41202作业规程

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1、编号：ZBQ-2013-01宣东二号煤矿IV1202综采工作面作业规程 施工区队：综采二区 编 制 人：杨建堂 王祥 主管矿长：郭保平 总工程师：王赶跃 编制日期：2013年01月会审人员会审人员签 字日 期会审人员签 字日 期总工程师技 术 部生产矿长安 监 科安全矿长通 防 科机电矿长调 度 室通风副总工机 电 科地测副总工职 防 科机电副总工施工负责人目 录第一章 概况1第一节 工作面概况1第二节 工作面煤层1第三节 煤层顶底板2第四节 地质构造2第五节 水文地质2第六节 影响回采的其它因素3第七节 储量及服务年限3第二章 采煤方法5第一节 采煤方法5第二节 巷道布置5第三节 采煤工艺5

2、第四节 设备配置6第三章 顶板控制8第一节 支护设计8第二节 工作面顶板控制9第三节 进风巷、回风巷及端头顶板控制10第四节 矿压观测11第四章 生产系统13第一节 运输系统13第二节 通风系统13第三节 监控系统14第四节 防灭火系统15第五节 抽放系统18第六节 供电系统21第六节 供风供水系统21第七节 供液系统22第八节 排水系统22第九节 煤层注水系统23第十节 通讯、照明系统24第十一节 采面防突24第十二节 安全避险系统27一、监测监控系统27二、人员定位系统27三、压风自救系统28四、供水施救系统28五、通信联络系统29六、紧急避险系统29第五章 劳动组织和主要技术经济31第一

3、节 劳动组织31第二节 作业循环31第三节 主要技术经济指标32第六章 煤质管理32第七章 安全技术措施33第一节 设备管理一般规定33第二节 顶板管理39第三节 巷道维护40第四节 爆破41第五节 防治水41第六节 一通三防42第七节 设备管理44第八节 轨道运输45第九节 机电48第八章 应急措施及避灾路线49第一节 灾害应急救援措施49第二节 避灾路线52附件1 1202综采工作面初次放顶安全技术措施52附件2：1202采面相关图板及风险评估记录错误!未指定书签。3第一章 概况第一节 工作面概况表1 工作面井上下位置关系表煤层名称1水平名称-230m采区名称1二采区工作面名称1202采面

4、地面标高（m）613.0623.0井下标高（m）-248.8-271.9地面位置 该回采工作面位于南滩南部，地面为山地和黄土坡地及其沟壑。井下位置及四邻采掘情况 该采面西北方向以1201胶带顺槽为界，西南方向以二采区胶带下山为界，东北方向以1202开切眼为界。该采面距上部3煤层平均层间距14.02m，工作面附近9-4钻孔封孔情况良好。回采对地面设施影响 该工作面距地面采深较大（860894m），预计回采对地面基本无影响。走向长度（m）486倾斜长度（m）156面 积（m2）76385附图：IV1202综采工作面巷道布置示意图。第二节 工作面煤层表2 煤层情况表煤层厚度（m）0.63.5煤层结构

5、煤层倾角（）3142.2复杂7可采指数95%变异系数24.5%稳定程度稳定 1202采面主要以半暗煤为主。半暗型：光泽较暗，条带结构明显，内生裂隙较发育，常具有棱角状断口，性碎易脆，块状硬度和比重均较大。煤质情况Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）Std（%）Mt（%）Aad（%）Qnet,ar（Mj/kg）焦渣特征1.6021.8733.360.147.347.2614.26 属1/3焦煤附图：IV1煤层顶底板综合柱状图。第三节 煤层顶底板表3 工作面煤层顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度(m）岩 性 特 征老顶中砂岩、细砂岩7.75 主要以粉砂岩为主，白灰色，厚层状，交错层理。细砂岩，白灰色

6、，中厚层状，细砂状结构。直接顶粉砂岩、细砂岩1.56 粉砂岩，灰白色，薄层状，水平纹理，粉砂状结构。直接底中细砂岩8.9 灰白色，厚层状，交错层理，正粒序，中粒砂状结构，中间夹尼岩薄层。老底粉细砂岩、细砂岩14.05 主要以粉砂岩为主，浅灰色，薄层状，小型交错层理，正粒序，含炭屑及煤层，包裹体，明显接触。第四节 地质构造1.构造变化带：在掘进1201胶带顺槽里程378米处，煤层下状，此构造为褶曲构造。预计此构造延伸至1202采面，对回采带来一定影响。2.构造变化带：在1201胶带顺槽里程190米处于与1202轨道顺槽里程107米处，也发现类似现象，此构造为褶曲构造。1202胶带顺槽205米处，

7、煤层发生较小的褶曲构造变化。3.1202开切眼里程110米（1202轨道顺槽与开切眼开口为零里程）处发现较小的正断层，倾角46度，落差1.5米。工作面断层情况见表4。表4 202区域已知断层情况表构造名称倾向（度）倾角（度）性质落差（m）对回采影响程度F124046正断层1.5较小第五节 水文地质 1.3煤层上部直接含水层为煤系地层本身砂岩含水层和九龙山组一段砂砾岩含水层。 3煤层上部直接含水层为煤系地层本身砂岩含水层：单位涌水量0.0098L/sm,渗透系数0.034m/d, 水质类型HCO3-Na+型水, 矿化度1.09g/L,该含水层水量小,水压较高,为一富水性弱的承压含水层。 九龙山组

