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1、红寨煤矿1401 采煤作业规程工作面名称： 1401 采煤工作面 矿 长： 李全荣 安 全 矿长： 龙启金 生 产 矿长： 张小光 工 程 师： 周光朝 编 制 人： 周光朝 编 制 时间： 2012 年 4 月 30 日 目 录一、概况二、地质说明书三、采煤及支架说明书四、爆破说明书五、循环作业图表及劳动组织和主要技术经济指标六、生产、供电和通讯系统七、通风、瓦斯八、安全技术组织措施一、概况1401 采煤工作面于矿井北西翼，运输巷 1070 米标高，上部回风巷1110 米标高，走向至井田边界，为技改矿井俊工验收投产首采工作面。自主、副斜井运输石门起，止于矿井边界保安煤柱位置，工作面走向全长3
2、50 米，方位 320，工作面倾斜长 110 米，煤层倾角 20。现 1401 回风巷与 1401 运输巷已掘进至矿井边界保安煤柱位置，开切眼已联通，形成首采工作面。工作面所有准备都已形成，工作面支护，上下安全出口超前支护都按要求到位，采面运输、机巷运输、刮板安装完毕，运输、通风、通讯、供风、供水、瓦斯防治系统等，都进行开工前准备和验收试运转，可以进行正常生产。经矿委会研究决定，对其进行回采，为确保采煤工作面施工安全，特制定本采煤作业规程。二、地质说明书：采面名称 1401 采煤工作面位置及采面界限采面位于矿井北翼中部，上部为老系统 1120 标高保安煤柱以下，下部为二采区 1070 水平标高
3、以下，走向止于井田边界保安煤柱。与邻近采面及地表关系采面位于北翼地表标高 1290 米，上部 4 煤己采，对本工作面开采无影响，下部二采区未形成，所对应的地表民房建筑无影响。走向长 最大 400m 最小 平均 300m 开采煤层 4#煤层工作面特征 倾斜长 最大 110m 最小 平均 110 m 开采厚度 2.0m平面积 斜面积 33000 m 容 重 1.4m预 计储 量 储 量 92400T 可采量 87700T 回采率 95%厚 度 最大 2.4m 最小 1.3m 平均2.0m倾 角 最大 20最小 18平均 20煤 层结 构结构简单，煤层基本稳定，下距 4#煤层 23米，顶板为泥质粉砂
4、岩、泥岩、底板为泥质砂岩，原煤灰份 15%，挥发份 27%，含硫0.7%，粘结指数大于 800%，发热量为 60007000卡/克。煤层情况煤的物理化学性 质4#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮型，具强玻璃光泽，块状及细中条带状结构，层状构造。煤层层柱状图顶底板岩性及其稳定性4#煤层顶板为泥质粉砂岩，底板为泥质砂岩，结构简单，较稳定。构造情况矿区地层没有明显的断裂构造，地层褶皱显示微弱，矿区地质构造复杂程度属于简单类型。工作面平面示意图（附后）：三、采煤及支架说明书1、采煤方法及作业方式的选择：水文地质情况矿区属珠江流域西江上流北盘江水系。光照电站蓄水对该矿无影响，区内无大的地表水体及河流，仅
5、在其西部边缘有两条较小的溪流，其余为季节性沟谷。区内断裂构造不明显，构造对矿床充水无大的影响。大气降水是矿区地下水的主要补给来源。老窑和采空区积水，在矿区内存有一定威胁，矿区浅部曾有多处小煤窑开采，积水客观存在，在巷道掘进过程中必须加强探放水工作，防止突穿老窑水。瓦斯、煤尘及自燃发火情况矿井为高瓦斯矿井，井田范围内所有煤层均具有煤尘爆炸危险，区内各煤层均具有自然发火倾向。其它需要说明的问题1）采煤方法：走向长壁后退式采煤法。2）作业方式：“三八”制作业，三班生产，三班准备，日进三循环。2、装运：工作面煤运输巷刮板（皮带）机主运输石门溜煤眼主斜井（皮带）地面。3、顶板管理及支架说明：（1）顶板管
