戊17020采面作业规程1文档格式.docx
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安检科
调度室
生产矿
目录
第一章采煤工作面概况………………………………………………………………………1
第二章采煤工作面地质条件…………………………………………………………………2
第三章采煤方法………………………………………………………………………………5
第一节采煤工作面巷道布置…………………………………………………………………5
第二节采煤工艺及顶板管理…………………………………………………………………6
第四节安全生产系统…………………………………………………………—…………—14
第一节运输系统……………………………………………………………………………14
第二节通风系统16
第三节供电系统18
第四节供水降尘系统20
第五节排水系统21
第六节安全监测系统22
第七节注氮系统23
第八节液压系统24
第五章劳动组织25
第六章主要技术经济指标28
第七章安全技术措施29
第一节总则29
第二节采煤工艺安全技术措施30
第三节机电维修与操作安全技术措施53
第四节一通三防安全技术措施61
第五节煤质管理措施66
第六节其它安全技术措施66
第八章避灾路线70
第九章初采初放75
附1：
戊-17020采煤工作面防自然发火措施79
第一章采煤工作面概况
序号
项目
内容说明
1
采面位置
该采面位于己一采区东翼
2
采面范围
走向长200m，倾斜长80m，面积16000m2
3
与邻近煤层及已采区关系
东临矿井边界，西邻己一轨道下山，北部为己17—11011采空区，南部为矿井。
4
与地面相对位置
该采面位于工业广场东南荒坡
5
采面与地面建筑关系
无影响
第二章采煤工作面地质条件
项目
内容
说明
地
质
赋
存
条
件
产状
走向
西东
倾向
南北
倾角
12°
瓦斯
相对涌出量
0.886m3/t
绝对涌出量
0.369m3/min
煤质
牌号
水份
灰份
挥发份
煤尘爆炸指数
自燃发火期
1/3JM
0.92%
13.57%
32.45%
36.5～44.14%
6～8个月
储
量
可采储量
49280t
储量损失
12320t
顶
底
板
特
征
伪顶、直接顶、老顶关系
采面无伪顶；
直接顶为灰及深灰色砂质泥岩，易冒落；
顶板特性
直接顶初次垮落步距
基本顶初次垮落步距
基本顶周期垮落步距
8m～10m
25～30m
10～15m
直接顶类别
老顶类别
I
Ⅱ
底板特性
直接底为灰及深灰色泥岩，厚1.75m，
水
文
涌水
涌水方式
涌水量
预计涌水地点（个）
水质（酸碱度）
无
PH=6～8
老塘积水
无老空渗水
钻孔断裂水
地质构造情况表
第三章采煤方法
第一节采煤工作面巷道布置
第二节采煤工艺及顶板管理
一、工序管理:
（1）打眼、装药、放炮:
工作面炮眼布置为三花眼，上眼间距1.0m，距顶0.6m，底眼间距为1.0m，距底0.6m,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业.
（2）伸开翻转梁临时支护及铺网:
伸开翻转梁临时支护时设专人观山，翻转梁规格为600mm×
0.96mm煤墙超过600mm时，必须提前拉架。
铺网时，网边对齐铺成直线，不能斜铺，网要铺平整，紧贴顶板不出现凹凸及波浪形状，特别是不能打卷。
（3）攉煤:
攉煤时要照前顾后，人员站在顶板维护好的地点，面向机尾方向，防止运输机机道内有物料、大块煤矸伤人，并注意顶板变化情况，严禁空顶作业。
（4）移架:
采面分段采通后，由机头向机尾顺序开始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，稍降前柱使顶梁可移动时立即停止。
、移动顶梁和后柱（前柱不动），使支架移至规定步距。
（5）移溜:
推移运输机用推移器推移，推移器或支柱应支在支架牢固完好的地点，做推移用的单体柱要编号，专项使用，推移后应搁放好。
（6）以上工序结束后开始整体推进托梁。
二、采面顶板管理：
（1）、本工作面采用走向长壁后退式炮采采煤方法，全部垮落法管理顶板，使用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架（ZH—国家代码﹑1600—工作阻力﹑16/24—最小/最大采高﹑ZL—整体顶梁）.超前使用DZ22型单体液压支柱、HDJA1.0型铰接顶梁支护顶板。
ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表
名称
单位
参数
备注
支架高度
㎜
1600～2400
支架长宽
㎜
3000×
960
翻转梁
960×
600
上仰3—5度
支架中心距
1000
支柱数量
根
4（φ110）
柱高1400--2200
移架步距
工作阻力
KN
1600
初撑力
KN
1190
支护强度
MPa
0.61
泵站压力
28
（2）、工作面采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架，支架中心距1000㎜（±
10㎜），最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m移架时要按中线移架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过±
