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第五节供电26

第六节通信、照明26

第五章劳动组织和主要技术经济指标26

第一节劳动组织26

第二节作业循环28

第三节主要技术经济指标30

第六章煤质管理30

第七章安全技术措施31

第一节一般规定31

第二节顶板43

第三节防治水46

第四节爆破47

第五节“一通三防”与安全监控49

第六节运输53

第七节机电55

第八节各定岗司机的安全注意事项58

第九节其他63

第八章灾害应急措施及避灾路线74

第一节灾害应急措施74

第二节避灾路线75

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

采煤工作面位置及井上下关系见表1。

表1工作面位置及井上下关系

水平名称

+923水平

工作面名称

6102工作面

地面标高

+1040~+1130

井下标高

+922.923~953.85

地面相对位置

盖山厚度86-276m。

回采对地面

设施的影响

地面无建筑，回采对地表民用山坡地产生裂缝和塌陷。

井下位置及

与四邻关系

井下位于副斜井右翼，东无采掘区域（1700米至井田边界），西与北辅运大巷相邻，南部为6101采空区，北部为6103采空区。

走向长度m

1239

倾斜长度

m

142.3

面积/m2

176301

第二节煤层

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/m

10.06-14.30

煤层结构

复杂

煤层倾角（°

）

3-6

12

5

开采煤层

6#

煤种

长焰煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

该工作面主采6#煤层，平均厚约12m，该工作面煤层厚度较稳定，在10.06-14.30m之间变化，煤层厚度有一定变化，但仍属较稳定煤层。

煤层整体倾向东南高、西北低，倾角3—6°

第三节煤层顶底板

开采煤层顶底板情况见表3。

表3煤层顶底板情况表

煤层顶底板情况

顶板情况

岩石名称

厚度（m）

岩石特征

老顶

直接顶

砂质泥岩

29．5

深灰-灰黑色，性脆。

伪顶

直接底

14．5

老底

附图1：

综合柱状图。

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响:

无

二、褶曲情况及其对回采的影响：

三、其他因素对回采的影响（陷落柱等）：

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

该区水文地质条件简单,全区地面沟谷纵横，补水来源为季节性雨水。

工作面东邻老碓臼沟煤矿采空区，留设隔离煤柱41m，6102工作面两巷局部有少量顶板淋水，6102工作面位于6101、6103工作面之间，两个工作面在回采时只有局部位置有少量的顶板淋水现象，切没有涌水点，因此6102工作面属于相对安全的。

工作面回采前在两巷低洼处设小水仓，并配备大功率排水设备及配套排水管路，以防空巷、季节雨水、6101工作面、6103工作面积水通过裂隙进入工作面，造成透水事故。

二、涌水量

正常涌水量：

正常回采时涌水量为：

30m3/h。

最大涌水量：

工作面最大涌水量为：

60m3/h。

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况见表5。

表5影响回采的其他地质情况表

瓦斯

按低瓦斯矿井管理

煤尘爆炸指数

具有爆炸性

煤层自燃倾向性

自燃发火等级为Ⅰ类

地温危害

地压

二、冲击地压和应力集中区

无冲击地压和应力集中区。

三、建议：

1、回采之前，顺槽底洼处掘好临时水窝，配备两台55KW水泵，一台工作，一台备用；

另外铺设一趟4寸管作为备用，防止空巷、季节雨水、6101工作面、6103工作面积水通过裂隙涌入工作面造成透水事故。

2、回采中需要注意煤厚变化，及时调整支架高度。

3、回采中遇地质条件变化时必须加强顺槽支护及工作面煤层帮管理，以防冒顶及滚帮事故发生。

4、回采以保护煤柱为界，不得欠采或超采。

5、回采中必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。

6、遇构造时，及时汇报、联系。

第二章采煤方法

本工作面采用倾斜长壁后退式底位放顶煤综合机械化采煤方法,顶板采用全部垮落法进行管理。

第一节巷道布置

一、工作面顺槽

工作面布置两条顺槽,即6102回风顺槽和6102进风顺槽,两条顺槽均为矩形断面，两条顺槽设计规格相同，即高度为3.2m，宽度为4.2m，断面为13.44m2，两顺槽均采用锚网+锚索支护；

