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--1第一章概述第一节工作面位置及井上下关系和编号残采Ⅱ工作面位于一采区中部——原龙坪煤矿K3煤层采空范围内，该采面运输巷底板最低标高+1150.36m，回风巷底板最高标高+1167.53m。该工作面为对原采空区进行资源探查、回收，不在矿井技改设计序列，根据该工作面在残采面的开采水平及顺序排列，编号为Ⅱ，故称Ⅱ残采工作面。具体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水平名称一水平采区名称一采区（残采）地面标高+1275m～1288.7m井下标高+1150m～1168m地面的相对位置回采巷道及停采线均相对于地表山体回采对地面的影响回采巷道及停采线均在地表山体，工作面与地表最小厚度107m，预计工作面回采对地面无大的影响。采面与地表相对位置无任何建筑物、河流等。井下位置及相邻关系残采Ⅱ工作面位于1101工作面上下顺槽之间，东面是总回风巷，西部是1101工作面采空区。下部为原K3煤层采空区。走向长倾斜宽面积容重回采率生产原煤47m37m1739m21.4t/m395%4625t第二节煤层本工作面开采煤层为K3煤层，通过地质资料分析和残采Ⅱ工作面上巷、残--2采Ⅱ工作面下巷掘进情况证实，该工作面范围内K3煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.4～2.6m左右。具体情况见表2表2煤层情况表煤层厚度1.4m～2.6m煤层结构简单煤层倾角18°-20°开采煤层K3硬度系数Ⅲ-Ⅳ煤种无烟煤煤层情况描述该工作面K3煤层层位属二叠系上统龙潭级。据原龙坪煤矿巷道采掘揭露的煤层资料分析，该煤层赋存稳定，煤层厚度在1.4-3.0m左右，呈层状产出，一般无夹矸。煤层为黑色，柱状、粉状为主，呈金属光泽及玻璃光泽。附图1：K3煤层综合柱状图第三节煤层顶底板第四节表3煤层顶底板岩性及特征顶、底板名称岩石名称厚度（m）特征基本顶中粒砂岩4.2灰白色石英砂岩直接顶砂质泥岩和粉砂岩1.53-2.06砂质泥岩为灰色含小白云母片，粉砂岩为灰色含小白云母片伪顶炭质泥岩0.22灰黑色直接底炭质泥岩和五1煤0.14-0.2炭质泥岩为黑色，五1煤为黑色块状暗煤为主基本底细砂岩3.72灰白色第四节地质构造褶曲情况及对回采的影响根据现有巷道揭露资料分析，在推进过程中会出现小褶曲，对采面无大的--3影响。第五节水文地质根据资料查明及掘进揭露情况，此区水文地质简单，工作面无老空积水，在采面推进过程中不会出现淋水现象。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它因素表4影响回采的其它因素见表瓦斯属于低瓦斯工作面。CO2属于低CO2工作面，涌出量极小。煤尘爆炸指数通过2008年9月瓦斯鉴定提供的检验报告，具有中等强度爆炸性，煤尘爆炸指数为26.54%。煤的自然性煤的自燃等级为Ⅱ级，不易自燃，至今未发生煤层自然现象。地温危害无冲击地压危害无第七节储量及服务年限一、储量工业储量：4625吨。可采储量；本矿炮采工作面回采率95%，可采储量4625吨。二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推进长度÷月设计推进长度=47÷47m/月=1个月第二章采煤方法第一节巷道布置--4一、采煤工作面巷道布置工作面采用走向长壁布置，运输大巷、回风巷、布置在煤层中，上帮沿底，下帮挑顶，上、下顺槽都沿煤层底板掘进。1、运输大巷沿煤层走向布置在K3煤层中，巷道总长度为57m，巷道为梯形，上宽2m，下宽3.0m，中高1.8m，巷道净断面4.5m２。2、上顺槽布置在下运输顺槽以上的同一煤层中，距运输大巷37m，下运输顺槽与采区运输巷相接，完成工作面的运输。3、上顺槽与总回风巷相通，保证工作面有足够的风量带走回采时工作面涌出的瓦斯。附图2：残采Ⅱ工作面位置及巷道布置第二节采煤工艺一、工艺流程打眼→放炮→挂梁攉煤→运煤→移溜→纫柱→回柱放顶→维修二、采高和循环进度1、正常回采期间，采高随煤层厚度确定，平均1.2m，工作面走向长度57m（保留10护巷煤柱），倾斜长度37m。如遇局部煤层变薄可以破顶回采，保证采面高度1.6m，特殊情况制定补充措施。2、循环进度：1.0m。三、落煤1、工作面落煤、装煤及运煤方式：采用微差爆破落煤；采用人工装煤，辅以爆破自装，采用SGB-420/30刮板运输机运煤。2、爆破方法，炮眼布置方法：采面采用打通排眼，分组装药，但一组装药必须一次起爆；装药方式：正向装药；连线方式：串联。