二1－11030采煤工作面
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平禹四矿
二00六年七月十日
目录
第一章采煤工作面概况 ------------------------------------6 第一节工作面位置及井上下关系----------------------------6
第二节煤层—--------—-—-—-—------------------------7
第三节工作面地质条件-—-—-—------------------------8
第四节地质构造------—-—-—-—------------------------9
第五节水文地质------—-—-—-—-----------------------10
第二章采煤方法—--------—-—-—-—---------------------12 第一节采面巷道布置----—-—-—-—---------------------12
第二节采煤工艺--------—-—-—-—---------------------13 第三章顶板管理—————————————————————14 第一节支护设计————————————————————14
第二节顶板管理————————————————————17
第四章生产系统————-----------------———--------—21 第一节运输—————————————————————21
第二节通风系统————————————————————21
第三节安全监控系统—————————————————24
第四节综合防尘系统—————————————————25
第五节防灭火系统——————————————————26
第六节防治水及排水系统———————————————27
第七节供电--------------———------------—--—28
第八节液压系统和供水系统---———------------—--—28 第九节压风系统--------------———------------—--—28
第十节通讯系统--------------———------------—--—28
第十一节抽放系统--------------———------------—--—28 第五章劳动组织和主要技术经济指标—-----------------—— 29第一节劳动组织 --------------———------------— 29
第二节主要技术经济指标---------———------------——30
第六章煤质管理—-----------------———------------—— 31 第七章安全技术措施--------------------------------------32 第一节一般规定----------------------——-------------32 第二节爆破管理--------------------------------------32 第三节采煤工艺管理----------------------------------37 第四节采面注水---------------------------------------44 第五节机电、运输管理--------------------------------46
第六节其它安全技术措施------------------------------- 50 第八章避灾路线-----------------------------------—---- 55
第一章采煤工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层
第三节工作面地质条件
第四节地质构造
第五节水文地质
一、底板含水层
1、寒武系白云质灰岩含水层，上距二1煤层底板约76m，为二1煤层底板间接充水含水层，为富水性较弱的岩容——裂隙承压水。
2、太原群下段灰岩含水层，包括L6-L1灰岩，上距煤层底板约40m，是二1煤层底板间接充水、含水层，最大厚度58.75m，最小8.33m，多在11m左右，属富水性弱的岩溶——裂隙承压水。
3、太原群上段灰岩含水层，包括L11-7灰岩，其中L7和L9灰岩岩性比较稳定，L9灰上距煤层底板15m，为二1煤底板直接充水含水层。
