2604 综放工作面作业规程119Word下载.docx
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98%≈108467.4吨
二块段面积
26237.6㎡
二块段储量
26237.6m2×
1.4T/m3≈62445.5吨
三块段面积
10556.7㎡
三块段储量
10556.7m2×
8.19m×
1.4T/m3≈121043.1吨
121043.1吨×
80%≈96834.5吨
工作面总储量
108467.4+96834.5=205301.9吨
质
煤质硬度
0．8—1.5
平均灰分
12.5％
煤质牌号
瘦煤，属优质动力煤
平均水分
1.3％
挥发份
13.87—18.94％
发热量
29.2MJ/Kg
三、地质构造
工作面地质条件简单。
2604工作面断层统计表
断层构造名称
走向
倾向
倾角
落差
性质
对回采影响程度
4F2604－2
NE30°
SW120°
60°
7m
正
影响较小
四、围岩及特征
类别
分项
主要岩石
厚度（m）
普氏硬度系数
岩性描述
顶
板
老顶
灰色中粒砂岩
7.6
f=10.5
以石英为主，暗黑色矿物次之，层面含白云母碎片，（采空区已跨落）。
直接顶
黑色砂质泥岩
4.8
f=6.37
层面含大量植物茎部化石及白云母碎片。
厚4.8m（采空区已跨落）。
伪顶
黑色泥岩
0.3～0.5
层面含大量植物茎部化石及白云母星，随采随落，厚0.3～0.5m（采空区已跨落）。
底
直接底
3.5
含砂量由上而下逐渐增多，厚3.5m。
老底
深灰色中细粒砂岩
6.5
f=8.53
上部为细粒，向下逐渐为中粒，含较多暗色矿物，钙质胶结。
煤层结构柱状图见附图1煤岩层综合柱状图见附图2
五、水文地质情况
充水因素
工作面无重大水害威胁
预计最大涌水量
5～7m³
/h
河流冲刷带
无
正常涌水量
5m³
岩浆侵入体、陷落柱
工作面无重大威胁，对回采不会造成影响
五、影响回采的其它地质情况
瓦
斯
预计工作面绝对瓦斯涌出量：
1~3m3/min
自燃
发火期
最短自燃发火期为:
119天
尘
具爆炸性，爆炸指数：
16.34%
地温
19.8°
～20.5°
C
六、工作面可采期计算
上顺槽可采期长度L1
435m
循环进度l
0.6m
下顺槽可采期长度L2
425m
日循环个数n
4个
可采期：
D=½
（L1+L2）/（n1）
179天
第二部分采煤方法及回采工艺
一、采煤方法
采煤方法
倾斜长壁，俯斜开采，综放
一段采高
2.3m±
0.1m
循环进度
底分层回收率
98%
二段采高
三段采高
0.1m
98%
放顶煤区段
45.7m
顶煤厚度
5.89
顶煤回收率
80%
一切眼102m+二切眼67m=169m
采放比
1：
2.6
放煤步距
0.6m
循环产量
1、2段（145）吨；
3段（226）吨
工作面生产系统示意图见附图3
二、回采工艺
（1）进刀方式
进刀方式
中部斜切进刀
进刀段
一切眼35＃架---45＃架；
二切眼55＃架---65＃架（可视顶板完整情况调整）
（2）回采工艺流程
1、煤机割煤、装煤→推伸缩梁→移架→煤机返刀至中部进刀→自中推溜及机尾（机头）→煤机割煤、装煤→推伸缩梁→移架→煤机返刀至中部进刀→自中推溜及机头（机尾）。
2、煤机上（下）行割煤、装煤→推伸缩梁→移架（不拉后部溜子），同时下段支架放煤→煤机割透上（下）缺口，返刀至中部进刀→自中向上（下）推溜移前部机尾（机头），同时拉下段后部溜子→煤机下（上）行割煤、装煤→推伸缩梁→移架（不拉后部溜子），同时下段支架放煤→煤机割透下（上）缺口，返刀至中部进刀→自中向下（上）推溜移前部机头（机尾），同时拉下段后部溜子→采放平行作业，一采一放为一个循环。
