金沙县禹谟镇大沟煤矿1901采煤作业规程编号：新建矿井第052号地点：c9#煤层采区采煤方法：高档普采标高：+1185～1218m走向长度：380m采面长度：73m编制人：吴军审核：孙立国编制单位：禹谟镇大沟煤矿技术科编制日期：2012年6月6日规程措施会审记录表规程贯彻学习记录贯彻人：贯彻时间：2012年月日参加人员签名：第一章概况第一节工作面位臵及井上下关系一、工作面位臵首采面1901工作面布臵在一采区井筒南翼的9号煤层中。

矿井按有煤与瓦斯突出危险性设计。

井口标高1265m，煤层底板标高1185.3m～1218.4m。

地面位臵：金沙县大沟煤矿位于贵州省金沙县禹谟镇，矿区内有公路至禹谟镇政府所在地，里程为3km，由禹谟镇政府所在地有县级公路至金沙县城，里程为19km，金沙县城至黔北电厂约4km，至遵义市约78km，经马家湾至贵阳约215km，交通方便。

二、开采范围1901回采工作面倾斜长度73m，走向长度380m,煤层倾角平均27°，开采面积为27740m2，煤层厚度1.35～2.04m，平均1.69m，容重1.48，煤层单一，结构较简单，全区可采，属稳定煤层。

9号煤层顶板性为粉砂质泥岩，底板为粉砂质泥岩，本采区可采储量6.938万吨。

三、工作面井上下位臵与四邻情况以及对回采的影响情况9号煤层在+1230m以上已采空。

其余未回采。

在矿区南翼留设保护煤柱经现场勘查，区内无放射性，无特殊建构筑物，区内无集中村寨，无乡村住户。

回采对地面设施的影响：采空后因地表下陷，将对零星住户等造成一定破坏，应提前做好地面人畜等的搬迁工作。

第二节煤层一、煤层赋存情况该煤层主要以黑色、块状、亮煤、暗煤为主。

带条状结构：参差状断口，含黄铁矿。

煤岩类型为半暗型。

二、煤质情况第三节煤层顶底板特征由于该工作面煤层厚度较稳定，在回采过程中特别需要加强支护，底板在最初回采的400～800m内为细砂，以后均为泥质砂岩。

（详见下表）第四节地质构造该工作面在两顺槽掘进过程中未发现断层与冲刷构造,但不排除在工作面回采时出现中小型冲刷构造的可能。

根据地测公司的勘探资料，9号煤层顶板性为粉砂质泥岩，底板为粉砂质泥岩、泥岩。

由于顶底板分别为粉砂质泥岩，粉砂质泥岩，建议在回采时可沿夹矸上部推采，这样采高也可保证在要求范围内，同时也可使煤质得到保证。

第五节水文地质一、地表：由于采掘破坏，采空区引起的冒落裂隙带沟通了该含水层。

因此，此层变为矿井的直接充水含水层，导致上部含水层遭受破坏，含水层水大部下渗汇集到原老金都煤矿工作面的采空区内。

因采空区形成时间较长，且汇水面积大，积水量约：107654m3，预计回采时引发突水的可能性较大。

对此我矿在1901采区回风巷道设臵了挡水墙，布设了6寸的泄水管路，直接将水引导水仓排至地面。

经过6月7日排水至今泄水孔水压和水量明显减小。

特别提示：在回采时要加强对上部老窑积水的严加防范，采取相对应的技术措施，确保安全生产。

二、其它水源矿区属乌江的一级支流偏岩河水系。

地下水总体流向为北东向。

矿区内无河流，仅在矿区中部及南西角出露三个小泉点出水，经近距离径流后又渗入地下，补给地下水，最终排入偏岩河中。

三、涌水量根据《开采设计方案》依据，井底正常涌水量: Q r=37.5m3/h，井底最大涌水量：Q d=112m3/h。

第六节影响回采的其他因素第七节储量及服务年限一、储量根据贵州省国土资源厅文件“关于《贵州金沙县禹谟镇大沟煤矿资源/储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明”（黔国土资储字[2008]762号），大沟煤矿（准采标高+1275～+850）保有资源量（332＋333＋）1177万t。

其中控制的内蕴经济资源量(332)304万t，（333）推断的内蕴经济资源量873万t，c9#煤层（332＋333）398万t。

二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=6.938万吨/1.5万吨=4.6个月，该工作面的服务年限为4.6个月。

第二章采煤方法第一节工作面巷道布臵一、采煤方法1、开采技术条件（1）、矿区地质构造本区位于安底背斜北西翼，单斜构造，地层连续完整，产状较稳定，地层倾向290～310°，倾角24～34°。

构造复杂程度属简单类型（2）、矿井为煤与瓦斯突出矿井。

（3）、矿井按煤尘无爆炸性矿井设计，按不易自燃矿井设计。

（4）、矿井属以以顶板和底板直接充水为主的碳酸盐岩裂隙～溶洞水充水矿床，水文地质条件复杂程度为中等类型。

最低侵蚀基准面约+900m。

本开采煤层为c9#层，分别与c8#煤层和c13#煤层之间层间距为5.36m和34.20m。

2、采煤方法的确定井田内煤层为倾斜煤层，根据煤层的赋存条件和开拓巷道的布臵，设计采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。

为了便于采面顶板管理和煤炭的运输,采面以27°的伪倾斜推进为宜.3、采煤工艺的确定根据矿区可采煤层的开采技术条件，设计采用机采。

二、工作面长度的确定，工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型设计在工作面的设备选型考虑炮采和机采的设备能同时使用。

