1161回采工作面作业规程(完整)2

回采工作面作业规程煤矿名称：城关七公里煤矿工作面编号：1161回采工作面矿长生产矿长安全矿长工程师编制二O一一年二月十二日1会审记录编制人杨仕俊编制日期2011-2-12会审姓名日期会审意见矿长生产矿长安全矿长机电矿长通风队安全科技术负责人2目录一、采面基本情况及地质情况………………………………2二、采区巷道布置图…………………………………………4三、采煤方法及工作面顶板支护图…………………………5四、回采工艺…………………………………………………6五、生产系统及风量计算…………………………………10六、通风系统图………………………………………………12七、供电系统图………………………………………………13八、洒水降尘管理系统图……………………………………14九、避灾路线图………………………………………………15十、生产劳动组织及循环作业图表…………………………16十一、主要技术经济指标……………………………………18十二、安全技术措施及安全制度……………………………193一、采面基本情况及地质情况采区名称西翼采区工作面名称1161采面位置及界限1161采面为设计首采面，位于井田的西翼，北以采区下部水仓为界，东以暗斜井老水仓煤柱为界，南以西运输大巷煤柱为界，西以采面停采线为界。与邻采区及地面关系采面东未开采，西未开采，往南150为采空区，北未开采，其对应地表为坡地、地面无建筑物。工作面特征走向长最大200m，最小200m，平均200m开采煤层M16倾斜长最大100m，最小96m，平均98m开采厚度1.8储量计算平面积19600m2储量52920吨容重1.5吨/m3斜面积19453.98m2可采储量52525.75回采率80%煤层情况厚度最大2m，最小1.6m，平均1.8m煤层及顶底板柱状图倾角最大8°，最小6°，平均7°煤层结构1161煤层稳定，结构简单，全区可采。煤的物理化、学性质灰黑色、玻璃光泽、以亮煤为主贝壳状断口，质较硬，节理发育，无烟煤，灰分（A2）14.48%疏分（S）2.41%，发热量8442大卡/kg6.30-11.609.001.000.82-4.442.20162.10163.10165.3016粉砂岩：灰—深灰色，中层状，层面间分。泥岩：深灰色。煤：灰黑色，块状。4顶底板岩性及其稳定性1161回采工作面，伪顶为细沙岩，厚度平均为0.5m，直接顶为粉砂质泥岩，抗压强度859kg/m2，老顶为硬质砂岩。直接底板为粘土质泥岩，抗压强度759kg/m2，吸水性为1.68%，遇水底板凸起0.2—0.3m。构造情况1161回采工作面有两个小断层，F1落差1.5米，F2落差0.8米，回采时特别注意断层附近的顶板，及瓦斯管理，加强现场管理。水文地质情况龙潭煤系一般含水性较弱，水量小，虽然煤系地层顶部长兴组及底部茅口组石灰岩含水丰富，但距M16号煤层较远，对开采M16号煤层影响不大，因构造破坏有可能波及到M16号煤层，因此开采如遇可疑情况，需先探后采，以防水患。瓦斯煤尘及自燃发火情况根据瓦斯等级定报告结论，本矿井为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为4.5min，相对瓦斯涌出量为38.9m3/min，煤层自然倾向为Ⅲ类，不自燃，煤尘无爆炸性。5其它须要说明的问题1、加强采面上隅角的瓦斯管理，防止瓦斯聚积，发生意外事故。2、对所有密闭必须按照规程要求施工，搞好一通三防工作，防止煤炭自然。3、严格按抽放设计抽放瓦斯6二、采区巷道布置图包括采煤工作及临近范围内巷道布置情况，周围的开采情况等（可以采掘工程平面图代替）654321XY序号七公里煤矿矿区范围拐点坐标2951714.6035570900.002952500.002952500.002952040.002951893.312951876.3735570500.0035571966.0035571966.0035571466.7735571469.78织金县城关镇七公里煤矿采掘工程平面图制图校审工程师矿长比例资料来源图号日期2011年月M16巷道测风站风氧化带防爆门小窑主平硐煤层柱状辅助进风井测点密闭采空区正反向风门调节窗矿界新鲜风流引风道1415.810AQ1409.553D11413.195D2D3D4D5F1F3F1F1AQ11409.5601400142014401450141014301409.5421404.3081402.5631401.690Z+1440至+1200米1400.811399.0511400.0521400.831404.8081412.59601162回风巷进风行人下山1162运输巷回风下山轨道下山1:2000实测156432避难硐室采区变电所绞车硐室消防材料库355704003557060035570800355710003557120035571400355716003557180035572000295160029518002952000295220029526003557040035570600295240035570800355710003557120035571400355716003557180035572000295240029522002952000295180029516002952600北7三、采煤方法及工作面顶板支护图（一）采煤方法及循环方式的选择（二）工作面顶板支护图（包括平面图、断面图），图中应表明；①采面支架，特殊支架结构，规格和支护间距；②上下缺口、上下出口的支护结构、规格；③运输机及回柱绞车的位置；④最小、最大控顶距及放顶步距；⑤上、下顺槽支架的回撤以及距工作滞后距离的规定等。Ⅰ——ⅠⅡ——Ⅱ煤壁戗柱戗柱煤壁1000100010001000100010001000200200贴帮柱贴帮柱Ⅳ—Ⅳ17001700Ⅲ--Ⅲ35030020020088020025060011501408020024002600200024002510m20m10m20m（100m）0.8m5°100m420030007四、回采工艺1、落煤方式:人工煤电钻打眼，放炮落煤，一次性打眼放炮距离不得超过10米。