8、一段砂砾岩含水层：单位涌水量0.003890.000661L/s.m,渗透系数0.01070.00413m/d,水质类型为CI-SO42-Na+型水,矿化度0.3g/L。为一富水性弱的承压含水层。）根据9-4钻孔，九龙山一组一段砂岩含水层距工作面垂直距离为78m。二者整合接触，共同构成工作面涌水来源。 2.1202回采工作面上部为3煤层采空区，主要水源来自3煤层采空区低洼处积水通过顶板裂隙带渗入该回采工作面，对回采造成一定的影响，应加强排水工作，保证工作面正常回采。 3.工作面附近9-4钻孔封孔情况良好。 由于1202工作面上部为3204采空区，根据3204工作面最大涌水为114.38m3/h

9、，预计1202工作面正常涌水量60m3/h(上部采空区裂隙水和顶板淋水约55m3/h，风动工具及生产用水约5m3/h），最大涌水量约160m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质因素见表5。表5 影响回采的其它地质因素瓦斯含量 根据通防部提供数据，1202工作面平均瓦斯含量为3.26m3/t。绝对瓦斯涌出量为4m3/min煤 尘 有煤尘爆炸性（2012年2月25日，河北煤田地质研究所）。煤层自燃 自燃倾向性为类，容易自燃（2012年2月25日，河北煤田地质研究所）。地 温 地温梯度属正常，无热害威胁。普氏硬度直接顶直接底4.125.12第七节 储量及服务年限一、储量IV120

10、2工作面基础储量为243668t，可采储量为231484.7t，回采率为95%，见表6。表6 IV1202工作面储量计算表走向长度(m)倾斜长度(m)面积（m2）煤厚(m)容重(t/m3)基础储量（t）回采率（%）储量（t）486156763852.21.452436680.95231484.7 二、采煤工作面生产能力AC=10-4 lhrbn/12Nca（万t/月） =10-41561.91.45（60.63）330/120.995%1 =3.82万t/月式中：AC采煤工作面月生产能力，万t/月； l采煤工作面长度，m； h采煤工作面煤层采高，m； r原煤容重，t/m3； b采煤工作面平均日

11、推进度，m/d； n年工作日数，d，取330d； N正规循环作业系数，%；取0.9； c采煤工作面回采率，%；按矿井设计规范选取； a采煤工作面个数，个三、工作面服务年限工作面的服务年限T=Q/A =231484.7/3.82 =6月式中：T工作面服务年限，月，A工作面生产能力，万t/月，Q工作面可采储量，万t。第二章 采煤方法第一节 采煤方法IV1202综采工作面开采设计说明书规定，IV1202工作面采煤方法是：采用一次采全高全部垮落式走向长壁综合机械化采煤法。第二节 巷道布置IV1202采面包括IV1202胶带顺槽、IV1202轨道顺槽、IV1202开切眼、IV1202绕道、IV1202回

12、风联络巷五条巷道。回采工作面走向长度为486m，倾斜长度156m。一、IV1202轨道顺槽巷道净断面为宽3.6m高2.6m矩形巷道，采用锚梁网加锚索加强支护，用于IV1202采面回采时回风和辅助运输。二、IV1202胶带顺槽巷道净断面为宽3.6m高2.6m矩形巷道，采用锚梁网加锚索加强支护，用于IV1202采面进风和运煤。巷道内主要安装设备有SZB630/75型转载机1台、PLM500破碎机一台、DSJ80/40/240型落地可伸缩胶带输送机1台。三、IV1202开切眼IV1202开切眼长156m，内主要安装设备为：ZY6200/09/19型支撑掩护式支架100架，ZYG6200/13/26型

13、支撑掩护式支架4架，ZY6400/12/29型支撑掩护式支架1架、SGZ764/400型刮板输送机1台、MG250/556-WD1型采煤机1台。四、IV1202绕道IV1202绕道连接二采区轨道下山和IV1202轨道顺槽，全长90m，用于设备、材料运输。五、IV1202轨道顺槽回风联络巷 IV1202轨道顺槽回风联络巷从1202胶带顺槽里程10m处开口与二采区回风巷贯通。全长53.6m，用于IV1202采面回采期间回风。第三节 采煤工艺一、采煤工艺1. 破煤方式：使用MG250/556-WD1采煤机落煤，两端头斜切进刀。2. 装煤方式：使用采煤机装煤。3. 运煤方式：使用SGZ764/400型

14、刮板输送机、SZB630/75型转载机、DSJ80/40/240型胶带输送机联合运煤。4. 支护方式：采面顶板使用ZY6200/09/19型掩护式中部支架100架、ZYG6200/13/26型支撑掩护式支架4架，ZY6400/12/29型支撑掩护式支架1架；两巷应力集中区域采用单体配铰接顶梁等进行支护。5. 采空区处理方式：采用全部垮落法。6. 工艺说明： 进刀：采用割三角煤端头斜切进刀，即采煤机割透机头（机尾）后将后面溜子顶至煤帮，采煤机调换滚筒上下位置并返回至20m处斜切进刀，把机头（机尾）处的溜子顶至煤帮；再调刀返回割三角煤，再空刀返至20m开始割煤，推溜滞后采煤机1520m进行。 落煤

