工作面布置方案比较
青岗坪煤矿42106工作面布置方案
一、工作面概况
42106综放工作面为本矿井的下一个接续面，该工作面布臵在一采区东翼，是一采区东翼的第三个工作面。42106工作面东为工广保安煤柱，南与42104工作面采空区相邻，西为一采区集中巷保护煤柱，北面为未采区。工作面走向长度1360m左右，预计煤层倾角3～9°，煤层厚度9m左右。
二、工作面布臵方案
考虑到华能煤业公司推行窄煤柱开采的意向，结合本矿井实际开采条件，42106工作面布臵提出两个方案，即窄煤柱开采方案和正常煤柱开采方案（参见附图），具体如下。
方案一（窄煤柱方案）：42106工作面与42104采空区之间留设保护煤柱宽度为7m，工作面倾向长度160m（平距）。
方案二（正常煤柱方案）：42106工作面与42104采空区之间留设保护煤柱宽度为20m，工作面倾向长度150m（平距）。
两个方案工作面主要技术参数、巷道工程量及优缺点等技术条件对照见下表。
42103工作面布臵方案技术条件对照表
方案
项目
方案一方案二
方案特点
工作面与42104采空
区之间留设7m宽保护煤
柱，工作面倾向长度
160m
工作面与42104采空区
之间留设20m宽保护煤
柱，工作面倾向长度150m
可采储量（万吨）222.0218.4
巷道工程量（m）42106运输顺槽1439 1439 42106回风顺槽1458（毛宽4.6m）1445（毛宽4.2m）42106切眼160 150
回风顺槽1#联络巷10.6 24.2
回风顺槽2#联络巷8.8 24.3 合计3076.4 3082.5
掘进工程量（m3）51501.3 49642.7
优点
1、工作面可采储量
增加，提高了煤炭资源
回采率。
1、沿空巷道不需要采取特
殊措施加强支护，掘进速
度快，支护成本低，巷道
易维护；
2、20m宽防隔水煤柱的安
全系数满足要求，可避免
42104采空区疏放水，同
时能够有效防止采空区与
生产空间之间的气体交
换。
缺点1、沿空布臵的回风顺槽
支护及后期维护难度
大，需采取特殊措施加
强支护，工艺复杂，支
护成本高，掘进速度慢；
2、需疏放、抽排相邻
42104采空区内的积水
及常流涌水，增加了排
水费用及设备投入，影
响掘进进度；
3、窄煤柱易受压破坏，
易导致采空区气体泄漏
及采空区煤炭自燃。
1、工作面可采储量减少，
煤炭资源回采率较低。
三、方案比较
（一）经济技术比较
方案一留设7m宽窄煤柱的优点是提高煤炭资源回采率，与留设正常20m宽煤柱的方案二相比，增加了13m宽煤柱的可采煤量，经计算，增加的可采煤量为18.36万吨。
方案一与方案二相比在经济、技术方面的缺点是，沿空巷道的支护成本高，掘进速度慢、工效低，巷道维护费用高，采空区放排水工作复杂，排水费用显著增加。具体分析如下：
1.巷道支护成本
根据北京天地科技公司提交的本矿工作面窄煤柱开采巷道支护初始设计，沿空巷道采用特殊的高强度锚杆、锚索及托板支护，加大了巷道顶部和帮部的支护密度，并增加了W钢护板、帮部锚索。经测算，方案一回风顺槽支护材料费为3388.6元/m，巷道工程量为1458m，总计费用494.0万元；方案二支护材料费为1333.9元/m，总计费用192.7万元。可见，沿空巷道仅支护材料成本一项，方案一的支出是方案二的近2.6倍，另有巷道施工及后期维护、巷道喷浆隔离、煤柱加固防渗措施等增加的费用未列入之内。
2.采空区疏排水
42104采空区积水量约10.5万m3，动态补给水量为40 m3/h左右，经标高推算采空区水位相对于42106回风顺槽的水头高度最大值为15m，7m宽区段煤柱的安全系数不能满足防隔水要求（42104原切眼回柱绞车硐室处煤柱宽度仅3m），因此42106回风顺槽掘进时必须疏排42104采空区积水。疏排水方案如下。
（1）疏排水方式。42104采空区疏排水从42106回风顺槽掘进至采空区积水水位以下开始，采用从掘进巷道向采空区打钻的方法进行
探放，15m高的水头分3次疏放降水位，每次降5m。即：当42106回风顺槽施工至42104采空区水位标高以下5m时，停止巷道掘进，施工临时水仓、安装排水泵，使用钻机向采空区打钻探放水、抽排，当水位下降至放水钻孔标高（钻孔内的水自然流淌、无水压）时，巷道恢复施工；随着巷道下山掘进当标高下降5m时，再次停止掘进，向采空区打钻探放水、抽排，如此往复3次，直至放完采空区积水，动态补给涌水顺钻孔自然流淌、掘进巷道继续抽排。
（2）排水量计算。考虑到矿井主排水系统及地面井下水处理站的排水与处理污水能力，42106回风顺槽掘进疏排采空区水时需要对放水、排水量进行控制，否则主系统将不能满足要求。目前井下流入井底主水仓的水量（即需要由矿井主排水系统排出的水量）为400m3/h 左右，井底主排水泵的实际排水能力为470m3/h，地面井下水处理站的处理能力为10000m3/d（近420m3/h）。因此，当42106回风顺槽疏排采空区水时，按照矿井主排水泵满负荷排水能力计算，其放水、排水量应控制在110m3/h（470－400＋40＝110；式中40m3/h为42104采空区的动态涌水量，下同）以内，而按照井下水处理站的水处理能力，允许的放排水量仅不足60m3/h（420－400＋40＝60）。
可见，即使暂不考虑井下水处理站的能力，仅考虑矿井主排水系统的排水能力，采空区放水、排水量应控制在110m3/h之内。
（3）排水时间计算。根据上述分析计算应控制的放排水量，排放完42104采空区积水需要的时间为：105000÷(110-40)＝1500小时＝62.5天≈2月。加上建立排水系统、分次降水位挪移水泵及延接排水管路、安装钻机打钻探放等时间，42106回风顺槽掘进因采空区放排水影响的工期应在2个半月左右。采空区放水到位后，需要在42106回风顺槽建立固定排水点，抽排采空区动态涌水，排水工作将延续到
42106工作面推采过42104采空区原积水水位之后，持续近2年时间。
（4）排水设备。根据所限定的排水量，选用BQS190-40-45型排沙泵（功率45kW，扬程40m，额定流量190m3/h，实际排水量120～150 m3/h）能够满足采空区放排水要求。现场配备3台排水泵，一用二备（其中备用泵一台供电热备用，一台备故障更换）。排水系统安装2趟φ108或φ159排水钢管，放水钻孔安装套管和闸阀控制放水量。
