217采煤工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

217工作面位于井下210采区下山东翼下部。北为234面采空区，南为2煤实炭区，

工作面以西50m左右为210主皮带下山，切眼以东40m为230皮带上山。倾斜上方为邹

平煤矿1煤采空区，积水已疏放，垂直下方25m左右为340采空区，无积水。

工作面位置及井上下关系表表1

水平名称-200m水平采区名称230采区

地面标高+217〜+223m井下标高-142.l--99.5m

地面相对位置在宝山矿立井东北约1200m处东西狭长地带。无建筑物，

地面位置多为荒坡和农田。

该工作面地表多为山坡；工作面距地表垂深337m〜342m,从相邻

回采对地面设

工作面215、232、234下回采后情况分析，预计217工作面回采对地

施的影响

面建筑物不会造成大的影响

该面井下位于210采区下山东翼下部。北为234面采空区，南为2

井下位置及四煤实炭区，工作面以西50m左右为210主皮带下山，切眼以东40m为

邻采掘情况230皮带上山。倾斜上方为邹平煤矿1煤采空区，积水已疏放，垂直下

方25m左右为340采空区，无积水。

走向长度（m）470倾斜平均长度（m）120面积（m2）56400

（附图H：217综采工作面井上下对照图1：5000）

第二节煤层

该工作面开采煤层为2煤层，通过上下出口掘进情况和地质资料分析，该工作面范围

内，煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.5〜0.55m之间，平均厚度0.52m。具体情况如表2所

