150212工作面作业规程716文档格式.docx
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循环进度：
0.8m。
二、落煤方法
采用MZ—1.5型电煤钻结合1.2米麻花钻杆打眼，爆破落煤，落山侧放顶煤。
炮眼布置方式及爆破方法：
1、炮眼布置方式：
炮眼采用五花眼。
眼距0.8米；
眼深1.1米。
炮眼布置详见附图3：
炮眼布置图。
2、爆破方法：
联线方式为串联，正向爆破。
工作面放炮采用分段放炮，每５米为一段，放完一段后再放另一段。
起爆顺序为先底眼后腰眼和顶眼。
采用MFB-50型发爆器起爆。
3、炸药种类：
2号煤矿许用炸药。
4、雷管种类：
瞬发电雷管。
5、放顶煤炮眼间距为800㎜、排距为800㎜，即一采一放。
爆破说明书
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
每循环放炮断面积
㎡
176
5
工作面瓦斯情况
㎡/t
0.86
2
炮眼深度
m
1.1
6
电雷管
个
400
3
炮眼数量
7
2级煤矿许用
乳化炸药
Kg
200
4
普氏岩石坚固性系数
2-3
炮眼布置及装药量
炮名
眼称
眼
深
㎜
距
顶
底
炮眼角度
装药量/眼
每循环炮眼数
封长
孔度
仰角
俯角
水平角
卷
㎏
顶眼
1100
800
600
100
700-800
0.4
腰眼
1200
1000
00
底眼
0.6
顶煤炮眼
1500
眼距×
排距=800×
750
900
（个）
每循环雷管用量
每循环炸药消耗量
（kg）
每循环水炮泥用量（个）
封孔材料
黄土和水炮泥
预期爆破效果
炮眼利用率
%
80
炸药消耗量
kg/t
0.26
每循环进尺
0.8
雷管消耗量
b/t
0.87
每循环
爆破实体煤
m3
352
kg/m3
0.37
b/m3
1.22
四、铺、联网
工作面初采时要分段全长铺设单层菱形金属网，铺网从工作面上第一根∏型钢梁开始，以后随着工作面的推进依次进行。
金属网用12＃铁丝编制，规格为10×
1米。
网孔规格为25×
25mm2。
铺、联网方法：
金属网两长边平行于工作面，短边垂直于工作面。
搭接长度10cm，用14＃铁丝对折成双股，并用专用联网钩人工联网，每20cm联一扣，一扣压另一扣的尾巴，将网联接牢固。
五、装煤：
（1）、放炮待顶板稳定后，及时查看顶、帮等情况，确认无隐患后伸出对梁中的右梁挑起金属网护顶。
（2）、装运：
放炮落下的煤一部分靠自流进入溜槽，另一部分由人工攉入溜槽内。
攉煤工作业时必须在可靠的支护下进行，严禁空顶作业。
（3）、移梁方式：
放炮后及时去除伞檐，将顶板清平，然后将右梁前移，临时维护顶板。
移梁时要交错迈步进行，四人配合。
两人扶柱两人移梁，并要安排专人观看顶、帮情况，发现险情及时通知作业人员撤到安全地点。
移梁前必须先加固周围支架并保证后路畅通。
要先移柱后移梁,移完梁后要保证单体柱升紧支牢，初撑力不低于90KN。
单体支柱要横成排、竖成线，同时打好落山侧切顶帽柱。
六、放顶煤：
采用单轮间隔放煤，即对梁前移后，对梁后部顶煤靠顶板压力自行垮落（若顶煤不能自行垮落，则采用强制放顶）。
对梁间剪网放顶煤，第一轮放单号架顶煤，第二轮放双号架顶煤，依次交替进行。
放顶煤步距0.8米。
放顶煤前，要先加固附近支架，并保证后路畅通。
然后将放顶煤处切顶密柱回掉，支在不放顶煤支架间，再进行剪网放顶煤。
顶煤一部分靠自流进入煤溜，另一部分靠人工攉入煤溜内。
放煤口规格为：
0.3×
0.3m，网口剪成门帘式，上边不剪，下边距底板0.3m。
放完后及时收口，将网片放下并用铁丝联接牢固。
七、移溜：
采用移溜器移溜。
移溜时只能从一端向另一端（或从中间向两边）逐段进行，不得从两端向中间进行。
煤溜弯曲度不得大于４度，弯曲不少于15米，移溜前必须支好移溜戗柱。
第三章工作面支护与顶板管理
第一节工作面支护
一、工作面支护设计
工作面采用DW25--25/100单体液压支柱，工作阻力为294KN。