（二）开采安全性比较
两个方案在开采安全性方面相比，方案一留设窄煤柱对工作面安全开采存在较多的不利因素，尤其是对于本矿井这种受水、火、瓦斯、地压等灾害影响较严重的矿井，安全不利因素更为突出。具体分析如下。
1.矿压问题
从本矿井已开采的4个工作面所揭露的采区地质情况看，一采区东、西两翼地质条件存在较大差异，采区西翼地质构造简单，2个工作面均未遇见明显的断层，而采区东翼的2个工作面均揭露落差超过20m的较大断层，特别是42104回风顺槽揭露区域煤层赋存条件异常，巷道在掘进及工作面回采期间矿压显现明显。由此推测，42106工作面可能存在断层等构造，沿采空区布臵的42106回风顺槽也会有明显的矿压显现，因此当区段采用窄煤柱时，该巷道矿压会加剧，巷道支护及后期维护困难，对采掘生产会产生重大影响。
2.“通防”问题
分析认为，异常的区域地质条件与矿山压力，易导致窄煤柱受压破坏，由此造成采空区与生产空间之间发生气体交换，出现这种情况的后果，一是会导致相邻采空区内的瓦斯、一氧化碳等有害气体向生产空间泄漏，引发事故灾害；二是生产空间的氧气渗入到采空区，引
起采空区煤炭自燃，影响工作面生产安全。
3.防治水问题
前面已经分析，采用窄煤柱开采必须排放相邻采空区积水。同时，采空区探放水是一项复杂、危险因素较多的工程，实施过程中如果措施不力或出现疏忽大意，易发生重大事故。
四、建议
以上是42106工作面布臵两个技术方案在经济技术及安全方面的分析比较，其中的防排水分析也反映出，对于矿井实际涌水量，本矿井主排水系统的排水能力及污水处理能力较为薄弱，下一步随着开采的深入，矿井涌水量会逐步增加，因此矿井主排水系统及环保达标排放将面临一些问题和隐患。
对于本矿井开采条件与自然灾害因素来说，瓦斯防治、防灭火、防治水问题一直十分突出，因此开采的安全应放在首位。鉴于留窄煤柱布臵42106工作面在安全开采方面存在诸多突出的不利因素，根据区域开采条件，建议采用方案二，即留设20m宽区段煤柱布臵工作面；可以考虑在一采区西翼条件具备的区域试行窄煤柱开采。
青岗坪煤矿
二○一五年八月八日
长壁采煤法采煤工作面通风方式的确定讲解
长壁采煤法采煤工作面通风方式的确定 2006年8月17日16:22:0 长壁采煤法有后退式与前进式两种类型。无论是后退式工作面还是前进式工作面，沼气主要都来源于两部分：一是正被开采的煤层；二是相邻的岩层或煤层。如果不实行沼气抽放，相邻岩层或煤层的沼气将聚集在采空区。来源于上述两方面的沼气总涌出量，直接影响工作面的安全生产。工作面的沼气浓度，无论是后退式工作面，还是前进式工作面，皆由工作面风量来控制。 前进式工作面，由于采空区的漏风而减少了工作面的有效风量，但风流能有效地清洗工作面上隅角处的沼气。后退式工作面，采空区的漏风大大地减少，但在走向长壁工作面上隅角处会出现沼气的聚集（见图1）。仰斜长壁工作面，沼气上浮，沼气集中于工作面空间，不利于工作面的安全生产。俯斜长壁工作面，沼气集中于上部采空区，有利于工作面的安全生产。 图1 工作面上隅角处沼气的聚集 采用合理的工作面通风方式，可以有效地排出工作面沼气，特别是高沼气矿井、高温矿井需要风量大，是工作面安全生产的重要保证。 长壁式工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力和巷道布置有关。通风方式是否合理，成为影响采煤工作面正常生产的重要因素。 一、工作面通风应满足的要求 （一）采煤工作面要有足够的风量，并符合《煤矿安全规程》的要求，特别要防止在工作面上隅角处沼气的积聚； （二）采用沿空留巷时，巷旁应采取防漏风措施； （三）风流最好是单向顺流，尽量减少折返、逆流，力求系统简单、风路短； （四）根据通风要求，进风巷、回风巷应有足够的断面和数目。 二、工作面通风方式的确定 长壁式采煤工作面通风方式主要有U型、U+L型、Z型、Y型、W型以及H
煤矿采掘基本知识
煤矿采掘基本知识
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煤矿采掘基本知识 一、矿井爆破 (一)爆破器材 １.炸药 炸药是在一定条件下,能够发生快速化学反应、放出大量热量、生成大量气体产物,显示爆炸效应的化合物或混合物。炸药爆炸后,在岩体内产生瞬时高压冲击波，冲击波从爆源向岩体内传播,并对周围煤岩体发生作用,把煤炭或岩石破碎下来。 矿用炸药分为煤矿许用炸药和非煤矿许用炸药,准许在地下有瓦斯和煤尘爆炸危险的工作面使用的安全炸药称为煤矿许用炸药。煤矿井下的所有爆破作业工作面,必须使用煤矿许用炸药。 2. 雷管 雷管是一种装有起爆药的小管，用来起爆炸药的专用材料。雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管两种,电雷管由电能来起爆。电雷管又分为瞬发雷管、秒延期雷管和毫秒延期雷管。煤矿井下广泛使用毫秒延期电雷管。 3. 发爆器 发爆器是用来供给电爆网路的电雷管起爆电能的仪器。《煤矿安全规程》规定，井下爆破必须使用发爆器。 （二）爆破技术 1、掘进工作面爆破 （1）炮眼分类及布置 掘进工作面的炮眼，按其所起作用不同，可分为以下三类，如图3-11 所示: ①掏槽眼（又名掏心眼)。掏槽眼的作用是首先将工作面上某部分岩石破碎下来,为工作面形成第二个自由面,为其他炮眼的爆破创造有利条件。 掏槽眼应比其他炮眼深１5~20厘米,叫做超深。超深的作用是使其他炮眼利用率提高。掏槽眼又分斜眼掏槽法、直眼掏槽法、混合式掏槽法。 图３-11 炮眼布置示意图 Ⅰ-掏槽眼Ⅱ-辅助眼Ⅲ－周边眼
煤矿工作面巷道布置说明书
目录 第一章采区开采范围及地质况 (1) 第二章采区地质、工业和可采储量 (1) 第三章采区参数及区段的分 (3) 第四章采区巷道布置 (4) 第五章采煤方法及回采工艺 (7) 第六章采区生产能力及服务年限 (8) 第七章采区生产系统 (10) 第八章安全措施 (11) 第九章附图
