采煤实例.docx

1、采煤实例编号：C20060727黑龙江省地方煤矿采煤工作面作业规程 矿 井 名 称 ：勃利县恒太矿业有限责任公司二井 工作面名称 ：27下回采 编 制 人 ：邢杰 施工负责人 ：张砚华 总 工 程 师 ：李青林 主管矿(井)长：刘志国 编 制 日 期 ：2006年10月27日 目 录审批栏 2规程贯彻记录 3一、工程说明 4二、地质情况 4三、采煤工艺 7四、顶板管理 8五、生产系统 10六、劳动组织 15七、安全技术措施 17审批栏煤矿安全生产技术管理组织矿 长安全井长通风井长生产矿长机电矿长采煤队长煤矿技术负责人审批意见：区（县）煤炭管理部门意见：市煤炭管理部门意见：规程贯彻记录一 班二

2、班三 班时间：时间：时间：地点：地点：地点：贯彻人：贯彻人：贯彻人：工种姓名盖章工种姓名盖章工种姓名盖章一、工程说明1、采煤工作面井下位置及开采范围左二片右48#平巷，开采范围：左部停采线，右部开切眼，上部左一片右48#平巷，下部左二片右48#平巷。2、采煤工作面与相对的地面位置关系地面标高+232，工作面标高-302至-260。3、采煤工作面与相邻煤层及相邻已采区的关系48煤层与47煤层层间距32m，彼此无影响，相邻无采区。二、地质情况 1、煤层特征项目单位指标备注煤层厚度最大-最小/平均M0.6煤层倾角最大-最小/平均a31煤层硬度f较硬煤层层里发育程度较好煤层节理发育程度较好煤质灰分%1

3、5挥发分%27容重T/M31.25自然发火期月12矿井瓦斯等级低煤尘爆炸指数27 2、顶底板特征顶底板岩石类别厚度备注顶板老顶细砂岩3m直接顶砂岩1m伪顶页岩0.1m底板细砂岩1m3、储量 煤层名称工作面尺寸平均煤层厚度（M）地质储量（万吨）可采储量（万吨）可采期工作面回采率（%）走向（M）倾斜（M）48#160600.80.840.7143个月85%4、瓦斯、煤尘和自然发火情况瓦斯等级低，煤尘爆炸指数27%，无自然发火情况。5、井上、下对照图三、采煤工艺 1、破煤、装煤及运煤交接班-敲帮问顶-打眼-装药-放炮-出货-临时支护-正规支护-回柱放顶-文明生产。2、炮眼布置图和装药结构图3、工作面

4、布置图4、爆破说明书1、炮眼布置方式（眼）单排2、炮眼深度（M）1.23、炸药型号乳化4、雷管型号8#5、封泥长度（M）0.66、炮眼总个数917、每眼装药量（Kg）0.45kg8、炮眼间距（M）19、每循环炸药消耗量（Kg）28kg10、每循环雷管消耗量（发）6011、一次开邦长度 板顶完好时（M）20顶板破碎时（M）1012、爆破组织形式三人联索 1、放炮员 2、班组长3、瓦检员13、水炮泥使用情况使用水炮泥四、顶板管理1、顶板管理方法 全部垮落法。2、支护方式 工作面采用三排五柱管理顶板。3、支柱型号采用DZ-0.8，DZ-1.0，DZ-1.2，DZ-2.0，DZ-2.5单体液压支柱5种

5、规格。1）木支护直径选择 据公式式中:l - 木支柱长度0厘米d = 木材直径0厘米2）顶板压力计算（1）顶板一次冒落高度计算据公式式中:M - 采高.8Kp - 岩石初始碎涨系数1.4H - 顶板一次冒落高度2（2）顶板压力计算据公式式中:H - 顶板一次冒落高度2L - 工作面倾斜长度90a - 工作面最大控顶距4r - 岩石容重2.5取2.5 1.3-动压系数P - 顶板压力2340（3）每平方米压力计算据公式式中:p - 工作面全部压力2340s - 顶板总面积360p1- 每平方米顶板压力6.53）支柱布置方式（1）走向排距1.2m（2）倾斜柱距0.8m（3） 三 排 五 柱（4）迎

