明鑫煤炭有限责任公司混合斜井12B42小阶段放顶煤采煤工作面开采设计.doc

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1、明鑫煤炭有限责任公司混合斜井 12B4-2小阶段放顶煤采煤工作面 开 采 设 计 编制单位：生产技术科 编制日期：2014年12月1日 目录前 言9第一章 矿井概况11第一节 矿井地理位置、隶属关系11第二节 矿井开拓方式、水平采区划分、生产布局13第三节 地质构造、涌水、瓦斯、供电、通风13第二章 采区概况16第一节 采区巷道布置及安全设施设备16第二节 工作面概况17第三章 12B4-2工作面小阶段水平分段放顶煤放顶煤可行性分析22第一节 煤层赋存、煤层顶底板的岩性22第二节 煤层的物理性质和结构23第三节 瓦斯、自燃发火（煤层自燃倾向性）25第四节 采煤方法选择依据25第五节 采煤方法选

2、择29第六节 炮眼装药和充填炮泥31第四章工作面布置32第一节 工作面布置方式32第二节 12B4-2（1525）采煤工作面上下两巷巷道支护形式32第五章 采煤工艺35第一节 采煤方法35第二节 回采工艺流程35第三节 支护设计37第四节 工作面顶板控制39第五节 特殊时期的顶板管理40第六节 矿压观测43第七节 工作面设备布置44第六章 生产系统46第一节 运输系统及设备46第二节 工作面排水系统47第三节 “一通三防”及安全监控47一、通风系统47二、瓦斯防治51三、防灭火系统52四、压风、供水及降尘系统54五、 监测监控仪器的配备和使用56六、供电系统59七、 安全监测监控系统设计61八

3、、供水施救系统设计62九、压风自救系统设计62十、人员定位系统设计63十一、通信系统设计64十二、 紧急避险系统设计65十三、信号照明系统设计66十四、探放水设计67十五、应急措施及避灾路线67第七章 劳动组织和主要经济技术指标69第一节 劳动组织69第二节 循环作业图表70第三节 生产能力计算70第八章 安全技术措施73第一节 顶板管理73一、一般规定73二、矿压观测73三、防片帮、漏顶措施74四、防止采空区悬顶的安全技术措施75五、 初采初放安全技术措施75七、采煤工作面过断层、过巷道、过冒顶区等安全技术措施80八、防治冲击地压措施81第二节 通风管理85第三节 瓦斯防治安全技术措施86第

4、四节 防灭火安全技术措施89一、一般措施89二、注浆防灭火措施93三、注氮安全技术措施95四、防止煤的自燃预防措施97五、外因火灾的预防措施98六、矿井内因火灾管理98七、工作面停产、停采的防灭火措施99第五节 综合防尘101第六节 防治水102第七节 机电、运输措施109第八节 工作面安装、回撤设备措施115第九章、 爆破管理120第十章 其它措施123一、一般规定123二、周期来压预兆124三、束管检测系统125四、刮板机输送机操作安全技术措施127五、皮带运输机操作安全技术措施128六、移架安全技术措施130七、移综保安全技术措施130八、放顶煤安全技术措施131九、防冒顶事故安全技术措

5、施132十、打安全出口技术措施133十一、设备管理措施133十二、备用配件的存放134十三、安全设施134十四、文明生产135十五、停风后的应急措施135十六、提高煤质及煤炭回收率措施135十七、重大危险源及有害因素辩识.136 前 言 巴里坤明鑫煤炭有限责任公司混合斜井前身为巴里坤县煤矿（国有），设计生产能力为9万吨/年，矿井在2003年转制改为民营企业，2011年为重庆东银能源公司收购，在2012年7月份新疆维吾尔自治区煤管局批准核定混合斜井生产能力为60万吨/年；为认真贯彻落实“安全第一，预防为主，综合治理”的方针，加强我矿放顶煤开采安全技术管理，根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于

6、加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（安监总煤行2008130号文的要求、新疆煤矿放顶煤开采安全技术管理办法（试行的通知 新煤安监发2014191号及巴里坤哈萨克自治县煤炭工业管理局关于开展放顶煤工作面开采设计审批工作的通知结合我矿实际，特此编制12B4-2（1525）小阶段采煤工作面放顶煤开采设计。一、设计依据 1、关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（安监总煤行2008130号）。 2、新疆煤矿放顶煤开采安全技术管理办法（试行的通知 新煤安监发2014191号文 3、巴里坤哈萨克自治县煤炭工业管理局关于开展放顶煤工作面开采设计审批工作的通知 4、2011版煤矿安全规程。 5、新疆巴里坤