（3）回采工艺流程的逐项说明
A、交接班
交接班内容、事项
生产班之间
向接班人员交待清楚本班设备运行和工作情况及应该记录的情况
生产班检修班之间
生产班各设备出现的问题及检修需作的准备工作
B、拉移后部机尾（机头）
顺序
操作工序
操作要求
1
清理机头（机尾）浮煤
把机头（机尾）周围浮煤清理干净
2
改单体
保证拉槽宽度满足要求
3
拉后部机头（机尾）
拉槽时必须同支架工配合好，不可一次拉到位置，拉槽架后及端头里严禁站人
4
打单体、回梁
打单体回梁时必须逐棚作业，严格执行先打后回的原则
C、割煤（伞檐长度≤1米；
宽度≤0.2米）
打开喷雾、冷却水
冷却和喷雾装置齐全，水压、流量符合规定
启动采煤机
先发出开机信号，通知所有人员撤离到安全地点，采煤机附近无人和障碍物后方可开机
调好滚筒位置
保证工作面采高，不留底，不留伞檐
割煤
经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度（≤2m/min）和截割高度
D1、移架（割煤与移架之间的悬顶距离≤1.5米）
收伸缩梁、侧护板
收伸缩梁，根据顶板煤质情况，不要一次收到位置；
收侧护板时，侧护板正下严禁站人，并以相邻支架间不发生摩擦为准。
降柱
使主顶梁略离顶板
移架
移架要带压擦顶移架，并且做到快、匀、够、正、直、稳
升柱、伸出伸缩梁、打开侧护板
升柱要做到紧、稳，伸缩梁顶住煤壁，侧护板紧靠下方支架
D2、支架放煤
放煤方法
逆向间隔两轮放煤
0.6米,一采一放
打开支架后喷雾
检查喷头有无堵塞和丢失现象，喷雾效果必须良好
收插板
严禁架后站人，收插板不可一次收完，控制好放煤量
摆动尾梁
随时注意后部槽负载情况，发现超载立即停止放煤
关闭放煤口
见白色岩末或矸石立即关闭放煤口
E1、返空刀
调整滚筒位置
保证滚筒有适当的卧底量，保证把底板割平
返空刀时，牵引速度由小逐渐增大
严禁一次加大到最高速度
停止采煤机
停止采煤机必须停止牵引
关闭供水闸门，断开滚筒离合器及扳开隔离刀闸
检修时或长时间停机时，必须将下顺槽采煤机开关停电闭锁
E2、上（下）端头护顶
联网上料打单体
严格执行敲帮问顶制度，采用Φ16cm半圆木配DZ2.5-25/100型单体进行支护
串梁，改单体
严禁使用失效单体、失效梁，打好单体后，系好防倒绳，棚距严防超宽
串机头（机尾）л型梁
成对使用，及时前移顶紧煤壁
背顶
用荆笆片或背木将顶板背严、背平，严禁超高，严禁空顶
F1、中部斜切进刀
煤机至机头返刀后下滚筒至55＃架
下滚筒完全切入煤壁
推35＃至45＃架斜切段槽
35＃至45＃架必须推成斜直
煤机重刀至机尾返空刀至35＃架
上滚筒完全切入煤壁
斜切段槽推成一条直线
F2、拉溜
清理架后浮煤
严禁在清煤时操作支架
检查各联接部件是否齐全可靠
U型销必须齐全，严禁单插
自上而下或自下而上拉溜
严禁从两头向中间拉，防止弓槽，溜子必须在运输机空载情况下进行，拉成一条直线
拉溜完毕，手把复位
防止继续动作将后部槽拉错口
G1、推溜
检查机道内是否有杂物
发现有杂物，必须及时清理，严格执行敲帮问顶制度，严禁在空顶下作业
防止千斤顶联接销脱落挤坏电缆
推溜
各推移千斤顶要协调一致，保持平直，每次推0.2～0.3米，弯曲度不大于3度
打单体、护顶
单体必须打成一条直线，顶板背实背严，严禁使用失效单体，并系好防倒绳
G2、推移前部机头（机尾）
拉槽时必须同支架工配合好，不可一次拉到位置，拉槽时架后及端头里严禁站人
打单体回梁时必须逐棚作业，严格执行先打后回原则
H、出班
工种
准备工作
出班达到的验收标准
采煤机
