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212402综采面作业规程

第一章概况2

第一节工作面位置及井上下关系2

第二节煤层2

第三节煤层顶底板3

第四节地质构造4

第五节水文地质4

第六节影响回采的其他因素5

第七节储量及服务年限5

第二章采煤方法6

第一节巷道布置6

第二节采煤工艺6

第三节设备配备8

第三章顶板控制11

第一节支护设计11

第二节工作面顶板管理13

第三节工作面上、下安全出口与端头控制16

第四节矿压观测19

第四章生产系统19

第一节运输19

第二节一通三防与安全监控22

第三节排水30

第四节供电30

第五节通讯、照明系统51

第六节工业电视检测系统52

第七节人员定位系统52

第八节供水、压风52

第五章劳动组织和主要技术经济指标54

第一节劳动组织54

第二节主要技术经济指标55

第六章煤质管理55

第七章安全技术措施56

第一节一般规定56

第二节顶板57

第三节爆破74

第四节“一通三防”管理措施74

第五节运输78

第六节机电81

第七节防治水98

第八节其他99

第九节试运转、初采初放、收尾回撤管理措施104

第八章灾害应急措施及避灾线路106

第一节、矿井避灾原则106

第二节现场自救措施107

第三节紧急避灾系统109

第四节各种灾害避灾路线111

第五节附图111

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

表1：

工作面位置及井上下关系

水平名称

一水平

采面名称

212402

地面标高

+610～+650m

工作面标高

-18～+62m

地面的相对位置

地表位于山坡地段，无建筑物及农田。

回采对地面对设施的影响

对应地表为荒山地段，无农田、村庄建筑，故回面对地面无影响。

井下位置及四邻采掘情况

212402回采工作面东起212402运煤下山，西至井田西边界。

南部临21126工作面。

布置在172302解放层工作面采空区之上。

走向长度

上巷326m下巷405m；平均365m

倾斜长度

106m

第二节煤层

表2：

煤层情况表

煤层厚度/m

平均4.2m

煤层结构

单一

煤层倾角/°

平均29°

开采煤层

二1

煤种

贫煤

稳定程度

比较稳定

煤层情况描述

212402段综采工作面所采煤层为二1煤，根据上、下巷掘进揭露煤厚和抽放巷钻探煤厚资料计算，该面煤厚2.2-6.1米，平均厚度为4.2m。

该工作面煤层走向为东西，倾向为北，倾角为29°，沿走向底板起伏变化较大。

该工作面煤层赋存比较稳定，结构简单，层理、节理发育不明显，硬度（f）在1.0左右，对回采没有影响。

该工作面煤种为贫煤，发热量在5000卡/kg以上。

第三节煤层顶底板

表3：

煤层顶底板情况表

顶、板板名称

岩石名称

厚度

特征

基本顶

砂质泥岩～细粒砂岩

4～6.5m

深灰色块状～灰色细粒结构主要成分为石英

直接顶

粉砂岩

灰色块状、具滑面

伪顶

砂质泥岩

1.5m

浅灰色块状

直接底

细中粒石英砂岩

灰白色厚层状，细中粒石英岩，顶部具水层理含黄铁结合

老底

粉砂岩，泥岩薄层

4.5～5m

灰色粉砂岩及泥岩互层，隔水

附图1：

工作面综合柱状图

第四节地质构造

地质构造、断层、褶曲：

该面整体为一单斜构造，煤层走向约78°，倾向168°。

根据掘进巷道实际揭露情况分析该面无大型断裂构造。

下巷中部有一褶皱构造，底板沿走向起伏变化大，预计该区段岩层倾角局部较大。

附图2：

工作面上、下巷及切眼素描图

第五节水文地质

一、工作面涌水量

在掘进过程中上、下巷无出水现象，该面现无水，回采过程中预计最大涌水量2～3m3/h，对工作面回采影响不大。

二、含水层

据地质报告，二1煤层顶板含水层为砂岩孔隙裂隙承压水，水文地质条件简单，底板太原组上段灰岩含水层属岩溶裂隙承压水，水文地质条件为简单。

主要含水层从下而上主要含水层有五层：

⑴寒武系灰岩含水层，由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成，厚度366.42m。

⑵太原组下段灰岩含水层，由L1~L4灰岩组成，厚度4.21~17.37m，平均8.92m。

含岩溶裂隙承压水，井田之外有泉水出露，流量2.172~5.002L/s。

本区揭露钻孔未见涌漏水现象。

⑶太原组上段灰岩含水层，由L6~L8灰岩组成，厚度6.34~18.96m，平均9.84m。

含岩溶裂隙承压水，裂隙、岩溶发育极不均一，本区揭露钻孔未见涌漏水现象。

