2100综采工作面作业规程Word格式文档下载.docx
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第七节机电-53-
第八章灾害分析应急措施及避灾路线-57-
第一节灾害预防-57-
第二节避灾撤人路线-62-
第三节安全避险“六大系统”管理-62-
第九章采煤工作面现场精细化管理细则-64-
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面名称：
2100综采工作面
二、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
采区名称
东二扩大区西翼采区
地面标高
872m/939.5m
井下标高
558.5m/600m
地面相对位置
位于牛家塬村以北约700米
回采对地面设施的影响
回采对地面设施影响不大
井下位置及相邻关系
位于东二扩大区西翼采区，北部、南部、西部均为实煤区，东部为井田边界。
走向长度m
680
倾斜长度m
137.5
面积m2
93500
工业储量（T）：
379610
回采率：
95%
可采储量（T）344719
第二节煤层
1、采煤工作面开采煤层情况见表2
表2：
煤层情况表
煤层厚度
平均2.8m
煤层结构
复杂
煤层倾角
3-20°
开采煤层
5-2#煤层
煤种
瘦煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
结构为1.2（0.1）0.4（0.2）0.9，夹矸两层，硬度为f=1.5
2、煤质指标见表3
表3：
煤质指标
灰分
挥发份
水分
发热量（大卡/kg）
牌号
23.5%
22.17%
0.86%
6027
第三节煤层顶底板
表4：
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度m
特征
老顶
K4灰黑色中细粒长石石英砂岩
0.3-1.3
F=6-8,灰黑色中细粒长石石英砂岩
直接顶
砂质泥岩、泥岩
1.5-2.3
F=3-4，砂质泥岩，泥岩
伪顶
碳质泥岩
0.7-1.2
碳质泥岩，中间夹两层煤线
底板
K3石英细砂岩
5.4-8.6
F=8-15，石英细砂岩
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
在掘进过程中，共揭示出断层5条；
其中，下顺29#测点处揭示出一条产状为72°
（NE）倾角50º
H≥2.0m正断层，对工作面影响较小；
33#测点揭示出一条69°
（NW）倾角86°
H=1.5m正断层，预计对工作面回采影响较小；
44#-48#测点处揭示出一条产状为88°
（NE）倾角55°
H=1.4-1.8m正断层，并且断层面有向工作面延伸的趋势，预计对工作面回采会造成一定影响；
上顺24#测点处揭示出一条产状55°
（NE）倾角35°
H=4.7m正断层，对工作面回采会造成一定影响，预计走向影响100m，倾向40m；
2100上顺51#测点处揭示出一条产状为68°
（NW）倾角62°
H=5m正断层，工作面切眼改造后掘进过程中未揭示出该断层，预计该断层对工作面初采不会造成影响。
二、褶皱情况及其对回采的影响：
该面煤层总体为一轴向近南北的向斜构造一翼。
沿切眼向前推采上山，煤层较稳定倾角3－20°
，推采时起伏较大，工作面整体机头高于机尾。
第五节水文地质
一、涌水情况分析：
2100工作面位于东二扩大区西翼，与相邻的2104工作面顶板含水层性质基本相同，其厚度为2-8米，回采时含水层将被破坏，预计涌水量每小时40立方米左右，将对回采构成一定影响。
二、其它水源分析：
2100工作面地表为黄土覆盖，地貌表现为沟和卯，开采后无地表水导入井下的可能。
三、治理措施：
在上下顺必须提前分别安装一趟4寸管路，在巷道低洼处设置与水泵排水能力相符的水仓，下顺备用2台型号为BQS-100-60/37水泵，水泵流量每小时100立方米，扬程60米。
上顺备用一台型号为BQS-100-60/37水泵，水泵流量每小时100立方米，扬程60米。
第六节影响回采的其它因素
一、该面是本区域的第五个采面，根据东坡煤矿2009年编制的瓦斯地质图及本区域2103、2105、2104、2106工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况，瓦斯绝对涌出量0.31m3/min，瓦斯相对涌出量0.3m3/t；
二氧化碳绝对涌出量0.72m3/min，二氧化碳相对涌出量0.69m3/t。
预计该工作面为低瓦斯区域。
二、根据2009年的鉴定，工作面煤尘爆炸指数为25.93%。
三、根据鉴定5—2#煤层属不易自燃煤层。
四、参考矿井和相邻工作面地温情况，地温对回采没有影响。
五、地质部门建议：
1、由于工作面顶板局部为复合型顶板，伪顶、直接顶硬度小容易破碎，易造成片漏现象，影响煤质，建议在回采时随机拉架控制好顶板，以提高煤质。
