1、-1第 一 章 概 况11141 采煤工作面位于矿井西北翼+1355m1365m 标高之间。该工作面平均走向长 99.8m，平均倾斜长度 412m，平均煤厚 0.7m，煤层倾角平均 5 o，煤层生产能力 0.98T/m2。工作面生产期间，预计主要影响因素有：1、瓦斯：瓦斯含量低，如果通风不畅,会造成采面上隅角瓦斯积聚,因此在回采期间需切实加强通风管理。2、水患：该面主要受煤层露头采空区积水影响，在掘进采面运输巷、采面回风巷和掘进采面开切眼期间，加强探放水工作，按设计留足安全煤柱，回采期间注意观察顶板裂隙涌水变化情况和工作面煤壁是否存在涌水征兆，情况危急时立即报告调度室，并迅速撤出受水威胁区域人
2、员到安全地点避险，采取排水措施加强防治水工作。该工作面采用高档普采工艺、倾向长壁采煤方法。预计2012 年 月份投产， 2012 年 月份回采结束。第 二 章 地 质 说 明 书1、 工 作 面 位 置 与 邻 近 工 作 面 关 系 ：见 11141 采 面 位 置 图2、工作面与地表关系：该面与对应的地表高程最高点 1485m，最低点 1420m。与地表高差;回风巷 60122m、运输巷 65125m，地表为山坡林地,无湖泊水体,无民宅建筑。3、工作面特征及储量：(见表)-2工 作 面 要 素 最 大 最 小 平 均 开 采 平 面 积 (m2) 41117.6走 向 长 度 (m) 10
3、2 97.6 99.8 地 质 储 量 (吨 ) 40295.25倾 斜 长 度 (m) 415 409 412 可 采 储 量 (吨 ) 39086.39倾 角 ( o ) 6 4 5 容 重 (t/m3) 1.4煤 层 厚 度 (m) 0.8 0.6 0.7 回 采 率 (%) 974、煤层结构：该面煤层结构简单，较稳定，硬度系数f1.4，其生产能力为 0.98T/m2。5、顶底板岩性及其稳定性：工作面直接顶为浅灰色泥质粉砂岩，含大量植物碎片，老顶为灰岩，底板为粘土质粉砂岩(厚 0.10.3m) ，遇水易膨胀。6、地质构造：无断层和大的褶皱影响。7、水文地质：受露头小窑采空区积水影响，在回
4、采期间，应加强探放水和防治水工作。8、瓦斯地质：2008 年、2009 年及 2010 年瓦斯等级鉴定批复，金昌煤矿为低瓦斯矿井。据备案批复资料，M14 煤层在开采 1336m 标高以上煤层时，按突出矿井中非突出区域进行设计和管理。9、其他开采技术条件煤层自燃倾向性根据矿井煤层鉴定资料，矿井按类不易自燃煤层进行管理和设计。煤尘爆炸性根据矿井煤层鉴定资料，矿井按煤尘无爆炸性进行设计和管理。煤与瓦斯突出-3开采 M14 煤层 1336m 标高以上煤层时，按突出矿井中非突出区域进行设计和管理。地温区内未发现地温异常区，地温正常。矿井按地温正常矿井进行设计和管理。5）水文地质条件本区水文地质类型属裂隙
5、充水矿床,水文地质条件中等9、煤质情况：(见下表)煤 层编 号灰 份(%)硫 份(%)水 份(%)发 热 量(大 卡 /kg)煤 层稳 定 性煤 质牌 号变 化情 况 备 注M14 17 86 1 46 2 09 6000 以 上 稳 定 无 烟 煤 简 单煤 岩类 型黑色，块状、碎块状，条带状至线理状结构，半亮型、半暗半亮型，亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。玻璃、似金属光泽，参差状断口、阶梯状断口，裂隙较发育，质较坚硬。回 采 时加 强 煤质 管 理第 三 章 采 煤1、采煤方法及采煤工艺流程：根据煤层赋存条件和采区设计方案及我矿开采经验，采用倾向长壁后退式采煤方法，用 MG100/111
6、TPD 型交流电牵引采煤机割煤，单体外注式液压支柱支护。工作面端头 67m 长割煤缺口用 MZ1.2 型煤电钻打眼，装入煤矿许用乳化炸药，以 15 段毫秒延期雷管引爆，MFB200 型发爆器起爆。2、落煤方式：-4爆破落煤（作割煤缺口）a、打眼方法：炮眼采用单眼布置，打眼前先敲帮问顶，支护齐全，消除一切危险因素。 用 MSZ-1.2 型电煤钻和煤电钻杆打眼，禁止套用老眼或残眼。在完好支架及临时支护保护下操作，与回柱平行作业间距不小于 10m。 打眼时，禁止开采煤机和运输机，人员不准站在运输机内。打完眼后，电煤钻、水管要拉到上下平巷支架完好处盘好，并将电煤钻停电。打眼执行煤矿工人技术操作规程采煤
