16开版731规程Word格式.docx
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调度室
机电副总
通防副总
安全矿长
机电矿长
总工程师
生产矿长
作业规程复查记录
作业规程名称
731综放工作面作业规程
施工单位
综采工区
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题：
二、处理意见：
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
731综放工作面是七采区第一个综放工作面，是我矿第三个综放工作面。
具体位置及井上下关系如表一所示。
工作面位置及井上下关系表表一
水平
名称
-450水平
采区
名称
七采区
地面
标高
+56.6m
井下
标高
-412—-470m
地面的相
对位置
本工作面位于工业广场东偏北1200米，前杨村旧址南部，地面全为耕地，无建筑物。
回采对地面设施的影响
地面无建筑物，回采后会引起地表沉降。
井下位置
本工作面位于七采区中部，SDF7断层以西，F23-2以东，下部为7312采空区，上部为实体煤。
四邻关系
老空情况
本工作面深部为7312采空区，无积水。
走向长度
300m
倾斜长度
120m
面积
3.6万m2
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析，该工作面范围内3层煤赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在8m左右，具体情况如表二所示。
煤层情况表表二
煤层厚度（m）
8m
煤层结构
简单
煤层倾角（度）
5-22°
，
平均11°
开采
煤层
3
硬度
2~3
煤种
2号气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
3煤为黑色结构简单，煤层稳定,厚度较均匀约8米，煤硬度为f=2~3。
走向60度,倾向150度，倾角5~22度，
平均11度
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶、底板
岩石名称
厚度
m
特征
老顶
细砂岩
22
灰白色，泥质胶结，,以石英、长石为主，含少量云母碎片。
直接顶
粉砂岩
4
浅灰色，含植物化石。
伪顶
碳质泥岩
0.3
深灰色，质软；
含丰富的植物化石。
3煤
8
结构简单，半暗半亮型煤
直接底
砂质泥岩
2
深灰色，含丰富的植物化石；
水平层理。
老底
12
灰色，泥质胶结，斜层理。
附图1：
731综放工作面地层综合柱状图（1：
200）
第四节地质构造
一、断层情况及对回采的影响：
根据工作面所掘巷道揭露的地质情况分析，该工作面地质条件复杂，断层较多，对生产均有不同程度影响。
具体情况如表四所示。
断层情况表表四
断层
走向（°
）
倾向
倾角（°
性质
断层落差（m）
对回采的影响
F23-2
10
100
60
正
45
有影响
SDF7
90
80
15-40
SF4
18
108
2-10
较大
陷落柱
无
火成岩
无
二、其他因素对回采的影响
根据731综放工作面掘进时揭露，731综放工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。
附图2：
731综放工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图（1：
1000）
第五节水文地质
一、顶部和底部含水层分析
731综放工作面水文地质条件简单，顶底板砂岩裂隙水为工作面主要充水水源，据开采经验知3煤层顶底板砂岩含水性弱，以静储量为主，补、迳、排条件均较差，对回采不会构成较大威胁。
该工作面周围断层较多易造成工作面淋水，预计断层附近局部淋水量较大约（1~5）m3/h，3煤底板下距三灰岩溶裂隙含水层约50米，该安全距离大，-650水平以上三灰水已探放，该工作面回采不受底板三灰水威胁。
二、其它水源的分析
工作面附近无其它积水区或含水层。
第六节影响回采的其它因素
一、回采的其它地质情况见表五。
影响回采的其它地质情况表表五
瓦斯
瓦斯相对涌出量0.64m3/t,绝对涌出量0.51m3/min。
CO2
CO2相对涌出量0.96m3/t,绝对涌出量0.77m3/min。
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸危险性，指数为40%。
煤的自燃倾向性
煤层具有自然发火倾向，发火期28天。
地温危害
冲击地压危害
二、应力集中区
本工作面下部7312区段已开采。
731工作面下部30米范围内作为应力集中区加强顶板管理，施工过程中要加强支架、支柱初撑力的观测，加强顶板管理，割煤后及时拉架，严禁梁端距超规定和超高生产。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
388800T。
可采储量：
本矿的综放工作面回采率参考值为85%，可采储量330480T
