滑梁采煤作业规程吾门Word文件下载.docx
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灰黑色，松散
底
直接底
泥岩，炭质泥岩
1.40
灰色，松散
老底
10.00
煤层瓦斯（包括CO2 H2S等有害气体）
B1+2煤层为低瓦斯煤层，煤层CH2绝对涌出量为0.06m3/min
CO2绝对涌出量为0.3m3/min
自然发火倾向性：
B1+2煤层具有自然发火倾向性，属易燃煤层，自然发火期为3～6个月，最短26天属于一级发火煤层。
煤尘爆炸系数：
B1+2煤层煤尘爆炸系数为39.6%，大于28%，具有煤尘爆炸危险性。
B1+2煤层无冲击地压危险性。
⒋地质构造：
B1+2煤层属急倾斜煤层，走向NE231度，倾角：
65度。
该区除受南北强应力作用而使地层发生急倾斜外，未见其它构造破坏。
B1+2煤层在该回采范围内地质条件简单。
B1+2煤层到河东地区稍有变薄。
⒌水文地质情况：
B1+2煤层为弱含水煤层，水文地质条件简单，但该区西 有截流渠，东有八道湾河，且煤层裂隙较发育，有足够的水流补给采空区，从+622、+604水平B1+2煤层开采中看出，始终有淋水现象，估计上部采空区部分积水，水量不详，随着水平的延深，水量会有所加大，所以该水平回采时必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则，搞好超前探放水工作，特别是初放前，应在开切处，打通4～6个孔，探明上部采空区积水情况，保证回采安全。
⒍开采范围对应地表情况简介：
开采范围对应八道湾河西，立井车场以西，东四石门范围内，分矿住宅区以北无任何建筑物，立井至八道湾公路为150米，应留设足够的公路保护煤柱，开采范围对应地表已塌过。
⒎开采范围上部及四周煤层开采情况，老空、积水情况：
该煤层北边B4煤层+640至+670水平，1999年原分矿回收队回采过。
开采过程中没有发现积水，并且+587B1+2距离比较远（70米）对该面的影响不大。
B1+2煤层东部+570～+677水平，1997年原分矿采过，开采过程中未发现其它异常，且地面也塌过。
该面上部+604～+640水平我区已回采完，采空区全部塌陷。
+604及+622水平开采过程中多次打探孔，探看上部情况，没有发现什么大的异常，但工作面始终有淋水现象，尤其是防水煤柱处水量增大，估计上部有部分积水，所以回采过程中要坚持“先探后采，有疑必探”的原则，抓好超前探放水工作，加强地面截流井管理，保证正常排水量，减少井下治水量，保证回采安全。
三、储量计算：
⒈工业储量：
Q工＝L×
B×
H×
R
＝296×
23.57×
19×
1.3=17.23万吨
Q工—工业储量 17.23万吨
H—分层斜高度 19米
B--煤层真厚度 23.57米
L--工作面走向长度296米
R--―煤体容重1.3t/m3
2损失量计算：
①石门煤柱损失量：
Q石 ＝L石×
＝50×
1.3＝2.9万吨
Q石－石门煤柱损失量2.9万吨
L石－石门煤柱走向长度50米
②工作面开帮损失量：
Q开＝（L-L石）×
M×
R×
（1-C1）
＝（296-50）×
2×
1.3×
（1-0.95）
＝75万吨≈0.075万吨
Q开－开帮损失量0.075万吨
M－开帮高度2米
C1－开帮回采率 95%
③工作面顶煤损失量：
Q顶＝（L-L石）×
（H-M）×
（1-C2）
（19-2）×
（1-0.75）＝3.2万吨
C2－顶煤回采率75%
④总损失量：
Q总＝Q石+Q开+Q顶＝2.9+0.075+3.2＝6.2万吨
⑤可采储量：
Q采＝Q工-Q总＝17.23-6.2＝11.03万吨
⑥采区回采率：
C＝Q采÷
Q工×
100%
＝11.03÷
17.23×
100%＝64%
⑦工作面回采率：
P＝Q可÷
（Q工-Q石）×
（17.23-2.9）×
100%＝77%
三、工作面日产、月产计算：
循环产量：
Q循＝L开×
95%+L开×
75%
＝2.1×
0.95+2.1×
0.75＝942.6吨
L开--一个循环的推进度 2.1米
班产量：
Q班＝Q循÷
4＝942.6吨÷