每组装药必须一次爆破并且长度不得超过10m。炮眼布置采用“双排三花眼”布置方式。见炮眼布置示意图。--5每个炮眼装药两卷，采用水炮泥和粘土炮泥封眼，炮泥总长度不低于500mm。具体见炮眼装药结构图。3、爆破说明书（参见下表）炮眼特征名称距离位置角度眼深（m）利用率%装药量kg距底（m）距顶（m）仰俯水平（°）顶眼1.60.2901.2950.40底眼0.80.4751.2950.40爆破经济分析表顺序项目单位说明1打眼工具型号MZ-12煤电钻工作面打眼台数台22炮眼特循环眼数个22平均深度m1.0药包雷管≥500水炮泥粘土炮泥雷管脚线--6征循环炮眼长度m123炸药炸药种类乳化炸药每孔装药量kg/孔0.4循环用量kg8.074雷管种类毫秒延期雷管循环用量个225封泥粘土炮泥m大于0.4水炮泥个1封泥长度m大于0.5四、装运煤工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出；机巷采用刮板输送机运煤，运输巷650mm皮带运输。五、工作面支护及采空区处理（一）工作面支护1、支护形式：工作面采用ＤＺ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用，支护方式为齐梁直线柱形式，支护形式为一梁三柱，柱子打在π型钢梁距梁头0.3米处，挂梁方式为分段自上而下，掏一棚架一棚，不准空顶作业。正常生产时采用三梁四柱管理。--7表7单体支柱和技术特征表2、支护质量（1）工作面支柱、梁要编号，编号要清晰。（2）支柱打成一直线，排距1000mm，柱距600mm，偏差均不超过±100mm；端面距不大于300mm。（3）支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角为5°，工作面支柱必须全承载。（4）支柱钻底时要穿靴，禁止穿双靴戴双帽，初撑力不得低于90kN，采面要坚持二次补液。（5）工作面顶梁挂设平直，梁头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行。六、采煤工作面正规循环生产能力W=L×S×h×r×c=(65×1.0×1.2×1.45×97%)t=105.9t式中W---工作面正规循环生产能力,t；型号项目DZ10-30100DZ12-30100DZ14-30100DZ16-30100DZ18-30100DZ20-30100最大高度（mm）100012001400160018002000最小高度（mm）685792900100511101215工作行程（mm）315408500595690785额定工作阻力（KN）300300300300300300初撑力（KN）909090909090缸直径（mm）100全行程降柱时间S101214161820升柱时间Ｓ10泵站压力Mpa≥18质量kg32.0736.3439.9141.545.249.2--8L---工作面平均长度，m；S---工作面循环进尺，m；h---工作面设计采高，m；r---煤的密度，t/m3;c---采出率，%；附图3工作面支架布置示意图第三节设备配置表8工作面机电设备配置表设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻KBZ-4/127V台2额定电压：127V额定功率：1.2千瓦工作面刮板运输机SGB－420/30部1额定电压：660V额定功率：30千瓦输送量：80T/时链速：0.88m/s机巷刮板运输机SGD－320/17部1额定电压：660V额定功率：30千瓦输送量：40T/时链速：0.59m/s乳化液泵站XR-WS640台2额定电压：660V额定流量：80/min功率：37千瓦一台备用第三章顶板管理第一节支护设计一、单体支柱支护强度验算--91、采用经验公式计算支护强度。Pt=9.81×h×r×k=(9.81×1.2×2.5×7)=206式中Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；h——采高，m；r——顶板岩石的密度，t/m3,一般取2.5；k——工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比，一般为4--82、参考60150工作面观测资料，选择本工作面矿压参数表9，最大平均支护强度190kN/m23、选择工作面支护强度。根据以上计算和观测数据，190223.2，因此工作面支护强度应大于206kN/m2。4、支柱实际支撑能力。Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R=(0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300)kN=253.9式中Rt——支柱实际支撑能力，kN；kg——工作系数；kz——增阻系数；kb——不均匀系数；kb——采高系数；ka——倾角系数R——支柱额定工作阻力，kN。5、工作面合理的支护密度。n=pt/Rt=206/253.9=0.81式中n---支柱的支护密度，根/m2。表9预计工作面矿压参数参考表--10序号项目单位同煤层实测本面预计或选取1顶底板条件直接顶厚度m3.53.5基本顶厚度m4.03.8直接底厚度m0.70.82直接顶初次跨落步距m5-105-103初次来压来压步距m68最大平均支护强度kN/m2190206最大平均顶底板移近量M100100来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m68最大平均支护强度kN/m2190206最大平均顶底板移近量M8080来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kN/m2120120最大平均顶底板移近量m60606直接顶悬顶情况m117直接顶类型类ⅢⅢ8基本顶级别级ⅢⅢ9巷道超前影响类型m20206、根据规定要求，工作面基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距：L柱=1.0÷（L排×n）=1.0÷0.99=1.01m式中L柱——工作面基本支架的柱距，m；L排——工作面基本支架的排距，m。取基本支架的柱距0.6m。7、合理控顶距的选择。根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三·四”排管理，见四回一。8、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高因素，本工作面选用ＤＺ--11型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用。二、乳化液泵站设计1、液压管路：泵站→回风巷超前棚→工作面→机巷超前棚2泵站及管理要求：（1）泵站设备的维修管理由采煤队维修工负责。（2）泵站司机上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度配比计且认真填写乳化液浓度检查记录。（3）泵站压力超过18MPa，乳化液浓度达到2%--3%，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。（4）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。（5）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵，乳化液漫油箱。（6）开泵时检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。（7）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。（8）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。（9）泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。（10）更换液压管或液压管密封时，应停泵或关闭断路阀。第二节工作面顶板管理一、控顶方法1、用全部跨落法管理顶板。2、控顶距及放顶步距:工作面正常地点最大控顶距4.2米，最小控顶距3.2米，机头机尾处最大控顶距5.2米，最小控顶距4.2米，具体规定正常地点见四回一，机头机尾地点见五回一，放顶步距离１米．二、回柱放顶方法1、回柱方式采用人工的方法进行回柱--122、回柱顺序清理柱脚→挂回柱器→卸载→拉柱→回收铰接顶梁3、操作方法（1）放顶工作人员进入工作地点后，首先要检查支架及顶板情况，发现支架严重变形或缺梁少柱等情况，应先维护整修支架，缺梁缺柱补齐，并进行二次注液后，再开始工作。（2)放顶前必须清理放顶排浮煤，并将放顶范围内的杂物清理干净，选择好退路，做好放顶准备工作。（3）正常放顶为两人一段，互相照顾配合工作，放顶顺序由下向上，由里往外，放顶要求安全迅速，回净塌实，分段放顶距离不小于15米，15米内严禁采放平行