7、县石炭窑煤矿区明鑫（煤炭有限责任公司）混合斜井扩大延深勘探报告 6、东银能源公司明鑫煤炭公司混合斜井2015年度生产接续计划。 7、新煤行管发2009376号文批复的武汉设计研究院设计的明鑫煤炭有限责任公司混合斜井水平分段悬移支架放顶煤采煤方法。 二、设计指导思想及原则 坚持“安全第一、预防为主”的方针，严格遵守国家相关的法律、法规、及相关的行业规范标准、煤矿安全规程中的规定要求；本设计结合矿井煤层赋存实际地质情况、矿井实际开采技术条件、矿井现有的巷道系统、生产系统、生产设备、运输系统、地面设施等，尽量采用符合矿井实际的先进开采工艺，力求实用、安全、可靠，做好工作面放顶煤开采的安全管理，遏制重

8、特大事故的发生。三、应注意的问 1、12B4-2工作面的煤质比较坚硬：3-4、因此工程技术人员对工作面每次深孔欲裂的所有进行记录整理分析，以便更好的掌握放顶煤冒落规律。 2、根据地质勘探报告混合斜井煤层为弱含水，工作面不存在水害事故，但是本工作面在开采前必须做好工作面的探放水工作。 3、矿井2012年瓦斯鉴定为瓦斯矿井，但放顶煤开采增加了瓦斯的涌出，生产中应加强矿井的瓦斯管理工作，严防瓦斯事故发生。 4、矿井煤层自燃发火鉴定为级，属自燃煤层，生产中应加强工作面防灭火管理工作。第一章 矿井概况第一节 矿井地理位置、隶属关系企业性质、设计和核定生产能力 明鑫煤炭有限责任公司混合斜井位于巴里坤县石炭

9、窑煤田（矿区）东部，行政区划属巴里坤县博尔羌吉镇管辖，东南距巴里坤县城93千米，距哈密市230千米。西邻兵团农十三师红山煤矿，东邻明鑫煤炭有限责任公司二号立井。其中心地理坐标东径 92 28 16 ，北纬 44 07 15 。明鑫煤炭有限责任公司混合斜井为民营企业矿井，2012年7月通过新疆维吾尔自治区煤管局生产能力核定验收批复为60万吨/年。（见交通位置图）第二节 矿井开拓方式、水平采区划分、生产布局 矿井采用主立井和副斜井混合开拓，立井为2对，一个为原煤提升井兼进风井，一个为回风立井，副斜井2对，一个为人员、材料提升井兼进风井，一个为行人斜井又作为矿井的另一个安全出口，矿井的生产区域布置为

10、两翼布置（东西两翼布置），生产布局为两采三掘，本12B4-2（1525）小阶段水平分段放顶煤采煤工作面布置在西翼采区B组煤中B4煤层内，工作面开采段高为+1525m-+1535m。第三节 地质构造、涌水、瓦斯、供电、通风1、含煤地层 明鑫混合斜井含煤地层位于石炭窑复向斜的西南翼，受其次级向斜西南翼控制，呈向北倾的单斜构造。地层傾角介于5575，走向上自西向东略陡，倾向上深部较浅部变缓。局部地段受F5断层影响，地层产状变化较大，矿井可采煤层7层（A2、B1、B2、C3、C4、C5、C6），大部可采煤层6层（B3、C1、C2、C7、C8、C9），煤层为急倾斜煤层，煤层倾角为5575矿井含煤地层为下

11、侏罗统八道湾组（J1b）该组按岩性组合和含煤特征，可细分为上、中、下岩性段。受石炭窑走向逆断层（F5）破坏，中段地层从明鑫2号井西翼180m处尖灭。（1）下段（J1b1）该段地层主要岩性为灰色粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩组成，具水平层理和微波状层理，含植物化石碎片，夹菱铁矿透镜体，底部含A1、A2、A3三层煤，其中A1、A3煤层为局部可采，A2为全区可采煤层，该段地层厚度约106m。（2）中段（J1b2）该段地层主要岩性由淡黄色至灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、黑色的炭质泥岩组成，含黄铁矿，共含有B1、B2、B3、B4四层煤，受F5号逆断层影响，该段煤层仅在明鑫混合斜井以西的范围可采（南线以西），该

12、段地层厚度大约90170m。（3）上段（J1b3）该段为八道湾组主要含煤段，主要岩性为灰色、深灰色、灰白色粗砂岩、中砂岩，细砂岩与泥质粉砂岩，粉砂质泥岩互层夹含炭泥岩，煤层、泥岩、粉砂岩中可见水平层理，含植物化石碎片，含煤九层，煤层编号为C1、C2、C3、C4、C5、C6、C7、C8、C9，大部分为可采煤层，该段地层总厚为90130m。2、下侏罗统三工河组（J1s）该组地层主要岩性为灰绿色厚层状砾岩、砂砾岩及薄层状细砂岩，偶夹极薄炭质泥岩与砂质泥岩。未见顶，与下伏地层整合接触。地层厚度大于294m。3、第四系（Q4）较广泛地分布在盆地之中，为现代河床冲积、洪积、风积砂砾石层，褐灰色、灰白色、浅

