1709采煤工作面作业规程新版Word格式.docx
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第二节采煤工艺
工作面为炮采，其采煤工艺为：
打眼、放炮、人工装煤、支护、挪溜、回柱放顶。
一次循环进度1.0米。
作业方式为两采一整。
第三节设备布置
工作面使用DW-25-250/100型单体液压支柱和1米金属铰接顶梁支护，工作面和运顺使用SGB-388/30B运输机运输。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、采煤工作面设计
设计主要内容
采煤方法
走向长壁后退式
工作面长
40米
落煤方式
放炮落煤
倾角
0°
—8°
一次循环进度
1.0米
采高
2.2米
作业方式
两采一整
工作面运输方式
SGB—388/30B
顶板管理
全部垮落法
运顺运输方式
支护形式
单体液压支柱与绞接顶梁
二、支架设计
1、工作面支架计算
（1）工作面支架布置：
采用齐梁倒悬壁直线柱布置方式，DW-25-250/100型单体液压支柱，1.0米金属绞接顶梁。
（2）支护规格：
排距1.0米，柱距0.5米，最大控顶距4.0米，最小控顶距3.0米，回柱执行“见四回一”。
（3）工作面最大、最小控顶距时，控顶面积及使用支柱根数：
最大时：
S大=40×
4.0=160平方米，160÷
0.5÷
1.0=320根。
最小时：
S小=40×
3.0=120平方米，120÷
1.0=240根
（4）每平方米支柱根数：
最大控顶距时：
320÷
160=2根/m2，
最小控顶距时：
240÷
120=2根/m2。
（5）工作面每平方米支撑力：
单体支柱最大支撑力为250KN，最大、最小控顶距时，每平方米支柱对顶板的支撑力为250×
2=500KN。
（6）工作面每平方米岩石重力：
按4倍采高计算，1×
4×
2.5×
2.0×
9.8＝196KN。
（7）支柱支撑力与岩石重力比较：
500KN>
196KN，支柱支撑力大于岩石重力，即，工作面支柱支撑力大于顶板压力，此种支护方式合理。
（8）泵站选用XRB2B（A）型乳化液泵两台，一台使用一台备用。
其额定压力20Mpa，额定流量80L/min。
电机功率37KW。
第二节工作面顶板控制
一、工作面使用DW-25-250/100型单体液压支柱和1米金属铰接顶梁支护顶板，工作面支架布置方式为齐梁倒悬壁直线柱布置方式。
工作面煤层倾角0°
，倾角每6°
支柱上迎1°
，支柱迎山角为0°
-1°
。
二、工作面采用“三四排”控顶，最大控顶距4.0米，最小控顶距3.0米。
支柱排距1.0米，柱距0.5米。
第三节运顺、回顺顶板控制
工作面运、回顺超前工作面20米范围内倍双巷单体支柱抬棚。
第四节矿压观测
成立矿压观测小组，负责单体支柱支撑力的观测及数据的收集、整理和检修安排。
第四章生产系统
第一节运输系统
1、运煤系统
工作面→1709运顺→2#运煤上山→+528米水平运输巷→+528米水平车场→主斜井→地面。
2、运料系统
地面→主斜井→+528米水平车场→+528米水平运输巷→行人川→2#运煤平巷→2#回风平巷→2#运煤上山→1709回顺→工作面。
第二节通风系统
（1）地面新鲜风流→主斜井→+528水平运输大巷→行人川→2#运煤平巷→2#运煤上山→1709运顺→工作面→1709回顺→2#回风上山→2#回风平巷→1#回风上山→+528米水平回风巷→副井→地面。
附通风系统图
（2）风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q×
K
=100×
0.3×
2.0=60m3/min
式中：
Q采——采煤工作面风量
q——采面绝对瓦斯涌出量（0.3m3/min）