50㎜，支架垂直顶底板，，其偏差不得超过±
5°
，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40㎜（±
10㎜），支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋，支柱迎山有力，初撑力达到要求。
（3）．两巷顶板管理：
1、工作面上下出口及端头支护。
机头，机尾超前规格为宽3.0m，高1.6m，长3.0m，采用6棚双园销梁配合单体支柱，柱距为0.5m，排距1.0m水平销配够，确保“三销齐全”。
在机头机尾上方的双圆销梁支架间加套3根π型钢大梁，长3.0m，一梁三柱架设，随着机头的推进及时前撺，始终使用在机头的正上方。
2、两巷超前支护采用单体柱配合铰接梁支护。
3、替棚超前煤壁8--10m。
4、工作面两巷超前工作面挂1～2排铰接顶梁，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，20m以内架设双排铰接顶梁，20～50m架设单列铰接顶梁。
超前支护巷道内支架要完整无损.老塘侧机巷可落后采面一排，风巷与采面切顶线回齐。
5、高度不低于1.6m，留有不少与0.7m人行道。
6、帮顶必须刹严背实，浮渣及时清理。
7、刹顶：
采面使用金属网刹顶，金属网规格：
10×
1.2m，机头机尾超前因使用双圆销梁配合单体柱支护，背顶使用金属网配合小棍，每棚使用小棍6-8根，要求采面金属网连接紧密，同时应备有一定量的半拉瓜﹑穿楔，一备冒顶时使用。
8、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。
9、作业方式为人工分段作业。
10、顶板监测采用阻力监控法，用测压枪对每一循环支柱初撑力进行监测，监测重点为上下安全出口和压力异常区。
10﹑风巷要有备用料：
半拉瓜：
1/2ф180mm×
2m不小于30块
金属网：
1.2m×
10m50卷
单体柱：
2.2m30棵
穿楔：
不小于30块
11﹑其它：
该采面断层分布较多，回采过程中应加强顶板管理，严格执行过断层安全技术措施。
三、采面支护设计：
一、支护强度计算：
按经验公式计算：
P=（4-8）hYe=（4-8）×
2.2×
2.5=22-44t/㎡
式中:
h---工作面采高
Ye---顶板岩石平均容重2.5t/m3
取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=44t/m2..=0.45Mpa
由于ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.61Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。
二、两巷与端头支护设计：
一、支护设计：
根据柱距计算公式：
L柱=P1/KLP
式中P1=R1R2R3R4=0.95×
0.95×
1×
29.8=26.9t/根
R1—支柱不均匀系数：
0.95
R2—支柱增阻系数：
R3—工作面系数
R4—支柱最大承载值：
29.8t/根
P为顶板压力，本采面采用6倍采高围岩重
P=6hv=6×
2.5=33t/m3
L柱=P1/KLP=26.9/1.2×
L排×
33=0.68m
为保证安全，距L柱取0.5m，支护强度即可达到要求。
二、底板比压分析：
JB=PN/SI=300KN/3.14×
（0.05m）2=0.0383KN/m
式中JB—支柱对底板比压
PN—支柱额定工作阻力
SI—支柱底座面积
比较：
泥岩比压JBN=0.0165KN/m2
JB＞JBN
故支柱应垫柱鞋，防止柱子钻底。
第四章安全生产系统
第一节运输系统
一、运输系统
1、运煤系统：
采面→己17—11031机巷→己一皮带下山→煤仓→主井→地面。
2、运料系统：
地面→主井→南石门→东翼进风巷→己17—11031风巷→采面。
3、生产能力分析：
工作面一循环生产能力Q的计算
Q=L·
S·
M·
r·
C
L——工作面长度80m
M——采高2.2m
S——循环进度1m
C——回采率90%
r——煤体容重，1.40t/m3
故Q=Q采=80×
1.40×
0.9×
1=221.76t
该工作面一天1.5个循环，由上可知，该工作面日生产能力为332.64t
第二节通风系统
一、通风系统：
主井→己一皮带下山→己17-11031机巷→采面→己17-11031风巷→东翼回风巷→总回风→风井→地面
三、风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q采=100×
q采×
KCH4
式中：
q采—采面绝对瓦斯涌出量
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数2.0
KCH4=100×
0.369×
2.0=73.8m3/min
2、按气象条件计算：
Q2=QkKtKhKi
式中：
Kt——温度系数1.1
Kh——采高系数1.1
Ki——采面长系数1.0
Qk——基本风量300m3/min
Q2=300×
1.1×
1.0=363m3/min
3、按工作面同时工作最多人数计算：
Q3=4N=4×
29=116m3/min
取Q=Q2=363m3/min
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