采煤新规程1862-2

编号保存单位青山煤矿采煤工作面作业规程作业地点1838炮采工作面编制人员采煤部分：孙国富地质部分：王焱鑫机电部分：通风部分：施工单位623采煤队采煤队长庞君利生产科长宋祥武总工程师武明哲编制日期2010年月日执行日期2010年月日1审批意见年月日总工程师采掘副总机电副总通风副总地测副总安监处通风区机电科生产科地测科2第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表水平名称单一水平采区名称一采区地面标高403-420m井下标高-84.0至-119地面的相对位置田地回采对地面设施的影响无影响井下位置及相邻关系位于1861工作面的东南侧,1832工作面的西北侧。走向长度倾斜长度面积第二节煤层煤层情况表煤层厚度1.85煤层结构复合煤层煤层倾角2-12°开采煤层18#煤种气煤稳定程度不稳定煤层情况概述18-1煤厚0.6m夹矸0.15m18-2煤厚0.85m夹矸0.1m18-3煤厚0.4m第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）特征老顶中砂岩4.68灰白色、砂质直接顶细砂岩2.10灰白色层理发育夹黑色条带伪顶泥岩0.25灰黑色、质密直接底细砂岩0.38灰黑色、细砂质老底中砂岩2.60灰白色、砂质3工作面地层综合柱状图第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响断层情况表断层名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差(m)对回采的影响F11485845二、其他因素对回采的影响（褶曲、陷落柱、火成岩等）第五节水文地质一、涌水量正常涌水量：m3/h最大涌水量：m3/h二、水源（顶部、底部、四周）分析第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况表4瓦斯相对涌出量m3/t，绝对涌出量m3/minCO2相对涌出量m3/t，绝对涌出量m3/min。煤尘爆炸指数煤尘爆炸指数为35.89%煤的自燃倾向性无自燃发火倾向冲击地压危害无二、地质部门建议5工作面运输顺槽、回风顺槽、采面切眼素描图6第七节储量及服务年限一、储量地质储量：8.1T可采储量：7.7T二、工作面服务年限服务年限＝可采储量/设计月产量＝7.7/1.7＝4.5个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、工作面设计及巷道布置概况1862回采工作面位于一井东部，南部1837采空区，北部1838未采区，西部1832采空区，临断层边界。二、工作面回顺工作面回顺沿18层煤顶板布置，矩形断面，巷宽3.2m，高2.2m。回顺与三区右翼2号回风石门衔接，用于工作面的回风和运料。三、工作面运顺工作面运顺沿18层煤顶板布置，矩形断面，巷宽3.2m，高2.2m。运顺与三区右翼2号运输石门衔接，用于工作面进风和运煤。四、工作面切眼工作面开切眼为矩形断面，宽2.6m，高2.2m。7工作面位置及巷道布置图8第二节采煤工艺一、采煤工艺工作面为高档普采，375（KW）采煤机落煤及装煤，单体液压支柱支护顶板，工作面采用220（KW）刮板输送机运煤，顺槽转载为40T(KW)刮板输送机和落地皮带运输。二、采煤方法1、采煤方法采煤方法为走向长壁后退式。顶板管理为全部垮落法。2、采高和循环进尺的确定采高2.0m（见顶见底，一次采全高）。循环进尺0.8m。3、爆破说明⑴风煤钻打眼，煤矿许用毫秒电雷管1-3段，最后一段延期时间不得超过130毫秒，三级煤矿许用乳化炸药，MBF-100型发爆器起爆。⑵炮眼布置方式：三花眼布置，详见炮眼布置图。⑶装药联线方式：正向装药，药卷聚能穴向里，串联连线。⑷放炮警戒距离：距爆破点30ｍ（岩石眼50ｍ）。⑸起爆方法：分组装药，一组装药必须一次起爆。三、工作面正规循环生产能力公式：crhslW＝280ｔ其中：l―工作面平均长度,130ms―工作面循环进尺，0.8mh―工作面设计采高，2.0mr―煤的容重，1.35t/m3c―工作面回采率,0.85％W－工作面正规循环生产能力，280ｔ9进刀方式图进刀方式说明：A采煤机下行割煤至回顺。