采区煤柱回收设计方案3116Word文档格式.docx

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采矿助理工程师

邹朝洪

采煤副总

卢本威

地测副总

何志

掘进副总

技术员

朱玉和

支明全

梁定福

前言

兴文县万寿镇兴龙煤矿设计生产能力为15万t/a，正常生产矿井，位于兴文县大河苗族乡回龙村二组，证照齐全，矿区面积为1.0838平方公里，由4个拐点坐标控制矿区范围；

允许开采区内11号煤层，准采标高为+385～+200ｍ。

各大生产系统运行正常，安全生产机构人员配置齐全，安全生产标准化等级：

二级；

目前布置一个采区（一采区），有3个采煤工作面（3109采煤工作面、3113采煤工作面、3116采煤工作面），根据矿井三年采掘规划（2018年-2020年）和2020年采掘抽接替计划，待一采区所有布置的采煤工作面回采完毕后对一采区三条上山压覆的煤柱及主要机电设备进行回收、回撤，矿井对采区煤柱进行了编号管理（即3116上工作面、6116中工作面、3116下工作面）；

因3116中工作面区域地质构造复杂，煤炭质量差，经商定不回收该区域的煤柱；

先对3116上工作面进行回收再对3116下工作面进行回收，固本方案只对3116上和3116下工作面进行设计和规定；

同时根据《煤矿安全规程》规定特编制矿井一采区煤柱回收设计方案。

编制依据

一、兴文县万寿兴龙煤矿隐蔽致灾因素普查报告。

二、2018年兴文县矿山救护队对兴龙煤矿瓦斯鉴定报告。

三、四川省煤炭产品质量监督检验站检测，煤层自燃发火倾向性鉴定报告、煤尘爆炸性鉴定报告。

四、3116工作面残余瓦斯含量检测报告。

五、地质部门3116工作面地质说明书。

六、3116工作面瓦斯抽采达标评判报告。

七、2019年度安全风险辨识评估报告，3116工作面安全风险专项辨识。

八、兴龙煤矿2020年采、掘、抽接替计划。

九、《防治煤与瓦斯突出细则》。

十、《煤矿安全规程》及其它技术规范。

矿井基本概况

一、交通位置

兴文县万寿镇兴龙煤矿位于兴文（古宋）县城南东，直线距离约11公里的大林沟，属兴文县大河苗族乡（原万寿镇）回龙村所辖。

矿井有简易公路约300米与古（宋）金（鹅）公路相通，向北东18公里至古宋。

由古宋向北行20公里至江门，距大河货运火车站8公里,距宜叙高速入口12公里，交通方便发达。

二、地形地貌

矿区属川南盆地侵蚀构造台状低山丘陵区～构造侵蚀溶蚀中山区，地形起伏较大，区内山脉整体走向为北西～南东向，与构造形迹方向基本一致。

区内总体地势为东高西低的单面斜坡，斜坡上由东至西流向的横切沟谷发育。

矿区附近最高点为南东背斜核部一山头，海拔标高+810m，最低点为矿区西侧的永清河，海拔标高约+350m，为区内最低侵蚀基准面，区内相对高差150～400m，最大为460m，属中等～深度切割。