二、采煤工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=300/（1.8×
27）=6.2个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
七采区是单家村煤矿1999年设计，并于2000年投入生产的。
由于分区段开采，每区段均设区段集中巷。
各区段集中巷与斜巷之间通过采区车场、区段煤仓及区段联络巷进行联络。
区段集中巷通过联络巷与工作面上下顺槽联络。
主要布置有：
十采区轨道下山兼做进风巷，十采区皮带上山兼做回风巷，利用-650水平中央水仓和泵房。
工作面采用走向长壁布置。
二、采煤工作面轨道顺槽
1、该巷道沿煤层底板掘进，采用锚网索支护，矩形断面,上下净宽3.5m,净高2.5m,净断面积8.75m2。
2、支护：
顶部锚杆采用Φ18×
2200mm、两帮锚杆采用Φ18×
1800mm无纵筋螺纹钢树脂锚杆，间排距800×
800mm。
3、锚索支护沿巷道方向横向布置，排距2.4m一组，每组2根。
4、该顺槽主要用于本工作面进风、运料。
5、轨道顺槽内布置有φ108mm的防尘管路一趟、φ40mm的注氮气管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。
三、采煤工作面运输顺槽
1、该巷道沿煤层底板掘进，采用锚网索、钢棚支护，下净宽3.8m，高2.5m,巷道净断面9.5m2。
2、锚网梯支护顶部支护锚杆采用Φ18×
2200mm、两帮支护锚杆采用Φ18×
4、钢棚支护间距为800mm。
5、该顺槽主要用于本工作面回风、运输煤炭。
6、运输顺槽内布置有φ40的防尘管路一趟、束管监测管路等管线，并在该顺槽上帮设置转载机和胶带输送机。
四、采煤面切眼
切眼位于731综放工作面两顺槽的中部，沿煤层底板布置。
为矩形断面,采用锚网索支护。
净宽6.3m,净高2.5m,断面积15.75m2。
五、停采位置
工作面停采位置为轨道顺槽在4#点处，运输顺槽在距七采皮带下山70米处。
附图3：
731综放工作面平面图（1：
2000）
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
731综放工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤法。
双滚筒采煤机割煤，采高2.4±
0.1m，割煤深度为0.6m。
液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度5.6m,采放比为1:
2.33。
放煤采用割一刀一放煤,多轮顺序放煤,放煤步距0.6m。
初次放煤为在工作面通过切眼以后进行。
距停采线15m时停止放顶煤。
二、落煤方法
1、采煤机的进刀
采煤机的进刀采用端部自开切口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。
具体操作如下：
（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，从上往下（下往上）方向推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。
按要求推移刮板运输机至平直状态。
（正常情况下行割煤，上行移溜）
（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。
附图4：
采煤机进刀示意图。
2、采煤机正常切割
正常割煤长度为85m，采煤机以适当的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。
3、放煤
（1）放煤采用割一刀一放煤,放煤步距0.6m。
采用多轮顺序放煤工艺。
即：
割完一刀后，进行第一轮放煤，放煤从下往上依次进行。
首先打开放煤口，摆动尾梁，松动顶煤，放出煤数量以覆盖运输机的刮板为原则，关闭放煤口；
再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。
然后进行第二轮、第三轮、第四轮等多轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序、原则，直到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至结束。
（2）放煤距离采煤机割煤不小于15米。
三、采煤工作面正规循环生产能力
工作面每天3个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度2.40m，放煤高度5.6m，放煤时回收率0.85，则
日割煤量=120×
2.40×
0.6×
3.0×
1.35×
0.97=678.8吨
日放煤量=114×
5.6×
0.85×
1.35=1318.7吨
日产量=678.8+1318.7=1997.5吨
月产量=1997.5×
30×
0.9=53932.5吨
第三节设备配置
一、采煤机
采煤机选用MG200/500—AWD双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：