15、：工作面使用MG250/556-WD1采煤机在采面输送机上往返割煤、装煤；采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤、装余煤。 移架：采用随机作业，允许工作面分段移架，但禁止相邻两架同时动作，移架时要少降快拉，如果阻力大，不可硬拉必须查明原因处理后再拉，顶板破碎要带压擦顶移架，支架要拉成一条直线，升紧后将操作把打到零位。移架步距0.6m，保证移架及时，严禁空顶。 移刮板输送机：采煤机割煤以后，移过支架后开始移溜，移溜时严格按顺序推移，滞后采煤机割煤不少于15m，保证输送机平、直、稳。 清煤：推溜后要及时将支架底座前、架间、推移缸前的浮煤、矸石清理干净；每循环要对上下安全出口、人行道的浮煤进行全面清理，保

16、证安全通道畅通。附图：采煤机进刀方式示意图。7. 工作面辅助爆破在采煤机不具备割煤条件时（如夹矸过厚或硬度大），采用辅助放炮进行松动爆破。炮眼不能垂直煤壁，按5060夹角布置；炮眼深度0.81m，眼距0.30.8m，装药量不超过150g/眼(半个药卷)，炮泥长度不小于炮眼深度的1/2；炮眼眼底距顶板0.3m以上，以防破坏顶板完整性。二、工作面正规循环生产能力 W=LShc式中 W正规循环生产能力，t； L工作面长度，156m S正规循环推进长度，0.63m； h采高，1.9m 煤的视密度，1.45t/m3； c采出率，95%202工作面正规循环生产能力W=LShc=1560.631.91.45

17、0.95=257t第四节 设备配置工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）见表7。表7 工作面设备表设备名称型号技术参数数量采煤机MG250/556-WD1装机功率556Kw;采高范围1.4m3.0m；适用倾角18；滚筒转速： 42.9 r/min；1中部液压支架ZY6200/09/19 工作阻力6200KN；支护强度0.88MPa；泵站压力31.5 MPa；100过渡液压支架ZYG6200/13/26工作阻力6200KN；支护强度1.0MPa；泵站压力31.5 MPa；4过渡液压支架ZY6400/12/29工作阻力6400KN；支护强度0.95MPa；泵站压力31.5

18、 MPa；1工作面刮板输送机SGZ764400电动机型号YBS-200；额定功率2200kW；输送量800t/h；中双链；刮板链间距920mm；刮板链速度1.1m/s；中部槽规格（长宽高）1500mm764mm300mm1转载机SZB630/75输送量：450t/h 速比：1：24.44 链速0.868M/S 购置长度：45M 刮板链型式：中双链，规格：2-26*92 1破碎机PLM5001乳化液泵BRW400/31.5公称压力31.5MPa；公称流量400L/min；电机功率250KW；配套液箱R400/25+W10FX。2移动变压器KSGBY-1250/62胶带输送机DSJ80/40/24

19、0输送量：400T/h 带速：2 m/s 带宽：800mm 主电机功率：40KW*21附图：202工作面设备布置示意图。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面支护设计1. 支架强度验算本工作面使用了三种型号的支架，选择支护强度最小的支架进行验算，由此选择ZY6200/09/19型支撑掩护式支架进行验算，由其技术参数可知：支护强度为0.74MPa 。而支架所受单位面积压力为：采用经验公式计算P=9.8hk=9.81.92.580.37MPa式中：h-为最大采高，1.9m； -为岩石容重，取2.5t/mk-为采高厚度系数，48，取8。由计算结果可知，该支架所受载荷0.37MPa，小于支架支护强

20、度0.74MPa，满足顶板对支架的支护要求。2. 端头支护强度验算 端头支护强度理论分析单体对单位面积顶板提供的工作阻力称为支护强度，与支护强度有关的支护参数有支柱初撑力、支柱密度和支护系统刚度。支柱初撑力愈大、支柱密度愈大，则支护系统刚度愈大，工作面支护强度愈大。两巷均采用锚梁网索支护顶板，故支护两巷端头的强度也与锚杆和锚索的支撑力有很大关系。 单体支柱支护强度pH下限的计算 （1）备用系数一般取=1.21.4； 煤层采高，1.9m；老顶初次来压步距，30m； 直接顶厚度与采高之比，取0.82。代入数据可计算得：=1.2（391.9+2.4306.90.82+134）=329Kpa 单体支护

21、密度的选择 （2）单体支柱的工作阻力，KN/柱； 支护强度；支柱密度，根/m2。验算支柱密度可按下式计算： （3）单体支柱实际工作阻力250KPa，而必需的初撑支护强度p按下式（4）中P0确定。 （4）老顶周压步距，m； 控顶高度，m；则计算得：P0=38.41.9+6.7525+19.82.6-78.3=215kPa经验数据两巷端头锚杆的支撑力为257KPa，验算支柱密度可得：215/(250+257)=0.42根/m2因该工作面有一部分在上覆煤层采空区下方，顶板压力已释放，故对本工作面压力不大。通过与201采面超前支护距离的对比，观测顶板压力情况，其超前压力影响范围大约在2025米，故12

