1、十一、 小型煤矿高档普采工作面（河南省登封市蹬槽煤矿）磴槽煤矿概况磴槽煤矿位于登封市大金店镇磴槽村，矿井东西走向 2.8163.025km，南北宽0.3841.01km，面积约为 2.1967Km2，批准开采深度为+5000 标高。本区位于伏牛山南侧，为低山丘陵区。区内地势总体呈北高南低，东高西低的缓倾斜山坡，地面坡度较大，冲沟发育，有利于大气降水的迳流和排泄。矿区位于嵩山背斜之间的颖阳芦店向斜的南翼东南段 ，属嵩箕构造，嵩箕断隆小区。区内构造简单，仅在中部发育两条小型正断层 F6 和新 F6。矿井所采二 1 煤层，该煤层赋存于二叠系山西组的下部，上距砂锅窑砂岩 64.34m，下距 L8 石灰
2、岩 11，1M 。煤层走向 7585 倾向 345355，倾角 2526，煤层厚度为0.712.21m ，平均厚度为 4.05m。矿井实际生产能力 36 万吨，回采到+125 水平。现有两个回采工作面，两个巷掘进工作面和三个岩巷，开拓掘进工作面。采用 650mm 皮带和刮板输送机运煤，利用 1 吨矿车和三吨箕斗运输提矸下料。该矿属于高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为 14m3/t.d，绝对瓦斯涌出量 6.5m3/min，矿井正常涌水量 70m3/h，最大涌水量为 100m3/h，主要表现为顶板淋水。第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系一、 工作面的位置：67101 工作面位于东采区+125+1
3、75 水平，东部为 F6 断层边界煤柱，西面为采区边界煤柱，南部为 57081 工作面采空区，北部为未开采井田。工作面底板最高标高为+175m，最低标高为+125m，工作面走向长 380m，倾向长 120m，可采面积为45600m2。二、 地面相对位置，该工作面在桑楼村西北方 0.6km，奶头山以南，地表为丘岭地带，地面标高在+527.5565m 之间，工作面地表为荒地。三、回采对地面的影响：由 57081 工作面回采情况推算，回采该工作面可能造成地表出现裂隙情况，裂隙宽度在 00.2m 之间，裂隙长度在 310m 之间，下雨时可能造成地表渗水。地面周围无建筑物和其它设施，不会造成其它影响。工
4、作面南部为 57081 工作面采空区，回采后工作面压力往北移动，工作面距回风巷2030m 内有压力增大情况。工作面西部和北部都是未开采井田，东部为 F6 断层边界。第二节 煤层一、煤层厚度：跟据运输巷、回风巷和切眼掘进巷道探煤情况推断，工作面内煤层最大厚度为7.0m，最小厚度为 0.5m，平均厚度为 4.0m，工作面由 F6 断层往西 100m 煤层变化较大，厚度变化在 0.5-5.0m 之间，再由此往西到切眼，煤层厚度较稳定。二、煤层产状：煤层走向 75 85之间，倾向 345355之间，倾角 2035之间，平均倾角 27。三、煤层结构该煤层属比较稳定性煤层，由东向西具有厚薄相间的变化趋势，
5、煤层结构较复杂，在掘进该工作面运输巷和回风巷时，由 F6 断层往西 100m 之间出现夹矸，夹矸厚度在0.2 2.m 之间，夹矸以下煤厚 0.5m 左右，夹矸以上煤厚 1.5m，煤层层理紊乱，煤硬度为11.5 ，回采时煤容易片帮，煤层注水困难。四，煤质该工作面的二 1 煤为黑色粉状，偶见块状，鳞片状薄层，玻璃光泽，煤的原生结构构造不清，强度低，地质疏松，易碎，煤的视密度为 1.36t/m3，该煤层为低灰，特低硫，低磷中高发热量贫煤（发热量为 23mJ/kg）局部为无烟煤，主要用作火力发电，沸腾层发生炉等工业用煤，同时也是上好的民用燃料。第三节 煤层顶底板一、煤层顶板1、伪顶为碳质泥岩厚度 0.