示。

煤层情况表表2

煤层厚度（m）0.52煤层结构简单煤层倾角8

开采煤层2煤硬度中煤种贫稳定程度较稳定

煤层情况工作面内煤层沉积较稳定，煤层为黑色，半光亮型煤，呈块状或粉

描述末状。

（附图I：217综采工作面地层综合柱状图1：200）

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

表3

顶底板名岩石名称厚度（m）特征

称

灰黑色、致密，组织不

老顶砂质页岩7.2均，含植物化石，裂隙

反RJo

（页岩）0.20黑色致密，组织均一。

伪顶灰黑色、泥质胶结，含

炭质页岩0.40植物茎叶化石。

浅灰，长石英砂岩，矽

直接底细砂岩3.0

质胶结，弱含水层。

灰一黑灰色，细致，含

老底砂质页岩6.1

砂成分高，。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

根据217出口、皮带道掘进揭露情况分析，该地质构造较复杂，在回采过程中会遇到

B、F2、F3断层，对回采影响较大。

地质构造情况表4

构造走向倾向倾角性质落差对回采的

名称（m）影响程度

F1156°246°40°正断层0.9较大

F2127°°217°52°正断层3.5较大

F3222°312°74°正断层2.5较大

二、其他因素对回采的影响

工作面内在回采过程中可能还会遇到落差小于1.0m的断层或底鼓压梁，对回采有一定

影响。（附图III：217综采工作面实测平剖面图及煤层底板等高线图1：1000）

第五节水文地质情况及防治水措施

一、水文地质情况：

2煤老顶砂岩属弱含水层，局部含水丰富，回采过程中通过岩石裂隙导入，是2煤开

采过程中涌水的主要来源。217上出口中间677”处，巷道低洼，积水。

二、防治水措施：

回采时加强对217综采工作面的涌水量观测，及时清捞水沟保证正常排水，巷道变坡

处及低洼处设泵排水。

三、问题及建议：

1、由于邹平煤矿1煤开采后会对底板造成一定破坏，采煤面推进至断层附近和顶

板破碎地段时，会出现淋水加大现象，对217工作面回采造成很大影响。

2、回采过程中，必须加强水情观测，若发现涌水量突然增大，或呈现一定压力或挂红、

挂汗、空气变冷、水叫、有臭味、顶板淋水突燃增大、底板出现地汀水、水沟流水明显增

加、回采工作面突然来压、底板隆起等异常情况，立即撤出所有人员，汇报调度室及相关

部门。

3、回采至皮带道底板最低处时，需开掘水窝，安装好潜水泵，及时将积水排出。

4、挖好水沟，保证水流畅通。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况（见表5）

1、严格按要求留设停采线。

2、工作面内发育断层落差超过煤层厚度的应及时采取相应措施。

二、冲击地压和应力集中区

本井田无冲击地压现象，该工作面为210采区第8个回采工作面，回采完毕后由218

工作面接续该面，该采空区可能会产生应力集中区，对回采有一定的影响。

影响回采的其它地质情况表5

3

瓦斯绝对涌出量：CH4=0.10m/min

3

二氧化碳绝对涌出量：C02=0.20m/min

煤尘煤尘爆炸性经鉴定，该煤层具有弱爆炸性，煤尘爆炸指数15.07%。

煤的自燃倾向性HI类不易自燃

地温18°-23°C

地压无资料

第七节储量及服务年限

一、储量

1、计算范围：西起切眼，东至停采线，南从217皮带道，北到217上出口。

2、计算参数：煤岩平均厚度1.0m,容重IS/n?，面积56400n?（走向长X倾斜长=470

X120=56400m2）,本矿的工作面回采率参考值为97%。

3、计算结果：工业储量：645001

可采储量：62565t

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=62565/（26X654.8）=3.67（月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

210采区是原岭子煤矿2003年6月20日设计，2003年6月20日经公司总工程师批

准。该采区为双翼采区，东翼采区走向长度：460〜500m,平均480m,平均面长120m。217

综采工作面为210采区第8个回采工作面。

采区巷道布置：

采区皮带上山为采区主上山，主要为采区运煤、回风、行人、敷设水管等服务巷道。

采区进风上山为采区副上山，布置在皮带下山西侧30m,主要为采区提肝、运料、进

风、敷设电缆等服务。

217回采工作面考虑到简化运输系统，217回采工作面上出口通过217上出口绕道与210

轨道上山联接，下出口与210皮带道相通，工作面回采时自东向西回采。

二、工作面上出口

工作面上出口为采煤工作面运料、进风、行人、敷设管线的安全出口。此巷道通过217

上出口绕道与210轨道上山相通。该巷道采用矩形锚梁网索联合支护。矩形：净宽为2.6m,

净高为2.1m,净断面为5.46m?。

三、工作面皮带道

工作面皮带道为采煤工作面运煤、行人、回风、排水、敷设管线服务。此巷道通过217

皮带道与210皮带上山相通。该巷道采用矩形锚梁网索联合支护。矩形：净宽为2.6m,净

高为2.1m,净断面为5.46m?。

四、工作面切眼及停采线位置

1、切眼沿煤层顶板起底掘进，与两出口垂直布置。

2、上出口629#导线点下出口637#导线点处为工作面停采线位置。

五、工作面恫室

在217上出口门口以里240m处布置移变爆室，酮室长10m,深1.3m,高2.2m；泵站

布置在217上出口210二节轨道下山侧门口以里20m处。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面采用走向长壁后退式采煤法、综合机械化采煤，一次性采全高，全部垮落法管

