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第三节防治水46

第四节“一通三防”与安全监控47

第五节运输51

第六节机电54

第七节其它58

第八章　灾害应急措施及避灾路线60

第一章概述

第一节工作面位置及井上下关系

表1-1·

综采工作面概况

序号

项目

内容

1

采煤工作面位置

井下东临实体煤柱,西临2301工作面保护煤柱,南临长晋高速公路保护煤柱,北接皮带巷大巷保护煤柱。

2

采煤工作面范围

该工作面沿走向布置，有效推进长度为1950米，切眼长度为198米。

3

采煤工作面与邻近煤层及采区关系

东为实体煤，西为2301工作面隔离煤柱，南为长晋高速公路保护煤柱，北为二采区皮带巷保护煤柱。

4

采煤工作面及地面相对位置

工作面地面东临太焦路,西临2301工作面塌陷区,南临长晋高速公路,北临矿工业广场，工作面标高为+588.6—632.8米。

5

采煤工作面及地面建筑物关系

回采可能造成上秦村以东的耕地、王童砖厂和长治长子公路地表沉陷。

第二节煤层

工作面煤层情况见表1-1。

表1-1煤层情况

煤层厚度/m

7.3

煤层结构

距煤层底板1.5-2米夹一层1-5厘米厚矸石

煤层倾角/（°

）

2-14°

开采煤层

3#

煤种

高发热量，特低硫，中挥发分之瘦煤

煤层稳定程度

较稳定

煤层情况描述

该工作面所采煤层为二叠系下统山西组下部3#煤层，整体为单斜构造，煤层层理、节理发育，局部可能遇小断层构造，煤层赋存较稳定。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况见表1-2，煤岩层综合柱状图见附图所示。

表1-2煤层顶底板情况表

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

砂质泥岩

1.45

暗灰色，石英长石为主，含黑色条带

直接顶

泥岩

6.16

暗灰色，致密，局部夹簿层砂岩

直接底

5.63

深灰色，含植物化石

老底

粉砂岩

8.57

灰黑色，石英为主，质硬，钙质胶结

第四节地质构造

从临近2301工作面回采地质情况看，整体为单斜构造，煤层层理、斜交节理发育，局部可能遇小断裂构造，未发现陷落柱、岩浆岩等构造。

第五节水文地质

根据掘进所揭露水文地质情况表明，该面构造较简单，岩石成层性好；

整个工作面回采基本属仰采；

因该工作面西临2301采空区。

从2301工作面回采情况看，工作面主要受顶板砂岩弱含水层水影响，造成工作面淋水，涌水量较小。

为了防止·

工作面回采过程中采空区水涌出影响生产，必须采取措施及时抽排水。

第六节影响回采的其它因素

㈠根据2009年公司矿井瓦斯等级鉴定结果，全矿井瓦斯绝对涌出量为16.48m3/min，相对涌出量4.50m3/T，其中采煤工作面绝对涌出量3.12m3/min，属于低瓦斯矿井。

本面所采3#煤层自然倾向性为不易自燃，其吸氧量为1.0086m3/g，自燃等级Ⅲ级，有爆炸性。

地温低于26°

，地压在向倾向发生急剧变化时会明显。

㈡煤的自燃发火倾向性：

根据煤的自燃发火倾向性鉴定,煤的自燃发火倾向性等级为三级，不易自燃;