⑷二1煤顶部砂岩含水层，由二1煤顶部香炭砂岩段和大占砂岩段中、粗粒砂岩组成，一般厚度16m，富水性差。

⑸第四系含水层：

以残坡积碎石和冲积洪积砂砾石层为主，厚度0.00~17.07m，富水性差。

第六节影响回采的其他因素

表4：

煤层情况表

瓦斯

二1煤开采过解放层后，预计采面绝对瓦斯涌出量为2.4（m3.min-1），

二氧化碳

煤尘爆炸指数

爆炸指数20%

煤的自然倾斜性

等级Ⅲ

地温危害

23°

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工业储量

工作面（一期）平均可采走向为365m，斜长106m，平均煤层厚度4.2m，，密度1.39t/m³，则工业储量为：

Q＝可采走向×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度

＝（365×103×4.2×1.39）=225872t

2、可采储量

Q＝可采走向×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度×回采率

＝（365×106×4.2×1.39×95％）=214578t

二、工作面服务年限

工作面服务年限＝可采推进长度/月推进度＝365/54＝6.7（个月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，工作面按走向长壁布置，该工作面位于矿西翼采区，上、下巷均沿煤层底板走向布置，切眼沿煤层底板倾向布置。

1、上巷：

2.4m（梁口）×2.8m（棚腿）单棚工字钢，下宽4.3m，净高2.4m，棚距0.55m，断面面积8.0㎡，沿煤层走向布置，沿煤层底板掘进，垮空掘进与采空区之间不留煤柱。

上巷为回风巷，主要担负物料、设备、配件运输和工作面回风任务。

2、下巷：

36u型钢支护，下宽4.1m，净高3.0m，棚距0.6m，断面面积11.6㎡。

沿煤层走向布置，沿煤层底板掘进，巷道处于被解放区域范围内，主要担负运煤、进风等任务。

3、开切眼：

切眼初始断面为4.5㎡，π型梁配2.6m单体支柱，一梁两柱，工作面安装液压支架前将断面扩大至13㎡，以满足安装需要。

附图3：

巷道平面布置图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法回采，工作面使用ZF3600/16/24型液压支架支护；使用MG170/410-WD型双滚筒采煤机割、装煤；工作面前、后部各安装一台SGZ630/264型刮板运输机分别运输采煤机落煤与放顶落煤；顶煤通过支架尾梁插板伸缩摆动自落装煤。

采用斜切进刀，双向割煤，往返两刀。

设计采煤机截割高度2.0m，截深0.6m，放煤步距0.6m，采放比1：

1.1，全部垮落法管理顶板。

二、回采工艺

1、进刀方式

采煤机采用斜切进刀双向割煤，进刀深度0.6m。

具体进刀工艺如下：

（1）采煤机割透端头后返机斜切进刀；

（2）采煤机进刀完毕后，推直溜，返机割三角煤。

（3）割完三角煤后，采煤机正常割煤；

（4）跟机推溜、拉架采煤机进入正常工作状态；

附图4：

采煤机进刀方式示意图

2、落煤方式

（1）采用MG170/410-WD型双滚筒电牵引采煤机，上滚筒割底煤，下滚筒割顶煤，滚筒自旋其截齿将煤体破碎，割煤截深0.6m。

（2）放顶煤使用支架尾梁插板伸缩摆动使顶煤自落，插板破碎大块煤碳，防止堵塞放煤口。

3、装、运煤

（1）采煤机滚筒螺旋叶片和前部输送机前移铲煤板装运底煤，后部输送机装运放落的顶煤，前后两部输送机平行运煤，集中到下巷转载机、皮带机运出工作面。

（2）人工将上、下端头浮煤攉至前部输送机上运出。

4、临时护顶

采煤机割煤期间，采用支架伸缩梁进行追机及时护顶。

5、推前部输送机

根据进刀方式推移前部输送机，在煤机过后依次进行，一般滞后煤机5-8架（7.5-12m），推移弯曲段不得小于5-8架（7.5-12m），推移步距0.6m。

6、移架

采用由下而上拉架支护方式，先降后移、少降快拉、带压移架的方式支护顶板。

移架滞后采煤机后滚筒5～8架追机作业。

顶板破碎时可超前移架，及时护顶，移架步距0.6m。

7、放煤

（1）放煤方式：

放煤采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，放煤步距0.6m。

（2）放煤组织：

放煤采用从上往下两轮循环放煤，第一轮初放，要求速度快，第二轮细放，把煤放净，见群矸停放，及时将后尾梁升起推出插板。

8、拉后部输送机

拉后部输送机由下向上顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，机头机尾拉移时应开空输送机，在停机状态下拉移，拉到位后方可开机。