6、山角3-5（5）顶帽规格400*50*100 mm34）支柱选择（1）支柱高度选择据公式式中:M - 采高.8Bm - 顶帽厚度.05Hd - 支柱最大高度.75据公式式中:M - 采高.8Lc - 顶板下沉量.005Ex - 楔子楔入厚度0Bm - 顶帽厚度.05Hx - 支柱最小高度.745 （2）平均每根支柱承受压力据公式式中:P - 总压力2340Z - 工作面支柱总根数594Pz - 每根支柱承受的压力3.9394T/根5）支护强度验算（1）支护密度 （W）据公式式中:Z - 支柱根数594S - 总面积360W - 支护密度1.65根/M2（2）安全系数校验Fz/Pz2.5 Fz选

7、择：木支护：0.2吨/平方厘米，其他按支柱型号确定。选用*型号单体液压支柱，（支柱最大载荷取25吨）。(25*0.9)/3.94=5.712.5 符合要求。（3）采空区悬顶规定及处理方法 工作面采空区采用全部垮落法处理。（4）回柱方法及回柱工艺采用人工方式进行回柱，由下往上依次进行，坚持先打后翻。五、生产系统 1、供电系统 1）供电系统图2）设备配置表序号设备名称规格型号容量数量工作电压备注1风机JBT51-25.5kw1660V2空压机4L-20/865kw2380V一台备用3风洞煤钻14开关QC83-801660V562、运输路线工作面-平巷-左二车场-二道暗斜-九片大车场-主井-地面。3

8、、通风系统1）按风量计算（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算据公式： 式中： l00（67） - 单位瓦斯涌出量配风量，100 m3/min q - 工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量.1 m3/min； k - 工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀备用风量系数2 Q采 = 工作面实际需要风量 20 m3/min； （2）按工作面温度计算据公式， 式中： V - 工作面平均风速 1.5 m/s; S - 工作面平均断面面积2.24 m2; Q 工作面实际需要风量201.6 m3/min. （3）按工作面每班工作最多人数计算据公式， 式中： - 每班最多工作人数 20 人； 需要的风量80 m3/min

9、。 （4）按炸药用量计算据公式： 式中： A 采煤工作面一次爆破的最大炸药用量4.5 Kg； Q采5=112.5 m3/min； （5）按风速进行验算a、按最低风速验算，工作面的最小风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面2.24 m2。 Qmin33.6 m3/min； b、按最高风速验算，工作面的最大风量据公式： 式中： S - 工作面的平均断面2.24 m2。 Qmax 537.6 m3/min； （6）确定工作面实际需要风量，工作面实际需要风量（立方米/分钟）工作面实际需要风量为201、6（立方米/分钟） 。通风系统图4、安全监控系统 1）监控系统型号及功能描述2）工作面瓦斯检查

10、方式 一炮三检。3）瓦斯巡检路线 平巷-工作面-回风巷。4）作业区瓦斯检查装备数量光学理研 3台。便携式瓦检器 6台。传感器 1台。其他5）瓦斯浓度控制指标工作面或进风风流达0.5%，立即停止作业进行处理。6）煤尘注水在工作面回风巷内用75型钻机沿煤层倾斜方向，超前煤壁30m，平行工作面布置注水钻孔。钻孔间距15m ,钻孔长度40m，注水压力取1.9MPa。煤壁在预定的湿润范围内出现均匀出汗后即停止注水。7）钻孔卸放瓦斯 无。安全监控系统图5、综合防尘系统 1）综合防尘系统图2）工作面防尘措施 水炮泥。3）回风净化措施上出口安设一组全断面净化喷雾，往外每隔50m设一组净化喷雾。4）日常防护措施