6102进风顺槽用于进风、运煤；

6102回风顺槽用于回风及材料运输。

二、工作面切眼

工作面切眼为矩形断面，设计高度为2.9ｍ，宽度为7.2ｍ，断面为20.88ｍ2，采用锚网加锚索吊梁并辅以一梁两柱支护。

切眼用于安装采煤设备及连接两顺槽，形成通风、生产系统。

三、停采线位置

工作面距北辅运大巷30m处为停采线，工作面切眼煤壁距停采线1239m。

附图2：

工作面及巷道布置平面图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

采煤工艺为：

双滚筒采煤机割煤、装煤——可弯曲刮板运输机运煤——放顶煤——移架——推移刮板运输机。

（一）落煤

1、落煤方式：

采用MG250（601-WD）型双滚筒采煤机双向割煤，采高3m，截深为0.6m，根据工作面综合运输能力，顶板条件确定采煤机的牵引速度控制在0—4.4m/min。

装煤由螺旋滚筒装入SGZ-764/630型可弯曲刮板运输机。

2、进刀方式：

采煤机端头斜切进刀割三角煤自开缺口，返刀距离在20米。

进刀深度为0.6m。

采煤机端头斜切进刀割三角煤自开缺口时，采机司机一定要提前10个架开始平缓过渡。

附图3：

采煤机进刀方式示意图。

采煤机割通机尾（机头）后，推移刮板运输机至采煤机后滚筒20米时停止；

（图a）

调换采煤机滚筒上下位置，沿刮板运输机弯曲段向机头（机尾）方向切入煤壁，直至前后滚筒完全切入一个截深，采煤机进入运输机直线段停止采煤机；

（图b）

推移刮板运输机机尾（机头）段，使刮板运输机成直线；

（图c）

调换采煤机滚筒上下位置，向机尾（机头）割通三角煤；

（图d）

调换采煤机滚筒上下位置，向机尾（机头）正常割煤，完成进刀；

（图e）

（二）、装煤

采用采煤机螺旋滚筒配合SGZ-764/630型可弯曲刮板输送机铲煤板装煤。

（三）、移架

割煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架，顺序追机拉架，拉架步距为0.6m。

（四）、推前部溜

滞后拉架4-6架,即可推前部溜,顺序追机推溜，推溜步距为0.6m，推溜距采煤机的距离不小于12m，最大不超过40m，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子弯曲段不小于10个支架，顶第一次机头，机尾时，机组斜切进刀；

顶第二次机头，机尾时，机组返空刀正常割煤。

（五）放顶煤

放顶煤滞后于拉架3—5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾各四架不放顶煤。

初放顶煤：

在支架顶梁末端推出切眼3个循环后放顶煤，若放顶煤困难，可采取放震动炮的方法进行放煤，届时制定专门的措施。

正常放顶煤：

采煤机每割二刀煤，放煤一次。

放煤顺序：

放煤顺序采用双轮顺序分段均匀放煤，由三人同时操作，三人间隔不小于五个支架，依次顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤。

末采放顶煤：

工作面在距停采线15m时，停止放顶煤。

末采时制定专门施工安全措施。

（六）、拉后部溜

当工作面支架放完顶煤后,滞后放顶煤支架10个架拉后部溜子，拉溜步距为0.6m，后溜弯曲段不小于15m，严禁出现急弯。

拉后部溜滞后放顶煤支架最大不超过40m。

（七）运煤

工作面采用SGZ-764/630型可弯曲刮板运输机，顺槽采用SZZ-830/315型转载机（破碎机为PCM-160型），及DSJ100/42/180型胶带输送机运煤。

二、工作面正规循环生产能力

本工作面为放顶煤开采，机采采高3m，放顶煤厚底为9m，采放比为1:

3。

生产班每班1个循环，每日1循环，循环进度1.2m。

放顶煤步距1.2m，综合回收率80％，其中机采回收率98％，放顶煤回收率74％，工作面可采储量3215888.9吨。

1、工作面参数：

工作面走向长度1239m（切眼煤壁距停采线）

工作面倾斜长度142.3m（净煤壁）

2、循环产量=（工作面煤壁长×

机采采高×

循环进度×

容重×

割煤回采率）+（放顶煤长度×

放顶煤高度×

放煤步距×

放顶煤回采率）

循环产量=（142.3×

3×

1.2×

1.52×

98％）+（（142.3-9）×

9×

74％）=763.1+1619.3=2382.4吨。

日产量=循环产量×

循环数=2382.4×

2=4764.8吨

月产量=日产量×

天数=4764.8×

25=119120吨。

第三节放顶煤工艺

一、放顶煤工艺

放顶煤开采的主要工艺循环顺序为：

放顶煤开采的一个循环结束是以放煤工序完成为标志的，二刀一放所需的循环时间为最短。

因此，6102采面采取放顶煤作业滞后采煤机不少于10架为宜。

二、放顶煤方式

6102工作面采用多轮间隔放煤，即间隔一个支架打开一个放煤口，每个放煤口见矸即关门。

操作时，先顺序打开1，3，5……号支架放煤口，放完煤后，再顺序打开2，4，6……号支架放煤口，同时，在见到矸石时必须立即关闭放煤口，防止大量矸石混入煤中导致含矸率增加。

第四节设备配置

采煤机：

采用MG（601-WD）无链电牵引采煤机。

刮板输送机：

采用SGZ764/630型前后各一部；

转载机、破碎机：

6102进风顺槽布置一部SZZ830/315型转载机配合PCM-160型破碎机一台；

胶带输送机：

6102进风顺槽布置一部DSJ100/42/180型胶带输送机。

中间支架：

ZF5600/18/33型放顶煤支架91架；

端头支架：

6102进风顺槽、6102回风顺槽端头各配置ZTF6500/20/32型端头支架3组；

乳化液泵：

6102回风顺槽设备列车处放置2台BR250/31.5型乳化液泵。

附图4：

工作面设备布置示意图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架选型设计

（一）工作面顶板采用液压支架控制，支护设计即为液压支架的选型设计。

（二）选型依据：

根据煤层顶板分类、煤层厚度、采高、煤层倾角、通风要求、以及采煤机和运输机匹配等条件，选用ZF5600/18/32液压支架91台、ZGF6500/20/32端头支架6台，共计97台支架。

（三）支架型号：

ZGF6500/20/32型液压支架

ZF5600/18/32型液压支架

（四）支护强度验算：

P=（4—8）MR×

10-6

P—直接顶及老顶来压时的支护强度，MPa；

M—采高，取：

12.8m；

R—直接顶岩石容重取1.6×

104N/m3

P=6×

12.8×

1.6×

104×

10-6=1.22MPa。

（五）本工作面选用ZF5600/18/32液压支架、支护强度为1.24MPa，ZGF6500/20/32端头支架、支护强度为1.34MPa，大于顶板来压时的支护强度。

选型合理。

二、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

本工作面选用BRW250/31.5型乳化液泵2台，1台备用，1台工作，当一台泵工作不能满足正常生产需要时，启动两台泵同时工作，RX400/25型乳化液箱供液，乳化液泵站到工作面采用φ32mm高压管路进液，φ40mm管路回液。

（二）泵站安设位置

乳化液泵站、液箱安设于回风顺槽设备列车中，随着工作面回采的推进，与设备列车一起移动。

泵体、液箱要求平、正以免造成齿轮箱缺油。

（三）泵站使用规定

１、泵站操作人员必须经过培训，经考试合格后方可持证上岗。

２、泵站上的任何保护严禁甩掉。

３、泵站、泵箱的盖板必须盖严，以防污物等进入泵体、泵箱。

４、不得随意开动泵站，必须接到开泵信号后方可开动。

５、泵站司机要按规定压力送液，不得任意调压。

６、各部件的联接螺栓等紧固件要紧固齐全。

７、任何情况下不得关闭泵站的回液管路。

８、齿轮箱、曲柄箱的油位，必须符合规定。

９、过滤器要保持清洁，三天清洗一次

10、必须保证低油位、低液位、温度开关、油压开关完好，并经常检查油位、水位是否符合要求。

11、液箱必须高于泵体100mm左右。

12、乳化液的配比浓度，不得低于3-5%。

13、检查各部的油位、水位、各紧固件、液压阀及管路情况，发现异常情况立即处理。

否则不允许开机。

14、注意泵的声音是否正常，检查有无渗油现象。

15、经常观察压力指示是否正常，注意卸载阀、安全阀的工作状态。

16、经常检查设备的温升、检查乳化液箱、乳化油及乳化液的液位，液位低于规定时应及时加注相应的液体。

17、一般情况下，不要频繁开、停泵，应让泵一直保持运转，当接到工作面要求停泵的信号后再停泵。

18、发现异常情况或故障时，应立即停泵检查，在未查明原因和排除故障前，严禁开泵。

第二节工作面顶板控制

一、正常时期顶板支护方式

1、本工作面采用掩护式液压支架支护顶板，采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。

最大控顶距为4.95m，最小控顶距为4.35m。

工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过3～5架后进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤，进行处理。