炮眼布置图AA—A○○○○○BB○○○○AB—B爆破材料消耗表（一个循环）炮眼每眼装药量（克）每眼封泥长度（米）循环消耗量备注名称位置（米）角度（度）眼深(米)数目(个)炸药(克)雷管(发)距顶距底水平垂直顶眼0.31.3555°21.2783000.6234078腰眼1.10.555°71.2783000.6234078底眼合计156468015682、工作面支架及规格的选择（1）普通支架支柱选型工作面用单体液压支柱加铰接顶梁支护，“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m。最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶步距1.0m。（1）支柱的型号选择计算第一步确定顶板下沉量：SL=η×M×L=0.01×1.8×4.2＝0.0756m，即76mm式中：SL—顶板下沉量，m；η—下沉系数，取0.01；M—采高，m；L—最大控顶距，m。第二步确定规格：采用DZ型单体液压支柱：Hmax=Mmax－b=2000－138＝1862mmHmin=Mmin－SL－b－a＝1700－76－138－30＝1456mm式中：SL—顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；Mmin—工作面最小采高；Mmax—工作面最大采高；b—顶梁厚度；a—支柱的卸载高度，取30mm。煤层厚度1.7～2.0m，设计选用DZ20-30/100型单体液压支柱，支撑高度为1240～2000mm，额定工作阻力300kN，额定工作液压38.2MPa,初撑力118～157kN。（2）支护密度验算支护强度:P＝（4~8）×M×γ＝6×1.7×2.3=23.46t/m2式中：P—支护强度，t/m2；9M—为采高，1.7m；γ—为顶板容重，取2.3t/m3；6—6倍取值。工作面长100m，最大控顶距4.2m，因此采场最大面积S=100×4.2=420m2，所设支柱数n＝(100/0.8)×4＝500根，则支护密度为500/420=1.19根/m2，DZ20单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.9的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.9=27t/根。支柱实际提供的支护强度为1.19×27=26.78t/m2，而支护所需要的支护强度为23.46t/m2，因此，该工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。（2）特殊支护（1）工作面上下出口为矿山压力叠加影响区，采用走向交错抬棚加强支护，并保持上下出口畅通。上下顺槽离工作面20米范围内采用单体液压柱措施。（2）工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶要及时。（3）采用升柱器升柱，支柱初撑力要到位；支柱要及时检修和半年检修，防止支柱失效。要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老窑作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。（4）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺竹芭，防止串矸、漏矸等。观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗棚等加强支护，并在来压时撤退人员。103、顶板管理方法西翼采区1161采面顶板为中等稳定，易冒落顶板，采用全部陷落法管理顶板，局部地段利用人工强制放顶，放顶时严格按照措施执行。①最大控顶距4排4.2米最小控顶距3排3.2米。②放顶步距1排1米工作面初次放顶支架图114、安全出口规定（1）工作面两个安全出口必须畅通无阻。（2）工作面所有安全出口与巷道衔接处的20米范围内必须用单体支护，采用双排液压柱支护，安全出口由杂工队设专人维护，发生巷道底鼓变形时，必须及时清挖。（3）安全出口20范围内支架完整无缺，上安全出口巷道高度不低于1.6米。下安全出口巷道高度不得低于1.8米。设备配备表类别设备名称型号单位使用备用合计备注工作面刮板运输机SGD420/30台11单体液压柱DZ20-30/100根625125750金属铰接梁HDJA-1000根500100600注液枪DZ-Q1支213煤电钻ZMS-12台314发爆器MFB-100台134运输巷单体液压柱DZ20-30/100根501060乳化液泵XRB2B80/200台112化液泵箱XRXTA台11潜水泵BQK-15/20A台11注液枪DZ-Q1支112回柱绞车JH2-5台1112调度绞车JD-11.4台11回风巷单体液压柱DZ20-30/100根501060注液枪DZ-Q1支112回柱绞车JH2-5台11调度绞车JD-11.4台11五、生产系统及风量计算1、主要生产系统流程（1）运输系统回采作面→1161运输巷→皮带下山→运输平巷→暗斜井→主平硐→地面（2）通风系统主平硐→暗斜井→运输平→轨道下山→1161运输巷→回采工作面→1161回风巷→回风下山→总回风巷→地面（3）运料系统主平硐→暗斜井→运输平→轨道下山→1161运输巷→回采工作面→1161回风巷安全出口→1161回风巷→工作面（4）供电系统地面配电房→采区变电所→轨道下山→1161运输巷→回采工作面132、风量计算（1）按出勤最多人数计算Q=4KN=4×1.35×15=81（米3/分）（2）按一次放炮最多炸药量计算；Q=23KN=23×1.4×14=490（米3/分）（3）按瓦斯涌出量计算Q=100kq=100×1.45×4.5=652.5（米3/分）上式中：K——备用系数，取1.35~1.45:N——最多出勤人数A——一次放炮最多炸药量（公斤）T——日产量（吨）q——工作面绝对瓦斯涌出量（m3／分）风量验算：按最大风速验算：Vmax=652.5÷60÷3.6=3.02m/s﹤4m/s按最小风速验算：Vmm=81÷60÷3.6=0.38m/s﹥0.23m/s经验算，决定选用供风量为：652.5m3/min13通风系统示意图3491017162021181539图例424.011.010.014.01.020.010.021131214211