二、顶板含水层
顶板砂岩含水层是由砂锅窑砂岩和距煤层顶板的直接充、含水层，厚度20.55-57.34m，岩性为细粒砂岩至含砾粗砂岩；其组合厚度较大，一般40m左右，裂隙发育不均匀，同时地下水的补给来源不足，故为弱含水的裂隙承压水；该层地下水直接汇入坑道，是决定矿井涌水量的主要因素。
三、F1断层的导水性和防水煤柱
该工作面上部为F1正断层，为勘探期间所揭露断层，该断层因为断距300～400米，延伸长度40千米以上，实际生产中揭露过该断层。在生产过程中不能麻痹大意，应采取相应的措施防范于未然，为此，该工作面上部边界留设防水煤柱50米。
四、工作面水的主要来源
依据投产以来实际水文地质分析，及对此邻近矿区梁北矿井实际揭露情况，底板含水层对采掘生产不会造成太大的影响，但顶板砂岩含水层对
采掘生产会造成相当大的不利因素。2002年9月，对西区12140采面、东区11090采面及东区11100切眼涌水取样并经郑州煤田地质勘院水文工程研究院化验，认定为顶板砂岩水。
因此，尤其在采煤工作面生产过程中，随着顶板的跨落，顶板砂锅窑砂岩涌水会对采面生产系统造成相当大的不利因素。
第二章采煤方法
第一节采面巷道布置
一、工作面运输巷及切眼
1、支护形式：运输巷、回风巷均为沿煤层顶板掘进，设计长度740m，采用梯形工字钢棚支护，棚距0.5m；
2、巷道断面：净口2.4m，净高2.2m，梁长2.6m，两帮腿长2.6m；两帮腿蹬劲0.25m/m。掘进断面为7.6m2，净断面积为6.5m2。
3、巷道用途：主要用于工作面的进、回风、运输、行人等，并且满足安全生产的需要。
二、采面巷道布置平面图(见附图)
第二节采煤工艺
一、采煤工艺流程
打眼→装药→爆破→挂梁（临时支护）→攉煤→移溜→补正规柱→回柱→放顶
二、落煤工艺
1、落煤
爆破落煤，煤电钻打眼，安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药爆破，毫秒电雷管引爆。打眼时，原则上参照爆破作业图表进行操作，但必须视具体情况适当选择爆破参数。
采面在推进过程中，采煤高度2.2米，炮眼布置采用三花眼形式排列，即顶眼间距2.0米，底眼间距1.0米，顶眼距顶0.8米，距底眼1.0米，底眼距底0.4米（见爆破作业图表）。如遇煤体干燥或煤墙片邦严重，煤
层厚度变薄时，可依据实际情况，适当减少炮眼数目或不打眼。
装药时，必须先将炮眼内的煤粉掏挖干净，采取正向装药，正向爆破，炮眼装药数量详见爆破作业图表。装药时，先用炮棍将药卷轻轻推进炮眼，使其紧密相连，然后依次采用水炮泥、粘土炮泥封孔。粘土炮泥封孔长度不准小于炮眼深度的二分之一，炮眼深度少于0.6米时，不准装药放炮。装药后，将雷管脚线扭结成短路，塞在炮眼口处。
放炮联线方式采用串联连线，放炮时采用拉炮器拉炮，放炮母线采用小电缆，放炮后，放炮母线应及时回收，防止损坏。
2、装煤
采取人工装煤，并辅以爆破自装。
3、运煤
机械运煤，采面及机巷铺设溜子、皮带。
二、工作面支护及采空区处理
（一）、采面支护
1、支护形式：采用DZ-25型外注式单体液压支柱配3.0米∏型钢梁支护；两梁五柱对棚支护。柱距0.6米，排距1.2米，柱子必须升紧升牢，支柱支设应垂直于顶底板，迎山有劲，迎山角3～5度，工作面支柱必须全承载。
2、支护质量
（1）、工作面必须做到“三直”：即煤壁、支柱、溜子各成一条直线。“两平”：煤墙采平、溜子移平，“两净”：浮煤清净、支架回净；“三畅通”：工作面行人巷畅通；上、下安全出口畅通。
（2）、工作面支柱都必须升紧升牢，迎山有劲，其初撑力不准少于90KN（11.46Mpa），支架必须架正摆牢，严禁架斜。
（3）、采面∏型钢梁上下端头成一条直线，顶梁垂直煤壁架设，两梁头高低一致，严禁出现“高射炮”现象。
（4）、溜子的铺设符合“平、直、稳、正、牢”的要求。
（5）、上下安全出口及风机巷高度在回采过程中必须保证不得低于1.8米，且巷内严禁堆放杂物，保证通风、行人的要求。
（6）、随着采面的推进，风机巷支架必须及时回撤，上风巷支架与放顶线回齐，机巷支架落后放顶线不得超过1.0米。
（7）、机巷平溜子必须及时掐接，保证机巷支架能够及时回撤。
（8）、支柱钻底量大于100mm时要穿柱靴，初撑力达到90KN,不足的要进行二次补柱液。
（9）、临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱，基本支柱未架设好不准回撤临时支柱。
