6202作业规程新.docx
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6202作业规程新
目 录
第一章工程概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板1
第四节地质构造1
第五节水文地质1
第六节影响回采的其它因素2
第七节储量及服务年限2
第八节编制作业规程的依据2
第二章采煤方法3
第一节巷道布置3
第二节采煤工艺3
第三节设备配置6
第三章顶板控制7
第一节支护设计7
第二节工作面顶板控制9
第三节运输巷、回风巷及两端头顶板控制10
第四节矿压观测11
第四章生产系统12
第一节运输12
第二节“一通三防”和安全监控13
第三节排水系统16
第四节供电系统16
第五节通信照明16
第六节供风、供水、供液系统16
第七节下料系统17
第五章劳动组织及主要技术经济指标表17
第一节劳动组织17
第二节支护材料消耗18
第三节主要技术经济指标19
第六章煤质管理19
第七章安全技术措施20
第一节一般规定20
第二节顶板21
第三节防治水25
第四节爆破25
第五节“一通三防”及安全监控27
第六节运输管理29
第七节机电设备管理30
第八章灾害应急措施及避灾路线40
第一章工程概况
第一节工作面位置及井上下关系
6201、6202工作面所采煤层为10号煤层，位于1370水平，二盘区。
切眼位置、坐标，方向等具体情况见附图：
6201、6202工作面回采地质说明书。
第二节煤层
6201、6202工作面设计开采的煤层为10号煤层，该工作面范围内煤层厚度在1.2～2.0m之间，平均厚度1.4m；中间夹矸两层，厚度分别为0.4m与0.4m；煤层结构为0.2（0.4）0.4（0.4）0.6。
第三节煤层顶底板
煤层及顶底板情况见煤层综合柱状图。
第四节地质构造
工作面范围内，煤层单斜构造，倾向SE，倾角2°～6°；工作面内四条断层，对工作面影响较小。
F1倾向30°，倾角70°，为正断层，落差0.8m，发育在工作面回采中上段，对工作面影响较小，预计影响范围为5m；
F2倾向45°，倾角30°，为逆断层，落差2m，发育在工作面回采前段，对工作面有一定影响，预计影响范围为10m；
F3倾向65°，倾角28°，为正断层，落差0.8m，发育在工作面回采起始地点、6201切眼中段，对工作面有较小影响，预计影响范围为5m；
F4倾向45°，倾角60°，为正断层，落差1.5m，发育在工作面回采起始地点，对工作面有一定影响，对煤质有较大影响，预计影响范围为10m；
第五节水文地质
10号煤层属于二叠系龙潭组，埋深130～150m，上覆岩层中长兴组灰岩溶裂隙水及顶板砂岩含水层为工作面主要用水水源，涌水量在22.3～35.5m3/h。
第六节影响回采的其它因素
据《贵州省大方县五凤二矿勘探设计》提供：
6201、6202工作面10号煤煤层吨煤瓦斯含量最高为28.34ml/g·可燃质；正常情况下，根据掘进期间瓦斯涌出量计算：
绝对涌出量在3.06m³/min之间。
本煤层无爆炸危险性，不易自燃，地温一般达20℃左右。
第七节储量及服务年限
一、储量
地质储量：
11.3万t；
可采储量：
本工作面为炮采，中厚煤层，回采率为95%，10.7万t；
二、工作面服务年限
工作面服务年限=工作面可推进长度÷月设计推进长度=265.9m÷（1×1.2×30）=7个月。
第八节编制作业规程的依据
1、依据国家安全生产监督管理局及国家煤矿安全监察局发布的《煤矿安全规程》2009年版；
2、煤炭出版社颁布的《煤矿工人技术操作规程》（96版）；
3、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》执行说明；
4、6201、6202工作面回采地质说明书，详见附图1；
5、其它相关法律法规。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
