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1第一章工作面概况第一节工作面位置及井上下关系见表1水平名称+155m水平采区名称14采区地面标高+336.5～+340.7工作面标高+44～+62m地面相对位置地面位于副井的西南部,为丘陵农田，无其它建筑设施。回采对地面设施的影响为走向回采，对地面建筑物无影响。井下位置及与四邻关系东为14092工作面采空区以及原本矿采空区，南为告成矿采空区，西为告成矿采空区，北部为14扩大区皮带下山。走向长度(m)387倾斜长度(m)70面积（m2）27090第二节煤层赋存特性一、煤层本工作面设计开采煤层为二1煤层，通过地质资料分析煤层赋存情况见表2煤层厚度（m）1.6-5.13.35煤层结构简单煤层倾角(°)0-158开采煤层二1煤种贫煤稳定程度稳定煤层情况描述该工作面开采煤层为二1煤层，黑色、粉未状、半亮壳型，原生构造受断层影响而遭破坏，层理不清、煤层厚度变化较大。煤层工业牌号为贫煤，属稳定煤层顶、底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征直接顶岩性断层泥1.65~7.955.5灰色灰绿色，成份混杂，受挤压较破碎，强度较低。直接底岩性粉砂岩9.74~11.310.2灰黑色，含大量白云母片，局部有少量方解石脉晶体，夹条带状泥岩。2老底L8灰岩2.2~2.82.5灰色，隐晶质结构，含蜓科化石，裂隙发育并充填方解石脉。瓦斯绝对涌出量1.83m3/min瓦斯相对涌出量4.39m3/t煤尘爆炸指数13.63%煤层自燃发火期Ⅲ类附图：14131工作面煤层综合柱状图。第三节地质构造根据14131工作面上付巷、下付巷及切巷掘进情况及二1煤层底板等高线形态分析，该工作面煤层底板呈一单斜构造，总体产状为270°∠8°；受滑动构造的影响，煤层顶板全为滑动构造直接压煤，较为破碎，要求回采过程中采取有效措施，防止冒顶事故发生。第四节水文地质（一）、影响该工作面回采的水文地质因素如下：1、底板水：经过告成矿2#底板疏水巷对L7~8灰岩含水层长期疏放，该区域底板水对正常回采不会造成影响；2、顶板水：根据本矿14092工作面回采及14131上下付巷掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为20m3/h。3、老空水：工作面上部为本矿14092采空区，南部、下部为告成矿采空区，在工作面上付巷、下付巷、切巷掘进过程中已进行了有效150型大钻探放，没有出现大量涌水现象，回采过程中可能会受到局部老空水影响。预计回采时正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为40m3/h。4、14131工作面内没有钻孔，不会受到钻孔水的影响。（二）、防治水措施：根据上述分析，特制定以下防治水措施：1、在14131下付巷临时水仓配备三台排水能力不小于40m3/h的污水泵，若有涌水时及时把涌水排出；2、加强水情观测，回采过程中若发现工作面顶板局部有出水征兆时立即停止作业及时向调度室（通知地测防治水人员）汇报，需要探放水时，探放水设计及安全技术措施则另行下发。3第五节影响回采的其他因素影响回采的其他地质情况见表3。表3影响回采的其他地质情况瓦斯绝对涌出量1.83m3/min相对涌出量4.39m3/t二氧化碳绝对涌出量1.10m3/min相对涌出量2.64m3/t煤尘二1煤层煤尘爆炸指数为13.63%，具有爆炸性，应加强防尘工作。煤的自燃属三类不易自燃煤层。地温正常地压正常普氏硬度（f）煤层夹矸直接顶直接底0.3-0.5无2-63-5第六节储量及服务年限（一）、储量1、工作面工业储量：走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=(387×70×3.35×1.35)t=122514.5t2、工作面可采储量：工业储量×采出率-损失量=122514.5t×95%-9497.3t=106891.5t本工作面采出率参考值为95%，可采储量为106891.5t。（二）、工作面可采期可采储量/设计月产量=106891.5t÷18044.7(t/月)=5.9月附：工作面井上下对照图工作面岩层综合柱状图工作面顺槽及切巷煤层预想剖面图煤层等厚线图底板等高线及储量计算图第二章采煤方法第一节工作面巷道布置一、采区巷道布置概况414扩大区布置有运输下山及轨道下山两条下山，运输下山作为采区进风、运煤。