矿区及附近总体斜坡类型为顺向和逆向斜坡，分布于回龙场向斜两侧，在横切沟谷两侧局部发育横向斜坡。

在山前坡麓、坡度平缓或低洼地带分布有少量土质斜坡，为主要的农耕区及居民地。

三、河流

区内水系较发育，属长江支流古宋河水系，矿区西侧的永清河为区内常年性河流，其余大多为横切走向的季节性冲沟，发育于东高西低的单面坡上。

区内坡度较大，平均约28°

，大气降雨沿坡面和冲沟迅速排泄，汇入矿区西侧的永清河，再向北蜿蜒流入古宋河，最终汇入长江。

四、地质构造

1、断层：

根据3116工作面地质说明书及在施工巷道时揭露情况分析，工作面区域内无断层发育。

2、褶曲：

根据3116工作面地质说明书及在施工巷道时揭露情况分析，3116中工作面区域有地质薄化带，该段目前已计划不回采。

五、水文地质

1、含水层的分析：

直接顶泥质砂岩或粉砂岩厚度5～9m，属相对隔水层，老顶为长兴灰岩属弱含水层40～43m；

随着工作面的回采直接顶、老顶垮塌，预计会有少量淋水、滴水现象。

2、其他水源的分析：

其它水源主要为生产作业用水，因直接底为深灰色泥质砂岩与粘土岩互层，遇水膨胀，致使底板常见鼓胀现象，属不稳定岩体所以在回采过程中注意生产用水管理。

第一章工作面基本情况及回采影响

第一节工作面及其井上下关系

一、3116工作面的位置

位于矿井+259水平、一采区三条上山压覆煤柱（即3116采煤工作面），标高为+273.5m至+341m；

二、3116工作面几何参数

根据采掘接替计划，先回收3116上工作面的煤炭，再回收3116中工作面的煤炭（因地质构造复杂放弃回采），最后回收3116下工作面的煤炭；

3116上工作面走向长度74m、平均倾向长度63m、面积4662m2。

3116下工作面走向长度76m、平均倾向长度93m、面积7068m2。

三、3116工作面地面相对位置

地面标高+675m至+750m之间，区域内无公路和水体的存在，也无重大建筑物。

四、采止线位置

采止线位置设置在距采区回风上山15m处。

第二节工作面回采对地面的影响

地表为山区斜坡地形，主要以林地和旱地为主；

区域内无公路、大型水体以及重大建筑物、居民点、河流、水库等重要建筑物；

最小垂高超过400m且煤层顶板岩性主要为坚硬的长兴灰岩和飞仙关组砂岩，垮塌程度预计为回采高度的7-15倍，回采最大高度为2m，垮塌最大高度为30m，所以工作面在采动后对地表无明显影响。

第三节工作面相邻的采动情况及影响范围

东邻356回风巷，南邻3112上、3112中、3112下及3114工作面采空区，西邻采区下部车场，北邻3111上、3111下及3113工作面采空区，距采区回风巷留设有15m的安全煤柱，回采期间对采区回风巷有一定影响，回采过程中抓好邻近采空区瓦斯和巷道维护管理。

