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1、作业规程第一章、地质说明一、采区范围上部境界：+313.5标高，左四路平巷。下部境界：+310.3标高，左五路平巷。右部境界：到断层。左部境界：距主巷道留20米保安煤柱作为停采线。走向长度：110米。倾斜长度：平均50米。采区面积：5500平方米。走 向倾 向左 部右 部上 部下 部停采线开切眼回风道运输道 二、地质构造：（褶曲、断层、水文、围岩变化、煤层稳定情况）该区地质构造比较简单，运输巷道、溜子道、回风道及开切眼掘进期间，没有发现断层，对开采不会有影响。本区煤层赋存较稳定，煤层倾角平均在38度平均8度。，煤层平均厚度0.8米。本区水文较简单，在开拓、掘进施工中没有发现淋水现象。该区煤层瓦
2、斯涌出量不大，黑龙江省煤炭工业管理局2007年鉴定为低瓦斯矿井，但在回采过程中，应加强瓦斯管理。三、煤层顶底板情况顶 底 板岩 类 别厚 度岩 性顶板老 顶沉积岩无伪顶直 接水平层理沉积岩68m中砂岩伪 顶底 板沉积岩20m细砂岩四、煤层特征项 目单 位指 标备注煤层厚度最大最小一般M0.41.0/0.8煤层倾角最大最小一般X38/5煤层硬度F坚硬煤层层理发育程度发育煤层节理发育程度不发育煤质灰 分%35.23挥发分%27.738.15容 重Tm31.3自然发火期有自燃倾向瓦斯等级低瓦斯煤尘爆炸指数45五、可采储量煤层名称工作面尺寸采高m可采储量（吨）走向（m）倾斜（m）4号层100500.8
3、4400六、采区开采与邻近采区开采及地面影响说明本采区下部靠近左六片采空区，有采动压力，上部为左三路掘进工作面，回采时比较好管理。该区地表为山区,该区地面标高在+350以上，有天然森林及人工林。无铁路、无河流在垮落区范围内,本区的开采对地表影响不大。七.小井及其它本区地表垮落范围内没有小井，本区的开采受水害的影响不大。但必须做好水灾应急处理计划，讲明水灾的避灾路线，教育井下全体职工及管理人员注意观测涌水量，一有水量增大变化及时向带班人员及矿领导汇报。八、煤层综合柱状图（示意图）第二章、工作面设计 一、工作面设计参数采煤方法走向长壁落煤方式炮采工作面长50m倾 角38采 高0.8m作业方式两采一
4、准一次进度1.0m顶板管理自然垮落,人工挑顶采 煤 炮采落煤工作面运输机V5.5KW支护形式带帽点柱及密集一次放顶步距2.0m最大控顶距五排4.4m最小控顶距三排2.4m排 距1.0m备注最大控顶距五排柱子时，为一排密集四排带帽点柱，最小控顶距三排柱子时，为一排密集二排带帽点柱。柱 距0.8m密集每3m留0.5m观察孔二、顶底板特征说明该区为关门咀子勘探区4号层，煤层顶板没有伪顶、直接顶水平层理沉积岩68米中砂岩,比较稳定，节理裂隙不发育，好管理。底板为20m的灰色粗砂岩,较坚硬，根据以往开采本层煤经验及实际情况来看，回柱放顶后顶板大多数能够自然冒落，即使局部出现悬顶，经过挑顶后，也能充分冒落
5、,其冒落高度达到采高的1.5倍，因此该面顶板确定为稳定顶板。三、采区主要特征说明及采煤方法，顶板管理，支护方式选择依据采煤方法用走向长壁后退式，该采面煤层受地质构造影响，近水平煤层，局部压力较大，根据煤层赋存条件及现有设备和开采经验，确定采用走向长壁后退式采煤方法，实行人工分段放顶，顶板自然垮落和人工挑顶的方法管理顶板，用带帽点柱及密集控制顶板的稳定性。在顶板管理方面还应采取如下措施:1、实行正规的长壁后退式开采。2、回采工作面正常生产过程中必须随时观察顶板状况，发现裂隙、水线、断层、淋水等情况必须立即采取加强支护的措施，防止直接顶明显离层而产生冒顶。3、要保持顶板的完整性，炮后及时补充带帽点
6、柱防止局部空顶。4、加强工程质量，严格按设计施工。5、顶板破碎时缩小控顶距。安6050排、柱距管理顶板。四、采煤工作面顶板压力计算及支柱选择1、顶板一次冒落高度计算：H=M/（Kp1） =1.2/（1.31）=4式中：H顶板一次冒落高度M采高（m）Kp岩石碎胀系数2、工作面顶板压力计算：P=HLdr2cos =4504.42.52cos5=4383.2t式中：P工作面顶板压力tH顶板一次冒落高度mL工作面长度md工作面最大控顶距离mr岩石容重 取2.5t/m32动压系数煤层底板倾角23、每平方理论压力计算：理=P/S=4383.2t/220=19.92t/ m2式中：理每平方米理论压力t/m2
