搜索
1第一章工作面概况井下位置：11采区下部工作面位于11采区东翼下部，其东邻11011回风巷，北邻-50东大巷与-50皮带巷，西部为未采动区，南为11采区中部工作面未采动区。对应地表为农田，无村庄及其他重要建筑物。工作面参数:本工作面回采范围走向长度73m，切巷长62.5m（平均），采用走向长壁炮采放顶煤一次采全高采煤法；地面标高+220～+221m，工作面标高+8.2～-3.2m，可采面积4400㎡，煤层厚度2～6m，平均煤层厚度3.8m，煤层平均倾角13°，工作面煤层赋存稳定；工业储量24578t,可采储量22120t。第二章工作面地质概况一、构造及顶底板情况煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶顶板徐庄滑动构造带12.55岩石由细砂屑组成，大小0.07-0.3mm，棱角状、次棱角状，成份已岩屑为主，岩屑：次圆状，成份、英安岩、花岗岩、砂岩、泥质岩、少量石英、斜长石，其余为粉砂屑，填隙物难辨。直接顶板泥岩43具绿斑，裂隙发育，呈破裂状直接底砂质泥岩10.5深灰色，局部含大量植物化石及白云母片，具水平层理老底L9灰岩3.1深灰色，局部含燧石结核，裂隙发育，裂隙面具黄铁矿薄膜及方解石细脉，产蜓类化石地质构造情况本工作面位于11采区下部,地质构造简单,煤层产状：倾向15°～25°，倾角5°～22°,平均倾角13°，根据巷道掘进情况看，煤层底板有起伏变化,在上付巷揭露有小断层，F11011小断层造成煤层断开巷道全岩段约6m，对回采有一定影响。具体见11采区下部工作面岩性柱状图T-2-1-12二、水文地质情况水文地质情况及防治水措施一、水文地质情况及防治水1、该工作面直接顶为厚层泥岩具有良好的隔水性能，在东段施工疏水钻孔（12个），钻孔未出水，说明含水性弱；老底为L9灰岩因此回采时顶底板不会发生突水，下部L9灰岩已做底板抽放巷，未发生突水，因此顶底板水不会发生突水。2、在该工作面内有平地4号瓦斯抽放钻孔，现正在封孔注浆。对钻孔抽水3天，未能抽干，水位反而由+96.5m升至+101.2m说明该钻孔联通了其他砂岩含水层，要对平地4号瓦斯抽放孔进行探放，验证封孔质量，确保回采安全。3、在切巷以东6—10m原回风巷从去年发生溃水后，已成为顶板水通道。在回采后顶板垮落产生导水裂隙带会影响到流水通道，造成工作面顶板出水。4，采取措施（1）对平地4#孔进行注浆封闭砂岩含水层，防止顶板水溃入工作面。（2）加强对顶板水特别是在回采初期顶板垮落后的观察，发现淋水增大等情况及时报告调度室。（3）及时疏通流水槽淤煤，保证水正常排出。二、影响回采的其他地质情况最大涌水量：20m3/h；正常涌水量：10m3/h；瓦斯：瓦斯含量8-9m3/t时，回采前需进行测试；煤尘：无爆炸危险；煤的自燃：无自燃倾向性；地温：正常；地压：正常。3三、煤层及瓦斯情况本工作面设计开采煤层为二1煤层，区内原始煤层赋存基本稳定，煤层厚度2～6m，煤层平均厚度约3.8m，煤层在走向上主要表现为东部薄西部厚，煤层平均倾角13°；绝对瓦斯涌出量为1.9—3.5m3/min，相对瓦斯涌出量为2.5—4.8m3/t。四、储量估算储量估算倾斜长（m）走向长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（吨）回采率（％）可采储量（吨）62.57346833.81.47245789022120五、其它1、工作面煤层较厚，煤层顶板较破碎，回采时应加强顶、帮管理，防止冒顶和片帮事故发生。2、遇底板不平须打碴处理时要采取相应管理措施。3、回采时要放净顶煤，以提高资源的回收率。4、在回采时要加强瓦斯治理和通风管理工作，防止瓦斯事故发生。5、要求回采过程中要加强地质及水文地质观测，若发现异常情况时，及时汇报.六、11采区下部工作面地质剖面图11采区下部工作面地质剖面图见T-2-1-2456第三章采煤方法本工作面采用走向长壁炮采放顶煤一次采全高采煤法进行回采，全部垮落法管理顶板。第一节工作面巷道布置巷道布置详见11采区下部工作面巷道布置图T-3-1-1第二节采煤工艺设计一、工艺流程（一）工作面浅孔抽放工艺流程1、抽放工艺过程:打抽放孔—封孔—连管—抽放—拆收管路2、钻孔施工：采用ZQS-65/2.5手持式风动钻机配合Φ89mm钻头和Φ69mm麻花钻杆进行施工。