采掘工作面爆破设计
采掘工作面爆破设计
2017年7月
采掘工作面爆破设计
一、采煤工作面爆破设计
1、工程概况
矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面，
位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。
2、支护形式及规格
六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁
组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最
小控顶距，排距；
3、爆破器材确定
我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿
许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。
4、爆破参数确定
炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。
5、装药连线
采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上
顺序一次起爆10个眼。
6、一图三表如下
图1 炮眼布置图
该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示
表1 爆破原始条件
名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168
表2 爆破设计说明书
炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75～80 0-300 ＞500 1 35 下10～15 75～80 400-500 ＞500 1 35
循环指标项目眼数药量雷管水炮袋
其它
起炮方式正向
单位个kg 发个联线方式串联
总计420 168 420 420 爆破方式毫秒
采面爆破采用毫秒爆破法。装药时，按照雷管的段数进行一次装药；采用分组装药、分组起爆；分组
起爆间隔距离不少于2m。
表3 预期爆破效果
名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336
每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/
m3
炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420
7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量
采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。
二、掘进工作面爆破设计
1、工程概况
我公司开拓准备巷道布置于六2煤层顶板或底板中，岩石坚固性
系数为f=6-8，矿井布置3个开掘工作面，劳动组织采用三八制循环
作业，每天三循环，每循环进尺。
2、支护形式及规格
根据中国平煤神马集团相关要求（矿井开拓准备巷道断面不得
小于10m2）的要求及矿井实际需要，设计采用圆弧栱形锚网喷支护，
巷道规格及断面：巷道净宽为米，净高为米，拱高，弧高，净断面㎡，
毛断面㎡。锚杆采用￠20×2000mm螺纹钢树脂锚杆，间距为800
×800mm，喷砼厚度120mm。
3、爆破器材确定
我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，只能选用Ⅱ级
煤矿许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。巷道为岩巷，岩层硬度
较大，起爆器材选用选用毫秒延期电雷管的1段、3段、5段（即
延期时间5s、50s、100s），分别用于掏槽眼、辅助眼和周边眼。
根据该巷道全断面炮眼不会超过100个的情况，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。
4、爆破参数确定
炮眼直径选用40mm，采用直眼掏槽：掏槽眼、辅助眼、周边眼炮眼深度均为，周边眼向轮廓线外偏100mm，底眼眼口位置比巷道板板高300mm，眼底位置高于巷道底板100mm。
5、炮眼布置
根据该巷岩石坚固系数f=6-8，采用直眼掏槽方法，中心眼1个，掏
槽眼6个，辅助眼30个，周边眼41个，底眼9个，共计87个炮眼。掏槽眼间距，辅助眼间距，周边眼间距，掏槽眼、辅助眼、底眼每眼装药，周边眼每眼装药。
炮眼布置及参数详见爆破图表
6、装药连线
采用连续反向装药，连线方式为串并联，起爆顺序为掏槽眼→辅
助眼→周边眼，按顺序全断面一次起爆。
7、一图三表如下
图1 炮眼布置图
表1 爆破原始条件
名称 单位 数量 名称 单位 数量 巷道掘进断面 m 2 炮眼数目 个 87 岩石坚固性系数 f 6-8 雷管数目 个 87 炮眼深度
m
总装药量
kg
表2 爆破设计说明书
表3 预期爆破效果
名称 单位 数量 名称 单位 数量 炮眼利用率 % 93 每循环炸药消耗量 Kg/m 循环进尺 m 循环炮眼总长度 m 每循环爆破实体岩石体积 m 3 每立方米岩体消耗雷管数量 个/ m 3 炸药单耗
Kg/ m 3
每循环消耗雷管数量
个
87
8、掘进工作面每天炸药、雷管消耗量
掘进工作面每天消耗炸药770kg ，每天消耗雷管842个。
三、全矿井每天炸药雷管消耗量
全矿井每天消耗炸药1312kg ，每天消耗雷管2197个。
四、安全技术措施
炮眼名称
炮眼深度（m ）
炮眼个数
炮眼角度 装药量kg 封泥长度（m ） 起爆顺序
联线
水平 垂直 掏槽眼 （1-7）7
81° 81°
封满 Ⅰ 串 辅助眼 （8-37）30 90° 90° 36 封满 Ⅱ 串 底眼 （58-66)9 80° 90° 封满 Ш 串 周边眼 （38-57、
67-87)41
90° 80° 封满 IV 串 合计
87
（一）接触爆炸材料的人员，必须穿棉布或静电衣服。
（二）运送爆破材料时，应遵守下列规定：
1、电雷管和炸药必须分开运送，电雷管必须由爆破工亲自运送，
炸药应由爆破工或爆破工监护下由其他人员运送。
2、在交、接班人员上下井的时间内，严禁运送爆炸材料；
3、禁止将爆炸材料存放在井底车场或其他巷道内；
4、爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。
5、严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁在途中逗留。
（三）所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸性材料性能和《煤矿安全规程》规定。
（四）井下爆破工的工作必须由专职爆破工担任。爆破作业，爆破工、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”，严格实施换牌制度。
（五）爆破工必须依照“爆破说明书”进行爆破作业。
（六）不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
（七）施工地点爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管。
使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过
130m/s。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。
不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。
