1、山西某煤矿区段采煤作业规程山西某煤矿区段采煤作业规程山西某煤矿区段采煤作业规程二0一一年四月规程编制依据1、煤矿安全规程2011版.2、生产矿井质量标准化标准.3、煤矿工人安全技术操作规程指南.4、苇子村煤矿地质勘探报告.1采面概况1.1采区概况及煤层地质特征本采煤工作面位于苇子村煤矿一采区西翼3号煤层，+1230水平运输水平和+1240水平回风水平之间，该采煤工作面原设计走向长度320m，但由于井田西翼地表为公路及水渠，目前采面回风巷走向长度120m，运输巷走向长度120m。采面开切眼高度10m，本工作面+1260上部是老窖、老空、地面塌陷，主要威胁是老窑积水，但对本采面安全不构成威胁。采面
2、走向长度120m煤层厚度8m(平均真厚)煤层倾角70采面采高10m1.2煤层顶板，底板情况井田内煤层位于侏罗系中统西山窑组(J2x)上部，共含煤三层，均为可采煤层。自下而上，由北至南编号为1#、2#、3#煤层。煤层相对位置见采区巷道剖面图。井田内可采煤层叙述如下：1#煤层：平均厚度4.2m。煤层稳定，结构简单，无夹矸，煤层顶板为泥岩，底板为粉砂岩。与上层2#煤层间距22.9m30.0m，平均层间距27.0m。2#煤层：平均厚度3.0m。煤层稳定，结构简单，无夹矸，煤层顶板为粉砂岩，底板为泥岩。与上层3#煤层间距37.40m38.70m，平均层间距38.0m。3#煤层：平均厚度8.0m。煤层稳定
3、，结构简单，无夹矸，煤层顶板为炭质泥岩，底板为泥岩。1.3煤层地质构造条件井田位于东沟下寺背斜南翼，基本为一南倾的单斜构造;地层倾角6775，未发现断层。井田构造属简单型。1.4水文地质及采空区积水情况井田地处东沟河和农田灌溉区中间的阶地上，水系不发育，仅有二条人工开挖的农田灌溉小渠从井田的东部和西部经过，夏季农田灌溉期间有水，其他时间为干渠。东沟河距井田东部边界2km，由北向南流过，标高约+1400m，为当地最低侵蚀基准面，东沟河水为天山融雪水，水量随季节变明显，夏、秋两季流量较大，冬、春季流量较小。该河年迳流量1.091.728亿m3。根据地质报告提供资料，矿井+1200m水平最小涌水量为
4、8.65m3/h，最大涌水量为58.4m3/h。目前矿井的开采1200m+1250m标高3#煤层，3#煤层在+1260m标高以上已采空，其余区域均未开采。1#和2#煤层目前没有开采，无采空区。根据矿方提供的资料，目前3#煤层上部采空区顶板已经完全垮落，上部采空区无煤层自燃发火现象，无火区。严格执行“有疑必探，先探后掘”，1.5煤质井田内煤层以长焰煤为主，具有特低灰低灰、高挥发份、特低硫、中高发热量等特点，是优质动力用煤和民用煤。1.6瓦斯、煤尘爆炸性，自燃发火情况1、瓦斯换行根据新煤行管2010428号文件的关于乌鲁木齐市达坂城东沟乡苇子村煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复，矿井2
5、010年11月+1200m水平3#煤层瓦斯(二氧化碳)等级鉴定结果为：矿井相对瓦斯涌出量为4.86m3/t，二氧化碳相对涌出量为5.32m3/t，瓦斯绝对涌出量0.79m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.86m3/min，确定本矿矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。2、煤尘各煤层均具煤尘爆炸危险性。3、煤的自燃井田内煤层属易自燃的煤。4、地温本区地温无异常。5、火烧区本矿范围内无火烧区存在。2采煤方法及提升、运输及通风等系统水平分段放顶煤，轻型液压支架支护。该方案装备“轻型液压支架”，分段高10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m，工作面煤炭采用刮板输送机运输。工作面采用全负压通风+局部通风机辅助通风
