1煤柱放顶煤工作面开采设计说明书.docx

1、1煤柱放顶煤工作面开采设计说明书1煤柱放顶煤工作面开采设计说明书第一章工作面概况第一节、工作面位置、周边关系及开采情况D12021工作面系D12上山煤柱回收面，井下位于D12轨道(皮带)上山西翼，将D12皮带上山作为D12021下巷。回采时将过8条老巷。分别是D12063下巷、D12061下巷、D12062下巷、D12062上巷、D12061上巷、D12063上巷、D12042下巷和D12041下巷。北邻2-3煤露头线。第二节、地形地貌D12021工作面井上位于位于杨村矿东西风井的缓坡地带，地表为耕地，无居民区，没有需要保护的建筑物。工作面回采后会对地表造成一定影响，尤其是放顶煤回采工艺，一次

2、性采全高，会引起地表的塌陷。随着D12021工作面的回采，D12轨道上山将受到采动影响变形，D12皮带上山与轨道上山之间的煤柱将会被压酥，给煤层发火埋下隐患。第三节、工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征1、工作面参数工作面倾向长325m，走向长度130m，可采长度288m，工作面为矩形布置，切眼长度为130m。2、煤层顶底板情况(1)顶板：直接顶为4m的砂质泥岩;伪顶是一层厚约0.30.6m的碳质泥岩，工作面大部分顶板为采空区假顶。(2)底板：直接底板为黑色碳质泥岩或砂质泥岩,厚度0.43.5m,松软,遇水膨胀;老底为细中粒砂岩,致密坚硬。3、煤层赋存情况走向1540,倾向105130,倾角

3、912,工作面煤层为23煤,煤层呈单斜构造赋存,煤层厚度3.55.1m,平均厚度4.3m。第四节、储量情况本工作面预计工业储量26万吨,可采储量22万吨。附：工作面平面布置图及煤层柱状图第二章地质构造本工作面为回采煤柱工作面，煤层呈单倾斜构造，煤层厚度变化不大，北邻2-3煤露头线。第三章水文地质及水害评价本工作面水文地质条件较简单，煤层顶板为弱含水层，但靠近2-3煤露头线，受其影响，回采期间工作面部分地段会出现淋水，对回采造成一定影响，预计涌水量为5-8m3/h。第四章工作面巷道布置第一节顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据D12021工作面为D12上山煤柱回收面，上下巷布置过程中穿越多条老巷

4、。上巷布置在D12081上巷内，方位31830，与D12061下巷停采位置留设5米煤隔子，上巷施工约275米时将过D12041采空区(应注意探放水工作)。下巷为D12皮带上山，回采过程中需对D12皮带上山进行溜杆剁底。第二节巷道断面形状、几何参数及支护形式(1)、D12021上巷断面形状为梯形断面，采用锚网+工字钢支架支护，D12021上巷为梁长3.6m、腿长2.8m工字钢支架;上巷所用顶、帮锚杆均为=22mm、L=2.2m的等强锚杆，托盘规格为15015010(厚)mm，螺母为等强锚杆专用螺母，网为钢塑复合网，顶部辅加W型钢带，顶锚杆5根，间、排距均为0.7m，两帮锚杆各4根,间、排距均为0

5、.7m。(2)、D12021上巷顶、帮均采用钢塑复合网背设，网与网之间搭接不小于0.2m;巷道顶、帮工字钢棚上打拉杆紧固，巷道两帮拉杆打设在梁口下1.5m处;顶部拉杆在巷道中心线两侧一米处各打一个，拉杆打设呈一条直线，每架好一棚及时打设。(3)、所套工字钢棚每两棚间打撑木四根，上、下各两根，撑木规格：4040mm的方木，上撑木撑在梁口处;下撑木紧贴底板撑在棚腿上，并打紧打牢排成一条直线。第五章采煤方法及工作面装备一、回采工序：本工作面沿走向布置，采用倾向长壁后退式采煤法回采，回采工艺采用综合机械化放顶煤工艺。选用全部垮落法管理顶板。回采工艺过程：割煤移架返空刀推前溜拉后溜割煤移架返空刀推前溜放