（八）施工地点，应用毫秒爆破。在施工地点，可分组装药，但一组装药必须一次起爆。
（九）严禁在1个施工地点使用2台发爆器同时进行爆破。
（十）施工地点采用毫秒爆破时，不得采用反向起爆。
（十一）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁：严禁乱扔、乱放。
（十二）爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电器设备的地点。
（十三）爆破时必须把炸药材料箱放到到警戒线以外的安全地点。
（十四）爆破工从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前断脚线将电雷管抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
（十五）爆破工装配起爆药卷必须遵守下列规定：
1、必须在顶板完好、支架完好、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
2、装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
3、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。
4、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
5、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
6、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质炮棍疳药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。
7、有水的炮眼，应使用抗水型炸药。
8、装炮后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及道轨等导电体相接触。
（十六）施工地点炮眼封泥必须使用水炮泥，水炮泥外剩佘的炮眼部分应用粘土炮泥封实；严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
（十七）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合一列要求：
1、炮眼深度小于米时，不得装药、爆破。
2、在挖底、刷帮、挑顶等特殊条件下，确需浅眼爆破时，必须制主安全措施，报矿总工程式师审批后，炮眼深度可以小于时，但必须封满炮泥。
3、炮眼深度为—1m时,封泥长度可以小于炮眼深度的二分之一。
4、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于。
5、炮眼深度超过时，封泥长度不得小于1m。
（十八）装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
1、工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。
2、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到%.
3、在爆破20m以内,矿车、末清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面的三分之一以上。
4、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、媒质松散、透老空等情况。
5、采煤工作面风量不足。
（十九）施工地点的爆破前后，必须洒水降尘。
（二十）爆破前必须加强对设备和电缆的保护或将其移至安全地点。
（二十一）爆破前，班组长必须亲自布置专人在在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线外应设置警戒牌、栏杆查拉绳。
（二十二）施工地点的爆破必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，取得合格证，持证上岗。放炮员必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准装药、放炮。
（二十三）装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线必须及时拧成短路，严禁电缆、电线等导体接触。放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。严禁一次装药，分次起爆。
（二十四）爆破母线和连接线应符合下列要求：
1、爆破母线必须符合高瓦斯矿井的要求标准。
2、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网等导电体相接触。
3、工作面的爆破母线必须随用随挂。不得使用固定爆破母线，特殊情况，必须采取安全措施，报矿总工程师批准以后，方可不受此限。
4、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道貌岸然两侧。
5、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁使用轨道、金属管、金属网、水或大地等当回路。
（二十五）施工地点爆破，必须使用矿井防爆型起爆器。
（二十六）每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。
（二十七）爆破工必须最后离开爆破在点，并必须在安全在点起爆。起爆在点到爆破在点的距离：直线爆破不得小于80m，拐弯爆破不小于50m。
（二十八）发爆器的把手、钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器内。爆破后，必须立即把手或钥匙拨出，摘掉母线并扭结成短路
（二十九）爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班
组长协助爆破工进行。爆破母线连脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前班组长必须检查人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破破警号，至少在等5s，方可通电起爆。装药的煤眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚末爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
（三十）爆破后，待工作面的炮烟被吹散后，爆破工、瓦斯检查工、安全检查员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风，必须立即处理。
（三十一）通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷秋时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。
（三十二）处理拒爆、残暴时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时，必须遵守下列规定：
1、由于连接不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
2、在距爆炮眼以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