11、 上下巷定期进行洒水降尘。5）个体防护措施 防护口罩。6）粉尘检测措施6、防、排水措施7、防灭火措施1、加强入井检查检身，严禁带烟火入井。2、井下不得从事电焊、气焊或喷灯焊接等工作。3、严禁明火放炮，必须使用放炮器放炮。4、正确选用熔断丝和漏电器，电缆接头不准有鸡爪子羊尾巴，无明接头。8、通信、照明在组二车场设一部电话，车场及石门设照明。9、相关要素1）工作面运输方式 自动放架。2）平巷运输方式 人力推U型矿车。3）平巷最多提、放车数 一台。4）平巷最大提放速度 0.5m/s10、工程平面图六、劳动组织1、正规循环图表2、工人出勤表 序号工种出勤人数一班二班三班小计1班长 2泵站司机3刮板输送

12、机司机4电钳工5攉煤工6放炮工7支回柱8安全网员9支柱员10运料工11拣矸工12平巷运输工13平巷司机14洗尘工15班评估员16合计 3、主要经济技术指标表 序号名称单位指标1工作面走向长度m1601602工作面平均斜长m903平均采高m0.84煤层平均倾角()355煤层平均容重T/m31.56可采储量t0.7147工作面采出率%858循环开帮次数次29循环进度m1.210循环产量t9011昼夜循环数个1.512日产量t13513正规循环率%9014全月循环数个6015月推进度m7216月产量t540017圆班出勤人数人1018出勤率%10019在册人数人1020出勤工效t/工2.221循环炸

13、药消耗kg27.4522万吨炸药消耗kg305023循环雷管消耗发6124万吨雷管消耗发677825单体支柱丢失率526煤层生产能力T/m227坑木消耗量m3/万吨七、安全技术措施1机械设备的安全技术措施(1)机电设备安装完毕，必须经机运部门现场验收合格后方可投入使用。(2)严禁用刮板输送机运送除煤炭以外的任何材料、设备、杂物。开动输送机之前，司机必须清除输送机内的大块煤矸、支柱、顶梁、坑木等，检查压柱是否牢固可靠，并发出开机信号提醒行人及附近作业人员注意。开机时司机不得位于运行方向的正前方，运行过程中必须严密监视输送机运转及其附近支架情况，发现异常立即停机。(3)移输送机遵循由下向上的顺序，

14、即支好机尾压柱后撤除机头压柱，自下而上移输送机，待机头推至煤壁打好压柱后，方可撤除机尾压柱将输送机推至预定位置，重新打好机尾压柱。(4)工作面移输送机必须在临时支护的保护下进行，即在先支后回的前提下将临时支柱调至煤壁托住顶梁梁端位置，将输送机移到位，并打好输送机边基本支柱后，方可回撤临时支柱。(5)移输送机时必须增设独立的支点支柱，防止顶倒工作面支柱。(6)加强通风设施及电气设备维修，防止瓦斯积聚及电气失爆。在工作面上出口和500m石门岔口以内l0m的风巷内安设甲烷监测自动报警断电仪探头。(7)检修机电设备时严禁带电作业。2初次来压、周期来压的支护措施根据矿压观测和B3煤层工作面的开采经验，初

15、次来压距为815m，周期来压距为612m。来压期间顶板下沉速度急剧增加，顶板下沉量变大，支柱所承受载荷增加，甚至有时会引起煤壁片帮，支柱折损，顶板发生台阶下沉。采煤队应根据工作面推进速度，准确掌握来压时间，提前采取下列措施：(1)加强特种支柱、基本支柱的支护强度，支柱初撑力不低于90kN。(2)靠特种支柱每隔5m打一组丛柱，每组不低于5根。(3)加强顶板背接，提高顶梁铰接率。(4)边放炮边铰接至煤壁并支设临时支柱，柱距不得大于1.5m。(5)加强顶板监控，发现来压征兆及时撤人。受煤厚变化影响，工作面局部地段将留底煤开采，位于底煤和软岩(以支柱插底超过200mm为准)之上的支柱，必须用半圆木垫底