22、02综采工作面超前支护设计超前支护采用三排单体支柱配铰接顶梁支护30m，其支护密度能满足支护要求。二、支护器材性能说明1. 采面所用液压支架技术参数： 型号：ZY6200/09/19；支撑高度：0.931.9m 中心距：1.5m工作阻力：6200kN 支护强度：0.74-0.88Mpa 型号：ZYG6200/13/26；支撑高度：1.32.6m 中心距：1.5m工作阻力：6200kN 支护强度：0.91-1Mpa 型号：ZY6400/12/29；支撑高度：1.22.9m 中心距：1.5m工作阻力：6400kN 支护强度：0.74-0.95Mpa2. 单体支柱（DZ25、DZ28、DZ35）技术

23、参数：单体支柱初撑力：90KN； 单体支柱工作阻力：250KN三、乳化液泵站1.泵站选型：选用2台BRW400/31.5型乳化液泵配一泵箱，泵流量400L/min，泵站压力为31.5MPa，功率250KW；进液选用1寸钢管，架间选用耐压45MPa高压胶管，回液选用2寸钢管。2. 泵站设置位置：设置在1二采区胶带下山正对201采面处。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期采面顶板支护方式工作面采用ZY6200/09/19型掩护式液压支架支护,支架中心距为1.5m，架间空顶由支架侧护板伸出支护。二、正常工作时期采面端头支护方式进风端头利用采面三架过渡支架和单体、铰接顶梁对巷道顶板进行加强支护，回风

24、端头采用两架过渡支架和铰接顶梁配单体进行支护，木料接顶；与采面支架距离不能超过0.6m，超过0.6m时应再增加一排铰接顶梁配单体进行支护或利用迈步长梁进行支护。两端头支架距离采面侧巷帮应保持在0.251.25米。三、正常工作时期的特殊支护形式1. 如果顶板破碎，必须采用临时支护，及时带压移架。2. 如果工作面片帮超过700mm时，必须采用超前支护，即移架在割煤之前进行，必要时采用支架顶部穿工字钢背木板维护顶板。详见专项措施四、特殊时期的顶板控制1. 来压及停采前的顶板控制： 采面初次来压时，原采面支护形式不变，只在上下端头顶板打四根戗柱，单体支柱支设在切顶排处，柱头向老空方向戗200300mm

25、，支柱升紧升牢，拴牢柱头。 工作面距停采线10m时，制订专项措施。2. 过断层及顶板破碎时的顶板控制： 工作面过断层时应加强机电设备的检修力度，严禁“带病”运转。 断层面上下两盘以不留顶煤、不破或少破顶板并以能过采煤机为原则，可适当降低采高，将断层面附近平整过渡，防止支架脱开。 采用带压移架超前支护。 相邻支架顶梁侧护板落差不大于顶梁侧护板高度的23，支架不挤、不咬、不倒。 过断层时，制订专门的措施。3. 过上覆煤层采空区煤柱顶板控制：由于本采面一部分在3煤层采空区的下方，随着采面的正常推采，会受到上覆煤层的未采煤体的影响，顶板压力增大，采取以下措施。 采面推采距预留煤柱20米时，将采面调整为

26、伪斜推采，使机头或机尾超前（机头超前或机尾超前视采面支架情况和400溜子上串下串而定），超前距离为510米，等采面完全通过煤柱后采面尽快调整为正排推采。 采面过预留煤柱时，一旦机头（机尾）通过预留煤柱进入上帮煤墙且顶帮完整时，采面靠近机尾（机头）段要快速推进，使采面全部通过预留煤柱。 加强顶板和煤壁管理，支架初撑力必须在24MPa以上，防止顶板下沉断裂，及时伸收缩梁支护顶板，移完溜子后及时拉超前架以控制顶板和减少空顶面积。 通过预留煤柱时，两巷及端头进行加强支护，打密集支柱。 所有支护必须符合支护质量要求，单体初撑力不低于90KN。 工字钢必须接顶严密，否则背上板梁。所用单体必须密封良好，无漏

27、液，柱体完好无弯曲，无失效支护单体。第三节 进风巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面进风巷、回风巷的顶板控制 1. 进风巷端头及超前支护胶带顺槽超前支护30米，采用1米一字双楔铰接顶梁和单体支柱配套使用，共计支护三排。第一排超前支护与采面侧巷帮的距离为0.4m，第二排单体距第一排距离1.8m（中间有转载机）；第三排单体距第二排单体的距离0.8m，单体柱距1m。拉转载机时，第一排或第二排支护中的个别单体影响时，可以拆除部分单体，但拉完后必须及时恢复。横跨采面刮板输送机机头处，进风端头利用采面三架过渡支架和单体、铰接顶梁对巷道顶板进行加强支护，顶板破碎时，要铺设金属网等，防止漏顶。 2. 回风巷超前

28、支护轨道顺槽超前支护30米，采取三排1米一字铰接顶梁和单体支柱配套使用。第一排超前支护与采面侧巷帮的距离为0.6m，第二排单体距第一排1.2m，第三排单体距第二排1.2m，单体支柱的柱距均为1.0米（一梁一柱）。附图：202工作面端头及超前支护布置图。二、回柱放顶1. 放顶方法：单体支柱、铰接梁以人工回撤为主，用单体卸载手把远距离操作，必要时使用手拉葫芦。2. 回撤的程序：先里后外，先柱后梁，自下而上，逐架回撤；放顶时严禁操作附近支架；对深埋单体不能硬拉，要采用人工挖底方法进行处理。三、支护材料使用、备用数量和存放管理 1. 支护材料使用、备用数量见表8。 表8 支护材料使用、备用数量表材料名