3、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法
往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残暴）炮眼。
4、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集末爆的电雷管。
5、在拒爆处理完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
（三十三）工作面的爆破必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，取得合格证，持证上岗。放炮员必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准装药、放炮。
（三十四）装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线必须及时拧成短路，严禁电缆、电线等导体接触。放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。严禁一次装药，分次起爆。
2127综采工作面开采设计说明书
2127综采工作面开采设计说明书 1 工作面地质概况 2127工作面位于吕家屯村南约1公里处。井下位置：位于F19断层和主暗斜井延伸之间，西2123工作面650m，工作面运输巷紧靠近矿区边界线。该工作面周围无采动情况，工作面南侧有两条巷道，即二水平轨道下山和皮带下山。 2 工作面地质及水文地质情况 2.1 地质构造情况： 由于邢东矿下水平钻孔稀少，所以在2003年初在下水平搞了三维地震勘探，从首采区的地震资料来看可靠性不大，下水平地震资料可靠性怎样？有待揭露验证。 工作面涉及的断层共3条，以下列表说明： 2.2 工作面回采对地面建筑物的影响 2127工作面大部分储量在大色庄村庄保护煤柱内，通过矿与唐山研究院合作，计算得2127工作面在不同长度下回采完毕后对村庄的影响如下表所示：
说明： ⑴从水平变形来看，各个方案对大色村的影响均小于规程所指的Ⅰ级破坏。 ⑵Ⅰ级破坏：水平变形≤2.0mm/m；倾斜变形≤3.0mm/m；曲率变形≤0.2×10-3。 ⑶表中《2100及2300开采》是指2127、2125、2126及2321、2322、2323六个工作面全部开采对大色村影响的初步计算结果。（此时的2127面宽度约155m） 结论：2127工作面宽度可以取为150m，对大色村的地表破坏小于Ⅰ级破坏，因此可以正常回采，不用迁村。 2.3 煤层赋存及地质构造 2#煤层结构简单,厚度稳定(构造影响除外),煤层厚度来源于相关钻孔煤厚资料和主暗斜井算术平均值。 2#煤为深黑色,玻璃光泽,块状构造,节理发育,参差状断口,主要由亮煤组成,并夹有镜煤暗煤条带,属半光亮型煤.具有三低一高之特点,
100103综采工作面支护设计
100103综采工作面支护设计 第一节、工作面位置及概况 一、巷道位置 100103综采工作面地面相对位置位于旺岭村以南，地表为农田，地面无建筑物、河流、水库等。井下位置位于矿井一采区，北为100101综采工作面采空区，南为10010运输顺槽和10#煤未采区，东为+640采区轨道大巷，上覆为020907回采工作面采空区。 二、地质特征 100103综采工作面为稳定的厚煤层，10#煤直接顶板为砂质泥岩，其底板为泥岩，上距9#煤平均间距5.8m，下距11#煤平均间距2.89m，10#煤煤层厚度1.3—5.87m，平均厚度3.84m，煤层结构中等，属可采煤层。 三、地质构造： 根据工作面设计范围内煤层底板等高线变化趋势分析，该工作面地层整体呈一单斜构造，倾向西北向，倾角3°～8°,一般5°左右；此外预计该工作面在掘进期间,无大的断层构造存在,但在各巷道施工过程中,由4处较小的陷落柱,有少量的裂隙水出现，会给顶板支护管理带来一定的影响。 第二节、设备配备 100103综采工作面设计走向长度1540m，倾斜长度182m，沿煤层底板一次采全高，工作面坡度随煤层倾角变化而变化。 一、采煤机主要技术参数如下：
1、适应煤层 采高范围：2.5～4.7m 适应煤层倾角：≤35° 煤质硬度：中硬或中硬以下煤层 2、采煤机总体 机面高度：1961mm 机身厚度：676mm 过煤高度：773mm 截深：800mm 摇臂摆动中心距：7980mm 行走轮中心距：6290mm 3、切割部 摇臂结构形式：分体、直摇臂 摇臂长度：2780mm 摇臂摆角：上摆40°、下摆18° 截割功率：2×500KW 滚筒转速：32.8r/min 截割电机型号：YBCS-500 截割电机功率：500KW 截割电机额定电压：3300V 截割电机额定电流：105A 截割电机额定转速：1486r/min 4、牵引行走部 牵引形式：开关磁阻电机调速、齿轮销排式电牵引牵引功率：2×60KW 牵引速度：0-13.8m/min
工作面掘进设计说明书.doc
优秀文档，无限精彩！ 12101工作面设计说明书
编制： 审批： 总工： 2
第一章概况 第一节概述 一、巷道名称、位置及相邻关系 12101工作面，位于12采区轨道下山的北部，上边（西部）为12061工作面采空区，下边（东部）为F101大断层（未开采），北面为14采区。 二、巷道用途 12101工作面上顺槽主要承担12101工作面回采期间的回风、运料等任务。 12101工作面下顺槽主要承担12101工作面回采期间的进风、运输、行人等任务。 三、巷道性质及工程量 1、12101工作面上顺槽为回采巷道，从12061下顺槽运料斜巷口开始扩修约30m，后225.8m沿原12061下顺槽下部的煤层顶板掘进，大部分为煤巷，不留保护煤柱，局部（由于按中线掘进，局部穿过12061采空区）为半煤岩巷。 从12101上顺槽运料斜巷口到12101上顺槽切眼位置，总工程量为255.8m。前400m方位角为34046′，坡度随煤层顶板起伏，在-9—00之间，大部分为-30左右。 2、12101工作面下顺槽为煤巷，局部会遇到构造带为半煤岩巷。设计长度（从12101下顺槽进风巷里口至12101切眼位置）共360.2m，沿煤层顶板掘
进，坡度随煤层顶板起伏，在-6—30之间，一般为-30左右，方位角为18017′。 3、12101工作面切眼设计长度（从12101上顺槽设计位置到12101下顺槽设计位置）48.7m，沿煤层顶板掘进，切眼坡度随煤层顶板起伏，在-8—-180之间，一般为-100左右，方位角156°。 详细情况可参照12101工作面设计平面图 4、开工时间：预计为2012年7月25日开始掘进。 竣工时间：预计2012年12月底竣工。 四、巷道服务年限 服务年限：服务年限为3年（包括掘进与回采期间）。 附：12101工作面设计平面图。 第二章地面位置及地质情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 12101工作面相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。 表1 12101工作面井上下关系对照表
采煤工作面设计规范