13、灰色砾石及砂混杂堆积，砾石成分主要由砂岩、烧变岩、岩浆岩及少量变质岩，砾径0.060.2m，分选差，磨圆为次棱角圆状，无胶结，厚度05m。4、褶皱明鑫混合斜井含煤地层位于石炭窑复向斜的西南翼，受其次级向斜西南翼控制，呈向北倾的单斜构造。地层傾角介于5575，走向上自西向东略陡，倾向上深部较浅部变缓。局部地段受F5断层影响，地层产状变化较大。5、断层石炭窑逆断层（F5）为东西走向，向北倾斜，傾角5575，在井田内沿B煤组展布，在线1202孔、线2002孔、线1302孔、南-1孔、南-2孔、南-3孔内被控制，F5断层面在走向方向上的弯曲，使得断层下盘的B组煤在XIII线以西、走向上两次错断。在该矿

14、井西翼X与M2之间造成+1200m标高以上B组煤的部分缺失。在M2线以东1350m水平以下全部缺失。该断层对B组煤破坏较大，B组煤在明鑫2号立井西翼180m处尖灭，F5断层对A组煤和C组煤的影响较小。 6、矿井涌水 矿井正常涌水量283.2m3/d（11.8m3/h），最大涌水量424.8m3/d（17.7m3/h），矿井水文地质类型为中等。 7、瓦斯 矿井2012年瓦斯鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为1.47m/min,矿井相对瓦斯涌出量为1.6m/t,矿井二氧化碳绝对涌出量为4.1m/min，二氧化碳相对涌出量为4.46m/t. 8、矿井供电 矿井为双回路供电，一条供电线路为明博线，一

15、条供电线路为黑石线。 9、通风 矿井的通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，地面安装两台型号为FBCDZ21的主扇风机，一台工作、一台备用，供风量为2880-5520m/min。第二章 采区概况第一节 采区巷道布置及安全设施设备12B4-2（1525）小阶段水平分段放顶煤采煤工作面布置在在矿井的西翼采区，西翼采区的水平段高为+1562m-+1500m,采区内可采煤组为两组煤B组煤和C组煤；B组煤层分四层B4B3B2B1,B1煤层局部可采；C煤层为3层可采煤层为C5C4C3煤层，采区内B组煤工作面条带长度为330m-610m,B组煤层采煤工作面采放段高为+1525m-+1535m,C煤工作面条

16、带长度为350m-450m水平，C组煤采煤工作面的采放段高 为+1500m-+1510m水平，西翼+1562m-+1500m水平采区内布置有独立的轨道运输上山、溜煤上山和通往矿井西翼一翼回风巷的回风上山；轨道上山采用绞车提升、运煤上山采用800mm的钢筒溜煤，平巷运输采用运输皮带运输，采区工作面铺设了50mm的消防、压风、注氮管路，管路全部与地面控制中心连接全为在用状态中；工作面安设了重庆煤科院的KJ90NA监测监控系统、KJ251型号的人员定位系统；对工作面的瓦斯、温度、风速、人员进行时刻在线监测监控；工作面上下工作面端头及运输转载点安装了调度电话机，与地面调度中心保持通讯畅通；工作面回风巷

17、采空区处安设了KSS-200型的束管监测对工作面采空区的气体进行在线取样分析检测（工作面空区有无自燃发火迹象)。第二节 工作面概况 一、工作面位置、周边关系及开采情况 12B4-2(1525)小阶段放顶煤采煤工作面布置在西翼采区+1525m-+1535m水平的B组煤的B4煤层内。（见巷道布置图） 12B4-2(1525)采煤工作面上部为B4煤层+1552m水平采空区，南部为12B3-2(1525)备用采煤工作面，北部为B组煤层与C组煤层中间的实体岩层，西部为矿井边界，东部为B组煤运输、回风石门。 12B4-2采煤工作面相对位置关系表地面相对位置建筑物及其他距本矿井副斜井井筒以西500米外至矿井

