21209普采工作麵作業規程

第一章 概 況

第一節 工作麵位置及井上下關係

表一：工作麵位置及井上下關係

水平名稱一水平采區名稱212區21209工作麵

地麵標高(m)785—824工作麵標高(m)732—736

地麵的相對位置工作麵對應地麵為回風井工業廣場東南的溝穀丘陵，地麵無建築物、河流湖泊等。

井下位置及四鄰采掘情況21209工作麵位於212專用回風巷的東部，南鄰實體煤;北鄰礦界;西鄰專用回風巷，連通皮帶下山、軌道下山，切眼以東為與河津五星煤業有限公司的保護煤柱。

回采對地麵設施影響有一定影響，要隨開采隨時觀察地表變化，防止地表水、雨季洪水通過裂隙進入井下。

走向長度(m)340傾向長度(m)101麵積(m2)34340

附圖一：井上下對照圖

第二節 煤 層

表二：煤層情況表

煤層厚度(m)5煤層結構複雜結構煤層傾角3°— 6°

開采煤層2#煤種穩定程度穩定

煤層情況概述2號煤層：位於山西組中部，根據鑽孔及生產礦井巷道揭露，煤層厚度5.05-6.35m，平均5.50m，結構簡單，有時含2層泥質夾矸，夾矸厚0.25m左右，現上分層大部分已經采動過，剩餘煤層厚度平均2.40m。

第三節 煤層頂底板

表三：煤層頂底板情況表

煤層頂底板情況頂、底板名稱岩石名稱厚度(m)岩石特性

老頂細砂岩7老頂岩性為---細砂岩

直接頂泥 岩82#煤層直接頂板岩性以泥岩為主，局部為砂質泥岩、砂岩

偽頂炭質泥岩灰色泥岩

直接底泥 岩底板以砂質泥岩為主，局部為粉砂岩

老底粉砂岩灰白色含黑色條帶

附圖二：工作麵地層綜合柱狀圖

第四節 地質構造

21209工作麵煤層走向近似NE，傾向NW，煤層傾角3°-5°，在掘進過程中未發現斷層陷落柱。

附圖三：工作麵21209運輸順槽、21209回風順槽平麵圖

第五節 水文地質

一、工作麵對應上覆為工業廣場東南的溝穀丘陵,覆蓋層厚度在34-86米之間建議在雨季時期，因雨水沿地表裂縫滲到2號層采空區內，也會形成積水徑流，應引起注意。

二、根據集團公司堅持“有掘必探，先探後采”的工作方法，巷道形成係統後，在工作麵的兩順槽巷道內沿平行切眼方向隔6米布置鑽孔，進行了鑽探，結果無積水異常，排除了水害隱患。

三、為預防上覆采空區局部低窪處積水通過裂隙通道下泄，必須在工作麵兩順槽各安設2台22千瓦水泵，2吋排水管兩趟。排水設備要定期檢修，確保能隨時正常運轉。在開采前由回采隊對工作麵的排水係統、排水設施進行聯合試運轉，運轉正常通過驗收合格後申請華盛公司準入驗收。

四、在回采過程中特別是放頂煤後，工作麵工作人員及安監人員要隨時觀察頂、底板變化情況，發現有透水征兆時，應立即停止作業，報告礦調度室，並發出警報，撤出所有受水威脅地點的人員。在原因未查清、隱患未排除之前，不得進行生產。

第六節 影響回采的其它因素

一、影響回采的其它地質情況

表四：影響回采的其它地質情況表

瓦斯相對瓦斯湧出量3.96m3/T

煤塵有爆炸危險性火焰長度為60mm，應加強灑水、滅塵、通風等工作

煤的自燃自然等級為‖類，吸氧量0.69cm3/g

地溫、地

壓危害無高溫熱害區地溫梯度為2.9°C/100m

第七節 儲量及服務年限

一、儲量

工業儲量=麵積×煤層容重×煤層厚度

=29700×1.4×2.2

=91476T

可采儲量=工業儲量×回收率

=91476×85%

=77754.6T

放頂煤儲量=麵積×頂煤厚度×煤層容重×回收率

=29700×0.6×1.4×70%

=17463.6T

總可采儲量：95218.2T

二、工作麵服務年限

服務年限=可采儲量÷月產量

=95218.2÷18727.5

=5個月

月產量=18727.5T

第二章 采煤方法

根據煤層賦存情況，本工作麵采用走向長壁後退式采煤方法，落煤方法為風鎬和人工(洋鎬)刨，采煤工作麵采用前後刮板輸送機運煤，組合懸移液壓支架、單體支柱支護頂板。采麵設計采高2.2米，放頂煤高度均0.6米，每次循環進度0.6米。

第一節 巷道布置

一、21209工作麵設計及巷道布置概況

本工作麵位於212專用回風巷東部，采用單翼布置，沿2#煤底板，21209進回風順槽走向長300m(保安煤柱30m),傾向長108m,沿底板掘進，坡度3°—5°，21209進風順槽巷安設800mm皮帶和40型刮板輸送機，21209回風順槽巷鋪設24kg軌道做運料。

巷道名稱淨斷麵

(㎡)支護形式間 距

(mm)設備布置用 途

21209回風順槽5.8311#工字鋼和金屬網及背板700軌道回風、運料

21209進風順槽5.8311#工字鋼和金屬網及背板70040型刮板機800mm.皮帶輸送機運輸巷道

附圖 工作麵位置及巷道布置

二、21209采煤工作麵

工作麵設計沿2#煤層底板自然坡度布置，21209工作麵安裝組合懸移液壓支架、兩部630型前後刮板輸送機，兩巷安全出口端頭采用四梁八柱支護，是工作麵回采的設備安裝處和回采起點。

三、硐室及其它巷道

21209進風順槽巷安裝的調度絞車，斷麵形狀為梯形、長×寬×高=2.0m×2.0m×2.0m，采用金屬棚支護。

第二節 采煤工藝

一、采煤工藝

支架托梁上麵鋪聯網→(風鎬、人工刨落煤、伸前探梁)→裝煤→運煤→清理→收前探梁→前移支架→剪網→漏煤→移支架→運煤→封網→清理→推移輸送機並開始新一循環。

二、初采初放

1、當工作麵推至10-15m或頂板已全部垮落且壓力大於20Mpa時方可放煤，放煤循環步距0.6m，即工作麵推進0.6m，後邊支架一次放頂煤、采用采放平行交替作業的方式。