本工作面采用倾向长壁布置，回风巷、运输巷、切眼皆沿顶板掘进，回风巷、运输巷采用锚网支护，6201切眼采用架棚支护，6202切眼采用锚网支护。
切眼垂直于两顺槽，支护形式为2.5m单体液压支柱配合∏型梁支护。
回风巷，运输巷沿南北向布置，采用锚网支护，6201运输顺槽高2.2m、宽3.4m，6201回风顺槽、6202运输顺槽高2.2m、宽2.8m。
巷道布置详见附图2。
第二节采煤工艺
一、回采工艺流程
打眼→装药、连线→放炮→移主梁、出煤→清扫浮煤→移溜→移副梁、放顶→下柱鞋、打中心柱。
6201、6202工作面交替进行，一个工作面移溜、放顶，完成支护后，另一工作面装药放炮。
两工作面采面最大间距为1.2m。
二、采高控制与循环进度
工作面跟顶回采，正常回采期间，采高控制在1.6~2.0米之间，平均采高1.8m，当煤层厚度大于2.0m时，留底沿顶回采，严禁单体柱超高使用。
当煤层厚度小于1.6m时破底留顶。
循环进尺为1.2m。
三、落煤
1、落煤方式：
根据切眼煤体状态及顶板特征，决定采用放炮与手镐落煤相结合，在顶板完好情况下爆破落煤，在顶板破碎时采用手镐落煤。
2、炮眼布置：
炮眼布置采用五花眼布置，分段爆破为了避免崩翻输送机，底眼应高出底板约0.3ｍ。
为增强爆破效果，在水平方向上炮眼与工作面的交角为70°。
顶眼在竖直方向上上挑10°，底眼向下倾10°。
每个炮眼长度不低于1.4m，封泥长度不小于0.5ｍ。
打眼装药可根据地质变化进行调整,随时补充措施。
3、装药方式：
正向装药，每眼装药后再装一节黄泥接着装两节水炮泥，剩余部分充填黄泥。
详见炮眼装药结构示意图。
炮眼间距0.8m，即每段爆破距离为0.8m，6201工作面长121m，共151段，6202工作面110m，共138段，每段使用雷管3个，合计867个；每段使装填炸药1.2kg，共346.8kg。
爆破说明表（表1）
炮眼
名称
炮眼个数（个）
雷管个数（个）
炮眼长度（米）
装药量
倾角
爆破顺序
联线
方式
卷
眼
总计
kg
水平
垂直
顶眼
289
289
1.4
1
57.8
70°
10°
按段数顺序启爆
串联
中间眼
289
289
1.4
1.5
86.7
70°
0°
底眼
289
289
1.4
1.5
86.7
70°
-10°
合计
867
867
231.2
4、一次打眼，间隔分组，分组装药、分组起爆。
分组间隔2米以上，间隔处的炮眼用炮棍堵上，以免塌孔。
四、出煤
出煤工艺流程为：
1、出煤前，应首先检查周围支护、顶板等安全情况，发现安全隐患要立即处理。
作业人员对分段内的支柱进行循环注液。
2、把每对棚主梁（上侧，一梁三柱）的老塘侧支柱回掉并及时将网铺上，窜主梁。
窜主梁时，先降煤墙柱和老塘柱，再降中心柱；窜梁后，要先升中心柱，然后护顶（用网片、背木背顶），对中心柱再次注液升紧（初撑力不小于11.4MPa），再升紧老塘柱，将原副梁老塘侧戗柱摘掉作为主梁煤墙柱，将主梁老塘柱改为戗柱或密集柱。
3、清煤时必须保证支柱柱窝深度0.2m，移柱推溜（槽）前，支护必须完整，支柱齐全，迎山有力，浮煤清净。
清煤后，要及时把从主梁上摘下的单体柱支在老塘处，形成上三下二一戗的支护。
五、移溜
①、推溜（槽）前，先将对棚两侧支柱二次注液，再将对棚的中心柱降，升在老空侧梁下。
②、机头、机尾推过后必须及时打上机头、机尾压柱。
③、推溜从机头向机尾逐节进行。
④、推溜弯曲段长度不能少于15m，推溜段一次移柱长度不大于20m，推溜后及时补齐支柱。
⑤、溜槽与煤墙支柱间距不大于0.2m。
⑥、推溜后及时将移动的支柱升在主梁的煤墙侧，这时形成上三下二一戗，恢复初始状态。
六、放顶、打柱
放顶就是把每对棚主梁和副梁并成齐头，并形成上三下二一戗状态。
放顶必须自下而上进行,两个放顶作业头间距不小于15m。
把戗柱回掉，支在主梁（此时为一梁二柱）的煤墙侧，升紧后，主梁形成一梁三柱，再将副梁（此时为一梁二柱一戗）老塘柱回掉，副梁先回戗柱，将戗柱做密集柱切顶，再撺梁放顶，顶放好后将密集支柱仍打在副梁上作为戗柱支护，即上三下二一戗。