6、。一、提升、运输系统1、混合提升立井混合提升立井采用一对1t单层单车标准罐笼提升系统，担负全矿井提煤、提矸，升降人员、材料和设备等任务，提升设备为2JK-2.51.5/20型双滚筒绞车，配套电动机，额定功率132kW。2、井下运输井下石门采用SGD-620/40T刮板运输机串联运煤，在井底设装车点，轨道系统采用600mm轨距矿车，材料、设备运输配备材料车和平板车。二、矿井通风系统及安全出口本矿井通风方式为中央并列式，混合提升立井进风，回风斜井回风。混合提升立井井筒内设梯子间，回风斜井及安全出口井筒设台阶和扶手，作为矿井的三个安全出口。回风斜井装备2台FBCZ-4-12A型轴流式通风机，其中1台
7、工作，1台备用。电机功率为237KW，额定风压为140863Pa，额定风量为8101870m3/min。三、排水系统矿井在+1200m水平井底车场设中央排水泵房及主、副水仓，主排水配备3台D46-309型离心泵，一台使用，一台备用，一台维修，主排水管路为1084的钢管，沿混合提升立井井筒敷设。四、井下供电在+1200m水平井底车场设井下中央变电所，双回电源引自地面变电所，下井电压等级10kV。井下各用电点不同电压等级的负荷引自井下中央变电所，井下电压等级660V、127V。五、安全监控系统、人员定位系统和防灭火矿井装备了KJ90型瓦斯监控系统一套、KJ251型人员定位系统和KHY-3型矿井火灾
8、束管监测系统一套，设备状态良好。矿井目前采用以采空区注氮为主，以喷洒阻化剂压、堵漏为辅的综合防灭火措施，在地面换行设有制氮站，已安装1台KDG100型地面固定式制氮机。六、压风自救系统及通信联络系统压风系统管路沿混合提升立井铺设到工作面，并保持供风完好。工作面按照工人数量设置了方便实用压风呼吸器，以便于灾害时期启用。矿井外部通信和行政电话：矿井对外通信采用市话网。矿井内部调度通信：在矿调度室设DDK-6S型64门生产调度程控电话总机，作为井上下生产调度通信用。井下通信采用装在地面调度总机上的三块安全栅插板将地面调度总机与井下电话连接起来，构成井下安全火花型防爆通讯系统。下井通讯电缆经安全栅插板
9、引出后，通过架空(地面部分)和沿井壁(井下部分)敷设至井下分线盒。，分设在混合提升立井井筒二侧，并设有联络电缆。当一条电缆出现故障时，可迅速转接，以保证井下主要电话用户通信不中断。井下采煤工作面、掘进工作面、采区变电所、车场等处设矿用本安型电话。七、现状评价矿井现有系统基本可以满足矿井安全生产的需要，同时可以满足采煤方法改造的需要。生产中应加强对现有系统的日常维护。2.1工作面巷道布置回采煤体位于3#煤层+1240m+1250m之间，工作面回风巷为布置在3#煤层+1250m标高，利用现有+1240m标高巷道作运输巷进风。上下巷道之间每隔6m采用穿孔机掘联络眼一个，其中每间隔30m将通风眼扩大成
10、为通风行人眼，作为工作面安全出口之一。工作面采煤通过运输巷的刮板输送机运出。“运输巷-通风眼-回风巷”构成工作面全负压“U”型通风系统。为了保证工作面有效通风，在运输巷设置局部通风风机辅助通风系统。工作面巷道布置图一(附后)。2.2工作面通风2.2.1概况该工作面相对瓦斯涌出量为4.86m3/吨，自燃发火期为36个月，预计生产起止日期为2011年9月2011年12月。2.2.2通风系统2.2.2.1通风系统概述、该工作面采用全负压通风系统。、换行通风眼掘进采用局扇压入式通风。、风流流经路线。主立井+1200中央石门行人上山眼+1230运输顺槽工作面+12400回风巷回风石门风井。(见避灾路线图
11、)2.2.2.2风量计算一、矿井总风量根据2011年煤矿安全规程要求，矿井总风量按下列要求分别计算，并采取其中最大值。(一)按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4NK=4601.25=300m3/min/60=5.0m3/s式中：Q矿井矿井总供风量，m;/min;4每个人每分钟所需要得最少风量，m3/min;N矿井井下同时工作的最多人数，取60人;K矿通矿井通风系数，取1.25。(二)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿井=(Q采+Q掘+Q硐+Q其他)K矿通1、采煤工作面风量计算(1)按瓦斯涌出量计算Q采=100qCH4A/24/60=(1004.86412)/24/60=1
