11206工作面作业规程12.21改.doc

保存单位：_编 号：_大槐树煤矿工作面作业规程作业地点：作业内容： 施工单位： 队 长：技术负责： 编 制：编制日期： 2007年 11 月分局审查意见：2007年 月 日_煤矿作业规程，安全技术措施会审单煤矿会审意见：_会审单位签字会审日期技术负责人生产协调部门机电运输采掘工程地质测量通风技术员安 监 科井（队）长矿 长安全副矿长技术副矿长第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系 表一工作面简 介11206工作面位于一号平硐，C2煤一采区下水平。高程20162009水平标高。根据煤矿实际，由于煤矿前期布置顺序不合理的原因，11206工作面采用沿倾向后退式回采。相邻区情 况11206工作面上部溜煤眼以西为采空区，下部以采区边界为界。工作面走向长70m，以煤矿矿区边界（东、西）及下山运输巷为界。上下煤层关系：上部C2煤11204工作面已结束，现在留下沿着倾向煤柱，准备布置倾向工作面开采，工作面编号为11206回采工作面。11206倾向以东为采空区。地面情况11206工作面，地面属荒山荒地，没有重要设施及建筑物。工作面排 水工作面涌水不大，自流到水仓，由水机送至运输大巷，自流到地面沉淀池。煤层涌水量不大，主要是断层水和裂隙水。地 面标 高地面标高2200m，与工作面垂直距离平均厚度为85m。煤层柱图煤厚：1.75米顶板C2煤层顶底板均属黑色粉砂岩底板煤 质优质无烟煤工业牌号C2煤岩层类型顶板黑色粉砂岩底板黑色粉砂岩瓦斯与煤 层根据地质资料和实际开采揭露，煤层含瓦斯不高，属低沼气煤层。煤层本身不具备爆炸性的自燃倾向性，采煤不受威胁。煤尘：根据地质资料提供，采27件煤尘爆炸试验，结果逆向火焰长度为零，均无爆炸危险。构 造根据地质资料和实际开采揭露，构造属简单构造。顶底板块都较为完整，不影响掘进和工作面布置。说 明11206工作面摩擦支柱支柱采煤，煤层构造简单，易管理。走向长70米，倾向长125m。第二节 地质煤层赋存情况（附表） 一 煤层情况表 表二煤层厚度1.76m煤层结构夹矸1层，厚度0.04m煤层倾角6.5开采煤层C2煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述C2煤层为矿区第一个可采区，平均厚度1.76m；两极值为1.254.66m。以1.52.0m为主，该煤层属单一结构，一般无夹矸，少部分一层夹矸，夹矸平均厚度0.04m，含矸点为4.8%。 一 煤层顶底板情况表 表三顶底板名称岩石名称厚度（m）特征老顶粉砂岩4 顶板岩层坚硬，伪顶除含粉砂岩外夹少量錂铁矿，呈片状，厚0.2m，底板0.2m左右粉砂岩微软，老底粉砂岩坚硬。直接顶粉砂岩3伪顶粉砂岩0.2直接底粉砂岩1老底粉砂岩5附：工作面地层综合柱状图煤厚2m顶板底板第三节 地质构造与水文地质一、断层情况及对回采的影响断层情况表 表四断层名称走向倾角倾向性质落差对回采的影响无断层无二、水文地质 靠工作面回风巷2005年采空区内有一涌水点；雨季涌水稍大，旱季无水，对工作面推进无大的影响，平常涌水可自流出井。第四节 储量及服务年限一、储量 工业储量2.5万吨 可采储量2.03万吨二、工作面服务年限 工作面的服务年限按日推进2m计算：=125m走向长度2=62天（2个月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置采用壁式采煤法采煤，摩擦式金属支架支护，全部跨落法管理顶板（附：工作面及巷道布置图）第二节 采煤工艺一、采煤工艺根据该采面回风巷揭露煤层情况，采高平均2m，不留顶底煤。回采工艺：打眼装药放炮出煤支回柱。打眼工具：采用RN12型煤电钻打眼。爆破：使用不低于三级的煤矿专用炸药；15段毫秒延期电雷管；MFB100型放炮器。回支柱：采用单体液压支柱，铰接顶梁支护，回柱器回柱。出煤：在工作面下顺槽用刮板机运煤至皮带机上山，再由皮带机运煤至溜煤眼，矿车在溜煤眼装车运输出井。