9、工艺流程

采煤机斜切进刀→返机割上部三角煤→正常割煤→跟机推溜移架→放煤→拉移后部运输机→完成一个割煤循环。

工作面完成一个割煤、推溜、移架、放顶煤、拉后溜为一个循环。

三、工作面正规循环生产能力

W＝LShγc=106×0.6×4.2×1.39×0.95=352t

式中：

W—正规循环生产能力，t；

L—工作面平均长度，106m；

S—工作面循环进尺，0.6m；

H—工作面煤厚，4.2m；

γ—煤的视密度，取1.39t/m3；

c—工作面的采出率，95%。

第三节设备配备

一、工作面设备配备表

表5：

工作面设备配置表

使用地点

名称

规格

单位

数量

备注

工作面

采煤机

MG170/410-WD

部

破煤

液压支架

ZF3600/16/24

架

支护

刮板运输机

SGZ—630/264

部

运输

下巷

胶带机

DSJ80

台

运输

转载机

SZZ630-132

部

运输

风泵

BPF70/30

台

备用

回柱绞车

JSDB-13

部

拉皮带机尾

上巷

风泵

BPF70/30

台

备用

附图5：

工作面设备布置图

二、主要设备参数表

表6：

MG170/410-WD采煤机技术参数表

项目

技术特征

单位

型号

MG170/410-WD

台

滚筒直径

1600

截深

600

摇臂形式

整体弯·摇臂

摇臂摆角

+44；-20

度

滚筒转速

r/min

采高范围

1600～2400

适应倾角

≤45°

煤质硬度

f≤4

总装机功率

411

截割电动机额定功率

170

摇臂回转中心距

5798

过煤高度

428

最小卧底量

200

牵引形式

交流变频调速无链牵引

牵引速度

0～7

m/min

额定牵引力

405

整机重量

表7：

SGZ630/264型刮板输送机特技术参数

项目

技术特征

单位

型号

SGZ630/264

运输能力

450

t/h

标准台长度

150

装机功率

2×132

电动机

型号

YBKYSS-65/132-8/4

额定功率

132

额定电压

660/1140

冷却方式

水冷

中部槽规格（长*内宽*高）

1500×630×263

刮板间距

920

刮板链型式

中双链

链中心距

120

表8液压支架技术参数表

项目

技术特征

单位

型号

ZF3600/16/24

架

伸缩行程

700

额定工作阻力

3600

初撑力

3205

支护强度

0.78（平均）

MPa

底板比压

1.58（平均）

MPa

支架中心距

1500

高度

1600～2400

支架宽度

1500

推移行程

650

支架重量

12.5（约）

泵站压力

MPa

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、工作面支护设备型号及主要技术参数

（一）设备型号

1、液压支架：

ZF3600/16/24型四柱单铰点轻型低位放顶煤支架；

2、单体柱：

DW-28型和DW-25型；

3、π型梁：

3.6、4.8m。

（二）设备的主要技术参数

1、液压支架的工作技术参数

表9：

液压支架工作技术详细参数表

项目

参数

项目

参数

支架型号

ZF3600/16/24

工作液介质

3%～5%乳化液

支架面积

7.95㎡

支护强度

0.78MPa

支架宽度

1.42—1.59m

额定供液压力

31.5MPa

重量

13t

支架中心距

1.5m

工作阻力

3600KN

操作控制

快速本架操作

底板比压

1.58MPa

初撑力

3205KN

支撑高度

1.6—2.4m

外形尺寸

5.3×1.42×1.6m

通风面积

10.5㎡

移架步距

0.6m

2、DW-28型单体柱

表10：

DW-28单体柱技术参数表

行程

油缸直径

额定承载力

最大高度

最小高度

初撑力

额定工作阻力

800mm

100mm

25T

2800mm

2000mm

90KN

25T

3、DW-25型单体柱

表11：

DW-25单体柱技术参数表

行程

油缸直径

额定承载力

最大高度

最小高度

初撑力

额定工作阻力

800mm

100mm

25T

2500mm

1700mm

90KN

25T

二、支护强度验算

（一）工作面顶板强度计算及压力验算

Pt＝khrg

＝8×2.2×2.4×9.81＝414KN/m²×7.95m²＝3294KN

式中:

Pt：

工作面合理的支护强度

k：

支架上方顶板系数，取8；

h：

工作面采高，取2.2m；

r：

顶板岩石容重，取2.4T/m3；

g—常数，取9.81；

故选用ZF3600/16/24型液压支架，其支架设计支护强度为3600KN大于顶板3294KN，适应于工作面支护。

（二）上、下端头顶板强度计算及验算

1、每平方米所需的单体柱根数

N=Pt/P阻

式中Pt—取最大值52T/m2；

P阻—单体柱额定工作阻力25T。

N=2.08根/m2

2、一对π型梁支护的最大面积（棚距按0.6m计算）3.6×0.6=2.16m2

3、每对π型梁应配的单体柱

a=2.08×2.16=4.5（根）

通过以上计算，上、下端头每对π型梁棚距按0.6m计算，应配单体柱5根，即可满足要求。

但根据作业规程和《煤矿安全规程》及采煤质量标准要求，每根π型梁下应使用三根柱（二梁六柱），能够满足安全支护要求。

三、泵站设置位置及选型

将212402综采工作面泵站设置下巷进风石门内的机电设备硐室内。

乳化泵选用BRW-200/31.5型，装备两泵一箱，进液管选用Φ32mm的高压胶管，回液选用Φ51mm的高压胶管；喷雾泵选用BPW250/6.3型，装备两泵一箱，供液管为Φ25mm高压管。

BRW-200/31.5型乳化液泵

表12：

乳化液泵技术参数表

公称

流量

公称

压力

柱塞

直径

柱塞

数目

柱塞

行程

曲轴

转速

电机

功率

电压

电机型号

液压箱容积

工作

介质

200L/min

31.5MPa

40mm

62mm

548r/min

125KW

1140V

YB315M-4A

1600L

含3～5%乳化液中性水溶液

四、泵站使用规定

1、必须设专人开泵，开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常，检修泵时必须把开关停电闭锁，挂牌。

2、检查乳化液箱的液量大于箱体容量的1/2，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常检查配比浓度。

配比仪使用方法：

将镜片擦拭干净，用配套的吸管吸取少量的样品滴在镜片上，合上镜片进行观测，观测时用矿灯从镜片侧方或上方照射镜片至看到刻度为止。

3、乳化泵压力不得低于30MPa，喷雾泵压力不得低于8MPa。

4、专人维护，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象，保证设备性能良好。

5、加强泵站的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半月清理一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油，严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。

第二节工作面顶板管理

一、工作面常规支护

（一）工作面支护

工作面共安装支架72架，其中，中间架66架，过渡架6架，支架中心距1.5m，工作面最大控顶距6000mm，最小控顶距5400mm，移架步距600mm。

附图6：

工作面最大控顶距、最小控顶距示意图

二、正常工作时期的顶板管理

1、采用追机推溜、移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先推运输机，再移支架，即割煤—移运输机—移架；采用带压移架的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒5～8架。

顶板破碎时要超前伸出前探梁进行临时支护（煤机停机断电闭锁后方可拉保持的安全距离支架，煤机过后不能实现追机作业，必须将前伸缩梁及时伸出，并进行打上护帮板，但顶板破碎时必须拉超前架）。

支护质量标准要求：

1、支架与煤壁要垂直，与顶板接触严密，且垂直于顶底板，不得有空顶现象，机道梁端到煤壁顶板的冒落高度不大于300mm。

2、支架前立柱初撑力≥24Mpa，后立柱≥20Mpa，支架顶梁与顶板平行接触，仰俯角小于7°。

3、移架必须挂线，移架后支架要成一条直线，其偏差不超过±50mm。

4、支架中心距保持在1500±100mm之间，相邻支架空隙不得超过200mm。

5、支架完好，不漏液，不窜液，不自动卸载。

6、割煤后及时推溜、移架，前梁接顶严密，工作面架间浮煤不能超过50mm。

7、支架顶梁侧护板和伸缩梁坚持正常使用。

8、相邻支架间不能出现咬架和挤架现象，高低错差不能超过侧护板的2/3。

三、工作面发生片帮时的顶板管理

1、严格控制采高，工作面采高控制在2m±0.2m。

2、拉架后及时伸出伸缩梁和护帮板，支护新暴露的帮顶。

3、加快工作面推进速度，采煤机割煤后应及时拉架，减少工作面空顶时间，保持煤壁完整。

4、煤壁片帮时的处理方法

（1）片帮深度小于600mm时，伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。

如果伸缩梁不接顶，可在上面背坑木，使其接顶严密。

（2）片帮深度在600mm～1200mm时，及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶，如果伸缩梁不接顶，可在上面背坑木，使其接顶严密。

