502回采规程.docx
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502回采规程
目录
第一章工作面概况5
第一节工作面概况5
第二节工作面四邻采掘情况及影响范围5
第三节工作面参数及储量5
第二章地质情况6
第一节煤层赋存特征6
第二节地质构造情况6
第三节围岩及其特征7
第四节瓦斯、火及煤层情况7
第五节水文情况7
第三章重大危险源及有害因素辨识9
第四章采煤方法及生产工艺11
第一节工作面巷道及设备布置11
第二节采煤方法12
第三节采煤工艺12
一、循环工艺12
二、工艺详细说明及要求12
第五章顶板管理15
第一节工作面支架支护说明15
第二节工作面顶板管理16
一、支架选型验算16
二、工作面顶板管理要求17
三、初次来压期间的顶板管理18
四、周期来压期间的顶板管理18
五、初次放顶安全技术措施18
六、初采期间顶板管理领导组19
第三节上、下端头及安全出口顶板管理19
第四节特殊情况下顶板管理24
一、工作面调斜时的顶板管理24
二、工作面局部底板起伏变化时的顶板管理24
三、工作面过断层的安全技术措施24
第六章工作面矿压监测26
第一节工作面矿压监测的内容和方法26
一、矿压观测的目的26
二、观测内容26
三、矿压观测的方法26
第二节皮带、轨道两顺槽回采期间矿压监测27
第三节矿压监测管理要求及安全技术措施27
第七章生产系统29
第一节一通三防系统29
一、工作面通风系统29
二、工作面配风量计算29
三、通风管理31
四、瓦斯管理31
五、综合防尘及隔爆设施34
六、防灭火36
第二节监测监控37
第三节主、辅助运输系统39
一、运煤系统39
二、辅助运输系统39
第四节供电﹑压风、饮水自救﹑排水﹑通讯﹑照明等系统41
一、供电系统41
二、压风系统、供水自救系统42
三、供、排水系统43
四、通讯系统45
五、照明系统45
第八章安全质量管理46
第一节工程质量要求46
一﹑工程质量验收制度46
二、工程质量标准及要求46
第二节文明生产管理要求49
第三节煤质管理要求50
第四节机电设备管理要求51
第九章劳动组织及循环图表54
第一节劳动组织图表54
第二节正规循环作业图表54
第十章工作面主要技术经济指标55
第十一章安全技术措施56
第一节一般规定56
第二节防治水措施57
第三节火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故防治措施58
第四节工作面顶板事故防治措施59
第五节机电设备安全防护措施59
第六节材料设备的运输安全技术措施61
第七节爆破管理安全技术措施65
第八节其它特殊作业的安全技术措施74
第十二章工作面避灾路线96
第一节避灾原则96
一、避灾原则96
二、应急预案96
三、自救、互救的原则96
四、自救、互救的方法97
第二节避灾路线100
附件：
101
一、附图目录101
二、附表102
第一章工作面概况
第一节工作面概况
1、地面位置：
位于东光村东南面，周围均为农用耕地。
2、井下位置：
北面为原安吉矿采空区，南面为五采区轨道巷，西面与友众煤业未采区接壤，东面为未布置的501工作面，周围均为实体煤。
3、地面地形、地貌：
地面为农田，地势平坦
4、地面标高：
+1169.5。
5、工作面标高：
+907—+927m。
第二节工作面四邻采掘情况及影响范围
1、四邻采掘情况：
北面为原安吉矿采空区，留有100mm保安煤柱，南面为五采区轨道巷，西面为友众煤业未采区，东面为未布置的501工作面，周围均为实体煤。
2、回采对地面设施的影响：
工作面地面为农田，无建筑物或其他设施，回采对农田无影响。
第三节工作面参数及储量
1、工作面参数：
皮带顺槽长743m，可采长度630m，轨道顺槽长745.5m，可采长度630m，切眼斜长200m，回采面积126000㎡。
2、工作面储量
