冶金行业滑梁采煤作业规程吾门

1、（冶金行业） 滑梁采煤作业 规程(吾门) （冶金行业） 滑梁采煤作业 规程(吾门) 规程依据下列文件进行编制 东四东+604B1+2滑梁面采煤作业规程。 东四东+587B1+2的煤层、地质说明书。 东四东+587B1+2煤层采煤工作面布置图。 二、工作面地质状况 采区概况： 本采区位于东四石门以东 368 米范围内走向长度 296 米 西界采至距公路保护煤柱， 由+640 水平分 4 层采至+570 水平， 采区煤层水平厚度 29.65 米，倾角 65 度，真厚度 23.57 米， 采区煤层垂直高度 70 米，其分四层：第壹分层+640+622， 18 米；第二层分层+622+604，18 米；第三分层+604 +587，17 米；第四分层+587+570，17 米；现+604 水平之 上已采完。 煤层结构及煤质情况 该煤层属于急倾斜巨厚煤层，其空间形态比较稳定，煤 层层理、节理发育，煤层结构复杂，内部夹矸为 23 层，煤 层厚度变化不大，内部夹矸较稳定，煤层顶底板均含炭质泥 岩较松散，工业牌号为弱粘结煤，良好的动力用煤，化学成 分如下： MAVQFGSY工业牌号 1.4420.583

2、8.2158.1482.140.93613弱粘 煤层顶板底板情况 名称分类岩石名称厚度 （m） 岩性特征 老顶砂质泥岩22.00灰色，层理明显，节理发育 直接顶泥岩1.60灰色，节理发育 顶 板 伪顶炭质泥岩0.63灰黑色，松散 直接底泥岩， 炭质泥岩1.40灰色，松散底 板老底砂质泥岩10.00灰色，层理明显，节理发育 煤层瓦斯（包括 CO2H2S 等有害气体） B1+2煤 层 为 低 瓦 斯 煤 层 ， 煤 层 CH2绝 对 涌 出 量 为 0.06m3/min CO2绝对涌出量为 0.3m3/min 自然发火倾向性： B1+2煤层具有自然发火倾向性， 属易燃煤层， 自然发火期 为 36 个月，最短 26 天属于壹级发火煤层。 煤尘爆炸系数： B1+2煤层煤尘爆炸系数为 39.6%，大于 28%，具有煤尘爆 炸危险性。 B1+2煤层无冲击地压危险性。 地质构造 ： B1+2煤层属急倾斜煤层，走向 NE231 度，倾 角 ： 65 度。该区除受南北强应力作用而使地层发生急倾斜外， 未见其它构造破坏。B1+2煤层在该回采范围内地质条件简单。 B1+2煤层到河东地区稍有变薄。 水文地质情

3、况 ： B1+2煤层为弱含水煤层，水文地质条件 简单，但该区西有截流渠，东有八道湾河，且煤层裂隙较发 育，有足够的水流补给采空区，从+622、+604 水平 B1+2煤层 开采中见出，始终有淋水现象，估计上部采空区部分积水， 水量不详，随着水平的延深，水量会有所加大，所以该水平 回采时必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则，搞好超前 探放水工作，特别是初放前，应在开切处，打通 46 个孔， 探明上部采空区积水情况，保证回采安全。 开采范围对应地表情况简介： 开采范围对应八道湾河西，立井车场以西，东四石门范 围内，分矿住宅区以北无任何建筑物，立井至八道湾公路为 150 米，应留设足够的公路保护煤柱，开采范围对应地表已 塌过。 开采范围上部及四周煤层开采情况，老空、积水情况 ： 该煤层北边 B4煤层+640 至+670 水平，1999 年原分矿回 收队回采过。 开采过程中没有发现积水， 且且+587B1+2距离比 较远（70 米）对该面的影响不大。B1+2煤层东部+570+677 水平，1997 年原分矿采过，开采过程中未发现其它异常，且 地面也塌过。该面上部+604+640 水平我区已回采