火焰长度30mm,扑灭火焰的岩粉量65％，煤尘有爆炸性。

第七节储量及服务年限

㈠工作面工业储量计算

工业储量：

1950×

198×

7.3×

1.46=432.6万T，其中工作面长度198m，有效推进长度1950m，煤层平均厚度为7.3m，容重1.46t/m3。

㈡工作面可采储量计算

工作面回采率按93%计算可采储量为

1.46×

93%=3827000.034吨

㈢可采期计算

工作面割放煤步距为0.6m，一个循环进度为0.6m，以每班完成1.5个循环，日循环个数约为4.5个，推进2.7米，则可采期为1950/2.7=722天。

第二章采煤方法

第一节采煤工作面巷道布置

采煤工作面巷道布置见附图。

工作面切眼长度198米（沿倾向布置），有效推进长度1950米，风、运两巷及切眼均为锚--网支护，锚索补强，断面呈矩形，支护见下表：

·

表2-1风、运支护表

巷道名称

支护形式

支护规格

棚距

（m）

用途

巷宽

净高

运巷

锚-网、锚索补强

4.5m

3m

1.0

进风、运煤

风巷

0.8米

回风、运料

切眼

7m

第二节采煤工艺

㈠工艺过程

1、工艺流程

机组割煤-跟机移架-推前溜-放煤-拉后溜-清煤

2、进刀方式

工作面采用端部斜切进刀方式,以机头进刀为例。

⑴采煤机割透机头时，采煤机后30米处，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。

⑵让采煤机反向牵引，沿溜方面弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使大溜成一条直线。

⑶让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一循环。

⑷机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。

3、割煤顺序

采煤机在工作面由机头-机尾，机尾-机头往复运行，逐架顺序割煤。

4、移架方式

工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。

5、推前溜及拉后溜的方式

工作面推前溜，拉后溜，采用从一端顺序推拉溜的方式，保证推拉前后溜弯曲段不少于30米，逐步将前后溜推拉成一条直线。

6、放煤方式

在机组割完一刀煤,将支架移出后,采用2--3人分段单轮间隔放煤方式,通过收尾梁使顶煤落入后溜中,直到见矸后,伸出尾梁,打彻插板。

㈡、工艺详细说明及要求

1、割煤

工作面采用MGTY300/730-1.1D电牵引采煤机，随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤（前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤），完成割煤工序，采煤机滚筒直径1.8m，割煤高度2.8±

0.1m，采煤机割煤时，应遵循以下规定：

⑴严格执行采煤机司机技术操作规程。

⑵严格控制采高在2.8±

0.1m范围内，不准有飘刀、啃底、超高现象发生。

⑶采煤机司机割煤时，必须精力集中，相互配合，严防割前梁、片帮板，尤其在斜切进刀时，司机要时刻注意。

⑷机组司机在操作采煤机割煤时，应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态，若出现异常，立即停止急停，闭锁大溜，进行检查，处理后方可重新开机。

⑸割煤过程中，机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况，如发现问题及时采取措施，采煤机前滚筒割过后，及时打出片帮板，对工作面所暴露的顶板进行临时支护，如片帮宽，则必须打出伸缩梁来维护顶板。

⑹机组在割煤过程中，司机一定要掌握好负荷与速度的关系，严禁开快车，应将机组的运行速度控制在3m/min范围内。

⑺机组在运行状态中，严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物，在机组附近进行破炭工作时，必须切断机组电源，闭锁大溜，将片帮板逼紧煤墙，专人监护顶板，方可作业。

⑻严禁机组在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。

⑼机组割煤时，应注意机组履带的张紧及拖拉情况，防止损坏电缆、水管事故的发生。

⑽机组司机要随时注意机载瓦检仪显示的瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过0.8%，瓦检仪发出报警信号时，则立即停止采煤机，及时通知班组长，待瓦斯浓度降至0.8%以下后，方可开机。