本工作面煤层平均厚度为1.9m，容重为1.35t/m3，设计回采率为95%，则：
工业储量：
200×（745.5+743）÷2×1.9×1.35=38.18（万吨）
可采储量：
630×200×1.9×1.35=32.32（万吨）
可采期：
630÷（0.8×6）≈132（天）
其中：
0.8为循环进度，6为日循环个数。
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
1、煤层赋存情况
该煤层赋存于石炭系上统太原组，属海陆交互相沉积的含煤建造。
煤厚0.3—3.5m，平均1.9m，容重13.5t/m³，煤层大部不含夹矸或含一层夹矸，个别含2—3层夹矸，厚0.10—0.55m，岩性为泥岩。
2、煤质情况
煤质为低灰-高灰、特低硫-中硫、高热值-特高热值贫煤，见表2-1。
表2—1煤质状况表
M
A
V
C
H
O
N
工业牌号
0.71
23.49
13.59
91.05
4.10
2.82
1.28
PM
3、煤层普氏硬度（f）见表2—2
表2—2煤层普氏硬度表
名称
煤层
夹矸
直接顶
直接底
普氏硬度（f）
1-3
2-4
2-5
2-5
第二节地质构造情况
1、502工作面由西向东为一单斜构造，平均坡度-2°，西面高，东面低。
2、根据工作面掘进过程中的收集的资料，从切眼往外108-464m位置煤层厚度变化大（0-3.2m），预计对工作面回采影响较大。
3、根据坑透报告，在工作面回采区域有1块坑透异常区：
根据该区域当时揭露的岩层情况看，该构造为一个断距约4m左右的小断层，对工作面回采有很大影响。
第三节围岩及其特征
1、煤岩层综合柱状图（见附图1《502工作面煤层顶底板综合柱状图》）
2、围岩及其特征（如表2—2）
表2—2围岩及其特征表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩石描述
老顶
无
/
/
直接顶
泥岩和炭质泥岩
3.88
灰黑色，泥质结构
伪顶
无
/
/
直接底
泥岩
0～3.25
灰黑色，厚层状。
老底
砂质泥岩
0～7.0
灰白色，厚层块状，主要成份粘土质，沙质。
第四节瓦斯、火及煤层情况
1、瓦斯：
瓦斯绝对涌出量为4.3m3/min，瓦斯相对涌出量为2.89m3/t，无瓦斯、CO2突出危险的倾向。
2、煤层：
具有爆炸性倾向
3、煤的自燃：
Ⅲ类不易自燃
4、地温正常：
小于26℃
5、地压：
正常
第五节水文情况
1、本工作面水文地质条件总体上为简单型，工作面内不发育导水构造，不存在奥灰水突水的危险。
工作面回采期间主要涌水来自山西组砂岩裂隙水，煤系薄煤层灰岩溶裂隙水和奥陶系炭酸盐岩溶裂隙水等含水层。
2、涌水量
正常涌水量为8m3/h；最大涌水量为25m3/h。
3、含水层（顶部和底部）分析
502首采工作面上覆原6#采空区积水，河南煤田地质三队已对该采空区积水进行探放，共打10个孔，累计放水210m³左右。
该工作面上部有K2、K2下两层石灰岩含水层，K2、K2下距15#下煤层顶板26.4m、8.7m，根据前期两条顺槽掘进情况，无大淋水，最大涌水量为2m³/h。
第三章重大危险源及有害因素辨识
1、瓦斯：
在生产过程中从煤层中涌出的以甲烷为主的有毒气体的总称。
达到爆炸浓度、氧气浓度适合遇火花会发生爆炸，会造成人员伤亡、设备设施的损坏；另外瓦斯浓度过高，会降低空气中的氧气浓度，造成工作人员呼吸困难，甚至窒息死亡；
初采期间，顶板大面积跨落或集中跨落，会造成瓦斯瞬间涌出量增加，导致局部瓦斯超限；初采期间，采空区未跨落或跨落不实，造成工作面相对断面增大，工作面风速降低。
（见第六章第一节第四款，第十二章第一节第四款）。
2、火灾：
因摩擦、电气火花、撞击而引起巷道可燃物的燃烧，可造成人员伤亡和设备设施的损坏（见第六章第一节第六款，见第十一章第九节二十一款）。
3、顶板事故：