三、頂網鋪設

(1)開采時，在頂板鋪一層金屬菱形網，古塘側放煤後放煤口進行補網。

(2)鋪設方法：沿傾斜方向由上向下鋪設，一個循環鋪一茬，鋪網沿傾斜搭接，搭接長度不小於200mm，走向對接，金屬網規格：10.0m×0.8m。

(3)上、下兩端頭沿煤層傾斜方向鋪網，與工作麵頂網搭接聯成一體，上、下兩端頭與工作麵網搭接不小於1.0m，網必須下垂至底板，並按上述聯網要求聯好。注：開幫前必須先鋪好頂網。

(4)鋪網要求：邊壓邊，頭壓頭搭接順序鋪網，網邊搭接不少於15cm，用14#鐵絲每30cm扭一扣。

(5)放頂時，若出現扯網、裂網的地方及時修補。鋪網簡圖

(6)工作麵采高為2.2m，循環進度0.6m，頂煤一次性全部回收。

四、移架

(1)移架工藝流程

1)落煤前準備→落煤→伸前探梁→裝煤運煤→清理→移架→移溜開始下一循環。

移架在頂板完好的情況下，移架步距0.6m，梁端距煤壁不大於340mm,移架時要先收回護幫板，提柱高度一般為150mm-200mm，在頂板有礦壓時可帶壓擦頂移架，並隨時調整支架，使工作麵支架成一條直線，誤差在±5cm以內。

(2)移架要求

1)移架前，必須對移架安全情況進行全麵檢查，確認安全後，方可作業。

2)一般情況下，移架工應站在支架前、後立柱之間，準確操作手把，同時，注意支架動作部位的情況。

3)移架時立柱必須成直線，保證采麵支架符合質量標準。移架時，必須注意調架，防止支架咬架、錯台、歪架。進行移架、調架工作時，嚴禁人員在支架下停留或通過。

4)移架時，采用帶壓移動，防止頂板下沉，盡量做到少降快移，以免出現支架歪斜，垛架現象。

5)頂梁前移受阻時，必須停止移架，處理完畢，確認安全後，方可繼續移架。

6)托梁必須要平緩，相鄰兩支架的托梁高度差不能大於60mm。

7)移托梁前，要認真檢查頂梁與托梁的間隙，不允許頂梁壓在托梁上，否則必須采取措施，使其鬆動後，方可前移托梁。

8)移架後必須及時升架，頂梁與頂板接觸後，四根立柱高低保持一致，不得出現後柱高，前柱低，支架必須平穩。前梁上部不許出現空頂或點接觸。

9)移架後，支架必須移成一條直線，其前後偏差不超過5cm，及時打出護幫板，將手把打到“0”位。

10)移架後要保證後溜平直，隨時加以調整以保證其正常運轉。

(3)剪網

在相鄰兩組架間距刮板輸送機0.2m處剪放煤口(高0.6m，寬0.3m)，放煤間距1m，由機尾向機頭間隔式剪放煤口，每個放煤口隻允許放一次，每次隻允許剪一個放煤口，不得同時剪兩個或兩個以上放煤口。

(4)放煤

1)初次放煤安全出口必須暢通無阻，高度不得低於1.8m。

2)放煤時要隨時注意後溜的運轉情況，必須在後溜正常運轉時方可放煤。

3)放煤工在放煤過程中，兩眼緊盯放煤口，注意放煤量，以免放煤過多使運輸機超載損壞設備。

4)每個放煤口以煤放淨為原則。發現有矸石出現應及時封好放煤口，放完煤後必須及時操作手把拉回後溜，拉溜“要求”同推前溜。

5)浮煤要清理幹淨，為移架做好準備。頂煤放完後，要把後溜前的浮煤清理幹淨，為拉後溜做好準備。

五 、工作麵正規循環生產能力

W=L1×s×h1×r×c1+L2×s×h2×r×c2

=108×0.6×2.0×1.4×95%+100×0.6×0. 6×1.4×75%

=172.4+37.8

=210.2T

式中：W——工作麵正規循環生產能力， T

L1，L2——工作麵長度和放頂煤長度108m,100m

S——工作麵循環進度0.6m

h1,h2——工作麵設計采高和頂煤高度，2.0m, 0.6m

r——煤的容重1.4t/m3

c1, c2——工作麵和頂煤回收率75%，

附圖五：正規循環作業圖

第三節 設備配置

一、型號說明

Z H 2600 / 16/24 Z

整體頂梁

支架最小/最大支護高度：dm

額定工作阻力：kN

滑移類支架

二、支架特征

1、支架類型

表2-1

序號型 號

(部標型號)長×寬

(集中控製式)

(m×m)

1ZH2600/16/24Z

3.5X0.94

三、刮板輸送機：

(一)前溜

型號：SGZ—630/75型刮板輸送機

最大輸送能力：180 t/h、 鏈速：0.57/1.15 m/s 電機功率：75KW 、 鏈子破斷力：≥80t 中部槽規格：1500×630×222 mm 適用電壓：660V/1140V，本工作麵選用660V

(二)後溜 型號：SGB—630/75型刮板輸送機 最大輸送能力：160t/h 、

鏈速：0.57/1.15 m/s 、 電機功率：75KW 鏈子破斷力：≥60t 中部槽規格：1500×630×222 mm、 適用電壓：660V，本工作麵選用660V