七、装运煤
工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出，运输巷采用刮板输送机和皮带输送机运煤。
1、装煤方法：
采用人工装煤。
（1）爆破后，必须敲帮问顶，检查工作地点周围的顶板、支护情况，及时窜梁护顶，确保安全后，方可装煤。
（2）装煤前，要洒水降尘。
（3）装煤时，要在支护的保护下装煤,做到从老塘到煤墙把煤清净。
2、运煤方法：
工作面采用SGB——40改型刮板输送机运煤。
（1）运输信号：
①、刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不超过15m；启动时，要先点动三次，每次间隔20秒钟。
②、信号规定，1响停，2响开，乱点紧急停机。
、爆破前要将溜子开空，防止爆破落煤压死溜子。
七、正规循环生产能力
Ｗ﹦Ｌ×Ｓ×ｈ×r×c
式中：
W---工作面正规循环生产能力，t；
L---工作面平均长度，231m；
S---工作面循环进尺，1.2m；
ｈ---工作面设计采高，2.2m；
r---煤的视密度，取1.56t／m³；
c---回采率，100%。
代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为951t。
第3节设备配置
主要设备及工具配备表（表2）
序号
设备名称
型号及规格
数量
单位
使用
地点
备注
使用
备用
待修
计
1
刮板输送机
SGB-40T
1
1
部
运输顺槽
2
刮板输送机
SGB-40改
2
2
部
工作面
3
可伸缩带式输送机
800mm
2
2
部
运输顺槽
4
防爆开关
QBZ-200
2
1
3
台
上下巷
5
防爆开关
QBZ-120
3
1
4
台
上下巷
6
防爆开关
KBZ-400
2
2
台
泵站
7
液压枪
23
7
30
把
工作面
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支护密度计算
1、支护的选择
该工作面选用DW25—250/100型单体液压支柱，配2.4m∏型顶梁，∏型顶梁成对使用，其柱距0.8m，排距1.2m，工作面每组梁位于斜上方的为主梁，斜下方的为副梁，主副梁间距为不大于200mm,工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距为2.4m。
二梁五柱一戗支护。
2、支护密度计算
假设工作面支护顶板的支柱柱距为0.8m，排距为1.2m，工作面最大控顶距为3.6m，最小控顶距为2.4m。
1工作面最大控顶距时实际支护密度为：
式中：
—工作面最大控顶距时的实际支护密度（根/㎡）
—最大控顶距时沿走向支护的根数（根）
—支柱柱距（米）
—最大控顶距（米）
2工作面最小控顶距时实际支护密度为：
式中：
—工作面最小控顶距时的实际支护密度（根/㎡）
—最小控顶距时沿走向支护的根数（根）
—支柱柱距（米）
—最小控顶距（米）
支护强度验算
1、每根支柱的实际工作阻力
单体直径100mm，规定柱压不少于11.4MPa，实际支撑力
f=11.4MPa×3.14×0.05m2=8.949（吨/根）
P=f·n=8.949×0.9=8.051（吨/根）
式中：
f—额定工作阻力
n—系数取0.9
2、工作面最大控顶距时支柱工作阻力（Pmax）
式中：
，动载系数，根据本煤层顶板性质，取1.2；
其中
——直接顶厚度，
——直接顶碎涨系数，取1.33
m——采高；
——最大控顶距时支柱支护密度（根/m2）；
r——岩石容重（吨/m3）。
3、工作面最小控顶距时支柱工作阻力（Pmin）
——最小控顶距时支柱支护密度（根/m2）。
4、载荷比较
经计算，每根支柱的实际支护强度，均大于最大控顶距和最小控顶距时每根支柱所需的支护强度，故所选支护密度完全满足安全生产的要求。
二、乳化液泵站
泵站及管路选型：
乳化液泵站安装在主暗斜井与集中皮带运输巷交叉口处。
泵站使用规定：
（1）泵站必须安放平稳，固定牢固，安装在顶板完整，无片帮、无淋水处。