16、。半圆木直径不小于150mm，长度为750mm。3工作面破碎带顶板控制、过旧巷及断层的安全技术措施1)工作面过旧巷措施该面有两条已无使用价值的短巷与机巷并联，短巷位于采面之下，并揭露了部分B3煤层，按下列要求组织过旧巷工作。(1)在工作面推至距短巷岔口l0m之前，必须自西往东逐架回撤短巷三节棚支架(回撤前必须加固后方支架)。用两把拔柱器分别系牢两帮棚腿，挖出柱窝，人在安全地点用长钢杆撬下顶梁，待顶板垮落稳定后用长把钩取出顶梁，转动拔柱器拉出棚腿，并逐架充填短巷，充填物为机巷拣出的矸石。回撤、充填完毕后将短巷密闭。(2)加强输送机巷支护强度，与短巷并联的机巷超前支柱打成双排，岔口必须设抬棚支护。

17、(3)工作面推至短巷出煤后，必须在短巷充填物之上放置34对长约2.3m的工字钢(顺走向布置)，移输送机后使工字钢托住输送机，随工作面推进，工字钢必须交替前移。(4)过旧巷地段的支柱必须用半圆木垫底(直径大于150mm,长750mm)，保证初撑力不低于50kN。2)破碎带顶板控制及过断层措施针对该面顶板层理、节理发育，断层较多，补充如下措施：(1)保证工作面正常支护，加强顶板背接，防止发生局部冒顶，靠特种支柱外侧放置笆片，防止碎矸涌入工作面。加强敲帮问顶，防止冒顶片帮。(2)过断层或顶板破碎带时，炮眼间距不得大于0.8m，顶眼装药不得超过150g，一次起爆炮眼数不得超过3个。(3)边放炮边补临时

18、支柱，视顶板破碎程度，每隔0.75-1.5m将顶梁铰至煤壁并背顶，架设贴帮柱托住顶梁。(4)出煤前进一步扶起倒柱，加密临时支柱，采取小步距移输送机(小于600mm)。换柱时坚持同一顶梁下先支输送机边基本支柱，后撤煤壁临时支柱。(5)回柱放顶时必须支好护身支柱且有专人看安全。(6)断层带煤厚不足1.2m时，采用挖底方式使采高达到1.2m，挖底斜长以保证输送机过渡平稳为准。(7)毫秒爆破多眼同时起爆落煤方式，只能选择顶板完整的地段进行。4预防瓦斯爆炸事故的安全措施(1)加强通风设施的管理和维护，保证供风可靠，杜绝瓦斯积聚现象，采用沿空留巷供风的方法稀释上隅角瓦斯，减小采空区漏风半径。(2)瓦斯检查

19、地点：工作面上、下出口，电动机附近、放炮员躲避地点、顶板冒落空洞、断层边缘、工作面进、回风流巷道中、采煤工作面隅角。上述地点检查次数每班不少于3次(含临时停产期间)，工作面所有区域放炮都必须执行一炮三检制、三人放炮联锁制。凡因瓦斯超限，断电仪动作切断电源后，只有瓦斯降到复电浓度以下，才准人工复电。(3)工作面放炮由上往下依次进行，放炮点必须位于新鲜风流中，放炮母线长度必须大于60m，放炮前必须在能进入爆破点的所有通道布岗警戒，布岗点到爆破点的距离必须大于50m.(4)打眼和装药的距离必须大于20m，装药联线严格按爆破图表执行。5、提高煤质和采出率的措施(1)加强顶板控制，提高支护质量，防止局部

20、冒顶。(2)工作面出现大于70mm的矸石必须拣入采空区，在工作面下出口和运输巷设专人拣矸。(3)转载点防尘使用喷雾洒水，严禁用水直接向煤内加水，清理疏通水沟，确保井下排水不进入运煤系统。(4)炮眼布置、装药量及控顶距必须符合规程要求，以防止放炮时把煤炭抛向采空区。(5)沿切顶线放置挡矸笆片，兼作挡煤之用。(6)收净工作面及回风巷浮煤后方可回柱回棚。6、针对性安全技术措施。7、避灾路线(1)工作面遇大面积来压或冒顶，人员应视具体情况分别从运输巷、回风巷撤出。(2)工作面遇火灾或发生瓦斯煤尘事故，工作面人员必须逆风撤出，风巷人员必须迅速经500m石门进入人行上山内。 (3)工作面遇水灾时，人员应从回风巷撤出，严禁从低于水源的地方撤出。避灾路线图