采煤工作面设计规范 一、范围 1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。 2、本规范适用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。 二、设计程序 1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排，确定工作面设计或项目设计负责人。 2、由矿总工程师组织有关科（部）室，根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。 3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单，通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。 4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及收集的相关资料进行采煤工作面设计。 5、编制采煤工作面设计说明书。 6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。经修改通过后报送长治公司进行审核备案。 三、设计依据 1、长治公司批准的采区设计。 2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。 3、采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面的地质情况。包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征，煤层爆炸倾向，煤层自燃发火倾向及分类情况。 4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系；邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。 5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。 6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。
7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件（矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等）和经审批的采区地质说明书为依据。 四、工作面设计内容 1、工作面所处位置及编号，所采煤层位置（编号），巷道布置、巷道断面，支护形式及支护材料的选择计算，掘进设备。 2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱，邻近工作面开采情况，采动对地面的影响预测及采取的相应措施，工作面储量计算及回采率。 3、采煤方法、生产工艺、顶板管理、设备选型、生产能力及其确定的依据、可采期及工作制度。 4、根据煤层赋存条件、顶底板岩性和矿压资料，确定液压支架选型设计和顶板管理方法。 5、通风、运输、供电、注浆、供排水、综合防尘、煤层注水、防灭火、瓦斯抽放、钻场钻孔、防治水、通讯照明和监测监控等系统的设施选型、布置和能力配套的设计，并附各种系统图及相关图纸。 6、综合防尘、防火、防瓦斯、煤尘爆炸的隔爆设施、措施及灌浆系统的确定。 7、防治瓦斯、煤层突出、火灾、透水及其它危险现象的安全技术措施。 8、采煤工作面主要技术经济指标。 9、六大系统（监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统、紧急避险系统包括避难硐室和救生舱）设计。 五、采煤工作面设计说明书的编制 设计说明书包括封面、会审签字表、会审记录表、章节目录、章节内容及附图。 概述 1、工作面的井上下位置及对地表的影响、盖山厚度和四邻关系、主要大巷的关系。 2、工作面周围开采状况。 3、工作面所采煤层及开采顺序。 4、该工作面计划接替时间及安装时间。
采煤工艺设计与采煤工作面循环作业图表
采煤工艺设计与采煤工作面循环作业 图表 1
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目录 绪论 (2) 第一章采区巷道布置 (5) 第一节采区储量与服务年限 (5) 第二节采区内的再划分 (7) 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统 (9) 第二章采煤工艺设计 (14) 第一节采煤工艺方式的确定 (14) 第二节采煤工作面循环作业图表的编制 (19) 设计总结 (20) 参考文献 (22) 附表 3
绪论 一、设计目的 (一) 初步应用<煤矿开采学>课程所学的知识,经过课程设计,加深对<煤矿开采学>课程的理解。 (二) 培养采矿工程专业学生的动手能力,对编写采矿技术文件,包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 (三) 为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 (一) 设计题目的一般条件 某矿第一开采水平上山阶段某采区、盘区或者带区自上而下开采K1,K2和K3煤层,煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见综合柱状图。 该采区、盘区或带区走向长度2100米,区内各煤层埋藏平稳,埋深较浅,地质构造简单,无断层,K1煤层属简单结构煤层,硬度系数f=2,K2和K3煤层属中硬煤层,各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。 4
设计矿井的地面标高为+30m,煤层露头为-30m。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中,为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 (二) 设计题目的煤层倾角条件 1、设计题目的煤层倾角条件1 煤层倾角条件1:煤层平均倾角为8°,阶段倾斜长度1200m。 2、设计题目的煤层倾角条件2 煤层倾角条件2:煤层平均倾角为16°,阶段倾斜长度1000m。 三、课程设计内容 (一) 采区、盘区或带区巷道布置设计; (二) 采煤工艺设计及编制循环图表。 四、进行方式 学生按设计大纲要求,任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2,综合应用<煤矿开采学>所学的知识,每个人独立完成一份课程设计。 设计者之间能够讨论、借鉴,但不得相互抄袭,疑难问题可与指导教师共同研究解决。 本课程设计要对设计方案进行技术分析与开掘工程量和维护费用比较。 5
回采工作面支护专项设计
150102回采工作面支护专项设计 矿长： 总工程师： 编制人： 编制时间：二O一三年七月四日
一、概况
山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带，行政区划属八义镇管辖。 地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′，北纬35°55″25′—35°58″01′。 山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”，生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt，设计可采储量18.34 Mt，矿井设计开采服务年限14.6年。 2012年10月23日，山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》，批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号～15号煤层，现开采15号煤层。 二、150102工作面位置 井下位置及相邻关系：150102回采工作面位于井田南部，南为井田南边界采空区，北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场（现养猪场）保安煤柱，东为设计150103运输顺槽，西为150101工作面采空区。