7、专业采煤打眼工部分的有关规定。b、爆破方法：用乳化炸药和 1-5 段毫秒延期雷管定炮爆破，串联连线，正向爆破，定炮使用水炮泥和炮泥，每次定炮不准超过 20 炮，一次装药，一次起爆，放炮母线长度大于 100m,拉躲炮半径大于100m，躲炮时间大于 30 分钟，放炮母线必须使用专用小电缆。放炮执行“一炮三检”、 “三人连锁”及“放炮警戒” 制度，放炮前后，对放炮地点前后 30m 范围洒水灭尘。放炮打歪的支柱及时处理。放炮使用专用放炮器，禁止放明炮、糊炮、明火放炮及短母线放炮。定放炮及火药管理执行煤矿安全规程 315-342 条、煤矿工人技术操作规程采煤专业采煤放炮员部分的有关规定。机采落煤根据我矿
8、开采的 M14 煤层的厚度，选用 MG100/111TPD型单滚筒采煤机落煤，采煤机滚筒直径 500600mm、截深0.8m。煤机每割一刀煤后，推溜 0.8m，支柱前移 0.8m。-5(1)、工作面采高：当煤厚稳定在 0.70m 时，工作面沿底板回采；当煤厚低于 0.60m 时，沿顶破底板回采。工作面最低采高为 0.60m。(2)、采煤机的进刀方式：机头正切式方法进刀。滚筒截深0.8m。(3)、采煤工艺流程：割煤移溜支柱回柱。3、装煤及运煤方法：工作面选用 SGB620/40T 型可弯曲刮板运输机运煤，煤机割煤后，煤由采煤机自行装入刮板运输机外运。运输机采用单体移置，推溜滞后煤机大于 15m。
9、采面运输巷安装 SZB730/40 转载机和 SSD800/240 可伸缩带式输送机。其运煤流程为：工作面采面运输巷皮带巷井底装载点主斜井地面。第 四 章 顶 板 管 理第 一 节 顶 板 管 理 方 法工作面采用全部垮落法管理顶板。第 二 节 工 作 面 基 本 支 护支柱和支护形式的选择(1)、根据矿井目前采区巷道揭露和以往资料显示，工作面直接顶为 类坚硬顶板，直接顶的强度指数为 41.06kg/cm2，底板为类松软底板。(2)、回采工作面支柱的选择工作面采用 DZ0630/100 （支撑高度 0.4850.630m ）和-6DZ0830/100 （支撑高度 0.5780.80m）型单体液
10、压支柱，点柱支护，支柱排距 0.8m、柱距 0.8m， “ 三、四”排控顶，最大控顶距 3.9m，最小控顶距 3.1m，放顶步距 0.8m，全部跨落法管理顶板。A、支柱的型号选择计算第一步确定顶板下沉量：SL=ML=0.0250.73.90.068m=68mm式中：下沉系数 由于无邻近工作面借鉴，取 0.025。 第二步确定规格：采用 DZ 型单体液压支柱：Hmax=Mmax+b =800800mmHmin=MminS Lb a600683529mm式中：S L 为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmin 为工作面最小采高；M max 为工作面最大采高；b 为顶梁厚度 0mm（该工作面顶板
11、完好选用点柱支护） ；a 为支柱的卸载高度，取 3mm。由于煤层厚度变化较大，设计选择 DZ0630/100（支撑高度 0.4850.630m ）和 DZ0830/100（支撑高度0.5780.80m）型单体液压支柱配合使用，当煤厚为 0.65 m以下时用 DZ0630/100 型单体液压支柱，当煤厚为 0.65 m 以上时用 DZ0830/100 型单体液压支柱。B、支护密度验算支护的强度:P= （48）M t/m 2 -7P=60.82.5=12.00t/m2式中：M 为最大采高， 0.80m； 为顶板容重，取2.5t/m3。按 6 倍取值。首采工作面长 99.8m，因此采场最大面积S=9
12、9.83.9=389.22m2。所设支柱数 n=(99.8/0.8)+14=503根，则支护密度为 503/389.22=1.292 根/m2，单体液压支柱每柱的平均承载能力为 121.292=9.29t/根。DZ0630/100 单体液压支柱每柱的额定承载能力为 30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑 0.9 的系数，则每根支柱的承载能力为 300.9=27t/根。支柱实际需要提供的支护强度为9.29t /根，而支柱的支护强度为 27t/根，因此，工作面的支护密度足够满足支护采场顶板的要求。根据工作面采高及现有技术装备，决定采用 DZ06，08-30/100 单体液压支柱点