第二章回采范围内地质、煤层赋存情况

第一节煤层赋存情况

一、煤层结构

属单一煤层（11号）开采，中间不含夹矸，根据运输巷和回风巷揭露情况分析煤层层理清晰，基本无软煤分层，煤层结构较为简单。

二、煤层厚度

根据已掘出的巷道现场收集资料，煤厚为1.5-1.8m间，经综合分析工作面平均煤厚为1.65m。

三、煤层倾角

根据已掘出的巷道现场收集资料，3116上工作面煤层倾2-10°

平均倾角6°

。

3116下工作面煤层倾19-23°

，平均倾角,21°

四、煤层硬度

根据《地质勘探报告》11号煤层层理清晰、硬度较大，硬度系数f=1.0，在工作面回采时注意大块煤的粉碎。

煤层赋存情况表

煤层厚度（m）

1.65

煤层结构

简单

煤种

无烟煤

开采煤层

硬度

F=1.0

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

11号煤层，宏观煤岩类型为半暗—半亮型煤，上部以暗煤为主，夹较多薄层亮煤及镜煤条带，呈细—宽条带状，顶部富含丝炭及黄铁矿细脉；

下部以亮煤为主，性脆，外生裂隙发育，呈鳞片状结构，似层状构造，含黄铁矿结核及少量丝炭透镜体。

煤为黑色—灰黑色，似金属光泽为主，硬度小，脆度大，断口大多呈参差状，阶梯状，外生裂隙较发育，鳞片状、条带状结构，层状及似层状构造，真密度1.50g/cm3。

五、煤层品种

开采煤层为11号煤层，属于中灰高硫中高发热量无烟煤。

煤层

编号

原煤水分（%）

灰分（%）

挥发分（%）

全硫（%）

发热量

（MJ/kg）

煤层品种

11号

0.79—4.04

17.32—42.85

4.84—13.16

1.41—7.72

17.88—29.09

2.04

27.34

7.85

3.56

25.17

六、煤层顶板

11号煤层伪顶是随采随落的炭质泥岩，厚约0.1m，局部无伪顶，其坚硬系数ｆ为1；

直接顶为泥质砂岩或粉砂岩，夹薄层泥灰岩或石灰岩，厚度为5～9m属中等稳定顶板，其坚硬系统f值为4～6，基本是随采随垮，但在小范围内一般不易垮塌；

老顶为长兴石灰岩，厚度为40～43m，属坚硬顶板，其坚硬系数f为８～10；

综上，11号煤层顶板岩层层理、节理均不发育。

七、煤层底板

煤层直接底为深灰色泥质砂岩与粘土岩互层，厚约1.5m，遇水膨胀，致使底板常见鼓胀现象，属不稳定岩体；

基本底为泥质粉沙岩、粉砂岩、细砂岩夹数层似层状磷铁矿及薄煤层或碳质泥岩含较多磷铁矿结核及鲕状菱铁矿，厚约100m；

综上，11号煤层底板岩层层理、节理均不发育。

煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

长兴灰岩

40～43

灰色中厚层状石灰岩

直接顶

泥质砂岩或粉砂岩

5～9

深灰色泥质砂岩及泥质粉砂岩为主

伪顶

碳质泥岩

0.1

黑色碳质泥岩

直接底

粘土岩与砂质岩互层

1.5

深灰色泥质砂岩与粘土岩互层

基本底

泥质粉砂岩

100

灰、深灰色泥质粉沙岩、粉砂岩、细砂岩夹数层似层状磷铁矿及薄煤层或碳质泥岩含较多磷铁矿结核及鲕状菱铁矿。

八、工作面储量

1、3116上、3116下工作面可采储量，除去15m的保安煤柱；

Q储=LhMD=（59×

63×

1.65×

1.5×

0.95）+（61×

93×

0.95）≈22080t

式中：

Q储--工作面储量，t；

L--工作面走向的平均可采长度，m；

h--工作面沿倾斜的平均可采长度，m；

M--回采煤层平均可采厚度，取1.65m；

D--煤的容重，取1.5t/m3；

2、工作面的可采期

Q可采期=Q回÷

Q月=22080÷

5000≈4.4（月）

式中：

Q可采期--可采期限，月；

Q回--可采煤量，22080t；

Q月--每月计划回采煤量，5000t。

第二节气体、发火倾向、煤尘爆炸等情况

一、瓦斯、二氧化碳涌出量

根据2018年度兴文县矿山救护队对兴文县万寿镇兴龙煤矿瓦斯涌出测定报告，矿井最大绝对瓦斯涌出量为5.33m³

/min，相对瓦斯涌出量为23.67m³

/t，采面最大均最大绝对瓦斯涌出量为1.19m³

/min，矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出；

同时根据与之相邻的工作面回采时收集资料，其瓦斯绝对涌出量为0.5-2.0m³

/min，二氧化碳绝对涌出量为0.8m³

/min，预计3116工作面最大绝对瓦斯涌出量在2.0m³

/min左右，绝对二氧化碳涌出量在0.8m³

/min左右。

二、工作面突出危险性

所采的11号煤层为突出煤层，本区域防突措施主要以顺煤层钻孔预抽工作面煤层瓦斯，实施预抽煤层瓦斯后，对工作面煤层进行了区域措施效果检验。

区域防突措施效果检验所测的残余瓦斯含量低于8m³

/t方可进行回采作业，经综合分析该工作面煤层只有在瓦斯抽放达标，判定煤层无突出危险性后，可以进行回采工作，但工作面在推进过程中严格执行局部综合防突措施。

三、工作面自然发火倾向性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站的检测报告，11号煤层自然发火倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层。