轨道下山作为采区运料、回风，均采用25U型钢支护，净断面7.0m2。二、工作面两巷布置在14扩大区运输下山南部布置14131工作面，14131工作面上、下付巷均沿老空边走向伪倾斜布置，上付巷方位角180°，切巷方位角270°，下付巷方位角180°。14131工作面上、下付巷采用25U型钢，净断面7.2m2，下付巷用于工作面回风、运煤。上付巷用于工作面进风、运料。附图：工作面巷道布置平面图第二节采煤方法及回采工艺一、工艺流程1、采煤方法本工作面采用走向长壁炮采放顶煤回采，全部垮落法管理顶板。2、工艺流程工艺：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。流程：打眼、放炮、护顶、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。（1）煤的破落采用爆破和手镐落煤。（2）煤的装载煤的装载有爆破装煤和人工装煤，主要是人工装煤。（3）移梁在工作面打眼时，摘主棚梁老塘柱并站于付梁中部，主梁变为两柱倒悬梁，付梁变为一梁三柱。放炮后前移主梁，降落主梁中排柱，然后将主梁煤墙柱下缩200mm，一人手扶此柱，作为支撑点前移主梁，主梁到位后及时升柱。煤攉完后，摘付梁老塘柱移至煤墙站于主梁下，主梁又复位到一梁三柱。摘付梁原煤墙侧柱靠于煤墙，然后将付梁中间柱下缩200mm，以此柱为支撑点前移付梁，付梁到位后及时升柱，付梁变为一梁二柱。如此交替迈步前移。(4)放顶煤工作面采通后,将舍帮闭好,并对支柱进行二次注液后,方可开口放顶煤。放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下的顺序进行,放煤步距1m。放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，规格为0.3×0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷开2～3个放煤口，具体开口数量根据回采时瓦斯涌出情况确定。放煤段间距15～20m，每轮放出煤量的1/3，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤、矸堵住放煤口不能正常放煤时，5可用钢钎、锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口进行放煤，严禁爆破放煤。煤炭放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支架迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。（5）清煤移溜采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.8～2.0m之间，然后用推溜器移溜。移溜前必须拉线，移溜时应从上而下或从下而上推，不得从两头向中间推，移溜时摘中排柱最多不得超过20m（40棚），移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。二、采空区处理本工作面采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，最大控距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1m。当工作面采通后，即可把付梁前移进行放顶，放顶时应由下向上逐棚进行。作业前应检查安全情况，发现问题及时处理，然后清理好退路，在保证安全的情况下进行放顶工作。作业时付梁要有中间柱，然后把舍帮柱回出，站在煤墙进行卸柱拔梁，最后将移好的梁进行支护，使其与开帮采煤时所架的主梁在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，防止矸石、顶煤流出。三、工作面正规循环生产能力工作面采高为1.6～5.1m，平均3.35m。循环进度为1.0m。W=L×S×h×γ×c=（70×1.0×3.35×1.35×0.95)t=300.7t式中：W——工作面正规循环生产能力；L——工作面平均长度，70m；S——工作面循环进尺，1.0m；h——工作面平均采高，3.35m；γ——煤的视密度，1.35t/m3；c——工作面回采率，95%。四、爆破设计炮眼布置参数：眼深1.2m，腰眼、底眼眼距均为1.2m，腰眼距顶板0.8m，底眼距底板0.3m，垂直眼距0.9m，底眼下扎角10～15°，炮眼与煤层的夹角为75～80°。