BDY型并联顶梁液压支架放顶煤说明书Word格式文档下载.docx
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煤尘爆炸指数
46.3
（三）顶底板特征
顶底板
岩石类别
厚度
岩性
顶
板
老顶
灰色细砂岩
直接顶
灰白色细砂岩
30~80
伪顶
1~0.5
底板
深灰细砂岩
3
（四）储量
煤层各称
工作面尺寸
平均煤层
厚度（M）
地质储量
（万吨）
可采储量
工作面回
采率
走向（M）
倾向（M）
11号层
620
120
9.68
96.6
85
88%
（五）简要说明（构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等）
一、地质构造:
本区地质构造较复杂,较大断层有F17、T9。
F17为正断层，走向NE、倾向SE、倾角53º
～69º
，落差25米～75米，该断层属线间正断层。
T9断层为平推断层，走向NE、倾向SW、倾角20º
～25º
左右，落差10米～800米；
较小构造有F、F1,两构造均为上段开采实见,F断层为正断层，走向NE,倾向SE，倾角55º
，落差5米左右，F1断层为反倾正断层，走向NE,倾向SE，倾角55º
，落差5米左右。
在本段机道掘送过程中实见两个小断层，落差2米左右，对采区开采有一定影响。
二、煤层：
本区11号煤层全区发育较好，煤层结构较简单，厚度变化不大，浅部一般在10米～13米，但在本区根据钻孔见煤情况看煤厚有所增厚；
煤层底板往上3.5米左右，有一层0.05米至0.1米的灰色细纱岩。
煤层顶板向下0.6米至1.0米有3～5条黄色矸线，可做本煤层的标志；
且煤层底板向下3米左右，向南间距增大至10米以上，有一层3米左右薄煤，既11～2煤层，厚度在2米左右煤质较好，可做本煤层标志。
煤质，煤层均为灰黑色和黑色，玻璃光泽和树脂光泽，硬度属于中硬煤，煤岩类型半亮煤为主，半暗煤为次之，煤层可见明显的丝碳条带。
三、水文地质：
本区水文地质较简单，浅部含水层均被采空区破坏，但由于上段有旧巷，断裂构造影响裂隙发育，可能局部有积水现象，区内钻孔封闭情况，地表水泥封孔，地下封孔不详，应预防钻孔漏水、旧巷积水的可能。
四、瓦斯：
本矿属于低沼气矿井，无煤与瓦斯突出史，但随着矿井的延深、地质构造复杂，瓦斯积聚可能性增大，开采中做好探放瓦斯工作。
本区绝对瓦斯涌出量6m3/min,相对瓦斯涌出量6.31m3/T。
（六）井上、下对照关系：
一、地面：
有少量民房，砂石土路及农田,水沟洼地.详情见井上下对照.
二、邻区、邻层及邻近巷道
北部为T9断层;
南部为F17断层;
东部未开拓区;
西部为-440米标高11号煤层上段机道。
11号层顶板均为灰白色细砂岩，顶板距9～2号层30米～80米局部顶板可见灰白色粗砂岩。
底板向下3米左右有一层11～2煤层，距12号层20米左右，12号层与13号层之间为灰白色凝灰质砂岩，可做标志层。
报提人签字：
2008年8月12日
二、工作面设计
设计主要内容
采煤方法
走向长壁
一次循环进度
1.0米
采高
2.0米
放顶煤厚度
7.68米
落煤方式
炮采开帮、软帮放煤
一次放顶步距
煤层倾角
26°
支架梁间距
0.3米
作业方式
边采边准
最大控顶距
3.8米
顶板管理
全部垮落
最小控顶距
2.8米
支护形式
BDY型并联顶梁
液压支架
工作面运输机
SGB-150T
（一）顶底板岩性说明和顶板分类依据
11层煤直接顶为灰白色细砂岩，伪顶为0.5~1米厚灰白色细砂岩，老顶为灰白色中砂岩，底板为深灰色细砂岩，根据邻区以往分层开采历史和集团公司«
采掘工作面顶板管理规定实施细则»
中自然顶板分类标准的规定，该区岩石顶板确定为破碎顶板。
工作面直接顶为9.68米厚的煤，且该煤层煤质松软、层理和节理发育，易冒厚度大于采高的1.5陪。
因此，根据集团公司«
中自然顶板分类标准的规定，该区煤层顶板确定为破碎顶板。
（二）采区主要特征说明及采煤方法、顶板管理、支护方式选择依据
1、采区主要特征说明
本区属新陆煤矿-490南11层一区。
