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-1-第一章地质概况一.工作面平面图及煤层柱状图1.工作面平面图,见图1-1.2.工作面综合柱状图,见图1-2二.工作面概况：4313采面位于我矿一水平四采区南翼下边部，进风顺槽设计长度650m，回风顺槽设计长度699m，切眼长130m，总回采面积87685m2。其进风顺槽相邻的4304工作面已回采，回风顺槽靠近一、二水平边界，采面上覆的2#煤层与3#煤层间距9～12m，2#煤层尚未开采。该工作面地面位置在天神庙一带，泗洲庙以北，地面高程847～979m，煤层底板高程377～412m，地表为丘陵沟谷，盖山厚度450～590m，地表无村庄及建筑物。三、煤层赋存特征项目单位全煤层备注煤层结构简单含不稳定夹矸一层煤层厚度m一般煤厚5.5～13.5m平均9.5m煤层下部含不稳定夹矸层,厚度0.25～0.7米可采分层数层1煤层倾角度1～8o平均2.5o煤层硬度煤质灰分12.33%挥发分16.91%容重t/m31.32自然发为期瓦斯涌出量m3/min最大瓦斯涌出量9煤尘爆炸指数%23.85-2-四、采面范围上部边界4313采面停采线煤层标高377～412米下部边界走向长度进风顺槽650米回风顺槽699米左部边界与回采的4304相邻倾向长度120～130米右部边界一、二水平边界采面面积87685平方米地面标高847～979米盖山厚度399～476米五、顶底板岩石特征表I-2顶底板岩石特征六、储量：煤层可采面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)回收率%地质储量可采储量全煤层876855.5～13.51.328551.2万吨43.5万吨七、地质构造与水文情况1、地质构造该工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，总体为一单斜构造。煤层走向N—S，倾向W，倾角1～8o，一般在编号主要岩性厚度(m)强度(mpa)裂隙(m)老顶粉砂岩，灰黑色、致密坚硬，夹薄层状灰白色细砂岩1.5～3.5m直接顶灰黑色、薄层状、泥质胶结的粉砂岩08～2.0m3#煤煤层属半亮型煤，呈似层状、块状、粉状，煤层结构简单，局部的煤层中部有一层厚度0.05～0.3m的泥岩夹层。平均9.5m底板深灰色、块状，或厚层状细砂岩厚度0.8m-3-1～4o之间，平均2.5o。在两顺槽、切眼及高位瓦斯尾巷施工中未发现断层构造。在工作面切眼中部有一背斜构造，构造枢纽线呈南—北方向，轴心位置煤厚8m左右，两翼煤厚5.5～13.5m，并随工作面推进两翼煤层逐渐变薄，轴心起伏幅度最大2.2m，并向回顺逐渐延伸，在回顺N13点前40m处在顺槽揭露；另结合本工作面坑透资料，和两顺槽写实剖面及相邻4304工作面回采地质资料对比分析，回顺N13点至点前40m范围内与进顺C15点至点前18m范围形成一底鼓构造区，预计该区域内底鼓方向105o，起伏幅度0.3～2.2m，煤层厚度及顶板稳定性变化较大，影响工作面正常回采。2、水文情况本工作面两顺槽在施工过程中，只在进顺切眼前15～25米范围内出现较大滴淋水现象，根据周边资料分析，水源为进顺侧上方4304采面采空区积水。回采前应对4304采空区积水进行探放。八、瓦斯、煤尘情况煤尘爆炸指数：23.85%工作面掘进期间，据通风区提供的瓦斯资料，在正常通风条件下：最大瓦斯绝对涌出量：9.0m3/min最小瓦斯绝对涌出量：4.0m3/min平均瓦斯绝对涌出量：7.0m3/min九、问题及建议1、本工作面煤层厚度及顶板稳定性变化较大，回采期间应加强工作面的支护及顶板管理。2、由于工作面煤层底板起伏变化大，掘进期间局部留有底煤，回采初期对留底煤区域应采取相应措施。3、回采期间应对4304采空区积水进行探放,并密切观察突水预兆。4、严格按规程要求作业，加强生产工艺管理，杜绝不合理的底煤丢失，提高资源回收率。-4-第二章采煤方法及顶板控制设计一.采煤方法及回采工艺1.巷道布置示意图(附图)2.