12、39(m;/min)=2.32(m3/s)式中：qCH4采煤工作面的瓦斯相对涌出量为4.86m3/t：A工作面日产量，412t。(2)按工作面温度计算Q采=V采S采Kcm3/s式中：V采采煤工作面风速，取1m/s;S采采煤工作面的平均断面积，取6.5m2;Kc工作面长度系数，0.8;Q采=16.50.8=5.2m3/s。表4-2-1风速与空气温度的关系(3)按工作面人数计算Q采=4Ni=414=56m;/min=0.93m3/s式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m;/min;Ni采煤工作面可能同时工作的最多人数，14人。(4)按一次爆破炸药消耗量计算顶板预裂和顶煤预烈需要使用爆破，故本设计按
13、一次爆破炸药量来计算风量。Q采=Acb/(tc)=70.1/(200.02%)=250m3/min=4.2m;/s式中;Ai工作面一次爆破的最多炸药用量，7kgb每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有害气体国家标准，取0.1m3/kgt通风时间，取20minC爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取0.02%(5)按风速进行验算按最低风速验算：Q采15S采157=105m3/min1.75m3/s按最高风速验算：Q采240S采2407=1680m3/min26m3/s经过以上计算，采煤工作面风量取5.2m3/s。辅助换行通风机选用FBD6.0/215型对旋轴流式局部通风机
14、，该风机主要参数：风量300400m3/min，负压10004500Pa，配套电机功率为215kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品，以保证工作面有效通风为原则。2、掘进工作面实际风量估算(1)按瓦斯涌出量计算Q采=100q瓦K掘3T=1001.8(504.863)/(2460)=91.125m3/min=1.52m3/s式中：q瓦掘进工作面的瓦斯相对涌出量，4.86m3/t;K掘风量备用系数，取1.8;T掘进工作面实际日生产量，50t。(2)按炸药量计算Q采=Acb/(tc)=6.50.1/(200.02%)=162.5m3/min=2.7m3/s式中;A
15、i掘进工作面一次爆破的最多炸药用量6.5kg;b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有害气体国家标准，取0.1m3/kg;t通风时间，取20min;C爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，取0.02%。(3)按工作面人数计算Q掘=420=414=56m3/s=1.0m3/s式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min;Ni采煤工作面同时工作的最多人数，14人。(4)按局部通风机的实际风量计算Q掘=QrI+15S掘=2001+155=275m3/min=4.6m3/s式中：Qr掘进工作面配备局部通风机的台数，1台，实际供风量为150250m3/min，取200m3/mi
16、n;I掘进工作面配备局部通风机的台数，1台;S掘掘进头断面积。(5)按风速进行验算按最低风速验算:Q掘15S掘15575m3/min=1.25m3/s按最高风速验算:Q掘240S掘2405=1200m3/min=20m3/s经过以上计算,掘进工作面风量取3.75m3/s根据掘进需风量，设计选用YBT-11型对旋轴流式局部通风机，该风机主要参数：风量150250m3/min，配套电机功率为11kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品。3、硐室需风量换行绞车房需风量2.0m3/s。4、其它需风量其它需风量1.0m3/s。5、总风量及其分配全矿井设一个回采工作面,2