18、西翼井田边界700米范围内、农十三师红星煤矿井田边界以东，工作面对应地面范围内主要为戈壁荒滩，无建筑物物。井下相对位置对采掘巷道的影响工作面东、南、西、北侧均无采掘工作面，对其他采掘面无影响。邻近采掘情况对工作面的影响该面上部25米为原12B4-1（1552）采煤工作面，2012年予以密闭，对本工作面无任何影响；距工作面底板侧约8-10米为B3煤层，在本水平没有开采；工作面顶板侧为实体岩层，根据资料巷道揭露显示，B4煤层是全区可采的稳定煤层，只是在工作面300米-350米处有一处小的地质构造变化（为小正断层，使煤层平移断开30-40米），地质构造前后煤层缺失和见煤20米范围内的巷道煤质差，工作

19、面在回采至此处前100米范围内时，必须对断层范围内的上部+1552m水平的采空区，及本工作面的煤层进行钻探，以检测检查上部采空区及本采煤工作面水平煤层、煤岩交接处内有无有毒有气体及瓦斯异常现象，在12B4-2(1525)采煤工作面回采前必须对上部的12B4-1(1552)采煤工作面的采空区进行钻探探放水工作，检查上部采空区内有无积水及老空水；工作面回采期间必须做好防灭火及气体检测工作；12B4-2(1525)采煤工作面下部为实体煤层。二、地形地貌12B4-2(1525)小阶段放顶煤采煤工作面相对地表地形地貌为巴里坤石炭窑矿区，位于天山东段北侧，属山间盆地型准丘陵地貌，海拔+1600m+1750

20、m，地势东高西低，中间基本为较平坦戈壁，系第四系洪积、风积型砂砾层，无植被或零星植被，矿区外南部为高山区，北部为低山丘陵区。 三、工作面参数、煤层赋存、及开采技术条件 12B4-2（1525）小阶段水平分段放顶煤采煤好、工作面布置在矿井西翼采区B组煤B4煤层内，走向走向长度为610米，运输巷布置在+1525m水平回风巷布置在+1535m水平；B4煤层倾角为53-75，煤层厚度为5米-6米，根据煤层赋存条件，12B4-2（1525）采煤工作面设计采用走向后退式轻型放顶煤液压支架水平分段采煤，支架型号为ZF3200/17/27型轻型液压支架，区段高度为（运输巷与回风巷巷道高差为10m），工作面开帮

21、高度为2.5m,放顶煤高度为7.5m，采放比为1：3，工作面落煤使用风动煤钻采用湿式打眼，爆破落煤，距工作面运输巷与回风巷之间必须保证有两个正常的通风眼进行通风，通风眼距工作面不许大于6m，通风眼之间的距离为6m,距工作面不大于50m远的距离必须有一个从运输巷通达回风巷道安全出口，安全出口内安设行人梯子及缆绳。（见巷道采煤示意图） 四、储量情况12B4-2（1525）工作面储量 610156.51.35=8.0万吨，工作面原煤回采率按80%计，可采出的煤量为8.080%=6.4万吨，工作面的回采产量按每月1.1万吨，工作面可采期为6.41.1=5.8个月 五、12B4-2（1525）工作面地质

22、构造 12B4-2(1525)采煤工作面的B4煤层赋存在侏罗统八道湾组（J1b）中断地层内，该块段煤层平均走向135，倾向235。煤层倾角在53-75之间。根据地质资料和已掘回采巷道12B4-2（1525）工作面回风顺槽、运输顺槽实际揭露，在工作面350m-380m处有一个平移正断层使B4煤层沿走向平移缺失30m,石炭窑走向逆断层（F5）沿煤层走向伴生，使矿井B组煤层在矿井中部约有200m长度的断掉缺失，在矿井西翼距井田边界100m处B组煤层变薄不可采，但是F5逆断层对工作面回采无影响，只是工作面在推进到380m-350m处小断层对工作面有影响，因此在工作面推采接近工作面顺槽内的小断层时，要加

23、强工作面两巷顶板管理，防止出现冒顶事故。 六、水文地质及水害评价 根据B组煤层已掘巷道实际揭露，12B4-2（1525）采煤工作面水文地质情况简单。煤层及顶底板其含水性极其微弱或不含水。经过巷道实际揭露的煤层中的小断层为压性断层，不含水也不导水，对工作面回采无影响。为确保矿井施工安全，预防突水事故的发生，在工作面回采过程中应坚持预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采的探放水原则；混合斜井矿区地表无地表水，12B4-2（1525）回风巷在掘进时已对上部的12B4-1（1552）采空区进行了探放水，采空区无积水存在，矿区属典型的大陆性干旱气候，其特点是总体降水偏少。矿区多风，昼夜气温变化较大。矿区

