第一章工作面地質條件
第一部分工作面位置
xx採區採煤工作面位於三採區軌道下山北翼，走向長600公尺，傾斜長90公尺，工作面地面標高+700~ +725公尺，工作面標高+132.2~ +182.5公尺。
1、地面位置：xx採區回採工作面位於***以西700公尺，地表多為耕地，荒坡，無水體。
2、井下位置及四鄰採掘情況：xx採區回採工作面位於三採區軌道下山北翼，上部為***x工作面（已回採結束），其餘均未開採。
3、回採對地面設施的影響：xx採區工作面回採過程中對地面影響不大。
第二部分地質概況
一、煤層簡述：
本工作面設計開採為煤層結構較簡單，煤層賦存總體為單斜構造，煤層傾角9°，煤層平均厚度一般0.4~14公尺，平均厚度5公尺，區域性含碳質泥岩、泥岩，夾矸厚度0.1~0.
8公尺 ，1~3層，含夾矸較少，結構較簡單但煤層厚度變化較大。
二、地質構造：
區內無陷落柱及岩漿巖發育。該工作面頂板較穩定，底板變化大，導致煤層厚度變化較大，該下巷掘進至f8點時曾揭露一條落差為3～5公尺的斷層。在f15點處揭示f3—07正斷層，產狀275<85°在對其改造中又揭示一條同期沉澱構造，傾向為230°，現均已對其改造。
三、煤層儲量：
xx採區工作面走向長600m，傾斜長90m，面積為61280.625㎡平均，平均煤厚為5m，煤層工業儲量為413644.2t，回採率按90%，可採儲量372279.8t。
四、水文：
該工作面地表為丘陵及沖溝，無地表水體。故受地表水之影響很小。其上部的13231採空區內的積水以基本放淨，唯標高最低處的放水孔中有出水現象，水量在15m3/h左右，下巷裡段位處斷層邊緣，掘進時無出水現象，但應該預防因採動引發斷層滯後突氺。
下巷需留設移動幫浦坑，f8前需建造環形水倉；合理配備排水裝置；發現問題及時處理。
最大湧水量0.5～1.5m3/min，正常湧水量0.3m3/min。
五、煤層頂底板岩性：
1、頂板岩性：工作面直接頂為灰白色中粒石英長石砂岩，厚層狀，層面富含雲母片，俗稱大佔砂岩，一般厚度為15～20公尺。偽頂為碳質泥岩或泥岩較鬆軟，一般厚度為0～1.
6公尺，區域性發育，隨採隨落。
2、底板岩性：直接底為矽質泥岩或泥岩，鬆軟遇水膨脹，容易造成底鼓或使巷道變形，平均厚度為6公尺。老底為泥灰巖，一般厚度為3～5公尺，平均為4公尺。
煤層綜合柱壯圖（附圖1）
六、煤質：
1、灰分含量：33%左右。
2、煤巖、黑色、硬度f=0.5—0.8。
3、容量：1.35t/m。
4、品種：焦煤。
5、水分：6.5%。
6、發熱量20.48mj/kg。
七、瓦斯、煤塵、自然發火情況：
上巷：ch4 0.05% c02 0.06%
下巷：ch4 0.08% c02 0.07%
1、瓦斯：相對瓦斯湧出量1.5m3/t，一般為3.
5m3/t。絕對瓦斯湧出量0.8～2.
4m3/min，預計在回採過程中ch4、c02等有害氣體會有上公升趨勢，應做好防止氣體積聚工作。
2、煤塵：具有**性，**指數為25%，在回採過程中應採取煤層注水，灑水除塵及清理浮煤等工作。
3、瓦斯突出與自然發火：根據我礦生產實際中，煤層無瓦斯突出現象，但有區域性瓦斯聚集濃度超高情況，在回採過程中，應加強通風採取防瓦斯措施。該煤層無自然發火現象。
4、地溫：在18c°～25c°平均22 c°，地溫梯度1—2 c°/100m，正常開採範圍之內。
5、地壓：無衝擊地壓影響。
第二章系統設計
第一節回採工序及頂板管理設計
一、回採方案的確定：
根據地質條件的分析，由於該工作面煤層賦存基本穩定，煤層厚度變化不大，但由於我礦壓力較大，為了減少修護量，並且避免支架變形快影響正常的通風行人等，所以在掘進時工作面及切眼巷道均布置為沿煤層頂板施工，煤層厚度符合放煤條件時，再逐段逐茬進行下壓至煤層底板，進行放頂煤回採。
依據《煤礦安全規程》第68條的規定，該工作面符合放頂煤開採的必要條件，可以採用放頂煤一次採全高爆破採煤法。
二、落煤方法與回採工藝的確定：
1、落煤方法：工作面煤層乾燥，酥鬆，易冒落，因此，一般情況下，用手鎬即可落煤，如果確遇硬煤或夾矸等可放小炮震動，放炮時炮眼布置，裝藥量和聯線方式見炮眼布置圖及爆破說明書。（附圖3）
2、回採工藝流程
由於工作面煤層幹酥，所以開幫前必須先對煤層進行注水，注水後應按下列順序作業。
煤層注水→檢修→松幫落煤→打眼放震動炮→移架採煤→放頂煤→移刮板運輸機→交**
採煤工藝過程見（附圖4）
主要工序要求如下：
3、煤層注水
採煤前應對煤層注水，注水鑽孔深度不小於4公尺，鑽孔間距5公尺，注水壓力4~5mpa。注水應以煤壁滲水為宜，每排採煤前均按此要求注水。注水人員要認真負責保護好注水器具，保證注水效果。
4、裝煤:採用爆破自裝和人工裝煤相結合的方法。