额定承载力为300KN，底板比压1.17MPa。
顶梁用2.4米∏型钢梁。
1、顶板压力估算
（1）、按四倍采高顶板岩性分析计算
据工作经验，工作面支柱单位面积所受到的矿岩层单位面积4-8倍采高岩体重量，根据采面综合柱状图知：
顶板砂岩6米，容重28KN/m3，加权平均求顶板岩体容重为：
R=28×
6.0+24×
3.0+13.5×
3.0
6.0+3.0+3.0
=23.4KN/m3
（2）顶板压力估算
P=4MR=4×
2.2×
23.4=205.9KN/m2
式中:
P-----支柱的支护强度
M----采高取2.2米
R----顶板岩石平均容重KN/m3
Q=PS=205.9×
0.00785=1.62KN
Q----顶板估算压力
S-----支柱的底面积,柱筒直径为100mm
2、底板比压估算
P'
=（Q+G）/S=（1.62+0.512）/0.00785
=271.59KN/m2=0.271MPa
P---底板比压
G----支架自重0.512KN
3、安全性能比较
从1、2项计算数据知：
P=205.9KN<
294KN
=0.271MPa<
1.17MPa
4、支护密度设计
支护密度的确定就是确定支柱的排距和柱距，排距定为1000mm由此按下列步骤确定柱距。
（1）柱距的确定
L柱=PO/（K×
L排×
P）
式中：
PO---表示支柱平均工作能力实测15t。
即为：
147KN
K-----表示修正系数炮采取1.15
L柱=147/（1.15×
1×
205.9）
=0.621米
根据地质资料,本采面顶板有较厚的砂岩,回采时顶板破碎易冒落,很难维护,因此,需要加大支护密度,缩小柱距,根据以往经验可以取0.6米,上下偏差0.05米,故柱距0.6±
0.05米,排距（中--中）1.0±
0.05米,支柱迎山有力。
顶梁应垂直工作面,遇地质变化时,支柱应穿鞋。
（2）确定支护密度
h1=1/（L排×
L柱）
=1/（1×
0.6）
=1.6棵/m2
h---支护密度棵/m2
二、工作面支护
1、支护材料：
本工作面采用DW25--25/100单体液压支柱配合2.4米∏型钢梁支架设齐头对梁上铺金属顶网支护形式。
2、支护形式：
采用两梁六柱齐梁齐柱支护方式。
3、工作面最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m。
工作面支护详见附图4：
150212工作面支护示意图。
4、支护质量要求。
①单体液压支柱的初撑力不得小于90KN，不足的要进行二次注液。
②单体液压支柱全部编号管理，不得缺梁少柱。
③工作面支柱要横成排、竖成线。
对棚距600mm,偏差不超过±
50㎜，排距1000mm,偏差不超过±
50㎜（局部矿压较大可加柱）；
相邻支柱间不能有明显错差。
当工作面处于放炮和放煤时，均为齐梁齐柱。
两侧梁头长均为200㎜，偏差不得超过50㎜。
梁头距煤壁不得超过200㎜。
④顶梁与顶板平行支设，其最大俯仰角＜7°
⑤支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角3°
～5°
，工作面支柱
必须全承载。
⑥支柱必须打在实底上，柱头卡在梁凹槽内，如无梁支设时必须戴帽，柱帽规格：
300×
200×
50㎜。
底板松软、钻底量大于100mm时必须穿柱鞋，柱鞋规格：
60㎜。
⑦不得有泄（漏）串液的支柱，不得有空载支柱，不得出现液压支柱有明显的自降现象，不得出现死柱。
不得使用损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。
⑧切顶线支柱齐全，挡矸有效。
⑨单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。
⑩单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。
检修好的支柱，还必须进行压力试验，合格后方可使用。