走向长620m，倾斜长120m。
倾角22º
~30º
，平均倾角26º
，平均煤厚9.68m，该层开采厚度2.0m、放煤厚度7.68m。
2、采煤方法：
①采煤方法：
采用走向长壁、后退式一次采全高，并联顶梁液压支架放煤。
②选择依据：
煤层倾角平均26º
；
煤层厚度9.68m；
顶板能随采随冒；
该煤层无煤与瓦斯突出、无发生冲击地压的历史；
邻区无火区。
3、顶板管理：
全部垮落法。
4、支护方式选择依据:
（1）支护方式：
选择天津鹏程液压支架厂生产的BDY型并联顶梁液压支架。
（2）该煤层煤质中硬，移架后顶板煤基本能够自然垮落，具备放顶煤开采条件。
（3）本采区工人、干部，经过对这种架型的理论培训和一年多的生产实际操作，均能达到正确操作能力，具备使用该支架的操作水平。
（4）该支架控制顶板面积大、稳定性好、支撑能力强
（三）工作面支护设计
1、本煤层矿压观测数据：
根据本煤层邻区开采实践，老顶初次来压步距25米左右，周期来压步距在15—20米左右。
来压显现较明显，有硬帮抽顶及片帮现象。
2、支护强度计算：
最大控顶距时支护密度：
P大=5/3.8×
1.06=1.24根/米²
最小控顶距时支护密度：
P小=5/2.8×
1.06=1.68根/米²
最大控顶距时支护强度：
R大=（4×
40+25）/3.8×
1.06=45.93吨/米²
最小控顶距时支护强度：
R小=（4×
40+25）/2.8×
1.06=62.33吨/米²
3、支护方式和参数选择：
（1）支护方式：
根据上述计算工作面选择天津市鹏程液压支架厂生产的BDY型并联顶梁液压支架支护顶板，完全能够满足工作面支撑能力的要求。
支护形式采用齐梁齐柱式。
（2）支护参数：
BDY型并联顶梁液压支架主梁长2.8m、伸缩梁长1.0m，宽0.3m，每二根顶梁为一组，每组宽度为0.76m，架间距为0.3m。
每梁下两根柱，每组为二梁四柱，每柱工作阻力40T，一根临时单体液压支柱，临时柱工作阻力25T。
4、工作面运输机头、尾支护设计：
工作面机头、机尾分别采用六对十二根和四对八根3.2m长的π型钢梁做抬棚支护顶板，每组π型钢梁间距0.8m。
每对钢梁联锁交替迈步齐头前进，支护方式按“工作面溜子头、尾顶板支护平剖面图”所示进行支护。
每根钢梁下给柱不得少于3根并及时串到硬帮。
5、支护强度验算
最大控顶距
最小控顶距
是否符合规定
支护强度
45.93吨/米2
62.33吨/米2
符合规定
（注：
局规定基本柱支护密度不小于1.5根/米2，单体支柱工作阻力按30吨/根计算，则工作面支护强度不低于45吨）
（四）落煤
1、落煤方式选择
1硬帮：
爆破开帮，煤体注水软化，炮眼为五花眼。
2循环进度1.0米。
3软帮：
顶板煤靠顶板压力自然垮落，间隔交错顺序剪网放煤。
4一刀一放顶。
2、炮眼布置图（正视图、俯视图、侧视3、装药量计算表
炮眼
名称
炮眼深度（米）
炮眼间距（米）
装药量Kg/孔
工作面长度（米）
炮眼个数（米）
总装药量（公斤）
药
管
上
缺
口
顶眼
1.1
1.0
0.3
5
1.5
腰眼
0.45
2.25
底眼
下缺
3
0.9
1.35
开
帮
112
33.6
50.4
挑顶眼
其它
合计
360
144
循环产量：
120m（面长）×
1.0m（进度）×
9.68m（采高）×
1.34（煤容重）
×
88%（回采率）=1369T
说明：
火药采用乳化炸药，雷管采用瞬发电雷管
循环火药消耗量144公斤循环雷管消耗量360发
设计火药消耗量1052公斤/万吨设计雷管消耗量2544发/万吨
（五）假顶铺设
一）说明：
铺网、联网要求
1、开采11层煤底板层，在顶板铺一层金属网。
2、铺设方法：
沿倾斜铺设，一刀一铺，铺网沿倾斜搭接长度不小于0.2m，走向对接，规格：
1.0m×
10m。
3、联网：
双丝双扣、逢环必联，并用网钩扭紧，联网用12#铁线。
4、上、下两道沿煤层倾斜方向铺网，与工作面顶网搭接联成一体，并按上述联网要求联好。
上、下两道与工作面网搭接不小于1.0m.
5、该工作面每循环在梁上刹两块底梁子或6—8块小代.