四、液壓支架主要技術參數

項 目單位參 數備 注

支架最大高度mm2400

支架最小高度mm1600

支架中心距mm1000

支架步距mm(630)600可根據實際條件進行調整

翻轉梁長度mm600

立柱數量根4

立柱缸徑mmØ140選用大直徑的立柱

頂梁用增強型

最大件重量Kg1400

泵站工作液M-10乳化液濃度5%

泵站額定壓力MPa31.5

額定工作壓力MPa42.3

額定工作阻力KN2600

支護強度MPa0.63～0.74

額定初撐力KN1938

操作方式頂梁為鄰架操作，立柱為本架操作

第三章 頂板管理

第一節 支護設計

一、工作麵的支護設計

1、采用經驗公式計算支護強度

q1=9.81×h×r×k

=9.81×2.2×2.5×6

=323.7KN/m2

式中：q1——工作麵合理的支護強度 KN/m2

h——采高 2.2m

r——頂板岩石容重 2.5t/m2

k——工作麵支架應該支護的上覆岩層厚度與采高之比，本工作麵開采厚煤層但周期來壓不明顯，故選擇6。

2、根據支架實際支撐力計算需要的支護強度

q2=q1÷(Kg×Kz×Kb×Kh×Ka)

=323.7÷(0.99×0.95×0.9×0.63×0.95)

=647.7KN/m2

式中：q1——需要支護的強度，0.99

Kg——工作係數，0.99

Kz——增阻係數，0.95

Kb——不均勻係數，0.9

Kh——采高係數，0.63

Ka——傾角係數，0.95

二、選擇支護材料

根據工作麵的巷道設計和煤層賦存情況，本工作麵采用普采放頂煤工藝。根據煤層底板情況和煤層厚度，硬度及需要的支護強度，選擇ZH2600/16/24Z型液壓支架。

支架參數對照表

項目工作麵實際條件基本支架參數過渡支架參數

采高(m)2.21.6～2.41.75～2.7

傾角(°) 1～5°<10°<10°

煤厚均(m)2.5

支護強度(MPa)0.30.63--0.74

底板比壓(KPa)0.610.96

頂板類別

根據支架參數對照表和回采經驗，選擇ZH2600/16/24Z型整體頂梁組合懸移支架放頂煤液壓支架是合理的。

三、巷道頂板壓力估算

因21209運輸順槽上淨寬2.2m、下淨寬3.1m、淨高2.2m，21209回風順槽上淨寬2.2m、下淨寬3.1m、淨高2.2m，故以運輸順槽進行估算:

Q =L×4/3×r×(A/2)2/f

=20×4/3×2.5×(2.65/2)2/3

=88t

式中：Q——巷道頂板壓力，t

L——巷道需要超前支護的長度，20m

A——巷道寬度平均，2.65m

r——頂板岩石容重，取2.5t/m3

f——頂板岩石堅固係數，取3

超前支護20m範圍內巷道頂板壓力為88t，超前支護使用DZ—28型單體液壓支柱支設，DZ—28型單體柱工作阻力為25t，按估算巷道支設單體液壓支柱數為(理論)：88/25≈4根，故超前支護20m範圍內布置80根單體液壓支柱完全能夠承受巷道頂板壓力。

四、乳化液泵站

(一)泵站型號、數量

根據液壓支架需要的供液壓力和流量要求選WRB—200/31.5型三柱塞臥式往複泵乳化液泵站，額定壓力31.5MPa，公稱流量2×200L/min，電機功率為2×55KW，乳化液泵箱型號為配套為二泵一箱，輸液管路選用直徑32mm高壓膠管。

(二)泵站位置設置

泵站安裝在21209回風順槽聯絡巷口5m處，距工作麵不超過450m的地方。

(三)泵站使用規定

1、泵站必須放置在專用硐室內，如頂部有淋、滴水時，必須用廢舊風筒布遮蓋。

2、乳化液泵和乳化液箱必須處於水膠穩固狀態，乳化液箱位置必須高出泵體100mm以上。

3、按計劃使用乳化液自動配比裝置，沒有使用前，必須每配液一次，用乳化液濃度測試儀測試一次，保證乳化液濃度在3～5%之間，乳化液配液用水必須是經化驗合格的清潔水。

4、必須保證乳化泵的輸出壓力不小於30MPa，達不到此要求時，必須調整壓力或換泵，此泵必須立即檢修。

5、嚴禁帶病運轉乳化泵，嚴禁帶壓更換液壓件，更換修理供液管路時，必須關閉主管路截止閥。

6、非維護人員嚴禁打開卸載閥、安全閥、蓄能器等部位的鉛封和調整乳化液泵站的壓力，在正常情況下，嚴禁關閉泵站的回液截止閥。

7、供液管路要鋪設整齊，保證供、回液暢通，保持泵站附近的工業衛生整潔。乳化液箱密閉完好，有壓力表顯示，不跑液、漏液。對乳化液泵定期按要求檢查、檢修，並做好記錄。正常運轉時必須經常檢查，發現溫度超過規定，出現異味，壓力表指示不正常，乳化液濃度、液麵高度不符合規定時，必須立即停泵。

第二節 工作麵頂板管理

一、正常工作時期頂板支護方式及特殊支護方式

21209進回風順槽由專人負責維護，超前維護距離20m範圍內(距工作麵煤壁10m範圍內支雙排單體支柱，10-20m範圍內支單排單體支柱)，采用超前支護控製頂板，使用4.0米的π型梁+單體柱沿兩順槽超前支護“一梁三柱”，兩個“兩端頭”必須設專人維護，發生支架變形，巷道底鼓變形時，必須及時更換、清挖，此範圍內兩順槽高度不低於1.8m。兩巷超前維護段的上、下幫的單體柱要分別用兩道“管卡”按規定要求連接好。單體支柱必須與頂板金屬梁連接牢固，防倒、防墜，兩巷壓力大時，提前在梁下打單體柱加強支護，單體柱應編號管理;工作麵采用端頭支架支護。基本支架最小控頂距為3200mm，最大控頂距為3800mm，中心距1000mm，放頂步距600mm。