采煤方法:根据巷道布置结合河南理工大学对4313采面采前煤与瓦斯突出危险性评价报告结论（工作面已在采前消除了瓦斯突出危险性），决定本面采用沿底板走向长壁炮采放顶煤采煤法;单体兀型梁支护,尼龙网、芭棍、芭片刹帮护顶,全部垮落法管理顶板。3.回采工艺流程:落煤(打眼、装药、放炮)—铺网、移主梁、护顶—清煤打贴帮柱、背帮—移副梁放顶—放顶煤—清煤、回中柱、移溜、打中柱—端头维护、设备检修、煤层注水。（1）落煤——钻爆法落煤;（2）装煤:爆破自装,人工装煤,放顶煤自装;（3）运煤:工作面一部SGW—150型可弯曲刮板运输机,进顺一部SGW—80T刮板运输机,顺槽三部SPJ—800型胶带运输机运煤至工作面溜煤眼;（4）支护:工作面采用DZ22—30/100型单体液压支柱,配合π—2400型长钢梁进行对棚齐梁直线柱,迈步联锁交替支护,每对棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁两柱,对棚中心距0.6m,每3m留一宽0.6m的安全出口,排距1.0m,对梁中心间距0.15m;（5）铺网,移主梁护顶:放炮前,将放炮点三对棚子主梁下老塘侧支柱回出打在相应的副梁中间,该处放完炮后,要及时沿工作面倾向铺网,边铺网边移梁.移主梁时,先将煤壁支-5-柱卸载,然后卸载中柱,两人站在支护完好的付梁下,将主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘侧支柱,逐架移够三根主梁后,再在所移梁子的保护下清煤打贴帮柱(贴帮柱用与之成对的付梁下煤壁侧单体支柱),然后按上述方法向同一方向逐架将主梁移到位.每移一架主梁要随之打好贴帮柱,并用笆棍,笆片将煤壁刹严背实,要求煤壁上下进度一致,梁子垂直并顶实煤壁(质量要求附后).铺网时网与网在接茬处相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龙绳打一死结作单排连接,联网必须在移副梁之前完成(网宽1.2m,网孔径30mm×30mm,网带宽15～16mm).顶梁上每200mm刹一根规格50×800mm的笆棍。清煤时要面向机尾,严禁骑溜子清煤;煤帮用笆片相互压茬100mm横放,笆棍每300mm刹一根将煤帮背实;（6）移副梁放顶及采空区处理:工作面采通后,由下向上把副梁逐架前移进行放顶。移付梁时,先在老塘侧打上带帽戗柱,然后把副梁老塘侧支柱卸载,用人工或拔柱器回出靠在煤墙将要移付梁位置处,然后将该付梁中柱卸载.两人配合在其它相邻梁子的掩护下,将该付梁前移并顶实煤壁,迅速升起老塘侧支柱和煤墙支柱,然后回出所打的戗柱,打在下一架所要移的副梁的老塘侧(卸副梁下老塘支柱,原则上一次只回一个,最多不准超过两根,严禁回三根以上老塘侧支柱,主梁每次前移1.0m,付梁放顶步距1.0m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m);（7）放顶煤：采用分段、间隔，多轮次由上而下顺序进行，坚持老塘低位放煤，放煤口规格300mm×300mm，间距600mm，每次间隔开口4到5个，放顶煤段保持10~12m的间距。放煤时，严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开口放煤.放完煤后对斜梁歪柱应及时-6-调整，并对支柱二次注液以保证工作面支护质量;说明:开放煤口时按上图所示每次开1、3、5、7四个口,然后再开间隔的2、4、6口进行多轮次低位放煤,见矸封口。（8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。放完顶煤后,及时补联放煤口并清理工作面浮煤与老塘侧网下压煤,然后回掉将要移溜子的20m范围内的中柱(回中柱与移溜距离20m),用液压单体从下到上或从上到下依次移溜。溜子移过后要随之补打中心柱,严禁从两头向中间移溜,严禁通条帮将中柱摘完进行移溜工作。移机头时,必须事先将机头缺口处前后所有单体二次注液,保证支柱初撑力达到设计要求,双楔梁下销子齐全,且插入量不小于100mm,机头压力大时要分次移机头到位。溜子移直后与煤壁保持0.2m距离。