29、称单体液压支柱（根）双楔铰接顶梁（根）木料（根）板梁（块）使用数量200200备用数量30301001002. 备用材料存放点，保持在距采面100150m处，必须挂牌管理，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m及以上宽度的人行道及必要的运输通道。 第四节 矿压观测为了合理确定支护方案，必须进行矿压观测，并及时对观测数据进行汇总分析。一、观测内容1. 观测工作面支架的工作阻力和初撑力。2. 观测超前支护、端头支护的单体支柱的工作阻力。二、观测方法1. 液压支架工作阻力观测自工作面机头至机尾，分别在工作面上中下部布置5条观测线，观测支架工作阻力变化情况。观测线布置，上下端头排头架各1条，中间

30、基本架3条，固定人员每天8点班定点定时根据压力表显示记录一次。工作面支架每架安装压力表，压力表必须齐全完好，确保数据准确无误。如发现有读数不准确的压力表要及时更换。2. 端头支护工作阻力观测固定人员每天8点班定时对工作面两巷支护单体进行压力观测，用单体压力表测量单体压力并做好记录。液压泵站设有2块单体压力观测表。3. 超前支护工作阻力观测固定人员每天8点班定时对工作面两巷超前支护进行压力观测。自工作面煤壁开始，设五个观测点，用单体压力表测量单体压力并做好记录。三、支护质量监测区队管理人员对工作面支护质量进行动态检查，对存在的问题及时组织整改。当两巷顶板压力过大，加补第四排支护，当采面周期来压时

31、，应保证支架初撑力进行二次注液。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运煤1. 运输设备：工作面刮板输送机SGZ764400、转载机SZB630/75、胶带输送机DSJ80/40/240。2. 装载、转载方式：装煤方式为采煤机装煤；工作面使用SGZ764400型刮板输送机运煤，进风巷采用一台SZB630/75转载机和1台DSJ80/60/240胶带机运煤。3. 运煤路线：202采面202胶带巷二采区胶带下山一采区煤仓230胶带运输大巷主井煤仓主井地面卸载煤仓。二、辅助运输（运料）1. 运输方式：辅助运输方式均采用绞车运输。2. 运输设备：202轨道巷安装22KW绞车4台。3. 运输路线： 设备、

32、材料从地面副井-230轨道大巷二采区轨道下山IV1202绕道202回风巷202采面。第二节 通风系统一、通风方式及路线1202工作面采用“一进一回”U型通风方式，胶带顺槽进风，轨道顺槽回风，回风由轨道顺槽到IV1回风下山。新鲜风：主、副井-200进风大巷二采区胶带下山1202胶带顺槽1202工作面。乏风：1202工作面1202轨道顺槽IV1202轨道顺槽回风联络巷1回风下山1第一联络巷1专用回风巷-200回风巷-185回风大巷。附图：202工作面通风系统示意图。二、风量计算回采工作面实际需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别计算，然后取其中

33、最大值。1按瓦斯涌出量计算 Q采100q瓦K采通 10041.2 480（m3/min）式中：Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min q瓦采煤工作面需风排的瓦斯涌出量，m3/min； K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.22按回采工作面同时作业人数计算需要风量采1.24801.2384（m3/min）式中：采煤工作面同时工作的最多人数； 4每人每分钟的供风量不得少于4m3/min3按工作面温度计算：采60采采 601.2（1.94.3） 588.24（m3/min）式中：采采煤工作面风速，2022，适宜风速为1.2m/s 采采煤工作面的平均断面，m2。4按风速进行验算：a、按最低风速验

34、算： min=15S采15（1.94.3）122.55（m3/min）式中：min采煤工作面的最低风量，m3/min； 采采煤工作面的平均断面，m2； 15采煤工作面的允许最低风速，0.2560=15m/min。b、按最高风速验算：max=240S采240（1.94.3）1960.8（m3/min）式中：max采煤工作面的最高风量，m3/min； 采采煤工作面的平均断面，m2； 240采煤工作面的允许最高风速，4.060=240m/min。经计算:min采max符合规程规定，所以确定1202综采工作面配风量为600m3/min。在生产过程中风量应根据瓦斯涌出情况、生产情况等条件的变化及时调整。

35、第三节 监控系统 矿井安装有KJ70N型监测监控系统，监控系统装备2台主机，1台备用，主备机具备双机热备功能，保证24h不间断运行。监控中心站实行双回路供电，并配备了8h在线式不间断电源，中心站设备有可靠的接地装置和防雷装置。监控中心站设在矿调度室，每班配备经安全培训合格的2名专职人员24h值班。同时，监控系统与集团公司联网，实时监控数据直接上传到集团安全监控网络中心。安装使用情况如表9。表9 202工作面通风安全监控设施布置表传感器名称安装设置地点报警值断电值复电值风速传感器1202进风巷1202回风巷瓦斯传感器1202回风巷距采面煤壁10m范围内风流中0.75%0.8%小于0.8%瓦斯传感