二）简图
（六）循环劳动说明：
1、循环劳动说明：
1、作业方式为边采边准，采用“十二小时”工作制。
2、采煤班既负责开帮、移工作面溜子，同时负责放煤，机电设备检修。
3、上、下超前维护、延缩溜子等工作由准备班负责。
4、每班、班前半小时交接班。
5、每班循环工序：
1开帮工序：
准备——打眼——装药——翻中心柱——移溜子——给中心柱——铺网——放炮（落煤）——托网伸前探梁——出货——缩前探梁移架。
2放煤工序：
质量检查——剪网（放煤口）——放煤——扫工作面浮煤——补网
——搞质量
2、循环劳动组织
班次
工种
一
班
二
三班
小
计
一班
二班
123456789101112131415161718192021222324
打眼
2
9
分段
14
司机
4
12
准备
8
电工
6
放煤
验收员
1
班组长
队长
20
69
应在册
应出勤
29
实在册
（二）
循
环
作
业
图
表
工作面长度（M）
一班二班
例
检修
挂网
摘中心柱
移溜子
打中心柱
放炮
出货
铺网伸
前探梁
扫浮煤
移架
剪放煤口
三、“一通三防”专项安全技术组织措施
一、采区通风概况
（一）通风系统
（1）该工作面通风系统:
新风流由-490暗矸石井入风经-490集中石门——机道——工作面——回风巷——-440集中石门———-440灌浆道———-440乘人缆车上山——-330中央石门—-330暗风井——地面。
-490南11层274工作面配风388立方米/分。
（2）该区上、下两巷采用U型钢支护，净断面均为9㎡，巷道无失修情况,开采时派专人对两巷进行维护，保证两巷断面不小于5㎡。
同时保证工作面上下出口畅通，浮煤清净，严禁堵塞影响通风。
（二）邻区、邻层情况
该区北部为T9断层；
南部为F17断层；
东部未开拓区；
-440标高以上为采空区。
该区上段-440至-380邻区和邻近煤层无发火与瓦斯突出的历史。
（三）采区内通风设施
采区内控制风流的通风设备有三处，一处为—440集中石门联锁风门,一处为—440南11号层大巷通行门,一处为-440通-490暗风井联络巷要求采区开采时派专人看管。
（四）瓦斯、煤尘、煤层自然发火期
该区绝对瓦斯涌出量经鉴定为6立方米/分，相对瓦斯涌出量为6.31立方米/吨，开采过程中应加强瓦斯抽放工作，经瓦斯抽放后使绝对瓦斯涌出量降到3立方米/分以下，保证工作面瓦斯浓度不超过《规程》中的有关规定，否则不允
许开采。
该区煤质较干燥，开采时应加强煤体注水和洒水降尘工作，煤层自然发火期为三至六个月，煤层爆炸指数46.3%。
本矿自开采没有发生过煤与瓦斯及二氧化碳突出的历史。
二、风量计算：
（一）采煤工作面的需要风量
（1）按气象条件计算：
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温=2.8×
2.0×
70%×
60×
1.5×
1.0×
1.1=388m³
/min
（2）按工作面温度计算：
Q采=60×
V采×
S采=60×
2.8×
2=336m³
/min
（3）按工作面同时作业人数和炸药量计算：
Q采=4×
N=4×
60=240m³
（4）按工作面一次爆破炸药量：
Q采=25×
1.2=30m³
（5）按沼气涌出量计算：
Q采=100×
q采×
KCH4=100×
3×
1.2=360m³
（二）选择风量
（1）根据以上计算结果工作面确定风量388m³
（2）风速验算：
V最大=388/60×
2.8=1.15米/秒
V最小=388/60×
3.8=0.85米/秒
则0.25<
V<
4符合规程有关规定
3）计算依据：
计算依据
需要风量
1、按作业人数最多计算Q=4×
N
240立方米/分
2、按炸药量计算Q=25×
A
30立方米/分
3、按沼气涌出量计算Q=100×
CH4×
K
360立方米/分
4、按低沼气矿井气象条件计算Q=60×
V×
S
388立方米/分
5、按工作面温度与风速计算
336立方米/分
6、决定风量
7、按风速验算60×
0.25S〈Q采〈60×
4S
64.8〈388〈1036.8
三、防治瓦斯
（一）采煤工作面瓦斯预测：
1、采区实行分区通风：
-490集中石门为入风水平，-440集中石门为回风水平。
2、瓦斯基础数据：
-490南11层一区绝对瓦斯涌出量6立方米/分，相对瓦斯涌出量6.31立方米/吨，瓦斯储量608.95万立方米，可抽量304.48万立方米.