2、因煤层中含有瓦斯、煤尘有爆炸危险，应加强“一通三防”工作。
3、预计采动后顶板含水层破坏，老孔涌水，应做好防治水工作。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面走向长度650m，倾斜长度137.5m，采高2.8m。
面积89375
Q地=650×
137.5×
2.8×
1.45=362862t
（二）工作面回采率为95%
Q采=362862×
95%=344719t
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/设计月推进长度
设计月推进长度=0.6×
6×
80%×
30=86.4m
工作面服务年限=650/86.4=7.6（月）
第二章采煤方法
采用走向长壁后退式综采一次采全高采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区轨道大巷和皮带大巷布置在奥陶纪石灰岩中，巷道均按煤层走向平行布置，两巷间距为40m。
二、工作面上下顺均沿5—2#煤层走向布置在5—2#煤层中，工作面沿5—2#煤层倾向布置。
三、巷道布置规格见表5
表5：
巷道布置规格
巷道
名称
巷道长度（M）
围岩名称
净断面
掘进断面
M2
支护形式
棚间距
M
用途
允许通过风量
m3/min
上宽
（长）（M）
下宽（长）（M）
高
（M）
断面M2
2100进斜
129.5
岩
3.1
3.05
8.51
锚喷
运料进风
106.8-1425.6
2100下顺
680.5
煤
2.8
3.8
2.4
7.92
9.3
铁棚
0.6
2100工作面
4.9
5.3
12.24
13.26
支架
采煤
2100上顺
702
运煤回风
2100溜煤眼
40
5.76
裸体
储煤
2100回斜
161.5
运料回风
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
（一）采煤施工工艺流程
双滚筒采煤机割煤自装，用刮板输送机和胶带输送机运输煤炭，及时打出支架伸缩梁支护顶板，收伸缩梁拉移液压支架支护顶板，推移工作面刮板输送机。
（二）采煤工艺过程：
割煤→打出支架伸缩梁支护顶板→拉移支架支护顶板（同时收回支架伸缩梁）→推移工作面刮板输送机。
二、采煤机进刀方式
采煤机进刀方式采用两端头割三角煤斜切进刀，斜切进刀长度为25—30m，进刀深度为0.6m，双滚筒割煤，无链牵引，牵引速度1.5—3m/min。
采煤机进刀过程如下：
①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移至煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤[图（a）]；
②调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直[图（b）]；
③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处[图c）]；
④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤[图（d）]。
三、工作面正规循环生产能力
工作面长度（L）137.5m，正规循环推进长度（S）0.6m，采高（h）2.8m，煤的视密度（r）1.45t/m3，工作面回采率（c）95%
W=LShrc=137.5×
0.6×
1.45×
95%=320（t）
日产量=320×
80%=1540（t）
月产量=1540×
30=46200（t）
第三节设备配置
2100综采工作面机械设备配备表
使用地点
设备名称
规格型号
数量
单位
备注
2100
回斜上平台
上平台
进斜斜上平台
调度绞车
JD—25
1
台
2100上顺
胶带运输机
SSJ—1000/125
部
转载机
SZB—730/75
潜水泵
BQS-100-60/37
备用
回绞
JH—7.5
2100
工作面
采煤机
MG200/468—WD
液压支架
ZY2800—13/28
109
架
刮板运输机
SGZ—630/264
下顺
乳化液泵
DRB200/31.5
2
备用1台
JD—11.4
3
回绞
JH—18.5
BQS-30-40/7.5
进斜上平台
2100综采工作面电气设备配备表
馈电开关
KBZ-400
启动器
QBZ-80N
照明综保
ZBZ-2.0
QJZ--300
QBZ-80
煤电钻综保
ZBZ-2.5
（下顺）
KBZ-630/1140
KBZ-800/1140-6
KBZ-800/1140-4
4
QBZ-63
煤联巷
移变
KBSGZY-630/6
KBSGZY-500/6
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架选型设计
2100工作面顶板采用液压支架控制顶板，支护设计即为液压支架的选型设计。
（一）矿压参数