正规循环生产能力的计算：W=LShVC =7011.761.480% =137.984T/班式中：W工作面循环生产能力（T） V工作面平均长度（m） S工作面循环进尺（m） H工作面设计采高（m） R煤的容量 C回采率（%）二、采煤方法，采用爆破落煤法（附：工作面炮眼布置图）5003000煤层底板煤层顶板炮 眼 布 置 图500760剖 面11202溜子巷11202回风巷煤层底板煤层顶板11001315100013151000100015003000顶 眼1000底眼顶眼煤层底板煤层顶板剖 面底 眼8080第三节 设备配备（附：工作面设备布置图）第三章 顶板管理第一节 支护设计采用类比法进行设计： 1、参考本煤矿或相邻煤矿同层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数（附表六）2、合理支护强度的计算： 采用经验公式计算 Pt=89.81hr =89.811.762.5 345.312KN/m2 式中：Pt工作面合理的支护强度； h采高m； r顶板岩石容量（t/ m3）一般可取2.5； 经计算，选取上述两项中400.12 KN/m2为工作面合理支护强度。3、支柱实际支撑力计算Rt=KgK2KnKaR =0.990.950.90.951.0157 =126.248式中：Rt支柱实际支撑能力KN； K支柱阻力影响系数； R支柱额定支撑力；4、工作面合理的支护密度计算 ： n= Pt/ Rt =400.12/126.248 =3.169根/ m25、根据合理的支护密度，确定排距为1m，柱距0.6,加强支护力度。6、工作面最大控顶距4m，最小控顶距3m。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式 正常工作时期，共四排支护，排距1m，柱距0.6m，采空区侧支护柱距0.3m，每6m留0.8m宽安全门，斜撑一梁三柱，超前支护前10m双，后10m单。二、正常工作时期特殊支护形式： 正常工作时期，上下出口煤壁支撑，顶板不易垮落，悬顶现象突出，要求上下出口备架设木垛1个，保证出口安全。三、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离 我矿采用二班采煤，一班准备作业，准备时间内回柱放顶。回柱时除与刮板运输机检修平行作业外，无其它作业程序与回柱放顶同时进行，平行作业的安全距离为70米。四、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理 工作面在来压及停采前；支护作调整加密，采空区侧柱加密根/20公分；斜撑一柱一根，工作面人行、机运、炮道支护调整柱距50公分1棵，工作面支护区最大控顶距范围内，从工作面下出口至上出口，每隔10m架设木垛1个。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、回采断层地段上下范围的支护：在开工前应全面检查顶板情况，打好断层面的斜支撑柱；确保断层顶板稳定，破碎时用木板接严。 2、断层、破碎上下范围必须加密支柱、背板。断层面打斜撑密柱，防止采高过大。 3、断层处高度不得高过1m,不够高度时破底，确保断层处安全畅通，满足通风行人和出采的空间要求。 4、坡度增大时，必须踩好踏板。 5、支柱迎山有力，严格支设退山柱。 6、老塘充填不饱满时，必须保持双排密柱支护，每隔一柱打好一垛柱。 （三）壁式工作面初次放顶管理 （四）工作面过老巷时的处理措施 1、工作面推进过程中：在距老巷20米范围时必须排出老巷内的有害气体然后进行巷道修复，提前在老巷内架设2排支护（支护规格柱距0.6m，排距1m）并将旧巷内矸石清理干净。在工作面距旧巷48m时，要加密支护并在上下出口工作面最大空顶距离内每10米加设密柱1个。 2、当旧巷顶板破碎，压力大，平行推过有困难时，则采用斜交通过的方法。 3、炮采工作面落煤时，应尽可能放小炮或震动炮，减轻对顶板的破坏。放炮前要在旧巷道设置警戒线，撤出在旧巷工作的全部人员。 4、炮采工作面要透旧巷时，应停止放炮，改用手镐落煤，提前控制顶板。 