3、抽放方法：
抽放系统建立在井下，抽放泵选择型号SKA/303瓦斯移动抽放泵数量2台，最大抽速52立方米/分钟，电机功率75KW，转数590转/分，设在-440南11层绕道。
接设抽放管路2000米，抽放、排放管路采用管径159毫米PE管。
抽放工艺及参数确定:
在工作面回风巷沿走向布置钻场9个，钻场间距在60米之间，每个钻场要求施工单位掘送至全岩状态中（伪顶及破碎顶板除外）每个钻场设计抽放钻孔5个，钻孔直径选择89毫米，钻孔沿煤层走向布置,倾角选择在10度-20度之间，封孔方法采用药卷封孔方法。
终孔位置水平设计在上隅角至工作面15米范围内每3米一个。
终孔位置高度设计在煤层顶板抬高15米-30米之间，共计抽放钻孔45个每孔80米，累计打抽放延米3600米。
4、抽放管路系统：
由-440集中石门274风道抽放钻孔——-440南11层绕道——-440乘人缆车上山——-330中央石门——-330暗风井——地面。
5、瓦斯检测系统：
274工作面距上隅角10米设甲烷传感器一台，274回风巷设传感器一台，移动泵站内设传感器一台，瓦斯抽放排放口往外设传感器一台。
6、安全措施：
1）抽放泵必须安设在新鲜风流中，抽出的瓦斯排放到-330总回风巷，稀释风流中瓦斯浓度严禁超过2.5%。
2）抽放瓦斯排入-330总回风巷后，在排瓦斯管路出口必须设置栅栏。
悬挂警戒牌，栅栏的位置是排放出口往里5米，出口外30米，两栅栏间禁止非检查人员进入和任何作业，检查人员进入必须2人一组。
在瓦斯抽放泵排放口往外30米栅栏处设甲烷传感器，当巷道中瓦斯浓度超过2.5%时应断电停止抽放。
3）移动瓦斯抽放泵站设置栅栏，非工作人员严禁入内，并在抽放泵站回风侧设甲烷传感器，瓦斯浓度超过1%时，断电停止抽放瓦斯，采取措施进行处理。
4）瓦斯抽放泵站内必须安设甲烷传感器，传感器设在泵站1米范围内，泵站内瓦斯浓度超过0.5%时，停止抽放。
5）瓦斯抽放泵站内悬挂泵工操作规程，岗位责任制、抽放管路系统示意图等，泵站保持清洁整齐，设备达到完好标准。
6）抽放钻场要有施工牌板，注明抽放地点、钻场编号、抽放煤层、钻孔数量、抽放浓度。
7）泵站必须设孔板流量计和压差及量程为百分之百的光学瓦斯检定器，每1小时观测瓦斯浓度，抽放负压、压差、CO等。
8）采区一、二、三班设有专职泵工，现场交接班。
抽放泵工要坚守岗位，严格执行操作规程，认真填写各项观测记录，保证瓦斯泵正常运转。
9）开启瓦斯泵按步骤进行起动：
关闭吸气管闸阀，安全打开排气端阀门，外冲洗轴封时打开封液阀门，起动电机之后立即打开工作液阀门逐渐增加供水量，至供水量符合规定要求为止，当泵正常运转后打开进气管路上闸阀进行调节至正常工作。
10）停泵操作步骤：
关闭进排气管路上的闸阀。
关闭工作液及密封液闸阀，同时关闭电动机。
停车时，把泵内及分离器内的水放掉。
11）如果有抽放泵运转不同的变化（功率过大、湿度过高、振动超常、噪音异常、出现怪味）都表明泵的运转出现故障，泵工必须立即停泵并通知维修人员处理。
12）铺设的抽放管路，不得与带电物体接触，抽放管路要吊高或垫高，离地高度不小于0.3米。
13）抽放管路系统每周有专人全面检查一次，发现漏气要及时处理。
14）管路低洼及容易积水地点，必须设置足够容量的放水装置，要及时放水，并做好纪录。
15）抽放管路系统内巷道要有专人检查，支护良好，防止管路砸坏漏气。
16）抽放管路系统巷道内，电器设备必须100%防爆，进入该区内机车必须100%防爆。
17）移动泵站设通讯电话一部，便于及时联系。
18）移动泵站内备有管路维修工具，管路临时出现问题应由专职检查人员立即处理，处理时应排空抽放管路内瓦斯，停泵，确保安全情况下工作。
如无法处理立即汇报，处理完后方准开泵。
19）通风区必须指定专人具体负责，每天检查抽放管路进行维修，至少7天全面检查一次，保证抽放管路完好。
20）在铺设瓦斯抽放管路区域作业单位施工时必须保护好瓦斯抽放管路，发现管路损坏或漏气必须立即向矿和通风区汇报。
21）作业时必须提报瓦斯抽放管路保护安全措施报矿审批。
22）抽放管路跨巷道时，管路铺设高度、跨度要满足行人、运输等要求。
23）抽放管路要悬挂标志牌，并注明“抽放管路严禁碰撞”。
（二）瓦斯监测
1、该面安设甲烷传感器两台，一台在风道距工作面上隅角10米内，一台设在回风石门10-15米
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