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1、威宁县煤炭沟煤矿11803采煤作业规程一、煤层、地质说明:二.工作面设计设计主要内容采煤方法走向长壁落煤方式爆破工作面长30米倾角20°-25°采高2.5米作业方式边采边准一次进度1.0米顶板管理全部垮落法落煤方式爆破工作面运输机SGB-420/30支护形式单体支柱铰接顶梁一次放顶步距1排1.0米最大控顶距4排4.1米最小控顶距3排3.1米排距1.0米戗柱走向戗柱柱距0.7米倾斜戗柱1.4米/根靠帮柱1.4米/根（一）顶底板性质说明：K18煤层：俗称“大酸炭”，为产于宣威组顶部，是全区稳定可采的优质煤层，上距与三叠系分界线8m，平均真厚2m，顶板岩性
2、为粉砂岩，灰色细砂岩；底板岩性为厚0.5m的灰色粘土岩。（二）采区主要特征说明及采煤方法.顶板管理.支护方式选择依据:本区K18煤层,走向长74米,倾斜30米,倾角平均25度,煤厚平均2.5米,一次采全高。根据本区条件采用炮采。顶板管理为全部垮落法,工作面采用DZ25—30／100单体液压支柱和DJB-1000型铰接顶梁配套使用支护顶板,排距1.0米,柱距0.7米,三、四排管理,见四收一,最大控顶距4.1米,最小控顶距3.1米,放顶步距1.0米，采空区打一排斜戗柱，柱距1.4米/根，靠帮柱1.4米/根。（三）工作面支护设计1、本煤层矿压观测数据：根据
3、对该区矿压观测，直接顶初次跨落步距7~9米,老顶初次来压步距13~18m，周期来压步距6~8米，根据回采K18煤层实际经验，当有支柱下扎，煤壁严重片帮，顶板压力增大时，可视为工作面顶板周期来压。二、支护设计1、支护强度计算（1）支护强度：P0=k×h×r=6×2×2.5=30吨/平方米(采高M=2米,岩石容重R=2.5吨/立方米).（2）支护密度:D大=4/(4.1×0.7)=1.39根/平方米D小=3/(3.1×0.7)=1.38根/平方米（3）支护强度:P大=D大×Pｓ=1.39×24=33.36吨/平方米P小=D小×PS=1.38×24=33.
4、12吨/平方米P大>P小>P0.P0=30吨/平方米3、支护方式和参数选择本工作面选用DZ25—30／100型单体液压支柱与DJB—1000型铰接顶梁配套使用进行支护，采用齐头梁，直线柱,中悬臂布置,顶子打在梁子中间,硬帮梁端距煤壁不准超过0.1米；工作面支护采用“三、四”排管理,最大控顶距4.1米,最小控顶距3.1米,排距1.0米,柱距0.7米。PS→→支柱实际达到工作阻力PS=K1PH=0.8×1×30=24吨式中:K1→→折旧系数取0、8PH→→支柱额定工作阻力取30吨4、工作面运输机头、尾支护设计：工作面运输机头、机尾均采用二对四根长工字钢梁
5、作抬棚,沿走向架设,每组抬棚联锁,交替迈步前进.钢梁长3.0米,柱距0.8米/对,每根钢梁下不少于三根单体支柱,每对钢梁尾端配一根铰接梁用单体柱支护,一梁一柱；长度3米。5、支护强度计算最大控顶距最小控顶距是否符合规定支护密度1.39根/M２1.38根/M2符合支护强度33.36吨/M233.12吨/２符合(四)工作面落煤1、落煤方式选择该工作面走向74米，倾斜长短较一致，采用爆破落煤，每循环进度1.0米,采用SGB-420/30型刮板运输机运煤。2、工作面炮眼布置为三花眼，采用正向装药。3、上、下缺口炮眼布置与工作面相同，超前处理一刀。一次循环进度
6、为1.0米。火药采用乳化炸药，雷管采用毫秒延期发电雷管，联线方式为串联。4、放炮顺序由工作面下部向上部进行。正常放炮时，必须实行远距离放炮。一个工作面只准使用一个放炮器，严禁使用两台放炮器同时放炮。炮后及时挂梁、打靠帮柱，防止抽、漏顶。5、一次火药起爆量为3.0公斤。6、附炮眼布置图（五）火药、雷管消耗计算表炮眼炮眼深度(米)炮眼间距(米)装药量公斤/孔工作面长度(米)炮眼个数(个)总装药量(公斤)总雷管数(个)下缺口顶眼1.01.00.3330.93腰眼1.01.00.3330.93底眼1.21.00.45331.353上缺口顶眼1.01.00.3
7、330.93腰眼1.01.00.3330.93底眼1.21.00.45331.353开帮顶眼1.01.00.318185.418腰眼1.01.00.318185.418底眼1.21.00.4518188.118合计647225.272（六）、通风设计及安全组织措施1）风量计算（参数要说明并选择参数值）a、按瓦斯涌出量计算Qa1＝125qga1Ka1m³/min式中：Qa1—回采工作面实际需风量，m³/min；qga1—回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，根据开采设计资料提供，回采工作面绝对瓦斯涌出量为4.32m³/min；Ka1—回采工作面因
8、瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，机采工作面一般取1.2～1.6，本设计取1.3。Qa1难=125×4.32×1