4＝235.6吨
四个小班为一个大循环
日产量：
Q日＝Q班×
3＝235×
3＝705吨
月产量：
Q＝Q×
t×
k＝705×
22×
80%＝12408吨
t—月生产天数
k—正规循环率
四、采区生产能力，服务年限
⒈采区生产能力：
A＝Q月×
12＝12408吨×
12＝14.9万吨
⒉服务年限：
T＝Q可÷
Q月＝11.03÷
1.24＝8.9月
五、工效：
⒈直接工效＝Q日÷
直接工×
87%
＝705÷
71×
87%＝8.6t/工
⒉全员工效＝Q日÷
全员×
＝705÷
76×
87%＝8.1t/工
六、采煤方法及工艺流程
采煤方法的确定：
B1+2煤层属于急倾斜特厚煤层，我矿在八道湾东四+622水平及+604水平应用悬移顶梁采煤开采了B1+2煤层并取得了较好的效果，该煤层厚度不适应落垛式采煤方法，工作面走向较短，矿井运输能力低，付斜井井筒及主要大巷断面小不适应于综放等因素，确定采用悬移顶梁放顶煤法开采+587B1+2煤层。
七、巷道布置
工作面巷道“U”型布置，采用水平分层回采。
B1轨道作进风巷，运输巷兼作回风巷，两巷支护形式为锚网支护，近工作面20米范围内钢梁配单体进行超前支护。
劳动组织表
工种
早
中
夜
合计
工长
1
3
放煤工
2
6
放炮工
打眼工
破碎大块工
小班电工
清煤工
+587皮带司机
转载溜子司机
+570放煤工
+570皮带司机
+570溜子司机
跟班区长
打孔工
4
大班电钳工
5
端头支护文明卫生
支架工
11
区队办公室
76
工作面主要技术经济指标汇总表
序号
主要技术经济指标
单位
数量
备注
工作面走向长
米
296
煤层真厚度
23.57
工业储量
万吨
17.23
可采储量
11.03
采区回采率
%
64
工作面回采率
77
7
开帮高度/放顶高度
2/5
8
煤层倾角
度
65
9
循环进尺
2.1
10
正规循环率
80
平均月进度
27.7
12
工作面日产
吨
705
13
月产量
1.24
14
生产能力
14.9
15
服务年限
月
8、9
16
出勤率
87
17
直接工效
t/工
8.6
18
全员工效
8.1
19
采区定员
人
八、主要生产系统：
⒈运煤系统：
工作面→+587B2运输巷→+587～570溜煤眼→+570运输巷→+570煤仓→立井→地面
⒉运料系统：
地面→付斜井→+640井底车场→+640大巷→+640～+630下山→+630B2回风巷→+630～+587下料眼→+587轨道巷→工作面
⒊供电系统：
B1巷：
+570变电所（660V）→+587馈电开关（DW—350A）→风机开关（BQD—120Z）→泵（BQD—120Z）→岩石钻（QC83—80N）→煤电钻（综保ZZL8）
B2运输巷：
+587馈电开关→皮带开关（BQD—120Z）→转载溜子（QC83～80）→工作面溜子（QC83～80）→岩石钻（QC83～80N）
电缆及负荷：
负荷：
S＝40+30×
2+37+3×
2+1.2+30＝174.2KW
供电电缆长度：
600米
电缆选用：
均使用橡套电缆，各主干电缆型号参见机电科设计。
⒋照明系统：
该工作面没有设置照明系统。
供电系统图付后。
⒌设备配置及管理：
工作面设备配置表
设备名称
型号
使用于
悬移支架
XDK-1
24
付
工作面支护
刮板输送机
SCD-30T
台
工作面运送
顺槽运送
胶带输送机
矿改造
乳化液泵
XRB2B
工作面供液
乳化液泵箱
配套
单体液压支柱
DZ-25
100
根
两巷超前支护及北端头
岩石电钻
EZ2-2.0
工作面打孔
煤电钻
ME-12A
工作面打眼
局扇
JBT-52型28KW
工作面供风
注液枪
DE-Q
把
九、采煤工艺：
⒈回采工艺：
采用水平分层悬移顶梁放顶煤方式。
采、装、运 、支一体化，采用后退式回采，工作面推进方向由西 向东回采。
⒉回采工艺过程详述：
四个小班为一个循环，即三个班开帮，一个班打放顶孔。
第一个班，交接班准备工作完毕，剪网人工放煤，打开帮眼装药联线平行作业，然后移工作面溜子，放开帮炮伸前探梁，进行人工扒煤，扒完煤挂网走台棚，最后移支架；