二、移架

(1) 移架操作工藝

扳動其中一根頂梁的支柱操作閥手柄，將支柱卸壓，並將支柱提起離開底板，再扳動推移千斤頂活塞杆回縮，帶動連杆在另一根頂梁滑軌中移動，同時連杆帶動頂梁前移，當頂梁前移至推移千斤頂行程後，反向扳動頂梁的支柱操作閥手柄，給支柱注液加壓，使支柱頂起，並支撐頂梁達到初撐力。接著扳動另一頂梁的支柱操作手柄，將支柱卸壓，並將支柱提起離開底板，再扳動推移千斤頂操作閥手柄，使千斤頂活塞杆伸出，帶動連杆在已前移的頂梁滑軌中移動，同時連杆帶動頂梁前移，當頂梁前移至推移千斤頂行程並第一根頂梁平齊後，反向扳動頂梁的支柱操作閥手柄，給支柱注液加壓，使支柱頂起，並支撐頂梁達到初撐力。至此一架支架移架完畢，工作麵其餘支架依次順序前移，完成一個工作循環。由於工作麵底板比較軟，支柱底部必須套裝大直徑底座，以減小對底板的比壓，防止或減少支柱下陷鑽底。移架操作為本架操作，支架隨進度隨機伸伸縮梁，伸縮要托實頂板，如出現空頂必須用坑木接頂，在頂板破碎，懸頂麵積大時，則在風鎬落完煤後，及時將支架伸縮梁伸出，維護頂板，防止出現漏頂。

移架時先降後柱，後降前柱，不可降的太多，要帶壓擦頂移架，移架後立即升起支架，頂梁要平，先升前柱，後升後柱，立柱要達到規定的初撐力。

三、機頭機尾鋪聯網

工作麵進、回風順槽巷機頭、機尾處，由於壓力比較集中，頂煤易冒落，故各兩架支架上方鋪設金屬網，網的長邊沿工作麵傾斜方向，網的規格為5cm×5cm的網孔，10m×0.8m的尺寸，每開一次幫，在機頭機尾各鋪一卷網，要求鋪設的網與進、回風掘進時鋪設的網搭接聯好，長邊對接，短邊搭接不小於0.3m，聯網為隔一孔聯一孔，聯網用14#鐵線，采用三紐一扣壓辮式聯結。

第三節 進回風順槽巷及兩端頭超前支護管理

一、進回風順槽巷及兩端頭的超前支護

1、進回風順槽巷超前工作麵20m範圍內必須加強支護，順槽兩端頭采用四對八梁控製頂板，必須交錯邁步支設。

2、兩端頭的四對八梁隨支架前移而同步前移，所有單體液壓支柱掛好防倒鏈並保證其支護強度。

3、支護材料規格符合要求，由專人負責維護，超前維護距離20m範圍內(距工作麵煤壁10m範圍內支雙排單體支柱，10-20m範圍內支單排單體支柱)，采用超前支護控製頂板，使用DZ—28型單體液壓支柱配合4.0m兀型梁進行支護，一梁三柱。

二、安全出口

工作麵上、下順槽的“安全出口”必須時時保持暢通無阻，高度不低於1.8m，有不小於0.7m寬的人行道，嚴禁堆放設備或雜物，以免影響行人和風流暢通。

附圖七：工作麵、運輸巷、回風巷及端頭支護示意圖

第四節 礦壓觀測

一、礦壓觀測內容

21209工作麵的礦壓觀測內容有：液壓支架阻力、兩巷超前支護範圍內的單體液壓支柱阻力觀測、以及支護質量動態監測。根據觀測結果對工作麵頂板活動規律、來壓特征、工作麵液壓支架受力特點、超前支承壓力影響範圍和分布特點，頂板、煤層穩定性、工作麵支護質量等進行分析，並進一步了解煤、岩體力學參數等基礎數據,必須做好記錄。

二、礦壓觀測方法

1、工作麵的礦壓觀測

本工作麵采用三區五線法對頂板壓力進行觀測，全工作麵共分頭、中、尾三個觀測區布置三條測線，全天監測，如有來壓征兆，應及時將有關情況通知有關領導以便采取相應的措施，每個液壓支架安設防震雙針壓力表，以便支架工觀察液壓支架是否達到初撐力。每3米一個壓力表，最少需安裝33個，根據三班的記錄數據確定頂板壓力情況，來確定頂板支護。

2、巷道的礦壓觀測

端頭、超前支護範圍內的單體柱由采煤隊利用壓力表每班不定時的進行檢查，發現不符合規定的立即更換。端頭支柱初撐力≥50KN(6.37Mpa)

超前支柱初撐力≥90KN(11.46Mpa)

第四章 生產係統

第一節 運輸

一、運輸設備及運輸方式

(一)運煤設備及裝載方式

工作麵風鎬落下的煤經人工裝入前部SGZ—630/75型刮板輸送機，工作麵移架時頂煤自動流入後部SGB—630/75型刮板輸送機運到21209運輸順槽40型刮板機和800mm皮帶運輸機→212一、二部皮帶→煤庫→主皮帶→出地麵。

(二)輔助運輸設備及運輸方式

輔助運輸設備主要采用人工推運固定式改裝花車，平板車，最重件采用ZP6—10型重型平板車，一般的材料、尺寸較小的使用固定式礦車，尺寸寬的物料使用平板車。

二、移運輸機方式

移前後留依靠液壓支架的推移千斤頂來完成，後部輸送機用液壓支架的拉溜千斤頂進行。

三、運煤路線

煤由工作麵——21209(進風)運輸順槽——212(皮帶巷)主一、二皮帶——煤庫——主斜井——地麵

四、輔助運輸路線

材料由地麵——副斜井——井底車場——212軌道下山——軌、皮聯絡巷——皮、回聯絡巷——21209回風順槽巷——工作麵

附圖八：工作麵運輸係統圖

第二節 “一通三防與安全監控”

一、通風係統

(一)風量計算

每個采煤工作麵實際需要風量，應按工作麵氣象條件、瓦斯湧出量、二氧化碳湧出量、人員和爆破後的有害氣體產生量等規定分別進行計算，然後取其中最大值。

21209工作麵位於+770水平2#層試采區，工作麵平均采高為2.2米，平均控頂距3.5米，工作麵長108米，工作麵進風流溫度為16℃，工作麵最多人數為45人。

1、按氣象條件計算

Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl

=60×70%×1.0×(3.5×2.0)×1.0×1.1

=323.4 m3/min

式中：

vcf ——采煤工作麵的風速，按采煤工作麵進風流的溫度從表1中選取，m/s;

Scf ——采煤工作麵的平均有效斷麵積，按最大和最小控頂有效斷麵的平均值計算，等於平均控頂距×工作麵實際采高。m2;

kch ——采煤工作麵采高調整係數，具體取值見表2;

kcl ——采煤工作麵長度調整係數，具體取值見表3;