13、柱支护，初撑力 90KN，使用大流量三用阀,软底时支柱采取穿鞋支护。工作面基本支护规格表第 三 节 机 (炮 )道 支 护一、机道宽度、贴帮柱、临时柱。机(炮)道（含刮板运输机）宽 1.5 m，在刮板运输机与煤壁间沿刮板运输机打临时柱。贴帮柱、临时柱连续支设时，支柱(m) 控顶距(m) 支护参数 顶板管理方式名称 支护形式 排距 柱距 最大 最小 密度 强度 支回 切顶放顶步距规格 点柱 0.8 0.8 3.9 3.11.292 根/m238.76t/m2见 4回 1密集支柱 0.8m-8柱距 1.6m。二、机(炮) 道支回贴帮柱、临时柱的要求：贴帮临时柱沿刮板机跟机支设, 支设贴帮临时柱前必
14、须先敲帮问顶, 摘除悬矸活石。回贴帮临时柱，及时敲帮问顶，在专人监护下进行。回临时柱移溜后及时打上基本柱。第 三 节 两 巷 超 前 支 护一、采面运、回两巷超前支护距离，超前支护基本形式，排距，柱距超前支护自切顶排向外不小于 30m。采用 DZ30-30/100 型单体支柱,HDJA-800 型顶梁。超前支护基本形式为：双排柱梁，两巷排距均为 0.8m，柱距不大于 1.0m。在切顶排以里支设两棵关门柱，关门柱升紧打牢。二、支护要求双排超前支柱支在锚带或棚头下,局部超高处采用顶梁之上穿木梁的方式支护顶板。初撑力不小于 50KN。三、采面运、回两巷高度要求采面运、回两巷出口自煤壁向前 20m 范
15、围内,高度不小于1.6m,20m 以外不小于 1.8m,设专人清理维护，及时维修更换断梁折柱，锚带维护段有漏顶危险时及时架棚维护。第 五 节 切 顶 线 支 护 及 工 作 面 加 强 支 护 稳 定 性 措 施一、切顶线特殊支护材料、规格、要求：工作面采用密集支柱切顶，初放及正常推进过程中，悬顶大于 25时，按间距 8m 加丛柱， 正常情况下只保留采面运、回两巷各一组丛柱，每组丛柱由 4 棵单体配 2 根钢梁(1m)，随-9工作面切顶排回收向前移动，移动步距 0.8m。二、加强支护稳定性的措施(a)支柱要拉线支设，保持 1-3迎山角，不得支在浮煤(矸)上，软底处支柱全部穿鞋。(b) 支柱进采
16、面前要经过试压合格，严禁使用损坏失效的柱梁，采面上无空载柱。(c) 及时更换适宜高度的支柱，不准超高采煤和支柱无缩量使用。(d) 人行道两侧支柱、机头机尾压点柱、超前支柱必须拴防倒绳。(e) 泵站压力要达到 18Mpa。随支柱随进行二次注液，支柱初撑力达到 90KN 以上。 三、回柱方法与措施(a)人工分段回柱，分段距离不小于 15m，接茬选在顶板完整、采空区无悬顶处，断层、顶板破碎带要分在同一组回收。(b)每组由 2-3 人组成，一人回柱、一人拉柱，拉柱所使用钩子长度不小于 1.5m,顶板破碎处必须由 3 人组成，一人专职观察顶板。(c)回柱前首先检查所属范围内的安全状况，包括支架是否完好齐
17、全、退路是否畅通、有无悬矸活石、悬顶情况如何，发现问题及时处理，并在分段点支设二棵隔离点柱，否则不得回柱。隔离支柱与切顶排和新切顶排斜上方支柱成一条直线(d)回收时人员站在所回点柱的安全出口处，在身边完好支架-10的保护下，严格按由里向外的顺序,人员站在所回支柱斜对面末前排第二个点柱空档内回支柱的“三角回柱法”步骤回柱。回到隔离点柱附近时，必须细心问顶，清理好退路，支好护身柱，并对隔离点柱进行检查；回收最后几棵支柱时，必须有专人负责照明监护。(e) 回柱要用长把工具（ 1.5m） ，卸荷手把应拴有长不小于1.5m 的绳子。(f) 埋压的支柱要在临时支护的保护下，挑顶或卧底，排矸后用手拉葫芦远距离(不小于 1.5m)回出，断层、顶板破碎、压力集中处，回柱时应视顶板情况支设带砍口的木信号柱(0.16m)。(g) 空区的物料用钩勾出，严禁人员进入空区。回出的支柱必须全部载荷升起在新切顶排以里，距切顶排 0.3m 处做临时密集，初撑力50KN。(h) 回柱点周围 5m 禁止其他工作。(i) 回柱过程中，发现煤壁片帮、掉矸、支柱钻底、歪斜等来压现象时，人员必须立即撤至安全地点，待压力稳定，经班组长、安监员检查无误后，方可进行回柱。(j) 工作面达到最大控顶距，必须及时回柱放顶，禁止超宽采煤。(k) 回柱严格执行煤矿工人技术操作规程回柱工部分内容的有关规定。