参考临近工作面本煤层矿压观测资料填制矿压参数表。
同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考
序号
项目
同煤层实测
本面选取或预计
顶底板
直接顶厚度
1.0
基本顶厚度
1.5
1.2
直接底厚度
1.3
直接顶初次垮落步距
16
18
初次来压
来压步距
20
最大平均支护强度
KN/㎡
400
最大平均顶底板移近量
mm
150
来压显现程度
明显
周期
来压
8
10
300
120
不明显
5
平
时
280
100
6
直接顶悬顶情况
4.0
7
底板容许比压
Mpa
15
直接顶类型
类
9
基本顶类型
级
Ⅱ
巷道超前影响范围
m
（二）待选液压支架技术特征。
ZY2800—13/28型掩护支架技术特征表
内容
规格
适用
条件
度
3—20°
顶板
基本顶
基本底抗压强度不低于15Mpa
地质构造
地质构造简单，煤层赋存稳定
总体
支架高度
1.3—2.8
工作阻力
KN
2800
初撑力
1979
对底板最大比压
1.1-1.8
二、选择支护材料
根据邻近工作面矿压观测数据及ZY—2800/13/28型掩护支架特征可知，该支架对东坡5—2#煤及顶底板条件基本适应，故本工作面选用这种型号支架控制顶板。
三、乳化液泵
（一）泵站选择数量
乳化液泵型号为DRB200/31.5，数量为2台，乳化液箱1台，输液管路选用Φ25高压胶管，耐压35Mpa以上。
主要技术参数如下：
乳化液泵型号：
公称流量：
200L/min
公称压力：
31.5Mpa
电机功率：
125KW
（二）泵站设置位置
泵站安设：
在下顺槽距工作面100m左右。
第二节工作面及两巷顶板控制
一、工作面正常工作时期顶板支护方式
依据东坡煤矿5—2#煤层顶板特征，顶板分为Ⅱ级2类，确定采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。
最大控顶距为3.629m，最小控顶距为3.029m，移架步距为0.6m，工作面内采用采煤机割过煤后及时打出伸缩梁支护，移架在采煤机割煤过后5-9米进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。
二、正常工作时期的特殊支护形式
1、顶板破碎时，必须立即采取支护，即采煤机后滚筒割过煤后，及时打出伸缩梁或在采煤机割煤前拉超前架支护顶板。
2、工作面局部端面距大于0.34m时，必须打出伸缩梁或超前拉架支护。
三、两端头放顶与其它工序平行作业的安全距离，不小于15m。
1、回柱放顶的方法是两人配合，一人监护顶板一人使用拔柱器人工放顶。
2、回柱放顶前，先维护好附近的支架，撬掉帮顶活煤矸，清理好退路，保证后路畅通无阻。
3、回柱放顶的方法是用单体卸液手把操作，由里向外，由下向上，先柱后梁，先维护后放顶的原则进行。
4、放顶前在放顶线处先打好拦头支柱，用板皮、荆笆等设好挡矸帘，避免窜矸伤人。
5、放顶时，必须一人观察好顶板，一个操作，放顶线应与支架切顶线打齐。
四、特殊时期的顶板控制
（一）来压及停采前的顶板控制
1、工作面初采初放及停采必须编制专门安全技术措施。
2、工作面两巷超前支护，在巷道的上下帮棚梁端各0.3m处正悬臂一梁一柱双排支护50m，顶梁必须进行铰接，铰接率达100%。
严禁单梁单柱，支柱注液阀口面向老空侧，支柱手把面向工作面推进方向。
所有支柱必须拴好防倒链，防倒链一头拴在交接梁上，一头拴在支柱柱头下，支柱实行统一编号挂牌管理。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、过断层必须编制专门安全技术措施。
2、工作面过断层时应加强支架、采煤机、刮板输送机检修，严禁“带病”运转，并采用废旧皮带护理支架立柱、管路等设施。
3、过断层采用挑顶或拉底方法进行破矸，使顶底板趋于平缓，但必须加强断层面的支护，要严格控制采高在2.0m以上。
4、过断层区域采用打出支架伸缩梁或拉超前架支护。
5、及时调整支架，相邻支架错差不大于支架顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬不倒，保持支架良好的支护状态。
五、强制放顶安全技术措施
当工作面回采8—10m后，老空区顶板无垮落时，必须进行强制放顶。
其方法是：
在工作面相邻支架立柱前顶梁空隙处进行打眼，打眼时应与顶板成70°
—80°
夹角，眼深1.6米，眼距1.25米，排距1.0米，每眼装药两节。
然后割煤拉架，当全工作面支架拉过后，将人员撤至顺槽警戒线以外，开始进行放炮，对顶板进行松动。
每回采1米，放一次震动炮，直至老顶垮落。
第三节两巷及端头顶板管理
一、工作面上顺、下顺的顶板控制
（一）上顺、下顺的超前支护
1、两巷超前支护为50m。
2、超前支护的单体支柱要打成一条直线，支柱迎山有力，升紧打牢，所有支柱必须拴好防倒链，支柱必须编号管理。
两巷无空载失效支柱，支柱初撑力不低于90KN，底板松软时，支柱必须穿靴。
