采煤作业规程x2801.doc

纳雍县纳豫富华煤矿采煤作业规程工作面名称： 2801回采工作面 采 煤 队： 采一队 采 煤 队长： 编 制 人： 吴安华 编 制 时 间： 2006年2月12日 目 录一、概况1二、地质说明书2-4三、采煤及支架说明书5-10四、爆破说明书11五、循环作业图表及劳动组织和主要技术经济指标12-13六 、生产、供电和通讯系统14-15七、通风、瓦斯16-17八、安全技术组织措施18一、概况（回采工作面开采前的准备）2801采面位井田东翼中上部，回风巷标高+1655，运输巷标高+1630，方位角110，采面走向长100m，斜长35m，采面面积3500m2，煤层平均厚度为1.6m。采面下部为2803采面，已回采完毕。工作面回采前先安装好机电设备和安全监测监控设备，然后靠煤帮支设好两排单体液压支柱，再开始推采。二、地质说明书采面名称2801回采工作面位置及采面 界 限位井田东翼中上部，东距井田边界100米，西回采至28号通风上山，上部不在进行开采。与邻近采面及地表关 系 采面上部为矿界，下部为2803采面，距离地表5070m，建筑物已进行了赔偿。工作面特 征走向长最大110m 最小90m 平均100m开 采煤 层28#倾斜长最大40m 最小30m 平均35m开 采厚 度1.6m预计储量平面积3500m2斜面积3612m2容 重1.44储 量8322T可采量7906T回采率95%煤层情况厚 度最大 1.8 最小1.4 平均1.6煤层小柱状倾 角最大 14 最小10 平均12煤 层结 构单一结构煤的物理化学性质Ag：14-17% V：7-9%SQ0.8% QDT：6950大卡/千克顶底板岩性及其稳定 性 煤层上覆直接顶为2-4m灰黑色层状细砂岩，=5-7，较坚固，老顶为10-20m灰色中厚状细砂岩， =7-8，坚固，煤层底板为粉砂岩， =4-6，较坚固，无底鼓现象。构造情况矿区处于中岭背斜北翼，属单斜构造，煤层倾角为10-14，倾向355，区内未揭露褶曲和断层，有些地段内部顶板破碎。水文地质情况矿区处于斜坡地带，开采范围内地表径流一般不发育，只有在下大雨时有地表径流现象，煤层属二系龙潭组下段，岩层节理不发育，具有隔水作用，故充水较小，矿井水文地质条件较简单。瓦斯、煤尘及自然发火情况矿井据04年 鉴定为高瓦斯矿井，煤层无爆炸性，无自然发火倾向。其它需要说明的问题工作面平面示意图三、采煤及支架说明书1、采煤方法及作业方式的选择本采面采用单一走向长壁式采煤方法，一次采全高，全部垮落法管理顶板，回采顺序为区内后退式，即由采面边界往中间推采至通风上山保安煤柱线上。2、装运工作面爆破后，由人工将煤攉入溜槽，由溜槽直接装入运输巷道矿车内，人力推车至2801运输巷车场，由绞车提升至28号车场，人力推车经主平硐至地面工业广场。3、顶板管理及支架说明（1）顶板管理的依据：采空区处理采用全部垮落法，用“三四排”方法管理顶板，最大控顶距3.2m最小控顶柱2.2m，放顶步距为1米。（2）支架形式及支护材料的选择和规格要求采用单体液压支架配铰接顶梁支护。（3）支护密度的计算：顶板压力估算：根据地质资料提供该煤层顶板岩石，按48倍顶板岩石的重量进行估算得：P=（4-8）h=61.62.3=22.08（注：P、顶板压力 h、采高 岩石容重）支护密度计算：G=P/F=22.08/30=0.74（注：G、支护密度 F、支柱的工作阻力）柱、排距的计算：根据推进度和顶梁的长度，为了便于行人、运料等工作的开展，将排距定为1m。因此，按排距1m计算柱距：、按初次（正常）放顶时的最大控顶距计算：每排的支柱数量=59柱距a=0.6、按正常放顶时的最小控顶距计算： 每排的支柱数量=44 柱距a=0.8（4）柱排距，临时支柱的间距，支架一端至煤壁的最大允许空顶距离和上下两道超前支护，增加支柱稳定性的方法，增设特殊支护等。1、支护要有迎山角（1-3），柱子要打牢，注压要均匀。2、支柱排距1m，柱距0.8m，成矩形排列，偏差柱距不超过100m，排距不超过100m。3、临对支柱间距0.9m。4、支架一端至煤壁最大允许空顶距离1.3m。5、采面回风巷及运输巷超前支柱前10米为双排，后10米为单排。6、在放顶线一排柱子设戗柱加固。（5）最大、最小控顶距及放顶步距：工作面最大控顶距为3.2m，工作面最小控顶距为2.2m，放顶步距为1m，实行三四排管理。（6）各工种平行作业时的安全距离：要求工人放炮时撤离工作面，待支柱工架设好再行工作。回采作业滞后回柱作业点不小于15m。（7）初次放顶、老顶初次来压和周期来压特殊支护的说明：放顶前沿工作面放顶线始终设两排密集支柱，沿倾斜每隔5m留一个安全出口，出口间距不小于0.5m，不大于0.8米。