三、工作面两端头支护：
1、工作面上端头支护采用4.0米长∏型钢梁加DW25--25/100单体液压支柱支设成四对八梁32柱齐梁齐柱支护形式。
机头处最大控顶距为4.8m。
最小控顶距为4m。
2、工作面下端头支护采用3.4米长∏型钢梁加DW25--25/100单体液压支柱支设成四对八梁32柱齐梁齐柱支护支护。
机尾最大控顶距为4.2m。
最小控顶距为3.4m
3、机头、机尾两缺口规格为：
长×
宽＝2.0×
1.0m，高度为2.2m。
四、超前支护
距工作面煤壁20米范围内的上、下顺槽要进行超前支护。
超前支护采用DW25-25/100单体液压支柱配2.4米∏型钢梁，采用一梁三柱、双排支护。
超前支护顶梁接顶严实，顶（帮）网无开裂。
上下安全出口畅通，满足通风、行人、运输要求。
上下安全出口宽度≥0.7米，高度≥1.6米。
超前支护全部采用双排柱，排距1.0米。
五、特殊支护
根据具体情况，必须及时支设木垛、戗柱、密集支柱、丛柱等特殊支护。
六、工作面支护材料
支护材料使用明细表
规格
使用地点
使用数量
回收率
∏型钢
2.4m
根
工作面
218
250
100％
超前支护
32
4.0
上端头
8
3.4
下端头
单体支柱
DW25—25/100
96
1112
工作面及上下端头
936
戗柱及密集支护
坑木
￠160mm，长2.4米
戗棚
20
70%
9
方木
长1米
木垛
10
金属网
10米×
1米
工作面及超前支护
50卷
11
勾棚
200根
七、备用支护材料
备用支护材料必须码放在距工作面上出口50米以内。
码放整齐，距溜子或皮带不得小于0.7米。
其数量和规格详见下表
工作面备用材料明细表
单体液压支柱
100根
30根
2.4米，￠16cm
20根
60根
30卷
第二节顶板管理
一、采空区管理
采空区采用全部跨落法
二、工作面顶板管理
工作面回采期间采用三、四排管理，最大控顶距3.2米，最小控顶距2.4米。
当最大控顶距超过5米时或悬顶面积大于2×
5m2时，要采取强制放顶措施。
三、初采的放顶煤管理。
工作面移架后，对工作面进行全面检查，确认安全后，方可在工作面后部两对对梁中间剪网放顶煤。
工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤；
放煤口间距1.8米，放煤口距底板高度不得超过30cm，严禁超高剪网放煤，工作面放顶煤期间，严格控制放煤量，严禁支架悬空。
放顶煤前必须对周围支架进行加固，并清理好后路；
放顶煤作业必须安排专人观看顶帮等情况；
放顶煤人员必须在安全地点放煤，不得正对放煤口。
四、初次放顶
1、成立以生产矿长为首的初放领导小组。
放顶期间领导小组成员现场指挥。
2、单体液压支柱初撑力不得小于90KN。
3、初放前，切顶线支柱必须成一条直线，必须打好各种特殊支护。
4、现场人员必须时刻注意顶、帮等情况，如发现煤壁片帮严重、支柱安全阀开启、顶板掉渣、发出断裂声、顶板淋水异常、支架变形，巷道超前压力明显等情况时，跟班领导必须及时撤出人员，并汇报调度室，采取措施进行处理，确保安全后，方可继续作业。
工作面初次来压和周期来压时，要加强工作面管理，发现异常及时处理。
第三节矿压观测
1、支柱初撑力大于90KN/棵。
2、坚持“初撑力第一”的观点，思想上、组织上、措施上、技术上、作风上重视矿压监控，严格按规定执行。
3、矿压监控应纳入日常生产技术管理，建立健全工作面支护质量、顶板监测及矿压预报制度。
不实行矿压监控，严禁回采。
4、建立健全全员、全过程、全方位的“三全”"
质量保证体系，确保监控工作落实到实处。
管理人员必须带表进面，亲自抽测，组织现场整改，严把质量关。
5、严格按照“初放期间强化监控、正常生产选测监控，重点区、异常段、特殊点重点监控”的原则。
本工作面正常情况下均匀布置5条监测线，每条监测线2个点，即初排支柱和末排支柱。
6、正常放顶期间，每班队长认真监测这5条矿压监测线，并把真实数据填在班评估记录上。