B采煤机上行割煤斜切进刀完全切入煤壁。C采煤机下行回割三角煤再一次到达回顺。D采煤机上行割煤（割至运顺后反向重复B和C）10炮眼布置及装药量计算11第三节设备配置设备配置表设备名称设备型号单位数量说明：12工作面设备布置示意图13第三章顶板管理第一节支护设计一、单体支柱工作面的支护设计１．类比法预测工作面矿压情况同煤层矿压观测预计本工作面矿压参数表项目单位同煤层实测本面预计顶底板条件直接顶厚度m老顶厚度m直接底厚度m直接顶初次跨落步距m10—15m8—13m初次来压来压步距m最大平均支护强度ＫＮ/m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度周期来压来压步距m最大平均支护强度ＫＮ/m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度平时最大平均支护强度ＫＮ/m2最大平均顶底板移近量mm直接顶类型类老顶级别级巷道超前影响范围m142.合理支护强度的计算(一)、支架选择计算、支护、顶板管理1、工作面支架选择计算顶板压力计算根据公式：P=9.81h×m×r/（kp-1）=9.81×2×2.0×2.5/（1.3-1）=326.673KN/m2式中：P—单位面积顶板压力,KN/m2h—f增值系数（取2）m—采高（取2.0m）γ—岩石容重（取2.5t/m3）kp—膨胀系数（取1.3）2、支护（1）由上述计算可知,该工作面选用DZ25-25/100单体液压支柱,支柱高度符合要求,支柱最大工作阻力（查表）Pc=250KN（≈25t）(2)工作面支护强度校核选择工作面排距为0.8m,柱距为0.6m,取最大控顶距为4.8m,最小控顶距4.0m。工作面最小控顶距时支护密度:G小=5/(0.6×4)=2.08根/m2工作面最小控顶距时支护强度:P小=2.08×250×0.85=442KN/m2工作面最大控顶距时支护密度:G大=5/(0.6×4.8)=1.74根/m2工作面最大控顶距时支护强度:P大=1.74×250×0.85=369.8KN/m2式中:5一最小控顶距时支柱根数（排规格柱后）0.85一承载系数5一最大控顶距时支柱根数（割煤后最大控顶距）经计算P小＞P，P大＞P证明工作面支架所选择的支护密度可有效的支撑工作面顶板。5.确定排距、柱距根据合理的支护密度，确定排距为0.8m、柱距为0.6m。156.支护核定二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量泵站选用两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压20MPa以上。乳化泵主要技术参数如下：型号：QRB-80/20N公称流量：125(L/min)公称压力:31.5(Mpa)电机功率：37（KW）（二）泵站位置及使用泵站安设在三区右翼2号运输石门，距离工作面440--480m处。要保证泵站压力不小于18MPa，乳化液浓度2%--3%。加强泵站的维修，杜绝系统漏液。第二节工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式采用自然跨落法管理顶板，单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板。“四、五排控顶”，最大控顶距4.8m，最小控顶距4.0m，人工回柱，放顶步距0.8m。铰接梁正悬臂比为6:2，支柱迎山角为煤层倾角的1/5-1/6，支柱初撑力不得小于90KN。二、正常工作时期的特殊支护1、刮板输送机头以及机尾采用单体支柱配四对八根长梁支护，长梁成对使用，交替迈步前移，相邻两对长梁间距0.6m。长梁长3.2m，每根长梁不少于３根支柱。2、临时支柱：推溜后贴溜边打好临时支柱，临时柱每块板打一个，或柱距1.5-1.8m；构造带、压力集中区、复合顶地段每隔一梁打一个，柱距1.2m。爆破落煤岩段或采煤机检修处需人员进入煤帮作业时，必须在煤帮侧首先补打贴帮柱，贴帮柱隔一梁打一个（1.2m），或每块板打一个（1.5m）。帮顶破碎或有不易找掉的悬矸，以及煤壁有片帮危险需刹帮时，均需打贴帮柱。16３、对柱：打在切顶排，与切顶排的基本支柱成对使用，对柱每隔一架棚打一个，对柱作为循环柱。