6、3m，直接顶为砂质泥岩和细砂岩，平均厚度的 3.5m 左右，层理发育含大量白云母片。基本顶以灰色细粒长石、石英砂岩为主（又叫大占砂岩）微波状层理，厚度在 1023m。层理发育，含大量白云母均匀分布，垂直裂隙内充填方解石脉 ，呈灰白色有吸水性。2、顶板岩性组合特征为顶板，工程地质条件较好，易维护和管理，但在顶底为泥质或炭质泥岩地段，可产生片帮冒顶，泥化等不良工程地质现象。二、煤层底板直接底岩性以砂质泥岩为主，次之为泥岩或炭质泥岩，平均厚 4m，呈深灰色和灰黑色，可见点状云母片和黄铁矿结核，并且水平层理较发育。老底为砂质灰岩，平均厚6m，呈灰黑色薄层状细砂岩夹砂质泥岩，含有黄铁矿结核和根茎化石，灰
7、色石灰岩隐晶质蜓科化石。各类岩石的饱和抗压强度为：泥岩 14.752.1MPa，砂质泥岩 15.769.8MPa 即为较稳定性底板，生产中易于维护和管理。三、地层综合柱状见附图 1第四节 地质构造一、断层：工作面有两个倾向断层，新 F6 和 F6 穿过。两个断层都是正断层。新 F6断层走向 N1731E，倾向 287301，断面倾角 60左右，落差在 02m 之间，破碎带较宽，该断层距提矸井 300m，对工作面采影响不大，F6 断层走向 2225，倾向292295倾角 80左右，落差为 1820m 左右，距提矸井 95m 左右，工作面以该断层为停采线。二、褶曲：该工作面地质构造为单斜构造,地层
8、走向 75 85,倾向 345355，倾角2527。工作面运输巷、回风巷，开切眼素描图见附图 2第五节 水文地质二 1 煤顶板砂岩含水层，二 1 煤顶板 60m 范围内所含砂岩裂隙含水层组岩性为细中粒砂岩，共发育 39 层，累计厚度为 22m 左右。砂岩致密坚硬，裂隙不发育且多被方解石脉充填，主要以顶板淋水形式 矿坑充水。该含水层补给条件差富水性较弱。二 1 煤层底板灰岩含水层为太原组上段 L7L8 组成的灰岩含水层组。其中以 L7 石灰岩发育较厚，层位稳定，厚度为 9m 左右。其岩溶裂隙发育不均，该石灰岩含水层导富水性极不均一，岩溶水补给循环条件中等，回采过程中会出现底板涌水现象，下运输巷设
9、置水仓，使用水泵排水，对开采煤层影响不大。在夏秋雨季，工作面回风巷底板涌水有增大现象，主要有地表水顺裂隙渗透到工作面上部采空区。57081 工作面老空水大部分顺着回风巷水沟或排水管流到水仓内，小部分沿着底板渗 透到工作面。57081 工作面回采结束后进行了注浆灌水，但在掘进该工作面回风巷之前进行了有计划的放水，对工作面回采无影响，掘进工作面运输巷和回风巷经过新 F6断层时，只表现出顶板淋水情况。该面无地质钻孔。工作面涌水量；工作面正常涌水量为 5m3/h，最大涌水量量为 10m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、根据 2004 年瓦斯鉴定情况, 矿井相对瓦斯涌出量为 14m3/t.d,绝对瓦
10、斯涌出量为6.9m3/mim。相对二氧化碳涌出量为 4.1m3/t.d，绝对 CO2 涌出量为 2.0m3/min，属于高瓦斯矿井。相邻 67091 工作面相对瓦斯涌出量为 3m3/t.d 绝对瓦斯涌出量为3.57m3/min，根据相邻工作面和掘进巷道预计，该工作面相对瓦斯涌出量为 9.5m3/t.d，绝对瓦斯涌出量为 3.96m3/min，相对二氧化碳涌出量为 2m3/t.d，绝对 CO2 涌出量为0.84m3/min，属低瓦斯工作面，但按高瓦斯工作面管理。二、根据河南省煤田地质局三队提供的河南省大金店镇新新勘探区磴槽煤矿储量（地质）报告二 1 煤层煤尘爆炸危险性试验加岩粉量为 50，火焰长
11、度为 10mm，定为有爆炸危险性煤，爆炸指数为 10.93，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。二 1 煤层有自燃倾向性，本矿曾发生过煤层自燃，其自燃发火期为 5 个月。三、地温冲击地压和应力集中区，根据运输巷、回风巷、切眼工作面温度一般为2021 ，掘进切眼和运输巷时顶板前方有煤炮声，支架压裂响声，地鼓等现象。有时出现片帮或塌落现象，煤层产生明显震动，伴有巨大响声的矿震现象。四、地质建议：1、在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆芭背严背实。2、顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空