第一章 采区的开采范围及地质情况 一. 采区的位置及开采范围 某采区位于某某矿二水平左翼，东以（如图附图一）号勘探 线为界北以某煤层露头为界，西以（如图附图）号勘探线为界，南以 矿井边界走向长度1650m ，采取平均倾斜长度1000m 采区内有1#，2# 两层煤，煤层倾角16度，采区内部分位置的煤层倾角有变化。 根据临采区揭露的资料显示，本采区构造简单。1#煤层平均厚度 2.23m 煤的密度为1.97t\ m 3为稳定煤层，煤质中硬，底板中硬，节 理发育较低，自然发火期短，伪顶直接顶岩性比较硬。 2#煤层平均厚度2.48m 煤层的密度为1.74\ m 3 .为稳定煤层，煤质中硬，底板硬，结构简单，节理发育地，自然发火期短，伪顶直接 顶岩性比较硬。1#煤层和2#煤层间距5.1m 地质构造：煤层赋存稳定，地质构造简单，但出于中等褶曲内， 对采掘工作造成一定的影响。 煤层露头距地表有39m 的泥土，地表比较平坦。 第二章 采区地质、工业和可采储量 一. 采区地质、工业和可采储量计算 1. 采区地质、工业储量计算 t 1393328069043207028960 1.74)2.481000(16001.97)2.231000(1600 R M I L R M I L Q 22221111=+=???+???=+???==） （）（工地Q
综采工作面通风设计
综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~1132米，盖山厚441~492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾=1200m3/min（含采外配风300 m3/min） 通过工作面的风量为：1200－300=900 m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s； S采——工作面断面 6.06m2。 3、按工作面人数计算 Q采＝4N＝4×60＝240m3/min 其中:4——每人所供给风量不得少于4 m3/min； N——采煤工作面同时工作最多人数。 4、风速验算： 依照《煤矿安全规程》第101条规定，12#煤****综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为0.25m/s，最高风速不得高于 5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。 0.25×60×S大≤Q采≤5×60×S小 0.25×60×6.69≤900≤5×60×5.43（不含采外配风） 100.35≤900≤1629
方案比较法(第七章)
7 矿井设计的方案比较法 7.1 概述 方案比较法是工程设计中最基本和最常用的设计方法，既能解决总体的又能解决局部的设计问题，常被称为万能的设计方法。近代出现的“最优化设计”方法（实际上方案比较法也是优化方法之一）也是在此基础上发展起来的。我国自五十年代初，在矿井设计中一直沿用方案比较法，尤其在方案设计或可行性研究中，多用此法。 7.1.1方案比较法的实质 在进行工程设计时，根据已知条件列出在技术上可行的若干个方案，然后进行具体的技术分析和经济比较，从中选出相对最优越的一种方案。这种设计方法就称为方案比较法。7.1.2方案比较法的步骤 (1)首先要明确设计的内容、性质、要求（这些要求在《设计任务书》中有具体文字说明），以及设计要达到的目标（主要参数和额定指标）等。 (2)然后熟悉和掌握设计任务或设计中所要解决的总体或局部课题的内部及外部条件。对矿井设计来说，主要是：井田的地质地形条件；交通情况；与邻井的关系；与其他企业关系等。 (3)根据内部及外部条件，依设计任务的内容和目标，提出可行的方案。 (4)对提出的可行方案进行技术和经济分析，从中选取（3～5）个较优方案。 (5)对选出的较优方案进行详细的技术和经济计算与比较，明确各方案在技术上和经济上的差异，全面衡量各方案的利弊。然后从各方案中选出最优的方案，做为设计最终方案。 (6)最后按设计任务的要求，对方案做出详细描述的文字说明（包括各项参数），并绘出方案的图纸。 7.2矿井设计方案的技术分析 由于矿井地质条件的多样性和技术装备的不断发展，一个井田的开拓可以提出若干技术上可行的设计方案。从这些可行的设计方案中选择技术上先进、经济上合理的方案，就是方案比较的任务。 井田开拓方案比较内容包括井筒形式、生产能力、井筒（平硐）位置、水平划分、通风方式、运输大巷布置、大巷运输方式、总回风道布置、采区划分等项。 7.2.1井筒形式方案比较内容 在技术上可用平硐开拓也可用斜井开拓的井田，或可用斜井开拓也可用立井开拓的井田，或可用单一方式开拓也可用综合式开拓的井田，其井筒形式往往需要进行大量的方案比较工作。
煤矿综采一队工作面安装期间通风技术安全措施
煤矿综采一队工作面安装期间通风技术安全措施 一、通风系统、风量计算及通风设施管理： 1、相关参数： 95200工作面处于已回采结束的74107、75202工作面下部，平均距离28m左右，属于被解放层。施工期间参照95204工作面瓦斯涌出情况作为计算依据，95204工作面目前瓦斯绝对瓦斯涌出量平均为3m3/min。该面发火期参照“950工作面三带研究项目”确定，发火期为6～9个月，该面煤尘爆炸性确定为：挥发份vdaf=45.91%。 2、风量计算： （1）采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为： q采=q基本×k采高×k采面长×k温（m3/min） 式中:q采——采煤工作面需要风量，m3/min； q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。 k采高——采煤工作面采高调整系数（见表1）； k采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数（见表2）； k温——采煤工作面温度调整系数（见表3）。 q基本=60×v采×s采max×70%（m3/min） 式中：v采——采煤工作面适宜风速，从防尘角度考虑，取v采=1m/s；s采——采煤工作面最大控顶时断面积，m2； s采max=采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－输送机、支架(支柱)、梁子等所占的面积(m2)