型号：
MG200/500—AWD双滚筒采煤机
制造厂家：
西安煤矿机械厂
采高：
1600-3200mm
截深：
630mm
滚筒直径：
Φ1600mm
装机功率：
2X200+2X40+7.5KW
供电电压：
1140V
摇臂摆动中心距：
6200mm
牵引方式：
交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引
牵引控制形式：
电控恒功率自动控制
滚筒转速：
37.81r/min
牵引速度：
0—12.8m/min
最大牵引力：
550KN
采煤机总重：
36t
二、液压支架的主要技术特征：
1.基本支架
型号：
ZF4200/16/26型
支撑高度：
1.6—2.6m
支撑宽度：
1.43—1.6m
额定初撑力：
3943—4143KN（P=31.5MPa）
工作阻力：
4200KN
支护强度：
0.66—0.68MPa
支架中心距：
1.5m
对底板比压：
1.28—0.64MPa
适应煤层倾角：
≤40°
支架重量：
12990Kg
立柱千斤顶行程：
990mm
推移千斤顶行程：
700mm
护帮千斤顶行程：
390mm
尾梁千斤顶行程：
480mm
侧护千斤顶行程：
170mm
移后溜千斤顶行程：
800mm
插板千斤顶行程：
450mm
底调千斤顶行程：
160mm
防滑千斤顶行程：
355mm
防倒千斤顶行程：
400mm
2.过渡支架
ZFG4600/17/28
1.7—2.8m
1.45—1.62m
4600KN
0.82—0.87MPa
14770Kg
三、运输设备
1.刮板运输机有两部，其中
前（后）部运输机型号为SGZ--730/264中双链（SGZ--630/264中双链）
SGZ--730/264
运输能力：
550t/h
刮板链速：
1.1m/s
中间槽尺寸（长×
宽×
高）：
1500х680х300mm
总功率：
2х132KW
电动机：
YBS-132
电压等级：
1140V50HZ
SGZ-630/264
500t/h
1500х630х252mm
2.桥式转载机一部，其型号为SZZ--730/132，设计长度60m，其它技术参数为
SZZ-730/132
700t/h
设计长度：
60m
链速：
1.24m/s
有效搭接长度：
11.44m
电机功率：
132KW
电压：
1140/660V
爬坡角度：
12°
刮板间距：
1104mm
圆环链规格：
Φ26х92mm
最小破断负荷：
850KN
3.破碎机一部
PCM110
破碎能力：
1000t/h
110KW
660/1140V
外型尺寸：
（长×
高）3600х1760х1575mm
出口粒度：
300mm（可调250、200、150）
4.辅助运输设备选用1.0吨的矿车,牵引设备选用JDHB-30／2.6A型双速回柱绞车其主要技术参数如下：
型号:
JDHB-30／2.6A
平均静拉力:
38KN300KN
绳径:
26mm
绳速:
1.23m／s0.16m／s
45KW
外形尺寸:
3400×
1045×
1150mm
附图5：
731综放工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、经验计算支护强度
Ｐt＝8×
9.81×
h×
r=8×
2.4
=452.045（kN／m2）其中：
h—采高取2.40m
r—岩石容重取2.4t/m3
2、参考我矿632、633综放工作面及古城煤矿同煤层矿压观测资料（见表六），最大平均支护强度=391.3（kN／m2）。
3、选择工作面支护强度
391.3（kN／m2）<
452.045（kN／m2）,因此工作面支护强度应大于452.045（kN／m2）。
4、支护设备选择
根据工作面条件与支架适应条件对照表七可以看出，选用ZF4200－16/26型支架，满足顶板管理支护强度需要，满足底板比压值要求。
同时根据731综放工作面长度，选用基本液压支架ZF4200－16/26型低位放顶煤支架,共75架,上下端头选用ZFG4600－17/28型过渡支架4架。
从轨道顺槽到运输顺槽依次编号为1～79号支架。
预计工作面矿压参数参考表表六
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
老顶厚度
27
直接顶厚度
3.5
伪顶厚度
直接底厚度
4.7
老底厚度
32
直接顶初次垮落步距
16.39
初
次
来
压
来压步距
35
最大平均支护强度
kN/m2
391.3
最大平均顶底移近量
mm
150
来压程度
不明显
周
期
12.32-14.11
mm
5
平
时
294.3
70
6
直接顶悬顶情况
<
7
底板容许比压
MPa
44.7Mpa
44.7MPa
直接顶类型
类
二类二级
9
老顶级别
级
Ⅴ
V
巷道超前影响范围
20
工作面条件与支架适应条件对照表表七
工作面条件
支架适应条件
采高
2.4m
1.6—2.6m
倾角
220
0--400
煤厚
1.8---10.0m
煤硬度
2—3
最大4.0
底板比压
1.28MPa
支护强度
391.3（KN／m2）
660（KN／m2）
顶板种类
二级二类