36、器1202回风巷（回风联络巷）以里1015m0.75%0.8%小于0.8%CO传感器24ppm温度传感器30瓦斯传感器1202回风隅角0.75%0.8%小于0.8%CO传感器24ppm温度传感器30瓦斯传感器1202进风巷距采面煤壁10m范围内风流中0.5%0.5%小于0.4%附图：202工作面安全监控系统示意图。1.设备开停、风门开关和馈电传感器的具体设置位置根据实际情况而定。2.井下分站安设在202采面配电点，便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物，安设时应加支架，使其距巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。3.瓦斯、温度、CO传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷

37、道侧壁不小于200mm。风速传感器应悬挂在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。第4节 防灭火系统一、采面安装及初采期间的防灭火措施1.防止开切眼煤壁及外围煤柱自燃的措施加强防灭火检查，瓦斯员佩戴一氧化碳便携仪、一氧化碳鉴定器、温度计，每班对切眼煤壁、进回风安全出口顶底板、两巷冒高处、钻场及钻孔、裂隙及外围煤柱进行检查。每天对钻场及抽放钻孔进行取样分析，发现一氧化碳或温度超限及时采取措施。2.预测预报手段及方法建立煤层自燃监测站，设置地点为：202采面回风隅角。正常生产期间煤层自燃监测站每天取样化验、分析，根据气样分析结果及时采取相应的自燃发火措施。监测

38、系统：采面回风隅角和回风各安设一台一氧化碳传感器和一台温度传感器对回风流及回风隅角一氧化碳和温度变化进行连续检测，二、回采期间的防灭火措施1.预防外因火灾的安全措施 放炮管理 采面各地点放炮作业时必须使用水泡泥，保证封泥长度并充严充实，严禁放明炮、糊炮，严格执行“一炮三检”“三人联锁”放炮制度，避免放炮产生火花。采面放炮严格执行以下规定： 距机尾30米范围内尽可能采用采煤机割煤，如放炮必须放震动炮、放小炮。 打眼放炮前必须将采煤机推至距机尾50米以外。 从施工爆破孔到爆破整个过程中，瓦斯员必须随时检查瓦斯，检查地点包括放炮地点前后20米范围内风流、架间、架上等地点，如瓦斯浓度达到1.0%严禁打

39、眼，必须经瓦斯员处理后方可作业。 施工爆破钻孔必须倾向进风方向并向下倾斜，防止爆破火焰喷向机尾及采空区方向。 放炮前，综采区负责对放炮地点前后50米范围内架间、支架、煤壁洒水消尘，同时将采煤机内外喷雾打开。 放炮完毕后瓦斯员及时调整好风障，并检查机尾30米内架间、高顶，确认无瓦斯积聚后方可恢复作业。机电设备管理机电部门要和施工单位加强电器设备检查，严禁电器设备失爆，避免产生电器火花。机械设备要定期检查维修，各种保护灵敏可靠。采煤机内外喷雾的使用与管理，工作面胶带机防止摩擦起火的管理采煤机必须使用内外喷雾装置，加强维护，保证使用正常，雾化好，割煤时必须先开水后开机，停采时必须先停机后停水。综采工

40、作面胶带机尾轮要有喷雾洒水装置，胶带机运输时必须进行喷雾洒水，胶带下部浮煤必须及时清理。工作面遇地质构造及采煤机在工作面后部割煤时的防灭火管理地测部门要提前做好地质预测预报工作，工作面遇特殊地质构造时严禁强行割煤，必须采取放炮措施。通风区在采面设置两名专职瓦斯员，其中一人专门跟随采煤机，检查采煤机前进方向20米范围内煤壁及顶板附近瓦斯浓度及温度，当发现瓦斯浓度及温度变化异常时，立即停机查明原因进行处理，只有确认无瓦斯超限和温度异常后方可开机作业。安检员现场监督，跟班区干现场指挥采取措施后允许作业。采煤机在遇到地质构造时综采区必须派专人向采煤机前后滚筒和煤壁人工浇水。采面每10架放一个灭火器，并

41、定期检查防止灭火器失效。两巷超前支护段巷道预防外因火灾的措施施工单位负责将工作面上、下隅角和进回风巷超前支护段巷道下帮及顶板锚杆螺母、锚索锁具、托盘在进入采空区前提前卸下，防止采空区顶板冒落，锚杆、锚索摩擦产生火花引燃瓦斯。工作面及皮带机头灭火器的使用与管理皮带机头、尾上风侧3-5米处必须按规定安设灭火器材，并按规定数量备齐，即每处灭火器不少于2具，砂箱不少于1个，铁锹不少于2把，20米以上的胶管，必须保证正常使用，由专人负责挂牌管理，非救灾情况下任何人严禁随意挪动或破坏。采区防火门的设置要求利用现有采区防火门(二采区胶带下山绕道、二采区轨道下山、专用回风巷)，并备有足够数量的防火门板（厚度要

42、大于30mm，用于火灾时紧急封闭，其它单位严禁动用）。二、防止内因火灾安全技术措施1.井下注氮系统我矿现用的制氮机为井下移动式CAM-400膜分离制氮机2台，单台流量600m3/h，氮气纯度97%(O23%)，氮气出口压力0.8MPa。注氮系统管路布置如下：九号交叉点注氮泵站二采区轨道下山1轨道1第一联络巷二采区胶带下山202胶带巷202采面进风隅角2.束管监测系统（调试正常后投入运行）回风束管监测系统：地面束管监测室-230轨道大巷消防材料库-200轨道巷二采区胶带下山202轨道202采面回风隅角3.消防管路系统采面建立完善的消防系统，并与矿井消防管路系统相连通，在胶带输送机巷道和采面回风巷

