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1、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

2、、西部均为实煤区，东部为井田边界。走向长度m680倾斜长度m137.5面积m293500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=1.52、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

3、0.3-1.3F=6-8,灰黑色中细粒长石石英砂岩直接顶砂质泥岩、泥岩1.5-2.3F=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5.4-8.6F=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50 H2.0m正断层，对工作面影响较小； 33#测点揭示出一条69（NW）倾角86H=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55H=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

4、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35H=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62H=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320，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

5、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

6、、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0.69 m3/ 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52#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，

7、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89375Q地=650137.52.81.45=362862t（二）工作面回采率为95% Q采=36286295%=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=0.6680%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52#煤

8、层走向布置在52#煤层中，工作面沿52#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M22100进斜129.5岩3.13.058.51锚喷运料进风106.8-1425.62100下顺680.5煤2.83.82.47.929.3铁棚0.62100工作面4.95.312.2413.26支架采煤2100上顺702运煤回风2100溜煤眼405.76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

9、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2530m，进刀深度为0.6m，双滚筒割煤，无链牵引，牵引速度1.53m/min。采煤机进刀过程如下：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）；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

10、机移直图（b）；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）；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 0.61.4595%=320（t）日产量=32080%=1540（t）月产量=154030=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JD251台2100上 顺胶

11、带运输机SSJ1000/125部转载机SZB730/75潜水泵BQS-100-60/37备用回绞JH7.52100工作面采煤机MG200/468WD液压支架ZY280013/28109架刮板运输机SGZ630/264下顺乳化液泵DRB200/31.52备用1台JD11.43回 绞JH18.5BQS-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-2.0QJZ-300QBZ-80煤电钻综保ZBZ-2.5（下顺）KBZ-630/1140KBZ-800/1140-6KBZ-800/1140-44QBZ-63煤联巷移 变KBSGZY

12、-630/6KBSGZY-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1.51.2直接底厚度1.3直接顶初次垮落步距1618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mm150来压显现程度明显周期来压810300120不明显5平时2801006直接顶悬顶情况4.07底板容许比压Mpa15直接顶类型类9基本顶

13、类型级巷道超前影响范围m（二）待选液压支架技术特征。ZY280013/28型掩护支架技术特征表内容规格适用条件度320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1.32.8工作阻力KN2800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ZY2800/13/28型掩护支架特征可知，该支架对东坡52#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25高压胶管，耐压35Mpa以上。主要技术参数如下

14、：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52#煤层顶板特征，顶板分为级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，

15、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

16、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

17、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810m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7080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

18、（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

19、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0.2 m处，另一组架设在巷道帮侧且距巷帮0.2 m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

20、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600200150mm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

21、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DZ2.8型超前支护使用铰接梁HDJA1000型200长梁4m端头支护圆木2002400mm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

22、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

23、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JD25型和JD11.4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JH18.5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