4、完，采空 区全部塌陷。+604 及+622 水平开采过程中多次打探孔，探见 上部情况，没有发现什么大的异常，但工作面始终有淋水现 象，尤其是防水煤柱处水量增大，估计上部有部分积水，所 以回采过程中要坚持“先探后采，有疑必探”的原则，抓好 超前探放水工作，加强地面截流井管理，保证正常排水量， 减少井下治水量，保证回采安全。 三、 储量计算： 工业储量：Q 工LBHR 29623.57191.3=17.23 万吨 Q 工工业储量 17.23 万吨 H分层斜高度 19 米 B-煤层真厚度 23.57 米 L-工作面走向长度 296 米 R-煤体容重 1.3t/m3 损失量计算： 石门煤柱损失量：Q 石L石BHR 5023.57191.32.9 万吨 Q 石石门煤柱损失量 2.9 万吨 L 石石门煤柱走向长度 50 米 工作面开帮损失量： Q 开（L-L石）BMR（1-C1） （296-50）23.5721.3（1-0.95） 75 万吨0.075 万吨 Q 开开帮损失量 0.075 万吨 M开帮高度 2 米 C1开帮回采率 95% 工作面顶煤损失量： Q 顶（L-L石）B（H-M）R（1-C

5、2） （296-50）23.57（19-2）1.3（1-0.75）3.2 万吨 C2顶煤回采率 75% 总损失量： Q 总Q石+Q开+Q顶2.9+0.075+3.26.2 万吨 可采储量：Q 采Q工-Q总17.23-6.211.03 万吨 采区回采率：CQ 采Q工100% 11.0317.23100%64% 工作面回采率： PQ 可（Q工-Q石）100% 11.03（17.23-2.9）100%77% 三、 工作面日产、月产计算： 循环产量： Q 循L开MB1.395%+L开（H-M）B1.375% 2.1223.571.30.95+2.1（19-2）23.571.30.75 942.6 吨 L 开-壹个循环的推进度 2.1 米 班产量：Q 班Q循4942.6 吨4235.6 吨 四个小班为壹个大循环 日产量：Q 日Q班32353705 吨 月产量：QQtk7052280%12408 吨 t月生产天数 k正规循环率 四、采区生产能力，服务年限 采区生产能力： AQ 月1212408 吨1214.9 万吨 服务年限： TQ 可Q月11.031.248.9 月 五、工效： 直接工效Q 日直

6、接工87% 7057187%8.6t/工 全员工效Q 日全员87% 7057687%8.1t/工 六、采煤方法及工艺流程 采煤方法的确定： B1+2煤层属于急倾斜特厚煤层，我矿在八道湾东四+622 水平及+604 水平应用悬移顶梁采煤开采了 B1+2煤层且取得了 较好的效果，该煤层厚度不适应落垛式采煤方法，工作面走 向较短，矿井运输能力低，付斜井井筒及主要大巷断面小不 适应于综放等因素， 确定采用悬移顶梁放顶煤法开采+587B1+2 煤层。 七、巷道布置 工作面巷道“U”型布置，采用水平分层回采。B1轨道作 进风巷，运输巷兼作回风巷，俩巷支护形式为锚网支护， 近工作面 20 米范围内钢梁配单体进行超前支护。 劳动组织表 工种早中夜合计 工长1113 放煤工2226 放炮工1113 打眼工1113 破碎大块工1113 小班电工1113 清煤工2226 +587 皮带司机1113 转载溜子司机1113 +570 放煤工2226 +570 皮带司机1113 +570 溜子司机1113 跟班区长1113 打孔工44 大班电钳工55 端头支护文明卫生33 支架工1111 区队办公室55 合计76

7、 工作面主要技术经济指标汇总表 序号主要技术经济指标单位数量备注 1工作面走向长米296 2煤层真厚度米23.57 3工业储量万吨17.23 4可采储量万吨11.03 5采区回采率%64 6工作面回采率%77 7开帮高度/放顶高度米2/5 8煤层倾角度65 9循环进尺米2.1 10正规循环率%80 11平均月进度米27.7 12工作面日产吨705 13月产量万吨1.24 14生产能力万吨14.9 15服务年限月8、9 16出勤率%87 17直接工效t/工8.6 18全员工效t/工8.1 19采区定员人76 八、 主要生产系统： 运煤系统：工作面+587B2运输巷+587570 溜煤 眼+570 运输巷+570 煤仓立井地面 运料系统 ： 地面付斜井+640井底车场+640大巷 +640+630 下山+630B2回风巷+630 +587 下料眼+587 轨道巷工作面 供电系统：B1巷： +570 变电所（660V）+587 馈电开关 （DW350A）风机开关（BQD120Z） 泵（BQD120Z）岩石钻（QC8380N） 煤电钻（综保 ZZL8） B2运输巷： +587 馈电开关皮带开关