43、中应每隔50m设置支管和阀门，以便随时实施防灭火措施。消防管路直径为4寸，供水压力不得小于2MPa。支管和阀门的出口应与使用的消防水龙带的接头相吻合；4.监测监控系统在采面回风巷距202回风斜巷口10-15米处安设一氧化碳传感器和温度传感器，在回风隅角内安设一氧化碳传感器和温度传感器，利用监控系统实时监测一氧化碳和温度变化。定期安排专人对隅角及其它可能自然发火地点取N2、O2、CH4、CO、CO2、C2H4、C2H6、C2H28个组份分析。 采面回风隅角每班瓦斯员必须检查三次以上一氧化碳气体情况。 每天利用束管监测系统分析202回风气体情况，回风预埋监测管，确定202采面“三带位置”。 煤层自

44、然发火的标志气体及其指标煤层自然发火标志气体是煤层自然发火过程中产生的变化较为灵敏的用来表示煤层发火危险程度的代表性气体，1煤层自然发火的标志性气体为CO和C2H4。钻孔取样分析，202本煤层孔取样分析为钻孔自燃发火判断，202回风隅角取样分析为采空区自燃发火判断。根据钻孔取样分析CO/CO2达到0.0279时，立即关闭钻孔；当取样分析CO/CO2达到0.0411或发现C2H4时，立即发出自然发火预报，及时采取措施进行处理。附图：防灭火系统图第5节 抽放系统 一、采面抽采施工设计IV1202采面平均煤厚2.2m，因回采里程101米至回采里程393米上部3煤层位于3202和203采面下部没有回采

45、，总计有292米受上部3煤层瓦斯影响，预计IV1202采面正常生产期间最高瓦斯涌出量15m3/min左右。因此，202采面采取“隅角抽采+顶板钻孔抽采+顶板巷抽采”综合抽采方法，采面预计抽采量及抽采率见下表： IV1202采面抽采量及抽采率预计表抽采方法抽采量（m3/min）抽采率（%）顶板钻孔640隅角抽采526.7抽采合计1166.7风排4总涌出量151. 顶板钻孔抽采（1）顶板钻孔采用ZY-1250钻机施工，钻孔布置在采面回风巷，不另做钻场，直接在巷道内施工，钻场钻孔从回采里程220米开始施工，每40布置一组钻孔，至回采里程460米结束，共计7组钻孔。每组布置5个顶板孔，钻孔孔径均为85

46、mm，孔深80-100米。顶板钻孔由地面工业广场泵站进行抽采。202采面轨巷顶板钻孔预计工程量： 7590=3150米。(2)在201新胶带顺槽里程193米施工5个顶板钻孔与201轨道顺槽相连，抽202采面上方202旧泄水巷瓦斯。202旧泄水巷与202采面高差13.4米-37.3米由地面抽放泵站抽采。预计抽放瓦斯浓度在20%以上，抽放量6m3/min。2. 隅角抽采在采面回风顺槽敷设一趟500mm管路，管路敷设到超前支护，管路口敷设40米骨架风筒引致下隅角，抽放隅角瓦斯。正常生产期间，隅角瓦斯浓度在2.5%左右，预计混合抽放量为200m3/min，瓦斯量为5m3/min，由-200轨巷临时泵站

47、抽采。回采期间的局部瓦斯管理和过钻场的瓦斯管理：1.采面隅角侧必须建立负压室，负压室要求规格长5米（回风方向）+宽3米（与采面平行）+高度不低于2米。2.回采工作面回风巷的电气设备必须安设在距上隅角20米以外的地点，每班由采煤一区设专人负责检查维修，采面内所有电器设备严禁失爆，上隅角往外20米内严禁堆放杂物和存放火工品。3.当隅角瓦斯超限需要处理时，瓦检员负责在上隅角往采面方向20米之外和上隅角往回风巷20米之外悬挂“严禁入内”字样的警示牌，无关人员禁止进入。4.当采面瓦斯涌出异常时，回收上隅角期间，其它地段不得进行移架放顶工作。5.回风巷下帮有抽放孔的钻场，在采面还未推到钻场位置时必须确保每

48、个钻场能正常抽放。当采面推到距钻场3m位置时，抽采区安排人员将该钻场的抽放管进行清理，然后用水泥或高分子化学材料将所有的抽放孔进行封堵。二、抽采达标预期效果我矿采面日产量约2000t，通过采取综合抽采方法，采面回采前煤的可解吸瓦斯量达到下表要求：采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量达到的指标表采面日产量（t）可解吸瓦斯量Wj（t） 国家局规定宣东二号煤矿（实测）10012500 7 3采面回采期间瓦斯抽采率达到下表要求：采煤工作面回采期间瓦斯抽采率达到的指标表采面绝对瓦斯涌出量Q（min）采面瓦斯抽采率（%） 国家局规定宣东二号煤矿（预计） 10Q20 30 60 20Q40 40采面配风量为10

