最新22202综采工作面作业规程Word格式.docx

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劳动组织及主要技术经济指标…………………18

劳动组织…………………………………………18

作业循环…………………………………………18

主要技术经济指标………………………………19

第六章：

煤质管理…………………………………………20

第七章：

安全技术措施……………………………………22

一般规定…………………………………………22

顶板………………………………………………30

防治水……………………………………………31

“一通三防”与安全监控………………………　31

运输………………………………………………31

机电………………………………………………32

其他………………………………………………33

第八章：

灾害应急措施及避灾路线………………………42

工作面简介

22202综采工作面是云盖山煤矿二矿二采区+110水平东翼中的一个采煤工作面，开采二1煤层，结构较简单，煤层的厚度不稳定，该工作面走向长997米，倾向长182米，平均煤厚5.75米，容重1.4吨/m3，工业储量135.8万吨，回采率93％，可采储量126.3万吨。

工作面水文地质条件简单，顶板有淋水现象，对工作面回采影响较小。

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

水平名称

+110水平

采区名称

二采区

地面标高

+450-+525

井下标高

110-150

地面相对

位置

地面为荒山，无建筑物。

回采对地面设施的影响

回采使地面下沉，地面无设施，不对地面产生影响。

井下位置及与四邻关系

工作面北为21204采面，西部为皮带下山，东部为井田可采边界区，南部为韩家门断层。

走向长度

997m

倾斜长度

182m

面积

168494m2

第二节煤层

开采煤层为二1煤层，通过对地质资料和该工作面上下顺槽的掘进情况分析及相邻采面回采情况证实，该工作面开采范围内二1煤层赋存较稳定，全区可采，具体情况如下表所示：

开采煤层

二1煤层

稳定程度

稳定-不稳定的

过渡型

煤层所属

豫西二软煤层

煤层厚度

5.5m-6m

煤层结构

简单

煤层倾角

10°

-14°

煤层硬度

（f）

0.5

煤体溶重

1.4吨/m3

煤尘

有爆炸危险性（17.5-21.9％）

煤层情

况描述

二1煤层位于二迭系山西组中下部，黑色，强玻璃光泽，质软而松散，多为粉末状，少量为碎屑状，块煤较少，局部地段有透镜状块煤，工作面内煤层赋存稳定，煤层厚度不稳定，局部地点底板有变化，对开采工作面有一定影响。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

老顶

中粒砂岩

24

浅灰色，中厚层状，成份以石英为主，次为长石，含暗色矿物及碳屑硅质胶结，一般为棱角状层理发育，呈斜层理及水平层理，层面含碳屑及大量大块的白云母片，上部含不规则的粉砂质包体。

直接顶

细砂岩

2.3

灰绿色，厚层状，成份为石英，长石、硅、钙质胶结，含少量白云母片。

直接底

碳质泥岩

3.8

褐黑色，碎块状及鳞片状，成份含暗煤及少量煤，具滑面，下部附有钙质膜。

底板

粉砂岩

8

深灰色，薄层状，呈水平层理，夹浅灰色细砂岩条带，具滑面，含较多的白云母碎片。

附图1：

工作面地层综合柱状图。

第四节地质构造

22202工作面地质构造较为简单，煤层发育比较稳定，在22202回风巷掘进过程中揭示有薄煤带，会给回采工作带来一定的影响。

附图2：

工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。

第五节水文地质

根据水文地质资料及上下顺槽掘进施工过程，可知二1煤层顶板为砂质页岩含水层，厚度为2.4米，水量较小，回采过程中顶板会出现淋水现象，二1煤层离底板含水层较远，隔水层较厚，在回采过程中不会有威胁。

采面的切眼距离采空区较近，但采空区无较大的老空水，不会对回采有影响。

矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为30m3/h。

第六节影响回采的其他因素

根据22202机巷与回风巷掘进过程中表明，西区掘进段煤层较厚，煤质松软，瓦斯含量较高，瓦斯涌出量较大，综采工作面缓慢推进，同时必须加强煤体注水工作，回采工作中必须要加强通风管理，坚持以风定产，避免瓦斯超限。

