26071规程.docx
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26071规程
郑煤集团公司
米村煤矿
采煤工作面作业规程
采面编号：
26071
施工单位：
采煤二队
编制人：
孙永田
编制时间：
2006年5月2日
预计投产时间：
2006年6月10日
采煤作业规程会审记录
采面名称
26071工作面
会审日期
2006年5月11日
会审地点
生产科会议室
主持人
于明献
科室参加会审人员：
生产科
李治敏
安质科
张密生
调度室
王雷平
通风科
张新生
技术科
关建闯
地测科
李保周
机运科
梁新涛
采煤队
闫成亮
矿领导：
邵宏甫吕朝营白洪才
会审意见：
1、地测部门必须提供工作面小窑活动的详细资料，便于回采时的顶板管理和安全管理。
2、通风科要提供掘进时高瓦斯地段的详细资料，便于回采时瓦斯管理。
3、材料巷局部地段坡度较大，运输、行人不安全，需砌台阶、安装扶手。
4、上付巷运料时必须严格执行绞车的核定提升量，严禁超负荷提升。
5、加强工作面自燃发火预测预报与防治工作。
6、加强电器管理，严禁出现电器失爆。
1、坚持煤层预抽和高抽巷相结合，实行瓦斯综合防治。
2、加强小窑破坏区探查和顶板管理，防止顶板事故和瓦斯事故。
3、加强电器管理，严防电器失爆。
4、地测科、救护队、通风科除每周在26071工作面检查CO、CO2
CH4外，每周去昌泰公司查看密闭情况，发现漏风及时处理。
白洪才19/5
严格落实，遇条件变化时及时修订。
吕朝营22/5
1、对低阻异常区要打钻验证，加固底板。
2、施工队要严格贯彻《作业规程》，要严格落实高瓦斯区域瓦斯管理措施，实现安全生产。
邵宏甫23/5
目录
第一章工作面概况........................................................…….....4
第二章地质说明书..............................................................….4
第三章采煤方法及生产系统............…………………….……7
第一节回采巷道布置..........………………………….......……7
第二节回采工艺....................……………………………..……8
第三节通风系统.......................……………………………….16
第四节供电系统.......................……………………………….17
第五节运输系统.....................………………………………...18
第六节洒水降尘及防火系统...……..........…………………...18
第七节防排水系统...……..................………………………...18
第四章劳动组织及正规循环作业图.……......……………….18
第一节劳动组织......…….................………………………….18
第二节正规循环作业图....…….............……………………...19
第五章主要经济技术指标……...............…………………….22
第六章安全技术措施........……...........……………………….22
第一节现场管理制度....……......………………………..........22
第二节安全技术措施......……............………………………..23
第三节避灾路线................…….....…………………………...39
26071工作面作业规程
第一章工作面概况
26071工作面位于-150水平26采区，该工作面北部为未开采的26扩大区；西部为22采区轨道及皮带下山巷；南部为已回采结束的26061工作面及26回风暗斜井大巷；东部为26采区轨道、皮带大巷。
工作面垂直对应地表:
上部有宋沟水库及丁庄新村，另外，有碳化硅厂、三合板厂、耐火材料厂三处及米王铁路。
工作面地面标高+256.00—+281.00m，工作面标高为-10.00—-110.00m。
该工作面煤层为二
煤，黑色、粉末状、光亮型、半金属光泽；煤层最小厚度0.9m，最大厚度16.0m，平均厚度5.4m，煤厚变化较大，煤底板产状大致为：
倾向110°~180°，倾角4°~20°，平均10°。
工作面可采面积108887m2，工业储量823185.7吨，可采储量765562.7吨，回采率93%。
回采前期，工作面采宽130-205m，采长330m，平均煤厚7.5m，可采面积55154m2，工业储量579117吨，可采储量538578.81吨；回采中后期，工作面采宽30-80m，采长565m，平均煤厚3.24m，可采面积53733m2，工业储量244068.7吨，可采储量226983.89吨。