顶、底板割平，不得丢伞檐煤，机身卫生打扫干净
支架
支架必须移成一条直线，架前架后架间浮煤清理干净
端头支护
上下机头处使用好四对八根长梁支护，初撑力≥40KN，棚距不得超宽，单体打成一条直线，且系好防倒绳
机电工
皮带机、运输机必须开空，卫生打扫干净，清理机头前后10米内的浮煤
（4）采煤机进刀图，见附图4
第三部分生产系统
一、概述
1、工作面巷道支护形式：
上顺槽：
工字钢梯形棚和U型棚支护，梯形棚支护规格：
梁×
腿＝3.5m×
2.6m，断面面积8.31m2，长度360m;
U型棚支护规格为：
宽×
高＝4.6×
3.0m，面积11.08m²
，长度75m。
下顺槽：
2.6m，断面面积8.31m2，长度243m;
，长度182m。
二、2604工作面设备配量图表见（3—1）
工作面供电系统附图5
三、生产系统
系统名称
系统路线
运煤系统
工作面→2604下顺槽→西翼皮带巷→北井底进风巷→2120转载巷→北翼皮带巷→石门二部皮带→石门一部皮带→主皮带。
运料系统
贾吕寨进风井→井底车场→贾吕寨进风井底西码→2604泄水巷→2604上顺槽→料场。
通风线路
西翼皮带巷→2604下顺槽外段二切眼
下顺槽运煤横川
→2604下顺槽里段→2604工作面→2604上顺槽→2604上順槽泄水巷→－240猴车道上车场→西翼回风巷→北艺总回风巷→吕寨风井→地面。
注浆系统
贾吕寨注浆站→注浆孔→井底注浆管→西翼皮带巷→2604工作面切眼。
供电系统
北井底变电所→移动变电站→工作面各用电点。
供水系统
贾吕寨进风井底西码清水管路→2604运输巷→运输联络巷→西翼皮带巷尾段→2604上、下顺槽→工作面各用水地点。
照明系统
2604移变→2604下顺槽配电点→工作面各照明地点。
1、通风系统（通风系统图见附图6）
通风线路
见上页第三项
通
风
管
理
1、严禁损坏通风设施，严禁将两道风门同时打开或一道风门永久敞开，风门前后及密闭前5m内严禁堆积任何物料，无淤泥积水，巷道支护完好。
2、上下顺槽堆放物料必须分类码放整齐，严禁影响通风。
3、监护巷道的测风、瓦斯、注水等牌板，不得损坏、丢失。
按瓦斯涌
出量计算
Q=100q采kch4
Q—工作面需用风量，m3/min
q采—工作面瓦斯绝对涌出量，地质说明书预报为1～3m3/min，取最大值3m3/min
kch4—工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般机采工作面为1.2～1.6，取1.45
故：
Q=100×
3×
1.45=435m3/min
按工作面
温度计算
Q=60VSm3/min
V—采煤工作面平均风速,按空气、温度、湿度的关系,取0.9m/s
S—工作面平均断面积，为6.21m2
Q=60×
6.21×
0.9=335m3/min
按人数计算
Q=4Nm3/min
N—采煤工作面同时工作的最多人数，取50人
4—每人每分钟应供给的最小风量，为4m3/min
Q=4×
50=200m3/min
按风速计算
Vg=Q/60S=435÷
6.21÷
60=1.17m/s；
Vs=Q/60Ss=435÷
8.31÷
60=0.9m/s
得：
Vg>
Vs>
0.25m/s；
Vs<
Vg<
4m/s，符合《煤矿安全规程》第101条规定
Vg—工作面风速，m/sVs—顺槽风速，m/s
Ss－顺槽11#工字钢棚断面积，8.31m2S—工作面断面积，6.21㎡
综上所述，本工作面需用风量为435m3/min。
2、瓦斯管理
（1）瓦斯监控设施的安放和管理
地点
上顺槽
工作面
上隅角
排水泵房及绞车处
悬挂标准
维护使用
位置
距第一个汇