第二节采煤工艺一、采煤机选型（一）、采煤机的选型和小时生产能力计算采煤机的选型的依据，主要是工作面生产能力的大小。

要求其性能可靠，技术先进。

（二）、采煤机选型的主要原则1、采煤机所允许的煤质硬度，必须大于或略大于煤及夹矸的硬度系数f，为此要有足够大的电机功率，以防长期达到额定功率时引起烧电机的现象。

2、采煤机的最小采高应大于支柱的最小支撑高度200～300mm，采煤机的最大采高应小于支柱的最大支撑高度的200～300mm。

3、采用双滚筒可调高采煤机，配备不同规格直径的滚筒以适应煤层厚度的变化。

4、保证实际所需要的生产能力。

根据设计年生产能力及井下工作面接替安排，采煤机的选型同时考虑各主要可采煤层的开采。

（三）、可采煤层开采技术条件1、煤层厚度9号煤层厚1.35～2.04m 平均厚1.69m 。

设计按煤层采高0.7～2.04m 考虑采煤机的采高，选用合适大部分煤层的采煤机。

2、煤层倾角矿井可采煤层倾角一般24°～34°，平均27°。

设计按适用于倾斜煤层的采煤机。

3、煤层硬度根据地质报告提供的资料，设计按煤的普氏硬度=2～3选择采煤机，采煤机按中小功率考虑。

4、选 型1）、采煤机小时生产能力Q h （t/h ）Q d =D Q y =330210000=636 t/d 。

折合每小时生产能力为：Q h =k h f⨯⨯d Q =5.0184.1636⨯⨯=98.9 t/h 。

式中：Q y —年产量，t/a ；Q d ——日产量，t/d ；Q h — 小时生产能力，t/h ：D —年工作天数；h — 日生产小时数，18h ；k — 开机率，取50%；f — 能力富余系数，一般1.2～1.6，取f=1.4。

2）、采煤工作面采煤机平均牵引速度V （m/min ）C BM Q V hγ60==95.048.104.26.0609.98⨯⨯⨯⨯=0.96m/min 。

式中：Qh—小时生产能力，t/h；B—采煤机截深，m；取0.6m；M—煤层采高，最大采高为9号煤层2.04m；γ—煤的容重，t/m3；C—工作面采出率，取0.95。

3)、计算工作面采煤机所需装机功率N（kw）工作面采煤机所需装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎机电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等所有电动机功率总和。

装机功率与比能耗H W和采煤机小时生产率有关。

N＝Q h×H W＝98.9×0.50＝50kw。

式中：N—采煤机所需装机功率，kw；Q h—采煤机小时生产率，t/h；H W——截割比能耗，根据本矿煤质硬度系数及夹矸情况选取H W=0.5；4)、选型结果为保证所选采煤机同样适应各主要可采煤层，根据矿井设计生产能力，设计选用液压牵引MG100/240—BW型双滚筒采煤机。

该机吸取了国内外采煤机的先进技术，结构合理，保护系统完善，性能可靠，配有最新型的内外喷雾装臵，灭尘效果显著，使用安全。

该机为交流变频调速，齿轮销轨式牵引，牵引速度和牵引力大，采用多电机驱动横向布臵。

可满足矿井工作面采煤需要。

采煤机主要技术特征详见下表。

采煤机主要技术特征表5、工作面刮板输送机选型工作面刮板输送机选用和采煤机配套的刮板输送机，其型号为SGB630/150型可弯曲刮板输送机。

其刮板输送机的设计长度为100m。

功率为2×55kw，输送量为250t/h。

可以满足工作面生产要求。

6、工作面采、装、运煤方式工作面选用MG100/240—BW型液压牵引双滚筒采煤机采煤、装煤，SGB630/150型可弯曲刮板输送机运煤。

7、刮板转载机的选型为了保证煤流高峰时期的煤炭能够顺利地运输，转载机的运输能力必须大于工作面刮板输送机的运输能力，选型时按工作面刮板输送机运输能力的1.2倍计算。

经计算，选用SZB630/75型刮板转载机，转载机运输能力400t/h，电机功率75kW。

8、运输顺槽带式输送机的选型选用的可伸缩带式输送机型号为DSJ80/40/40，带宽800mm，运250t/h，带速1.6m/s，最大长度600m，配套电动机功率N=40Kw。

二、工作面顶板管理方式，支架设备选型（一）、顶板管理设计顶板管理采用全部陷落法管理，为了便于采面顶板管理和煤炭的运输,采面以27°的伪倾斜推进为宜。

（二）、采煤工作面液压支柱的选型首采9号煤层，厚1.35～2.04m, 平均厚1.69m，倾角25°～29°，平均27°。

设计采用走向长壁工作面。

工作面用DW18－30/100型单体液压支柱和HDJA—1200型金属铰接顶梁支护。

支柱排距为1.2m，柱距为0.6m，“三四”排支护方式，最大控顶距5.0m，最小控顶距4.4m，全部垮落法管理顶板。

放顶步距1.2m，回柱绞车选用JH-8型。

直接顶不稳定时，在生产中可根据实际情况，加强支护。

老顶坚硬难冒时，可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加柱鞋，防止支柱插入底板。

工作面支柱必须支设牢固并有可靠的防倒柱措施。

在采面上下端头要使用“四对八梁”，放顶线要使用戗柱和加强柱。

1、支护的强度P=6mγ（吨/m2） (按6倍采高考虑)=6×2.04×2.6=31.82t/m2=311.8kN/ｍ22、支柱的型号选择计算1）、确定顶板下沉量S L=η×M×L=0.02×2.04×6.2＝0.252m，即252mm式中：S L—顶板下沉量，m；η—下沉系数，取0.02；M—最大采高，m；L—最大控顶距，m。