7、每班要对工作面矿压做好两次监测工作，第一次为进入工作时，由跟班领导和当班队长对上班的工作面初撑力进行不定棚验测，发现有不合格的及时安排进行二次补液，并把不合格的棚号记下，按本单位相关制度对上班责任人进行处罚；
第二次为当班中，跟班领导和当班队长对5条监测线进行监测，对不合格支柱进行二次补液，并记录在班评估记录上。
8、初放期间是顶板事故的多发期，要求支柱初撑力测定率达100％。
9、监测人员应切实做到“检测、补改、验测、填报、处理”五个过程，监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。
第四节乳化液泵站
1、150212工作面乳化液泵站位于东翼采区6号联络巷内。
液压管路：
泵站→6号联络巷→150212工作面运输巷→工作面
2、泵站及管理要求：
（1）泵站司机必须严格执行操作规程，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
（2）正常回采期间，泵压压力18～20MPa，乳化液浓度达2%～3%，有配比和检测手段，泵站周围不得有积水、积物、杂物。
（3）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
（4）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵。
（5）开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
（6）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐。
（7）注液枪使用时枪口不能对着人。
（8）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
（9）更换液压胶管或液压密封，应停油泵或关闭断路阀。
（10）泵压由检修工调定，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。
第四章生产系统
第一节运输系统
本工作面原煤采用溜子结合皮带运输，材料运输采用矿车运输。
一、运煤系统
150212工作面—工作面煤溜--→150212工作面运输顺槽---顺槽煤溜、皮带→东翼采区运输大巷—皮带→主井底煤仓→主井→地面
二、运材料路线
地面→副井→东翼采区轨道大巷→2号联络巷→东翼采区回风大巷→6号联络巷→150212工作面运输顺槽→150212工作面
运输系统图详见附图5
第二节通风、防尘、压风与安全监测系统
一、通风系统
（一）通风路线：
150212采煤工作面为U型全负压通风，其通风路线为：
新鲜风流：
地面→副井、主井→东翼采区运输大巷、轨道大巷→150212工作面运输顺槽→150212工作面
乏风风流：
150212工作面→150212回风顺槽→东翼采区回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面
（二）风量确定
1、按气象条件
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温=388×
1.2×
1.0×
1.0=465.6m3/min
Q采——采煤工作面的需要风量（m3/min）；
Q基本=60×
工作面控顶距×
工作面实际采高×
70%×
适宜风速
=60×
2.8×
1.5=388m3/min
K采高—回采工作面采高调整系数，放顶煤面取1.2；
K采面长—回采工作面长度调整系数，取1.0；
K温——回采工作面温度调整系数，取1.0；
因为该采煤工作面为放顶煤工作面，回采工作面长度为80m，且回采工作面温度23℃，采煤工作面风速在1.0～1.5m/s之间，
则：
K采高＝1.2，K采面长＝1.0，K温＝1.00～1.25（本计算取1.0）。
2、按工作面温度适宜风速计算
Q采=60×
V采×
S采=60×
1.5×
4.3=387m3/min
V采—采煤工作面风速，m/s；