表1k采高——采煤工作面采高调整系数 采高(m);4n（m3/min） 综采工作面风量计算： q采=4×76=304（m3/min） （工作面同时工作的最多人数为76人） （5）按采煤工作面风速进行验算： 15s采平均3、通风设施及管理： 根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有:94107运煤下山调节墙、9煤回风上山绕道调节墙、95200皮带机道绕道调节墙、95200皮带机道绕道风门，以上通风设施对保证该面系统稳定极为重要，任何人都不得随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作面安全。 4、根据生产需要，该工作面安装期间采用下行通风模式，即材料道作为进风系统，皮带机道作为回风系统；为此需对现通风系统进行调整。方案如下： （1）分别在949运煤下山、9煤回风上山绕道、-1025夏桥系皮带石门中段砌筑调节墙，同时堵好95200皮带机道绕道调节孔形成挡风墙，为调整系统作好准备工作。 （2）分别摘除夏桥系皮带石门绕道及-1025夏桥系皮带石门中段风门，形成-1025运输大巷→-1025运输大巷绕道→-1025夏桥系皮带石门→95200材料道→95200工作面→95200皮带机道→95200皮带机道绕道
工作面炮眼布置
工作面炮眼布置 一、炮眼数目估算 选用32mm*150kg*170mm 的药卷 aP qSm N η = 式中 N ——炮眼数目； q ——单位炸药消耗量，kg/3m S ——巷道掘进断面积，2m M ——每个药卷长度，m a ——装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5左右。 P ——每个药卷的重量，kg 单位炸药消耗量q: 3/,m kg V Q q = 式中 Q —一次爆破所需的总炸药量， V ——工作面一次爆下的实体岩石总体积。 表2-1
由本次施工巷道的岩石围岩系数为8-10，巷道断面积为14.76m 2 ，且为光面 爆破，所以根据上表选取单位炸药消耗量为1.63kg/m 3 。 所以 个07.4915.0*5.09 .0*17.0*76.14*63.1=== aP qSm N η 即取炮眼数目为50个。 4、一次爆破所需的总炸药量 由q 单位炸药消耗量为工作面一次爆破所需的总炸药量Q 和工作面一次爆下的实体岩石总体积V 之比，即 得到 Q=1.63*14.76*2=48.12kg 药卷个数320支 爆破原始条件
表2-2 名称单 位 数量名称单位数量巷道的掘进断面m314.76 炮眼数目个50 岩石的坚固性系 数f 8-10 雷管数目个49 炮眼深度m 2.4 总装药量Kg 49.07 炸药和雷管的类型3号煤矿硝铵 炸药，7段毫 秒延期雷管 瓦斯浓度高瓦斯装药顺序及起爆顺序 表2-3 眼号炮眼 名称眼 数 /个 眼 深 /m 装药量起 爆 顺 序 连 线 方 式 装药 结构 单孔合计 卷数/ 个 质量/kg 卷数 /个 质量 /kg 1 空眼 1 2.4 串联连续正向装药 2-5 掏槽眼 4 2.4 10 1.50 40 6.0 Ⅰ6-11 一圈 辅助眼 6 2.3 7 1.05 42 6.3 Ⅱ 12-22 二圈 辅助眼 11 2.3 7 1.05 77 11.55 Ⅲ 31,32 44,45 帮眼 6 2.3 5 0.75 30 4.5 Ⅳ33-43 顶部眼12 2.3 5 0.75 60 9.0 Ⅳ23-39 底眼9 2.3 7 1.05 63 9.45 Ⅴ
工作面初采初放措施方案
综采工作面初采、初放安全技术措施 第一节工作面简介 一、工作面概况 xxx工作面地表位于xx镇xxxx坡，大部分为粱峁、阶地、沟坎，地表高程约+946～+1178m。北端地表地势较平坦，黄土地貌为主；中部、南部受雨水冲刷冲沟发育，以梁峁沟谷地貌为主。沟谷受流水冲刷切割较深，沟谷两侧边坡较陡，梁峁区植被覆盖。地表冲沟一般呈北西-南东走向。沟一般为第四系黄土，局部受侵蚀基岩出露，地表盖层厚度为86.55～270.48米。 xx工作面位于xx盘区东侧北部，08勘探线附近，为我矿x盘区首采工作面。该工作面西边为xx，东边为x煤中央大巷，北边为红涯河保护煤柱，南边为x盘区开拓大巷。该工作面地理坐标围为：X：xxxxxx；Y：xxxxxxxx；煤层埋深为547m～730m。 工作面上覆3煤，下伏4下1煤，走向长度3046m，倾向长度240米，停采线位置见附图，工作面标高+374.062～+450.356。 二、工作面地质特征 1、煤层 该工作面回采煤层为4号煤层，煤层结构较简单，煤层中含夹矸0～2层，夹矸厚度：0～0.7m，夹矸岩性为泥岩。4煤，黑色，半暗淡型煤，沥青光泽，褐黑色条痕，参差状、阶梯状断口，条带状结构，层状构造。结构：3.14（0.11）0.68。本区域位于古河道
区为中高硫煤，下部含有黄铁矿结核，煤层厚度（含夹矸）在3.14～4.12m之间，平均厚度3.93m。 2、煤层顶底板特性 老顶，细粒砂岩、中砂岩或粗砂岩，厚度1.95～13.3m，平均5.45m，棕红色，成分以长石、石英为主，泥质胶结，弱风化岩体较完整成块状。含少量硕石，裂隙发育。 直接顶，泥岩、细砂岩、粗砂岩，厚度1.99～4.09m，平均2.09m，棕红色，成分以长石、石英为主，泥质胶结，弱风化岩体较完整成块状。含少量硕石。中间夹灰绿色泥岩薄层，裂隙发育。 直接底，泥岩、细砂岩，厚度2.02～5.32m，平均3.67m，灰色泥岩，水平层理，夹灰绿色砂质泥岩，部分地段为铝质泥岩，薄层及细砂岩薄层，见镜煤条带。裂隙发育。 老底，泥岩、细砂岩，厚度3.18～6.4m之间，平均4.22m，灰白色，成分以长石、石英为主，泥质胶结，弱风化岩体较完整成块状。裂隙发育。 3、构造特征 ①褶曲 根据xxx实测地质资料、地质精查报告、三维地震勘探综合显示，受xxxx背斜影响，该背斜以南地层为1°左右上坡。该北斜以北地层为2°左右下坡。 ②断层 xx工作面累计揭露断层10个，全部为正断层，落差0.7-6.8
采区巷道布置.