第二章地质说明书
工作面可采储量
765562.7吨
煤层厚度
0.9-16.0ｍ平均5.4ｍ
煤层倾角
4°~20°，平均10°。
伪顶岩性
炭质泥岩
厚度
0.7m
f
1
直接顶岩性
砂质泥岩
厚度
12.64m
f
2.5
直接底岩性
砂质泥岩
厚度
8.03ｍ
f
2.5
最大涌水量
0.4m3/min
正常涌水量
0.2m3/min
瓦斯绝对涌出量
1.5-10m3/min
瓦斯绝对涌出量
煤尘爆炸性指数
15.48%
煤层自燃发火期
80天
主要
地质
构造
1、26071工作面地质构造条件简单，整体呈单斜，煤底板局部起伏较大,底板产状大致为:
110°~180°∠4°~20°，工作面东部煤底板倾角较大，对正常回采有不同程度的影响。
2、工作面中部受后高村断层的影响，背、向斜构造发育，受其影响，回采过程中局部将会打底和丢底煤。
3、工作面掘进过程中共揭露6条正断层，其中F5为顶板断层，回采时将会打顶和丢底煤，对回采有不同程度影响。
F1：
正断层，走向96°，6°∠76°,落差：
0-3.0m,打顶、丢底煤。
F2：
正断层，走向326°，236°∠45°,落差：
0-5.0m,丢底煤。
F3：
正断层，走向270°，180°∠60°,落差：
0-2.5m,打底。
F4：
正断层，走向190°，100°∠45°,落差：
0-1.0m,丢底煤。
F5：
正断层，走向88°，358°∠64°,落差：
0-5.0m,打顶。
F6：
正断层，走向265°，175°∠71°,落差：
0-1.5m,打底。
向斜：
走向110°，丢底煤。
水文
地质
影响工作面回采的水文地质因素有以下几方面：
1、地表水：
该工作面对应地表北部距宋沟水库20m左右。
2、农用水：
上覆村庄农用水全部为第四系潜水，井深10-20m之间，无奥灰水井，对正常回采无影响。
3、底板水：
底板L7-8灰岩含水层虽已部分疏放，掘进过程中局部有渗水现象，回采过程中局部仍会有底板渗水，应避免大面积打底，防止底板水大量涌出。
4、顶板水：
附近工作面已回采，顶板水已部分疏放，预计顶板水对正常回采影响不大，但仍会有顶板淋水现象。
5、断层水：
工作面掘进时所揭露的断层均不导水，预计断层水对工作面的回采影响不大。
6、老空水：
工作面掘进时揭露小井空区，但无水，预计对正常回采影响不大。
7、钻孔水：
该工作面附近钻孔封孔质量合格，预计对正常回采无影响。
老巷
老空
钻孔
该工作面内有小窑老巷和采空区。
该工作面回采范围内无钻孔。
回采
中应
特别
注意
问题
1、回采过程中应沿底回采，并将顶煤放尽，提高资源的回收率。
2、工作面掘进时揭露的断层向工作面内延伸较远，过断层时应采取有效的安全技术措施，确保采面安全生产。
3、瓦斯含量较高，应加强通风管理工作。
4、局部煤层较薄，回采过程中应避免大面积打底，防止底板水涌出。
5、回采前应有完善的排水系统并能正常运行，避免积水影响生产。
6、地面村庄建筑物未搬迁，应提前做好搬迁工作。
7、回采中，若有特殊地质异常应及时与地测科联系。
第三章采煤方法及生产系统
第一节回采巷道布置
采煤方法为倾斜长壁炮采放顶煤回采，全部垮落法管理顶板。
工作面运输巷部分段采用2.8m×2.6m工字钢支护，部分段采用9.8m2Ｕ型钢支护，运料巷部分段采用9.8m2Ｕ型钢支护，部分段采用2.8m×2.6m工字钢支护，切巷采用2.4mπ型钢梁对棚支护。
第二节回采工艺
一、工艺流程
1、工艺过程
工艺：
破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。
流程：
注水→打眼→装药→放炮→移主梁→攉煤认柱→移付梁→放顶煤→清煤移溜。
2、落煤、装煤、运煤、移梁、放顶煤、移溜
⑴、落煤
采用人工打眼，爆破落煤。
⑵、装煤
除爆破自装一部分外，主要是人工装煤。
⑶、运煤
工作面切巷选用SGZ630/264型运输机（回采后期，工作面切巷选用SGW-150型运输机），工作面运输巷选用SZQ－75型桥式转载机，转载机前面分别为一部SD－80型可伸缩胶带运输机和三部SD－150型可伸缩胶带运输机至采面溜煤眼。
⑷、移梁
工作面放炮落煤后，要及时掏梁窝，将主梁垫步移设1m，并及时护顶，此时采面最大控顶距3.4m，工作面分段采通或全部采通后，及时移设付梁与主梁并列成对，并用荆芭、椽子挡好舍帮，此时工作面保持最小控顶距2.4m。
⑸、放顶煤
工作面付梁移设后，进行放顶煤，放煤时采用分段间隔多轮次进行，放煤步距1.0m，放煤口的位置在溜子沿以上0.3m处，规格为0.3×0.3m。