3、封孔：该预抽钻孔采用快速封孔器（FKT74/0.5）进行封孔。4、连管：在切巷铺设Φ100mm的胶质埋线软管，软管之间采用快速接头连接，节头焊接带阀门的支管，用于连接抽放钻孔。5、抽放：将Φ100mm胶质埋线软管连接到回风巷带阀门的抽放系统内进行抽放。6、拆收管路：经效果检验允许回采时,将影响作业的主管路靠煤墙保护好，吊挂在煤墙侧，拆下的支管及浅孔抽放管分别放在运输巷、回风巷超前支护以外,贴紧巷道一帮并码放整齐。（二）、回采工艺流程回采工艺流程：注水→打眼装药→爆破落煤→移主梁(护顶)→装运煤→移副梁(放顶)→放顶煤→移溜。1、注水7⑴、利用工作面动压管路注水，封孔器与其快速接头连接。(2)、上付巷、下付巷超前工作面10m进行深孔注水，注水孔布置为单排孔，孔间距4m，距底1.5m，孔深15～20m。(3)、工作面注水孔为三花眼、眼深不小于6m、眼间距4m，上排眼距顶板0.3m，倾角随煤层厚度倾角而变化，保证梁头以上2m煤体充分湿润，下排眼距底板1m。(4)、打眼时要注意钻孔成型，保证封孔器能正好插入为准。(5)、截止阀、压力表、封孔器及液压管路要连接合理，使用得当，要求注水压力控制在2～4MPa以内，封孔器要全部插入钻孔内，最外端距孔口不小于300mm，以免损坏封孔器。(6)、人员不得站在正对注水眼位置，以免封孔器伤人。2、打眼(1)、打眼用手持式风钻，打眼钻头直径为42mm，打眼时要把稳风钻，防止钻杆摆动使钻孔扩大而无法封孔。(2)、打眼工必须按照操作规程执行，要扎紧袖口、领口、衣角，严禁戴手套。(3)、打钻前应检查该地点顶帮是否完好，打眼时要用力扶住风钻手柄，使钻头平稳钻进煤体。并注意钻杆的进度，每钻进一段距离要来回抽动几次钻杆，排出煤粉，减少阻力，防止卡住钻杆。3、爆破落煤(1)、炮眼布置：采用“三花眼”布置炮眼，顶眼间距1.2m，距顶板1m，眼深1.1m；底眼间距1.2m(煤质松软处只打底眼，煤活处不放炮手镐扒煤)，距底0.2m，眼深1.2m。具体布置见附图T-3-2-1。(2)、装药量：顶眼装药量不大于2卷(400g)，底眼装药量不大于3卷(600g)（煤活煤软处装药量由班组长，安检员，放炮员根据情况适当调整）。(3)、使用爆破器材及机械设备：工作面使用MQS-50/1.8型风钻打眼，用8网络测试数字式FD-200起爆器，选用安全等级为三级的煤矿许用乳化炸药，1～5段毫秒延期电雷管。装药顺序：顶眼1-4段，底眼1＇-5＇段。放炮前必须进行电爆网络电阻测试，并在“一炮三检”本上做好记录。(4)、毫秒雷管毫秒量与段别标志。段别12345秒量ms13255075100脚线灰红灰黄灰蓝灰白绿红(5)、炮眼封填：封填炮眼必须用水炮泥，以外的部分用粘土、炮泥封满填实，严禁用煤粉和杂物充填炮眼，要求封泥长度不低于0.5m。(6)、联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自西向东底、顶眼依次起爆。(7)、起爆长度：工作面采用分次打眼，分次装药，分组顺次起爆，一次起爆长度由瓦检工、跟班队长、班组长、放炮员根据瓦斯涌出情况、顶板安全情况、刮板运输机运输能力共同确定，初期由少到多，逐步实验，一次起爆长度不超过5m、10m、15m。(8)、采用正向爆破。正向装药示意图123451、雷管脚线2、炮泥3、雷管4、药卷5、聚能穴4、移主梁（护顶）9开帮移主梁，护顶。放炮前先将主梁老塘侧支柱回出，站在副梁中部，并对支柱进行二次注液，然后方可放炮，放过炮后，及时刷帮攉煤，并将对子棚中主梁向前移1m，保证棚距0.6m，排距为1m，偏差不超过±100mm，梁头距帮不超过200mm，要求及时用荆芭（每棚2块，）、椽子（每棚不少于6根，椽子直径不得小于30mm）护顶，刷帮长度达到3棚后，要及时回老塘侧支柱站在煤墙，不准将作业段煤壁一次刷通，要求移5根副梁时必须站煤墙柱不少于2根，而后方可继续拔梁并及时站柱。5、装运煤爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。