1、装药量：腰眼装200g（一卷药），底眼400g（2卷药）。2、爆破器材：该工作面采用1.6kW的ZQS-50/1.6风煤钻配合1.2m的中孔麻花钻杆打眼，眼深1.0m，同排眼间距为1.2m，所用雷管为1-5段毫秒延期电雷管，颜色标记为红、黄、蓝、白、绿，不准跳段使用，最后一段延6期时间不超过130毫秒，选用三级煤矿许用炸药，用MFB-150型起爆器起爆。3、毫秒雷管秒量与段识别标志：（表4）段别12345秒量（ms）1425±12.550±12.575±12.5100±12.5脚线标志灰红灰黄灰兰灰白绿红4、联线方式：串联。5、起爆长度：根据工作面情况一般不超过5m。6、起爆顺序：腰眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。表514131工作面放炮装药量表炮眼名称眼深（m）眼底（m）长度（m）药量（Kg）眼数（个）总药量（Kg）上出口腰眼1.21.230.220.4底眼1.21.230.431.2下出口腰眼1.21.230.220.4底眼1.21.230.431.2开帮眼腰眼1.21.2440.2367.2底眼1.21.2440.43614.4循环药量24.8Kg/循环说明炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长按措施适当增减。局部煤质较硬时适当增加药量，顶板破碎及煤质松软时，要减少装药量，减少腰眼个数或不装腰眼。五、工作面设备性能介绍14131工作面切巷铺设一部40T型刮板输送机，运输巷铺设一部40T型刮板输送机和二部SPJ-650型胶带输送机。SGB420/40T型刮板输送机技术特征：运输能力：M=100t/h刮板链速：V=0.86m/s7刮板链质量：q0=16.95㎏/m电机功率：N=40kw圆环链破断力：﹥320000NSSJ-650型胶带输送机技术特征：运输生产率150t/h，带速1.2m/s，胶带宽度650mm，配DSB-30型防爆电机1台，功率30KW，电压660V附图：炮眼布置三视图第三节生产系统一、通风系统（一）风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q涌=Q沼×K/C=1.2×1.5/0.01=275(m3/min)式中：Q沼——绝对瓦斯涌出量，平均1.83m3/min；C——采煤工作面最高允许瓦斯浓度，取1%；K——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。2、按采面同时工作最多人数计算Q人=4NK=4×80=320(m3/min)式中：4—以人为单位的供风标准4m3/minN—工作面同时工作的最多人数，按80人计算。3、按最大炸药耗量计算Q药=25A=25×4(0.2+0.4)=60(m3/min)式中：A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg。综合以上三种计算结果，根据郑煤集团采煤工作面风量配备标准要求取450m3/min为该工作面的风量，然后进行风速验算。4、风速验算取上述计算结果的最大值，进行最低、最高允许风速验算。工作面的最小、最大风速必须满足：V最小≮0.25m/s,炮采V最大≯4m/s。即V=Q/S=450/60/4.8=1.56m/s0.25m/s1.56m/s4m/s经验算，Q=450m3/min符合《煤矿安全规程》要求，因此该工作面风量确定为450m3/min符合要求。8(二)通风路线新鲜风流：主井→进风行人巷→14采区运输下山→扩大区运输巷→14扩大区运输下山→联巷→14131下付巷→14131工作面。乏风流：14131工作面→14131上付巷→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→联巷→14采区轨道下山→回风斜巷→回风大巷→风井→地面。附图：14031工作面通风系统示意图二、供电、运输系统1、供电系统由主井变电所2#开关柜敷设2条660V供电线路，一条至14131上付巷二部650型皮带、一部40T溜子，切巷一部40T型溜子。工作面电气设备见表8表6工作面电气设备表电器设备名称型号规格台数用途低压隔爆真空开关QBZ-80660V1下付巷溜子低压隔爆真空开关QBZ-200D660V1下付巷皮带低压隔爆真空开关QBZ-200D660V1下付巷皮带低压隔爆真空开关QBZ-200D660V1下