6、顶煤拉后溜。放煤方法：采用二刀一放，由下至上隔一架一放、顺序多轮的放煤工艺。1、割煤(1)、采煤机滚筒采用“前顶后底”式布置。(2)、MG200/490-W型采煤机工作方式：a、进刀方式：采用端部斜切进刀方式，即采煤机在上端头1520米处斜切进刀，留三角煤，下行重刀割煤，上行跑空刀装煤，到机尾割掉三角煤。附斜切进刀示意图。b、割煤方式：采用单向割煤方式，下行重刀割煤，上行跑空刀，机组往返一来回割一刀煤。2、移架a、采煤机割煤后，将前探梁、护帮板及时伸出，支护新暴露的顶板和煤壁;采煤机上行清煤时收回护帮板、前探梁，移架滞后采煤机后滚筒35m，由下向上依次顺序半卸载带压擦顶移架(视现场情况可分段移

7、架)，移架步距为0.6m，禁止将支架推移千斤顶0.7m行程一次拉完。b、移架做到快(移架速度快)、够(推移步距够)、正(操作正确无误)、匀(平衡操作)、平(推溜移架确保三直两平)、紧(及时支护，紧跟采煤机)、净(及时清除架前架内浮煤矸)。c、移架时一定要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的1/3，降架时后立柱下降量要比前柱稍多，使支架顶梁微仰，以免前架顶煤垮落。d、若顶板破碎，支架梁端漏顶，高度小于1.0m时，须及时用坑木、背板等绞顶处理，使支架能有效地支撑顶板，若高度在1.0m以上时，要在支架前梁上提前用圆木绞顶处理，然后方可移架。e、出现歪架、咬架时应及时调整，严禁强拉硬托。3、推溜推溜

8、遵循顺序推溜的原则，不得任意分段或由两端向中间挤移。当工作面运输机出现上蹿下滑时，可适当改变推移顺序，即从上端向下端推移或从下端向上端推移。输送机的推移是在采煤机过后，滞后机组1020米操作推溜千斤顶完成的。4、放顶煤采用由下向上顺序多轮放顶煤，见碴停止放煤的放煤方式。采取隔一架一放、多轮顺序式放煤方法。放煤工作在第二刀跑空刀时进行，安排两个专职放煤工，根据支架的编号顺序，由下向上分多个轮换放煤，一个放煤工放单数的架子，一个放煤工放双数的架子。放煤时，先打开放煤插板，开始放煤，待见矸石下落时，及时关闭放煤插板，严禁放碴。放煤时，煤量要适中，以防煤量过大压死后部溜子。放煤地点与采煤机后滚筒必须保

9、持至少10米的距离。一综采必须按作业规程要求分多个轮换放煤，提高资源回收率，保证煤碳资源回收率达到85%，不丢顶、底煤。机头、机尾排头过渡架均放煤。(包括下巷转载机机尾放煤)5、拉后溜拉后溜必须由下向上依次顺序进行，拉后溜前清净架间、架后大块煤，并严防夹破管路，拉移时，严禁相向操作或误操作，一次拉移长度不小于15m，确保拉移到位，拉移步距为0.6m，拉移后全长成一条直线。6、端头支架移设移设端头支架前打好超前支护抬棚，清净浮煤、杂物，保持转载机平直，推转载机时防止将机头推掉道。端头架分3次移到位，防止因伸完缸芯而损坏缸体等。移架时专人监护，严防夹破电缆、液压管路和冷却水管等;移架后及时升紧支架

10、，要求顶梁平行顶板。7、清煤移支架前，架内、架间电缆槽内的浮煤等杂物必须清理干净，严禁不清煤移架。清煤要明确划分区段，责任到人，跟班队长和验收员要经常检查验收。二、工作面支护及支架验算1、工作面支护：工作面共计安装88架,基本架79架ZTF5500/18/28型放顶煤支架;机头、机尾采用各3架ZTF5600/21/30H型过渡架支护。支护方式：采用及时支护，顶板全封闭支护方式。移架前，将架子的各个部位进行认真仔细的检查，观察周围顶板情况，确认无误后方可操作。操作时先打移架手把，然后缓慢降架，待架子前移，立即停止降架，降架高度不得超出侧护板高度，保证擦顶移架和全封闭管理顶板。(工作面支架最小控顶

