在河南能源集团“用心做事、追求卓越”企业核心理念引领下，新疆公司众维煤业在不断开拓、创新、奋发、超越——
12031综采工作面放顶煤
开采设计
二〇一四年七月
新疆能化众维煤业有限公司众维煤矿
目录
前言 (1)
第一章工作面基本情况 (4)
第一节工作面位置及井上下关系 (4)
第二节地质特征 (4)
第二章矿井生产现状 (8)
第三章放顶煤采煤方法的论证 (9)
第四章采煤工艺与采区巷道布置 (11)
第一节采区概况 (11)
第二节设备选型与采煤工艺 (13)
第三节劳动组织 (23)
第四节主要技术经济指标 (24)
第五章放顶（煤）工艺 (25)
第一节顶煤冒放性 (25)
第二节放顶（煤）工艺 (28)
第三节矿压观测 (29)
第六章通风与监测监控 (32)
第一节通风 (32)
第二节安全监控 (33)
（二）采空区瓦斯抽采 (40)
第七章供电与通讯、照明 (43)
第一节供电 (43)
第二节通讯与照明 (47)
第八章安全技术措施 (49)
第一节一般措施 (49)
第二节初采初放专项措施 (49)
第三节工作面收尾专项措施 (51)
第四节顶板管理 (53)
第五节采空区悬顶预裂爆破专项措施 (62)
第六节一通三防管理 (65)
第七节防治水措施 (77)
第八节机电运输事故预防措施 (78)
第九节避灾路线 (80)
前言
一、概况
众维煤矿位于拜城县西北，距县城直距约40km，东距库车县城145km。西距阿克苏215km，交通较为方便。矿区东西长3.7km，南北宽3.6km，面积13.4793km2（交通位置图见图1）。
图1-1 交通位置图
2010年1月众维煤矿委托河南省煤炭地质勘察研究院对+2193m以下资源进行勘探，河南地矿局于2011年4月提交《新疆库拜煤田拜城县众维煤矿延深勘探报告》，该报告于2011年12月20日在自治区国土资源厅备案，根据勘探报告及评审意见书内容，全矿查明资源储量为6720万吨。
众维煤业自2008年3月份由永煤集团正式整合接管， 2009年3月通过9万吨/年建设工程和安全设施条件双验收，2010年1月取得《安全生产许可证》和《煤炭生产许可证》。2011年1月份通过自治区一级质量标准化矿井达标验收。2013年12月30日通过矿井90万吨/年产能核定验收工作。
矿井采用平硐开拓，目前生产水平为+2193m～+2185m，主要开采Ⅳ13煤层，采用综采放顶煤采煤方法，工作面采用支撑掩护式综采液压支架支护顶板。
为了加强放顶煤工作面安全生产管理，减少重大事故发生，根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）精神，我矿根据实际情况对Ⅳ13号煤层放顶煤工作面进行专项设计。
二、设计依据
1、《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）。
2、《煤矿安全规程》。
3、《采矿工程设计手册》。
4、《新疆库拜煤田拜城县众维煤矿延深勘探报告》及评审意见书。
5、中华人民共和国建设部颁发的《煤炭工业矿井设计规范》
三、指导思想及原则
依据《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》和国家关于放顶煤开采安全管理的要求，对在放顶煤开采的生产过程中，结合其开采工艺的特殊性，重点解决工作面通风和防瓦斯、防火、防煤尘、防水、顶板管理等方面存在的漏洞，配备必要的安全防护设施，制定与之相应的安全技术措施，安全管理措施到位。设计方案要充分体现出安全技术措施针对性强，安全可靠，简单实用，有效的防止事故发生，加大生产安全力度。
四、工作面设计特点
1、采煤方法：走向长壁放顶煤。
2、回采工艺：综采。
3、顶板管理：全部垮落法。
4、运输方式：刮板输送机和胶带输送机接力运输。
5、通风方式：“U”型通风。
6、供电方式：低压供电，1140/660V。
7、瓦斯排放：风排和抽放。
五、应注意的问题
1、井田内采空区范围内积水性需要进一步加强勘查，在生产中应做好掘
进超前探放水工作，以防突水事故的发生。
2、工作面瓦斯涌出量大，因此在回采过程中要加强瓦斯管理。尤其要做
好初采期间的瓦斯管理和工作面上隅角的瓦斯管理。
第一章工作面基本情况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1