5、工作面推至老巷后，原有工作面支护必须与老巷内支护进行加密，加快推进速度，边采边支护，尽量减少空顶时间和空顶距离，防止冒顶。 6、当工作面推进距老巷20米时，安全人员必须进入老巷检查，如老巷内有顶板破碎严重，空顶过高，断面过宽无法进行支护和过巷等情况，必须搬迁工作面，严禁违章作业。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面运输顺槽的顶板管理 1、超前支护，采用单体液压支柱支护及1m铰接钢梁，顺工作面煤壁处前10m采用双排，煤壁两帮各1排，后10m采用单排支护，顶梁必须铰接严实。 2、运输顺槽至留煤眼、回风巷距工作面20米外，采用12公分坑木，一梁三柱顶柱，靠巷左右帮各一排支护整条顺槽、回风巷。二、工作面安全出口的管理 支护形式：工作面上下出口各架设木垛1个，采用前10m双，后10m单，单体液压柱支护，要求顶梁铰接严实。 附图六.工作面支护平、剖面图 第四节 矿压观测一、 矿压观测内容（同表六） 1、由采煤队、值班安全员、煤矿技术员负责观测。 2、每班观测1次。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及装运方式 工作面刮板机下顺槽刮板机皮带机溜煤眼矿车装车主平硐地面煤场 （附运输系统图）第二节 “一防三通”与监控系统一、通风系统(一)风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q=100qK =1001.222.0 =244m3/min 式中：Q工作面实际需要风量m3/min； 100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值； q工作面瓦斯绝对涌出量m3/min； K工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数；炮采工作面K可取1.42.02、按工作面温度计算 Q=60VS =600.56.16 =184.8 m3/min式中：V工作面平均风速（从气温条件与风速对应表中查得） S工作面得平均断面（最大、最小控顶断面积平均值）3、按工作面每班工作最多人数计算 Q=4N=422=88 m3/min 式中：4每人每分钟需风量m3/min； N工作面同时工作最多人数。4、按风速验算 按最低风速验算，工作面得最小风量 Q=15S=156.16=92.4 m3/min按最高风速验算，工作面最大风量 Q240S=2406.16=1478.4 m3/min5、根据上述计算，确定工作面实际风量为280 m3/min。(二)通风路线(附通风系统图)甲烷传感器风速传感器二、瓦斯防治（一）瓦斯检查 1、每班必须检查进风巷、工作面采空区、煤壁、工作面上隅角、工作面回风巷瓦斯。 2、放炮作业严格执行“一炮四检”即打眼前、装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯。 3、以上各点每班检查不得低于3次。（二）瓦斯监测 1、工作点上隅角每班甲烷报警仪一台。 2、工作面回风巷安设瓦斯监控系统探头1台。（三）防尘系统 （附排水、防尘、消防管路系统图）第三节 供电系统（附供电系统图）配电室第四节 通讯系统（附通讯系统图）线路来自地面监控室长度1200m线路电话第五章 安全技术措施一、 安全制度 1、交接班制度 认真开好班前会，其内容包括：上班完成工作量，需交班处理的存在问题，下一班的生产、质量、安全等内容的布置。记录员认真做好记录备查。 工作面严格执行现场交接班，班长和跟班队长对进回风巷20米范围内的支架、工作面的特殊支护、安全设施、顶板状况、煤壁情况，残瞎炮处理、使用设备等进行现场交代清楚，接班后必须先处理上一班遗留的问题，方能进行本班工作。同时特殊工种也必须执行现场交接班制度。 2、敲帮问顶制度 每班开工前，班长和跟班队长必须先组织人员对工作面进行一次仔细检查，发现问题及时处理，同时，在整个工作过程中，工作面所以工作人员都必须进行“敲帮问顶”工作，随时观察工作点周围的安全状况，发现隐患及时处理。 