K——瓦斯涌出不均衡系数2
②按炸药消耗量计算
Q采=25×
A=25×
0.9=22.5m3/min
Q——采煤工作面风量
A——工作面一次爆破的最大炸药用量kg
③按工作面温度计算
Q采=60×
V×
S
=60×
0.5×
5.5
=165m3/min
Q采=采煤工作面风量
V——采面适宜风速（0.5m/s）
S——采面平均有效断面（5.5m2）
④按工作面同时工作最多人数计算
Q采=4N
=4×
12
=48m3/min
N——工作面同时工作最多人数
根据计算采面配风应按工作面温度计算的实际需要风量，最大为165m3/min，因此选择采面的配风量为165m3/min。
按风速验算
按最低风速验算：
15×
S=15×
5.5=82.5m3/min<
165m3/min
按最高风速验算
240×
S=240×
5.5=1320m3/min>
经验算风速符合《煤矿安全规程》规定。
第三节供电系统（见供电系统图）
（1）采掘低压网路计算表
安设地点
7217运煤巷
过流保护整定计算
瓦斯级别
高沼气
开关号
开关
型号
整定
值（安）
两相短路值（安）
灵敏系数校检
设备总容量
124KW
变压器容量台数
315KVA/台
1
QBZ-200
200
供电电压
660V
2
400
供电距离
0.6KM
3
局扇供电方式
风电闲锁
2处
低压漏电保护
1处
电钻综合保护
2处
局部接地棚
处
电缆规格长度条数
Um/m2km/条
500.6/1
350.6/1
电压损失计算
通行末端电机端电压（伏）
线路1、
线路2、
线路3、
线路4、
大容量电机启动端电压（伏）
KW
第四节监控系统
（1）AK—201C监测仪安装规程
1）安设监测仪必须设专用的电源开关，其开关的电源必须取供电系统的电源侧。
2）主机应设在便于人员观察、调试、支护良好、无滴水、无杂物的入风巷道或峒室内（特殊情况另行说明），并加垫木或支架，其垫高不低于0.3米。
3）探头要垂直悬挂在不大于棚梁下0.3米（以气室为准），距巷道帮不小于0.2米处。
4）回采工作面探头应设在距工作面（回风侧）10米处；
回风侧探头应设在回顺口往里10—15米处；
5）工作面甲烷报警浓度为1%，甲烷断电浓度为1.5%。
工作面回风侧探头，甲烷报警浓度为1%，甲烷断电浓度为>
1%。
6）使用监测仪器断电控制的所有电气设备，严禁带有自动复电功能。
7）对安装的监测仪器，要进行试验运行，证明运行可靠、准确、功能齐全，并符合质量完好标准后，方可投入连续运行。
8）断电范围：
探头T1：
工作面及其回风巷中全部非本质安全型电器设备。
探头T2：
作面及其进、回风巷中全部非本质安全型电器设备。
（2）监测仪与被控机电系统示意图
（3）监测仪巷道布置示意图
第五节排水系统
1709工作面→1709运顺（1709回顺）水坑→+528米水平运输巷水沟（通过潜污泵）→中央水泵房→主斜井→地面
第六节压风系统
地面→主斜井→+528米水平运输巷→2#运煤上山→1709运顺→1709工作面
第七节防尘系统
地面净压水池→消防管路→副斜井→+→528米水平回风车场→+528米水平回风巷→2#运煤上山→1709回顺（1709运顺）→1708工作面。
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
1、循环劳动组织说明
一、作业方式：
二、工作制度：
采用“三八”工作制度，即两采一整，每班工作八小时。
三、工作面内设一台刮板运输机。
四、工作面刮板运输机采用分解方法挪设。
2、劳动组织图表
序号
工种
出勤人数
甲班
乙班
丙班
计
甲
乙
丙
4
6
8
10
14
16
18
20
22
24
采煤工
溜子司机
打眼工
放炮员
5
挪溜工
放顶工
7
安全员
班长
9
队长
合计
35
11
第二节主要经济技术指标