7、工作面顶板压力tS最大控顶距离时顶板总面积m24、木支柱直径选择：=（1.11.25）L =11.18cm式中：支柱直径cmL支柱长度m5、支柱密度计算：工作面长度50m，柱距0.8m，排距1.0m。最大控顶距离时支柱根数450根。工作面支柱总数为450根。支柱密度为：W=C/S =450/220 =2.045/式中：W支柱密度根/m2C最大控顶距离时支柱根数根S最大控顶距离时工作面总面积 m26、每根支柱的支撑力：FZ=FA =400153.8 =61.5t/根式中：FZ每根支柱的支撑力t/根F每平方厘米支柱纵向支撑压力 kg/cm2A按最小支护横截面计算面积（0.07）23.14根据不同材
8、质支柱支撑力按下表取值木材种类支撑压力kg/cm2松木200桦 木300落 叶 松400柞木4007、每平方米支柱实际支撑力计算P实=WFZ =2.04561.5 =125.768、安全系数检验：P实/P理=125.76/19.92=6.312.5式中：P实每平方米支柱实际支撑力t/m2P理每平方米理论压力 t/m29、结论：通过安全系数校验符合支护要求五、工作面支护：1、支护方式：工作面见五返二，排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距离4.4m，工作面4排带帽点柱，1排密集支柱管理。最小控顶距离2.4m。工作面2排带帽点柱1排密集支柱管理。放顶步距2.0m，顶帽和工作面垂直。齐梁齐柱式布置。
9、2、工作面运输机头机尾支护设计：机头采用5m4m煤柱管理，延运输巷道向上留5m长，4m宽煤柱，超前10米，作两个5 m长上山眼为超前出口，机尾采用5m4m煤柱管理。 3、上、下巷维护：上巷超前20m加强支护，采用双排木柱。靠巷道处用5m4m煤柱管理延空留巷。下巷超前20m加强支护，采用双排木柱，支柱间距1.0米。下巷维护采用留设5m4m护巷煤柱。顶板破碎处采用架设木棚或架设密集木棚。六、储量计算1、采区地质储量110500.81.35720T2、工业储量90500.81.34680T3、煤柱损失45151.3390T4、回采率回采率煤柱损失/工业储量1004292/468010091.6七、工
10、作面落煤1、打眼放炮（1）、炮眼布置（水平眼距、顶底眼距、府角、倾角） 说明：封泥长度应符合煤矿安全规程第三百二十九条规定，每次最多联三个眼，先放底眼，后放顶眼。（2）、炸药量计算基础本煤层煤的硬度中等，工作面长度50米，采用两排炮眼，眼深1.2米，眼距1.5米，每炮眼装炮量450g，总炮眼66个。（3）、炸药量计算日产量计算：长度50米，每循环进尺1米，煤层采高0.8米，501.310.852t。设计火药消耗量定额0.571kg/t。雷管消耗量定额为1.26个/t采煤工作面炮眼布置表炮眼名称眼深（m）眼距（m）装药量（g）工作面长 度炮眼个数总装药量（g）顶眼1.21.545050m3314
11、850腰眼底眼1.21.545050m3314850辅助眼合计50m6629700八、木材消耗（1）、坑木消耗计算表支架名称支架间距m工作面长度m支架架数坑木量计算新材料直径cm长度m材积m3/根根数立方米顶子顶帽500.60.150.060.00544502.43木柱0.870350120.80.0152503.76密集0.270230120.80.0152003加强支护1.020401420.072402.88循环坑木消耗0.8244m3，设计坑木消耗定额15.85m3/kt。（二）、坑木消耗说明，腿子长度0.8米，直径12cm，顶帽长60cm、宽15cm、厚6cm。回收率91，损失9。九
12、、运输巷运输方式平巷采用人力推车，平共巷长度为110，坡度2。斜巷采用绞车运输。平巷运输，人力推车注意了望，每车间距不得小于40米，严禁放飞车，并且严禁登车。斜巷钢丝绳每日检测一次，并有记录。十、采区通风（一）、通风系统1、采区及工作面入、回风系统，矿井通风方式为抽出式，通风设备主扇型号为FBCDNo10/222型2台，电机功率为222kw。矿井共有采煤工作面一个、掘进工作面一个，实测矿井入风量为840 m3/min，回风量为861 m3/min。2、主要入、回风巷道状况该井两条道巷，副井为回风井，主井为入风井，主要入、回风巷道均为完好巷道，不存在失修现象，断面在4.6以上，不影响该区通风。（二）、采区内通风设施该区通风设施共2处，即：左四路两道行车风门,此门是联锁风门。开采左五片时，此风门对开采没有影响。（三）、瓦斯、煤尘、煤层自燃发火期该工作面瓦斯绝对涌出量为0 m/min，是低瓦斯工作面。相对瓦斯涌出量为8.43 m/t,在瓦斯管理上按高瓦斯工作面进行管理，上齐监控设备，工作面上巷设CH4传感器，瓦斯超限立即断电。该煤层有自然倾向。煤尘爆炸指数45。（四）、风量选择及计算选择