表1 工作面位置及井上下关系表
第二节地质特征
一、地质构造
1、断层情况及其对回采的影响
12031工作面在掘进期间未揭露断层，另外，生产科下达的《12031工作面回采地质说明书》显示，整个工作面无断层，回采过程中无特殊构造影响。
2、褶曲情况及其对回采的影响
工作面无明显褶曲，对回采工作基本无影响。
3、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
该工作面圈定范围内，没有陷落柱、火成岩等，对回采工作无影响。
二、水文地质
1、水文地质特征
井田西至音西铁热克厄肯沟，南至上侏罗统地层经剥蚀形成的沟谷，北至上三叠统软弱地层形成的低洼沟谷，四周被环切为中山地形，海拔+2200～+3100m，高差200～800m，属中深切割。地貌类型为侵蚀—构造型。地下水的排泄条件良好，井田南部和北部地层厚度大，泥质成分高，阻断了北部中、高山区基岩裂隙水和南部低山丘陵地下水与井田地下水的联系，又因井田北部的地表径流均汇入音西铁热克厄肯沟，与井田没有沟通。因此，井田是孤立的水文地质体。
在井田音西铁热克河厄肯沟及小冲沟中均有分布，音西铁热克厄肯沟位于井田西端，规模较小，沟谷狭窄，自然坡度大，未见阶地出露，该层呈南北向条带状分布。出露宽度30～150m，厚3～20m，成份更符合洪积特征，由粗砂、砾石及漂石组成，分选性及磨圆度均差，孔隙发育。该层在其他大些的沟谷中也有零星分布，但出露范围及厚度均小，无储水空间。
2、大气降水
根据气象资料及众维煤矿《生产地质报告》显示，矿区年降水量约为150～350mm，无常年积雪，12051工作面对应地表由于基岩裸露、植被稀少，地形坡度大及构造裂隙不发育，降雨补给微弱，但融雪水尚有较好的补给作用，大气降水随着地表径流和地下径流，成为矿床的充水来源。
3、地下水
（1）地下水的赋存
地下水的赋存分为含水岩组和隔水岩组。
矿区内发育的含水岩组共有5段，现分别介绍如下:
①第四系松散层（第Ⅰ含水层），该层发育在地表，为全新统冲—洪积物（Q4pal）透水不含水层，但出露范围及厚度均小，无储水空间，所以不会充入矿区。②基岩裂隙含水岩组，发育在矿区内共有4段，分别是中侏罗统克孜勒努尔组（J2k2、J2k1、）含水层（第Ⅱ含水层）、下侏罗统阳霞组（J1y1、J2y2）含水层（第Ⅲ含水层）、
下侏罗统阿合组（J1a）含水层（第Ⅳ含水层）、上三叠统塔里奇克组二段、一段（T3t2、T3t1）含水层（第Ⅴ含水层）。
根据众维煤矿《生产地质报告》显示:第Ⅱ含水层分布于矿区南部，赋水性不一，为弱—极弱含水岩层；第Ⅲ含水层分布于矿区中—南部，赋水性也不均匀，且含水层中各段岩层之间的水力联系微弱，为弱含水层，，对回采工作无影响；第Ⅳ含水层分布于矿区中—北部，含水层中各段岩层裂隙发育极不均匀，又由于地形关系，植被相对稀少，不利于大气降水的补给，出露有3个泉点，出水点与12031工作面对照的井上位置距离较远，但标高在工作面最高标高以上，可能对工作面的回采稍有影响；第Ⅴ含水层分布于矿区北部，裂隙发育较差，富水性弱，为弱—中含水层，出露有1个泉点，标高+2555m，泉流量极小，对本工作面回采基本无影响。
矿区内发育的隔水岩组共有2段，现分别介绍如下：（1）上三叠统塔里奇克组（T3t3）中上部隔水层，该层位于矿区北部，地表风化剧烈，且构造裂隙不发育，是一隔水性能较好的层位；（2）上三叠统黄山街组（T3h）隔水层，该层位于矿区北缘，主要作用是阻断了北部高山地下水与矿区地下水的水力联系。
（2）地下水的补给
通过对地下水赋存情况的查证，含水岩组的整体富水性及补给来源差，而隔水岩组阻断了北部中、高山区地下水与矿山地下水的水力联系，地表径流的水全部汇入了矿区西部的音西铁热克厄肯沟流出，整个矿区成为了孤立的水文地质体。所以12031工作面地下水主要由大气降水补给，受此影响，矿区井下水量自4-5月融雪季节逐渐增大，到6～7月份达到最大，然后逐步减小，12月至翌年3月水量最小，其动态随季节而变化。
综上所述，12031工作面水文地质条件比较简单。在回采巷道的掘进过程中，个别地点有沿裂隙或孔隙滴水的现象，但水量极小，对回采基本无影响，本工作面距离地表约为347m-440m，据此在高山冰雪融化和雨季来临之际，应加强对本工作面的涌水量观测。
4、涌水量