6、理的依据：煤岩为块状及细中条带状结构，层状构造。煤层直接顶板为泥质粉砂岩，底板为泥质砂岩，结构简单，较稳定，采用全部垮落法管理顶板。工作面支护为四排支架，排距1.2m，柱距0.6m，最小控顶距3.8m，最大控顶距5.0m，放顶步距1.2m。（2）支架形式及支护材料的选择和规格要求：工作面支架布置成正悬臂齐梁齐柱，铰接顶梁垂直工作面。工作面支架选用 D225 型外注式单体液压支柱；HDJA1200 型金属铰接顶梁，局部顶板破碎地段，选用竹笆、榴条背顶，防止漏顶，榴条直径不得小于 40mm。 （或采用钢丝网背顶）（3）支护密度的计算：顶板压力计算：根据地质资料提供的 4#煤层直接顶为泥质粉砂岩，按
7、48 倍顶板岩石的重量进行计算得：P=（4-8）hy=8*2*3.0=48T（注：P：顶板压力 h：采高 y：岩石容重）支护密度计算： G=P/F=48/30=1.6（根/m）（注：G：支护密度 F：支护的工作阻力）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 1.2 米，柱距 0.6 米。因此，采场最大面积所设支柱数量 n 根计算，按排距 1.2 米计算柱距：采场面积：S=110*5.0=550m工作面所设支柱数量：n=（110/0.6）*4=880 根工作面支柱尺寸为排距 1.2 米，柱距 0.6 米，支架一端至煤壁的最大允许空顶距离 0.2 米，工作面爆破后应及时挂
8、梁支护顶板，待工作面煤炭装运完及时移溜打柱。工作面上下安全出口必须不小于 20 米的超前支护，采用单体支柱抬双棚，保持 20 米超前支柱随工作面推进而增加超前支柱，工作面如遇地质构造顶板破碎压力增大时，需增设特殊支护加固，采用密集支柱、戗柱、贴帮柱或木垛加固防止顶板冒落。（4）最大、最小控顶距及放顶步距：最大控顶距：5.0 米最小控顶距：3.8 米放顶步距： 1.20 米（5）各工种平行作业时的安全距离：工作面放炮时不得从事其它工作，所有人员必须撤到安全地点，回柱放顶与其它工种平行作业的距离不得小于 15 米。（6）初次放顶、老顶初次来压和周期来压特殊支护的说明：根据 4#煤层顶板岩性分析，煤
9、层直接顶容易垮落，工作面初次放顶垮落距离应在 8-15 米，由于直接厚度较大，采空区容易充填，对老顶来压或周期来压反映不大，但在工作面回采过程中对顶板管理不可忽视。控制工作面初次来压和周期来压加强顶板支护的方法：1）沿切顶线加打密集支柱，在原行距中每空加打一柱，必要时增设木垛 58 米一个。2）用直径大于 100mm 圆木配单体液压支柱加打戗柱，戗柱 11.5 米。3）工作面上下安全出口增设木垛，按 1.2m*1.2m 规格井字型架设，严禁木垛打在浮煤上。4）调整单体液压支柱距离，排距 1.2 米，柱距 0.6 米。5）距采空区前排控顶柱，放炮时必须加挂挡矸帘，防止老塘矸石下滑至工作面，影响工
10、作面安全及煤炭质量。（8）备用支护材料的数量及存放地点：1）背顶圆木，直径 2030mm，300 根，方圆木直径 100mm 以上，长 12m，100 根。2）单体支柱配铰接顶梁 30 根。3）备用材料存放在距采面上下出口 50 米处。（9）两道的回撤及与工作面滞后距离的规定：两道的回撤原则上与工作面同步，但考虑缩机尾的困难可适当滞后，但最大滞后距离不大于 2 米。工作面正常放顶的支架示意图（平、剖面）四、爆破说明书1、落煤方式选用 1.25KW 煤电钻打眼，煤矿三级乳化炸药，矿用瞬法电雷管，放炮器发爆，爆破落煤。2、炮眼布置图1米米 0.3米4米12米工 作 面 炮 眼 布 置 图3、爆破材
11、料消耗表炮眼情况 装药量 雷管位置 角度炮 眼名 称 距顶 距底 水平 垂直眼数眼深单孔节循环公斤数量个断别封泥米顶眼 0.4 1.6 70 10 100 1.5 2 30 100 封满底眼 1.7 0.3 70 20 100 1.5 2 30 100 封满合计 200 60 200五、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“三八”制作业，每小班一个循环，每圆班三个循环。三班生产，三班准备，分段综合作业，分段距离 1520 米。2、循环作业图表3、劳动组织工 人 出 勤出 勤 班 次班次工 种 一 班 二 班 三 班合计出 勤时 间班组长 1 1 1 3 早班：8：00