放煤口间距1.2m，每排巷同时可开2～4个放煤口，且在不同作业段内，每轮放出煤量的三分之一，三轮将顶煤放完，直至顶板均衡垮落。
⑹、清煤移溜
采面顶煤放完后，将浮煤清净，采高保持在1.8～2.0m之间，然后进行移溜，移溜前必须拉线，移溜时应从机头到机尾或自机尾到机头推，不得从两头往中间移，移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。
二、顶板支护设计
㈠、煤层顶底板岩性
⑴、煤层顶底板岩性
老顶：
中粒砂岩，平均厚5.9m，深灰色、中粗粒，以石英、长石为主，云母次子；
直接顶：
砂质泥岩，平均厚12.64m，深灰色，含植物化石及云母片；
直接底：
砂质泥岩，平均厚8.03m，灰色，含植物化石及云母片；
老底：
L8灰岩，平均厚2.0m，灰色、致密、坚硬，富含动物化石及方解石脉。
⑵、顶底板分类
直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距6～8m，老顶初次来压步距12～20m，周期来压步距8～10m，直接顶厚与采高之比为N=12.64/2=6.32，老顶来压和周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比压6Mpa，属II类松软底板。
⑶、顶板结构
本工作面回采时，顶板结构为：
煤—直接顶—老顶
㈡、采场控制设计
本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。
⑴、“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，根据工作面的实际情况，用以下几种方法来确定本工作面的支护强度。
A．按平均值加两倍均方差计算支护强度：
P1=（q+2Spz）×n
=（120+2×30）×2.45=441（KN/m2）
其中：
q——工作面支柱载荷，平均值取120KN/根
n——工作面最大支护密度，取2.45根/m2
Spz——均方差，取30，
B．按经验公式计算工作面的支护强度：
P2=（6—8）×h×R
=（6—8）×2×2.5=30—40（t/m2）=300—400（KN/m2）
式中：
h——工作面采高，取2.0m
R——岩石容重，取2.5t/m3
C.按支架承担直接顶的全部重量计算支护强度：
P3=M×R=16.74×2.0=33.48（t/m2）=334.8（KN/m2）
式中：
M——煤层上部顶板厚度，取16.74m；
R——煤岩容重，取2.0t/m3
D.按直接顶初次垮落期间支架所承受重量来计算支护强度：
直接顶初次垮落期间支架至少要承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，则合理支护强度为:
P4=MRLZ/2LK=16.74×2.0×8/（2×2.4）=55.8（T/m2）
=558（KN/m2）
式中：
M——煤层上部顶板厚度，取16.74m；
R——煤岩容重，取2.0t/m3
LZ——直接顶垮落步距，取8m;
LK——工作面控顶距，取2.4m;
因此取以上计算中的最大支护强度，则合理支护强度为：
P=P4=558（KN/m2）
E．支护密度计算：
n1=P4/f=558/300×0.8=2.33（根/m2）
根据支护强度与支护密度要求确定L排=1.0m，验证工作面棚距0.6m，最大控顶距时的支护密度：
n=5/0.6×3.4=2.45（根/m2）
因为n>n1，所以，确定工作面棚距为0.6m。
⑵、“护”，包括两个方面，即“护顶”和“护底”。
①“护顶”：
护顶要求所选柱距能保证不因荆芭和椽子的强度不足而引起频繁的局部冒顶，荆芭和椽子的强度应能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论计算和材料供应的材质选0.6m棚距，对棚架设，使用荆芭质量必须可靠，做到强度高，编织密度大，不得出现漏煤现象，另外，椽子直径不得小于35～45mm，长度1.0～1.2m，打顶时做到荆芭搭接合理，椽子摆放均匀，每米按5根摆放，不得有漏顶现象。
②“护底”：
采煤工作面保证支护质量的前提条件是：
支柱不钻底。
因此要求支柱对底板的压强小于底板比压，否则要穿鞋，根据邻近工作面的实测资料，工作面实测工作阻力为90～120KN，鞋的面积S为：
S≥P0/Q＝（90～120）×103/（6×106）=15～20×103（mm2）
工作面不沿底或底松软时支柱站上面积≥15～20×103mm2
厚度不小于500mm的木鞋，即满足护底的要求。
⑶、“稳”，就是要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，一旦顶板沿层面方向运动，支架能抵抗住，不至于被推倒，为防止复合顶板推垮型冒顶事故发生，必须提高支柱的初撑力。