11、距图)2、支架验算：a、顶板岩性分析由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及底板，正常放煤时，工作面煤层厚度最大达5.1米，平均4.3米，则松动椭球体高度H：H=2.22h平均高度2.224.3=9.5米，松动椭球体最大高度2.225.1=11.1米，均到达老顶。b、支架工作阻力校核工作面机采2.7米的煤换行厚，放5米的顶部煤厚后，形成高度为11.1米的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。支架顶梁承受工作空间控顶距面积以上高度为11.1米煤岩的重量，则每平方米控顶面积的平均载荷p为：p=(h-h1)T+(H-h)T2式中：h煤层的平均厚度，5米h1机采

12、煤层厚度，2.7米T煤层容重，1.40t/m3H松动椭球体高度，11.1米T2岩体容重Z=19.5KN/m3=1.99t/m3则正常情况下，每平方米载荷为：P=(5-2.7)1.4+(11.1-5)1.99=15.36t该支架支护面积6.63m2，则承受的压力为：6.6315.36=127t=998KN该面所用ZF5500/18/28型支撑掩护式放顶煤支架初撑力为3956KN，工作阻力5500KN，支架初撑力、工作阻力符合要求。c、底板比压：根据省煤研所组织对我矿相邻23煤层底板比压测定数据，结合我国缓倾斜煤层工作面底板分类成果表，我矿21煤层底板容许单向抗压强度Rc为6.83Mpa，23煤底

13、板比压为4.36Mpa，而该支架对底板的比压为1.5Mpa，故支架适合该工作面压力要求。附最大控顶距和最小控顶距图。3、端头支护方式及其验算:(1)、上端头下方采用四根4米长和四根3.6米长的花边工字钢抬棚交错迈步支护，一梁不少于三柱(柱为2.8米的液压单体柱)，4米长的梁和3.6米长的梁交错不少于0.6米。上端头上方采用打单体柱支护，必要时打两根单体柱加强支护。下端头采用7.9m长的自移梁装置支护;自移梁装置固定在转载机槽帮口，随转载机拉移而降柱迈进;拉过机头第一架支架不能与拉转载机同时进行。(见工作面端头支护示意图)。(2)、机尾、机头排头架与抬棚(自移梁棚)梁间距不少于0.1米，以防移架

14、擦住抬棚(自移梁棚)。若工作面支架上蹿位置超过上巷宽度1/3，而少于上巷宽度2/3时，机尾可只打两根4米长和两根3.6米长的花边工字钢抬棚交错支护，当超过上巷宽度2/3打木抬棚加固。(3)、上端头撺梁时，必须有至少四人密切配合作业，确认工作地点安全可靠后，再稍降单体柱，撺梁;撺梁后，要及时按要求打单体柱。撺抬棚梁要一根梁一根梁撺，严禁同时撺两梁。工作过程中，要有经验丰富的老工人专职看顶。严禁空顶从事上端头的工作。(4)、上、下端头顶随采随放，下端头自移梁随转载机移动。上端头放顶线与支架尾梁齐，下端头滞后转载机机尾一排为放顶线位置。切顶线柱子齐全有效、牢靠。(5)、如果机尾抬棚与第一架间距达到0

15、.5米时，要在支架与大棚之间加套对子棚，一梁三柱。如果超过0.5米时，仍按0.5米的棚距增加对子棚，顶要背严背实。(6)、上下端头及超前支护的柱子要打得整齐，打紧打牢，保证上下安全出口畅通，浮煤必须清净，其高度不得低于1.8米，宽度不得低于0.7米。(7)、遇到顶板破碎或压力较大时，要在上端头最里面的棚梁上加打单体柱，该棚梁上单体柱不少于四根，必要时加打戗柱。(8)、上下端头内不得堆放闲柱和失效柱，保证无空载柱。上巷的备用柱子要放在不影响行人及工作的地方，并一根根放整齐牢靠，以防倒柱伤人，备用柱要保证完好无损，不能用不合格柱。(9)、对端头内回出的工字钢、闲柱和失效柱，必须及时运走。(10)、