合风流处
10～15m
距上安全
口10m
上塘口
①距顶板≤
300mm,
②距巷道侧壁≥200mm
挂牌管理
①队负责日常维护，保证不损坏不丢失。
②每日由当班瓦检员负责向外移动
③严禁碰撞或洒水、糊埋。
报警浓度
0.7%
断电浓度
0.8%
达到0.7%停止生产，0.8%断电，浓度降到0.7%以下方可恢复生产
断电范围
上下顺槽及工作面所有非本质安全型电气设备
（2）瓦斯管理措施
序号
瓦斯管理项目
采取的处理措施
上隅角瓦斯达到0.7％时
在上端头挂导风帘，加强上隅角通风
上隅角瓦斯达到0.8％时
必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理
架后瓦斯管理
加强浮煤清理，保证通风断面风量满足生产要求
工作面各地点瓦斯管理
通风区每班派专职瓦检员巡回检查，认真填写瓦斯管理牌，瓦斯超限时，所有工作人员服从瓦检员安排
5
工作面瓦斯浓度达到0.8％、CO2浓度≥1.5％时，电动机或开关附近20m内瓦斯浓度达到0.4％时
6
工作面体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯浓度达2%时
7
执行《煤矿安全规程》有关瓦斯管理规定
3、隔爆水袋
断面（m2）
《煤矿安全规程》规定每平方巷道断面按200升水量计算
容量
（升／个）
个数
排数
排距（m）
长度（m）
说明
8.31
30
70
14
1.5
21
横向吊挂每周补水一次
下顺槽
上下顺槽隔爆水袋吊挂地点距工作面的距离为60—200m一组，上順槽2组，下顺槽2组，挂牌管理设专人检查维护，每天一次。
4、综合防尘
负责
负责全队综合防尘工作，积极搞好防尘宣传教育
维护负责人
煤壁
注水
每日检修班由采二队派3－4人专职进行，严格执行第六部分中的煤壁注水措施。
注水组组长
喷雾
系统
采煤机
安装内外喷雾，内喷雾压力≥2Mpa，外喷雾压力≥1.5Mpa。
煤机司机
支架
前后喷雾，实现降柱、移架或放煤时同步喷雾降尘。
支架工
各转载点
安设喷雾设施，喷嘴距落煤点≤0.5m，固定牢固。
各转载司机
上下顺槽
距工作面50m内分设两道净化水幕，回风口一道，迎风喷雾，覆盖全断面。
队指定专人
洗尘
生产班冲洗工作面支架上下顺槽超前支护段及各转载点20m以内的煤尘。
检修班
检修班冲洗上下顺槽的煤尘。
备注
做好个体防护，佩带防尘口罩；
喷雾系统在生产时打开，停机、检修时关闭。
5、防灭火
机电检修
杜绝失爆，严禁带电作业，严禁带电搬迁电气设备。
风门
前后5m内严禁堆放易燃物品（如油脂类）。
电缆
按标准吊挂，严禁浸水、淋水。
保护装置
各设备保护装置每日由检修班负责检修，严禁甩保护作业。
严禁割支架前梁，伸缩梁及底板，避免产生火花。
托辊
及时更换淤煤塞死及不转动的托辊，防止磨擦起火。
矿灯
严禁在井下拆卸、敲打、撞击。
油脂
必须完善保管，用后拧紧桶盖，并在队指定地点存放。
废旧棉纱
不准随意乱扔，必须放入盖严的铁桶内，由专人定期送地面处理，严禁将剩、废油泼在井巷和硐室内。
干粉灭火器
各皮带头分别配备2个，工具房2个，移变处2个，井下作业人员必须会使用灭火器。
沙箱
皮带机头、移变处各备一个，尺寸：
0.5×
0.6×
0.7m，沙箱内不少于10个沙袋。
消防水管
上下顺槽配备消防水管，上下顺槽供水管每50m安一甩头（带闸门）。
注浆管路
爱护好注浆管路，严禁挤坏、掐开、截断。
具体注浆要求由注浆队另定专项措施。
第四部分顶板管理
一、工作面支护设备及技术参数
支架说明
项目
参数
支架型号
ZFZ3200－14.4/26型
工作液介质
3%—5%乳化液
支护面积