24、平均气温8，年均降水量216mm，年均蒸发量34202.3mm，平均蒸发量是降水量的近10倍，1、矿井突水因素分析（1）顶板冒落导致突水的可能性分析本矿开采急倾斜煤层，最终采空区冒落带导通地表。由于地表无水体，加之矿区降雨量小，故发生突水的可能性很小。含水层均属于弱含水层，不会发生地下含水层突水。（2）通过断层突水的可能性分析构造上工作区处于石炭窑复向斜的西南翼。矿区地层处于北北东陡倾的单斜之中，分布于矿区横贯东西的F5断层，为与地层产状近一致的逆断层。对地下水的形成与运移影响不明显。矿区南部即盆地南缘的F5断层。由其断层两侧地下水埋深较大的差异说明其具阻水性质，断层阻滞了南部中高山地地下水向

25、盆地内补给。因此，发生断层破碎带突水的可能性很小。（3）老采空区和回采形成的采空区积水突水的可能性分析回采形成大规模的采空区是必然的，在不采取疏干措施的前提下，会存积大量的老空水。一旦沟通，必然发生突水。本矿采空区情况清楚，由于长期采用积极疏放的措施，目前采空区无大量积水，由上述分析判定12B4-2（1525）小阶段放顶煤采煤工作面不存在水害影响。七、 煤（岩）柱的计算与留设（包括防水煤柱、区段煤柱、停采线煤柱位置等12B4-2（1525）采煤工作面距井田边界100m处由于煤层变薄歼灭，至边界煤（岩）柱为100m,工作面巷道煤层内的小断层只是局部压断性小断层无水，工作面至+1525水平运输石门

26、按煤矿安全规程规定留设20m保安煤柱，+1535m水平回风石门留设了35m的保安煤柱。 第三章 12B4-2工作面小阶段水平分段放顶煤放顶煤可行性分析 第一节 煤层赋存、煤层顶底板的岩性12B4-2采煤工作面的在侏罗统八道湾组（J1b）中断地层内B组煤的B4煤层内，布置在矿井西翼，煤层的厚度为5.5-6.5m厚、煤层倾角为60-80，混合斜井矿区内煤层顶底板多为泥岩、砂质泥岩、泥质砂岩，有时为砂岩，直接顶板多为粉砂岩，比较稳定，从钻孔、+1525B组煤揭露的石门中可以看出，组成煤层顶底板的岩性主要为粉砂岩，其次为粉砂质泥岩。（见+1525m水平石门素描图） 第二节 煤层的物理性质和结构 1、煤

27、的物理性质及煤岩特征混合斜井矿区内各煤层其物理性质基本相似。为玻璃光泽-半沥青光泽，黑色，条痕黑褐色，节理发育，性脆，断口以参差状为主，局部为平整状或贝壳状，易燃烧，燃烧时烟大，结碴,膨胀现象明显。井田的煤岩类型为半亮型煤。成分以亮煤为主，夹少量镜煤及丝炭条带或透镜体。矿物组成主要为粘土矿物、碳酸盐矿物，粘土矿物呈浸染状或簿层状分布，碳酸盐矿物为方解石脉。2、煤层强度及节理裂隙发育情况B4煤层在矿井西翼为大部可采煤层，根据地质报告和现场实际的揭煤情况，B组煤层的B1、B2、B3、B4煤层原生节理和次生节理都较发育，煤质中硬（=3-4），性脆，裂隙发育，B4煤层可采厚度5.56.5m，平均可采厚

28、度6m。属中厚煤层，结构较简单，含有02层夹矸。属稳定煤层。下距B3号煤层平均间距8-10m。顶板岩性以粉砂岩、细砂岩为主，底板岩性以泥质粉砂岩主。在井田范围内，该组煤层缺失在南、南、线之间，只出露于矿区西部为F5下盘煤，煤层厚度变化不大（见煤层柱状图） 第三节 瓦斯、自燃发火（煤层自燃倾向性） 新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发【2012】219号文，关于巴里坤明鑫煤炭有限责任公司混合斜井、2号立井瓦斯鉴定结果的批复，混合斜井为瓦斯矿井；矿井的矿井绝对瓦斯涌出量1.47m/min、矿井相对瓦斯涌出量1.61.47m/min,矿井无煤与瓦斯突出情况，鉴定矿井的瓦斯来源涌出为正常状态，瓦斯

29、主要来源于巷道煤壁、采煤工作面和掘进工作面涌出的瓦斯；2011年6月份新疆维吾尔自治区煤炭产品质量检验中心对混合斜井各煤层的检查的煤层自燃发火倾向鉴定和煤尘爆炸性鉴定；煤层属于级自燃煤层，煤层有自燃发火倾向；矿井B1、B2、B4煤层，火焰长度400mm,岩粉量为85%，煤尘有爆炸倾向。第四节 采煤方法选择依据根据2009年9月由新疆哈密地区煤炭工业管理局主持，中煤国际工程集团武汉设计研究院新疆分院、巴里坤县煤炭工业管理局、巴里坤明鑫煤炭有限责任公司共同参加对混合斜井急倾斜8m以下单一煤层水平分段放顶煤法进行了总结，出具了巴里坤明鑫煤炭公司混合斜井急倾斜8m以下单一厚煤层水平分段放顶煤采煤方法试