地面相对位置：150101回采工作面相对应的地面位置为 长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带，范围内有少量的农田，无民房。 工作面地面标高+1170m- +1266m， 井下标高+920m—+ 968m 三、含煤特征 150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部，3号煤层之下107.36m，可采煤层平均厚度4.2m，含1层炭质泥岩夹矸，结构简单，属全区发育，全区可采之稳定煤层，为一型，顶板为石灰岩，底板为泥岩。 四、瓦斯、煤尘和煤的自燃 1、煤层瓦斯 据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号文件，本 矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min，相对涌出量为 0.56m3/t，为瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸性 综上表所述，本矿15#煤具有爆炸性，在生产过程中应加强洒
煤矿掘进工作面支护材料管理办法(原版+吴部+户部)
高头窑煤矿掘进工作面支护材料 管理制度 为确保安全生产,进一步加强高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理工作，尽量减少支护材料投入，降低吨煤成本，提高矿井经济效益，实现规范化、精细化管理。特制定《高头窑煤矿掘进工作面支护材料管理制度》。 一、掘进工作面支护材料管理领导小组 组长：掘进副矿长 副组长：掘进副总 成员：生产技术部部长、安监部部长、物资部部长、监审部部长、掘进队队长。 掘进工作面支护材料管理领导小组下设管理办公室，办公室设在生产技术部，生产技术部部长兼任办公室主任，生产技术部掘进专责负责具体协调联络工作，各区队技术员、材料员为本区队支护材料的监督员，负责本区队支护材料领取时质量、规格的查验工作。 二、掘进工作面支护材料领导小组管理职责 （一）生产技术部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.负责总结、推广支护方面的新技术、新材料、新设备、
新工艺。 3.负责确定掘进工作面的支护方式及支护参数。 4.负责根据现场实际情况，及时变更支护材料的规格型号及技术要求。 5.负责支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 6.负责掘进巷道支护参数的设计优化工作，在确保安全生产的前提下，尽量减少支护材料的消耗量。 7.负责检查各施工现场使用的支护材料、支护质量是否符合设计要求。对支护质量不合格的施工地点，有权责令其停止生产，并限期整改。 （二）安监部职责 1.参与支护材料入矿检验、验收（检查内容包括支护材料出厂日期、出厂合格证、煤矿安全标志、出厂检验合格证、现场实物抽查）等工作。 2.参与支护材料的抽检、送检工作，并根据实验结果及现场使用情况确定支护材料质量是否合格。 3.负责对支护材料现场实时监管工作，发现有使用不合格支护材料的施工单位，有权责令其停止生产，并限期整改。 （三）物资部职责 1.负责支护材料的采购、审批、领用和发放、仓储、装卸等管理工作。
具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理
编号：AQ-JS-01921 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理 Design and safety management of mining face with rockburst risk
具有冲击地压危险的采掘工作面设 计及安全管理 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 1引言 冲击地压也就是我们俗称的岩爆，它是一种岩体中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释放，导致岩石爆裂并弹射出来的现象，常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象。冲击地压发生条件一般是在硬脆岩体高地应力地区，硐室开挖过程中发生岩爆；发生原因一般是围岩强度适应不了集中的过高应力而突发的失稳破坏。它具有很大的破坏性，是煤矿重大灾害之一。本文主要就具有冲击地压危险的采掘工作面的设计及安全管理进行简要地介绍，在文章的最后简要地介绍了具有冲击地压危险的采掘工作面需要采取的的安全防护措施。 2具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理
2.1具有冲击地压危险采掘工作面的设计 2.1.1冲击地压危险采区巷道布置的一般原则 （1）主要巷道应布置在岩层或无冲击地压危险的煤层中。 （2）煤层群开采时，巷道布置应有利于首先开采无冲击地压危险或冲击地压危险性小的煤层，并以此作为保护层开采邻近煤层，条件具备时应优先开采上保护层，条件适宜时优先考虑跨上山开采。 （3）根据冲击地压危险影响因素，优化采区巷道布置。 （4）巷道布置应尽可能保持直线，尽量减少因地质构造等影响产生的弯折，应避开高原岩应力及构造应力的影响范围。 2.1.2采区煤柱的留设 （1）采区间隔离煤柱宽度应不小于50m。 （2）区段间应采用无煤柱护巷或采用小于6m的小煤柱，或50m 以上的大煤柱。 （3）上（下）山与工作面停采线间保护煤柱的水平距离应大于50m。 （4）断层等地质构造区域以及为特殊开采服务留设的保护煤柱，
煤矿工作面设计开采说明书
第一章工作面地质条件 第一部分工作面位置 XX采区采煤工作面位于三采区轨道下山北翼，走向长600米，倾斜长90米，工作面地面标高+700~ +725米，工作面标高+132.2~ +182.5米。 1、地面位置：XX采区回采工作面位于XXX以西700米，地表多为耕地，荒坡，无水体。 2、井下位置及四邻采掘情况：XX采区回采工作面位于三采区轨道下山北翼，上部为xxxx工作面（已回采结束），其余均未开采。 3、回采对地面设施的影响：XX采区工作面回采过程中对地面影响不大。 第二部分地质概况 一、煤层简述： 本工作面设计开采为煤层结构较简单，煤层赋存总体为单斜构造，煤层倾角9°，煤层平均厚度一般0.4~14米，平均厚度5米，局部含碳质泥岩、泥岩，夹矸厚度0.1~0.8米，1~3层，含夹矸较少，结构较简单但煤层厚度变化较大。 二、地质构造： 区内无陷落柱及岩浆岩发育。该工作面顶板较稳定，底板变化大，导致煤层厚度变化较大，该下巷掘进至F8点时曾揭露一条落差°
5275<8正断层，产状07—F3点处揭示F15米的断层。在5～3为 在对其改造中又揭示一条同期沉淀构造，倾向为230°，现均已对其改造。 三、煤层储量： XX采区工作面走向长600m，倾斜长90m，面积为61280.625㎡平均，平均煤厚为5m，煤层工业储量为413644.2T，回采率按90%，可采储量372279.8T。 四、水文： 该工作面地表为丘陵及冲沟，无地表水体。故受地表水之影响很小。其上部的13231采空区内的积水以基本放净，唯标高最低处的3/h15m 左右，下巷里段位处断层边缘，放水孔中有出水现象，水量在掘进时无出水现象，但应该预防因采动引发断层滞后突氺。下巷需留设移动泵坑，F8前需建造环形水仓；合理配备排水设备；发现问题及时处理。 33/min。m m/min，正常涌水量0.35最大涌水量0.～1.5五、煤层顶底板岩性： 1、顶板岩性：工作面直接顶为灰白色中粒石英长石砂岩，厚层状，层面富含云母片，俗称大占砂岩，一般厚度为15～20米。伪顶为碳质泥岩或泥岩较松软，一般厚度为0～1.6米，局部发育，随采随落。 2、底板岩性：直接底为硅质泥岩或泥岩，松软遇水膨胀，容易造成底鼓或使巷道变形，平均厚度为6米。老底为泥灰岩，一般厚度米。4米，平均为5～3为