根据查表，该工作面适宜风速取1.5m/s；
S采——采煤工作面的平均断面积，m2；
该工作面最小控顶距为2.4m，最大控顶距为3.2m，取平均值2.8m，采高2.2米，
S采=2.8×
70％=4.3m2
3、按工作面同时作业人数和炸药量计算
每人供风≥4m3/min：
Q采≥4N=4×
60=240m3/min
每千克炸药供风≥25m3/minQ采≥25A=25×
4.8=120m3/min
N—工作面最多人数，60人
A—一次爆破炸药最大用量，取4.8Kg。
4、按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q瓦采×
K采通=100×
0.87×
1.5=130.5m3/min
Q采——采煤工作面的需要风量m3/min
q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
炮采工作面K采通=1.4～2.0（本计算取1.5）。
经比较以上计算结果，按气象条件计算结果465.6m3/min为最大值。
5、按风速进行验算：
60×
0.25S＜Q采＜60×
4Sm3/min
0.25S=60×
0.25×
4.3=64.5m3/min
4S=60×
4×
4.3=1032m3/min
64.5＜465.6＜1032
S采——采煤工作面的平均有效断面积，原因同上取4.3m2
经比较以上计算需风量，并根据按风速进行验算结果得知，
150212采面需要风量为：
465.6m3/min。
通风系统详见附图11。
二、“三条生命线”：
防尘供水（防灭火尘系统）、压风管路系统、通讯系统
（一）防尘供水、防灭火系统
地面净化水→副井→主副井联络巷→东翼采区运输大巷、东翼采区回风大巷→150212运输顺槽、回风顺槽→150212工作面
皮带运输机机头安设喷雾，运输顺槽距采面10米、30米各安设一道水幕。
运输、回风顺槽供水管每50米接一个三通阀门。
（二）压风管路系统
地面压风机房→主井→东翼采区运输大巷→150212工作面运输顺槽、回风顺槽→150212工作面
（三）通讯系统
1、采面泵站、运输顺槽溜子机头外20米各设一部矿用防爆电话，直通调度室及井上、下各地点，与外界构成通讯系统。
2、信号系统采用BZZ—4信号综合保护开关127V供电，主要用于采面溜子及皮带运输机铺设专用信号。
详见附图6。
三、安全监控系统
工作面采用KJ90型安全监控系统。
本工作面共安设三台甲烷传感器，在回采工作面上隅角悬挂一台KG9701A型甲烷传感器（其报警浓度为≥1%，断电浓度为≥1.5%，复电浓度＜1%，断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备），在回风顺槽距工作面10米内悬挂一台KG9701A型甲烷传感器（其报警浓度为≥1%，断电浓度为≥1%，复电浓度＜1%，断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备），在回风顺槽口向里10-15米处悬挂一台KG9701A型甲烷传感器（其报警浓度为≥1%，断电浓度为≥1.5%，复电浓度＜1%，断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备），
传感器悬挂位置：
距帮不小于200mm，距顶不大于300mm，垂直悬挂。
传感器必须每10天校验。
传感器布置详见附图7。
第三节排水系统
排水设备：
WJQ-15型水泵，安装于12工作面泄水巷临时水仓内；
配备两台，一台工作，一台备用。
排水路线：
150212回风顺槽→150212泄水巷→5号联络巷→东翼采区轨道大巷副井底大巷→中央泵房→地面
第四节供电系统
1、供电方式：
采用采区变电所集中供电，采掘用电分开。
工作面采用660V电压供电，由采区变电所经过MY—0.66/1.14×
70型橡套电缆、KBZ—400型馈电开关引至工作面配电点。
详见附图8
2、供电线路：
东翼采区
升级会员 