在生产过程中仍然加强预防浮煤氧化自燃的措施。

四、工作面煤层爆炸性

根据四川省煤炭产品质量监督检验站的检测报告，11号煤层无煤尘爆炸危险性。

第三章采煤方法

第一节巷道布置

工作面运输巷施工为梯形断面，采用9#金属工字钢加工成梁腿进行支护巷道，该巷道净高为1.8m，运输巷沿南北布置，主要用于运输、进风、行人等；

工作面回风巷施工为梯形断面，采用9#金属工字钢加工成梁腿进行支护巷道，该巷道净高平均为1.8m，主要用于回风、安全出口等。

切眼直接采用采区溜煤上山作为工作面回采时的开切眼，在回采时采用单体液压支柱进行支护控顶，切眼主要作采场用。

第二节采煤方法和采煤工艺

一、采煤方法：

采用走向长壁后退式采煤法。

二、采煤工艺：

采用爆破落煤（炮采）。

三、采高控制：

平均厚度为1.65m，工作面采全高，当局部地点煤层增厚时，最大采高不得大于2.2m。

四、装煤方式：

人工装煤。

五、运煤方式：

采用刮板运输机运送工作面的煤炭。

六、支护形式：

采用单体液压支柱配金属铰接顶梁控制工作面顶板。

七、回采顺序：

每循环由机头往机尾方向开帮。

第三节落煤方式及炮眼布置设计

1、落煤方式：

爆破落煤。

2、打眼方式：

采用风煤钻打眼。

3、爆破材料：

采用煤矿许用毫秒延期电雷管或煤矿许用瞬发电雷管和煤矿许用乳化炸药，正向装药，一次装药，一次起爆。

4、中间眼眼深1.3m。

5、顶、底眼眼深1.4m。

6、在爆破过程中必须使用水炮泥和黄泥封满炮眼。

7、工作面采用ZQHS-25/2.0型气动手持式钻机配1.5m长的麻花钻杆打眼。

炮眼布置三视图

装药结构示意图

爆破说明书

炮眼名称

炮眼编号

眼深（m）

眼距（m）

封泥

炮眼角度（°

）

装药量

雷管段数

雷管数量（发）

爆破顺序

联线方式

炸药品种

水平

坚直

眼数（个）

眼装药量（条）

总装药量（条）

总装药量（kg）

左

右

仰

零

俯

中间眼

1～31

1.3

0.8

≧0.5

31

2

62

19

瞬发

1

大

串

联

煤矿许用三级乳化炸药

底眼

32～62

1.4

15

46.5

14

Ⅲ

顶眼

63～93

1.0

9

总计

93

139.5

42

平均采高（m）

单班倾斜推进长度（m）

25

每月正常工作天数（天）

27

每班炸药消耗量（kg）

每天炸药消耗量（kg）

126

每月炸药消耗量（kg）

3402

每班雷管消耗量（发）

每天雷管消耗量（发）

279

每月雷管消耗量（发）

7533

备注：

实际回采后再根据采煤的需要进行调整。

第四章顶板控制

第一节顶板及支护设计

一、顶板

根据工作面回采地质说明书所描述工作面顶板情况,知道该工作面属Ⅱ类顶板且根据相邻工作面回采情况，该工作面顶板属随采随垮，控顶方式较简单。

二、工作面的支护设计

（一）合理支护强度的计算

1、采用经验公式计算：

Pt=ghrk

式中Pt——工作面合理的支护强度

g---重力加速度，9.8m/s2

h——采高，2.2m（最大）

r——顶板岩石容重，2.0-2.5KN/m3

k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取5。

Pt=9.8×

2.2×

2.5×

5≈270（KN/m2）

2、根据DW22-300/100或DW25-300/100型单体液压支柱,查表得：

RB=300KN。

3、支柱实际支撑能力计算：

Rt=RB·

Kg·

Kz·

Kb·

Kh·

Ka=300×

0.99×

0.95×

0.94×

1.0×

0.95≈252（KN）

式中RB——单体支柱最大理论支撑能力。