第二个班同第一个班、第三个班做完准备工作放大炮，剪网放煤、开帮，交接班时间端头班及机电班插槽子，回收尾巷，打超前支护，搞设备检修；
第四个班，工作面打一排挑顶孔（10个）同时在工作面支架后方放煤。
①落煤方式：
工作面1.2kw煤电钻打眼放炮，落煤（开帮）炮眼布置五花眼串联爆炮，炮眼布置图风附图。
爆炮图表见附表，顶煤采用3kw岩石电钻打挑顶孔，装满药爆炮松动，自重落煤，炮眼沿工作面单向布置，风附图表。
②放煤方式：
生产班到工作面资金积累工作完毕后，剪50×
60cm网口进行人工放煤，放煤方式由底到顶顺序，均匀放煤，大块破碎，风矸关门，北端及尾巷禁止放煤。
③生产检修：
要求对工作面设备进行常规班检、日检和周检，达到设备完好要求。
④装运方式：
开帮煤：
人工扒煤装工作面溜子运至转载溜子再转给槽皮带运出工作面。
顶煤：
人工放煤利用工作面溜子转给顺槽溜子再转给顺槽皮带运出工作面。
⑤爆炮松动顶煤方式：
工作面采用两台岩石电钻布放顶孔，装完药，工作面向前推进炮孔位于支架尾部时放炮，放炮采用由底板及时放炮方式，放炮必须工作面加强支护，严格执行《规程》有关放炮规定，实行“一炮三检”及“三人联锁”等各种放炮制度，放顶孔有关参数，工作面宽度32米，开帮高度2米，放顶高度15米，放顶孔排距2.1米，间距2.7米，1＃孔离顶板5米，采面孔位和其它参数风附表及附图。
十、顶板管理：
⒈采场支护方式：
顶板采用全部垮落法处理，工作面采用XDK—1型迈步悬移顶梁液压支架支护（附工作面支护图），架间距（中心对中心）1.3米，工作面架后悬顶不得超过30米，否则必须采取强制放顶措施，将顶板放掉。
⒉控顶距离：
①支架体长2.1米，端面距为0.2米，最小控顶距：
2.1+0.2＝2.3米
②最大控顶距：
每帮进尺：
0.7米，最大控顶距：
2.3+0.7＝3米
⒊上端头支护方式：
两付悬移支架伸前探梁支护，并打斜撑。
⒋下端头支护方式：
采用“二对四梁”迈步台棚配合“十字梁”铰接支护，当工作面宽度变大时，每增加0.7米增加一对梁，每减小0.7米时取下一对梁，台棚对梁间距，必须保证一梁三柱。
⒌端面距支护：
放完开帮炮立即挂网伸前探梁支护架前的端面距空间，防止漏顶。
⒍超前支护：
B1B2煤层顺槽设计为锚网支护同，为减轻两顺槽受工作面超前采动压力的影响，在超前工作面20米范围内支护采用钢梁配单体液压支柱进行加强支护，其中近工作面10米为双排，剩余10米支护在靠煤壁处为单排，北巷前10米“十字梁”配单体支护，后10米钢梁配单体支柱支护，柱距1.2米。
⒎工作面初放、收尾及遇地质构造复杂地段带。
①工作面初放收尾专项措施另外制定。
②本工作面无地质构造复杂地带不做叙述。
十一、矿压观测评估：
⒈矿压观测的目的：
①通过观测分析放顶煤工作面矿压显现基本规律。
②通过对顶煤活动规律的观测，分析支架对顶煤破坏程度。
③通过观测，对工作面支护质量进行分析和评价。
⒉矿压观测的意义：
①有产控制煤，岩层提供科学依据，尤其急倾斜特厚煤层放煤无适用经验，更需自身探讨实践。
②进一步找出提高产量及回采率的有效途径。
③本煤层实验超前预爆，可通过活动压力显现同以往做比较，从而确定超爆的优越性。
⒊矿压观测的内容：
①根据工作面现有仪器设备，工作面支柱阻力、顶底板移近量，可定量定性分析回采巷道矿压显现特征。
②根据不同方式（放煤、放煤步距）确定顶煤破坏及活动规律，顶煤放出特征，出煤量及含矸率的统计影响因素。
⒋矿压观测小组机构：
组 长：
丁大成
副组长：
亚合甫 吾买尔
成 员：
巴拉提 李印清 常儒学 白克力
木合它 马生福
⒌观测方式：
①测定支柱初撑力记录被观测支柱编号及数据。
②观测活动顶板移进量。
③汇报顶煤来压日期及位置。
④记录放出情况。
⑤每班一人负责观测、记录并把记录数据交区队技术员，记录在案。
⒍观测要求：
①观测人要明确所测数据的用途。
②注意所测数据的代表性、准确性和科学性。
③要按计划执行，并上下人员要密切配合。
④要按计划及时整理观测资料，掌握观测进度，及时预报矿压，为安全服务。
⒎矿压系统：
①顶板破碎度统计：
每日测一次，观测范围为2＃8＃16＃22＃。
②矿压统计：