井下煤矿掘进工作面爆破设计方案
. 大理州双河煤矿有限责任公司 井下巷道掘进 爆破设计 编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司 编制部门:矿井小型机械化项目办公室 编制日期: 2016 年 11 月 25 日
编制人员名单表 审核人员
目录 矿井基本情况 井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定 凿岩工作
一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称：大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置：大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿（以下简称“双河煤矿）位于大理州剑川县城北西330°方向，直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系：该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司，属民营企业。 (二)项目背景 双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。 双河煤矿为一小型矿山企业，主要经营煤炭开采和销售，现在册职工125人。矿山始建于1965年，前身为国有煤矿，年产量1万吨左右。2006年以后，矿井通过技术改造，逐步完善了生产系统，矿井产量逐年增加，近年产量在4.5万吨左右，云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a，在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井，拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证，证号：C03120，有效期十年，自2009年1月至2019年1月。 根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报
告》，双河煤矿截至2008年12月，矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署，改进采煤工艺，优化施工组织，充分合理地开发利用资源，确保矿井持续稳定发展，并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神，按照“大力推行小型煤矿机械化改造，淘汰落后生产工艺，提高技术装备水平，提升安全保障能力”的要求，双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。 二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围：该掘进工作面位于四平硐下部，距四平硐硐口300m，南以16上山二级的上出口为界，北以四平硐运输平巷为界，西以原16上山二级上部的采空区为界，东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。 工作面走向长度为240m，倾向长度为76m，该煤层属双河南井田C1煤层，含矸1～2层，为简单结构煤层，煤层厚度稳定，变化不大，上层煤在1.2～1.6m，（可采煤层），中间夹矸为0.2～0.8m，下层煤0.2～0.5m，（一般不可采），即：1.4～1.8m，平均厚度1.6m；煤层倾角9～13°，平均倾角11°，为进水平煤层，该煤层属长焰煤，煤质中硬，硬度系数f：2～5、岩石硬度系数f：7～11。 2、掘进目的用途：主要为探明一采区的资源及地质构造情况，解决一采区采掘工作面的通风线路（主要是回风）过长等问题。详见
采掘工作面爆破设计
采掘工作面爆破设计 2017年7月
采掘工作面爆破设计 一、采煤工作面爆破设计 1、工程概况 矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面， 位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。 2、支护形式及规格 六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁 组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最 小控顶距，排距； 3、爆破器材确定 我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿 许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。 4、爆破参数确定 炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。 5、装药连线 采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上 顺序一次起爆10个眼。
6、一图三表如下 图1 炮眼布置图 该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示 表1 爆破原始条件
名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168 表2 爆破设计说明书 炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75～80 0-300 ＞500 1 35 下10～15 75～80 400-500 ＞500 1 35 循环指标项目眼数药量雷管水炮袋 其它 起炮方式正向 单位个kg 发个联线方式串联 总计420 168 420 420 爆破方式毫秒 采面爆破采用毫秒爆破法。装药时，按照雷管的段数进行一次装药；采用分组装药、分组起爆；分组 起爆间隔距离不少于2m。 表3 预期爆破效果 名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336 每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/ m3 炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420 7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量 采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。 二、掘进工作面爆破设计 1、工程概况
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。
综采工作面支护设计最终
-综采工作面支护设计(最终）