由于措施不力、支架自落或超前移架工作不到位，可造成架前漏矸、冒顶事故，尤其端头、端尾三角区，会伤及作业人员和影响煤质。
由于皮顺留设保护煤柱较短，又采用锚网支护，回采过程中会出现顶板离层加剧冒顶伤人、锚具崩脱伤人的现象（见第四章第二节、第十一章第四节）。
4、水灾：
由于顶板中有含水层存在，在采动影响下可能造成涌水突然增大而淹没巷道、工作面，造成人员伤亡和设备设施损坏（见第十一章第二节）。
5、电气设备：
可能因设备失爆、漏电而引发其它事故，诸如引发瓦斯、煤尘爆炸、电击伤人等，接地打设不规范、绝缘用具不全漏电伤人，带电搬迁设备触电伤人（第七章第四节，第十一章第六节）。
6、操作采煤机：
进入煤墙作业，未闭锁刮板输送机或管理顶板造成伤亡，拉架离滚筒太近、错刀时操作不当割锚杆、单体柱造成设备损坏，滚筒上缠绕网片、锚杆甩出伤人，更换刀齿、紧滚筒丝未摘隔离、闭锁刮板输送机造成人员伤亡（见机组司机岗标、操作规程、第十一章第一节）。
7、操作液压设备：
更换、液管未及时通知停泵或未释放残余压力作业造成伤亡，崩管伤人，更换小梁、逼帮板未有效管理顶板造成人员伤亡（见泵站司机、支架工岗标和操作规程，第十一章第一节第4款）。
8、操作绞车：
绳卡打设不规范、操作不当绳断伤人，站位不当柱倒伤人，使用后不拉隔离（按钮未按照规定放置），误动作伤人（见绞车司机岗标和操作规程、第十一章第一节第7款）。
9、原煤运输：
转载机里外帮作业时坠入、打炭工打炭时坠入，更换刮板输送机哑铃销、连接头时片帮、漏矸、尾梁自落导致伤亡（见打炭工、刮板输送机检修工岗标和操作规程，第十一章第七节）。
10、煤尘：
生产过程中产生的煤尘危害作业人员的呼吸系统，患煤肺病；作业环境中的煤尘达到一定浓度，在一定条件下发生煤尘爆炸事故，会造成人员伤亡、设备设施的损坏（见第十一章第三节）。
11、空气的非自然流动和潮湿环境：
井下职工由于长时间在湿度较大的人工风流中工作，会危害作业人员的关节、运动系统和身体主要脏器，患各类风湿性疾病；
12、端头、尾回柱、架棚、联网：
架棚时柱倒、梁脱、顶板漏矸伤人，联网上料时片帮、漏矸伤人，铁丝扎伤，回柱时片帮煤伤人（见第十一章第九节）。
13、其他：
更换大件重物、抬大板、架棚等多人作业时，协调不好造成伤亡，巷道压力大锚索（锚杆）的挡片、螺丝、锚具崩脱造成伤亡，皮带卸货时砸伤，人员在运输设备正头滞留、作业时存在运出长料伤人危险（见第十一章）。
第四章采煤方法及生产工艺
第一节工作面巷道及设备布置
1、工作面巷道布置（见附图2《502工作面巷道布置示意图》：
（1）工作面共布置2条巷道，分别为：
皮带顺槽走向长743m，轨道顺槽走向长745.5m。
表3-1502工作面顺槽参数表
巷道
名称
支护形式
净断面m2
支护规格
（矩形）
用途
设备
皮带
顺槽
锚网梁+锚索
15.75
4.5×3.5m
进风
运煤
列电、皮带等
轨道顺槽
锚网梁+锚索
13.44
4.2×3.2
回风
运料
绞车等
（2）工作面走向可采长度为630m，切眼斜长200m。
2、工作面巷道支护特征（见附图3《巷道断面支护设计图》）
（1）皮带顺槽采用锚网梁+锚索支护，矩形断面，规格为4.5×3.5m；两帮为4根Φ20×2000mm螺纹钢锚杆，顶部为6根Φ20×2400mm螺纹钢锚杆，顶锚杆间排距800×1000mm，帮锚杆间排距1000×1000mm；锚索为对二布置，锚索规格φ17.8×8300mm，间排距1800×2000mm。
皮带顺槽机头段150米为工字钢棚支护，棚距为1000mm。
（2）轨道顺槽采用锚网梁+锚索支护，矩形断面，规格为4.2×3.2m；两帮为4根Φ20×2000mm螺纹钢锚杆，顶部为5根Φ20×2400mm螺纹钢锚杆，顶锚杆间排距900×900mm，帮锚杆间排距900×900mm；锚索为三二布置，锚索规格φ17.8×8300mm，间排距1800×1800mm。
（3）皮带顺槽材料联络巷采用锚网梁+锚索支护，巷道掘进断面为14㎡，净宽4000mm，净高3500mm.