⑾机组开机时，必须由班组长询问转载机司机，外界是否具备开机条件，如可以开机，则通过工作面的语音传话器传话开机。

机组司机听到喊话后，在运输机正常运转的情况下，喊话，再开机的作业程序，严禁随意开机。

⑿机组在斜切进刀时，机组司机必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/min以内。

⒀当机组经中部槽往机尾割煤时，由于工作面长，前溜负荷大，要放慢牵引速度，控制好煤量，避免因负荷大造成压死溜。

⒁因本面机组为电牵引机组，采煤机司机要熟记操作规程，严禁过快操作。

2、装煤

⑴机组滚筒旋转时，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在顶溜时由铲煤板装入大溜中。

⑵支架与大溜之间的浮煤及支架与支架间的浮煤，由清煤工清入大溜中，其操作注意事项：

①清煤工必须等大溜推出去、支架停止动作以后开始清煤。

②清煤工作业时，必须随时注意煤墙及顶板情况，保证支架片帮板全部背紧煤墙，确认支护可靠下方可作业。

③清煤工必须面向机组运行方向，随时注意大溜的运行状况，以防止大溜涌出大炭或其它物件伤人。

④清煤工作业时，与支架动作地点距离不少于10m。

3、运煤

工作面采煤机割下的煤由刮板输送机运至端头卸载，经转载机由皮带运出。

因工作面设备选型：

皮带为800T/小时，两部前后溜运输机分别为900T/小时，为了保证设备正常运行，实行均衡生产，严禁两部溜运输货量之和大于皮带最大运输量。

4、移架

本工作面采用ZF5400/17/32型支架，操作方式为手动本架操作，追机作业，顺序移架，移架步距0.6m，移架滞后采煤机后滚筒5m进行，及时支护顶板，如顶煤破碎或片帮严重时，可打出伸缩梁来维护顶板，如伸缩梁打撤后不能支护暴露顶板，可采取超前移架，及时打出逼帮板等支护方式管理顶板，严防冒顶。

移出的支架要符合以下规定：

⑴工作面支架前梁接顶严密。

⑵移出的支架要排成一条直线，其偏差不得超过±

50mm，中心距1.5m，偏差不超过±

100mm。

⑶支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角<

±

7°

。

⑷相邻支架间不得有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过200mm。

⑸支架工在操作支架时，除注意顶板、煤墙状况外，还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置，以免移出架后，插板绊后溜刮板及链。

⑹移架时，必须保证后溜不随支架前移。

⑺移架前，必须检查后溜是否拉出，否则不予移架。

5、推前溜

推移前溜滞后采煤机后滚筒20m进行，推移时要过渡平稳、自然，不得出现急弯，严禁停机推溜，推溜时要顺序作业，推移时必须将溜推成一条直线，同时符合以下规定：

⑴大溜要移成一条直线。

⑵工作面必须有3-4组的支架推移顶同时动作来完成顶溜的推移工作。

⑶弯曲段溜槽不少于12节。

⑷推前溜到位后，支架工将支架推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。

⑸若工作面坡度较大，或机头、尾长度不合适时，采取单向顶溜或进行采斜调整机头（尾）伸入巷道内长度。

6、放煤

根据本面支护的特点，及切眼尺寸支护情况，在支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处，开始放煤。

放煤和割煤同时进行作业并要控制好两者之间的速度。

⑴步距及放煤顺序

本面采用2-3人分段单轮间隔放煤法，按架号隔架进行，一架放完后，隔一架再进行下一架放煤，直到顶煤放完为止。

⑵初次放顶煤

工作面回采初期顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准采取以下措施：

①放慢割煤速度，增加顶煤空顶时间。

②反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁滚入后溜中。

③在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。

⑶正常放煤

放煤操作：

收回插板，操作尾梁片阀手把，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大炭堵住，则可多次反复升降尾梁使大炭破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板。

⑷放煤要求及注意事项

①每班由固定支架工分段作业。

②工作面移架后，后溜正常运转，方可进行放煤工作。

③放煤范围除去排头架、排尾架共6架外所有的低位放顶煤支架。

④放煤时，必须密切注意放煤口涌出的煤流及矸石状况，严防大块矸石入溜。

⑤放煤结束后，必须及时将插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜损坏后溜设备。

⑥放煤人员进行伸出插板的作业，必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系，严禁出现插板绊后溜刮板或链。

⑦放煤人员操作应站在架间支护完整处操作手把。

⑧严禁留顶煤不放。

⑨后溜司机要随时观察后溜煤量和电机负荷，及时发出"

放"

、"

停"

