乡宁神煤2#1211工作面作业规程Word文件下载.docx

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六、影响回采的其它地质情况：

本区属低沼气矿井，煤尘爆炸指数22.4%，煤层自燃发头倾向三类，为不易自燃煤层。

七、储量计算：

地质储量：

540×

83×

2.2×

1.35=13.3万吨可采储量：

500×

1.35×

98%=12.07万吨循环产量：

0.8×

98%=193T日产水平按350T计算可采期=可采储量÷

日产水平=120700÷

350=344（天）附综合柱状图：

第二章巷道布置及主要生产系统一、巷道布置：

该工作面采用两巷布置，正巷为进风兼皮带巷，付巷为回风兼运料巷。

该工作面可采走向长度500m，停采位置距东盘区皮带巷40m，详见工作面系统图。

二[换行]、工作面各主要生产系统：

1、通风系统：

新鲜风：

主斜井（付斜井）西皮带运输巷1211面正巷工作面乏风：

工作面西回风巷西回风绕道立井地面2、运煤系统：

工作面煤1211面皮带巷东皮带运输巷煤仓主斜井地面皮带煤场3、运料及行人系统：

地面副斜井西回风巷1211面付巷工作面4、供电系统及照明系统：

中央变电所西皮带运输巷1211面正（付）巷工作面5、洒水系统：

地面静压水池主斜井西皮带运输巷1211面正（付）巷工作面。

6、排水系统：

工作面1211付巷西回风巷井底水仓付斜井管道地面排水沟7、通讯系统：

地面调度室主斜井西皮带巷1211面正巷8、安全监控系统：

1211面回风巷1211面正巷口分站西皮带巷主斜井地面监控室通风、运煤、运料、行人系统示意图

第三章采煤方法及回采工艺第一节采煤方法一、采煤方法：

该工作面选用长壁垮落式采煤法，爆破落煤，人工装煤一次采全高，全部垮落法处理采空区顶板。

二、工作面设备配备：

工作面使用MZS—1.2型煤水电钻打眼，FMB—100型启爆器放炮，人工大簸箕装煤，SGB620/40T型刮板运输机运煤DZ—25型单体液压支柱支配合2.6米长π型钢梁支护采场，用两台MRB—800/200型乳化液泵交替供液，在正巷布置SGB620/40T型刮板运输机一部，搭接DSJ—80型皮带运输。

第二节：

回采工艺一、工艺流程：

打眼——装药、放炮——敲帮门顶——持联网——移π梁——打临时柱——清煤——打贴帮柱（同时回下临时柱）——移溜——支柱——移π梁二、各工序的施工工艺：

1、炮眼布置打眼采用MZS—1.2煤电钻为1.5米麻花钻杆。

全断面布置两排眼，呈三角形布置，顶板距顶板0.4m，炮眼与煤壁水平夹角80°

，仰角为3°

，炮眼深度[换行]1m，底眼俯角取18°

，距底板0.3m，（附炮眼布置图）2、装药、放炮爆破采用毫秒延时电雷管和煤矿安全乳化炸药、水泥炮，炮土充填，一次装药必须一次引爆。

炮眼装药量为：

顶眼0.2kg/眼，底眼装药0.3kg/眼。

（附爆破说明书）3、移π梁、打临时柱放完炮后，由三人配合及时移π梁，第对中移一根，在第一排中支一根支柱，地炮道内溜子边支一根临时支柱，具休要求：

①移π梁前严格执行敲邦问顶，并处理完伞檐和滑壁煤；

②支临时柱时要挖柱窝，支柱不允许支在浮煤上；

③π梁必须移至煤壁0.2m处。

4、装煤装煤时由两个人配合进行，一人在煤壁侧托大簸箕手把，一人在溜子另一边把叉子。

拉煤时，扶大簸箕人员把大簸箕放在煤堆上，并站稳后，把叉子的人员立即将叉子插到溜子的刮板上，使叉子带动钢丝绳牵引大簸箕往前移动，将煤装到大簸箕内。

当大簸箕达到溜子边后，扶大簸箕人员立即大簸箕提起，在钢丝绳牵引力和人力的协调作用下，将煤翻倒在溜子里，同时把叉子的人员要及时拔出再准备拉第二次，用大簸箕拉煤后，剩余的浮煤用小铁锹清理，装煤全过程必须在有经验的老工人专人观察顶板、煤帮的周围安全的情况下进行。