16、转载机、破碎机岗位应有专职司机操作。下拐头无论从事何种工作，转载机、破碎机必须设专人闭锁，必要时必须断电。工作结束后要传递信号，传清信号、听清信号方可开机。(11)、本工作面端头支护方式工字钢梁长4米，单体柱DZ一28型，有效支撑力为Pt=252KN，而端头压力为:P=41.5(2.516.7+2219.5)=2825KN故所需单体柱数：端头压力/支撑能力=2825/252=11.2根。根据计算：该面选用四根4米长和四根3.6米长的花边工字钢抬棚交错支护，一梁不少于三柱符合支护强度要求。单体柱有效支撑力为252KN，2-3煤层底板比压为6.83Mpa，据此验算单体柱是否穿鞋:S=252/683

17、0=0.037m2则：底座直径为R=20.0373.14=0.23m，即单体支柱需穿鞋直径不小于0.23m。故选用单体柱需穿鞋(D=300mm铸铁柱鞋)。4、工作面两巷超前支护上下顺槽至煤壁20米范围内支护应完好无缺，并进行超前支护。距煤壁10米范围内打双排柱，1020米范围内打单排柱，即上巷上帮(或下巷上帮)、上巷下帮(或下巷下帮)各打10米双排柱、10米单排柱，具体位置见超前支护示意图。若个别地段行人宽度不够时，要采取措施打抬棚，一梁三柱，梁长3.6米，保证有0.7米的行人宽度。工字钢过放顶线以后要组织回收。工作面上巷为锚网支护，在过放顶线后锚杆、钢带、托盘及螺母应及时回收。(由于上巷为锚

18、网+切圆拱支护，因此在打单体柱或抬棚时应加垫木垫板或大头楔与原棚梁楔紧楔实)a、超前支护的柱子必须统一编号管理，牌号清晰，不缺梁、少柱。遇到上、下巷超过支柱有效支撑高度的地方用木梁打抬棚或溜杆进行加强支护，柱子必须打紧打牢。b、超前支护的柱子必须打成一条直线，偏差不得超过100mm，柱距不超过100mm，排柱偏差不超过100mm。柱子分布均匀，所打柱子距原工字钢梁头不得超过0.2米，超前支护的巷道高度不得低于1.8米，且保持0.7米以上的行人通道。c、超前支护段内不准堆积杂物、配件。且浮煤必须清净并保持畅通。d、架设超前支护时要设专人看顶，禁止使用失效支柱、漏液柱，严格执行操作规程，各工作人员

19、要密切配合作业。e、无论是工作面何处使用单体柱都应打在实底上，底板松软时，支柱要穿柱鞋，钻底200mm。单体柱要保证完好无损，不漏液、不串液，无空载柱、卸载柱.每班交接班时都要对单体柱进行检查,发现柱子不合要求要及时更换处理,并及时对柱子进行补液。f、失效漏液柱要及时更换，并对柱子用专用连网绳与棚梁联锁，防止倒柱伤人，支柱迎山有力。第六章生产系统第一节运输系统及安全措施一、运输系统1、运煤系统：工作面机组割煤(支架插板所放顶煤)前(后)SGZ一764/500刮板输送机SZZ一800/200转载机下巷JPS一1200/1000胶带输送机皮带巷(一部、二部、三部)D11强力皮带主井煤仓地面。2、运

20、料系统：材料由地面副斜井井底车场420大巷D12车场D12轨道上山D12021上材料巷D12021上巷。(见运煤运料系统图)二、安全措施1、二综采必须有一名班长分管本单位的运输工作，并配备小绞车、钢丝绳、轨道、信号等安全设施，检查维修人员负责日常检查维修工作，小绞车司机必须持证上岗，信号工、挂钩工必须专人。2、上巷内的绞车必须符合煤矿安全规程规定和设计要求。巷道支护应达到合格品，不得有断棚，片帮，漏顶现象。3、绞车道流水不得冲刷道心，巷道内无矸石、浮煤、杂物，达到畅通整齐。4、绞车道必须安装地辊，地辊装设应平整，稳固。不得被煤矸埋没，保证运换行转灵活。地辊间距视现场情况结合标准化要求制定，严禁