12、区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。3、工作面每推进 20m 探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。4、对工作面底板涌水地段应及时疏通水沟，将水流到临时水仓并及时排出，记录该地点的涌水量。5、夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。第七节 储量及服务年限一、该工作面走向长 380m，倾向长 120m，平均煤厚 4.0m，煤层视密度为1.36t/m3，工业储量为 24.81 万吨，可采储量为 23.57 万吨。二、工作面服务年限为 11 个月。第二章 采煤方法该工作面煤层平均厚度为 4.0M，煤层倾角 27左右，顶板易垮落，采用单一走向长壁采煤法。第一节 巷道布置一、 磴槽
13、煤矿分为东西两个采区，东采区的皮带井为全矿的提煤运输井，东西采区各自有提矸运料井，两采区分别有独自的进风和回风井。东采区的皮带井和提矸井作为东采区的进风井为东采区的采掘工作面提供新鲜风。+125 水平运输大巷担负西采区和 67101工作面运煤任务。+175 水平岩巷和东回风斜井为采区回风、行人服务。皮带井和运输大巷使用 800mm 宽的皮带运输，提矸井使用 3 吨箕斗提矸运料。二、工作面运输巷、回风巷使用矿用工字钢支护。巷道断面规格为上净宽 2.0m，下净宽 3.0m，净高 2.1m，净断面 5.25m2，运输巷布置在 +125 水平煤层底板上，距+125 水平岩巷的水平距离为 50m 左右。
14、回风巷布置在+175 水平煤层底板上、巷道求平不求直，始终保持+030坡度，主要用于运料、回风、行人。运输巷求直不求平。每隔 80m 保持一条直线，主要用于运煤，进风和行人，巷道铺设 40T 的刮板运输机运煤。切眼断面规格为上净宽 1.8m，下净宽 2.8m，净高 2.0m，使用矿用工字钢和单体液压支柱支护。切眼距提矸井西 450m，方位与提矸井方位一致为 35950。三、皮带井和提矸井在+175 水平和+125 水平各有两条绕巷，巷道为半圆拱形断面，使用锚矸、喷浆支护，巷道净宽 2.8m，净高 2.5m，净断面 6.1m2。+175 水平绕巷主要用于运料、行人使用。+125 水平 绕巷主要用
15、于进新鲜风和行人。皮带井和提矸井在+175 水平和 +125 水平 正上方各有一个溜煤囤，使用锚喷支护。皮带井溜煤囤转载煤炭使用，提矸井溜煤囤转载矸石时使用。67101 运输巷每隔 80m 有一石门巷道与+125 水平运输大巷相连，石门巷道长 50m，断面规格为净宽 2.8m，净高 2.5m 的半圆拱。坡度为 230，主要用于转载运输、进风和行人。四、67101 工作面巷道布置图见图 3（比例 1：2000）第二节 采煤工艺一、采煤工艺过程，该工作面用爆破落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：工作面分成三段，一段在一个班内工艺流程为：打炮眼移置输送机爆破落煤修理歪扭棚打绞接顶梁支护顶板 人工装煤刮板
16、输送机运煤升单体液压支柱，同时工作面另一段进行工作为：派人回柱放顶，打眼注水，打炮眼，下一班工序与上一班相同，爆破落煤采高为 2.0m，放顶煤放至大块矸石流出为止。每天一个循环，一个循环推进1.2m。二、爆破落煤：1、打眼工提前 5 个小时下井到工作面打眼。用两台煤电钻分段同时打眼。炮眼角度为：炮眼与煤壁夹角为 8590 ，顶眼仰角为 510，底眼在垂直面上向底板方向保持1020的俯角，为了避免崩翻输送机，底眼眼底高出底板约 0.3m，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。2、炮眼布置方式：炮眼采用三花眼沿倾斜方向布置，这样爆