8、（BQD120Z）转 载溜子 （QC8380） 工作面溜子 （QC8380） 岩石钻（QC8380N） 电缆及负荷： 负 荷 ： S 40+30 2+37+3 2+1.2+30 174.2KW 供电电缆长度：600 米 电缆选用：均使用橡套电缆，各主干电缆型号参见机 电科设计。 照明系统： 该工作面没有设置照明系统。 供电系统图付后。 设备配置及管理： 工作面设备配置表 序号设备名称型号数量单位使用于 1悬移支架XDK-124付工作面支护 2刮板输送机SCD-30T1台工作面运送 3刮板输送机SCD-30T1台顺槽运送 4胶带输送机矿改造1台顺槽运送 5乳化液泵XRB2B1台工作面供液 6乳化液泵箱配套1台 7单体液压支柱DZ-25100根俩巷超前支护及北端头 8岩石电钻EZ2-2.02台工作面打孔 9煤电钻ME-12A1台工作面打眼 10局扇JBT-52 型 28KW 1台工作面供风 11注液枪DE-Q4把工作面支护 九、采煤工艺： 回采工艺： 采用水平分层悬移顶梁放顶煤方式。采、装、运、支壹 体化，采用后退式回采，工作面推进方向由西向东回采。 回采工艺过程详述： 四个小班为壹个循环

9、，即三个班开帮，壹个班打放 顶孔。第壹个班，交接班准备工作完毕，剪网人工放煤， 打开帮眼装药联线平行作业，然后移工作面溜子，放开 帮炮伸前探梁，进行人工扒煤，扒完煤挂网走台棚，最 后移支架；第二个班同第壹个班、第三个班做完准备工 作放大炮，剪网放煤、开帮，交接班时间端头班及机电 班插槽子，回收尾巷，打超前支护，搞设备检修；第四 个班，工作面打壹排挑顶孔（10 个）同时在工作面支架 后方放煤。 落煤方式： 工作面 1.2kw 煤电钻打眼放炮，落煤（开帮）炮眼 布置五花眼串联爆炮，炮眼布置图风附图。爆炮图表见 附表，顶煤采用 3kw 岩石电钻打挑顶孔，装满药爆炮松 动，自重落煤，炮眼沿工作面单向布置，风附图表。 放煤方式： 生产班到工作面资金积累工作完毕后，剪 5060cm 网口进行人工放煤，放煤方式由底到顶顺序，均匀放煤， 大块破碎，风矸关门，北端及尾巷禁止放煤。 生产检修： 要求对工作面设备进行常规班检、日检和周检，达 到设备完好要求。 装运方式： 开帮煤：人工扒煤装工作面溜子运至转载溜子再转 给槽皮带运出工作面。 顶煤：人工放煤利用工作面溜子转给顺槽溜子再转 给顺槽皮带运出工作面。 爆炮松动顶煤方式： 工作面采用俩台岩石电钻布放顶孔，装完药，工作 面向前推进炮孔位于支架尾部时放炮，放炮采用由底板 及时放炮方式， 放炮必须工作面加强支护， 严格执行 规 程有关放炮规定，实行“壹炮三检”及“三人联锁” 等各种放炮制度，放顶孔有关参数，工作面宽度 32 米， 开帮高度 2 米，放顶高度 15 米，放顶孔排距 2.1 米，间 距 2.7 米，1孔离顶板 5 米，采面孔位和其它参数风附 表及附图。 十、顶板管理： 采场支护方式： 顶板采用全部垮落法处理，工作面采用 XDK1 型迈 步悬移顶梁液压支架支护 （附工作面支护图） ， 架间距 （中 心对中心）1.3 米，工作面架后悬顶不得超过 30 米，否 则必须采取强制放顶措施，将顶板放掉。 控顶距离： 支架体长 2.1 米，端面距为 0.2 米，最小控顶距： 2.1+0.22.3 米 最大控顶距： 每帮进尺：0.7 米，最大控顶距：2.3+0.73 米 上端头支护方式： 俩付悬移支架伸前探梁支护，且打斜撑。 下端头支护方式： 采用“二对四梁”迈步台棚配合“十字梁”铰接支 护，当工作面宽度变大时，每增

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