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第一节 巷道布置和工作面基本参数 一、巷道布置 本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置,正巷长度为1228m ,付巷 长度为1１６８m ，切巷长度为２40m 。 附图一:巷道布置图 二、巷道支护形式和断面特征: 第二节 支架设计选型计算 一、液压支架选型原则 １、支护强度应与工作面矿压相适应。支架的初撑力和工作阻力 要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力,将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。 ２、支架结构应与煤层赋存条件相适应。 ３、支护断面应与通风要求相适应，保证有足够的风量通过，而 且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。 4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。支架的宽巷道名称 断面 形状 净宽 (mm) 净高 (m ｍ) 毛宽 （mm ） 毛高 （ｍm) 支护形式 11-１０5１巷 矩形 44 3０0 锚网梁、锚索、架棚 １1-1052巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-10５切巷 矩形 65 ３0０ 锚网梁、锚索
度应与刮板输送机中部槽长度相一致，推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-2０0mｍ，支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求，支架的梁端距应为３４0mm左右。 二、液压支架选型依据及内容 1、选型依据：支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。 2、选型内容:选择支架时,要确定下述内容：支架类型，如支撑掩护式或掩护式；立柱根数；支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力；支架结构高度,包括最大和最小高度;顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置；对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;操作方式、阀组性能等。 三、基本支架初步设计 1、基本支架主要技术参数的确定 ⑴支护强度（工作阻力） 从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,目前主要以经验法或实测数据,来确定支架的支护强度。 ①采用经验公式计算支架的支护强度:
1采掘工作面设计管理办法
1、采掘工作面设计管理办法 第1条为加强集团公司采掘生产技术管理工作，实现矿井正规、持续、安全生产，依据《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国矿山资源法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《煤矿安全规程》等国家有关安全生产的法律、法规、标准、规章、规程和相关技术规范，特制定本办法。 第2条采掘生产技术管理是煤矿生产管理的基础工作，集团公司、矿必须加强对采掘生产技术管理的领导，建立健全以集团公司总经理、矿长为首的行政管理体系和在总经理、矿长领导下的以总工程师为首的技术管理体系。 第3条集团公司、矿总工程师应对集团公司总经理、矿长负责，主管集团公司、矿技术工作，对重大生产技术问题提出的方案和措施，经集团公司总经理、矿长审查或上级机关批准后，由分管负责人组织实施。 第4条生产技术业务部门必须加强领导，强化责任、强化管理、强化监督、强化培训，必须明确职责范围和技术人员、管理人员的职责、权限，并严格检查考核。 第5条地质部门必须提前一个月提交新设计盘区的地质报告，盘区设计提前一个月送交施工单位。新盘区移交生产前，由矿组织验收。 第6条本管理办法适用隶属于碾焉煤矿公司从事煤炭生产和煤
矿建设活动的单位。 第7条盘区设计由矿总工程师负责组织编制，在编制盘区设计前，必须先编制盘区设计方案，经集团公司审批后，再进行盘区设计。盘区设计必须依照经批准后的盘区设计方案进行编制，经矿总工程师审批签字后报集团公司备案，无盘区设计或设计未经批准不准进行施工图设计，更不准开工。 第8条编制盘区设计方案前必须具备下列文件： 一、经矿总工程师审批的地质报告； 二、矿井设计文件，如：矿井设计、矿井改扩建设计、水平设计或区域设计； 三、矿井的长远规划、盘区接续图表； 四、邻近盘区相同煤层的矿压观测资料； 第9条盘区设计方案必须符合《煤矿安全规程》以及煤炭工业有关技术文件的规定，在充分分析研究本矿实际生产条件的基础上，必须提出至少两个或以上技术方案进行技术经济论证比较，选择最佳方案做为盘区设计的实施方案。 第10条盘区设计方案在编制过程中,依据设计规范基础上广泛征求业务科室、工程技术人员、工人和安监部门人员的意见，尽量采用新技术、新工艺、新设备、新材料和现代化管理技术，设备选型应坚持高强度、大功率、技术先进、性能可靠、环节配套的原则，力求盘区的开采实现高产、高效、高回收率、安全可靠和经济效益好。
最新采区及采掘工作面防突设计编制题纲资料
一、采区防突专项设计 （一）采区瓦斯地质概况 1. 地质构造及煤层赋存情况 煤层赋存条件及其稳定性、煤的结构类型及工业分析、煤的坚固性系数、煤层围岩性质及厚度、水平（采区）煤层（附综合柱状图说明）、可采储量、地质构造类型及特征、断层与火成岩分布、水文地质情况。 2. 瓦斯赋存情况 分煤层瓦斯含量及瓦斯成分、瓦斯压力、瓦斯放散初速度等原始参数、钻孔穿过煤层时的瓦斯涌出动力现象、邻近区域瓦斯地质情况。 （二）采区设计说明 1. 采区巷道布置 2. 采区供电、运输、行人等生产系统 3. 煤层开采顺序、采煤工艺、工作面接替顺序等 （三）通风系统说明 通风系统必须独立可靠。 （四）防突设施（设备）设置 （五）防突设计 1. 区域综合防突设计 （1）区域预测情况 说明区域预测（开拓前预测）的方法、临界值及区域划分结果等。 （2）区域防突措施 ①开采保护层 保护层的选择、沿走向及倾斜的保护范围及抽采被保护层瓦斯的方式等。 ②预抽煤层瓦斯 预抽煤层瓦斯的方式选择、钻孔控制范围、钻孔参数设计、封孔要求等。
（3）确定区域效果检验的方法 开采保护层、预抽煤层瓦斯的效果检验方法的选取，临界值的确定，检验区域内钻孔分布设计。 （4）确定区域验证的方法 石门揭煤、煤巷掘进工作面和采煤工作面进行区域验证的方法的选取及临界值的确定。 2. 局部综合防突设计 （1）确定工作面预测方法 采用的临界值、最小预测超前距等。 （2）工作面防突措施工程设计 石门和立井、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计、煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计。 （3）确定工作面效果检验方法石门及其他揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面防突措施效果检验方法的选取及钻孔的布置及临界值的确定。 （4）安全防护措施 采区避难所设置、反向风门、挡栏、远距离爆破措施、压风自救系统等。 3. 首采面防突工程量 主要通风系统、瓦斯治理巷道工程量，各类钻孔工程量等。 （六）监控系统、传感器设置 （七）抽采系统设计（抽采系统、瓦斯计量安设） （八）附图 1. 瓦斯地质图 2. 采区巷道布置平、剖面图 标明瓦斯治理巷道，并要反映钻场、钻孔布置参数等。
机采工作面生产技术管理实用版