分次移机头时每次不得超过0.5m,且机头处支柱按分次移动距离进行分次整改支护;（9）工作面斜茬处,前斜茬必须保证每对棚5柱齐全,后斜茬(开帮处)必须保证2m范围工作面控顶距达到最大控顶距,以保证有足够通风断面.(即后斜茬必须有3对棚付梁暂时不前移);（10）端头维护、设备检修、煤层注水分别见顶板控制章节、供电系统、通风系统相关章节.1800300～500钢梁尼龙网放煤口示意图300工作面输送机1432单位：㎜-7-二.顶板控制设计1.顶板运动参数,见表2-12.支护用品的力学性质、技术特征。本面选用DZ22-30/100外注式单体液压支柱，其额定工作阻力30t,油缸直径100mm,工作液压332kg/cm2,支柱最大高度2240mm,最小高度1440mm,工作行程800mm三用阀位置1983mm,底座面积109cm2,工作液体为2～3%的乳化液。重量55kg,适应采高1.7～2.1m配合,π一2400mm长钢梁进行支护。3.参数可行性分析本工作面与4310工作面同属3#煤层,底板岩性相同,采煤方法、落煤方法、支护方式、采空区处理、放顶煤方式均相同,因而可参考4310工作面矿压观测资料确定本工作面参数。4.采场控制设计本工作面通过“支”、“护”、“稳”三个方面对顶底板控制进行设计。（1）“支”要求支架在其工作过程中能支住顶板所施加的压力。1).按工作面4到8倍采高计算P=(4～8)hr式中h—采高1.8mr—岩石平均容重2.5t/m3则PО=(4～8)×1.8×2.5=18～36(t/m2)2).最大压力确定：参照我矿北翼采区基本顶初次来压，最大压力Pt=27.5t/m2,本面取该值。3).支柱实际工作阻力确定P实=PОK1K2式中PО—单体支柱工作阻力,30t/根K1—实际工作阻力是单体的80～90%,取85%K2—修正系数,取0.7则P实=30×85%×0.7=17.85(t/根)4).工作面合理支护密度N=Pt/P实=27.5/17.85=1.54(根/m2)则合理柱距=5／1.54×3.4=0.95(m)5)本面所选柱距0.6m,排距1.0m,对棚5柱支护,工作面支护密度N1=5/0.6×3.4=2.45根/m2则支护强度P1=N1P实=2.45×17.85=43.72t/m2-8-表2—Ⅰ顶板运动参数序号项目单位同煤层实测本面选取或设计备注1顶底板条件直接顶厚度m0.8～2.0基本顶厚度m直接底厚度m〉0.81.52直接顶初次垮落步距m8无3初次来压来压步距m6.44最大平均支护强度KN/㎡1.431.35最大顶底板移近量㎜420200来压强度4周期来压步距m4—5最大平均支护强度KN/㎡130130来最大顶底板移近量㎜200200压来压强度5平时最大平均支护强度KN/㎡120120最大顶底板平均移近量㎜1001006直接顶悬顶情况（2×5）㎡无7底板允许比压MPa3.863.868巷道超前影响范围m30309支柱额定工作阻力T302010柱距m0.750.611最大控顶距m3.43.412最小控顶距m2.42.413排距m1.01.014放顶步距m1.01.015支护密度根/㎡3.12.4516支护强度T/㎡85.217切顶方式无密集无密集-9-6).按煤炭部颁发顶板分类试行方案计算。P2=1.3×25=32.5t/m2通过以上比较可见：P1Pt，P1P,P1P2,N1N同时考虑到工作面回采时其它因素影响及同煤层实际回采时的情况，故本面选取柱距0.6m,排距1.0m完全满足支护要求。（2）“护”：包扩护顶、护底、挡矸、刹帮四个方面。1)护顶：护顶要求所选取柱距能保证不能因尼龙网、芭棍、芭片强度不足而引起局部冒顶，尼龙网、芭棍、芭片的强度能托住两棚间松散煤体的重量。在梁子上方，尼龙网下刹背直径不小于50mm、长0.8m的芭棍，笆棍200mm一道，使顶板不吊包、漏顶。2）护底:工作面保证支护质量的重要条件是支柱不钻底,要求支柱对底的压强不小于底板比压,否则要穿鞋.我矿底板比压3.86MPa反算柱鞋面积:S=10P实/Kc式中P实—支柱实际工作阻力(17.85T/根)KC—底板比压(3.86Mpa)则S=10×17.85×9.8/3.86=453.18(cm2)本面沿底板回采，工作面见底且底板较硬时支柱不穿鞋，在有底煤或软矸处支柱必须穿鞋,柱鞋规