（2）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2%～3%，配液用水干净无杂质；曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网；正常情况下油箱必须盖好。
（3）泵站压力表性能可靠，泵站压力达到18ＭPa。
（4）泵件、泵箱、液压管无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
（5）曲轴箱内温度不得高于50°，不得低于5°。
（6）、泵站设备的维修管理由机电队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由机电队制定。
（7）、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程和交接班制度，认真填写乳化液浓度检查记录。
（8）、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不得开泵，严禁开空泵、漫油泵。
（9）、注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
（10）、泵压由检修工调定，其他人员不得调整。
第二节工作面顶板控制
一、工作面支护布置方式
该工作面选用DW25—250/100型单体液压支柱，配2.4m∏型顶梁，∏型顶梁成对使用，其柱距0.8m,排距1.2m,工作面每组梁位于斜上方的为主梁，斜下方的为副梁，主副梁间距为不大于200mm,工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距为2.4m。
二梁五柱一戗支护。
主副梁依次前移，每次移梁步距为1.2米，移梁顺序为先主梁后副梁，操作程序为：
回主梁的老空侧柱子——窜主梁——升紧主梁下的两柱——回副梁戗柱并支于主梁煤帮——窜副梁，将主梁老塘柱作为副梁戗柱，形成上三下二一戗的初始状态。
炮后如因顶板破碎或顶板压力大，可将戗柱作为临时支柱，临时支柱必须在正规支柱支设好后方可拆除。
如顶板有沿煤壁切顶现象时，靠近煤壁支设贴帮柱，如因放炮造成的煤壁悬顶面积大也支设贴帮柱。
要坚持使用防倒绳，防倒绳拴在支柱顶帽和三用阀之间。
工作面背顶用塑编网和背木或板皮护顶，背木间距0.2m，每棚不少于3块背木；老空侧塑编网损坏时用4根背木。
背木直径不小于30mm，长度不小于1000mm。
工作面煤壁不得留有伞檐，顶梁末端窜到贴煤壁，若顶板破碎可掏200mm梁窝，进行超前支护，有片帮冒顶的地方必须使用竹笆和圆木背实，防止大面积片帮冒顶。
二、顶板来压的支护措施
（1）在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。
若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支护的维护，适当加密工作面支护，沿老塘一排支柱增加一排密集柱，进行挡矸和加强支护。
（2）放顶后采空区顶板不垮落，局部悬顶和冒落高度普遍不充分（＜2*5平方米）处用从柱加强支护，超过2*5平方米的要放炮强制放顶。
第三节运输巷、回风巷及两端头顶板控制
一、回风和运输顺槽超前支护
超前支护采用单体支柱和铰接顶梁配套，沿倾向双向双悬臂支护。
上下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支护完整无缺，净高不低于1.6m，行人道净宽不小于0.7m。
后巷高度不小于1.8米。
二、上下端头特殊支护
采面机头、机尾处采用3.6米长花边工字钢梁，4对8根，一梁四柱交替迈步前移，迈步距为1.2米，必须成对使用，每一对两根之间的间距不得大于0.1米，对与对之间的距离为0.8米。
每棚必须使用木柱鞋和铁柱鞋，保持巷道初撑力不低于11.4MPa。
上下超前安全出口长度不少于3m，高度不低于1.6m。