煤尘：

煤尘爆炸指数为17.5％-21.9％，有爆炸危险性。

煤的自燃：

根据2007年平煤（集团）公司通风实验室对矿井煤自燃倾向等级鉴定结果为Ⅲ类，不易自燃。

第七节储量及服务年限

一、储量

工作面工业储量：

走向长×

倾斜长×

煤层厚度×

视密度＝997×

182×

5.75×

1.4＝146万吨。

工作面可采储量：

工业储量×

回采率＝146×

93％＝135.8万吨

二、采煤工作面服务年限

工作面服务年限＝可采储量/设计年产量＝135.8/45＝3.02年

第二章采煤方法

本采面采用综合机械化放顶煤开采方法，本采面开采煤层为二1煤层，属于豫西二软煤层，走向长度997m，倾向长度182m,符合符合综合机械化放顶煤开采方法。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

该工作面位于21204采面以南，该采区工作面按煤层走向布置，上、下顺槽分别布置在+150－+110水平，工作面切眼布置在22202轨道上山以东445米处。

二、工作面运输巷

22202综采工作面运输巷全长1020米，沿煤层底板布置，该巷位于112中部车场以东，作为22202采煤工作面的煤炭运输巷，支护形式为工字钢梯形棚支护，巷道断面规格为上宽2.6米，中高2.4米，下宽4.2米。

三、工作面回风巷

采面回风巷全长974米，沿煤层走向底板布置，由于底板起伏变化因素，部分地段巷道起伏，该巷道支护方式为工字钢梯形棚支护，上宽2.2米，下宽3.4米，中高2.4米。

四、采煤工作面开切眼

22202开切眼全长182米，沿煤层倾向布置，规格为上宽2.6米，下宽4米，中高2.3米，采用工字钢支护，切眼安装综采支架二次成巷，规格为上宽6.2米，下宽6.4米，中高2.4米，安装支架119架。