工作面正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量0.5m3/h。
三、矿井开采技术条件
（一）瓦斯
根据新疆煤炭工业管理局（新煤行管发［2014］73号）批准的2013年度矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量为8.99m3/min，相对瓦斯涌出量为3.18m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量为3.14m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.11m3/t，采煤工作面最大瓦斯绝对涌出量为6.64m3/min，矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。
（二）煤尘
根据生产地质报告提供资料，Ⅳ13煤层均具有爆炸性。
（三）煤层自燃
根据生产地质报告提供资料，Ⅳ13煤层为（Ⅱ级）易自燃煤层。
（四）地温
根据生产地质报告提供资料，井田内的生产井井温为9—10℃，无地温异常区。
第二章矿井生产现状
矿井采用平硐开拓方式，采用综合机械化放顶煤采煤方法回采Ⅳ13煤层，井田内共布置4个井筒，分别为主平硐、副平硐、二采区回风平硐和北风井。主平硐内布置带式输送机，担负矿井原煤运输任务；副平硐主要担负矿井的设备、材料、矸石、人员运输；二采区回风平硐与北风井主要担负全矿井回风任务。在二采区中部布置三条上山，担负二采区生产时运输、提升、提人、回风等任务。
1、提升系统
二采区轨道上山平均倾角为28°，铺设有22kg/m轨道，安装JKB-2.5×2P型矿用防爆提升机一台及RJY55-30/1400（B）型架空乘人装置，担负设备、材料、矸石及人员提升。
2、运输系统
井下主要运输大巷原煤采用五部胶带输送机接力运输，型号为DSJ80/40型带宽800mm，输送能力400t/h，二采区输送机上山倾角28°，装备DTL100/2*200下运强力皮带一部，担负二采区原煤运输任务。材料运输采用SQ-80型无极绳绞车运输，矿车采用1t标准矿车。
3、供电系统
拜城众维煤业有限公司煤矿一回路电源引自35kV铁力克变电所，装有一台容量为1×4MVA，35/10.5kV变压器。另一回引自音西35kV变电所，距离0.8km，满足众维煤矿双电源供电要求。
4、通风系统
根据煤层开采技术条件、煤层赋存条件及矿井开拓布置，矿井通风系统为分区式通风，通风方式为机械抽出式，即主、副平硐进风，北风井与二采区回风平硐回风。
主要通风机选用FBCDZ№19型两台对旋轴流式通风机作为主扇，主扇风量：39～90m3/s，最佳工况Q=26.3～79.3m3/s，风压：1028～3440Pa，电机型号：YBF2-315L1-6，电机功率：2×132kw。
第三章放顶煤采煤方法的论证
一、放顶煤开采必须符合的规定：
根据安监总煤行[2008]130号文《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理体制工作的通知》，放顶煤开采必须符合以下规定：
（一）煤层平均厚度不小于4米。
（二）采放比不大于1：3。
（三）采区和回采工作面回采率必须达到矿井设计规范规定。
（四）煤层无煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）突出危险。
（五）坚硬顶板、坚硬顶煤易冒落，且采取措施后冒放性较好，顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度的
（六）矿井水文地质类型不能为复杂类型，应保证采放后不与地下水、老窑积水和强含水层导通。
二、结合本矿实际情况进行分析：
（一）矿井煤层及地质条件：
该矿井可采煤层为Ⅳ1和Ⅳ13煤层，Ⅳ1煤层平均厚度1.02m，Ⅳ13煤层平均厚度4.92m。Ⅳ13煤层呈细条带状、线理状结构，部分为粒状结构、层状构造，内生裂隙较发育、性脆，煤层无煤与瓦斯突出危险，属高瓦斯矿井，煤层具有自燃发火危险，煤尘具有爆炸性。
（二）按规定的强制性条款进行分析论证。
1、井田内开采煤层厚度大于4m，符合；
2、本矿开采煤层为Ⅳ13煤层，平均厚度为4.92m，工作面设计采高为2.4m，放煤高度为2.52m，满足采放比不大于1：3的要求；