49、00m3/min，预计采面巷道风速不超过4s、风排瓦斯量为4m3/min，回风流瓦斯浓度预计4%-5%,满足煤矿安全规程规定 。三、1202采面抽采系统宣东矿抽放泵站系统分为永久抽放系统和临时抽放系统。永久抽放泵站系统是地面工业广场泵站和风井地面抽放泵站。两个抽放泵站在井下互相连通，共同抽放井下高浓瓦斯。临时抽放系统有三采区临时泵站（三联巷），-230临时泵站、-200临时抽放泵站（主要抽采采煤工作面隅角瓦斯）和两个小型抽放泵站三采区移动抽放泵站（二联巷），208辅助巷移动抽放泵站（主要抽采各采面和掘进头本煤层瓦斯）。 目前地面工业广场泵站安装四台水环真空泵，型号分别为2BEC50型、CBF5

50、10A-2BG3型和两台2BEC62型水环真空泵。抽放量分别为150m3/min，133154m3/min，和263m3/min，263m3/min；地面风井泵站安装三台2BEC62型水环真空泵。抽放量均为263m3/min；三采区临时抽放泵站安装两台2BEC62型水环真空泵。经过改装电机抽放量均为360m3/min； -200临时泵站安装两台2BEC40型水环真空泵和一台2BEC62型水环真空泵。抽放量分别为129m3/min、129m3/min和360m3/min；-230四联巷泵站安装一台2BEC62型水环真空泵。抽放量为360m3/min；三采区二联巷移动抽放泵站安装两台BJW20型水

51、环真空泵和一台BJW44YJ型水环真空泵。抽放量分别为20m3/min、20m3/min和44m3/min；208辅助巷移动泵安装2台SK-20型水环真空泵。抽放量均为20m3/min；总抽放能力为1420m3/min，满足矿井抽采能力需要。1顶板孔抽采线路：各钻孔IV1202轨巷200抽放管二采区胶带下山200抽放管-200轨巷300抽放管-200进风巷400抽放管地面400抽放孔工业广场泵站。2顶板巷线路： 各钻孔201新胶带巷200抽放管二采区胶带下山200抽放管-200轨巷300抽放管-200进风巷400抽放管地面大直径抽放孔400抽放管工业广场泵站。3隅角抽采线路：202回风巷（50

52、0抽放管1趟）二采区回风下山400抽放管1趟2015回风巷-200轨巷临时泵站-200回风大巷经-185回风巷排入风井井筒 。附图：202采面抽采系统图四、施工及安装要求1抽放钻孔施工必须符合设计要求，钻孔定位准确，打够深度，记录完整，不得弄虚作假。2钻孔封孔管保长度不小于6米，封孔段深度不低于5.5米，封孔要求严密不漏风。3抽采管路敷设必须严格按照煤矿瓦斯抽放规范AQ10272006行业标准执行，管路敷设要做到“平、直、牢”，离地高度不小于0.3米。运输巷中敷设管路时，高度不少于1.8米，与运输材料最大轮廓安全间距不小于0.2 米。4各种测定监测仪器仪表、安全装置及管路附属装置安设齐全，抽采

53、监测及测量数据准确。五、组织管理1.抽采区负责采面顶板钻孔施工，严格按照设计施工，打一封一，随着采面推进进行抽放；对抽放系统日常巡查到位。2.防突员负责对各施工的钻孔参数（开孔位置、角度、孔径和孔深）进行验收。3.安全部和通防部负责日常监督。第6节 供电系统1202采面配电点设置在二采区胶带下山里程442-492米处。放置变、配电设备及液压泵站。配电点长度50米（原1201采面配电点）。配电点电源来自中央变电所714#高压隔爆开关，供电电压6KV,供电电缆型号MYJV22-370，长度1490米。采面配电点放置一台KBSGZY-1250/6移动变电站，为采面采煤机、刮板机、转载机、破碎机、胶带

54、顺槽皮带机、备用液压泵站供电，变压器供电电压为1140V。采面配电点放置一台KBSGZY-1000/6移动变电站，为液压泵站供电，变压器供电电压为660V。在距切眼15m处放置一台QJZ-1600/1140-6组合开关、一台QBZ-400开关向各个用电设备供电。在1202采面变电点安装照明、信号综合保护装置，为变电点照明、瓦斯分站供电。在1202胶巷皮带机头处、采面组合开关处安装照明、信号综合保护装置，为1202胶巷皮带机信号、1202胶巷照明供电。 202采面负荷统计表名称型号容量（KW）额定电流（A）COS采煤机MG-250/556-WD12250+225+ 5.5=5562155+225

55、+13.40.8刮板机SGZ764/4002200/100 2122.8/78.80.85转载机SZB630/757547.20.87破碎机PLM50075490.87皮带机DSJ80/40/240240247.30.87液压泵BRW31.5400250147.60.88附图：202采面供电系统示意图。第六节 供风供水系统一、供风系统地面压风机房副井230轨道运输大巷二采区轨道下山二采区胶带下山202进风巷202区域各用风地点地面压风机房副井230轨道运输大巷二采区轨道下山202绕道202回风巷202区域各用风地点202区域压风主管路均采用4寸铁管，在工作面两巷每隔50m设置三通阀门。供风压力确保达到0.30.7MPa。二、供水系统矿井排水井下净化站蓄水池气压供水设备-230轨道运输大巷二采区轨道下山202绕道202回风巷。矿井排水井下净化站蓄水池气压供水设备-230轨道运输大巷二采区轨道上山二采区胶带下山202进风巷。202区域压水主管路均采用4寸铁管，在工作面两巷每隔50m设置三通阀门。供水压力确保