编号
项目
单位
指标
备注
工作面长度
米
40
2.2
煤层生产能力
吨/平方米
3.08
循环进度
1.0
月循环数
个
30
月进度
日产量
吨
119
月产量
3500
回采工效率
吨/工
3.3
坑木消耗
立方米/万吨
210
火药消耗
公斤/万吨
1843
雷管消耗
个/万吨
12289
13
工作面回采率
%
97
工作面直接成本
元/吨
80
15
说明：
第六章煤质管理
一、加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶
二、转载点喷雾洒水。
三、沿切顶线设置挡矸的柈子。
收净工作面浮煤后方可回柱放顶。
第七章安全技术措施
（一）初次开采
1、初次开采，必须先维护好开切眼，及进回风顺槽失效变形的棚子，清理好浮煤，杂物，保证开切眼中高不低于1.8米，开切眼亲口棚倍齐一巷金属绞接顶梁抬棚。
2、支柱必须找到底板，并带柱窝，柱窝深度为100mm，如果找不到底板，支柱必须穿木鞋，其规格为300mm×
300mm×
150mm。
3、初采抓煤层顶板施工，必须刹满顶，刹拌规格为长1.2米，厚0.03米。
4、初采前，在开切眼画好中心，施工人员一律按中心施工，使用单体液压支柱配套金属绞接顶梁，按中心倍棚，找直溜道，确保双梁双腿。
5、工作面柱距0.5米，排距1.0米。
6、单体液压支柱活柱高度不得超过去0.7米，最短不低于0.2米。
7、施工前各号头认真检查施工地点的支架帮顶情况，如发现片帮、漏顶、支护失效等现象，要处理安全，方可拉门施工。
（二）初次放顶
1、初次放顶前，矿成立初放安全管理领导小组，负责初放期间顶板管理工作。
2、当工作面支柱达到四排时即可进行初次放顶，采面最大控顶距5.1米，放顶步距2.1米。
3、初次放顶前，在切顶线备齐通巷抬棚，抬棚木梁单体支柱，一梁两柱，抬棚规格：
梁长2.0米，坑木径级18cm—20cm。
抬棚要找好方向和戗角，抬棚腿底部距切顶线支柱0.3米。
4、回柱放顶前在工作面上下出口各设两个木垛，间距6—8米，木垛采用1.6米×
Φ0.2米的坑木，打在实底上并严密接顶，切顶线上支设密集支柱，确保工作人员安全，保证安全出口畅通。
5、回柱前必须先清理浮煤、浮矸、杂物，找好退路。
回柱人员站在支护完整的安全地点作业。
6、回柱过程中发现顶板来压，必须立即停止回柱工作，待顶板压力稳定后方可恢复回柱工作，若出现冒顶预兆时必须立即把工作面所有人员撤到运输顺槽或回风顺槽距工作面20米外的安全地点，并报告矿值班室和技术负责人采取措施进行处理。
7、回柱地点以上5m，以下8m处与回柱无关人员禁止滞留。
8、工作面回柱最多只能有两组进行，每组回柱由2名有经验的回柱工担任，一人操作，一人负责观察顶板，注意安全，采空区一侧应用木板挡好，防止矸石淌入人行道。
9、回撤支柱要执行至下而上，先里后外，先支后回的原则，回收的旧坑木要及时运到指定地点堆放。
10、若遇被压死的支柱，回柱时应挖底松顶回柱，严禁强行回撤损坏支柱。
（三）采面支护
1、工作面采用DW25-250/100型单体液压支柱配套HZJA—1000型绞接顶梁支护，排距1m，柱距0.5m。
2、工作面最大控顶距4m，最小控顶距3m。
3、工作面上下安全出口采用单体支柱、铰接顶梁进行超前支护，沿两帮倍齐走向抬棚，支护长度为20m。
4、工作面机头处采用木梁单体支柱支护，即沿工作面方向倍两个大抬棚，抬棚梁长3.0米，径级20公分。
5、支柱、煤壁、排距、柱距均排列成一条直线，顶梁必须垂直于煤壁、排距、柱距偏差不得超过±
50mm。
6、采面所有支护、腿子必须找好迎山（迎山角度按煤层倾角1/6—1/8确定）。
7、采面上、下出口及上、下顺20m内净高不得低于1.8m。
（四）采面正常开采