30、验报告。在该报告中，在报告中对水平分段放顶煤顶进行了分析，1、水平分段放顶煤顶板垮落的规律分析（1）本采煤方法的工作面广义的“围岩”包括：顶煤、顶板和底板、底煤，还有上区段“顶煤以上老空已经垮落的岩石和遗留煤混合物”（简称“老空岩石”），如下图。（2）采动后，顶煤和“老空岩石”及时垮落或移动，顶板部分垮落，52度情况下底板基本不会垮落，底煤基本不受影响。（3）工作面推进一定距离后，顶煤大部分得到回收， 上区段“老空岩石”充填到到本区段采空区，这在客观上阻止了本区段采空区顶板的垮落进程。（4）水平分段放顶煤工作面的周期来压与倾斜分层是完全不同的，支架的矿山压力显现基本是恒定的，其矿压作用主要来自

31、顶煤及其“老空岩石”，而不受煤层顶板岩石压力的直接影响。2、实行顶板预裂爆破的必要性和方法（1）预裂的目的。顶板预裂主要针对老顶，其根本目的是为了避免大面积空顶，防止一旦垮落形成“暴风”。基本原理是：一是，弱化顶板，破坏顶板的稳定性，使得开采煤体上一个区段的“老空岩石”垮落充填到本区段采空区后、顶板失去支撑能及时垮落；二是，顶板实行有规律的垮落，形成“自然拱结构”，加上岩块之间的嵌固作用，有效阻止上部岩石继续向下移动，而形成条状的支撑体。三、关于强制放顶对于本采煤方法而言，放顶主要针对上一个区段的老顶。初次来压不十分明显，初次放顶问题也不十分突出。强制放顶采用的顶板超前预裂爆破，在形成水平切割

32、线的同时，基本可以形成倾向上的“切割线”，可以有效防止大面积空顶。 巴里坤明鑫煤炭公司混合斜井急倾斜8m以下单一厚煤层水平分段放顶煤采煤方法试验报告中明确提出水平分段高度是本矿急倾斜煤层采用水平分段放顶煤采煤方法的关键技术参数，在推进速度一定的前提下提高分段高度是提高产量的唯一途径，应尽可能合理的提高水平分段高度。根据混合斜井水平分段放顶煤采煤方法设计论证及实践，采煤工作面煤层平均厚度46m，倾角6075，煤层普氏系数34，节理、裂隙发育，煤层结构呈破碎状。工作面开采初期采用56m长钻孔,爆破松动顶煤即可放出，老顶垮落初次来压后,煤层大部自然松散，不需预裂即可，在支架放煤口放出。生产实践表明，

33、不仅放出了原设计阶段高度10m的顶煤，还将回风巷上方预留的10m水平隔离煤柱以及上水平仓储式残留的煤柱放出来。试验期间工作面总推进300m，煤层厚度7.5m，按照10m段高计算煤量为29250t，按照20m段高计算煤量为58500t。此间工作面统计产量86118t，是10m段高计算值的2.94倍，是20m段高计算值的1.47倍。以上数据证明工作面实际放煤高度是在20m以上，且顶煤的冒放性较好。本采煤方法可以将其上部仓储式采空区残煤放出，致使顶板垮落，解除了原仓储式采空区顶板大面积冒落可能造成的安全隐患。但必须在充分调查，确认上部采空区没有积水和火区的前提下，在通风良好的低瓦斯采区和工作面可以使

34、用本采煤方法。从采煤方法试验到目前为止，此工作面从未出现顶板事故及机械事故，且通过长期观察，地面采空区塌陷在回采后2040天内全部与地面跨通，形成了带状连续塌陷区，说明采空区内顶板跨落冒实。经实践证明回风巷上方留设1520m的水平隔离煤柱，有利于工作面回采期间的安全防护：1、有效隔离了上部采空区在工作面后方10m范围内冒通，造成工作面气体超限；2、延缓了上部采空区顶板大面积冒落，形成冲击波，造成事故；3、为强制放顶留设了足够的布孔位置，防止钻孔进入采空区；4、在顶板大面积垮落前，隔离煤柱提前跨落，按照跨落堆积已超过回风巷上口，起到缓冲、防冲击作用。鉴于以上实践应用，作用明显，效果突出，因此，小