5 采区巷道布置及回采工艺 本设计开采8煤层，前期采用中央并列式。根据整个矿井的地质情况，以及为了通风安全，前期，在靠近工业广场的附近布置工作面。后期采用两翼对角式通风，工作面再向井田边界方向布置。为了矿井达产，在南翼布置带区，在北翼布置采区。本设计主要进行采区的巷道布置，以及采区回采工艺的设计。 5.1 煤层的地质特征 本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间，含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。 本设计以整个矿井的煤为基础，而本设计主要开采8煤，采区的设计以8煤层为基础，巷道的布置也是用来开采8煤层。 5.1.1 煤层情况 8煤层：厚度2.43～17.66m，平均4.94m，下距7煤4.30m，可采系数100%，变异系数47%，为主要可采煤层，但厚度变化特征十分显著，井线以西大片地段厚度极为稳定，一般变化在3.50～4.00m之间，变异系数23%；井线以东厚度显著增大，一般变化在6～10m之间，变异系数56%，因此，全区8煤层变异数偏大，但仍以稳定为主。煤厚变化见图5-22，煤层结构简单～较复杂，一层夹矸率31%，二层夹矸率29%，其岩性为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板砂岩及砂页岩互层，底板泥岩、砂质泥岩，属稳定煤层。 8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带，主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等，而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。 5.1.2 煤层瓦斯含量 本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40～17.85m3/t之间，且甲烷成分一般在80%左右，由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。总体来看，本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外，还可能在局部形成瓦斯富集带，8煤层为富瓦斯煤层。 5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向 本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险，浅部煤尘爆炸指数30%～35%。各可采煤层均有自然发火倾向，发火期一般为3～6个月。 5.1.4 地温 根据九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8℃。 本井田地温梯度介于0.75～2.07℃/hm之间，其中东部高于西部，属地温正常区。总体来看，本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
大倾角工作面开采方案及注意事项
大倾角工作面开采方案及注意事项 一工作面基本情况 二大倾角工作面管理 2.1 端头支护 在工作面上、下端头采用了ZT56000/17/32型过渡支架支护，增加了工作面支护阻力，改善了端头支护的受力状况，解决了上端头北三角煤的维护问题，增加了下端头工作面面工作阻力。大倾角综放回采工作面，运输巷沿煤层顶板布置在+735m标高，回风巷沿煤层底板布置在+770m标高，运输巷与工作面采用圆弧缓慢过渡，这种布置方式改善了下端头支架的受力状况，解决了下端头支护难度大的问题，确保了工作面下出口的安全畅通，同时通过圆弧缓慢过渡布置在一定程度上限制了前后部运输机的下滑，解决了因运输机下滑造成的搭接不合理问题，还减缓了工作面倾角。 具有特殊结构的端头、端尾支架，很好的解决了上、下端头的顶板维护问题，确保了前、后部运输机与运输巷转载机的合理搭接。 工作面上、下顺槽端头区域的顶板维护问题一直是大倾角工作面上、下端头管理的难点，为了从技术管理角度上解决这一技术难题，在设备选型和研究设计时，上、下端头配备了专用支架支护，而且下端头运输巷与工作面采用圆弧缓慢过渡布置，使端头支架与基本支架间实现了平滑过渡，消除了台阶;在上端头配备带有可互换型侧护结构的端尾支架，解决了回风顺槽与工作面上端头顶板北三角区支护难题，支护效果良好。
2.2优化巷道布置 运输巷沿煤层顶板布置，回风巷沿煤层底板布置，运输巷与工作面间采用圆弧缓慢过渡方式，通过先进、合理的“三机”配套选型，彻底解决了设备的防倒、防滑技术难题 2.3工作面支架的防倒防滑、防甩尾 在液压支架的防倒装置上，摒弃了原液压支架单架防倒的方案，采用5架一组的防倒、防滑方案。既是：利用5架液压支架为一组，利用防倒、防滑千斤顶，使5架液压支架连成一组，组成防倒、防滑一个单元。每隔5架安装一组。通过安装在液压支架中梁上的防倒装置、安装在液压支架底座上的底推装置和安装在液压支架底座上的防滑装置。利用液压支架的液压系统上的操作阀、千斤顶来完成防倒、防滑操作。保证液压支架在移架过程中及时的调整液压支架状况，起到防倒、防滑的作用。 当液压支架在生产过程中出现倒架时，为了方便倒架的扶正，在液压支架中梁设计有可以固定液压单体支柱的柱窝，扶架时可利用此柱窝防止单体支柱打滑伤人，通过防倒千斤顶和单体支柱把倒架扶正。 由于该型号的液压支架自重较大(18T左右)，而且放顶煤液压支架尾部有放煤机构，尾部重量较大再加上工作面倾角达20度左右，在移架过程中容易造成液压支架甩尾。从而造成工作面液压支架和前后部刮板机上窜、下滑。严重影响工作面的工程质量和正常的安全生产。通过在液压支架侧护板装置的改造来解决液压支架甩尾问题。原来设计顶梁和尾梁的架侧护板装置，可以同时伸缩和顶梁单独伸缩。而尾梁架侧护板不能单独伸缩，在液压支架利用架侧护板装置调整支架时只能整架调整。达不到调尾部的目的。要解决甩尾问题首先把液压支架架侧护板装置进行改造。一是把原来设计顶梁和尾梁的架侧护板的结构进行改进，使尾梁侧护板可以单独伸缩。即在顶梁侧护板不动作时，尾梁侧护板可以自由伸缩。二是对顶梁和尾梁的架侧护板的液压系统进行改进，使其各有自己的供液系统和操作阀控制，立操作顶梁、尾梁的侧护板。并在各系统中增加液压锁装置。使其在伸缩过程中能够保持伸缩距离。在移架到位时，在升架前利用尾梁侧护板伸出多液压支架尾部进行上调一定的距离。由于顶梁侧护板和尾梁侧护板是各自独立的系统。此时顶梁侧护板不动作。只对尾部进行调整。从而达到控制液压支架甩尾的目的。使支架和刮板机保证夹角在90度左右。达到控制工作面液压支架及前后部刮板机上窜、下滑。 同时要严格控制采高，降低架子重心，防止支架倾倒。工作面在回采过程中，采高控制在2.4米以内。控制顶板，煤帮的完整性，杜绝片帮，漏顶。坚持带压擦顶移架，适当提高相邻两支架工作阻力，防止支架倾倒。 如果在移架过程中，遇到支架有倾倒的现象，支架工可采用单体液压支柱，
综采工作面通风设计
****综采工作面通风设计 一、工作面概况 （1）****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡，北段 位于茶叶沟上端。地表地势南高北低，高程971~ 1132米，盖山 厚441~ 492米。地表大部分为原岩裸露，零星分布着黄土覆盖层。地表无建筑物，北部有林地。 （2）井下：****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米，南邻矿界，西部为未采区，北与12#煤的采区轨道巷相接。 工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。工程自北向南推进，南北延伸长980米。 二、通风方式及方法 ****工作面采用“U+L”全负压通风。即：运输顺槽作为进风巷，回风顺槽作为回风巷，尾巷作为专用排瓦斯巷。在回风顺槽和 尾巷每隔30米布置一个联络巷，平时封闭，当工作面推进到联 络巷附近时，把密闭拆开，调节回风、尾巷的风量，解决上隅角瓦斯。另外****尾巷利用采外配风，选用2×22KW对旋局扇通风，风 机位置在****尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800 mm，风筒 出口距尾巷掌头必须小于5米。 三、配风量计算 1、按工作面瓦斯涌出量计算（考虑抽放因素） 2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t，回采时按日产量2000t计算，瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min，根据以往工作面回采经验，工作面抽放率在80%以上，因此****工 作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。 Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6= 720m3/min Q采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6= 480m3/min Q采=Q采回＋Q采尾= 1200m3/min（含采外配风300 m3/min）通过工作面的风量为：1200－300=900m3/min。 其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min； q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量 m3/min；（取2008年瓦斯等级鉴定值计算得）； K回ch4、 K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数，取1.6； 2、按工作面温度与风速计算 Q采＝60V采S采＝60×2×6.06＝727m3/min 其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min； V采——工作面良好气候条件下的风速m/s；
关于采掘工作面五图一表规范的意见
关于规范采掘工作面“五图一表”的通知 各采掘区队： 经会议研究，决定对金鸡滩煤矿井下采掘工作面“五图一表”进行规范，各工作面现场必须尽快更换新图板，具体要求如下： 一、采掘工作面“五图一表”内容： 1.采煤工作面“五图一表”为： 工作面巷道布置图（平、剖），供电及监测通信系统图，通风系统及避灾路线图，设备布置图，支护示意图，正规循环作业图表。 2.掘进工作面“五图一表”为： A.综掘工作面：巷道平面布置图，避灾路线图，巷道支护平、断面图，通风系统图，断面截割轨迹图及正规循环作业图表； B.炮掘工作面：巷道布置图，施工断面图，炮眼布置三视图，避灾路线图、爆破说明书（表）、正规循环作业图表。 二、采掘工作面现场牌版规定 1.现场牌版尺寸规定为：每张图板长×宽= 1500×1000 mm。 2.必须保证图文清晰，内容齐全、正确，便于观看。 3.牌版材质不锈钢框架，铝（塑）板底板，外贴防水反光贴纸。 4.更换工作面时，只更换防水反光贴纸。 5.工作面开门200m以内可用临时牌版， 三、现场牌版内容规范 1.采煤工作面 区队简介、工作面简介继续沿用现有样式，采煤工作面共4张牌版，内容如下： 第一张：内容为工作面巷道布置图（平、剖）。顺槽单巷长度超过3000米时，从中间断开分两段上下布置。 第二张：内容为供电及监测通信系统图。移动变电站供电系统图
（A2）和固定变电站供电系统图（A2）在上，监测通信系统图在下布置。 第三张：内容为通风系统及避灾路线图，巷道中间可打断。通风系统图在上，避灾路线图在下。 第四张：内容为设备布置图，支护示意图，正规循环作业图表。设备布置图在上，支护示意图（A2）及正规循环作业图表（A2）在下。 2.掘进工作面 A.综掘工作面 区队简介继续沿用现有样式，掘进工作面共3张牌版，内容如下：第一张：内容为工作面巷道布置图（平、剖）和工作面简介。工作面巷道布置图（平、剖）在上，工作面简介在下。 第二张：内容为巷道支护平、断面图，断面截割轨迹图及正规循环作业图表。巷道支护平、断面图在上，断面截割轨迹图（A2）及正规循环作业图表（A2）在下。 第三张：内容为通风系统及避灾路线图，巷道中间可打断。通风系统图在上，避灾路线图在下。 B.炮掘工作面 第一张：内容为工作面巷道布置图（平、剖）和工作面简介。工作面巷道布置图（平、剖）在上，工作面简介在下。 第二张：内容为施工断面图，炮眼布置三视图及爆破说明书（表）。 第三张：内容为避灾路线图及正规循环作业图表，直巷中间可打断。 2017年9月24日 参会人员：
推荐-综掘工作面创矿井标准施方案 精品
采煤工作面创精品标准实施方案 一、采煤 1、两巷管理 （1）保证巷道平整，无浮煤，无淤泥，无杂物堆放。 （2）保证巷顶、巷帮无废旧铅丝，网片、绳索、刹杆、道木、管线等残留。 （3）保证两巷无积水，积水较深较长地段，必须搭设平整稳固的过人桥，并采取相应的排水措施。 （4）两巷材料、设备实行定置管理，分类码放整齐，并挂设标志牌，标志牌每天擦拭一遍。 （5）巷道两帮水管、电缆吊挂整齐。 责任人：武联庆完成时间：20XX年8月10日前完成。 2、两巷超前管理 （1）两巷超前支护长度不小于20m，且超前支护段内不准堆放任何杂物。 （2）单体柱打设规范，无变形，自落、缺牙和两牙吃劲单体柱。 （3）单体柱拉线管理，15—20m内拉线，误差不超过±30mm。 （4）单体柱三用阀注液口方向与巷道平行，所有单体柱都要拴好护绳，并编号管理。 （5）必须保证棚梁接顶严密，接顶不实的地方采用板皮、道木、刹杆绞实。 （6）超前段单体柱必须每天冲洗一次。 责任人：刘树枝完成时间20XX年8月10日前完成 3、泵站及液压系统 （1）泵站及液压系统挂设说明牌。 （2）液压系统必须完好，不得有窜液漏液。 （3）泵站压力不低于28Mpa（依现场实际），乳化液浓度保持3%--5%。 （4）必须使用自动配比装置，实现集中供液。 （5）严禁用铁丝代替U型卡，不得出现单腿销。 （6）泵站液箱及泵体，必须保证每班擦拭。 责任人：岳书庆完成时间：20XX年7月底完成 4、工作面支护及顶板管理 （1）工作面支架片帮板及时打出护紧煤墙，支架前梁接顶严密，前梁上部无浮石。 （2）顶板破碎或煤墙片帮宽度超过循环进度的，要及时超前移架或采取有效措施进行及时管理。 （3）工作面采高必须达到3.0±0.05m。 （4）支架初撑力不低于规定值的80%。 （5）支架顶梁与顶板平行支设，其最大俯仰角∠7o。 （6）相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架对齐，不咬、架间空隙不超过200mm，超过200mm后必须采取防漏顶措施。 责任人：王峰完成时间20XX年8月10日前完成 5、工作面“三直两平两畅通” （1）工作面支架要排成一条直线，30m拉线其偏差不得超过±50mm。 （2）机道及大溜保持平直，不得因采煤机啃底或留底煤造成大溜横向出现急倾斜，直线度30m拉线偏差不得超过±50mm。 （3）两端头安全出口高度不低于1.8m，宽度不小于0.7m。
采煤工作面串联通风安全技术措施(最新版)
采煤工作面串联通风安全技术 措施(最新版) Security technology is an industry that uses security technology to provide security services to society. Systematic design, service and management. ( 安全管理 ) 单位：______________________ 姓名：______________________ 日期：______________________ 编号：AQ-SN-0650
采煤工作面串联通风安全技术措施(最新 版) 根据采煤工作面的生产情况，目前急须布置准备接替工作面，但在通风系统中，掘进工作面与回采工作面相连接，目前还未形成独立的通风系统，根据《煤矿安全规程》规定串联通风次数不得超过一次，为了保证串联通风期间的安全生产，特制定以下安全技术措施，在施工时，要求严格执行。 一、通风管理 1、掘进工作面时，乏风串入回采工作面，必须在采掘工作面的配风要求保证有足够的风量。掘进工作面用风后的回风进入回采工作面的风流中，瓦期和CO2浓度必须在0.5%以下，其它有害气体应符合《煤矿安全规程》的要求。 2、加强通风设施管理，减少风门漏风。在进入回采工作面的风
流中，必须装有瓦斯自动检测报警断电仪。 3、保持采煤工作面的进风、回风有4m2以上的断面，保持畅通无阻。 4、测风人员要经常测定风量，如有变化，应查明原则，及时处理。 二、瓦斯管理 1、加强采掘工作面的瓦期检查，如有瓦斯增加，即要查明原因，及时处理。 2、串入采煤工作面的瓦斯含量不得超过0.5%，如有超限，要立即停止采煤工作面的一切作业，然后查明超限原因，进行处理。 3、在采煤工作面进风巷距采面下出口煤壁10m处安设瓦斯监测探头，随时掌握串入采面的风流中瓦斯浓度，探头或监测主机如有超限报警，要立即通知采面停止作业，汇报矿领导并检查处理。 4、在采面下出口10m处还要设瓦斯检查牌板，瓦检员每次检查结果都要写在牌板上，瓦斯浓度有变化时，要与当班采面作业人员讲清楚，作好防范。
采煤工作面作业规程的编制.