5、打贴帮柱、回临时柱、移溜清完煤后，在煤壁π梁下支贴帮柱，同时回出临时支柱（做为下一根π梁的贴帮柱）后方可移溜，每次推移0.8米，溜子弯曲段不得小于12米，相邻溜槽弯曲度不得大于3度，溜子要保持平、稳、直。

6、支柱溜子移过后紧靠溜子边在第一排前移π梁下进行支柱，支完柱后回出贴帮柱，做为下一根π梁的第一排道支柱。

7、移滞后梁（回柱放顶）当工作面支成三排支柱，支柱超过15米以上时，即可开始回柱放顶。

该工序必须有三人配合作业，首先必须清理好退路，然后由一人专门观察顶板，另外两人回柱，先回出末排道密集点柱，在第二排两组π梁间升起，做为新的密集点柱（密集柱必须戴帽，柱帽为60cm的小梁），回柱工再将待移π梁下的末排支柱回出，由第三人拉溜子边准备在移梁后支设，再放下待移梁下最后一根支柱，将梁前移至煤壁，将梁下支柱按合理迎山角度升紧升牢，保证接实顶板，确保初撑力达标。

第三节放顶工艺一、初次放顶步距确定初次放顶步距的计算公式：

Lmax=H×

C×

2F/P式中：

Lmax—直接顶初次垮落步距mH—直接顶冒落高度mC—直接顶分层影响系数，取C=1F—岩层抗拉强度，粉砂岩取14.7T/mP—单位面积上岩石截荷T/m2冒顶高度H=M/（K－1）式中M工作面采高K采空区矸石碎胀系数取1.3则H=2.2/（1.3－1）=3.14P=H×

DD—岩石容重取2.6T/m3P=H×

D=3.14×

2.6=8.17T/m2则Lmax=（3.14×

1×

2×

14）/8.17=11m由以上计算可知：

初次放顶距最大为11m，取初次放顶距为8m。

二、初次放顶工艺工作面从切眼煤壁起，工作面推进至11.4m时，顶板不冒落或冒高不够采高的1.5倍时（一般均冒落）沿工作面头尾打好放顶眼，进行强制放顶。

三、正规循环放顶投入生产后，工作面每干完一个循环，顶板不能及时垮落，悬顶面积超过2×

10m2时，要进行人工强制放顶，严禁继续生产。

第四节作业形式、循环作业图表劳动组织表、主要技术经济指标一、作业方式：

采用“三八”作业制生产，两采一准，二班检修，每天2个循环，日进度1.6m，每循环进度0.8m。

二、正规循环作业图表：

&

[换行]1207003采高M2.24循环产量T1935日循环次数个26循环进度M0.87日产量T3508回采率%989回采工效T/工5.9310可采期日34411火药消耗[换行]KG/万吨207212雷管消耗发/万吨829013乳化液消耗升/万吨35014油脂消耗升/万吨200第四章顶板管理一、支护规格选择：

依据工作面采高2.2m，选用DZ—25型单体液压支柱配合2.6m长π梁组成迈步对棚支护。

二、支护密度选择：

1、支护强度和支护密度的计算依据煤炭部颁发的《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》的要求，支护强度、支护密度计算如下：

支护强度PS=CK（39Hm+2.4L1－6.9N+134）式中，PS—支护强度Kn/m2CK—备用系数，取1.2—1.4Hm—采高，取2.2mL1—初次来压步距，取11mN—直接顶充填系数，取3.2PS=1.4（39×