1、采面开采抓煤层顶板施工，如煤层增厚腿根不到底板，在煤层里要深找腿窝0.2m以上，并垫底梁，规格0.8×
0.14m×
0.12m，到底时底板要打柱窝。
2、施工时采用六个梁子拉门，六个梁子推垛，四个梁子透垛，由下往上打腿，刹好上方堵头，梁子一律挨着穿，及时刹满顶。
3、施工前各号头要认真检查从煤壁到切顶线的所有支架，发现有失效的梁腿及隐患要及时处理后再施工作业。
4、采面不准出现大棚档和单机棚，严禁使用折损失效的梁腿，严禁空顶作业和大开帮。
不准在溜道和人行道借梁腿使用。
5、透垛前必须通知倾斜下方并检查透垛下方相邻梁子里腿是否打上，并向下方人员打好招呼，使其躲至安全地点待避方可透垛。
6、班队长画好中心，施工人员执行画线打腿，棚子间挂齐防倒链。
7、清扫浮煤时，必须在有支架掩护下进行操作。
完工前必须将各号头范围内的浮煤扫净。
8、采面溜子用分解方法挪设，溜子挪完后，必须达到平、直、稳，机头机尾戗压顶子齐全。
9、倍抬棚时，执行先倍后撤的原则。
抬棚超前放顶地点不得少于一架棚。
10、放顶前，必须认真检查作业范围内的顶板压力情况、工作面所有基本支架、特种支护是否按规定架设，发现不安全现象要进行妥善处理后方可作业。
11、放顶必须由技术熟练的工人担任，放顶前，放顶人员必须清除障碍物，找好安全退路和待避地点，保证安全退路畅通无阻。
12、放顶时，作业人员必须站在回柱地点上方安全地点回柱。
13、回撤支柱要坚持至下而上，先里后外，先支后回的原则。
14、回收尾巷时工作面和顺槽溜子必须停止运转，并且停电加锁。
15、尾巷未回收部分，必须保证支护完整，尾巷第一架棚梁下打两个支柱，把堵头用拌子封好。
16、回收尾巷时，班队长、安全员必须现场指挥。
（五）采面特殊支护规定
放顶前在人行道切顶线倍齐一排对头抬棚，对头抬棚使用木梁单体支柱，一梁两柱，抬棚规格：
梁长2.0m，坑木径级18cm—20cm，抬棚梁子上与金属绞接顶梁之间用木楔加严。
（六）单体液压支柱
1、新下井支柱或长期未使用的支柱，第一次使用时应先升降1—2次，排净腔内空气后方可支设。
2、支柱支设前，必须用注液枪冲洗注液阀体，防止煤粉等污物进入支柱内腔。
3、支柱接顶后，继续供液4—5秒再停止供液，以保证初撑力。
4、支柱柱距，排距，最大控顶距最小控顶距及放顶步距不变。
5、三用阀门的单向阀朝向采空区方向，以利安全回柱。
6、回柱时将卸载手把插入卸载阀，使手把成水平位置。
此时卸载阀打开，支柱内腔乳化液外溢，活柱下缩。
顶板条件较差时应采用远距离卸载，即放顶人员离开支柱至安全位置，拉动卸载手把上的牵引绳，使卸载手把成水平位置。
卸载阀打开，活拉下缩到可以撤出为止。
7、回撤下来的支柱，应顶盖朝上，竖直靠放不准随意横放，以免水和煤粉进入支柱内腔和锈蚀表面。
8、注液枪使用后，应挂在支柱上，不随意乱仍，更不允许用注液枪敲打硬物。
9、高压胶管放在溜子边外（靠空巷侧），防止放炮崩坏胶管。
（七）乳化液泵
1、开泵前应检查各部件系统是否完好。
乳化液是否适量，检查各部件有无损坏，各连接管路是否有漏液现象，吸液管是否有折叠，发现问题及时处理。
2、巷道内供液管路必须吊挂整齐。
工作面乳化液管路和注液枪设专人管量。
3、供液系统不得漏液串液，否则及时更换，连接处用合格的密封圈和U形卡。
4、拆卸供液系统必须停泵，并将液压系统卸载。
5、泵站内使用清水，并定期洹泵箱内沉积的污垢和杂物。
6、乳化液按3％—5％乳化油和95％—97％的中性水进行配制。
（八）安全爆破
1、施工前必须全面检查工作面内的支护情况，发现隐患必须及时处理，确认无安全威胁后方可作业。
2、打眼前必须对工作面进行全面洒水，打眼前先检查电钻是否通电，有无漏电，失爆等现象，确认完好后方可打眼。
打眼完毕后，把电钻放置在安全处盘好电缆并切断电源，打眼工要严格按照爆破说明书的具体要求进行打眼，并要做好自我保安。