35、阶段工作面回风巷上部留设10-20m米的水平隔离煤柱，符合本矿井采煤方法设计论证及实际要求 第五节 采煤方法选择（1)、12B4-2（1525）采煤工作面设计为小阶段放顶煤开采，其方法在工作面运输巷切眼向外30米，进行深孔欲裂放顶煤开采，运输巷+1525m至回风巷+1535m，在运输巷顶板沿煤层向回风巷打深孔欲裂炮眼，每组布置2个炮眼，炮眼编号为1#、2#，炮眼深度为：1#眼深5m，2#眼深5米；每隔5米一组炮眼，每隔10米在两组深孔顶煤欲裂炮眼间打一组煤层顶板深孔欲裂眼，炮眼编号为3#、4#、炮眼长度为9-15米，炮眼必须穿透煤层顶板岩层4-6米。打眼工具采用风动钻机； （2）、12B4-2

36、（1525）小阶段采煤工作面回风巷（+1535m)上部+1550m以上为采空区，+1535m至+1552m之间的17m高度的实体煤层，回采期间为了是使工作面回风巷上部的实体煤层和煤层顶板岩石充分垮落，在工作面运输巷道与回风巷道在外边的通风眼外3米处（据采煤仓口15米）打回风巷顶部实体煤层和顶板岩层的深孔欲裂爆破眼，每组深孔爆破眼为4个眼，炮眼编号为5#、6#、7#、8#，其中5#、6#炮眼在回风巷顶板实体煤层内，炮眼成扇形分布，5#炮眼深6m、6#号炮眼深6m、;7#、8#深孔炮眼为煤层顶板岩层强制深孔欲裂炮眼，炮眼必须穿过煤层打入顶板岩层内打入岩层内的深度不得小于4-6m,每隔5米一组炮眼，

37、工作面回风巷顶部深孔强制欲裂深孔爆破眼依次向外循环，回风巷打眼工具采用风动钻机。1、工作面运输巷超前预裂爆破和深孔顶板岩层欲裂与工作面回风巷顶部实体煤层、顶板岩层的强制深孔爆破欲裂爆破，一次装药，一次爆破，爆破必须先爆破回风巷顶部的强制深孔欲裂，然后在爆破工作面运输巷的深孔欲裂。2、工作面回风巷和运输巷的深孔欲裂依次向外循环作业，深孔欲裂爆破时工作面上下两巷的工作面人员全部撤离到安全警戒地点以外，方可进行爆破。（附图：炮眼布置剖面图） 第六节 炮眼装药和充填炮泥1、装药方式：采用正向装药方式2、炸药类型：采用煤矿许用二级柱状乳化炸药， 采用药卷规格为60200mm3、装药量：装药量详见炮眼参数

38、表； 4、封孔：炮泥采用微潮的过筛黄土和沙子按一定比例加工制作，利用自制接力炮棍进行装填，封泥长度见爆破说明书。深孔炮眼装药量由少到多，逐渐增加，最后达到设计装药量，爆破方式为串联爆破。第四章工作面布置第一节 工作面布置方式12B4-2(1525)采煤工作面切眼长10m，切眼沿倾向布置，沿走向推进；可采长度：风巷为610m，运巷为610m；停采线：工作面回采至+1525m水平B组煤运输石门20米时停止回采，以免破坏为+1525m水平B组煤运输石门而留设的保安煤柱。第二节 12B4-2（1525）采煤工作面上下两巷巷道支护形式12B4-2（1525）运输巷巷道的为圆角矩形巷道巷道断面为宽3.5m

39、*高2.5m，巷道净断面为8.7m。12B4-2（1525）回风巷巷道断面为圆角矩形断面，巷道高为2.3m巷道宽为3.0m，巷道断面为7.3m。12B4-2运输巷和12B4-2回风巷支护采用锚网支护，锚杆间排距为800mm,顶板部分顶煤松软处采用缩小锚杆间排距和加打锚索梁支护。 巷道支护：支护材料锚杆：帮顶锚杆采用直径18mm、长度2000mm的等强螺纹锚杆；锚固剂：树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为350mm，树脂锚固剂型号为MSZ2335，规格23mm350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不得小于60KN。 经纬网：锚网：采用直径不小于3.5mm的钢丝制作的经纬网，网格为

40、长宽=6060mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用12#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。托盘：托盘为正方形，规格为长宽厚=250mm250mm10mm。 运输巷支护材料消耗表（每米巷道）名称单位数量锚杆根 22托盘块 22树脂锚固剂卷 44经纬网 7.8支护材料消耗表（每米巷道）名称单位数量锚杆根14托盘块14树脂锚固剂卷42经纬网7.6 12B4-2运输巷支护图 12B4-2回风巷支护图 第五章 采煤工艺第一节 采煤方法B组煤层属急倾斜厚煤层，煤层倾角较大，煤层倾角在53-75之间，12B4-2（1525）采煤工作面选择小阶段液压支架炮采放顶煤采煤法回