2.2+2.4×

24.5－6.9×

3.2+134）=313（Kn/m2）支护密度：

G=PS（30×

9.8×

85%）=1.25（根/m2）式中：

PS——支护强度；

G——支护密度，根/m2；

30——支柱额定工作阻力；

85%——利用系数2、依据计算及我矿支护经验取排梁对距为0.75m，对中梁间距为0.25m，验算工作面的支护密度及支护强度。

G=（S/0.5×

5）÷

（S×

3.4）=1.58（根/m2）式中：

S——工作面长度；

3.4——最大控顶距；

支护强度：

PS=G×

30×

85%=1.58×

85%=394.84（Kn/m2）均大于工作面所需支护密度及支护强度。

三、各项规格的选定：

1、支护规格的选定根据工作面采高选用DZ—25单体液压支柱为主要支护材料。

2、支护密度的确定工作面采用迈步对棚支护形式，根据支护[换行]设计的计算，确定π梁对距为0.75m，对中间梁间距0.25m。

3、机道、排距及放顶步距确定工作面机道为1.0m，排距为1.2m，放顶步距为0.8m。

4、控顶距最大=炮道（1.0+0.8）+排道（1.2）+后悬0.4=3.4（m）最小控顶距=炮道（1.0）+排道（1.2）+后悬0.4=2.6（m）四、工作面支护说明：

1、基本支护本工作面基本支护为DZ—25单体液压支柱配合2.6m长的π梁组成迈步对棚支护，一梁两柱，二、三排道管理顶板，对距，每对中两梁两距，排距，末排每相邻两根正式支柱中间支打一根带帽（60cm的金属短梁）点柱，起切顶挡矸作用。

2、端头支护工作面端头采用四对八梁支护即用3.4m长π梁型钢梁，DZ—25单体液压支柱，错距0.6m，对间距0.25m迈步式前移，每对滞后一架π梁后，支设一根带帽点柱与末排相齐。

3、安全出口工作面采空区侧要留有0.6m宽的人行道，安全出口的高度不小于1.6m，宽度不小于0.6m。

4、超前支护工作面上下顺槽使用DZ—25型单体支护配合绞车接顶梁做超前支护，范围20米，前10m双排，后10m单排，前10米柱距0.5m，后10米柱距1.0m，且两巷超前支护随工作面向前推进，始终保持20m的范围。

第五章通风一、通风系统：

乏风：

二、工作面风量计算：

1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×

（1－η）×

Q瓦×

K式中：

——采面绝对瓦斯涌出量Q瓦=0.66mK——采面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取1.8H——采面瓦斯抽放率，不抽放取η=0Q采=100×

0.66×

1.8=119m3/min2、按采煤方法、面长、采高、温度计算Q采=200Kt×

Kh×

Km×

KeKh——采高系数取1.2Ke——面长系数取1Km——采煤方法系数取0.9Q采=200×

1.1×

1.2×

0.9=237.6m3/min3、按人数计算Q采=4×

N

式中：

N——采煤工作面同时工作的最多人数取46人。

4——每人应供给的最小风量Q采=4×

46=184m3/min4、采煤工作面最低风量规定炮采面（低瓦斯区域）配风量不低于300m3/min5、按采面允许风速进行验算Q采＜240×

S350＜240×

3=720m3/min因此确定工作面配风量350m3/min合理。

第六章安全技术措施第一节各主要工序[换行]安全措施一、打眼、放炮1、开工前必须详细检查工作地点的顶板情况，严格执行敲帮问顶和三位一体检查制度，发现有零皮活石伞岩马棚等情况必须认真处理，确认安全后可开工作业，处理顶板时必须用两米以上的长柄工具进行。