移架前后观测及移端头前后观测。
③工作面前方巷道隹移观测：
在两巷内设观测站，安装测杆，每班观测测杆读数计算巷道顶板位移量。
④悬移支架泵站出口压力实测为18Mpa,滑移支架单体初撑力要达到60KN以上。
十二、“一通三防”管理：
⒈进回风巷方式：
B1轨道巷作进风巷，B2运输巷兼作回风巷，采区工作面采用“U”型布置，两巷安设风门，风门的门框内径为1.6米×
1.4米，并设皮条或弹簧使其能自动关闭。
工作面正常情况下使用负压通风，异常情况下可用均压。
⒉通风系统概述：
新鲜风流进主斜进→+640车场→+640进风巷→暗斜井→+570绕道→+570车场→+570皮带巷→+570B1进风巷→+570～+587上风眼→+587轨道巷→工作面→+587B2运输巷→+587煤门→+587～+630下料眼（+587～+630梯子眼）→+630B2回风巷→+630→+640上山→+640S2回风巷→+640～+700上风眼→700S2回风大巷→风井→地面
⒊通风系统图附后。
⒋风量计算：
1按CH4CO2绝对涌出量计算：
QCH＝100×
QCH4×
K＝100×
0.06×
1.5＝9m3/min
Qco2=100×
qco2×
0.3×
1.5＝45m3/min
②按工作面温度与适宜风速关系计算：
工作面温度16℃适宜风速为0.75m/s巷道通风净断面5.07m2
Qv=60×
V×
S=60×
0.75×
5.07=228.15m3/min
③按工作面最多人数计算：
Q人＝4×
1V＝4×
20＝80m3/min
式中：
QCH4—瓦斯绝对涌出量
QCO2—二氧化碳绝对涌出量
K—备用风量系数
V—适宜风速
S—工作面通风净断面
⒌风速验算：
①按最低风速验算：
Q采＝60×
0.25×
5.07＝76.05m3/min
②按最高风速验算：
4×
5.07＝1216.8m3/min
因76.05m3/min≤228.15m3/min≤1216.8m3/min
所以取Qmay=228.15m3/min符合要求，故确定工作面风量为181.44m3/min
⒍辅助通风措施：
工作面采用均压通风方式，根据以上计算该工作面需选用JBT—52型28KW风机，调节工作面风量要通过调节进风巷调节风窗的面积或在调节回风巷风窗面积，并按设“U”型压力计观察测定风门内外压力差，以便调节风窗大小，形成完整的均压系统为工作面供风。
⒎防尘系统：
两巷均压风门以内5米～17米处设置隔爆水袋，水量必须符合《规程》，进风巷从头到位始终淋水没有必要安设洒水设施，B2运输巷设置2道净化水幕，另外各转载点，留煤眼都必须设喷洒水设施，在运煤时必须喷洒水。
（防尘系统图附后）
⒏定期清洗煤尘措施：
①洒水管路分若干段安装，喷头，并配胶皮管。
②B2运输巷煤尘必须每天清理和冲刷。
③皮带机各滚筒及托辊必须每天清理煤尘。
④爱护洒水系统，上下班必须开关，水幕及喷雾损坏及时更换。
⒐防灭火系统：
本采区无灌浆措施，防灭火系统为以下几项：
①均压防灭火：
采用局部扇风机压入式通风，配合进风巷风门及调节风窗，回风巷风窗联合实行均压通风，有效防止采空气体溢出，老塘漏风，煤体自然。
②地面堵漏回填：
随着工作面推进，地面蹋陷坑将继续蹋，塌陷后松散的岩石层将形成裂隙向采空区漏风，由于采空区浮煤的存在，可能引起浮煤氧化自然，造成火灾，经过地面回填，堵塞因塌陷而形成的采空区漏风，断绝供氧源，从而达到防灭火的目的。
回填方式分为：
放炮回填、机械回填（推土机）、水射冲填等三种。
③氮气防灭火：
当工作面出现自然发火征兆，此时采空区已经出现高温度，CO气体大量渗入工作面或工作面已经出现明火，可在工作面井回风巷构筑密闭，注氮管插入密闭直接向火区注氮灭火。
注氮系统：
氮气管路由苇矿氮气厂接出，八分矿将氮气支管接到工作面，实行注氮防灭火。
十三、排水系统：
工作面→B1进风巷→+570～+587上风眼→+570B1进风巷→+570B1+2煤门→+570B2皮带巷→+570石门→+570水仓→用水泵排至地面
十四、循环作业图表
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