2级1、2类
二、乳化液泵站
（一）泵站及管路选型、数量
乳化泵选用BRW200/31.5Ⅱ型两台，装备二泵一箱。
供液管路选用高压胶管，耐压35MPa以上。
主要技术参数如下:
乳化液泵
BRW200/31.5Ⅱ
进口压力：
常压
公称压力：
31.5MPa
公称流量：
200L/min
125KW
电机转速：
1480r/min
（二）泵站设置位置
泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m—150m的位置。
（三）泵站使用规定
要保证泵站压力不小于31.5MPa，乳化液浓度3%-5%。
乳化液的配比采用自动配比仪进行。
要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的漏液。
现场配有乳化液浓度检测仪，随时检测乳化液浓度。
第二节工作面顶板管理
借鉴古城煤矿及我矿综放工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶不稳定的二类二级顶板。
本工作面的顶板管理采用全部跨落法。
工作面配置75架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置2架过渡支架,共79架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。
一、正常工作时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后，先移支架，即割煤—移架。
正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架。
顶板破碎时要紧跟前滚筒采用带压移架的方式移架或超前移架。
当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤。
移架步距0.6m。
移架顺序为：
1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒不大于5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮。
3、机头（尾）处4架过渡架的移架的顺序为:
先移2#（78#）架，再移1#（79#）架。
4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。
支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于25.2MPa。
3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5架。
4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。
二、特殊时期的顶板管理
（一）来压及停采前的顶板管理:
1、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤专项安全技术措施。
2、工作面直接顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。
3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面顶板破碎处支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板管理,保证支护质量。
5、上下端头铺设的金属网与巷道金属网搭接0.3m以上,防止出现端头冒顶。
6、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：
本面揭露的断层及派生断层对生产影响较大，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。
当工作面局部地段片帮较严重或顶板破碎时,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时超前拉架的方法维护顶板。
第三节顺槽及端头顶板管理
一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护
1、支护要求:
轨道、运输顺槽超前支护采用单体液压支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁支护,超前支护长度不少于20米。
超前支护以外的巷道若出现坠顶变形时应及时打点柱支护或复棚支护。
20米超前支护内要配齐人行道侧两排超前支护的调角销，调角销的大头不得朝向人行道以防弹出伤人。
2、支护材料及支护密度:
轨道顺槽使用三排HDJA-1000型的铰接顶梁与三排DZ2.8-3.15/100单体液压支柱配套支护,步距1.0米，排距1.0米。
超前支护与巷道上下帮的间距不得大于1.1米。
运输顺槽使用三排HDJA-1000型的铰接顶梁与三排DZ
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