上下安全出口必须经常保持畅通无阻，通风良好。
三、特殊支护
1、抬棚（叉子棚）、戗柱
在采煤工作面内，任何部位都可能因压力增大造成支护扭斜、上翻和下翻，一般情况下要及时修理扶正，但有时不便修复，要根据支护变形情况，打抬棚或戗柱，使支护牢固不再变形，并和原有支护共同支撑顶板压力。
打抬棚或戗柱时，要分析来压方向，做到支撑有力。
2、木垛
工作面初次来压，若顶板压力过大，抬棚及工作面支护发生严重变形，必须及时打木垛进行加固。
木垛用坑木长度不小于1.2m。
打木垛必须打在硬底上，要上下对齐，四角到位，迎山有力，木垛接口处要削平以平面接触，用木楔打紧背牢，确保木垛顶端整体接顶。
四、备用支护材料
必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱100根，2.4mπ型钢梁50根，竹笆200个，背木200根，塑编网100卷，坑木40根（￠18cm，2m长），1寸钢管50根（1.5m长，处理冒顶用）。
备用材料挂牌管理，随用随补，严禁短缺。
材料码放整齐，不得影响行人和运输。
第四节矿压观测
矿压观测建立矿压观测制度，由当班班长负责，每班进行观测。
观测人员：
各班班长组织人员：
技术员
观测工具：
钢卷尺
观测方法：
通过使用钢卷尺测量工作面以及巷道顶底板移近量的方法测量工作面矿压。
观测区域：
工作面自上而下10m，50m、90m和130m处，运输和回风顺槽超前段20m、巷道自工作面沿巷道50m和100m处；
观测内容：
液压支柱阻力、来压步距和强度、巷道超前支撑压力、顶板离层观测、巷道帮部变形情况、顶板移近量
观测要求：
1、在每一处观测区域随机选3棵单体测量柱压变化情况；
2、每一处观测区域随即选3个点测量高度，计算顶底板移近量；
3、观测区域内帮部开裂和煤层变化情况每班观测一次；
4、观测顶板离层和开裂情况。
注意事项：
1、现场观测人员发生异常情况，立即报安监部和调度室，采取措施，并撤出人员；
2、观测结束后每班将资料报技术员，由技术员汇总、分析，对工作面来压情况和支柱适应性以及矿压显现特点进行分析。
3、观测人员要不定期对支柱柱压抽查，发现支柱支撑力低，有权让现场作业人员进行补液，否则不准作业。
4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，要提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。
5、通过矿压观测分析工作面顶板运动规律，总结出矿压观测报告，为后续类似条件采煤工作面顶板支护设计提供依据。
根据矿压观测成果预报本工作面回采过程中周期来压，并提前做好相应准备。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤系统
采用工作面刮板输送机，运输顺槽一部溜子，运输顺槽一部皮带，集中运输巷皮带和主暗斜井主皮带。
煤流路线：
6201、6202工作面SGW-40改刮板输送机→运输顺槽SGW-40T刮板输送机→运输顺槽一部800皮带→集中运输巷一部800皮带→主斜井皮带→地面皮带→地面煤场；具体见6201、6202工作面设备布置示意图。
二、运料系统
地面电机车经副斜井→+1370井底车场→人工抬运经主副联络巷、主风联络巷→回风暗斜井。
井下回收材料运输方向和下料方向相反。
第二节“一通三防”和安全监控
一、通风系统
本矿井的通风方式为中央并列式、通风方法是抽出式。
该采面的通风系统：
6201工作面：
主井→集中运输巷→6201运输顺槽→6201工作面→6201回风顺槽→回风联巷→回风井排出地面；6202工作面→集中运输巷→6202运输顺槽→6202工作面→6201回风顺槽→回风井排出地面，即采用的是“Y”型通风方式。
工作面所需风量计算：
1、按工作面同时工作最多人数计算
Q=4NK=4×80×1.7=544（m3/min）
式中：
Q—工作面风量（m3/min）
4—每人每分钟所需风量
N—工作人员人数