2、保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时要达到初撑力要求。

3、将顶底板割平，保证支架有良好的接顶性能和支护状态。

4、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸。

当超前拉架后，端面距仍超过标准时，则在支架前梁上挑长度适宜的板梁支护。

5、拉架到位后，将支架升紧接顶严密，护帮板及时打出。

6、机组停机必须将支架拉到最小控顶距。

二、特殊时期的顶板支护方式

当工作面顶板破碎或过断层、顶压、褶曲等破碎区段时的支架布置形式不变，主要通过采取以下措施来加强管理：

1、工作面过断层前应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。

2、断层面附近平缓过渡，减小支架错差。

工作面高度不得忽高忽低，严格按要求将采高控制在3.0m。

3、采用带压移架超前支护，必要时支架前梁上挑板梁进行维护顶板。

4、相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，支架不挤、不咬、不倒，保持良好的支护状态。

5、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸，当超前拉架后，端面距仍超过标准时，则在前梁上挑板梁支护。

6、拉架严格执行“少降快拉”带压拉架的原则，支架拉到位后，将支架升紧接顶严密，护帮板及时打出，保证支架的初撑力（24MPa）达到要求。

7、过落差大于1m以上的断层时另补安全技术措施。

三、放煤措施

1、放煤时，支架后方严禁有人工作或进入。

2、放煤时，放煤量必须掌握均匀，放煤工要注意观察后部刮板运输机煤量，防止煤量过大压死后部运输机及皮带。

3、放煤时，后部刮板运输机必须保证正常运行。

4、严格按设计采、放高度进行放顶，严禁放矸石和无故少放或不放顶煤。

5、放煤工必须站在放煤支架踏板上操作，严禁站在临架、相邻架间操作。

操作手把前先轻轻摆动手把，试探管路是否完好，以防高压水泄漏伤人。

6、放煤时，注意观察顶板和放煤窗口，以防顶上掉下的煤砸伤人员。

第三节两顺槽及端头顶板控制

一、工作面6102回风顺槽、6102进风顺槽的顶板控制

（一）6102回风顺槽、6102进风顺槽超前支护

1、两顺槽超前支护均采用“带帽点柱”进行维护。

柱距为1.2m。

两顺槽超前距离不小于20m。

其中6102进风顺槽单体支柱排距2000㎜,6102回风顺槽单体支柱排距2800㎜，误差±

100mm。

2、超前支护的单体支柱要打成一条直线，所有三用阀要平行于巷道，且注液口均朝工作面老塘方向，单体支柱迎山有力，升紧打牢，所有单体支柱必须用限位防倒装置连接好。

两顺槽无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90kN，底板松软时必须穿“铁鞋”。

3、如两顺槽出现超高现象要及时用道木或其它材料将顶接实，保证超前支护接顶严实。

4、若顶板破碎、或在采动过程中，压力较大时，必须采取加强支护措施，如采用π型梁一梁两柱、一梁三柱、加密单体支护等，确保给职工创造一个安全的施工环境。

5、对于前后两顺槽端头支护，要求6102回风顺槽当端头支架距巷帮距离大于1.5m，必须至少增加一根单体支柱，以保证巷道支撑效果。

（二）6102回风顺槽、6102进风顺槽的加强支护

当工作面两顺槽顶板破碎压力大时，根据现场情况，延长两顺槽超前维护距离，必要时架棚。

并及时制定临时支护措施。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

两端头采用端头支架配合双排带帽单体支柱进行维护。

（二）质量要求

上、下安全出口高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m；

否则，必须进行拉底、扩帮，并设专人维护。

支护材料的使用数量和存放管理见表9

种类

规格

使用量

复用率/%

备注

单体

DZ—3500

100根

100

含10％备用

板梁

Ф200×

3000mm

50块

维护破碎顶板

柱帽

直径280mm，厚100mm

250块

高分子柱帽，圆形，超前维护用

π型梁

3m

50

备用

所有备用的支护材料必须码放整齐，并挂牌管理。

附图5：

工作面、两端头及两顺槽超前支护示意图

附图6:

6102回风顺槽、6102进风顺槽断面图

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

工作面顶板动态监测，以及工作面两顺槽顶、底板变化情况。

二、矿压观测方法

1、工作面的矿压观测

工作面每5架安装一组矿压观测压力表，压力表直接上传至监控室,实行24小时不间断的监测。

每班在操作支架结束后都必须将支架升紧，保证支架的初撑力不低于24Mpa。

2、顺槽的矿压观测

两顺槽的单体液压支柱的支撑力监测采用单体测力仪进行监测，检修班打完超前维护段的单体后由验收员对单体的初撑力进行测量。

两顺槽的巷道要安排专人每星期对原安设的顶板离层仪进行观测，发现情况必须及时汇报。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机割煤，其螺旋滚筒配合工作面刮板运输机前移、落煤、装煤。

由工作面刮板运输机→转载机→带式输送机→转载刮板运输机→主井胶带机→地面储煤仓。

2、辅助运输设备及运输方式

辅助运输设备采用无轨防爆胶轮车运输。

二、推移刮板运输机、转载机方式

1、推移刮板运输机方式

采用支架推拉千斤顶推移工作面刮板运输机，推移步距为0.6m,推移刮板运输机距采机后滚筒30m进行,弯曲度不大于1度。

2、拉移转载机方式

采用机头1#、2#、3#架同时进行推移运输机机头的方式，实现转载机的拉移，每循环拉移一次，步距为0.6m；

胶带输送机机尾2-3个循环拉移一次，采用马蹄尔自移机尾装置实现胶带输送机机尾的拉移。

三、运煤路线：

工作面→6102进风顺槽→北主运大巷→主斜井→地面。

四、辅助运输路线：

地面→副斜井→北辅运大巷→6102回风顺槽→用料地点。

附图7：

6102工作面运输系统示意图。

第二节“一通三防”与安全监控

一、工作面瓦斯、煤层等情况

根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2012年矿井瓦斯等级鉴定报告，我矿属于低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，属于Ⅰ类自燃倾向性煤层。

二、工作面通风系统

工作面采用“U型”通风系统。

即6102进风顺槽进风、6102回风顺槽回风。

三、工作面配风量计算

1、按气温、风速等量的气候条件配风

Q=200×

Ki×

Kh×

Kl×

Km

=200×

1.3×

1.7×

1

=574m3/min

式中：

200—基本风量m3/min；

Ki—温度系数1-1.3；

Kh—采高系数1-1.7；

Kl—工作面长度系数0.8-1.3;

Kl—采煤方法系数0.8-1.35.

2、按瓦斯涌出量计算

Q=100×

q瓦采×

k采

=100×

0.37×

1.5=55.5m3/min

Q—采煤工作面总需风量，m3/min；

q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min,取0.37；

K采—瓦斯涌出量不均衡系数，1-2。

3、按每班工作面最多人数计算，每人每分钟需用4m3

Q=4N=4×

30=120m3/min

4—每人每分钟需用4m3

30—工作面最多人数，取30人。

4、按风速进行验算

6102进风顺槽、回风顺槽实际进风量取600m3/min，巷道断面积为13.44㎡,则V=Q/S=600/（13.44×

60）=0.74m/s。

根据《煤矿安全规程》规定：

煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s。

根据以上公式计算出的巷道风速为0.74m/s，符合《煤矿安全规程》规定的最低、最高风速要求。

附图8:

通风系统示意图

四、监控系统布置

根据《煤矿安全规程》规定，结合我矿的具体情况，该工作面安设3台瓦斯传感器，并在轨道回风顺槽设置一氧化碳及温度传感器。

各种传感器安设位置、报警点、断电点、复电点及断电范围设置情况如下表所示。

6101工作面监控布置

监控探头

位置

报警点

断电点

复电点

断电范围

CH4、CO、

T

6102回风顺槽上隅角

≥0.8%

24ppm

26℃

≥1.5%

<

1.0%

工作面及其回风顺槽所有非本质安全型电器设备电源

6102回风顺槽距切眼10---15m

≥1.0%

CH4

设备列车处

T、V

6102回风顺槽回风口

26

4m/s

工作面及其回风顺槽