4、密集柱：在切顶排每两架棚间支设密集支柱，支设密集支柱时，必须与切顶排成直线，偏差不大于100mm。5、密集柱、贴帮柱等非梁下柱均需戴柱帽，梁上所刹柈子不少于两根。6、支护材料规格型号：方木：选用优质硬杂木，规格1.2×1.2×0.12m；柱帽：选用优质硬杂木，规格0.2×0.08×0.08m；柈子：规格厚0.05m，宽0.1m；圆木：直径16cm；铰接顶梁：HDJA-800DW系列单体液压支柱主要技术特征表型号DW25DW22DW20DW18DW16DW14DW12最大高度(mm)最小高度(mm)工作行程(mm)250017008002240144080020001240760180011106901600100559514009005001200792408额定工作阻力(KN)额定工作液压(MPa)25031.830038.2泵站压力(MPa)初撑力(MPa)底座面积(cm2)18-20118-157109使用工作液含2～3%乳化油的乳化液支柱重量（Kg)三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离本工作面采取分段作业，各分段距离不得小于15m，回柱放顶与支柱可平行作业，支柱超前回柱不少于１架棚。回柱放顶与采煤机割17煤（或打眼装药）等工序平行操作时安全距离不得小于15m。四、特殊时期的顶板管理（一）初采初放顶板管理1、做好初采前的各项准备工作，各种支护材料和备用支护材料必须到位，设备试运转，两道超前支护按规定打齐，将工作面刮板输送机向推进方向煤壁推移，然后在工作面刮板输送机后上齐两排正规支柱，上齐一排备用支柱。2、工作面配齐支柱后上齐输送机头（或机尾）特殊支护后，方可继续推采。3、工作面上齐三排正规支柱后（不包括一排密集、一排对柱，对柱作为循环柱，）经初次放顶领导小组对全面支护质量、顶板情况进行检查，取得同意后方可进行边支柱边回柱放初次顶。4、初次放顶期间，切顶排要打加强柱，即每架棚都要打对柱。5、工作面初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，工作面支柱、端头支护、超前支护必须达到规定初撑力。6、初次来压期间，备足备用支护材料以便在顶板来压时能够及时支护顶板。7、发现工作面出现压力异常急增，顶板下沉剧烈，所有人员必须立即停止工作，跟班班队长、安监员要果断采取措施，立即将人员撤至安全地点，并向矿调度汇报情况；待压力稳定，再由外向里逐棚检查维护，确认安全后方可重新进入工作面作业。8、在工作面初次放顶期间，矿成立初次放顶领导小组，初次放顶结束时间由初次放顶领导小组决定。９、强制放顶安全措施：(一)初次放顶安全技术组织措施(1)、初采①、初采前，运回顺20m超前支护必须上齐,工作面必须上齐两排单体。18②、顶板破碎处,使用开拌或道木代替刹杆。③、符合开采条件后方可依次开采。（2）、初次放顶④⑤⑥⑦⑧⑨⑩①、规格柱达到4排时,切顶排形成密集支柱，开始进行初次放顶，放顶前切眼内的托盘全部卸下来，挑顶眼要打完并且符合标准。②、放顶前必须清净杂物,扫净浮煤，使回收人员退路畅通。③、放顶工作由有经验的老工人担任放顶,回收顺序由下向上逐架进行。④、放顶前对切顶排支柱进行二次升压。⑤、回收中使用专用卸压工具,遇不缩支柱要采取打替柱,松顶活底方法撤柱,严禁生拉硬拽。⑥、放顶过程中及时替换、补打工作面失效支柱,时刻注意观察顶板情况,发现顶板异常,立即停止作业,作业人员撤离危险地点到安全处,确认安全后方可作业。⑦、初次放顶期间,矿必须成立初次放顶领导小组。1862采面初次放顶领导小组人员名单组长:生产矿长副组长:总工程师、安监处长、采煤副总组员:工程技术人员、安监处副科级干部、采煤队队干初采期间人工强制放顶安全技术措施1、在回采前，首先在开切眼顶板上每隔2m打一对挑顶眼，眼深1.6m，钎杆与顶板夹角600，如图一所示。2、人工强制放顶要求在最小控顶距下进行，首先架好切顶排的密集支护，采用正向装药，每个炮眼装3个药，封孔炮泥长度不小于0.5m。3、在人工强制放顶前，由矿组织成立人工强制放顶领导小组，小组人员跟班现场指挥，直至人工强制放顶结束。4、人工强制放顶采用正向爆破，每次起爆四个炮眼，总药量不超过1800克，严禁大面积爆破。5、放炮前严格检查工作面及采空区侧的瓦斯情况，并对