17、个掘进工作面。则矿井总进风量为Q矿井=(Q采+Q掘+Q硐+Q其他)K矿通K矿通系数取1.25Q矿井=(5.2+4.62+2+1)1.25=21.75m3/s取Q矿井=22m3/s风量分配：回采工作面6.0m3/s掘进工作面25m3/s硐室2.0m3/s其他用风及漏风4m3/s合计22m3/s二、矿井负压及等级根据本矿井巷道布置、开采计划安排及风量分配，经计算，矿井通风容易时期通风负压为160.9Pa，通风困难时期通风负压为256.2Pa。(详见矿井通风阻力表4-2-1、表4-2-2)1、矿井等积孔A=1.19Q/式中：A等积孔，m2;Q矿井总风量，m3/s;H矿井通风负压，Pa。经计算，矿井通
18、风等积孔容易时期为2.06m2，困难时期为1.64m2。2、通风难易程度评价矿井通风难易程度：容易时期为容易，困难时期为中等容易。三、通风设备及反风矿井安装FBCZ-4-12A型防爆抽出式轴流风机2台，电机功率为237KW，额定风压为140863Pa，额定风量为9101870m3/min。一台工作，一台备用。采用风机叶轮反转的反风系统反风。反风量达至正常供风量的60%。经校验，风机及电动机均符合煤矿设计规范要求。四、工作面局部通风机辅助通风系统工作面配置辅助局部通风机向工作面供风。辅助局部换行通风机根据具体情况置于新鲜风流中，距离工作面的距离不小于80m，该局部通风机必须采用双线路供电，通风机
19、一用一备。辅助通风机选用FBD6.0/215型对旋轴流式局部通风机，该风机主要参数：风量300400m3/min，负压10004500Pa，配套电机功率为211kw。煤矿可根据实际情况，利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品，以保证工作面有效通风为原则。五、保证工作面有效用风量的措施1、矿井通风系统应能保证本工作面有足够的配风量。2、确保辅助局部通风机完好。3、保证通风眼完好，长期检查通风眼，遇到塌孔时，必须及时进行处理，保证工作面有效通风。2.3工作面设备的确定2.3.1支架的选择2.3.1.1、支架选型1、工作面支护参数水平分段高度10m，开帮高度2.5m，放煤高度7.5m。初选
20、轻放液压支架型号ZF3200-17.5/27F,主要技术参数如下：.支架高度17502700mm.支架间距1.4m.支架长度4.0m.支撑阻力3200KN。.支架行程800mm。.泵站压力19.6Mpa。2、工作面支架强度验算根据放顶煤工作面实测结果统计，以煤层厚度与岩石容重的乘积表示工作面顶板压力，即：P力=knM式中：P力工作面顶板压力，kN/m2;k安全系数，取k=1.3n折算系数，据统计此折算系数在来压期间n=9.548M-0.79;M开采区段高度，10m;顶煤/岩容重，取21kN/m3。按放顶煤工作面实测统计法，以顶板来压时支架的载荷作为设计支架工作阻力的基础，将参数代入上式后，工作
21、面顶板压力强度按下式计算：P力=261M0.21式中：M开采区段高度，取10m。P力=261100.21=422(kN/m2)支架最大总控顶面积：S=1.44.0=5.6m2反求支架工作阻力如下：条件式：P支SP力K式中：S工作面最大总控顶面积，5.6m2;P支支架工作阻力，3200KN;P力工作面顶板压力，换行422kN/m2;P支=3200SP力=4.48422=2363KN可见预选的ZF3200-17.5/27F型轻放液压支架的工作阻力满足要求。2.4回采工艺2.4.1回采工艺一、整体思路1、水平分段放顶煤是放顶煤开采的一个特例，适合于急倾斜煤层开采。其工作原理是：沿着计划开采煤体下部布
22、置工作面，工作面采用液压支架进行支护，移动支架即解除顶板支撑，巷道上方煤体将由于矿山压力作用放落到自由面(工作面支架后部)。工作面不断往前推进，上部煤体不断放出，“移架-放煤”过程反复呈现。2、为了形成工作面通风系统，在计划开采煤体的上方或下方设置通风巷道，其与放煤所在的巷道间采用大口径钻孔或巷道联系，形成“U”型通风。3、必要时顶煤和顶板实施预裂爆破，以增加顶煤的可放性和防止顶板大面积垮落造成危险。二、首采工作面位置采煤方法改造首采工作面布置在一水平一采区3#煤层西翼+1240m+1250m区段，煤层厚度8.0m，平均倾角73。水平分段高度10m，工作面开帮巷道高度2.5m，放顶煤高度为7.