K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.7。
2、按工作面同时起爆（10m）的最多炸药量计算
Q=25A=10.24×25=256（m3/min）
式中：
Q—工作面放炮需风量（m3/min）
A—一次起爆的最多炸药量（㎏）
25—每公斤炸药爆炸后所需要供给的风量
3、按工作面瓦斯绝对涌出量计算
Q=100q绝·K=100×3.06×1.85=566.1（m3/min）
式中：
Q—工作面风量（m3/min）;
q绝—工作面瓦斯绝对涌出量，根据掘进期间的瓦斯涌出量估计为3.06m3/min;
K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.85;
4、选取最大值566.1m3/min为该工作面所需风量。
5、风速验算
1按工作面最大控顶距面积进行最低风速验算
V=Q/60S=566.1/（60×7.2）=1.31>0.25（m/s）;
Q—工作面预计配风量（m3/min）;
S—工作面最大控顶距时断面积（㎡）;
2按工作面最小控顶距断面积进行最高风速验算
V=Q/60S=566.1/（60×4.8）=1.97<4（m/s）
式中：
Q—工作面预计配风量（m3/min）
S—工作面最小控顶距时断面积（㎡）
经风速验算得:
0.256201工作面通风线路如下：
主斜井→+1370井底车场→集中皮带运输巷→6201、6202运输顺槽→工作面→6201回风顺槽→回风联络巷→回风斜井→地面。
该工作面在6201运输顺槽、6201回风顺槽与集中运输巷联巷处各设置一处风门。
具体见附图3。
加强该工作面通风系统内的通风设施管理，正常回采时要经常检查上隅角的瓦斯变化情况，发现有瓦斯超限现象时立即进行处理。
二、瓦斯防治
该回采工作面设置三个临时测风点，6201进风巷、6202进风巷、回风巷各设置一个，每旬进行一次测风，发现风量有变化时及时调节，确保满足工作面所需风量的配备。
（1）瓦斯检查地点：
工作面回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电动机附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报，放炮躲避地点、爆破地点附近20m风流中、回柱放顶处要加强瓦斯检查。
（2）严格执行“一炮三检”制度。
（3）初采前必须进行工作面煤层消突评价，校验合格后方可施工；以后在推进过程中每隔10～15m进行一次突出危险性预测（严格按照四位一体防突措施执行），若发现有突出危险性，按照局部综合防突措施执行，直到验证合格后方可恢复施工。
抽放瓦斯时以順层钻孔为主，采用ZY-750钻机，孔深不小于70m，孔径75mm，间排距1m；
三、防尘、防灭火
1、运输巷各部运输机头的喷雾，放炮前和出煤时必须打开，回风巷两道全断面水幕放炮时也必须打开。
净化水幕第一道距离工作面50m，第二道距离工作面100m，运输顺槽和回风顺槽各两道。
具体情况见附图3。
2、防尘水管必须连续供水，洗尘人员定期（每月7、17、27日）对两巷进行冲洗，防止粉尘堆积。
3、任何人发现火灾时都应立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并向调度室汇报，无法直接灭火时，应立即撤出人员并向调度室汇报。
4、电器设备着火时，必须先切断电源，再进行处理。
5、不能直接灭火时必须封闭火灾区。
6、按规定配备灭火器材。
7、各转载点落差不超过0.5m。
8、在进、回风巷设置防爆水袋，每处水量不少于200L。
9、沿运输路线每50m设置一个消防管路接头。
四、监测监控系统
工作面回风巷风流中个安装三个KJ90N甲烷传感器，安装具体位置在运输顺槽距离工作面煤壁小于10～15m的风流中，运输顺槽拐弯点和回风顺槽联络巷口（四岔口），传感器报警浓度
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