3、采区或工作面回采率必须达到规范的要求一条，设计按放顶煤工作面回采率75%计算，工作面因煤层可放性好，冒落性优，结合二采区已回采工作面可知，实际放出顶煤回采率为80%，开帮煤回采率为95%，超过了设计规定；
4、矿井为高瓦斯矿井，无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出情况，本矿井以往生产过程中从未发现该现象，调查临近矿井也无突出情况，故该条款
符合规定；
5、该矿顶板软弱、顶煤松软，可放性及冒落性均优，且该矿顶板为直接覆盖的类型，老顶抗压强度差，可随采随冒，完全可以充填采空区，在遇个别地段老顶无法自行垮落时也可采取超前预爆破等手段进行强制放顶，人为控制顶板的垮冒是可以实现的，因此该条符合规定；
6、该矿水文地质简单，无地下水及强含水层，在二采区开采范围内无老空，因此该条符合规定。
（三）分析结论
该矿地质及水文地质条件简单，煤层顶底板岩性较差，有利于放顶煤开采，矿井无突出，矿井通风系统及监控系统完善，煤层厚度平均在5m左右，煤层采煤方法统一，有利于工作面设备选择与更换，矿井开拓系统简单，有利于矿井的安全管理，综上所述，该矿放顶煤开采有着很大的优越性。
第四章采煤工艺与采区巷道布置
第一节采区概况
矿井目前正在回采二采区，二采区为双翼采区，走向长度约为900m，在二采区中部布置有三条上山，分别为二采区输送机上山、二采区轨道上山和二采区回风上山，并在+2556m水平布置二采区回风平硐，采煤方法为走向长壁综采放顶煤采煤法。
目前，正在二采区准备回采12031综采工作面。12031工作面上、下顺槽沿煤层走向布置并通过上、下顺槽甩车场与二采区轨道上山联系。两顺槽采用平行布置方式，在12051工作面停采线外布置回风斜巷与二采区回风平硐联系，上顺槽内铺设单轨，轨型22kg/m，作为材料、设备等运输通道，并担负工作面回风；在下顺槽内安装胶带输送机，担负工作面进风和运煤等。（巷道布置图见图4-1）
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图4-1 巷道布置图
第二节 设备选型与采煤工艺
一、工作面采煤、装煤及设备选型
采煤：采煤机单向割煤，往返一次进一刀，即采煤机下行割煤，采用留三角煤端部斜切进刀方式，斜切进刀段长度25~30m ，进刀深度0.6m ，采煤机上行时清理浮煤。（进刀方式见图4-2）
装煤：采煤机螺旋滚筒配合刮板输送机装煤，人工清理上、下端头和架间的浮煤，刮板输送机配合转载机、胶带输送机运煤。
图
4-2 采煤机进刀方式示意图
二、工作面顶板管理方式，支架设备选型 工作面顶板管理方式为全部垮落式。
根据选择的采煤方法及矿井现有设备情况，工作面顶板支护选用ZF3600/17/32型综采液压支架。主要技术特征如下：
型式： 四柱支撑掩护式低位放顶煤 适应煤层倾角： ≤30° 支撑高度
展开高度/收缩高度： 3200/1700mm
支架宽度： 1600/1430mm
A：向下进刀割煤
B ：上行装煤推溜割机尾三角煤
前部输送机
1
割煤机运行方向
图例
额定工作阻力： 3600kN（P=35.4MPa）
初撑力： 3204kN（P=31.5MPa）
支架行程： 700 mm
支架中心距： 1500mm
泵站压力： 31.5MPa
平均支护强度： 0.55MPa
1、支架工作阻力验算
根据容重计算公式：P=(q+1)×9.8×γ×S×h
式中：P—工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；
q—动载系数1.5~2.0，根据12031工作面顶板情况取1.7；
γ—顶板岩石容重，取2.5×103kg/m3
S—支架支护面积，6.3㎡
h—采空区顶板垮落高度，h=[M-H(K1-1)]÷（K-1）+H=4.88m，其中M为采高，K为岩石碎胀系数，取2.0；K1为原煤碎胀系数，取1.2；H为放煤高度，取3.1m。
则P=2034kN
ZF3600/17/32型液压支架工作阻力为3600kN＞2034kN，因此ZF3600/17/32型液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。
2、支护强度验算：
根据8倍采高计算得：