2、打眼工在使用电钻打眼时，要将电缆线悬挂好，打完眼后要将钻和电缆拉出工作面放在巷道内安全的地点，电缆要盘挂整齐，严禁使用溜子拉电钻和电缆。

3、打眼与装药平行作业时，安全距离不得小于20米。

4、放炮前后，一定要进行敲帮问顶制度，有倒柱及时扶起支好。

5、工作面放炮时必须在放炮段单体柱上挂旧皮带，以防损坏单体，放炮完毕，再将皮带取下。

6、放炮人员必须由专职爆破工担任。

7、不同厂家所生产的不同品种的电雷管，不得掺混使用。

8、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。

不得使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。

9、必须使用煤矿许用瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。

不得导爆管或普通爆索，严禁使用火雷管。

10、严禁在一个采煤工作面使用二台发爆器同时进行爆破。

11、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁、严禁乱扔、乱放。

12、爆炸材料箱必须放在顶板完好，避开机械、电器设备的地点。

爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

13、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥以外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的，可塑性松散材料制成的炮泥封实。

14、严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。

原封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。

严禁裸露爆破。

15、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等，如有危险情况，必须立即处理。

16、爆破作业必须执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮制”。

17、放炮母线的长度不小于70米，和大顶时放炮母线长度不小于150米且拐直角弯，其他人员躲里选取巷道顶板完整安全可靠的地点。

二、装煤工1、手先准备好大簸箕，并检查大簸箕是否完好，钢丝绳是否完好结实，钢丝绳是否断股，叉子与钢丝绳、钢丝绳与大簸箕之间的栓结是否牢固可靠，叉子是否结实，叉子头与把子结合是否牢固等等，有问题及时处理，保证好用。

