内容发布更新时间 : 2024/7/3 9:41:15星期一 下面是文章的全部内容请认真阅读。

塔国（ ）煤矿炮采放顶煤工作面开采设计

一、矿区概况

内容：包括地理位置、交通情况、矿区含煤地层及产状、煤层厚度、煤层产状、顶底板岩性、矿井瓦斯含量、煤尘性质、水文地质等。 二、工作面概况

1、工作面位于矿井位置，布置方式，布置空间尺寸等。 2、煤层赋存情况

该工作面所采煤层参数，煤层结构，煤层厚度，煤层倾角，煤体容重 t/m3。 3、煤层顶底板岩性 老顶： ，平均厚m； 直接顶： ，平均厚m； 伪顶：平均厚 m；

直接底： ，平均厚 m。 4、地质构造情况 5、水文地质情况 正常涌水量m3/min。 6、瓦斯及煤层自燃

瓦斯涌出量m/h，煤层有爆炸危险性，煤尘爆炸指数%，煤层不易自燃。 7、工作面储量 工业储量：万T； 可采储量：万T。 三、采煤方法及巷道布置

1、采煤方法

本工作面采用水平分段走向长壁炮采放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板。 2、工作面布置

工作面回风巷沿煤层顶板布置、运输巷沿煤层底板布置，在 m处贯通两巷形成开切眼，沿煤层走向回采。

3、巷道断面及巷支护

回风巷净断面 m2，采用锚网支护，运输巷净断面 m2，采用锚网支护。开切眼净断面m2，采用棚梁支护，挂金属网，棚距 m。

4、巷道施工及支护要求

（1）回风巷按腰线沿煤层顶板施工，坡度5‰，巷道内布置皮带运输机； （2）运输巷按中心线沿煤层底板施工，坡度5‰； （3）切眼贯通两巷，高差不超过1m；

（4）锚网支护质量符合要求，棚梁支护可根据顶板压力情况及时调整，背帮、背顶、刹杆、撑杆齐全牢靠，严禁空帮空顶，确保支护质量。

三、放顶煤工艺回采工艺

工序：破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤；

流程：打眼→装药→放炮→移主梁→攉煤→移副梁→移溜→放顶煤。 1、落煤：采用爆破落煤方式（风镐或手镐辅助落煤）。

2、装煤：工作面采用爆破自装、放顶煤自装和人工装煤。 3、运煤

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工作面选用SGW—40型刮板运输机，运输能力150T/h，回风巷内铺设DSJ—650型皮带机。运输能力大于150 T/h。

4、支护

工作面采用DZ（22—25）—30/100）外注式单体液压支柱，配合2.4/3.6m长型∏型钢梁，一梁六三柱，对棚支护，走向布置，逐步前移，排距1.2m，柱距0.8米，遇底板松软支柱穿铁鞋。在防倒方面，架间用倾向挑棚，配合拉钩形成网络。

5、采空区处理

采空区处理采用全部垮落法，人工回柱放顶，最大控顶距3.6 m，最小控顶距2.4 m，放顶步距1.2 m，当工作面采通后，即可进行回柱移梁放顶，放顶顺序自下而上，由里向外逐棚依次进行。顶板垮落不充分时，必须采用人工爆破强制放顶。

6、放顶煤工艺

（1）放煤步距：确定为1.2 m，即开一遍帮放一次顶煤。

（2）顶煤预裂：根据水平分段高度，暂定阶段高20米，超前工作面20m对顶煤进行预裂爆破，炮孔布置、装药、连线、封孔、警戒、加强支护等工作在作业规程或专项措施中明确规定。