12、-16：00打眼工 4 4 4 12 中班：16：00-0：00放炮工 1 1 1 3 夜班：0：00-8：00出煤工 12 12 12 36支柱工 6 6 6 18回柱工 6 6 6 18司溜工 4 4 4 12电钳工 1 1 1 3合 计 35 35 35 1054、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 C4# 10 可采时间 月 3,52 走 向 长 m 300 11 采面回采率 % 953 倾 斜 长 m 110 12 正规循环率 % 804 倾 角 20 13 循环进度 m 1.2六、生产、供电和通讯系统 1、主要生产系统游程（1）运煤：工作面
13、煤运输巷刮板（皮带）机溜煤眼主皮带地面。（2）运料：地面材料场轨道井二石门轨道上山工作面运输巷联络巷工作面回风巷工作面。（3）供风：主副井筒二石门轨道上山工作面运输巷工作面。5 煤 厚 m 2.0 14 循环产量 t 3506 采 高 m 2.0 15 平均月进度 m 727 容 重 t/m 1.4 16 炸药耗量 kg/kt 1758 煤层生产能力 t/m 2,8 17 雷管耗量 发/kt 7009 可采储量 t 90000 18 坑木耗量 M/kt 2（4）供电：地面变电所轨道井二石门轨道上山工作面运输巷工作面。（5）通讯：地面调度室轨道井二石门轨道上山工作面运输巷工作面。2、主要设备配备
14、表：数 量设 备名 称规 格型 号 使 用 备 用 合 计电煤钻 ZM22Q 2 台 1 台 3 台综 保 ZBZ-4.0/660（380）Z1 台 1 台开 关 QBZ2-120/660（380）5 台 2 台 7 台刮板输送机 SGB-620/30 2 台 2 台带式输送机 DTL65/10/220 3 台 3 台七、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=4*35=140m/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。（2）按瓦斯涌出量计算：Q=100Kq=100*2.0*3=600 m/min100
15、：每分钟稀释 1m的瓦斯所需要的空气。K：系数（取：1.2 2.1） 。 q:绝对瓦斯涌出量。（3）按一次起爆的炸药量计算：Q=25A=25*12=300 m/min25=爆破 1kg 炸药需要 25 m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：600 m /min。（5）风速验算：V1=Q/60S2=450/60*5 = 1.50.25m/sV2=Q/60S1=450/60*3.8 = 1.97 4m/sV1：最小风速。 V2：最大风速。 Q：预取风量。 S1：最小断面。 S2：最大断面。 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 600m/min。2、瓦斯电闭锁装置及瓦斯探头安装和使用：在工作面上隅角安装瓦斯监控探头 T0，在工作面上出口距煤壁不大于 10 米处安装瓦斯监控探头 T1，在工作面下出口距煤壁不大于 10 米安装监控探头 T2，工作面监控探头 T0、T1、T2、监控数据必须调控在 0.8%以下，起监控瓦斯超限报警作用。3、综合防尘措施（三通、喷头设置的地点及距离）：在工作面上、下出口铺设防尘管道，每隔 50 米安装三通一个，在工作面上出口和下出口进风巷设