70%——有效通風斷麵係數;

60 ——單位換算產生的係數。

表1　 采煤工作麵進風流氣溫與對應風速

采煤工作麵進風流氣溫/℃采煤工作麵風速(m/s)

<201.0

20～231.0～1.5

23～261.5～1.8

表2　 kch—采煤工作麵采高調整係數

采高/m<2.02.0～2.5>2.5及放頂煤麵

係數(kch)1.01.11.2

表3　 kcl—采煤工作麵長度調整係數

采煤工作麵長度/ m長度調整係數(kcl)

<150.8

15～800.8～0.9

80～1201.0

120～1501.1

150～1801.2

>1801.3～1.4

2、按照瓦斯湧出量計算

Qcf=100×qcg×kcg

=100×300×0.1﹪×2.5

=75 m3/min

式中：

qcg——采煤工作麵回風巷風流中平均絕對瓦斯湧出量，m3/min。

kcg——采煤工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，正常生產時連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量和月平均日絕對瓦斯湧出量的比值，但取值不能小於2.5;

100——按采煤工作麵回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算係數。

3、按照二氧化碳湧出量計算

Qcf=67×qcc×kcc

=67×300×0.12﹪×2.5

=60.3 m3/min

式中：

qcc——采煤工作麵回風巷風流中平均絕對二氧化碳湧出量，m3/min;

kcc——采煤工作麵二氧化碳湧出不均勻的備用風量係數，正常生產時連續觀測1個月，日最大絕對二氧化碳湧出量和月平均日絕對二氧化碳湧出量的比值，但取值不能小於2.5;

67——按采煤工作麵回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的換算係數。

4、按炸藥量計算

因工作麵設計為風鎬配合人工手稿落煤，故不進行爆破需風量計算

5、按工作人員數量計算

Qcf≥4Nc≥4×24≥96 m3/min

式中：

Ncf ——采煤工作麵同時工作的最多人數，人;

4——每人需風量，m3/min。

6、按風速進行驗算

①驗算最小風量：

Qcf≥60×0.25×Scb

Scb=lcb×hcf×70%

式中：

Scb—采煤工作麵最大控頂有效斷麵積，m2

lcb—采煤工作麵最大控頂距，3.8m。

hcf—采煤工作麵實際采高，2.2m。

0.25—采煤工作麵允許的最小風速，m/s。

70%—有效通風斷係數。

所以，Qcf≥60×0.25×3.8×2.2×70%=87.78 m3/min

②驗算最大風量：

Qcf≤60×4.0×Scs

Scs=lcs×hcf×70%

式中：

Scs—采煤工作麵最小控頂有效斷麵積，m2

lcs—采煤工作麵最小控頂距，3.2m。

hcf—采煤工作麵實際采高，2.2m。

4.0—采煤工作麵允許的最大風速，m/s。

70%—有效通風斷係數。

所以，Qcf≤60×4.0×3.2×2.2×70%=1182.7m3/min

87.87 <3<1182.7

即風速符合要求：

根據以上計算，21209工作麵需風量定為323.4m3/min。

(二)通風路線

21209采煤工作麵：新鮮風由地麵——副斜井——井底車場——212軌道巷——軌、皮、回聯絡巷—21209進風順槽——工作麵

工作麵乏風：21209工作麵——21209回風順槽——212專用回風巷——2#層回風大巷——2#層聯絡巷(通立井)——回風立井——地麵

附圖九：工作麵通風示意圖

二、防治瓦斯

(一)瓦斯檢查(設點、次數)

本工作麵瓦斯檢查地點設在上、下隅角、工作麵落煤點、放煤點、巷道高冒處、回風巷的回風流，每班至少三次，由通風區負責，不得空班、漏檢、假檢。

(二)瓦斯監測

1、在回風口安裝三台傳感器(一氧化碳、溫度、瓦斯)，上隅角安裝三台傳感器(一氧化碳、溫度、瓦斯)，工作麵安裝一台瓦斯傳感器，運輸順槽皮帶機頭安裝一台一氧化碳傳感器，通過信號線與地麵微機室連接。

2、跟班隊長、采煤工、電鉗工必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀。

3、甲烷傳感器吊掛標準：距煤幫不小於200mm，距頂板不大於300mm;監測電纜吊掛整齊，瓦斯監測設備能和工作麵所有非本質電器設備實現瓦電閉鎖。

4、甲烷傳感器報警濃度為CH4≥0.8%，甲烷傳感器一旦報警，此時應立即停止作業，切斷電源，撤出人員。

5、回風口、工作麵、上隅角分別安裝CH4、CO、TCC傳感器，報警濃度為0.8%，斷電濃度為1.2%。

附圖十：監測監控示意圖

三、綜合防塵係統

(一)防塵管路係統

1、運輸順槽

地麵靜壓水倉4寸水管——副斜井——井底車場——212軌道下山——變2寸軌、皮聯絡巷——皮、專回聯絡巷——21209進風順槽;

2、回風順槽巷

地麵靜壓水倉4寸水管——副斜井——車場——212軌道下山——變2寸軌、皮聯絡巷——皮、專回聯絡巷——21209回風順槽——工作麵;

(二)防塵措施

1、運煤各轉載點噴霧裝置，設備運轉時必須做到先開機後開水，運輸順槽先開機後開水。

2、工作麵支架每隔20架安裝一組不少於3個噴嘴的手動噴霧防塵裝置，出煤時手動打開;每隔20架安裝一組不少於3個噴嘴的放煤口自動噴霧降塵裝置，放煤時，自動噴霧降塵。

3、回風巷每100m、進風巷每50m設置灑水和供水自救的三通閥門。

4、回風口以裏30m，工作麵以外30m處各設淨化水幕一道。

5、工作麵進、回風巷每周衝洗巷壁一次。

6、工作麵浮煤必須清理幹淨。

7、放煤時，盡量降低支架後尾梁，以減少煤塵。

8、作業人員人人配戴防塵口罩。

9、進回風兩巷及工作麵設專人衝洗煤塵，工作麵每班衝洗一次，運回兩巷距工作麵50m以內，每班衝洗一次，50-100m範圍內，每天衝洗一次，100m以外每周衝洗一次，嚴禁煤塵堆積。