21、钢丝绳磨轨枕。变坡地点处另加地辊，若巷道起伏，钢绳磨损顶棚时，视现场情况决定是否要安设托绳轮天轮，装设数量和位置以不磨绳为准。5、绞车道防跑车设施必须安全，灵活有效。6、绞车平台处必须装设可靠阻器，变坡点以下20m处必须装设保险挡，绞车道下车场，在起伏点以上20m左右设置保险挡，并处于常闭状态。7、凡使用超过三个月或顶板松软无条件打压，戗柱的小绞车应采用混泥土基础固定，凡使用期在三个月以内的临时绞车可采用四根压柱，两根戗柱按顶板法线以前30。，但不得妨碍司机视线和操作并打地锚，柱为木柱,直径不得小于18cm,严禁用腐朽的坑木,戗柱上方顶板要挖100-150mm深的柱窝压柱上方顶板应成麻面，不得

22、打在松软的顶板或棚子上。绞车安装时其滚筒中心应与斜巷中心线一致。安装平稳，牢固，方便操作，不爬绳，缠绳，整齐，严防上垛。8、钢丝绳的使用和检查必须按煤矿安全规程规定进行，若钢丝绳受到猛拉时如矿车掉道，突然停车等，应立即停车检查，发现钢丝绳异常应立即更换，同时钢丝绳有死弯、松股、挤伤、锈蚀、点蚀、有麻坑、形成沟纹等均不得使用。钢丝绳在小绞车滚筒上固定牢靠必须使用压绳板，绞车滚筒上至少留三圈绳作为摩擦圈，防止绳抽出，所有钢丝绳头必须使用挑型绳环，同型号绳卡数目不得小于3个，保险绳要用新绳，并不得锈蚀和断丝，否则不准使用。使用绳卡时，每个绳头上绳卡子不少于3个，并与绳经相一致，沿正、反方向查上紧上牢

23、将绳压扁1/3后为准。9、上巷内必须有专用的声光信号装置，并保证联络可靠。10、不得在能自动滑动的坡道上停放车辆。11、矿车和矿车，矿车与钢丝绳之间的连接装置必须采用和矿车、花车规定相应的经试验合格且不能自行脱落的连环和销子，不得使用钢丝绳等非专用的连接器代替。12、绞车司机要做到：七不开“即无证或操作不熟练不开;绞车固定不牢不开;钢丝绳有死弯、断丝、磨损超限不开;绞车不完好不开;安全设施不齐钢丝绳上垛不开;超挂车不开。13、用小绞车运输时，在绞车后5m和下坡变平处必须设专人把口，严格执行“行人不开车，开车不行人”制度。把口人员要站在安全地点。14、运输必须信号联系，信号必须齐全、清晰、灵活、

24、准确可靠，信号不明确不开车。15、要求轨道平直，道夹板，螺丝齐全紧固。16、设施装车必须中心装在花车或平板车中心不得超宽，装斜，平直稳固在车上，并用11.215.5mm钢丝绳要合格捆扎牢固可靠，绳卡子型号与钢丝绳配套，必须上紧上牢。各设备配件装车必须合格要求。17、用绞车并挂滑子拉设备配件时，滑子绑在棚梁或腿上，并设专人站在安全地点看滑子和设备配件。在看守工的指挥下,各作业人员密切配合,以防滑子或设备撞倒棚，所有人员都应站在安全地点,传清、听清信号后再开绞车。捆绑设备配件的专用链条或符合要求的钢丝绳，经特殊加工的开口环必须固定牢靠，并沿不同方向用绳卡子上紧上牢。18、使用倒链起吊设备配件时，倒

25、链应符合要求，人员应站在安全地点，使用销链人员应密切配合，倒链应固定在支护完好的棚梁上，固定倒链的装置必须安全可靠，并设专人看顶监护施工人员安全，发现异常情况，立即停止工作，待处理好后再工作。第二节通风系统及风量计算一、通风系统1、新鲜风：由D11进风巷D11强力皮带巷皮带巷(一部、二部、三部)D12021下巷工作面。2、乏风：工作面乏风D12021上巷D12材料巷D12轨道上山风井地面。3、反风系统：新鲜风：由D11进风巷D11强力皮带巷皮带巷(一部、二部、三部)下材料巷(下巷与上材料巷连接绕巷)D12021上巷工作面;乏风：由工作面D12021下巷皮带与轨道联络巷D12轨道上山风井地面。二