2、检查需要拉煤地点顶板、煤壁、支架情况、并及时处理安全隐患，如伞檐、浮矸等，在顶板不好有冒顶、片帮危险的地方必须支打贴帮柱。

3、往刮板插叉子时，必须将叉子头的弯头背后刮板，防止刮板将叉子夹住。

4、把叉子人员必须时刻注意扶簸箕人员的口令和行动，思想要集中，要用劲抓住叉子，防止跑叉伤人，遇有特殊情况叉子脱离不开刮板时，应及时发出停溜信号。

5、用大簸箕拉工业区和小铁锹清煤时必须有专人观察顶板，清煤前要严格执行敲帮问顶[换行]制度。

6、煤帮放炮后如顶板破碎或遇构造情况下，在煤帮必须支打贴帮柱，每0.75米一根带0.6米小梁的支柱，并支在实底上，移溜时采取边替边支的办法。

7、煤壁伞檐长度超过1米时，突出部分不得超过200米，长度不足1米时，突出部分不得超过250mm。

8、放完炮移过π梁后要及使支打临地支柱，初撑力必须达标，π梁接顶要接实，柱子要支在实底上。

三、移溜工1、清煤距离超过15米后即可边回临时支柱边移溜。

2、移溜时必须先移机头或机尾，然后按顺序朝一个方向移溜，严禁从两头往中间顶溜子和从中间往两头顶溜子。

3、移溜时要观察前后溜槽的连接情况，防止脱节。

溜子最小弯曲段不得小于23米。

移中部槽时，禁止停溜，因故停溜时应停止移溜，等溜子开动后再移。

四、支回柱工1、支柱时严格按照本规程的支护参数要求支设，柱子支成一条直线。

2、支柱必须支在底上，严禁支在浮煤、浮矸上底版松软时，支柱钻底时大于100mm时支柱必须穿铁鞋。

3、支柱迎山有力，三用阀口朝向采空区，手把朝向工作面溜头，必须升紧升牢，保证支柱的初撑力达到11.5Mpa。

4、确保梁柱数量达到规定，发现缺柱、坏柱或空载支柱时必须补上或更换，严禁超高使用支柱。

5、回采过程中严禁出现倒柱，发现后必须及时扶起、支好。

6、工作底软时柱子必须穿鞋。

7、支柱要成一条直线，柱距偏差不大于100mm，排距偏差不大于100mm。

8、工作面支柱必须上防倒链，防止倒柱伤人。

9、回柱时，必须保证两人配合作业，一人负责观察顶板，一人具体操作。

10、回柱时人员必须站在高处安全地点、且遵守自下面上由里向外的原则，禁止从两头往中间放顶。

回柱时，回柱人员要脚底站实，手要扶稳，必要时采用长卸载手把放柱。

11、回出的支柱必须及时支打在前一排所为新的密集挡矸点柱。

12、遇有“死柱”时必须用刨底的方法慢慢取出，禁止用机械硬拉或用锤打炮崩。

13、遇顶板压力较大，破碎严重以及有其它险情时，可先停止放顶等顶板稳定，险情排除后方可继续回柱。

五、各种运转工1、司机必须经过培训，并取得合格证者担任，并持证上岗。

2、工作时，必须严格按《操作规程》作业，做到精力集中。

3、溜子、皮带启动时，应先点动2—3次，确认无问题时，才能正常运转，启动困难时不得强行户动。

六、开泵工1、开泵工，司机必须在泵的周围观察泵的运转情况，不得擅自离开工作岗位。

2、泵站压力必须达到18MPQ以上，乳化液配比深度达到2—3%。

3、乳化液泵的开停必须按机电操作规程第1、2、3、8、10、13条执行。

七、其它措施1、每班接班前后必须细致地用半小时进行三位一体的检查，发现问题及时处理。

2、每个入井人员必须按保安规程第十条执行。

3、巷道净高不低于1.8米，两安全出口高度不低于1.6米，保证其畅通。

4、工作面支柱，两顺槽超前支柱应用分承载支护，备用单体柱必须有10%，所有设备整齐地码放在顺槽，并有标志牌。

5、巷道无积水，积水不得超过10米×

0.1米。

6、工作面保持三直一平两畅通，不得留伞檐，伞檐长度超过1米时，其最大突出部分不超过20cm，伞檐长度在1米以下时，其最大突出部分不超过25cm。

[换行]7、工作面内任何人不允许在机道内休息、行走。

8、工作面支护保质、保量、达到两个百分之百，控制顶板不出现台阶下沉。

9、坚持开展对工作面工程质量和顶板管理及规程兑现的班评估工作，班班验收员对本班工程，顶板管理验收记录，上场后评估汇总最后经过长审阅批示，下班按规程要求进行施工。

10、防尘措施按《煤矿安全规程》第154条执行，各类司机必须做到有水开机，无水停机。

11、各类司机上岗必须携带合格证，否则不准操作。

12、在处理漏顶时，要指定一名有经验的老工人专门负责顶板变化情况，并有队领导亲自指挥。

13、行人跨越输送机机尾要加盖板，皮带设过人桥。

14、两巷清理干净、无浮煤，浮矸及其它杂物。

15、工作面支柱完好，不漏液，不自动卸载，地外观缺损，达不到此要求的支柱全工作面不超过3根。

16、电缆吊挂，管子铺设符合规定。

17、工作面所有电气设备，机械设备达到完好标准。

18、在开采过程中，若遇顶板周围来压和初次来压时，要进行变通支护，用堆柱控制顶板，一根带帽，两根孤头，堆距为0.75米。

19、各类司机在开机前一定要观察附近顶板情况，发现问题处理后，再开始工作。

20、在井下严禁用木板或其它可燃性材料搭设临时性操作间，休息室。

21、严禁电焊工作，如必须焊接需制定专项安全措施，经矿总工程师批准方可实施。

22、皮带巷必须配备2只以上灭火器。

23、井下严禁存放汽油，煤油和变压器油，使用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须放在有盖的铁箱内并由专人定期送到地面。