（3）放煤方式：采用分段间隔多轮次的放煤方式

多轮间隔放煤,从一个放煤口一次放空,就容易造成窜矸,堵塞相邻放煤口的不利情况,采用第一轮放1、3、5……,第二轮放2、4、6……,第三轮再放1、3、7……,如此循环放煤,则几乎同时相继见矸放净。即放煤段保持10 m，放煤口最小间距2.5 m，每轮放出煤量的三分之一，三轮将顶煤放完，即第一轮在一个分段内先在分段茬处开口放煤，每隔一个放煤口，开口一次，再在放煤口之间开口，放煤口间距离在作业规程中明确规定，再次在两放煤口间加一放煤口，把放煤口距缩为至3—5 m，依次逐渐缩小放煤口间距，直至两放煤口间距缩小至1.6m为止。第二轮、第三轮放煤打开第一轮放煤口，按第一轮的放煤方法依次放煤，每次开口放煤后和最后一轮放完煤见矸后，却要及时用荆芭和小杆堵口。当有大块煤矸堵塞放煤口时，只能采取人工打碎的方法，严禁在放煤口爆破。

（3）放煤顺序：在一个分段内由下向上逐渐加口放煤。

（4）放煤口位置：放煤口的位置在溜子沿以上，高度不得超过0.8 m，放煤口剪成“I”形式，长为0.4 m。

（5）放煤后要对支架、帮顶进行整理，确保支护质量。 七、清爆移溜

采面放完顶煤后，将浮煤清净，然后用液压移溜，移溜时应从一头推移，不得从两头往中间移，或从中间往两头移。移溜后溜子要平直、运转正常。

四、采面顶板控制设计 1、煤层顶底板岩性及分类 （1）煤层顶底板岩性及分类 老顶： ，平均厚 m； 直接顶： ，平均厚 m； 伪顶： ，平均厚 m； 直接底： ，平均厚 m； （2）顶底板分类

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直接顶为 岩，属 顶板，老顶初次来压（垮落）步距 m，周期来压（垮落）步距 m。本工作面沿两巷底板回采。

2、采场控制设计

本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。

（1）支，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板或底板垮落后所施加的压力，根据工作面实际情况，计算如下：

A、利用平均值加两倍均方差计算：

P1=(q+2sp)n=：[12+2(2-3)]×2.88=40.32—51.84t/m2 式中：q—支架支护强度（t/m2）；

Pt—工作面支柱载荷平均值（t/根）； Sp—均方差；

N—工作面最大控顶距支护密度（根/m2）。

B、按经验公式计算

P2=(4-8)hy=(4-8)×2×2=16-32t/m2 式中：p2—支架支护强度（t/m2）； h—工作面采高（m）；

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Y—煤岩平均容重（t/m），取2.0；

C、按支架全部承担直接顶全部重量计算： P3—支架支护强度(t/m2)； M—顶煤及伪顶直接顶厚度(m)； Y—煤岩平均容量(t/m2)。 D、支护密度计算

n1=P/F=48.42/30×0.8=2.07(/m2)； 式中：n1—支护密度（根/m2）； P—支架支护强度（t/m2）;

F—支柱额定工作阻力的80%（t/根）。

根据支护强度与支护工艺要求确定排距1.2 m，棚距0.8 m，验证工作面最大控顶距时的支护密度。

n=6/0.7×3.1=2.76根/m2

则n＞n1,确定工作面，即护顶。

A、护顶，要求所选棚距，不因护顶材料强度不足而引起频繁的局部漏顶，选0.7 m棚距对棚架设使用12号铁丝编制的质量可靠的小眼经纬网和小杆护顶，必要时，可将小杆替换成木板或荆条。护顶时网片长、短边搭接，搭接长度大于0.2 m，联网时要扣扣相联。

B、护底、保证工作面支护质量的前提是支柱不钻底，根据煤层和底板强度，再考虑是否需要穿铁鞋。

（3）稳：要求支架有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止推垮型冒顶事故发生，必须保证支护有足够的初撑力，初撑力100mm柱≥90KN，90mm柱≥60KN。

根据以上计算结果，选定本工作面支护方式为：∏型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距为3.6m，最小控顶距2.4m，排距1.2m，棚距0.8m，对棚支护，金属网护顶，放煤步距1.2m。

3、采面顶板管理 （1）工作面支护

根据采场支护设计要求，工作面采用DZ（22—28），80/100单体液压支柱配

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