17、破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打眼劳动强度低，炮眼布置见附图 4，炮眼深度 1.2m，装药量根据煤质而定。一般情况下顶底眼装药量为 300g，煤软时，每个眼可装药 150g。每个炮眼封泥长度不小于 0.6m，炮眼装药结构示意图如附图 5。3、爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆，为了保证输送机不被爆破落煤压死。每班炮眼分两次起爆，一次起爆的长度为 20m，炮眼间的起爆顺序见附图 6。爆破说明书见附表 1.三、装煤与运煤：工作面采用 SGW-40 型刮板输送机运煤，在单体液压支住及铰接顶梁所构成的悬壁支架掩护下，输送机移到第 1、2 排之间。爆
18、破落煤后开动输送机把爆破后落在输送机上的煤运出工作面。同时使用荆芭和铰接顶梁支护顶板，在安全的情况下使用铁锨人工装煤。在班干部陪同下回收采空区的放顶煤，每 10m 放三个溜煤口，利用溜煤槽使煤直接溜到输送机上运出工作面。四、工作面支护和采空区处理1、工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护。采用正悬壁齐梁直线柱布置，最大控顶距为 4 排支柱，最小控顶距为三排支柱，排距为 1.2m，柱距为 0.55m。2、采空区处理：当工作面推进到第四排支柱时，对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接垮落。并且使用大荆芭堵住矸石，防止垮落矸石滚到工作面。五、放顶煤工艺1、煤层厚度 0.57.0m 之间，平均厚度
19、 4.0m,工作面采 2.0m 厚的煤，放煤厚度为05m，即采放比为 1：2.5 。2、工作面每推进 1.2m，进行一次放顶煤，即放煤步距为 1.2m。3、工作面采用低位单轮，间隔多口放煤，即沿工作面倾斜方向，每 10m 距离分三个放煤口，放煤口与槽沿平齐，开口 规格 0.40.4m2，开口间距 2.53.0m 。4、距下端出口 5m，不放顶煤，上端放煤要按工作面要求放净。5、初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到 1315m 以后，工作面推进到停采线以后，停止放顶煤。六、正规循环生产能力W=LShrc式中：W工作面正规循环生产能力，t。L工作面平均长度 120m；S工作面循环进
20、尺 1.2m。h工作面设计采高 4.0mr煤的容重 1.36t/m3c回采率 93。W=1201.241.3693=728.5t第三节 设备配置工作面使用 MZ-1.2 型煤电钻打眼。选用 DZ22 型单体液压支柱和 HDJA-1200 型铰接顶梁支护，荆芭和川杆背顶，采空区用大荆芭背帮。使用 40T 和 40TX 型刮板运输机送煤，其主要技术参数和数量见附表 2。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计1、参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数见附表 32、工作面合理的支护强度：Pt=9.81hrk（KN/m2）式中 Pt工作面合理的支护强度，（KN/m2）h采高 2.0
21、mr顶板岩石容重 2.5t/m3k工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比一般为 48，该处取 6。Pt=9.8122.56=294.3KN/m23、单体液压支柱实际支撑力Rt=KgKzKbKhKaR式中 Rt单体液压支柱实际支撑力Kg支柱工作系数，0.99Kz支柱增阻系数，0.95Kb支柱不均匀数 0.9Kh采高系数 1.0Ka倾角系数 0.9R支柱额定工作阻力 300KNRt=0.990.950.91.00.9300=228.5KN4、工作面合理的支护密度，n=Pt/Rt=294.3/228.5=1.29 根/m25、工作面柱距、排距，a=（NS ）/ （ Nb+F）式中 N工作面支
22、柱排数，4S每根支柱的支护面积，1/1.29m2F机道上方梁端至煤壁距离，0.6ma=（41/1.29 ）/（41.2+0.6）=0.57m6、根据以上计算的支护强度，工作面柱距、排距确定工作面选用 DW22 型单体液压支柱和 HDJA-1200 型铰接顶梁支护顶板。二、乳化泵站设计1、泵站及管路选型：乳化液泵站选在+175 水平皮带井绕巷处，管路选用直径为19mm 的铁管。2、泵站使用规定：泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证 23，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。泵站