10、供防塵用水的水壓，應不低於0.7Mpa，水壓不足時必須使用噴霧泵。

(三)隔絕瓦斯煤塵爆炸措施

1、工作麵開采前5天，通風區、機電隊、普采隊必須構成可靠的供水、排水、供液管路係統。

2、在工作麵進回風巷距采區回風60m-200m處設置隔爆水袋，每平米200L每袋40L

3、在工作麵以外回風60m以外，設置全斷麵捕塵網一道。

四、防治煤層自燃發火技術措施

(一)監測係統

1、瓦斯報警、斷電、複電要求：

①報警濃度≥0.8%CH4，斷電濃度≥1.2%CH4、複電濃度<0.8%CH4，斷電範圍：電器設備斷電的位置。

②一氧化碳傳感器報警濃度0.0024%。

③溫度傳感器報警溫度26℃。

(二)綜合防滅火措施

1、頂煤必須放淨，浮煤必須清理幹淨，保持工作麵上、下出口暢通，進、回風流不受影響，防止古塘煤炭氧化發熱自燃。

2、確保工作麵正規循環作業。

3、通風區定期對工作麵采空區氣體進行抽樣化驗分析。

4、回采時，在靜壓水源中通過風流，將霧化的靜壓灑水帶入采區，防止煤炭自燃，采完後，盡快永久封閉。

5、嚴禁機電設備帶病運轉，杜絕明火，消滅失爆。

6、嚴禁將油脂類的可燃物品潑灑在井下，擦試過油脂類的棉紗等必須運出地麵。

7、進、回風巷浮煤必須及時清理幹淨。

(三)防滅火要求

1、防滅火係統完善，水量充足，並每隔50m設置一個閥門。

2、工作麵回風流中CO濃度必須在24PPM以下。

3、嚴禁在未批準情況下在工作麵範圍內進行開焊作業。

4、膠帶輸送機必須使用阻燃皮帶。

5、皮帶機頭處配備滅火器材和工具(鐵鍬、沙箱、滅火器)的品種和數量

應符合有關規定，並定期檢查和更換，材料、工具不得挪作他用。

(四)壓風

本工作麵風源來自地麵錦鵬副斜井井口東南30米處壓風機房，該機房安裝SA120A—8.0台，承擔井下21209采區工作麵用風。從空壓機房鋪設4寸鋼管：地麵→行人斜井→車場→2#層回風巷→措施巷→212軌道巷→軌、皮聯絡巷皮、專回聯絡巷→21209回風順槽巷鋪設(4寸壓風鋼管)→工作麵。

第三節 供水、排水

一、設備選型

(一)該工作麵最大湧水量約為0.9m3/h，最大需供水量為3.75m3/h。

(二)工作麵出現的水，經進回風順槽挖臨時水窩，由泵抽至212軌道巷主臨時水倉。

(三)在兩順槽各安裝兩台37kw的排沙泵(一台使用，一台備用)，配套鋼管，用於抽排水，確保安全生產。

(四)工作麵供水管路同工作麵防塵管路，其最小的2寸管路的供水能力完全能滿足工作麵的需要

二、供、排水線路

(一)供水線路同工作麵防塵管路

從地麵靜壓水池：副斜井→井底車場→212軌道巷→軌、皮聯絡巷→皮、專回聯絡巷→ 21209回風順槽巷鋪設(4寸鋼管)21209進風順槽鋪設(2寸鋼管)→工作麵。

附圖十一：供、排水示意圖

第四節 供 電

來自高壓10V到錦鵬地麵變電室，所用設備的具體技術數具如下表：

設備名稱型號台數額定功率額定電流額定電壓

前部刮板運輸機SGW--1500175KW660V

後部刮板運輸機SGW--1500175KW660V

21209順槽巷刮板機SGW--40T140 KW660

乳化液泵BRW125/31.5275KW82A660V

調度絞車JD-25225KW27A660V

皮帶STJ--800mm/2*4012×30KW33.3A660V

21209采麵供電電源由地麵配電室提供，距21209工作麵用電地點口800米，供電電壓采用660V，電器設備的類型均選用礦用隔爆型。本工作麵設備安裝總容量為：412kw。經過選擇變壓器的計算容量和電纜截麵，本工作麵分三路供電，一路為局部通風機專供回路，另一路為工作麵前部運輸機電源回路，第三路為伸入順槽移動開關供電回路，其供電係統電器保護按“井下低壓整定細則”計算後標於電路圖各高低壓開關上。

附21209工作麵配電點供電係統圖及設備布置圖

名 稱型 號使用數量備 注

風 鎬60台

液壓支架ZH2600/16/24Z101架支架設備

單體柱DZ2.5400根

刮板輸送機SGZ—15002部21209進風順槽安裝

40型刮板輸送機一部

乳化液泵MRC125/31.52台

乳化液泵箱—X10RX2個

礦用化學式一氧化碳傳感器KGΛ51工作麵回風

數字式溫度傳感器KG3007A121209回風順槽

礦用智能風速傳感器KGF3—15121209回風順槽

甲烷傳感器KGJ16B3工作麵回風、21209順槽回風、上隅角、風流彙合

皮 帶21209順槽巷阻燃皮帶：800mm

氧氣傳感器2台

潛水泵BQW15-22-2.2根據需要配備

礦用隔爆型聲光BAL2G-36.127.15根據需要配備

礦用本安型防爆電話機HBZ(G)-1A根據需要配備

信號綜保ZBZ—4Z14KVA

一、低壓防爆開關的選擇

按《煤礦安全規程》規定，進入采區巷道的用電設備，均需選用防爆型設備，其各機械設備開關選擇如下：

1、防爆開關的額定電流要大於或等於用電設備持續工作電流，額定電壓與電網的額定電壓相符。

2、選用KBZ-400係列的真空電磁開關。

3、一般用電設備如乳化液泵等及遠方控製的機械均選用QBZ—200/660係列的真空電磁啟動器。

4、采煤機和前、後刮板輸送機等集中閉鎖控製的設備選用QJZ—300/1140和QJZ—250/1140S係列的隔爆兼本質安全型真空電磁啟動器。

5、轉載機、破碎機等選用QJZ—200/1140係列隔爆兼本質安全型真空電磁啟動器。

6、對需要經常控製正反轉的機械，如調度絞車、回柱絞車等選用QBZ—80N係列的真空磁力啟動器。

7、供照明用的設備選用ZBZ—4.0型的照明信號綜合保護裝置。

二、電纜選型

按《煤礦安全規程》選擇電纜應滿足以下條件：

采麵前後溜電纜線選用：MY3×95+1×25。21201進風順槽巷800mm、40型運輸機選用電纜線：MY3×70+1×25。乳化液泵電纜線選用：MY3×70+1×25。