信号，防止后溜断链或压溜。

⑩正常放煤应架架见矸，达到见矸停放，既要保证煤质，同时保证顶煤回收率。

加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。

7、拉后溜

⑴拉后溜必须滞后放煤点后进行。

⑵拉后溜时，其弯曲过渡段不得小于12节，不能出现急弯。

⑶拉溜完毕，手把复零位，后溜成一条直线。

⑷严禁停机时进行拉后溜作业。

㈢有关要求

1、防止大溜上串下滑的措施和处理方法

⑴由于工作面，端头（尾）支护方式为无端头（尾）架支护，在回采过程中，必须严格控制大溜及排头（尾）架在巷道中的位置，确保安全出口达标。

⑵在正常回采前，必须在风运巷找好基准点，随时测量大溜机头（尾）的长短，根据测量结果通过单向顶溜的方式进行调整。

⑶若上述调整未能凑效，则采取机头（尾）甩刀的方式，使工作面成伪斜（角度控制在2°

-6°

），配合单向顶溜来调整大溜机头（尾）的长度。

2、割煤期间各转载点，机组内、外喷雾要正常使用且保证喷嘴完好，水压及喷洒效果正常。

机组割过煤后，其回风侧跟机必须保证5组支架间喷雾正常使用，以降低落煤过程中产生的粉尘。

3、正确使用好工作面的风障及回风巷抽放瓦斯系统，并按公司要求进行日常管理，保证正常使用，以降低机尾及上隅角瓦斯浓度。

当上隅角瓦斯浓度超过0.8%时，停止作业，待瓦斯浓度降至0.8%以下时方可作业。

㈣采煤方法

工作面采用倾斜长壁方式布置，使用低位放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理为全部跨落法。

工作面煤层平均厚度7.3米，其中采煤机滚筒割煤2.8±

0.1米，放煤厚度4.5米，滚筒截深0.6米，采煤机割煤一刀，放煤一轮为一正规循环，其循环进度0.6米，工作面长度198米，放煤区段长189米，底煤回收率97%，顶煤回收率91%。

循环割煤产量：

Q1=L1×

m1×

b×

r×

R1=198×

2.8×

0.6×

0.97=471.08t

循环放煤产量：

Q2=L2×

m2×

b×

R2=189×

4.5×

0.91=677.98t

循环产量：

Q=Q1+Q2=1149.06t

其中：

L1、L2：

分别为工作面长度，放煤区段长度。

m1、m2：

分别为割煤高度，放煤高度。

R1、R2：

分别为底煤回收率，顶煤回收率。

r:

煤体容量，取1.46。

b:

滚筒截深。

第三节设备配置

表2-2工作面设备配备表

设备名称

规格型号

单位

数量

主要技术特征

采煤机

MGTY300/730-1.1D

台

截深0.6m,电机功率730KW,牵引速度0-7.7-12.8m/min,卧底量280mm

支架

ZF5400/17/32

组

128

工作阻力5400KN,支护高度1.7-3.2m,支护强度0.78MPa

过渡架

ZFG5600/20/33

6

工作阻力5600KN,支护高度2.0--3.3，支护强度0.74-0.8MPa

皮带输送机

SSJ-1000/800/160

部

运输能力800t/h,带宽1000mm,电机功率160KW

DS100/80/2*160

运输能力800t/h,带宽1000mm,电机功率160KWX2

转载机

SZZ-764/200

运输能力1000t/h,电机功率200KW,链速1.48m/s

破碎机

PLM1000/110

破碎能力1000t/h,功率110KW

前溜

SGZ-764/500

电机功率2×

250KW,链速1.1m/s,运输900t/h

后溜

250KW,链速0.95m/s,运输900t/h

乳化液泵

WRB200/31.5

公称压力31.5A,公称流量200L/min，电机功率125KW

乳化液泵供液箱

BZRK-200/31.5Mpa

公称压力31.5Mpa,公称流量200L/min,容量2000L

乳化液泵配液箱

公称压力31.5Mpa,公称流量200L/min,容量2500L

乳化液泵供油箱

BZRK--1500

容量1500L

移变

KBSGZY-1250

1140/660V；

容量1250KVA

KBSGZY-630

容量630KVA

KBSGZY-500

容量500KVA

软起动开关

QJZ-400R

组合开关

QBZ-6*400

6组合单回路400A

BQD15-400R/660

额定工作电压660V；

1140V、额定工作电流400A、

变频调速开关

KT11095-ZJT1

喷雾泵

BPW320/10M

公程压力为10MPa,公称流量320L/min；

电机功率75KW

变频调速装置

ZGT-125/1140

额定电压为1140v,电机的额定功率为125KW

清水箱

QX320/20A

公称压力16MPa,公称流量320L/min工作介质为清水

通讯、控制一体化系统

KTC101

套

无极绳绞车

JW-950

离心泵

4

第三章顶板控制

第一节支护设计与顶板控制

㈠顶板岩性分析

按顶板分类，我公司直接顶属中等稳定顶板，直接顶初次跨落步距为9-18米，属Ⅱ级。

老顶来压不太明显，初次来压有显现，根据公司近年来一采区工作面老顶来压显现特征，取来压步距20-30米，选用支撑掩护式液压支架。

工作面煤厚7.3米，采高2.8米，放煤4.5米。

㈡设备选型及验算

根据公司多个工作面回采经验及现有设备进行·

工作面设备配套选型。

预选ZF5400/17/32支撑掩护式放顶煤液压支架，支撑高度1.7-3.2米，支护强度0.78MPa。

工作面支护强度计算

q=n×

m×

γ

=6×

2.72=45.7T/M2=0.457Mpa

q-支护强度T/m2

n-采高倍数

m-煤层采高m

γ-顶板岩层密度T/m3

Q=q×

L1×

L2

=45.7×

1.5×

4.925=337.6T

Q-支架支承力T

L1-支架支承宽度m

L2-最大控顶距m

p=Q/4×

3.14×

R2

=329/4×

1102x10-6=22.2Mpa

P-支架立柱支承力Mpa

4-立柱个数

R-立柱半径mm

支架初承力P1=P×

0.80=17.78Mpa

在回采过程中支架初撑力不得小于18Mpa

由以上计算可知，工作面支架所需初承力最小值取17.28Mpa，确定工作面支架最小初承力不得小于24Mpa。

如果选用ZF5400/17/32型支撑掩护式液压支架，支承力为

5400*0.8/（4*3.14*110*110）*10-6=28.4Mpa>

24Mpa

支架支护强度0.78Mpa>

工作面所需支护强度0.457Mpa

经选型计算ZF5400/17/32支撑掩护式放顶煤液压支架工作阻力5400KN，支护强度0.78Mpa，最小支承高度1.7m，最大支承高度3.2m，符合我公司综采工作面支护强度要求。

ZF5400/17/32支架参数见表3-1。

工作面所需支架及性能：

端头尾架采用ZFG5600/20/33型液压支架，共6组，其主要性能如下：

工作阻力（KN）5600

支架强度：

0.74-0.8Mpa

中间架采用ZF5400/17/32型液压支架，共128组，其主要性能如下：

工作阻力5400KN

支护强度：

0.78Mpa

支护高度：

1.7-3.2m

㈢空顶距

ZF5400/17/33型，液压支架的最大、最小控顶距

1）最大控顶距H大=4065+600+260=4925mm

2）最小控顶距H小=4065+260=4325mm

式中：

4065：

顶梁及前梁长

600：

滚筒截深

260：

梁端距

参数

架数（架）

掩护梁长（mm）

2055

支撑高度（m）

1.7-3.2

初撑力（KN）

4985（p=31.5Mpa）

质量（t）

18.8

工作阻力（KN）

5400（p=35.9Mpa）

底座长（mm）

2935

底板比压（Mpa）

1.8

顶梁长（mm）

3015

支护强度（Mpa）

0.78

表3-1支架技术参数

㈣采煤工作面所需材料及备用物料的位置、数量及管理方法见表3-2、。

㈤备用材料位置正常回采时设在回风巷距采煤工作面300m以外物料配件堆放处。

备用物料管理的方法按下列执行：

1、所有单体柱液压支柱、π型钢、大板梁在备用地点分别码放整齐，且迎风方向摆放整齐，分别按类悬标示牌，不准混淆。

2、其它物料按质量标准化要求分类码放，并悬挂标示牌。

表3-2采煤工作面所需支护材料

名称

规格

单体液压支柱

DW35-180/100X

205根（含10％备用）

π型钢

3.2m

28（含10％备用

4.0m

半圆木

1.5m

50根

大板

40根

㈢泵站及管路选型、数量

1、乳化泵选用WRB200/31.5型，数量为2台，乳化液箱1台，输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。

喷雾泵选用PBW320/10M清水泵，数量为1台，清水箱1台，输液管路选用高压胶管，耐压10MPa以上。

2、泵站设置位置

泵站安设在运巷电气设备列车上，随工作面的推进而前移。

3、泵站使用规定

⑴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。

⑵检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-