3、超前支柱的铰接梁必须平直，顶梁铰接率必须达到100%。
（二）上顺、下顺的支护
工作面上下顺采用工字钢支护，局部采用锚网工字钢双支护形式，断层、顶板破碎或压力大地段,在原工字钢棚梁下加打单体支柱，支柱必须成排并拴防倒链。
二、工作面两端头及安全出口的管理
（一）端头支护形式
1、巷道的上、下巷帮各设置一对两端头焊接有1m金属铰接顶梁单双耳朵4m长梁支护，抬住端头的棚梁，长梁必须成对使用，交替迈步前移，内间距为0.1m，保持＂一梁四柱＂。
长梁共两组，一组架设在机头探头上方距支架侧护板向外0.2m处，另一组架设在巷道帮侧且距巷帮0.2m处。
长梁移设步距为1.2m。
2、以机头为例，探头上方的一对长梁，其中靠近1#支架的一根长梁单耳在前面向工作面推进方向，双耳在后面向老空侧，另一根长梁双耳在前面向工作面推进方向，单耳在后面向老空侧；
巷帮保护煤柱侧的一对长梁，靠近煤墙的一根长梁双耳在前面向工作面推进方向，单耳在后面向老空侧，另一根长梁单耳在前面向工作面推进方向，双耳在后面向老空侧。
3、每次长梁移设完毕后，在迈步超前的两根长梁后正悬臂挂1m金属铰接梁顶梁，并和长梁进行铰接，迈步滞后的长梁后打设带帽点柱。
4、长梁移设到位后，在两头落山角处沿支架切顶线打设一排拦头支柱，拦头支柱要与支架切顶线打齐，柱距0.4m，单体直接打在柱帽下，在采煤机从机头返刀拉1#架前，沿推进方向前0.6m处，以同样柱距打一排单体，当拉出支架后及时回撤最后一排单体支柱，以此类推拦头柱随工作面推进前移，循环支护，严禁提前回切顶支柱。
柱帽为规格600×
200×
150mm的板皮。
5、机尾采用同样的方法架设长梁、维护放顶。
（二）质量要求
1、上下安全出口高度不低于1.8m，宽度不小于1.0m，并安排专人清理维护。
2、顶梁铰接率必须达到100%
3、单体支柱和铰接顶梁必须完好，不能使用失修失效的坏柱梁。
4、两巷超前50m范围支护应完整无缺，无断梁折腿、工字钢变形现象。
三、支护材料的使用数量和存放管理
支护材料的使用数量和存放管理
种类
使用量
复用%
单体
DZ—2.8型
超前支护使用
铰接梁
HDJA—1000型
200
长梁
4m
端头支护
圆木
Φ200×
2400mm
两巷超前用
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
工作面顶板动态检测，以及工作面上、下顺顶板变化情况。
二、矿压观测方法
1、工作面上、下顺槽通过布置围岩表面收敛站观测巷道围岩变化状况，通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况。
2、工作面每15架设置一个矿压观测探头，探头接在支架安全阀侧压力孔内，24小时在线监测，数字自动记录，每月进行一次分析，每月要有分析报告。
3、顶板安全监控系统由检修班安排专人负责日常维护，监控系统必须24小时不间断的正常监测，详细记录系统的运行状况。
4、各分站、分机、传感器必须按照规定和监控系统设计进行安装、调试、维护和使用。
工作面因地质变化需放炮时，应及时将分机及通讯线移至安全地点，放炮结束后及时移回原位置。
当班班长和支架工负责观察各个分机的数据，发现问题及时汇报区队值班人员，严禁擅自停用。
5、监控系统安设的种类、数量、位置，电缆铺设都必须符合《煤矿安全规程》规定，系统使用完毕需拆除时，必须与生产科联系，采取措施后方可进行，检修与系统有关的电气设备需要停止系统运行时必须经生产科同意，采取安全措施后，方可检修。
6、顶板安全检测系统发生故障时，能在井下处理的故障，必须严格执行停电检修制度后再进行处理。
在井下无法处理的，区队应及时报告生产科，并应在24小时内予更换。
7、在洒水时，应注意对各监测分站设施加以保护，不得将水洒在设备上，顶板监测系统达到上限时，当班电工应及时对其压力进行调整。
8、两巷使用的矿用数字压力计由检修班每天负责前移，采集数据，每天将采集数据交生产科。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）工作面采用SGZ-630/264刮板输送机一台，长度137.5m，功率2*132KW,输送量450t/h；
采煤机双滚筒自装煤炭；
上顺运输采用SZB-730/75型桥式转载机和SSJ1000/125胶带输送机转载运输煤炭。
转载机长度27米，功率75KW，输送量630吨/小时；
胶带输送机功率125KW，输送量630吨/小时。
（二）辅助运输设备及运输方式
采用JD—25型和JD—11.4型绞车进行轨道运输。
二、移溜方式
工作面刮板输送机推移采用液压支架推移千斤顶推移，转载机推移采用JH—18.5型回绞拉移。
三、运煤路线
煤炭由工作面刮板输送机→桥式转载机→胶带输送机→2100煤仓→扩大区皮带大巷→扩大区皮带上山→东三煤仓→东大巷→主井煤仓→地面。
四、辅助运输路线
材料由地面→副井→东大
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