23、5m，采放比为1:3。三、回采工艺(一)回采工艺以首采工作面(针对工作面巷道布置方案一，采煤方法见(附图二)进行叙述。1、回采前期工作(1)形成工作面上下巷道;回风巷标高+1250m，断面几何形状为矩形，最小尺寸:高2.0m、宽2.0m，位于煤层中;运输巷标高+1240m，断面几何形状为矩形，最小尺寸：高2.5m、宽3.0m，位于煤层中;工作面巷道采用顶部挂网锚杆支护，或者采用矿用工字钢棚支护。(2)沿工作面走向，每6m施工一条联系工作面上下巷道间的通风孔，直径0.8m，由于使用时间较短，暂不考虑支护，但上下口要做适当处理，用锚网固定，防止塌孔。每隔30m所设的安全出口采用锚网支护。同时每隔3
24、0m所设的安全出口及采面支架前三个通风孔作为通风行人巷，内设软梯或铁直梯，作为工作面安全出口。通风孔可根据需要逐渐打出，但通风行人孔必须一次全部打出，暂时不做通风用的需进行临时密闭，防止风流短路。(3)根据实际情况，对煤层和顶板进行必要的预裂爆破，预裂爆破必须编制专门设计，并严格执行煤矿安全规程规定，建议在远离工作面20m外进行。2、回采工艺过程本采煤方法主要以放顶煤为主，但由于煤层厚度8m，因此工作面在煤层顶板一侧遗留部分三角煤，如工作面在煤层顶板侧开帮，则可采出部分煤。但是由于开帮增加了支架换行数量，支架前方支护强度增加，不利于支护;煤层厚度具有一定变化，煤层变薄时，则需要撤出支架影响生产
25、。根据煤层赋存条件和上述因素，故本次设计回采工艺不增加开帮工序。开采工艺过程：班前准备移支架放顶煤清理工作面移刮板循环往复。预裂爆破安排在检修班进行。(1)班前准备主要是查看工作面顶底板情况和设备情况，确认通风顺畅。(2)移架设计配置2架轻放液压支架。移架时，各支架依次前移。所选支架移架步距0.8m。(3)放顶煤移架后，顶煤垮落，实施放顶煤。放煤步距与移架步距相同，为0.8m。(4)清理工作面大量顶煤放完以后，观察放煤量，顶煤放落水平，对大块煤，采用风镐进行破碎，必要时镐钎可更换为异形镐头或长镐钎。然后观察采空区情况，做好记录，清理工作面。(5)移刮板移动刮板机使得就位到下一循环的合理位置上。
26、(二)顶煤超前预爆破从目前资料和煤矿以往生产实际来看，煤体为中硬煤(f=1.5)，块径多为0.30.6m，煤体原生节理和次生节理都较发育，无夹矸，经过综合分析顶煤的冒放性良好，无需顶煤弱化，勿须进行超前预裂爆破。但为满足特殊情况下使用预裂爆破的需要，本设计对超前预裂爆破进行了初步研究。预裂爆破必须编制专门设计，并严格执行煤矿安全规程规定，建议在远离工作面20m外进行。同时预裂爆破还要保证通风眼的使用功能不被破坏。在煤层内布置孔径43mm的顶煤松动爆破孔，见插图3-3-1炮眼布置图。钻爆参数见表3-3-1。五、采煤工作面及采区回采率工作面综合回采率76%，采区回采率75%。六、工作面产量典型工作
27、面煤层平均厚度为8m，倾角73。水平分段高度10m。一个循环的产量：Q循环=HGrMC式中：Q循环循环产量，t;M煤层水平切面宽度，8.37m;H分段放煤高，7.5m;G循环进尺，0.8m;r煤的容重，1.35t/m3;C工作面综合回采率，取76%。Q循环=7.50.81.358.370.76=51.5t一日两班生产，一班准备，生产班每班4循环，年工作日为330d，正规循环率为75%，则回采面日产量=51.58=412t/日。回采面年产量=4123300.75/10000=10.2万t/年。掘进出煤率按照5%，则全矿井产量为10.7万吨/年。经计算，回采工作面年推进度约为1584m/a，需要由
28、2个掘进头来保证。七、隔离煤柱前面已述，工作面布置型式之方案一有利于工作面通风、防瓦斯、防灭火及人员安全管理，因此，后续区段的工作面布置形式仍推荐采用方案一。隔离煤柱按5m留设，即下一区段留设5m煤柱掘进回风巷，回风巷下10m掘进运输巷。开采区段+1250m水平以上尚有10m隔离煤柱，煤柱如果不能及时垮冒下来，采用深孔爆破的方式使煤柱及时垮落，其他区段煤柱处理也按上述方法。2.4.4放顶煤工艺本工作面开帮高度2m，放顶煤高度6m根据S=KsH-H=H(Ks-1)(2-8)=6(1.2-1)=60.2换行=1.2m2m式中S顶煤松散时所需空间高度H放顶高度6mKs顶煤松散系数1.2因开帮煤高度大于顶煤破碎膨胀的增加高度，如果顶板冒落好，顶煤煤体经支架多次支撑卸压作用下被压碎，故不再需要松动爆破顶煤，若局部地段不能自行下落，可采用煤电钻打眼松动爆破顶煤，炮眼间距、深度和装药量根据现场实际确定。放顶煤步距，初步确定二采一放即1.6m放顶煤顺序，由下至上，逐架等量放煤，经两到三轮后，可将放煤口往上剪，再放中、上部的煤。2.5顶板管理方法1、工作面支护采用轻放液压支架，支架间距1.4m。2、工作面运输巷、回风巷距回采工作面20m范围内，采用单体液压支柱