5、運煤:工作面採用sgw-110/55,1140/660型刮板運輸機運煤，運輸巷採用sgw—40t型刮板運輸機結合sdj—100/80/2×160型膠帶運輸機運煤。
6、工作面支護:
（1）、支護形式:採用zh2000-16/24z型整體頂樑組合懸移液壓支架,每架四柱,正常生產時,支架中心距1000mm±20mm。
材料規格
頂板管理引數
（2）、滑移支架移架過程
炮後護頂（前伸前伸梁超前護頂）→收回前伸梁→提起四根立柱→前移頂樑及四柱→落四柱支撐頂樑→移托樑
（3）、移架操作順序
①、放炮後伸出前伸梁超前護頂，在前伸梁掩護下採煤工手工落煤牆煤，刷出0.8m的移架步距寬度。
②、收回前伸梁
③、操作手柄提起前四根支柱，使柱跟脫離底板100mm。
④、伸出移架千斤頂活塞，推動頂樑帶動四根立柱同時向前移動0.8m。
⑤、頂樑移到位後，操作手柄落下四根支柱，使頂樑與頂板嚴密接觸約3-5秒，以保證達到初撐力。
⑥、待刮板運輸機移過後，移架千斤頂活塞收回，使托樑整體前移0.8m，恢復到炮前位置
⑦、將各操作手把扳到「零」位。
7、放頂煤：
（1）、懸移液壓支架前移過程中，部分頂煤從相鄰兩架支架側護板處放出，剩餘頂煤自懸移液壓支架移過後從後擋矸板下放出。
（2）、放頂煤順序：由機尾向機頭方向（由上而下）。
（3）、移架時同時作業數不超過5個，並觀察瓦斯和裝置運**況，防止瓦斯超限和壓死刮板運輸機。
（4）、移架時老塘側使用舊皮帶或椽子擋門，防止煤或大塊矸石竄入工作面。
（5）、放頂煤時，必須兩人操作，一人放煤，一人觀山。
（6）、放煤時，瓦檢工要密切觀察瓦斯變化情況，當上尾巷瓦斯達到0.7%時，必須立即擋門，停止放煤，嚴禁瓦斯超限。待瓦斯小於0.5%後，才能繼續放頂煤。
（7）、待移刮板輸送機後，清淨機道浮煤，同時清淨老塘側手把以下浮煤。
8、移刮板運輸機：
待當班採煤段老塘煤放完，攉煤工把浮煤清乾淨後，開始整體移當班採煤段刮板運輸機，移刮板運輸機寬度為0.8m，刮板運輸機彎度不得超過40。
三、頂板支護設計
（一）頂板管理方法
由於我礦頂板隨採隨落，採用全部自然垮落法處理採空區。
（二）控頂距與放頂步距
該工作面最大控頂距3.6m（機頭處），最小控頂距3m，放頂步距0.8m。
見最大最小控頂距圖（附圖5）
（三）特殊支護
超前支護：在上、下巷內，礦工鋼段自工作面煤牆向外用上巷2.8工字鋼梁、下巷3.
3工字鋼梁配合單體柱打不少於10m的雙排超前支護，10m單排超前支護。安全出口處超前支護全部連鎖，保證支柱完整無缺，初撐力達50kn以上，高度不低於2.2m，巷道寬度上巷不低於3.
6m，下巷不低於4.1公尺。運輸巷應留有不小於0.
8m寬的行人路。
附： 工作面支架布置圖（附圖6）
（四）、採場控制設計
工作面的頂板控制設計從支、護、穩三方面考慮。
（1）、支
從直接頂初次跨落，老頂初次來壓、週期來壓進行計算，取其最大值。
①直接頂初次跨落期間的合理支護p1
p1=mzyzlz/（2lk）
式中：mz----直接頂厚度 2.94m
yz----直接頂平均容重 2.0t/m
lz----直接頂初次垮落步距 7m
lk----最小控頂距3m
則p1=（2.94×2×7）/（2×3）=6.86t/m2
②老頂初次來壓期間合理支護強度p2
p2=a+meyeco/（4×kt×lk）
式中a----直接頂作用力
a=mzyzl/lk
mz----老頂垮落厚度 2.5m
yz----老頂平均容重 2.0t/ m
l----最大控頂距 3.6m
co----老頂初次來壓步距10m
kt----巖重分配係數，受直接頂厚度與採高之比n控制 n=2.94/2.0=1.47 kt取1.47
lk ----最小控頂距 3 m
則：a=（2.94×2×3.6）/3 =7.05t/m
p2=7.05+（2.5×2×10）/（4×1.47×3）=9.88t/m
③、頂板週期來壓期間的合理支護強度p3
p3=a+meyec/(4×kt×lk)
式中:c----週期來壓步距取8m
則p3=7.05+(2×2×8)/(4×1.47×3)=8.86 t/m
取三個時期最大支護強度,則合理支護強度為:
p=9.88t/m2
④、工作面支護密度g(根/公尺)
g=p/fn
式中:f----支柱工作阻力 40t/根
n----支柱工作阻力利用係數 0.85
p----最大支護強度取9.88t/m
則g=p/fn=9.88/(40×0.85)=0.28根/m
實際支護密度為：
gs=4/(1*3)=1.33根/m
gs> g,說明工作面支護強度可滿足安全生產需要。
（2）、護
①護頂:工作面所選支架頂樑規格為:長3000mm,寬960mm,可以滿足護頂要求。
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