1、電纜的正常工作負荷電流應等於或小於電纜允許持續的電流。

2、對距變電所最遠，功率最大的電動機啟動時，應保證電動機在重載下能啟動。

3、正常運行時，電動機的端電壓應不低於額定電壓的7～10%，一般電纜截麵取決於啟動情況。

4、固定敷設的橡套電纜的實際長度，應比敷設電纜巷道的實際長度增加10%。

5、動力橡套電纜一般選用四芯，對采煤機要根據具體的控製信號，方式相應地增加電纜控製線芯。

三、電纜敷設

1、從地麵變電室所沿副斜井到井下21209順槽巷口(即乳化泵站)，礦用隔爆型真空饋電開關KBZ-400/1140(660)→礦用隔爆型電機軟啟動器BQZ-200/660(CBW125/31.5型乳化液泵)。

2、礦用隔爆型真空饋電開關KBZ-400/1140(660)→21209運輸順槽聯線(MY-3×70+1×25)→礦用隔爆型真空饋電開關QBZ-200/660(皮帶開關)→21201順槽刮板聯線(MY-3×70+1×25)→礦用隔爆型真空磁力起動器(QBZ--120/660V順槽溜子開關。

3、礦用隔爆型真空饋電開關KBZ-400/1140(660)→21209運輸順槽聯線(MY-3×70+1×2)→礦用隔爆型真空饋電開關KBZ-400/660→礦用隔爆真空起動器QBZ-200/660(工作麵前溜)→礦用隔爆型真空起動器QBZ-200/660→礦用隔爆型照明信號變壓器綜合保護裝置ZBZ-4.0M(照明、信號)→礦用隔爆型照明信號變壓器綜合保護裝置ZBZ-4.0Z。

附圖十二：供電係統示意圖

第五節 通訊、照明

一、通訊係統

1、工作麵每隔15米及運輸機頭各安裝一台語音信號，形成通訊係統供工作麵的通訊聯係。

2、運輸順槽皮帶機頭、運輸機頭，回風順槽機尾口和泵站處各安裝一趟程控電話，可直接與井下各地點、調度室各個單位聯係。

二、照明係統

1、在皮帶機頭、尾設置照明燈。

2、工作麵每隔五架安裝一盞20w的防爆燈管，其電源由運輸機處的照明綜保提供。

第五章 勞動組織和主要經濟技術指標

第一節 勞動組織

一、作業方式

本工作麵采用“三·八”製作業方式：三班生產，三班檢修。

二、勞動組織

采用分工種勞動組織形式

按出勤85%計算，全隊在冊人員為93÷85%=109人，加隊幹4人，材料員3人，維護工12人，共計103+4+3+12=138人

勞動組織圖表

8點班16點班0點班

隊 長3人

副隊長2人2人檢修班班長2人

安全員3人3人乳化、噴霧檢修工2人

技術員1人1人電工2人

支架工3人3人支架檢修2人

移溜工2人2人煤溜檢修工2人

移架工4人4人瓦斯員1人

端頭維護工4人4人材料員4

液壓係統維修工2人2人維護工12

工字鋼支護密集回收2人2人

清煤工2人2人

煤溜司機3人3人

皮帶司機3人3人

乳化、噴霧泵站工1人1人

電工1人1人

質檢員1人1人

鋪網工2人2人

剪網放煤工3人3人

專職爆破工1人1人

瓦斯員1人1人

合計117人 管理人員：21人

第二節 主要經濟技術指標

表八：主要經濟技術指標表

序號項目單位數量序號項目單位數量

1工作麵長度m10815在冊人數人138

2走向長度m30016出勤人數人115

3采 高m2.217出勤率%90

4放頂煤厚度m0.818每工效率噸/工9.5

5工業儲量萬噸9.019坑木消耗m3/萬噸50

6可采儲量萬噸9.020安全出口支護架80

7工作麵回收率%9521油脂消耗kg/萬噸100

8頂煤回收率%7022乳化液消耗kg/萬噸300

9循環進度m0.623金屬網消耗m3/萬噸245

10循環產量噸249.724煤質牌號QM

11日循環個數次325含矸率%2.25

12日產量噸749.126灰發分%28.6

13月產量噸18727.5

14可采期月5

第六章 煤質管理

一、煤質情況

水份灰份揮發份發熱量羅加指數硫份膠質層厚度工業牌號

0.2015.317.8830.6769.391.139.0SM

煤質資料由煤質科提供

二、提高煤質的措施

1、嚴禁矸石及雜物隨煤外運，必須停機及時揀出。

2、采煤司機割煤時必須精心操作，在保證采高的情況下，嚴禁割底。

3、工作麵及順槽的灑水，必須保證開機開水，停機停水，嚴禁長流水，嚴禁將水排往運煤係統。

4、清理工作麵及順槽時，嚴禁將矸石和雜物裝入運輸設備

運出。

5、放煤時必須嚴格按要求操作，煤中含矸量達10%左右時，必須立即停止放煤。

第 七章 安全技術措施

第一節 一般規定

一、工作麵安全製度

所有上崗人員必須嚴格執行《煤礦安全規程》、《煤礦安全技術操作規程》和《21209工作麵作業規程》，嚴禁違章作業、違章指揮和違反勞動紀律。

二、安全技術措施

1、堅持支護質量，並建立健全分析和處理責任製。

2、堅持開展對工作麵工程質量、頂板管理、工程兌現情況的檢查驗收和班評估工作。

3、把質量標準化納入生產的全過程，包括設備的穩裝，操作以及日常維修、移動等都必須按標準要求進行。

4、嚴格執行開工前的“四位一體”安全檢查及敲幫問頂製度，不安全不生產。

5、工作麵必須經常保持“三直兩平兩暢通”，機頭機尾必須放平。

6、要掌握好底板采高，嚴禁留底煤。

7、支架工在升架過程中，要求先收回前探梁，然後再升主頂梁，要求頂梁與頂板接觸嚴實，四立柱力求升高一致，並達到初撐力。架子移過後，要求支架排列成一條直線，不出現參差不齊和甩架作業。