附图3：

巷道布置平面图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺：

采用走向长壁后退式综采放顶煤一次采全高。

二、工艺流程：

放煤、移溜、割煤、移架、检修。

三、进刀方式：

割三角煤斜切进刀方式。

1、采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留有一段下部煤。

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。

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。

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。

附图4：

工作面工艺流程图及进刀方式示意图。

四、作业方式

综合机械化采煤方式。

第三节设备配置

一、设备配备及技术特征

序

号

名称

规格型号

单位

数量

使用地点

备注

1

端头支架

ZF-3400/17/27

架

4

22202综采工作面

2

液压支架

ZF-3000/16/26

台

115

3

采煤机

MG-160/375-W

前部刮板输送机

SGZ-630/2×

160

部

182米长

5

后部刮板输送机

110

6

转载机

SZZ-630/90

22202机巷

7

皮带机

SSJ-800/2×

40

550米长

移动变电站

KGSBZY-630/10/1.14/0.69

22202轨道巷

9

组合开关

QJZ-315×

6/1140

10

乳化液泵站

WRB-200/31.5

套

二泵一箱

11

集中控制装置

KTC9

12

喷雾泵站

BPW315

两泵一箱

部分主要设备技术指标如下：

1）工作面刮板输送机：

选用：

160；

110；

电机功率：

2×

160KW；

110KW；

运输能力：

400t/h

链速：

0.92m/s

2）转载机：

转载机电机功率：

90KW

转载机运输能力：

600t/h

转载机链速：

1.34m/s

转载机骑跨皮带尾长度：

15m

3）采煤机：

MG-160/375-W型采煤机

电机总功率：

375KW

截割电机型号：

YBCS4-160

牵引进度：

0-6.3m/min

截深：

0.6m

采高：

2.4m

4）顺槽胶带输送机：

采用SSJ-800/2×

40型皮带运输机。

带宽：

800mm

带速：

2m/s

40KW

400T/h

储带长度：

100

附图5：

22202综采工作面设备布置图。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、支护形式

工作面支护选用ZF-3000－16/26型液压支架支护顶板，两端头超前支护，采用单体支柱配合π型钢梁。

二、支护阻力验算

根据容重计算：

P=（Q+1）×

9.8×

γFHCOSα

式中：

P－支架所需工作阻力；

F－支护面积

H－采空区顶板垮落高度H=M/K-1

M-煤厚H=5.75/（1.4-1）=14.3m

K－岩石碎涨系数，一般为1.25-1.5，据顶板岩性及裂隙发育情况取1.4。

γ－顶板岩石容重，取2.5t/m3

Q－动载系数，一般为1.5-2.0，因我矿初次来压，周期来压均不很剧烈，取1.6。

α－煤层倾角，取小值10°

（偏于安全）

9.8地球重力加速度，N/Kg

代入公式得：

P=（1.6+1）×

2.5×

14.3×

0.98×

8.25＝7364.7

2）支护强度

根据采高计算得：

P=9.8γHK

P－支护强度；

H－煤层采高为5.75米；

K－支撑上覆岩层与煤层比值，一般为4-8，应根据具体情况合理选取。

开采煤层较薄，顶板条件较好，周期来压不明显时，应选用低倍数，反之则采用高倍数，取6。

代入公式：

P=9.8N/Kg×

5.75m×

2.5t/m3×

6＝845kN/m²

即液压支架合理支护强度为ZF-3000－16/26型支架的支护强度为0.52-0.54MPa。

故支架的支护强度满足要求。

三、液压支架支护要求

1、工作面支架必须保持成一条直线，误差不得超过±

50mm。

2、支架中心距保持在±

100mm之间，相邻支架间隙不超过200mm。

3、支架顶梁要平行顶板，要求接顶严密，受力状态良好。

4、支架顶梁侧护板和伸缩梁必须保持正常使用。

5、相邻支架间不能有明显错差，不出现咬架和挤架现象。

四、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

乳化液泵选用WRB-200/31.5，流量为200L/min。

（二）泵站设置位置

本工作面乳化液泵站在移动设备列车处。

（三）泵站使用规定

1、泵站压力不能低于31.5Mpa，乳化液配比浓度为3％-5％，采用自动或手动配比方式配制。

2、液压管路不能有漏液及窜液现象，对损坏的密封圈及阀片要及时更换。

3、检修班每天全面认真检修，确保每台支架完好，发现自动卸载的大立柱及时更换。

4、各生产班泵站司机和泵站检修工要保证乳化液泵始终在完好状态下运行。

5、升架时，在支架顶梁接顶后，要继续供液3-5秒，再把操作阀手把回零。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式：

切眼共安装支架119架，型号为ZF－3000－16/26，移架采用本架操作，追机依次移架。

采空区顶板随支架前移自行垮落充填，最大控顶距为4.25米，最小控顶距3.65米，放顶步距为0.6米。

工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架伸出护帮板，移架在采煤机割过10-12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。