（10）、支柱打设成一直线，排距1200mm，柱距600mm，偏差均不超过±100mm；支柱必须采用防倒装置进行连锁，防止柱倒伤人；端面距不大于300mm；新裸露的顶板要及时支护。
（11）、工作面棚棚采用川杆、荆笆严密闭帮背顶，川杆间距不大于200mm。
（12）、采煤工作面严禁使用折损的金属顶梁和失效的单体液压支柱。
（13）、在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱。
（二）、采空区处理
工作面采空区采用全部垮落法处理，局部悬顶≥(2×5）m2，必须采取特殊措施或强制放顶。
三、工作面正规循环生产能力
W＝L·S·h·r·c＝160×1.2×2.2×1.41×0.95＝566（t）式中 W——正规循环生产能力，t；
L——工作面长度，m；
S——正规循环推进长度，m；
h——采高，m；
r——煤的视密度，t∕m3；
c——工作面采出率，%；
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、采面支护设计
1、支柱高度的确定
计算支柱最大、最小高度
Lmax=Mmax-b
Lmin=Mmin-S-b-a
式中Lmax、Lmin—支柱的最大、最小高度mm
Mmax—工作面最大采高mm
Mmin—工作面最小采高mm
b—顶梁厚度100mm
S—顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量mm
a—回柱时必要的卸载高度，一般为30～50mm
第一步：确定顶板下沉量，由于无邻近工作面顶板下沉量数据借鉴，故采用估算法
S=∩MR
式中：∩为0.04～0.05，取0.04；M为采高2.2m；R为3.2m，
S=0.05×2.2×3.2=0.352m
第二步：确定支柱规格
Lmax=Mmax-b=2500-100=2400mm
Lmin=Mmin-S-b-a=2000-352-100-50=1498mm
第三步：查表，选用DZ-25型外注式单体液压支柱，其最大高度为2500mm，最小高度为1700mm，工作行程为800mm，工作阻力为250KN，初撑力为118KN，额定工作压力31.8 Mpa，底座面积109cm2,顶梁使用п型钢梁。
2、顶板压力估算
（1）4倍采高顶板岩性分析
据工作经验知，工作面支柱单位面积所受到的矿压是顶板岩层单位面积4～8倍采高岩体重量，根据采面综合柱状图知：顶板泥岩2.0m，容重18KN/m3，砂岩厚10m，容重26KN/m3，加权平均采顶板岩体容重为：R=（2×18﹢10×26）∕（2﹢10）=24.67KN/m3
（2）、顶板压力估算
P=4MR=4×2.2×24.67=217KN/m2
式中：P—工作面内每平方米的顶板载荷
M—煤层采高 2.2米
R—顶板岩石平均容重 KN/m3
Q=PS=217×0.00785=1.7KN
式中： Q—单体柱所承载顶板载荷
S—支柱的底面积109cm2；柱筒直径为100mm
3、支护密度设计
支护密度的确定就是确定支柱的排距和柱距，排距定为1200mm，由此按下列步骤确定柱距：
L柱=P0/（K×L排×P）
式中：P0—表示支柱平均工作阻力为14t
即为 137.2KN
K—表示修正系数炮采取1.2
L柱=137.2/（1.2×1.2×217）
=0.439m
根据地质资料，本采面下段顶板有较厚的泥岩，顶板破碎易冒落，很难维护，因此，需要加大支护密度，缩小柱距，根据以往经验可取0.6m，
上下偏差0.1m，故柱距（中—中）0.5±0.1m，排距1.2±0.1m，支柱迎山角3～5度。托伪顶开采时必须使用荆芭、川杆严密闭帮背顶，顶梁垂直煤壁，由于煤层底板较软，应穿柱靴，规格为200mm×200mm。
（2）、确定支护密度
h=1/（L排×L柱）
=1.7棵/m2
式中：h—支护密度棵/m2
根据以上计算，工作面支护采用单体柱配∏型钢梁两梁五柱对棚支护，齐梁直线式布置。
二、泵站管理及要求
1、泵站压力不小于18Mpa,乳化液配比浓度达2%～3%，有配比和检测手段；且泵站周围不得有积水、杂物。
2、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须佩戴乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