3、工程质量验收制度 各班的工程质量由连队专职验收员配合当班班长或跟班队长在现场进行，验收时，必须按质量标准进行，凡经验收不合格的项目，必须现场整改，不得拖延。严格执行工作面“三直一平两畅通”。 4、安全出口及巷道管理制度 工作面的回风巷小眼等20米范围内由采煤队进行维护和修理，工作面随时保持两个以上的安全出口，其断面不得小于毛洞措施中的规定，工作面上下出口超前支护为前10米双排支护，后10米单排支护。 5、机电设备的维护和保养制度 该采面所使用的机电设备，每天电工必须巡回检查，进行维护和保养，使用过程中，若出现问题，必须立即进行处理。 6、瓦斯煤尘管理制度 回风巷各转载点、放煤眼口实行喷雾洒水，回风巷设一道洒水设施，通风队每周清扫一次粉尘，瓦检员对开关附近20米范围内工作面上隅角，回风风流中的瓦斯进行检查，认真填写瓦斯牌板，瓦斯达到1%及以上时及时汇报处理。 7、放炮及瓦斯检查制度1、放炮员必须熟悉爆破器材性能。电雷管由放炮员亲自运送到工作地点，炸药由放炮员或在放炮员的监护下，由熟悉有关规定的人员运送，雷管装入雷管箱并上锁，炸药装在背箩下运送，领取雷管后直接送到工作点，严禁途中逗留，乘坐人车时，严禁同其他人员同乘一辆车。2、装配引药时，必须在顶板完好，支架完整，远离导电物体且无淋水的地点进行。严禁在炸药箱上装配引药，电雷管只允许从药卷的顶部插入，不得使用电雷管代替竹木棍扎眼。三、装药时，需将炮眼内煤粉排净，然后用木质炮棍将药卷轻轻推入眼底，之后再水炮泥和黄泥，黄泥必须填满，未放炮前，雷管引脚必须扭结成短路，盘在眼口。四、放炮前，由班长派人在距放炮点100米外的安全地点设警戒，撤出炮区内所有人员，联线后，放炮员必须大喊“放炮啦”待5秒后方能起爆，放完炮后，将放炮母线扭结成短路，放炮母线长度不得少于50米，警戒的布置和撤除由当班班长亲自负责。五、放炮前，必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放”放炮制度。存在下列情况时，严禁放炮： 工作面空顶距超过规定时；放炮地点范围内风流中瓦斯浓度答1%以上时；放炮地点20米内阻塞巷道断面1/3以上时，或工作面下口堵塞1/3以上断面时。六、瞎炮处理方法：在距离瞎炮0.3米外打一与瞎炮平行的新炮眼，重新装药起爆，严禁掏挖或硬拽，装药放炮必须当班完成，装好的药当班无法放炮时，必须时当班放炮员与下一班放炮员在现场交代清楚。七、瓦检员对开关附近20米范围内，放炮地点20米范围内风流中的瓦斯浓度进行检查，当瓦斯浓度达到1%时，严禁装药放炮，瓦斯浓度达到1.%时，不许停止作业，撤出人员，切断电源，采取措施，进行处理，并及时报告调度。二、技术措施1、打眼（1）打眼前必须先检查打眼工具是否完好，出现问题及时处理。（2）打眼工必须熟悉炮眼布置图，并根据现场情况合理布置炮眼。（3）顶帮活矸浮石必须先处理，且打眼上方3米处需设一道不低于2/3煤层厚度的护身板，并随之移动。（4）炮眼口应避开支柱，炮眼底不得穿入煤层的顶底板岩石中。（5）打完眼后，将电炮钻拉到回风巷或溜子道，且之护完好的地方，并将电缆悬挂好，切断电钻电源。（6）下列情况停止打眼，并汇报有关部门： 工作面回风风流中瓦斯浓度达到1%时；工作面局部顶板来压、片帮严重时；控顶距超过规定；缺柱、倒柱没有处理好；回风巷有堵塞现象。 2、装药、放炮（1） 必须正向起爆，一次装药，一次起爆，打眼与装药的距离大过30米。（2） 放炮前，必须等待回风巷有空车，方能放炮。（3） 放炮崩倒的柱子，必须及时补齐。（4） 放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带。 3、出煤（1） 放煤时，由外向里，煤未放完，人员不得进入工作面。同时，禁止工作面放炮。（2） 若工作面出项堵塞时，处理者上方拦一道封顶档板，并加固好作业点周围的支护，一人观察，另一人处理。（3） 回风巷内严禁有浮煤堆积现象。