打眼时要注意支架，顶板，煤帮，设备及其他作业点风流中瓦斯达到1.0%时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20米以内瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。
3、装药
A、装药前眼内煤粉必须擦干净。
封口泥将炮眼捣实填满，严禁炮眼空心。
B、装药必须使用木质炮棍，炮头脚线要悬空挽好，塞入炮眼内，严禁拖在底板上，不得与电缆等导体接触，并要拧结成短路。
炮眼内各药卷必须彼此密接。
C、必须按照爆破说明书图示顺序进行，且必须选用同一家，同一品种的合格的电雷管。
4、放炮
A、工作面设专职放炮员，放炮员必须认真按爆破说明书和爆破图表进行放炮作业，放炮员要有合格证并持证上岗。
B、放炮前，班长必须先认真检查工作面的顶板情况，发现问题要处理好后方可放炮。
C、放炮必须距放炮地点100m处的新鲜风流中进行放炮作业，母线使用绝缘的双心线且不准有明接头，不准与金属物体接触，不准与电器设备和电缆靠近，做到随用随挂。
D、放炮前必须由班长亲自布置专职警戒人，在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道警戒，人员必须在放炮地点100m外的安全地点进行警戒。
直巷应设有挡墙或护自板，放炮后，警戒人员必须由指派者亲自撤回。
E、放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。
F、放炮器手把必须由放炮员随手携带，不得转交他人，未放炮时，不准插入放炮器，放炮后应立即拔下，母线摘掉并拧结在一起，起爆前先发出警号，至少再等5秒后方可起爆。
G、装药的炮眼必须当班放完，在特殊情况下，未放完的炮，放炮员必须在现场同下一班的放炮员交清情况。
H、放炮作业必须在工作面处于最小控顶状态下进行。
工作面的控顶距不符合作业规程规定，或者发现支架有损坏、伞檐超过规定等情况时，不准装药放炮。
I、风量不足或无风时不准放炮，炮眼内发现出水等异状，温度骤高骤低有显著瓦斯涌出，煤体松散，透老空等情况，不准放炮。
出现以上情况必须立即向有关领导汇报，及时撤出工作人员。
J、放炮后必须由班长对工作面进行洒水灭尘，净化空气。
K、放炮后，待工作面炮烟吹散，放炮员，瓦斯检察员、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、拒爆等。
发现有危险情况必须立即处理；
若有漏炮，联好炮线再放，不响者按拒爆处理，拒爆要在班长的指导下由放炮员亲自处理，本班未处理完由本班放炮员在现场与下一班放炮员交清情况，处理拒爆、残爆应严格按《煤矿安全规程》第341条、第342条规定执行。
L、工作面只准一个放炮器放炮，一次装药必须一次起爆，打眼和装药不得平行作业。
M、工作面过老巷时采取多打眼少装药，打底眼不打顶眼的方法，防止冒顶。
（九）通风、瓦斯管理
1、通风管理
（1）本工作面系统，人的通风设施由采煤队负责看管，一切通风设施未经许可不得乱动。
（2）通过风门时随即关好，严禁任何人将两道风门同时打开，严禁用车撞开风门或把车卡在门框中，造成风流短路，风门之间必须联锁。
（3）密闭墙处及其附近不得堆放煤矸、杂物，更不准随意扒开密闭墙。
（4）通风系统如有损坏，工作面通风不能正常时，应立即停止工作，撤出人员并采取措施进行处理。
（5）对系统中的风筒、风帘等设施必须要求管理好。
（6）加强工作面系统的治理，确保通风断面符合设计要求。
2、瓦斯管理措施
（1）每班必须按瓦斯检查员检查回顺、上隅角、工作面系统内的瓦斯浓度，发现问题及时处理。
（2）瓦斯检查
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