二、正常工作时期的特殊支护形式

1、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并伸出护帮板。

2、如果工作面片帮达到700mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。

三、回柱放顶安全

1、放顶时要设专人观察顶板情况，工作前必须先检查安全情况，确认安全后方可工作。

2、放顶时严禁动附近支架，并检查附近支架牢固情况。

3、放顶线有窜矸危险时要设挡矸帘。

四、特殊时期的顶板控制

1、初采来压时，上巷在放顶线外采用木垛和单体柱联合支护，木垛要排在实地上，并用木楔背牢，随回采前移木垛至基本顶初次垮落为止，巷道上下帮及巷道中采用单体柱支护。

支护方法顺巷道支护，一梁三柱，严禁出现单梁单柱。

下巷出现单铰接梁支护,沿上下各设两排交错抬棚。

2、支架过断层时，断层面上下盘留顶煤，破矸石为原则，沿断层附近平整过度防止支架脱开，工作面高度不得忽高忽低，并严格按要求将采高控制在2.1—2.3米之间。

3、采用带压移架超前支护。

4、坚持一步三调，相邻支架错差不大于顶梁一侧护板的2/3，不挤、不咬、不倒，保持良好状态。

附图6：

工作面顶板支护图。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

工作面超前支护的单体柱要打成一条直线，单体柱迎山有力，升紧打牢，所有单体柱必须用防倒绳、无空载支柱、失效支柱、支柱初撑力不低于4MPa，底板松软时必须穿柱靴。

严禁运输巷、回风巷有断梁折柱、空帮空顶，发现有断梁折柱，空帮空顶立即处理。

工作面运输巷、回风巷超前10米范围内使用双排单体柱支护，10m－20m范围内使用单排单体柱支护。

二、工作面安全出口的管理

工作面上下安全出口使用四对4米长梁，一梁三柱，交替使用的密集支护，使用单体柱要打设成排。

必须留有畅通的0.7米的行人宽度，行人高度不得小于1.8米。

附图7：

综采放顶煤工作面超前支护布置图。

第四节矿压观测

一、矿压观测的内容

工作面顶板动态监测以及工作面上下巷顶板变化情况。

二、矿压观测方法

工作面每隔5架在支架立柱安设压力表2块，每次移架后要搞好矿压观测，压力表上要有保护罩，条件变化需爆破时，要有保护压力表措施。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

工作面煤炭运输采用型号：

SGZ-630/320；

SGZ-630/220刮板运输机。

22202机巷运输采用SZZ-630/90型转载机，SSJ-800/2×

40型带式输送机两部。

工作面机巷设备运输采用回柱绞车运输。

工作面运料由无极绳绞车运输。

二、运煤路线：

采煤机落煤→22202机巷→112中部车场煤仓→168皮带下山→主井煤仓→主井箕斗→平地煤场。

三、运料路线：

平地→反斜井→暗斜井→189车场→上部车场→22202回风巷→工作面。

附图8：

22202综采工作面运输系统图。

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q＝100qk=100×

4.48×

1.8＝581m3/min

Q－工作面实际需要风量m3/min；

100－单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1％，取100计算；

q－工作面瓦斯绝对涌出量m3/min；

K－工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。

2、按工作面温度计算

Q＝60VSK＝60×

1.2×

9.48×

1＝682m3/min

V－工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应的相关数值m/s，取1.2m/秒。

S－巷道平均断面面积9.48m2。

K－综放工作面支架断面及工作面长短的调整系数，取1。

3、按工作面每班工作最多人数计算

Q=4n=4×

65＝260m3/min

n－工作面同时工作的最多人数，取65。

4、按风速进行验算

（1）按最低风速验算，采煤工作面的最低风量：

Q>

15×

SQ>

9.48＝142m3/min

（2）按最高风速验算，采煤工作面的最高风量：

Q<

240<

SQ<

240×

9.48＝2275m3/min通过验算可以看出142<

682<

2275m3/min

5、根据上述原则确定工作面实际需要风量为682m3/min

（二）通风路线

新鲜风流：

反斜井→暗斜井→168车场→上部车场→22202机巷→22202采面→22202回风巷→22202轨道下山→168回风上山→东区总回风→行人斜巷→回风立井→平地

二、防治瓦斯

（一）瓦斯检查

1、设专职瓦斯检查员进行现场交接班。

专职瓦斯检查员负责对工作及回风流、上隅角采煤机前后、支架之间及风流吹不到的地点进行瓦斯检查。

2、班组长必须携带便携式甲烷检测报警仪。

3、隅角瓦斯聚积的处理措施

（1）当隅角瓦斯聚积浓度超过1％时，采用挂风障、设导风板等方式吹散隅角瓦斯，使瓦斯浓度小于1％。

（二）瓦斯监控

1、在工作面上隅角吊挂便携式报警仪，工作面距回风流中10-25m范围内安设瓦斯探头，报警浓度为≥0.75％，断电浓度为≥　1％，复电浓度为1％以下，距采面下安全出口3-5m范围内安装瓦斯探头，设报警浓度为0.45％，断电浓度为0.5％，复电浓度为0.45％以下。