4、支柱（1） 放炮前，需将支护材料运至工作点存放好，放炮后，立即进行支护，以防悬顶时间过长而造成垮顶事故。（2） 工作面每隔10米设一道0.8米高的栏板，以防滚矸伤人。（3） 带板人员与补柱人员相距不少于8米，并随时设栏板护身。（4） 缺柱、断柱必须当班补齐，支柱严禁打在浮煤矸石上，支柱下方不得站人。（5） 回风巷必须保持一个班的备用料。（6） 顶底板破碎时，必须放2米炮，支2米柱，顶上用背板背顶，底上用半圆木垫底。（7） 物料必须拿稳，互相关照、不得乱冲乱放。（8） 支护质量要求：排距1m，柱距60cm，支柱成直线，偏差10cm，大板只能对接，不得搭接，煤壁直，伞檐小于20cm，不得任意留顶煤和底煤，炮道不大于30cm。 5、工作面特殊支护（1） 工作面按“五七”排控顶，布置密柱，密柱必须带冒，密柱净空不大于15cm，从下往上，每隔6米留一道宽为0.8m的安全门，回柱道安全门时，应先补柱，封好安全门。（2） 工作面设木垛2个，工作面上煤帮、下出口各设一个，若压力比较大，可增加木垛数量，严禁撤老木垛支新木垛。（3） 木垛成矩形布置，四脚必须生根，生根柱深不少于15cm，木垛吃劲有力，严禁用大板或背板塔设木垛。（4） 工作面每隔5米打一丛柱。 6、回柱（1） 柱器支设在距回柱地点810m的地方，使用前必须检查绞车的稳柱、钢缆绳确保使用安全。（2） 滑轮柱直径不小于24cm，且顶底必须插入岩石15cm以上。（3） 残采面上口设一棵直径不小于24cm的滑轮柱，且顶底插入岩石15cm以上。（4） 绞车司机前方设一道半封闭的栏板，绞车运行时，绳道两边不得站人，绞车司机必须集中精力，做道“信号不清不开车”。（5） 拉绳人员必须先看清绳道，以防产生崩柱现象。（6） 回柱前，班长和跟班人员必须先对工作面进行一次全面检查，只有密柱、木垛、全部打好，无缺柱、断柱的情况下，方能走钩回柱。（7） 回柱顺序，由下往上，由老塘到煤帮。（8） 拴柱时，每次只能拴23棵，严禁拉大网。（9） 栓柱人员拴好柱后，人员必须撤到回风巷，方能打点动钩拉柱，柱子拉倒后，拴柱人员需待顶板全部垮落稳定，并在有专人照看的前提下，方能拴柱。（10） 捡出的支柱，靠预备密柱一侧摆放整齐，不得影响行人。（11） 回柱前，会风巷靠煤帮5米之外必须设置警戒，禁止人员进入工作面，回柱点下方严禁站人。（12） 回柱过程中，工作面下口必须保持畅通。（13） 回柱时，必须先用电铃联系，严禁喊话联系。 7、上煤帮和下超前出口管理（1） 工作面下出口必须保持2个出口。（2） 回风巷20米内属采煤队维护，其高度不得小于1.6米，在10米范围内进行双排过河支护。（3） 为确保下出口的畅通，以回风巷煤帮前每隔6米采掘一超前毛垌贯通超前板处。 8、提高煤质措施（1） 提高采面操作质量，加强顶板管理，避免冲矸，冒顶现象发生。（2） 必须合理布置炮眼，严格控制装药量，特别时断层和破碎带，应采用手镐或放震动炮落煤。（3） 工作面的矸石应捡出，丢入老塘。（4） 工作面的密柱按规定设置，缺柱、断柱补齐。（5） 浮煤班所出浮煤，若矸石较多，应分装当杂煤运出。 9、其它（1）上煤帮必须打上贴帮柱，并背好煤帮，以防发生片 帮现象。（2）若局部地段压力较大，则在工作面每隔4米设一丛柱，以增强工作面支护强度。第六章 灾害预防及避灾路线一、顶板预防 1、支护时必须由里向外进行支护，空帮空顶应及时进行接实和背严。 2、特殊情况下采用特殊支护或采用特殊支护材料，发生断梁折柱时应及时更换新支护材料，确保安全。 3、严格执行敲帮问顶制度，作业规程及操作规程的要求，支架质量及支护形式要达到要求。 4、炮眼布置及装药量要合理，以防放炮崩道支架造成顶板跨落，必要时加密支柱的密度。二、水灾防治 1、主要注意地表水、裂隙水、地下水和老巷水，要特别注意矿井透水前的主要预兆。 2、掌握水文地质情况，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。 3、做好井下防水、排水、探放水、截水、注浆堵水等工作，若出现透水前预兆，应立即采取措施，发出警报，撤出所有作业人员。三、瓦斯及有害气体防