（4）轨道顺槽材材料联络巷采用锚网梁+锚索支护，巷道掘进断面为9.52m2，净宽3.4m，净高2.8m；
3、工作面设备布置及技术特征
（1）工作面设备配置及技术特征（见附表1《502工作面配套设备技术特征表》）
（2）工作面设备布置（见附图4《502工作面设备布置图》）
第二节采煤方法
1、本工作面采用走向长壁一次采全高综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板
2、本工作面切眼倾斜长200m，煤层平均厚度1.9m，工作面采高3.0±0.1m，循环进度0.8m，割煤回收率为100%，一刀为一个循环，循环产量为：
Q采＝200×1.9×0.8×1.35×100％≈410.4t
第三节采煤工艺
一、循环工艺
1、进刀方式
工作面采用不留三角煤端部斜切进刀双向割煤，进刀距离20-30m。
（见附图5《采煤机端部斜切进刀双向割煤示意图》）
2、工作面推溜、移架方式
推溜采用液压支架推溜千斤顶以支架为支点向前推移刮板输送机，移架则以刮板输送机为支点，采用液压支架推溜千斤顶回收时向前移架；推溜、移架均以本架操作方式进行。
二、工艺详细说明及要求
1、回采工序
采煤机到达工作面下端头割透煤壁后，上行斜切进刀、推移运输机头，下行割下三角煤，返向正常上行割煤，追机移架移溜；上部割透煤壁后下行斜切进刀，移运输机尾，上行割上三角煤，返向下行正常割煤，追机移架移溜
2、回采工序详细说明
（1）割煤、装煤、运煤
本工作面采用型号为MG300/700-WD型双滚筒无链牵引采煤机（截深800mm）。
正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。
采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入刮板输送机，少量煤在推刮板输送机时被铲煤板装入刮板输送机内，极少量散落在支架与刮板输送机间的浮煤，由人工装入刮板输送机内。
工作面采煤机割下的底煤由输送机运至端头卸载，经转载机、由皮带输送机运出。
（2）移架
移架滞后采煤机后滚筒2-3架进行（煤墙片帮或顶板破碎时，紧跟采煤机前滚筒进行）。
操作顺序为：
收逼帮板、侧护板—→降前梁—→落后柱—→落前柱，然后以刮板输送机为支点，向前移架。
移架后，立即打出逼帮板并升紧前后立柱、前梁，最后打出逼帮板、侧护板。
（3）推溜
推溜滞后采煤机后滚筒18-22.5m进行，推溜、相邻5组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作，输送机不能出现急弯（其弯曲段长度不得小于15架）。
推溜完毕后，手把必须及时回零，保证刮板输送机成直线。
严禁停机时进行推拉溜作业，防止刮板输送机涌煤、带回煤、压溜及发生卡、飘链事故。
（4）推移转载机
a.推移转载机前，要清理好机尾、机身两侧及过桥下的浮煤、浮矸。
b.保护好电缆、水管、油管，并吊挂整齐。
c.检查巷道支护，在确保安全的情况下推移转载机。
d.缓慢操作支撑转载机的各个千斤顶手把，使转载机机身滚轮脱离转载机轨道。
e.前移转载机轨道。
如果底板不平，必须将转载机轨道支平垫实。
f.使转载机滚轮对准轨道，随后落下千斤顶。
g.操作推移手把将转载机缓慢移出。
h.行走小车与皮带机尾架要接触良好，移设后搭接良好。
i移完架后，机头机尾要保持平直、稳，千斤顶活塞杆要收回。
（6）运煤方式
工作面的煤经采煤机采割由刮板输送机→转载机→502皮带顺槽皮带输送机→五采区皮带大巷皮带输送机→井底煤仓
→主斜井→地面。
第五章顶板管理
第一节工作面支架支护说明
1、工作面支架说明
排头、尾支架ZZG4800/17/356组（排头3组，排尾3组）
中间架ZZ4800/17/35130组（参数见表4-1）。
表4-1ZZ4800/17/35支撑掩护式液压支架（山西潞安机械有限公司）说明书
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZZ4800/17/35