41、采，开采高度2.5m，放煤高度7.5m，阶段采高10m，采放比为1:3,液压支架选用ZF3200/17/27型放顶煤液压支架。回风顺槽超前支护采用DZ-2.5型单体液压支柱配一字铰接梁进行支护；运输顺槽超前支护采用DZ-2.5型单体液压支柱配3.2米型梁进行支护，回风巷上部顶煤，在工作面与回风巷外边的通风眼外侧3米处，打回风巷上部实体顶煤与煤层顶板岩层的深孔爆破欲裂眼，进行回风巷上部顶煤和顶板岩层欲裂。第二节 回采工艺流程 缩刮板输送机机尾移超前支护移支架放顶煤 1、缩刮板输送机机尾顶煤回采至见矸石时，开始缩刮板机机尾，缩刮板机机尾时必须保证刮板机机尾伸入采空区后不超过3.6m，每次缩一张中部

42、槽，中部槽缩出后，为防止刮板机机尾被放顶煤压死，必须对刮板机机尾用圆木或加工的棚掩件进行棚掩，棚掩高度不小于0.7m。 2、移超前支护先移回风顺槽超前支护，后移运输顺槽超前支护。回风顺槽超前支护每次前移一根梁长，运输顺槽架前超前支护迈步前移，移超前支护时三人操作，两人抬钢梁，一人升单体支柱，逐根逐组移设。单体支柱必须升紧，并挂好防倒绳。 3、移支架将支架前后及架间浮煤杂物清理干净后方可移架，移架时先操作尾梁操控阀将尾梁降柱，操纵移架油缸操控阀使移架油缸前伸到位，将连接销子插好，升紧支架前端的固定单体支柱，初撑力达到90KN以上，然后操纵移架油缸操控阀，收缩移架油缸，将支架向前拉出，每次移架距离

43、800mm，到位后，卸载移架装置前端的固定单体支柱，并妥善放置在巷道两帮，操纵移架油缸操控阀使移架油缸前伸到位，将连接销子插好，再次升紧支架前端的固定单体支柱，按上述步骤循环操作，进行移架。移架到位后，支架顶部不平整处用木料接顶背实，确保工作阻力达2720KN以上。移架时如果出现歪架、倒架、应及时进行处理，然后方可移架，严禁强拉硬移。每循环移架距离为1600mm。 4、放顶煤操纵液压支架尾梁操控阀，视工作面架后落煤情况进行放顶煤作业，放顶煤时，架下及尾梁附近严禁人员作业，放煤工不得离开岗位，要控制放煤量大小，以防压死机尾。放煤至见矸石时停止，进行下一循环作业。5、严禁移架、缩刮板机机尾、放煤平

44、行作业。第三节 支护设计一、单体支柱支护强度计算1、采用经验公式计算支护强度 支护强度验算：pt9.81hk=（9.812.52.55）KN/m2 =306.5625KN/m2式中pt工作面合理的支护强度，KN/m2。 h采高，2.5m； 顶板岩石重力密度，2.5t/m3； 工作面支柱应支护的上覆岩厚度与采高之比，一般为48，该处取5支柱实际支撑能力计算 RT=kgkzkbkhkR=（0.990.950.93190） =228.5KN RT支柱实际支撑能力KN Kg工作系数0.99 Kz增阻系数0.95 Kb不均匀系数0.9 Kh采高的倍数3 K倾角系数1支柱额定工作阻力90KN3、工作面上下

45、两巷超前支护合理支护密度 n=Pt/Rt=306.5KN/m2/228.5KN=1.34棵/m2 n支柱合理的支护密度 工作面超前支护20m巷道宽3.2m 超前支护范围64m2 64m2/1.34棵/m2=47棵工作面单体支柱型号为DZ-2.5型，支柱额定工作阻力为90KN。本工作面上下两巷超前支护根据规程要求超前支护不小于20m双排支护，间排距不得大于（1m1m）经验算本工作面超前支护4棵/m2。工作面超前支护单体支柱不小于60棵。故：47棵90KN=4230KN60棵90KN=5400KN 5400KN4230KN 现工作面支护密度及工作阻力远远大于20m范围内巷道压力，故超前支护20m符合要求。工作面支架ZF3200/17/27液压支架，支撑高度为1.7m-2.7m，支护范围5m。工作阻力为：3200KN故：3200 KN 306.5625KN/m25m1m=1530kN 液压支架的工作阻力为3200KN远