YF-ED-J5538 可按资料类型定义编号 机采工作面生产技术管理 实用版 In Order To Ensure The Effective And Safe Operation Of The Department Work Or Production, Relevant Personnel Shall Follow The Procedures In Handling Business Or Operating Equipment. （示范文稿） 二零XX年XX月XX日
机采工作面生产技术管理实用版 提示：该管理制度文档适合使用于工作中为保证本部门的工作或生产能够有效、安全、稳定地运转而制定的，相关人员在办理业务或操作设备时必须遵循的程序或步骤。下载后可以对文件进行定制修改，请根据实际需要调整使用。 第一节一般规定 第一条煤矿企业要积极发展采煤机械化，开展各种复杂条件下机械化开采技术研究，坚持机械化开采优先的原则。 第二条生产矿井应通过发展采煤机械化，促进采煤工作面综合单产提高，优化矿井生产布局，实现集约化生产。 第三条采煤工作面设备按照“支护安全可靠、能力匹配合理”的选型要求合理配套，实现安全高效开采。 第四条采用机采工艺的工作面必须按要求
编制机采工作面设计。机采工作面设计以采区设计为依据，由矿技术中心部门编制，经矿总工程师组织会审批准后方可施工。 第五条机采工作面设计内容 ㈠设计的依据 ⒈批准的工作面地质报告及相关地质资料。 ⒉经批准的采区设计及补充资料。 ⒊邻近工作面或邻近采区类似工作面地质、矿压等技术资料及生产情况。 ⒊相邻采区或邻近工作面实见瓦斯、自然发火、地质、水文地质情况、矿压资料及生产情况。 ㈡设计说明书 基本条件：工作面参数选择合理；工艺先
回采工作面超前支护验算
回采工作面超前支护验算 3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面，切眼设计长度200米，顺槽设计断面宽4000mm，高3000mm ，经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算，顺槽掘进采用锚网梁索联合支护，支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，在回采过程中随着工作面的推进，两顺槽从安全出口向外100m为顶底板移动量、两帮移近量显现范围，且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定，“巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于700mm；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车，最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度：移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度：移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点 83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?2400mm，净高度2939mm?1780mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机，最大件为破碎机，长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度：破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度：破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm，取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm，巷道净断面为3917mm?3185mm，净高度2939mm?2441mm，因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内，3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段（安全出口向外25m范围内）加强顶板支护，即超前支护。 《规程》第50条规定，“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20米；综合机械化采煤工作面，此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析，3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段，因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护，即从安全出口开始，前10m范围内为三排支护，10m～25m范围内为两排支柱，超前支护均为一梁三柱，柱距 1m，单体支柱型号为DZ-32，π型梁长度为3.2m。 ①超前10m范围内的支护强度验算 超前10m范围内为三排支柱，一梁三柱，柱距1m。共用单体支柱数量为33根，每根单体支柱支撑的面积为1.21m2。超前支柱初撑力规定为100KN。超前10m内的顶底板移近量判断为直接顶（1.5m的顶煤、0.7m厚的泥岩）移近量，重量为： T=S×H×ρ=1.21×（0.7×2.5+1.5×1.43）=4.713T=47.13KN 式中S，每根单体支柱的支护面积； H，直接顶高度，顶煤1.5ｍ，岩泥顶0.7ｍ； ρ，密度，顶煤取1.43T／ｍ３，泥岩取2.5T／ｍ３ 47.13KN<100KN，支护强度合格。 ②超前10m～15m的支护强度验算
巷道掘进施工组织设计
一、工程概况 (一)、采区设计说明书及批准时间 1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。 2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。 、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。巷道坡度为1°～9°，平均5°。 （二）、水文地质条件： 1、地面相对位置及邻近采区开采情况 该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。 该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。 该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。 2、煤（岩）层赋存特征 该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。煤层普氏硬度系数f=1.8。 、地质构造 据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤
层走向变化较大。该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。断层情况详见下表： 断层情况表 4、水文地质 （1）水文地质情况 影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。 ①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层 根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。据地质报