支撑高度
1.7-3.5m
支护面积
6.46m2
通风面积
≥16m2
支架宽度
1.428—1.598m
支架中心距
1.5m
重量
17T
操作控制
本架操作
工作阻力
4800KN
初撑力
3958KN
底板比压
1.33
支护强度
0.77MPa
工作液介质
3-5%乳化液
额定供液压力
31.5MPa
移架步距
0.8m
ZZG4800/17/35支撑掩护式液压支架（山西潞安机械有限公司）说明书
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZZG4800/17/35
支撑高度
1.7-3.5m
支护面积
7.02m2
通风面积
≥16m2
支架宽度
1.428—1.598m
支架中心距
1.5m
重量
17T
操作控制
本架操作
工作阻力
4800KN
初撑力
3958KN
底板比压
1.33
支护强度
0.77MPa
工作液介质
3-5%乳化液
额定供液压力
31.5MPa
移架步距
0.8m
2、最大控顶距和最小控顶距
最大控顶距：
Lmax=L+Lx+LS+D
最小控顶距：
Lmin＝L＋Lx＋D
Lmax=2440+1500+700+100=4740mm
Lmin=2440+1500+100=4040mm
（L：
顶梁长Lx：
前梁长LS：
伸缩梁长D：
梁端距）
3、备用配件及支护材料的存放
（1）支架立柱、逼帮板、千斤顶等大型配件，存放于轨道顺槽口往里50m范围内的里帮，由检修班统一挂牌管理。
（2）支架上所需的液管、操作阀、二通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具房内，由工具员统一管理。
（3）单体柱、大板、π型梁、圆木、半圆等支护材料统一堆放在轨道顺槽里帮，距工作面50m以外。
第二节工作面顶板管理
一、支架选型验算
1、分析资料:
根据地测部提供的地质报告书，502综采工作面,无伪顶，直接顶为泥岩和碳质泥岩,本工作面采用的支撑掩护式ZZG4800/17/35型液压支架作为机头、机尾架，机头3组、机尾3组，共6组，中间架采用ZZ4800/17/35型液压支架，共130组，502综采工作面共计136架液压支架进行工作面顶板支护，采空区顶板自然冒落。
因此在回采过程中必须确保泵站压力，必须将支架升紧升平，接实顶板,并及时打出伸缩梁、打开护帮板,调整支架架间距,减少空顶面积。
防止片帮、冒顶的发生。
2、矿压参数预测
（1）502综采工作面属祥升煤矿首采工作面，目前矿井无任何相邻工作面的矿压参数可以借鉴，只有在工作面回采过程中通过矿压观测收集相关的矿压参数。
根据顶板岩性推测502工作面的矿压数据为：
直接顶初次垮落步距为8-15m，老顶初次垮落步距为30～45m，周期来压步距为10～15m。
（2）按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长观点估算，采场最大压强为：
P＝9.8Nhγ/1000
其中：
P——采场压强KN/m2
N——取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算）
h——煤层的采高，取3.5m
γ——顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3
故，P＝9.8×8×3.5×2500/1000＝686KN/m2
综上所述，本工作面支架的支护强度应大于686KN/m2。
2、支护参数校验
支架工作阻力校验:
4800KN>686KN/m2×6.46m2＝4431.6KN故支架工作阻力符合要求
支护强度：
0.77MPa>0.686MPa符合要求
综上所述，选取ZZ4800/17/35型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。
二、工作面顶板管理要求