一、采煤工作面作业规程的编制 内容以图表为主,主要包括:“三书”(地质说明书、爆破说明书、顶板管理说明书、九个系统(运输、通风、排矸、排水、供电、防尘、避灾、监控、通信等系统、措施(安全技术措施。要求各种图表清晰准确,文字简明通俗易懂。 1.概述 要求说明采煤工作面位置、范围、邻近采掘情况及其影响,附表说明工作面走向长度、倾斜长度、煤层厚度、倾角、容重、地质储量、可采储量等。 2.地质情况(即地质说明书 包括煤层赋存状况、煤层结构、厚度、倾角、硬度、煤质、地质构造、水文地质、顶底板岩石性质、结构、层理、节理、断层、强度、顶板分类、煤层瓦斯、二氧化碳含量、自然倾向、煤尘爆炸性等。 3.采煤方法及回采工艺 包括采煤方法、采高、落煤方式、装煤方式、运煤方式、支护形式的选择,巷道布置简述(附图,附每循环出煤量及材料消耗基础表。 4.顶板管理及支护形式(即顶板管理说明书 包括顶板的管理方法、工作面支护顶板管理图(包括回采工作面支架、特殊支架的形式、结构、规格、支护间距、放顶步距、最小控顶距、最大控顶距、工作面上下出口支护的支架的结构规格,并加以说明、初次放顶的措施、初次来压和周期来压的特殊支护措施、回柱方法及工艺要求、支护材料复用的规定、工作面上下顺槽支架回撤以及距工作面滞后距离的规定、工作面上下出口支护的质量要求、过断层和过老空等巷道的安全技术措施。 5.爆破说明书
包括钻眼设备、安全炸药种类、爆破器材、炮眼布置方式及炮眼布置图(必须表明工作面高度和打眼范围、炮眼位置、排数、个数、深度、角度及炮眼编号,要用三视图表示、炮眼布置说明表(必须说明各种炮眼名称、编号、深度、角度、每个炮眼装药量及总装药量、封泥长度、连线方式和起爆顺序等。 6.生产系统 包括通风方式、通风系统图、通风路线、通风设施、风量计算和要求;综合防尘及喷雾洒水系统;排水方式、设备选型及布置、排水系统图;煤、矸及材料装运方式、设备选型及其系统图(包括溜煤眼及煤仓;供电设施、电缆设备负荷选择及系统图;灌浆灭火系统;充填、抽放瓦斯等管路系统图;通信系统;压风系统;电气设备布置图;安全监控装备布置系统图;井下避灾路线系统图根据生产条件简要叙述;附采煤工作面设备配置检修表。 7.劳动组织及主要技术指标 包括采煤工作面循环作业方式、正规循环作业图表、劳动人员、管理人员配备表,采煤工作面主要技术经济指标等。 8.安全技术措施 包括避灾路线图、爆破、顶板管理、支护(采煤工作面过老巷、断层、破碎带防冒顶片帮的技术措施、通风、瓦斯管理、综合防尘、防灭火、运输以及设备维修管理等安全技术措施;提高回采率及提高煤质的措施。 技术措施。
采矿工作面设计
第一章矿井概况 1.1 井田地质特征 回坡底煤矿隶属于霍州煤电集团公司。其矿井工业场地位于山西省洪洞县城西北刘家垣镇回坡底村东1.0km处，距洪洞县城25km，距赵城发煤站17km，紧邻赵（城）—克（城）公路，公路交通方便。 矿区位于吕梁山南端东麓，汾河西岸，地形切割强烈，沟谷纵横形成了以黄土梁、塬、峁为特征的低山基岩丘陵地貌。主要山梁走向近南北向，沟谷纵横，地形复杂。最高点位于区西北边界沟北村东北山梁，标高985.2m，最低点位于东北边界沟谷，标高624.17m，相对高差361.03m。 回坡底矿井采用斜井开拓，单水平开采，开采11号煤层，目前采用高档机械化，倾斜长壁式采煤，矿井的正常涌水量120m3/h，最大涌水量240m3/h，扩区煤层底板标高300-630m，目前开采水平最低为570m，均高于奥灰岩溶水地下水位（525m左右），矿井充水方式为顶板淋水或裂隙水，通过开采产生的煤层冒落带，导水裂隙带与K2含水层发生水力联系，使K2含水层地下水进入矿井坑道，随着两区向前延伸开采，开采水平将逐渐降低，矿井的涌水量也将随着增大，尤其是两区奥灰岩溶水位地下，并有可能在构造破坏地段存在突水危险，因此要引起足够的重视。 1.4 井田开拓 矿井改扩建工程移交生产和达到设计年生产能力时，共设置主斜井、副斜井、二号进、回风立井四个井筒，主斜井为延深井筒，刷大副斜井，二号进、回风立井为新建井筒。 3、二号进风立井 敷设动力电缆，兼安全出口。 4 、二号回风立井 主要担负东区初期回风，兼安全出口。 二号进风立井井筒净直径6.0m ，垂深375m，井筒内装备应急排水管路、压风管
路，敷设动力电缆。 为了东区的开发，设计在纬距4036000附近布置胶带、轨道暗斜井，均落底+556m 水平，落地后沿东北方向布置+556m水平胶带大巷和+556m水平轨道大巷。+556m水平胶带大巷尽头处设采区集中煤仓；+556m水平轨道大巷在1900m处转至东南—西北方向，并通过二号进风立井井底。平行与转至后的+556m水平轨道大巷布置三条煤层巷道，其中在11号煤层中布置两条采区巷道，分别是东区皮带巷和东区轨道巷；沿K2顶板布置一条回风巷，为东区回风巷。东区皮带巷在东南部通过采区集中煤仓与+556m水平胶带大巷相联。平行与这组巷道，沿601、603钻孔一线再布置同样的一组上下山巷道。这两组巷道通过布置在井田突水系数为0.16分界线附近的一组+385m 水平轨道集中巷道和一条胶带集中巷道相联，这样东区开拓巷道基本成工字型布置。 1、运煤系统 综采工作面→胶带顺槽→东区皮带巷→采区集中煤仓→+556m水平胶带大巷→东区煤仓→主斜井→地面。 2、辅助运输系统 地面→副斜井→轨道暗斜井→+556m水平轨道大巷→东区轨道巷→轨道顺槽→综采工作面。 3、通风系统 主、副斜井→胶带、轨道暗斜井→+556m水平轨道大巷及胶带大巷→东区轨道巷→顺槽联络巷→胶带顺槽→综采工作面→轨道顺槽→东区回风巷→二号回风立井→地面。 第三章采煤方法及采区巷道布置 3.1 采煤方法的选择 根据井田开拓部署，结合矿井规模和采煤工作面装备水平，矿井东区移交生产和达到设计生产能力时，共布置一个生产采区为东一采区。保证矿井110万t/a的生产能力。