26、、风量计算由于我矿属于低沼气矿井。故可按煤矿总工程师工作指南低沼气矿井综采工作面的风量计算方法进行验算。1、按建立工作面适宜风速为基础的风量计算：Qci=60VS=600.93.75(2.7-0.3)=486m3/min式中Qci回采工作面所需风量，m3/minV工作面风速，m/s根据工作面温度19时选取V=0.9m/sS断面;S=3.75m，工作面采高2.7米，取(2.7-0.3)m。2、按井下工作面同时工作最多人数90人计算风量：Q=4N=490=360m3/min式中N工作面同时工作最多人数90人4综采工作面以人数为单位的供风标准，m3/min人3、按沼气、二氧化碳涌出量计算：Q=100

27、qk=1001.51.6=240m3/min式中q回采面沼气绝对涌出量k回采面通风系数，取1.6根据以上计算，取三者最大风量，该工作面需配风量为405m3/min4、按风速校验V=Q/S=405/60/6.9=0.98，则0.250.984，故风速符合换行安全规程要求。考虑防治煤层自然发火的需要，在工作面CH4浓度不超过0.8%，CO2浓度不超过1.5%，温度不超过25的情况下，风量配备尽可能降低。若煤层自然发火预兆严重，根据防火需要，需再减小风量时，由通风队制定专项措施。附：通风系统图第三节供水、排水系统一、供水系统：1、上巷：D12轨道上山D12021上材料巷上D12021巷及工作面各洒水

28、点、各用水点。下巷：D12轨道上山D12021下材料巷(下巷与上材料巷连接绕巷)下巷及工作面各洒水点、各用水点。(见供水系统图)二、排水系统：1、工作面最大涌水量工作面最大涌水量为15m3/h，正常涌水量为35m3/h。2、排水设备根据最大涌水量，采用4Kw潜污水泵与2寸橡胶软管进行排水。3、排水路线(见排水系统图)D12021上巷水顺两帮水槽流入停采线外22米处泵坑D12021上材料巷排水管D12轨道上山排水管。D12021下巷D12021下材料巷(下巷与上材料巷连接绕巷)D12021上材料巷排水管D12轨道上山排水管。第四节供电系统及设备管理措施一、供电线路上巷：D12下山变电所(660V

29、)D12轨道上山D12021上巷材料巷D12021上巷各设备用电点。下巷：1、D12下山变电所(6KV)D12021下材料巷移动变电站工作面各用电点。2、D12下山变电所(660V)工作面各用电点。二、供电方式、电压等级、电气设备及电力负荷序号设备名称设备型号电压等级/V功率/KW1采煤机MG200/490W11404902前、后部刮板输送机SGZ764/500114025003转载机SZZ800/20011402004破碎机PCM-16011401605乳化液泵BRW200/31.5114021256可伸缩胶带输送机DSJ1200/1000114031857功率合计26551、供电方式及电压

30、等级：从D12下山变电所接出6KV线路至工作面移动变电站，经移动变电站输出的1140V电压供工作面设备，另一路660V电源从D12下山变电所直接通往工作面(上、下巷)，负责工作面水泵、照明、信号、绞车等。2、电气设备及电力负荷表三、电气设备管理措施1、溜子移动应从一头向另一头移，严禁从两头向中间移，并坚持开机移溜，移溜过程中要防止出现急弯。2、工作面溜子与进风巷溜子搭接合理，底链不拉回头煤。溜子的机头、机尾都要有不少于二根的压杆。3、溜子移好后，达到稳、直、平、整、牢。坏溜子槽、坏链条要及时更换。4、电机、减速机严禁带病运转，保证设备完好。消灭电气失爆，有良好的接地保护和漏电保护系统。三大保护齐全、灵敏、可靠。5、机电设备要定期加油，清理煤尘，保持通风，散热良好。溜子及皮带司机，绞车司机持证上岗，按规程要求操作。皮带机头应有皮