1、泵站压力达到30MPa，乳化液浓度保持在3～5%。
2、采煤机司机必须保证煤墙采直割平，顶板无伞檐、台阶下沉。
3、正常作业时，采煤机割煤后，必须及时追机移架；顶板破碎时，采取带压超前移架，并将逼帮板和伸缩梁及时打出、升紧；片帮宽或发生局部漏顶时，要及时停机上料管理。
4、移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出。
5、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰俯角不得大于7°，保证支架接顶严密。
6、移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不超过100mm。
7、如果支架间空隙超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板棚；超过500mm，先在支架上上平行半圆（或大板），然后架设一梁二柱单体柱大板棚进行管理。
8、加强支架检修质量，保证无窜、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。
9、采煤机割煤时，司机应根据地质条件的变化调整采煤机速度和采高。
三、初次来压期间的顶板管理
根据矿工程部提供的资料预计，工作面老顶初次垮落步距为30～45m，来压期间的顶板管理安全技术措施为：
（1）在初次来压期间，必须保证工作面采直割平。
（2）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密。
（3）及时移架，减少空顶时间和空顶距离。
（4）移架后，要及时打出伸缩梁和逼帮板护顶护帮。
（5）泵站压力必须达到30MPa以上，乳化液浓度必须保持在3～5%。
（6）做好排水工作，及时清理拦淤坝里的淤煤，加强水泵检修力度。
四、周期来压期间的顶板管理
根据矿工程部提供的资料预计，周期来压步距为10～15m，来压期间的顶板管理安全技术措施为：
（1）在周期来压期间，必须保证工作面采直割平。
（2）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密。
（3）及时移架，减少空顶时间和空顶距离。
（4）移架后，要及时打出伸缩梁和逼帮板护顶护帮。
（5）泵站压力必须达到30MPa以上，乳化液浓度必须保持在3～5%。
（6）做好排水工作，及时清理拦淤坝里的淤煤，加强水泵检修力度。
五、初次放顶安全技术措施
本工作面直接顶、老顶均为易垮落岩层，预计顶板能在回采后自行垮落。
但是在初采期间必须加强支护管理和顶板来压规律的观测，收集整理好相关资料。
初采前，切眼顶部锚索已退掉、顶网剪开。
初采时，采取“一个机头、两个机尾”的多推机尾的方法使后半部煤顶先垮落；中部支架顶梁切顶线推出至切眼北帮后，后部顶煤仍未垮落，停止推进采取放顶措施（另补措施）；初采过3米后如两巷顶板不能垮落，则采用减慢推进速度方式，以增加采空区空顶时间而加快顶板垮落。
当工作面推进至35米时,老顶还未垮落，必须停止回采并采取人工强制放顶措施（另补措施）。
六、初采期间顶板管理领导组
矿领导组
组长：
孙金亮
副组长：
安瑞廷郝永刚王巍田龙
成员：
苗鹏张建平张鲲鹏张海永靳海波周玉帅
队领导组
组长：
杨开平
副组长：
申保国黄海燕李克俭
成员：
全体队干、技术员、验收员及班组长
初采期间要加强现场管理，发现异常要及时向有关科室汇报。
以便采取相应措施,确保安全生产。
第三节上、下端头及安全出口顶板管理
一、皮带、轨道顺槽超前支护形式及验算
1、皮带顺槽超前支护动态保持30m,采用4.0m的π型钢梁、4.2m长直径200mm的松木大板与DW3.5单体支柱形成一梁三柱支护,棚间距1.0m，柱距1.0m,排距1.2-2.0m，大板距上帮300mm，单体柱之间用皮条加安全钩连接，单体柱必须穿鞋，
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