P初=h×r（cosx+1/f×sinx）/n
=3.4×1.4（cos20°+1/0.3×sin20°）/2.45
=40（KN/根）
H——工作面顶煤平均厚度，取3.4m
R——煤容重，取1.4t/m3
x——煤层倾角，取20°
故工作面支柱初撑力必须保持在40KN以上，才能防止推垮型冒顶事故的发生。
结合局有关规定，本工作面支柱初撑力保持在55KN以上时，即可满足支护的要求。
根据以上计算结果，选定本工作面支护方式为：
π型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，棚距0.6m，对棚支护，放煤步距1m。
㈢、采面及安全出口支护
1、采面支护：
根据采场支护设计的要求，本工作面采用DZ-22型单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁对棚支护，其支护形式为：
π型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚五根柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中—中）0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，支柱支在梁端头，柱中距梁端保持0.2m，便于采煤、放顶煤及运输机管理，中排巷支柱不跟底时，柱下要穿鞋，支柱初撑力达到55KN，支柱迎山角和迎山距按下表中的煤层不同倾角来确定。
煤层倾角
0°—6°
7°—12°
13°—18°
19°—25°
迎山角
1°
2°
3°
4°
迎山距
9—10cm
10—11cm
11—12cm
13—14cm
2、安全出口支护
.回采前期工作面安全缺口支护
工作面上缺口支护
工作面上缺口超前工作面一米做出,长4.0m，宽1.0m，高2.0m，采用九对十八根4.0mπ型钢梁配合DZ-25型单体液压支柱支护；π型钢梁一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面机尾与材料巷搭接处，材料巷下帮要架设一对4.0mπ型钢梁抬住材料巷下帮梁头，随工作面推进一梁三柱交替迈步前移。
工作面下缺口支护
工作面下缺口超前工作面一米做出,长4.0m，宽1.0m，高2.0m，采用九对十八根4.0mπ型钢梁配合DZ-25型单体液压支柱支护；一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，运输机头和运输巷搭接处，运输巷上帮要架设一对4.0mπ型钢梁抬住运输巷上帮梁头，随工作面推进一梁三柱交替迈步前移。
.回采中后期工作面安全缺口支护
工作面上缺口支护
工作面上缺口超前工作面一米做出,长3.0m，宽1.0m，高1.8m，采用七对十四根4.0mπ型钢梁配合DZ-22型单体液压支柱支护；π型钢梁一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面机尾与材料巷接处，材料巷下帮要架设一对4.0mπ型钢梁抬住材料巷下帮梁头，随工作面推进一梁三柱交替迈步前移。
工作面下缺口支护
工作面下缺口超前工作面一米做出,长3.0m，宽1.0m，高1.8m，采用七对十四根4.0mπ型钢梁配合DZ-22型单体液压支柱支护；一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，运输机头和运输巷搭接处，运输巷上帮要架设一对4.0mπ型钢梁抬住运输巷上帮梁头，随工作面推进一梁三柱交替迈步前移。
.工作面上、下付巷超前支护
使用HDJA—1000型金属铰接顶梁，配合DZ-22型单体液压支柱支护，保持一梁一柱一平销，柱下站鞋，超前支护长度不得少于20m，上、下付巷距煤壁10m范围内打双排柱，10—20m范围内靠煤墙侧打单排柱，高度不低于1.6m，支柱初撑力≥50KN。
三、爆破设计
26071工作面爆破说明书
1、炮眼布置图（见附图）。
2、炮眼说明表如下：
⑴、炮眼布置参数：
眼深1.2m，眼距（水平）1.0m～1.2m，垂直眼距1.1m，顶眼距顶板0.6m，下扎角0~15,°底眼距底板0.4m，下扎角14～30°，炮眼与煤层的夹角75～80°。
回采前期：
工作面切巷长205m，顶底眼个数为410个，其中上、下缺口顶、底眼各为4个，工作面剩余段顶、底眼各197个；工作面回采中后期：
工作面切巷长80m，顶底眼个数为156个，其中上、下缺口顶、底眼各2个，工作面剩余段顶、底眼各74个。
炮眼的位置和角度根据工作面煤层底板坡度适当进行调整。
⑵、炮眼布置方式：
三花眼。
⑶、爆破方向：
采用正向爆破。
⑷、装药量：