P=8rhg
式中 P——支护强度；
g——重力加速度9.8N/kg；
r——顶板岩石容重取2.5t/m3；
h——煤层采高，取2.4m。
P=0.47MPa
即工作面合理支护强度为0.47MPa，ZF3600/17/32型支架平均支护强度为0.55MPa，满足要求。
三、端头及超前支护
工作面上、下顺槽至工作面20m 范围内采用DW28-250/100单体液压支柱配合2.4m 长π型梁加强支护，一梁三柱，双排支护。
工作面端头采用ZFG3800/18/32型过渡支架配合4.6m π型梁棚支护顶板。工作面支护平面图见图4-3、支护断面图见图4-4
图4-4 支护断面图
四、工作面生产能力
12031综采工作面平均厚度5.5m ，平均倾角30°，工作面长度为166m ，煤的容重1.35t/m 3 ，开帮高度为2.4m ，放顶煤高度为3.1m 。放顶煤步距1.2m ，每开两次帮放一次顶煤为一个循环，循环进尺1.2m 。循环产量为：
最大控顶距支护图
最小控顶距支护图
W帮=L×S×h×r×Z=166×1.2×2.4×1.35×0.95=613（t）
式中：W帮—帮煤循环产量，t
L—工作面长度
r—煤的容重，1.35t/m3
S—循环进尺，1.2m
h—采高，2.4m
Z—帮煤回采率，95%
W顶=L×S×h×r×Z=166×1.2×3.1×1.35×0.8=667（t）
式中：W顶—顶煤循环产量，t
L—工作面长度
r—煤的容重，1.35t/m3
S—循环进尺，1.2m
h—顶煤高度，3.1m
Z—顶煤回采率，80%
则工作面循坏产量为W=W帮+W顶=1280t
设计采用三班工作制两班生产，一班检修，每天6刀，推进度3.6m，则回采工作面日产量为：
Q日=3W=3×1280=3840t。
每月生产25天，则月产量：Q月=25Q日=96000t
五、回采工艺
割煤→伸出伸缩梁护顶、打开护帮板护帮→返回装煤→移架→推前部溜子→拉后部溜子→割三角煤→割煤→伸出伸缩梁护顶、打开护帮板护帮→返回装煤→移架→推前部溜子→放顶煤→拉后部溜子
分述如下：
1、割煤
采用双滚筒采煤机单向割煤（往返一次割一刀），在工作面上端头采用留三角煤斜切进刀，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深600mm，采高2.4m,最大割煤高度3.2m，最小割煤高度1.7m,利用滚筒螺旋叶
片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。
2、装煤：
利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。
3、移架：
工作面实行追机移架作业, 距采煤机滞后3-5架开始追机移架，采煤机下行割煤时，前滚筒割过2-3架时及时伸出支架伸缩梁护顶，移架方式为单架依次顺序移架移架步距0.6米，将支架移成一条直线。
4、推移前部刮板输送机：
推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3度，弯曲段长度不小于12米，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移，推前部刮板机时分三次推至煤壁，杜绝一次推到位，严禁把刮板机推成急弯。
5、放顶煤：
⑴、放煤步距1.2m；
⑵、放煤方式：
采用分段多轮循环放顶煤方法进行，每轮间隔等量放煤，使顶煤均匀下降，减少矸石混入量。放煤时，先放奇数架，每架放出1/3，然后放偶数架，如此反复，直到顶煤放净，见矸石为止。在尾巷到机尾过渡架之间的顶煤必须放净，以防尾巷堵塞造成上隅角瓦斯超限。工作面采放比为1：1.29。（放煤示意图见图4-5）
⑶、初次放顶煤：
开采初期，顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、垮落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面开采前必须采取深孔松动爆破措施。
6、拉后部刮板输送机：
拉后部刮板输送机时，连续渐进操作2-3个千斤顶，使后部溜槽弯曲长度不小于15m，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上，并保证拉移步