Kg——工作系数0.99

Kz——增阻系数0.95

Kb——不均匀系数0.94

Kh——采高系数1.0

Ka——倾角系数0.95

4、工作面合理的支柱密度计算：

n=Pt/Rt=270/252≈1（根/m2）

5、根据合理的支柱密度，确定支柱的支护参数：

（1）根据我矿现有的单体液压支柱型号：

支柱的排距a、柱距b，根据开采的循环进度1.2m，即a：

1.2m。

（2）柱距b的确定，工作面按点柱的支护形式计算：

b=1÷

（a×

n）

（1.2×

1）

b=1.2（m）

式中b——柱距

a——排距

n——支柱密度,根/m2；

经计算b=1.2m，根据我矿以往回采经验，确定该工作面柱距为0.8m。

加上该工作面煤层厚度1.65m，顶板岩石比较坚硬、底板是泥质砂岩与粘土岩石与存，选用DW25-300/100、DW22-300/100型单体液压支柱，配HDJA-1200型金属铰接顶梁控顶；

3、根据工作面地质条件和工作面所需空间,采用“见四回—”三．四排控顶，最大控顶距为5.0m，最小控顶距为3.8m。

具体详见下表：

序号

项目

单位

数量及说明

数量及说明

顶板类别

Ⅱ类

7

炮道宽度

m

控顶方式

“三四”排控顶

8

控顶距（最小/最大）

3.8/5.0

3

支柱柱距

顶板管理方法

全部垮落法

4

支柱排距

1.2

5

加强支柱柱距

0.6

6

密集柱距

0.4

第二节工作面顶板控制

一、工作面回采时顶板控制方式

1、顶板控制方法：

采用单体液压支柱配金属铰接顶梁正悬臂支护控顶。

2、控顶距离：

根据工作面支护设计计算，柱距为0.8m，排距为1.2m，最大控顶距为5.0m，最小控顶距为3.8m。

3、放顶要求：

采用"

见四回一"

方式控顶，将最后一排支柱回柱后采空区自行垮落充填采空区。

4、挂梁及临时支护的具体操作规定：

（1）放炮崩倒或冲斜的支柱必须及时恢复。

（2）工作面放炮后，及时找净伞檐、伪顶、活石，挖净片帮煤体，立即进行临时支护工作。

其操作方法为：

清理帮顶危岩伞檐→挂梁插调角水平楔→用木板或背接材对顶板进行背接→紧固角水平楔→立柱加液。

（3）挂铰梁后进行背接不能确保作业安全或煤壁超宽部位，采用单体支柱加铰梁或带帽点柱作临时支护，临时支柱架设后不得影响基本支柱，基本支柱未架好，不准回拆临时支柱，若基本支柱架设好后煤壁还是超宽，则不得回拆临时支柱。

二、工作面正常回采时特殊支护形式

1、密集支柱在末排基本柱的基础上加密，加密方式为两根基本柱之间加密一根（带帽支柱）。

2、机头抬棚采用3.8m的π型梁、机尾抬棚采用3.4m的π型梁配单体液压支柱支护，机头为“四对八梁”，机尾“两对四梁”，刮板运输机机头处因电机影响，可根据现场情况适当调整排距，按“一梁四柱”设置。

3、堆柱：

工作面每间隔10m支设一组堆柱，在原有基本柱基础上每组加设3根。

4、工作面炮道梁端至煤壁顶板垮落高度大于200mm时加强背接，并增设支柱。

5、工作面每间隔10m支设一组戗棚，每棚支设3根，戗棚与堆柱必须错开设置，错距为5m；

当煤层厚度小于1.2m时可不设置戗棚，增加堆柱密度。

6、在密集支柱无法挡住矸子窜入工作面时，在密集支柱背后背接木板或坑木。

三、作业顺序

进班安全检查→攉煤→支护→打眼（回柱）、装药→放炮→安全检查→临时支柱→攉煤→支护。

四、工作面回柱放顶的方法

1、采用30T溜子链条配单体液压支柱或回柱器人工回柱放顶。

2、堆柱、戗棚等在确认稳固完好、基本柱稳定可靠时方可回柱。

3、机头抬棚支护采用迈步式交替前进，机尾抬棚支护采用齐梁式前进。

4、在回密集支柱时必须先超前支设不低于5m新密集，两段密集支柱之间必须留有0.5m宽以上的安全出口。

5、回柱放顶与打眼平行作业安全间距不小于15m。

五、顶