6.375m2
尾梁长度
1.17m
支架宽度
1.43—1.6m
额定供液压力
30MPa
重量
13.44吨
支架中心距
1.5m
工作阻力
3200KN
操作控制
快速本架操作
底板比压
1.1Mpa
初撑力
2844KN
支撑高度
1.44－2.6m
外形尺寸
5500×
1500×
（1440-2600）mm
通风面积
6.21m2
尾梁摆角
50°
支护强度
0.56Mpa
移架步距
0.6m
二、工作面支护强度计算
1、支护参数校验
项目
校验计算公式
校验结果
支架工作阻力
3200＞450.8×
6.375＝2874KN
符合要求
支架初撑力
2844＞450.8×
6.375×
80%＝2299KN
0.56＞450.8/1000＝0.4508Mpa
校验结论
选取ZFZ3200－14.4/26型支架能满足工作面顶板支护和安全要求
表中：
450.8为采场最大压强
p=9.8NHR/1000=9.8×
8×
2.3×
2500÷
1000=450.8KN/㎡=0.4508Mpa
p：
采场压强N：
取8，支架载荷取8倍采高岩重计算
H：
煤层采高，取2.3mR：
顶板岩石容重，取2500Kg/m³
。
2、工作面顶板支护
采用4mл型梁配合单体柱支护
工作面支护
ZFZ3200－14.4／26型支架115台
3、端头及无液压支架段支护
端头支护高度为：
2.1m；
最大控顶距为：
4m；
最小控顶距为：
3.5m
机头（机尾）大棚
无液压支架支护段
靠液压支架侧支护
支护用品
4米л型梁配合DZ2.5-25/100型单体
4米л型梁配合
DZ2.5-25/100型单体
支护方式
一梁三柱
支护长度
4m
4m
支护宽度
0.5m
柱距
0.7m
0.7m
前移方式
及时前移顶紧煤壁
1、成对使用
2、始终保持一梁三柱
3、必须托住顺槽支护棚梁
1、单体柱必须成排行，柱排距不超宽
2、单体柱放液口朝老塘
1、必须及时前窜托住三角顶煤，防止三角区片帮冒顶
4、端头支护校验
校验对象
4mπ型梁配合DZ2.5-25/100型单体柱
校验计算
依据
鹤壁矿务局[1997]鹤煤生字第497号文件
P＝8MRK；
N＝P／Rb／Kb／K2；
A＝1／NB
P：
顶板压力,t/m2；
M：
采高,为2.1m；
R：
顶板容重,为1.4t/m3
K:
安全系数取1.4;
Rb:
支柱额定工作阻力为25t;
K2:
支柱增阻系数取0.9
Kb：
支柱不均衡系数取0.9；
NP：
支护密度,根/m2；
A：
排距,m
B：
柱距，设计柱距0.5m
P=36.064t/m2=1.78根/m2A=1.12m
结论
端头最大排距0.6m<
1.12m，所以柱距0.5m，排距1.12m，符合支护安全要求；
能够满足安全生产需要。
三、工作面顶板管理
1、工作面顶板管理见附图7
2、控顶距
支架最小控顶距
L1＝L＝3500mm
支架最大控顶距
L2＝L＋Lx＝4100mm
L：
支架顶梁长度为：
3500mm
Lx：
前梁长度为：
600mm
四、工作面上下顺槽、缺口管理
上下顺槽距工作面
10m范围内
10-20m范围内
替棚10m
联锁双抬棚
超前加固
支护用品规格
3.5mл型梁配合DZ2.5-25/100型液压单体支柱
DZ2.5-25/100型液压单体支柱
一梁三柱
一梁一柱
隔一棚加固一棚
柱距
1.5m
1m
1m
支
设
位
置
上
顺
槽
两端距梁头200mm各支设一根单体柱，另在梁中间打一根单体柱
距上帮0.7米，距下帮0.7米
距上帮0
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