24、严禁将烟、火等易燃爆品带到井下。

25、损坏失效的单体柱，换下的机电设备，配件及时出场。

26、替换的单体柱在巷内升起，并堆放整齐，严禁放倒堆放。

27、工作面上下隅角悬板人工强制放下，以防瓦斯积聚。

28、上下出口的行走路线，工会人员，绕过溜头从上顺槽上帮走，下顺槽应从溜尾绕过，从下顺槽下帮走。

29、对工作面的单体支柱的支护质量，阻力检测，由矿压组用巡回检查仪对顶板实行班班监测。

30、在同一采煤工作面内，不得使用不同类型和不同性能的支柱。

31、单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90KN，柱径为80mm的不得小于60KN。

32、本规程未提到的事项严格执行《煤矿安全规程》和《操作规程。

》第二节防止瓦斯等有害气体措施1、工作面风速，风量达到规定要求以防瓦斯积聚。

2、通风设施[换行]完好，不漏风，风门保持关闭状态，防止发生风流短路。

3、禁止和杜绝一切火源，严格管理和控制在生产中可能发生的火花，防止产生或限制其引燃瓦斯的能力。

4、工作面瓦斯浓度不超过1.0%或二氧化碳浓度不超过1.5%，否则停止作业。

5、工作人员必须随身配带自救器，并学会使用。

6、工作人员要听从瓦检员的指挥，所有入井人员必须严格按《煤矿安全规程》第133—150条规定执行。

7、如果瓦斯一旦超限，必须停止作业撤出人员，待瓦斯浓度符合规定方可进放工作面。

8、加强放炮管理制度，严格执行“一炮三检”制。

第三节防火措施1、两顺槽巷安装防灭火水管，在皮带头备有两只以上的灭火器。

2、管理好本工作面的机电设备，消灭明火作业，皮带使用阻燃皮带。

3、管理好本工作面的易燃品，严禁乱扔乱放。

4、防止高温热源的产生和可燃物的大量堆积。

5、严禁使用可燃性材料搭设临时性操作间，休息室。

6、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质，灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速报告矿调度室，矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按火灾预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

7、矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火，电气设备着火时，应首先切断其电源，在切断电

源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

8、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯，一氧化炭煤尘和其它有害气体和风向和风量的变化，还必须采取防止瓦斯煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

第四节防尘措施1、坚持煤层注水，煤层注水后，煤的水分不少于10%。

2、上下顺槽50米内安装水幕，60—200米内安装隔爆水袋。

3、每旬定期冲洗一次巷道、巷道积尘不超过规定要求。

4、各运煤点转点要安装洒水装置，做到开机开水停机停水，做到运煤洒水一体化。

第五节防止煤层自然措施1、减少浮煤堆积。

2、回采时不留顶留底。

3、消灭高温热源。

4、利用全部垮落法管理采空区顶板，减少向古塘供风。

5、开展自然火灾的预报工作。

6、工作面采完后不超过一个月密闭。

第六节防水措施1、在两顺槽巷配备水泵及排水管路。

2、做好水情观察，及时采取措施，防止水灾发生。

3、当工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气，水顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或陌生裂隙出现渗水，水色发浑，有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施立即调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。

4、煤层顶板有含水层和水体存在时，应当观察，发育程度，当导水裂隙带范围内的含水层或老空积水影响[换行]安全开采时，必须并建立排水系统。

第七节提高煤质措施1、工作面塌落矸石及时检查，以防混在煤中拉出。

2、机道上方的伪顶，零皮塌落，严禁开溜，待清理后方可开工。

3、工作面原煤含矸率控制在意3%以下。

4、停机停水，防止分超限。

第七章避灾路线井下灾变千变万化，应根据灾变性质和自己所处位置，选择最佳避灾路线，现假设回采工作面发生水灾、火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸进行说明：

1、假设发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸，正常通风时避灾路线：

1211工作面1211面正巷东皮带巷主（副）斜井地面反风时避灾路线：

1211工作面1211面付巷东回风巷东回风绕道回立井地面2、水灾时：

1211工作面东皮带巷主（副）斜井地面避灾路线图