23、压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于 18MPa。泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。曲轴箱内温度不得高于 50，不低于 5。第二节 工作面顶板管理一、工作面支架布置方式1、工作面选用 DZ22 型单体液压支柱和型铰接顶梁支护顶板，按顶梁悬挂方式布置为齐梁中心柱，顶梁布置为正悬臂，在采空区和煤壁侧悬臂长度各为 0.6m，煤层倾角2430, 倾角每 68支柱上仰 1，支柱迎山角为 35 ，使用荆芭垫柱底，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。工作面支架布置图如 7 所示。2、工作面采用“三、四排”控顶，最大控顶距 4.8m，最小控顶距 3.6m，放顶距1.2m，支柱排距 1.2m，柱距
24、0.55m，输送机行人道宽度 1.2m，堆放支柱顶梁，荆芭的材料道宽 1.2m，顶板控制说明书见附表 4。3、工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮的地方必须使用大荆芭和圆木背实，防止大量片帮。4、顶板使用小荆芭和川杆背实，以不露煤为原则，每排距之间使用 7 根川根，川杆直径不小于 40mm，川杆因压力折断时需及时更换。对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。二、顶板来压的支护措施1、在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，并按 0.4m 间距加密 切
25、顶斜抬棚和贴帮支柱，沿采空区一排支柱打一排戗棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。2、回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于 5m，要按 0.4m 间距在该处及其上下各 3m 的范围内加密 斜抬棚腿。当其悬顶长度大于 10m 时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每 5m 架设一组丛柱，每丛柱不得少于 5 根支柱；当悬顶段达 15m 时，每 5m 架设一个木 垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施。三、回柱放顶方法及回柱工艺，采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上，由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不小
26、于 20m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱 67m 打好戗棚，并保持后路 5.0m 内畅通，放顶处用 0.81m2 的荆芭挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，防止下滑伤人，铰接顶梁堆放在材料道内，放齐码好。回柱放顶距回收采空区舍帮煤的最小距离不小于 6m，回柱放顶在回收舍帮煤上段时，必须在其上段打一牢固的闭子。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面端头支护和平巷超前支护 1、采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。2、工作面运输（回风）巷超前工作面挂 12 列铰接顶梁，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，超前工作面煤壁 20m 范围内的运输（回风巷）架超前支护，架设单列铰接顶梁和单体液压支柱，临近工作面 10m 超 前支护架设双列铰接顶梁，后 10m 架设单列铰接顶梁。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于 1.6m