2、每10天对各探头维护调校一次，同时对闭锁断电系统进行实验，瓦斯检查员每班必须用光学检测仪对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时处理。

3、综采队电工每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电器设备失爆，机组司机、跟班组长、流动电工必须携带瓦斯便携仪，报警浓度为1％。

三、综合防尘

（一）防尘管路系统

22202综采工作面的防尘用水是用防尘水池中经东区总回风、168回风上山、东区煤仓皮带上山、22202回风巷（22202机巷）。

（二）防尘措施

1、22202回风巷设一道水幕，喷雾降尘净化风流，22202回风巷水幕均设在距采面上口20-100m，并随工作面的推移而移动。

2、工作面运输机机头，机巷转载机机头，各部皮带运输机机头处均设置喷雾装置。

3、采煤机设有内外喷雾，拉架设有自动喷雾装置。

四、煤壁注水

（一）煤壁注水参数

打孔前先把活煤（或夹矸）用手镐处理掉，采面沿顶开采地段在距伸缩梁前梁1.2m处打3m深的平眼，采煤抬煤段距伸缩前梁0.3m处以仰角12°

－15°

向顶板方向打7m深的钻孔，钻孔间距3m，共打钻孔60个。

（二）安全技术措施

1、打眼前先把钻杆、钻头、注液枪等物件备齐，电缆吊挂于支架顶梁起吊鼻上，严禁把这些东西放在刮板输送机上。

2、打眼前，检查电钻的机体有无裂缝、破损，电钻上的螺丝、螺帽、销子等是否牢固，发现问题及时处理。

3、打眼前要试验电钻开关是否灵敏可靠，防爆插销是否严密，如发现有火花痕迹，不准使用。

4、打眼前，必须敲帮问顶，遇有伞檐、活煤块等应用手镐先处理掉。

5、打眼作业人员必须扎紧袖口，扣好衣扣，围巾必须系在上衣内，严禁围巾和衣服线头外露。

6、打眼必须2人配合作业，1人在电钻一侧领钎定位，1人操作电钻。

7、打眼时，严禁开动前部输送机，并停电闭锁，指定专人看守开关。

8、打眼前，若煤硬，要先用手镐刨眼定位，煤软时，可以直接用电钻杆定眼。

定好位后，使钻头顶紧定位点，间断送电2至3次，使钻头钻进煤体内，然后，根据钻孔要求的角度调整钻进方向，推进时要均匀使劲，不可用力过猛，要顺势推进，每隔一段时间要拉动钻杆，排除煤粉。

前一根钻杆外露200～300mm时要再接一根钻杆，钻杆的连接定位销要卡紧。

9、打眼至要求深度以后，必须将钻杆来回拉动几次，把煤粉排净。

最后以180°

来回旋转，将眼口往里1m的眼孔适当加大，以便于安封孔器。

10、钻眼打好以后，将钻杆拔出，安好封孔器，而后在封孔器后端接注水管，开动专用注水阀门开始注水，每孔注水20～30mm，注好后再注另外的钻孔，同时注水的钻孔不能超过3个。

11、注水压力在6Mpa—8MPa左右。

12、注水结束后，要把钻杆绑好，交到看工具处，煤电钻运出工作面，放在适当的地方，电缆盘好。

13、严禁手扶钻杆，带电更换钻杆，更换钻杆必须停电闭锁。

14、必须安设专用喷雾注水泵，严禁注乳化液。

15、注液管与封孔器连接，严禁“U”形销单插，在注水孔的正后方严禁有人，严防封孔器后座伤人。

五、防灭火

1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放，工作面所剩各种油脂物质均必须密封回收至地面，严禁随地泼洒。

2、任何人发现火灾时，根据灾区的通风和瓦斯情况立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报调度室，矿调度室接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作，矿值班调度和在现场的区队长、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。

3、电气设备着火时应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火，油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。

4、电缆、电气设备要派专人定期检查，防止电缆、电气设备失爆现象。

附图9：

通风系统图。

附图10：

防尘系统图。

附图11：

监控路线图。

第三节排水

一