（3）片帮深度在1200mm以上时，及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。

如果拉过超前架后伸缩梁前剩余深度在340mm及以上时，打走向棚超前支护顶板，棚梁采用Φ160mm以上的半圆木或圆木，在伸缩梁上架棚，每架2棚，圆木一头担在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于500mm。

（4）架设走向棚时，顶板完整时可以降架操作，顶板破碎时严禁降架，要先架设临时支护，然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。

施工期间要有班长以上人员现场指挥。

（5）所有人员必须始终在支护良好的顶板下作业，严禁空顶作业，处理片帮前一定要保证退路畅通。

（6）处理片帮是严禁操作片帮区域前后10m范围内的其它液压支架。

（7）处理片帮时应至少四人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人观察，三人操作。

若发现危险征兆，要暂停工作，远离现场。

由有经验的熟练工敲帮问顶，用长钎处理完危险的活矸后再继续施工，严防冒顶片帮伤人。

（8）如果拉不成超前架可以只打走向棚临时支护顶板。

（9）人员进入煤墙侧作业时，刮板输送机和采煤机必须停电闭锁，必须关闭相邻3架支架的截止阀，并设专人看管，坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业。

四、工作面发生冒顶时的顶板管理

1、检修班加强检修，保证急停开关和通讯装置能够正常使用。

2、处理冒顶时，采煤机和刮板输送机必须停电闭锁。

3、工作面处理冒顶时，冒顶区域内停止其它一切与处理冒顶无关的工作，并撤出无关人员。

4、处理冒顶时坚持执行“敲帮问顶”制度，及时挑掉顶板活矸，严禁空顶作业。

5、对冒顶区两侧顶板进行加固，从上方一侧开始架木垛，顶板必须背实背牢。

6、处理冒顶时应至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人观察，四人操作，且必须有班长以上人员现场指挥。

7、所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路畅通。

8、处理冒顶时，严禁操作冒顶区域范围内的其它支架，冒顶区域内的支架要关闭截止阀，防止支架误动作。

第三节工作面上、下安全出口与端头顶板控制

一、工作面上、下巷的顶板控制

（一）上、下巷的超前支护

上、下巷超前支护采用HDJA1200型铰接顶梁或2.6π型梁配合DW-28型单体柱型单体液压支柱作超前支护。

设走向托棚，一梁一柱（π型梁一梁两柱），加强动压区超前支护，长度距煤壁线外，支护距离双排不少于20m，初撑力不小于90KN，高度不低于1.8米，人行道宽度不得小于0.8m。

超前支架巷道内支架要完整无损，铰接顶梁之间要用圆销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木茬背实顶梁，不见底时，单体柱穿木柱鞋（或铁鞋）。

超前支护内、外的巷道出现煤壁片帮、变形时应及时打点柱支护，顶板破碎时加强支护，超前支护内严禁堆放杂物。

（二）上、下巷的加强支护

对上、下巷道断面变形较严重，原支护有损坏的地段必须及时维修，确保通风、行人断面符合要求。

二、工作面安全出口与端头管理

（一）上安全出口与上端头支护

1、工作面上安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。

2、上端头（工作面与上巷结合交叉部）采用（4.8m和3.6m）π型梁配合单体柱对棚支护。

3、上巷与采面交汇处，从工作面煤壁至放顶线之间，距最后一架（72#）过渡支架上侧0.4m处，使用4.8m（前）、3.6m（后）架设走向托棚，棚距0.8-1.0m均匀架设（按照上帮—中间—下帮）在上端头的巷道内，抬紧顶部替棚后的铰接梁。

4、若π型梁与过渡架棚距变大（＞0.6m）必须使用π型梁及时加梁，架设走向棚进行支护。

5、π型梁支护要求：

两梁六柱，迈步前移。

（二）下安全出口与下端头支护

1、下小超前口规格，长1.5-2.5m×宽1.5m×高2m，使用2.0米铰接梁，两梁铰接，梁配合2.5米单体柱顺山棚支护，中拍椽子护顶，棚距0.6m，一梁2柱。

2、工作面下安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。

3、下端头（工作面与下巷结合交叉部）采用液压端头支架支护下端头。

4、端头支架布置在采面与下巷交汇处，从工作面煤壁至放顶线之间，该端头架与综采面1#过渡架相邻，端头支架架设在转载机槽的上、下两帮，前、后部运输机始终保持在上帮端头架的顶梁下部。

5、端头支架紧挨1#过渡架，之间若棚距变大

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