煤的运输：工作面使用SGB-620/40T型刮板运输机，运输巷采用1部SGB-620/80T型刮板运输机，煤经11采区下部工作面运输联巷到11031运料巷再到11运输上山、上仓皮带、主井6、移副梁作业前首先检查安全情况，保证退路畅通。当主梁全部拔完以后将错后的副梁（主副梁间隙不得超过50mm）前移进行放顶，使其与主梁形成对子棚支护，移副梁时应当由东向西逐棚进行。如果煤壁松软、片帮、压力大地段，要刷好一棚站一棚，及时用荆笆、椽子闭帮。边回柱边移π型钢梁，并用荆芭（每棚2块）、椽子（每棚3根）挡好老塘门。具体见附图T-3-2-27、放顶煤⑴、工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤的方法。工作面由下向上每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4……，即单双号间隔放煤，先在1、3、5等口放煤，再在2、4、6等口放煤（放煤口间距3～5m，同时开启放煤口在不同的作业段，放煤口个数控制在1～2个），每个口不能一次把煤放完，为了控制顶板使其均匀下沉，每次只准放出顶煤的1/3～2/3（约3分钟），如有大块煤或矸石卡住放煤口，可用钢钎、大锤将其打碎，打不碎时可废弃该口，在附10近另开放煤口。放顶时间视顶煤厚度确定，一般2～3轮将顶煤放完，直至顶板均衡下落。顶煤放净后，碎碴段必须用荆芭、椽子挡好门。⑵、放煤要求：放煤时严禁在支架顶部或高位放煤。顶煤放净后，碎碴段必须用荆芭、椽子挡好门。放煤后底部残煤用锨清净，并对受矿压影响的支架进行逐一整理，消除棚梁歪旋、支柱迎山不照、帮顶漏煤、窜矸等问题，使工作面支护良好，帮顶牢固。(3)、放煤口位置：在刮板运输机上方0.3m开放煤口，放煤口规格为0.3×0.3m。(4)、放煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。(5)、当开口放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，并在放煤口挂一个0.5%瓦斯便携报警仪，当瓦斯浓度达到0.5%时，必须立即挡门，停止放煤。待瓦斯小于0.4%后，才能继续放顶煤。8、移溜⑴、移溜前先清净煤墙浮煤，清煤时不准将中间柱全部去掉，必须保证5棚有1根中间柱。⑵、移溜时必须拉线，应自上而下或自下而上进行推移，不得从两头向中间或从中间向两头推移。移溜后，刮板输送机中线与靠煤墙一侧的巷道中线保持一致，偏差不超过±100mm，与煤壁保持0.2m的间隙，且要做到平、直、稳、正、牢，并及时按线站中排柱，同时把老塘侧底部残煤用锨清净。(3)移溜要用推溜器，千斤顶要顶在老塘侧柱子腿上，并且要站稳站牢。站稳后，方可用摇把进行移溜。(4)、移溜过程中，按移溜的方向顺序摘中排柱，摘中排柱距离不超过5011棚，中间应有3-5根临时支柱。正常情况下，移溜时要开机进行，要边移溜边站中排柱，保证主梁一梁三柱。(5)、移溜期间要相互协调好，不得强行推移输送机，防止出现急弯，造成输送机脱节。拔梁工艺详见图T-3-2-212131415第三节工作面顶板控制设计1、工作面支护设计⑴、煤层顶底板岩性及其分类直接顶为滑动构造破碎带，岩性为泥岩，厚度为43m。老顶为细粒砂岩，厚度13m。预计直接顶初次垮落步距为5m，老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为10m，属三类不稳定顶板。直接底板以泥岩。砂质泥岩为主，属于三类不稳定底板。根据工作面顶板岩性和顶板结构为煤--直接顶--老顶情况做以下设计。⑵、该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三个方面考虑：①、“支”。就是要求支架在其工作过程中能够支承住顶板所施加的压力。由于本工作面顶煤比较厚，根据工作面情况，从压力最大的三个时期：工作面直接顶初次垮落期间、老顶初次来压期间、工作面周期来压期间和经验公式分别计算支护强度，取最大值确定工作面的支护强度。(a)、直接顶初次垮落期间直接顶初次垮落期间要把直接顶安全地切落在采空区，支架至少应能承担起直接顶初次垮落步距一半的重量：