3、液压管路无“跑、冒、滴、漏”现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
4、泵站压力有检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台备用，若有损坏及时修复。
第二节工作面顶板管理
一、顶板管理及控顶距
⑴、采煤方法：沿顶走向长壁后退全部跨落法，炮采。
⑵、支护形式：单体液压支柱配∏型钢梁，两梁五柱对棚支护。
⑶、控顶距
正常采煤时，最大控顶距为4.2米，最小控顶距3.0米，放顶步距
1.2米。
初采初放时，最大控顶距为5.2米，最小控顶距4.2米，放顶步距
1.2米。
二、顶板状况及对生产的影响
采面顶板局部较破碎，易出现采空区大面积冒落，初次来压时间长，周期来压不稳定，对生产将产生较大的影响。
三、两巷顶板管理
工作面两巷压力较大，均为工字钢支护。风、机巷在工字钢支护的前提下，架设走向托棚加强动压区超前支护，长度距煤壁线50米，超前50米打双排，其中走向托棚支护形式为单体柱配∏型钢梁。风、机巷高度不低于1.8米。
四、特殊地点顶板管理
在工作面上下安全出口处，沿机巷上帮，风巷下帮各打一对长 4.0米的∏型钢梁棚架，一梁四柱单体柱支护，该对抬棚托住机巷支架上帮梁头及风巷支架下帮梁头，两根长梁随工作面的推进而交替迈步前移，步距1.2米，该对长梁分别距工作面上头及下头第一架棚间距不超过0.5米，此外，采面在推进过程中，必须经常及时地对上下安全出口进行维护，及时清理浮煤及杂物，保证上下安全出口净高在1.8米以上。
工作面上下安全出口及机头必须采用4对8架∏型钢梁（4米长梁）支护，并按正常采高做出，超前工作面1.2米，一梁四柱，柱距0.6米，支护方式仍为交替迈步棚。
五、顶板管理技术措施
1、采面采用单体液压支柱和∏型梁支护，齐梁直线柱布置。
2、采面执行全载荷支护。所有闲置支柱全部打在采面最后一排(或煤墙侧)。
3、顶板破碎(或煤顶)、局部掉顶及局部压力大及煤墙片帮严重地段，应提前蹿梁或打设倾向抬棚，用木料、荆芭、小棍、川杆等材料刹实蒙严，并在煤墙打贴帮柱。
4、放炮落煤时，应依据拉小炮、拉震动炮的原则进行。放炮后及时认梁，梁端接顶，打上临时柱。
5、支柱初撑力不小于90KN，迎山有力，不准连续出现3根以上柱子迎山角或退山角过大。
6、采面初次放顶时，必须架设木垛、托棚等特殊支架。木垛间距(中一中)10m，顶板破碎或压力大时，可适当缩小木垛的间距，特殊支架在未经允许情况下不得私自拆除。
7、采面技术员负责观测顶板的动态压力状况，并及时返馈到队值班人员，队值班人员应当天处理，并签字后送回到生产科。
8、加强对机头、机尾处的顶板管理、安全管理，保证达到足够的支护强度。
9、采面还要经常备用不少于采面支柱10%的备用支柱、梁100根，不少于采面推进一行所需的荆芭1000片、川杆500根、坑木30根、串楔200根，在上风巷材料库内码放整齐且有标志牌，并不得影响行人及通风。
10、采面在初次放顶期间，执行专项的初采初放安全技术措施。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
工作面用40T刮板运输机运输，运输巷经40T刮板运输机转载至胶带
输送机运煤。运输巷输送机与I采区皮带上山通过带式输送机直接搭接，
通过I采区皮带直接将煤运输到I采区煤仓。
二、运煤路线
11030采煤工作面→11030机巷→Ⅰ采区运输上山→Ⅰ采区煤仓→－270东大巷→主井煤仓→地面
三、运料、行人路线
副井→零大巷→－20石门→暗斜→－270东大巷→东大巷联络巷上
山→Ⅰ采区运输上山→11030风巷→11030采煤工作面
第二节通风系统
一、风量计算依据
（一）风量计算:
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q采×K通=100×2×1.8=360（m3/min）
式中：Q采：采煤工作面所需风量，m3／min
q采：采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3／min
K通：采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，通常炮采1.4～
2.0，取1.8
（2）按二氧化碳涌出量计算