长壁采煤法采煤工作面通风方式的确定
长壁采煤法采煤工作面通风 方式的确定 姓名： 单位名称： 申报类别：
摘要：长壁采煤法布置采煤工作面过程中如何选择合理的通风系统和通风方式，是保证采煤工作面 通风可靠、安全生产的关键，也是采煤工作面上隅角瓦斯治理的有效途径本文就长壁采煤法采煤工作面 通风方式进行了详细的剖析，为煤矿安全生产和稳产高奠定了基础。 关键词：长壁采煤；通风方式；隅角瓦斯防治；通风可靠 前言：长壁采煤法在我国煤炭开采过程中是较为常用的采煤方法，它主要体现在搬家次数少，工作 面产出率高，能达到高产高效的目的，但在布置过程中选择不同的通风系统会遇到工作面的隅角瓦斯治 理以及安全生产、稳产高产等方方面面的问题，所以长壁采煤法选择合的的通风方式至关重要。 长壁采煤法有后退式与前进式两种类型。无论是后退式工作面还是前进式工作面，沼气主要都来源 于两部分：一是正被开采的煤层；二是相邻的岩层或煤层。如果不实行沼气抽放，相邻岩层或煤层的沼 气将聚集在采空区。来源于上述两方面的沼气总涌出量，直接影响工作面的安全生产。工作面的沼气浓度，无论是后退式工作面，还是前进式工作面，皆由工作面风量来控制。 前进式工作面，由于采空区的漏风而减少了工作面的有效风量，但风流能有效地清洗工作面上隅角处的 沼气。后退式工作面，采空区的漏风大大地减少，但在走向长壁工作面上隅角处会出现沼气的聚集（见 图1）。仰斜长壁工作面，沼气上浮，沼气集中于工作面空间，不利于工作面的安全生产。俯斜长壁工作面，沼气集中于上部采空区，有利于工作面的安全生产。 采用合理的工作面通风方式，可以有效地排出工作面沼气，特别是高沼气矿井、高温矿井需要风量大，是工作面安全生产的重要保证。 长壁式工作面通风方式的选择与回采顺序、通风能力和巷道布置有关。通风方式是否合理，成为影 响采煤工作面正常生产的重要因素。 一、工作面通风应满足的要求 （一）采煤工作面要有足够的风量，并符合《煤矿安全规程》的要求，特别要防止在工作面上隅角处沼气的积聚； （二）采用沿空留巷时，巷旁应采取防漏风措施； （三）风流最好是单向顺流，尽量减少折返、逆流，力求系统简单、风路短； （四）根据通风要求，进风巷、回风巷应有足够的断面和数目。 二、工作面通风方式的确定 长壁式采煤工作面通风方式主要有U型、U+L型、Z型、Y型、W型以及H型等几种。见图2所示。从图2中可以看出，如果由后退式改变成前进式开采，除U+L型通风系统之外，其它各种通风系统对前
采煤工作面爆破要求
(一)采煤工作面的爆破工作要求 采煤工作面爆破工作应满足“五不、两少、两高”的要求。 “五不”：不崩坏顶板；不崩倒、崩坏支架；不崩翻刮板输送机；不留底煤，以减少工人起底煤的工作量；不出大块煤炭，以减少工人二次破碎的工作量。 “两高”：爆破自装率高，爆破后要求煤体松动适度，使尽量多的煤落入刮板输送机，以减少人工攉煤量，同时防止把煤抛到采空区一侧，以提高煤炭采出率；炮眼利用率高，以保证采煤工作面的循环进度。 “两少”：爆破消耗的时间少，应尽量增加每一次爆破的炮眼个数，以减少放炮次数，缩短放炮的辅助时间，提高出煤工效；爆破材料消耗量少，应合理布置炮眼和装药量，降低炸药、雷管消耗量，提高经济效益。 另外，在有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面进行爆破作业时，还有特殊的安全要求，概括为以下基本内容： (1)有瓦斯、煤尘爆炸危险的工作面，都必须使用取得产品许可证的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。 (2)放炮工作必须由经过专门训练、取得放炮合格证的专职放炮员担任。放炮作业包括放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。 (3)放炮作业时，放炮员、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。 (4)装药前和放炮前后，必须检查瓦斯。如果放炮地点20m以内瓦斯浓度达到1％时，不准装药、放炮，同时附近20m以内，都必须进行洒水降尘。 (5)炮眼封泥必须使用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼部分，应用粘土炮泥充填封实。严禁放糊炮和放炮出现“打筒”现象。 (6)采煤工作面可以采用分组装药，但一组装药必须一次起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。 (二)采煤工作面炮眼布置方式 采煤工作面炮眼布置方式一般有以下几种： (1)单排眼布置方式：在煤层厚度为1．0m以下的薄煤层或煤质松软、节理发达的中厚煤层中，可沿工作面中间打一排向下倾斜的炮眼，称为单排眼，如图5--7所示。炮眼与工作面煤壁的夹角为65。～75。。 (2)双排眼布置方式：在煤层厚度1．0m～1．5m，煤质中硬的中厚煤层中，可靠近顶、底板沿工作面打两排眼，称为双排眼，如图5—8所示。如上、下两排眼互相错开，又称三花眼。 底眼位于工作面下部，靠近底板。它的作用是将煤层下部的煤沿底板