8、兩順槽安全出口必須保持暢通無阻，嚴禁堆放任何設備及雜物。

9、工作麵端頭，兩順槽超前支護都必須嚴格按規程規定保質保量支好支牢，垂直頂底板，支成一條直線。

三、交接班安全檢查內容和有關規定

交接班時，上班跟班幹部、班組長必須向下班跟班幹部交清工作麵存在的安全隱患及本班的處理方法、進展程度，兩班的質量驗收員要根據“工作麵的工作質量標準”對工作麵的工作質量進行驗收，特別是液壓支架的歪斜度、刮板輸送機的直線度、兩端頭的維護質量、工作麵的衛生清理等，三機司機交接時要對設備的運轉情況，存在的隱患、處理方法、工具的數量等進行交接，下班接班後對上班存在的安全隱患要立即處理，否則不得生產。

第二節 頂板管理

一、頂板管理

1、支架管理

(1)移架時，要將支架前及架間的浮煤清理幹淨。以降低移架阻力。

(2)移架時，必須兩人以上作業，其中一人操作移架，操作時注意觀察頂板、煤壁及支架情況，不能站在架間操作，要站在架內操作，防止架間掉渣傷人，另一人在相鄰支架的安全地點觀察支架的移動情況，及時通知操作者調整支架。

(3)降架時，必須先降後支柱，再降前立柱;切不可前後立柱同時降。

(4)移架時，要調整支架位置，嚴防前溜及支架上串下滑，把偽斜調好，保證工作麵工程質量，工作麵要做到“四直”、“兩平”、“兩通”，即煤壁直、支架腿柱直、托梁直、溜子直、溜子平、托梁平、上、下端頭安全出口暢通。

(5)必須在使立柱提柱底盤脫離浮矸，不允許拖著立柱向前移動，必須由專人觀察托梁、上擋矸板情況，如發現問題立即停止作業，待處理正常確認安全後，方可作業。

(6)頂梁前進一個步距後，每個立柱都必須達到初撐力。因局部底軟，防止支柱鑽底，要穿好柱鞋，嚴禁丟失底鞋。

(7)托梁必須要平緩，相鄰兩支架的托梁高度差不能大於60mm。

(8)移托梁前，要認真檢查頂梁與托梁的間隙，不允許頂梁壓在托梁上，否則必須采取措施，使其鬆動後，方可前移托梁。

(9)當工作麵有來壓征兆時，支架及時前移，及時縮到最小控頂距。

(10)當頂板壓力較大時，可適合提高泵站壓力，允許使用臨時支柱及戧柱等輔助支撐，防止壓壞支架，保證工作麵支架處於良好狀態，支架接頂後保持2-3秒鍾再停止供液，並禁止放頂煤。上、下順槽超前支護和工作麵內所有支柱都必須達到最大初撐力，確保其數量和質量，同時加快工作麵的推進速度。

(11)拉架或頂溜阻力大時，要先查明原因進行處理，不得隨意增大管路壓力。

(12)支架工要維護好支架的液壓係統及管路，不得有串液、漏液現象，各閥組要靈敏可靠。

(13)支架的各卡、銷必須齊全，保證正常使用

第三節 防治水

1、本工作麵在掘進中已經進行了超前探放水，但在21209進回風順槽巷低窪地段仍可能有少量積水，為確保安全生產，應在每班開工前後，作業過程中加強對工作麵頂底部是否有湧水現象的觀測。

2、工作麵的排水溝，必須經常清理，確保暢通。

3、當工作麵淋、滴水加大時，須立即停止落煤、放煤，並迅速通知受水威脅區域的人員撤離，彙報調度室，采取相應措施後方可施工。

4、進回風順槽巷各安裝兩台37KW排沙泵(一台使用、一台備用)及配套的4#管路，安裝到位能正常使用。

5、如在生產中發現問題及時彙報，做到安全第一、生產第二。

一、探放水設計：

一)探水方法：

二)鑽探由專業的探水隊伍采用ZLJ-350型煤礦用坑道鑽機鑽探。

1、巷道布置：附圖1：地質平麵圖(包括巷道布置平麵圖)

2、探水設備、設備技術參數

鑽機 采用石家莊中煤裝備製造有限公司ZLJ-350型煤礦用坑道鑽機鑽孔。

鑽杆直徑 選用直徑42mm鑽杆

鑽頭直徑 選用直徑54mm鑽頭

鑽探深度 100m

終孔直徑 50mm

轉速 122r/min

轉矩 350N·m

適應岩層硬度 f<10

電機功率 5.5KW

主機質量 500kg

排水設備 選用BQS30-5.5型離心式排沙泵

排水管路 內徑50mm剛性排水管

三)地表防治水

1、地測科人員每10天必須對采掘區域地表進行一次全麵排查，對回采範圍進行確認，對采掘區域內的水體變化情況進行記錄，對回采區域內的煤層賦存條件，開采後的水文地質進行分析，並將分析結果及時反饋給主管領導。

2、每次降暴雨時和降雨後及時對地麵采掘區域進行巡查，並將巡查結果進行分析，報礦調度股，若有異常情況及時上報礦值班領導，采取措施，進行處

理。

3、巡察時必須對地麵勘探鑽孔進行檢查，使用中的鑽孔，必須安裝孔蓋，報廢鑽孔必須采用混凝土進行封孔，封孔厚度不得小於地表鬆散層厚度。

四)井下防治水

1、地測科必須對回采工作麵上方含水層厚度，含水性進行分析，同時要檢測工作麵回采後上方跨落帶、彎曲帶、裂隙帶的隔水層的厚度能否滿足要求，同時對工作麵開采後