底眼装450g（三卷药），顶眼装300g（二卷药），每班回采段采取分组装药，但一组装药必须一次起爆。
⑸、使用机械设备与爆破器材：
工作面使用1.2KW煤电钻打眼，用MFB—100型起爆器，三级煤矿安全炸药，采用合格的1～5段煤矿许用毫秒电雷管，总延期时间不超过130ms。
⑹、毫秒雷管秒量与段别标志表：
段数
1
2
3
4
5
秒量（ms）
14
25±12.5
50±12.5
75±12.5
100±12.5
脚线标志
灰红
灰黄
灰蓝
灰白
绿红
⑺、联线方式：
串联。
⑻、起爆长度：
根据工作面情况，一般不超过5m。
⑼、起爆顺序：
顶眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。
见联线方式图：
━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━
2345
⊙⊙⊙⊙
⊙⊙⊙⊙
1234
━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━━
⑽、放炮安全技术措施
①毫秒爆破必须采用串联，不得采用并联或混联，爆破前采用导通表检查爆破网络导通情况。
②使用良好的起爆器，并定期检查起爆器参数和更换电池，保证有足够的起爆能力，工作面只准使用一台起爆器起爆。
③装药时，必须按设计要求的起爆顺序装，不得装错，装好的炮眼雷管脚线要短路拧好。
④在放采比小于1、煤层较活地段或顶板破碎地段，由放炮员、班长视情况适当降低顶眼位置、减少顶眼个数及装药量、减少一次起爆长度，或不放炮采用手镐落煤。
⑤工作面出现拒爆、残爆时，按《煤矿安全规程》第342条规定执行。
⑥加强工作面瓦斯管理与检查，认真执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。
不符合《煤矿安全规程》要求时，不得装药放炮。
⑦执行开溜放炮，防止停溜放炮压死溜子。
⑧工作面每对棚不够5根柱时，不准放炮。
⑨每放一茬炮，放炮前必须保持工作面支架完好，放炮后必须维护支架，只有支架完整后，才能放下一茬炮。
⑩放炮后要做好敲帮问顶工作，及时拔梁支护，尽可能减少空顶时间，严格按《作业规程》要求，背帮背顶，片帮严重处，必须进行超前支护。
⑾采用放掐口炮的方法：
要求隔5m放一掐口炮，掐口长度不超过5m，第一茬炮放第一场上段和第二场下段（即掐口），第二茬炮放第二场上段及第三场的下段，依次类推，以缩小顶板空顶面积和空顶时间。
⑿说明书未规定的按《煤矿安全规程》井下爆破部分的有关条款执行。
附工作面放炮装药量表
工作面放炮装药量表（前期）
炮眼名称
眼深m
眼距m
长度m
药量kg
眼数
总药量kg
上口
顶眼
1.2
1—1.2
4
0.30
4
1.2
底眼
1.2
1—1.2
4
0.45
4
1.8
下口
顶眼
1.2
1—1.2
4
0.30
4
1.2
底眼
1.2
1—1.2
4
0.45
4
1.8
开帮
顶眼
1.2
1—1.2
197
0.30
197
59.1
底眼
1.2
1—1.2
197
0.45
197
88.65
循环药量
153.75kg/循环
工作面放炮装药量表（后期）
炮眼名称
眼深m
眼距m
长度m
药量kg
眼数
总药量kg
上口
顶眼
1.2
1—1.2
3
0.30
2
0.60
底眼
1.2
1—1.2
3
0.45
2
0.90
下口
顶眼
1.2
1—1.2
3
0.30
2
0.60
底眼
1.2
1—1.2
3
0.45
2
0.90
开帮
顶眼
1.2
1—1.2
74
0.30
74
22.2
底眼
1.2
1—1.2
74
0.45
74
33.3
循环药量
58.5kg/循环
注：
炮眼装药量由班组长和放炮员根据工作面顶底板煤质及地质构造情况可适当增减。
第三节通风系统
一、风流路线
⑴、新鲜风流→付井→东大巷→21轨道（管子、皮带）下山→26轨道巷→26071上车场→26071材料巷→26071工作面。
⑵、乏风流由26071工作面→26071运输巷→回风联眼→26回风巷→张湾风井→地面。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
根据工作面上下付巷掘进时瓦斯涌出量预测：
该工作面在外段回采时瓦斯涌出量为1.5~2.5m3/min，工作面在里段回采时瓦斯涌出量为10m3/min，工作面在高瓦斯区域回采时采用双套瓦斯抽放系统进行抽放。
（1）、低瓦斯区域回采配风量计算:
Q＝Q瓦×K/（C1-C2）=2.5×1.4/0.01=350（m3/min）
式中：
Q瓦——工作面瓦斯绝
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