老顶初次来压和周期来压时为防止大面积顶板垮落冲倒支柱，在工作面上、下两端头及工作面中沿切顶线，每隔6-8m设置正方形木垛一个。（8）备用支护材料的数量及存放地点备用支护材料主要是单体液压支柱及坑木，液压支柱备用数量50棵，坑木20棵，存放在采区车场。（9）两道的回撤及与工作面滞后距离的规定：工作面施工时要保证人行道及溜煤道的安全，并保证与工作面滞后距离不能小于15m。工作面初次放顶的支架示意图（平、剖面）工作面初次放顶支架平面图（示意图）工作面初次放顶支架剖面图（示意图）工作面正常放顶的支架示意图（平、剖面）正常放顶支架平面图正常放顶时剖面图四、爆破说明书1、落煤方式用煤电钻人工打眼，放炮落煤。2、炮眼布置图3、爆破材料消耗表炮眼名称炮眼情况装药量雷管封泥米位置角度眼数眼深单孔节循环公斤数量个段别距顶距底水平垂直顶眼0.3m1.3m090101.2m231000.6中眼底眼1.2m0.4655-10101.2m231000.6合计20920五、循环作业图表、劳动组织配备及经济技术指标表1、循环作业组织形式三班出现，边采边准，采煤与放顶在空间上保持有15m距离，实行综合工种平行作业，每小班推进一循环进尺，每日三循环。3、劳动组织班次工种工 人 出 勤出勤班次合计出勤时间一班二班三班班组长1113打眼工1113放炮工1113出煤工3339支柱工2226回柱工2226推车工3339合 计131313394、主要经济技术指标序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1煤层编号28#10可采时间月32走 向 长米10011采面回采率%95%3倾 斜 长米3512正规循环率%4倾 角度1213循环进度米15煤 厚米1.614循环产量吨776采 高米1.615平均月进度米407容 重t/m31.4416炸药耗量公斤/t0.28煤层生产能力t/m22.317雷管耗量发/t0.59可采储量吨790618坑木耗量M3/t六、生产、供电和通讯系统1、主要生产系统流程（1）运煤：放炮落爆，人工推至溜槽，装入矿车，人力推车至运输巷车场，经绞车提升至28号车场，再经主平硐人力推车至地面。（2）运料：由地面人力推至28好车场，再经绞车提放至2801车场，人工从2801运输巷推至工作面。（3）供风：新鲜风流经主平硐至28号车场，再经28号运输上山至2801运输巷，再进入2801工作面，泛风经工作面至2801回风巷至总回风上山，经主扇抽出地面。（4）供电：地面变电所电源经主平硐送至井下配电点，经采区开关送至采面综保，综保将127V电源送电给煤电站。（5）通讯：2801运输巷设有与地面联系电话。2、主要设备配备表设备名称规格型号数 量使 用备 用合 计电 煤 站ME1812综 保BBZ14II11开 关QC8380112刮板输送机1回柱绞车液压泵112七、通风、瓦斯、防尘和防灭火1、风量计算及选择（1）按工作面同时工作的最多人数计算：Q=4N=420=80m3/minQ：工作面风量。4：每人每分钟所需要的空气。N：工作面同时工作的最多人数（含安全检查人数）。（2）按瓦斯涌出量计算：Q=100Kq=1001.22.28=273m3/min100：每分钟稀释1M3的瓦斯所需要的空气。q：相对瓦斯涌出量。（3）按一次起爆的炸药量计算：Q=25A=259=225m3/min25：爆破1kg炸药需要25M3的风量稀释。A：工作面放炮，一次起爆最大长度时的炸药量。（4）经计算，预取风量为：300 m3/分（5）风速验算：V1=Q/60m2H=300/603.21.41.12m/sV2=Q/60m1H=300/602.21.41.62m/sV1：最小风速。V2：最大风速。Q：预取风量。H：采高。S1：最小控顶距。S2：最大控顶距。60：将分钟换算成秒钟。经验算满足要求，故确定：该工作面的供风量为300m3/分。2、瓦斯电闭锁装置及瓦斯探头安装和使用：在工作面回风巷各安装两个探头，对煤电钻实行瓦斯电闭锁。3、综合防尘措施：（三通、喷头设置的地点及距离）： 在2801回风巷安设两道喷雾装置。做好个人的综合保护。工作面装煤点位置安设一个喷雾装置。4、防止电器火花、摩擦火花、明火及自然发火的措施：1、井下电器设备都需进行“三大保护”装置的安设。2、井下不准带电检修，搬迁电气设备，电缆和电线。3、严格按规定的要求操作电器设备。4、非防煤电器设备不准在井下使用。5、瓦斯电闭锁装置要保证正常使用。6、每小班由安全员、电钳工对电器设备，