理顶板。

工作面采用MG132/300-W型采煤机割煤，ZY2100/08/15型掩护式液压支架支护，考

虑采煤机割煤高度和煤质及支架的合理支撑高度，确定工作面的割煤岩高度平均为

l.Omo沿煤层底板回采，割平顶底板，不留底煤，随工作面煤层及可采页岩厚度变化及

时调整采高，必须多回收煤炭资源。

二、采高的确定

采高的确定：217综采工作面煤层平均厚度为0.52m,煤层以上可采炭质页岩（局部

为粘土页岩）平均0.40m,页岩0.20m。确定该面平均采高为1.0m,一次性采全高。

三、落煤方式、装运煤方式

1、工作面采煤机采用端部自开缺口（不具备上端自开缺口条件时可以人工打机窝）斜

切进刀贴机的方式，进刀深度0.6m。

2、装落煤方式及要求

工作面上机窝采用风钻或者水式煤电钻打眼。

⑴工作面装放炮时附近50m范围内不得从事其他任何工作。

⑵放炮地点与机组距离不得小于30m,并用旧皮带保护好机组和溜子电机、电缆、支架

活柱、液压管路及防尘管路，以防损坏。超前处理爆破时，要用挡皮将爆破地点上下5m

范围内的支架活柱和单体支柱活柱及仪表管线保护好，以防损伤。

⑶爆破后的渣石要及时翻到出口面后充填或砸碎运出。

⑷放炮警戒距离不得小于50mo

⑸上机窝倾斜长2.0m（可根据溜头位置延长或缩短），人工打眼爆破，提前工作面两个

循环掘出。

⑹采用三花眼方式布置炮眼，眼深

0.8m

眼距0.8m。

⑺采用1一5段毫秒延期雷管进行爆破，最后一一段的延期时间不得超过130毫秒。

⑻炸药性能说明：采用三级煤矿许用水胶炸药，其主要性能如下：

药卷密度：0.95—1.25g/m3猛度：不小于10mm

殉爆距离：不少于20mm爆速：不少于3200m/s

机窝炮眼布置图

上机制

3、工作面放震动炮

工作面个别地段顶板页岩变硬，机组负荷加大且机刀磨损严重，有时机组无法正常

通过，给工作面回采和设备管理造成困难，需采用震动炮超前处理。

(1)采用风钻或者煤电钻打眼。

(2)炮眼采用单排眼排列方式，见后附图。打眼深度1.0m,眼距不大于1.2m。少装药(不

大于200g),一次装放炮距离不得超过20m,炮眼封泥量不得小于0.5m。

(3)装放炮与打眼的距离不得小于50m,在装放炮地点附近50m范围内不得从事其他任

何工作。

(4)工作面一般应一次装药一次起爆；也可分组装药，但一组装药必须一次起爆，组与

组之间的炮眼间距不得小于5m。严禁对其他组提前进行连线，严禁使用2台发炮器同时

进行爆破。

（5）严禁运煤机运送大块肝石。大于0.15m以上的研石必须进行破碎，否则不得过机组。

（6）放炮地点距机组不得少于30m,并用旧皮带保护好机组和电缆，以防损坏机组和电

缆。超前处理爆破时，要用挡皮将爆破地点及上下5m范围内的支架活柱、仪表及管线保

护好，以防损坏。

（7）工作面爆破后若顶板破碎压力大、面前合理空顶距离超过0.4m或有溜壁征兆时要

及时拉架，并保证架子高度，以便机组顺利通过。

（8）工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活

柱下缩较快安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控

制顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。

（9）每次爆破后机组割煤前，由班长、跟班队长和安监员，对爆破地点要认真进行巡视,

发现瞎炮立即处理。

（10）超前处理完毕控制好顶板后方可割煤。

震动螺布鹘

4、进刀具体操作如下：

（1）采煤机端头斜切进刀（图VII：采煤机端头斜切进刀贴机示意图）

开始：机组由下往上割透煤后停机。当推移工作面刮板输送机距机组10m时停止推移。

（2）进刀：机组在输送机机头处向下割煤，割至刮板输送机弯曲处以下（沿溜子过渡段

逐渐切入煤壁）达到规定截深后停止割煤。

（3）移机头：将刮板输送机从弯曲处向上推移，使机头和弯曲段刮板输送机逐步移成直

线。

（4）机组上割：机组上行割煤，与上出口割透后停止。

（5）机组下割：机组向下割煤，同时按规定距离追机推移刮板输送机。

（6）无论机组上行还是下行割煤，移架距机组后滚筒3〜5个支架，移溜滞后机组后滚筒

6〜10个支架。

（7）在工作面下头进刀同样使用该方式。

5、割煤

（1）落煤

采用MG132/300-W型采煤机沿底板双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤和扫浮

煤，一刀一个循环。

（2）装煤

采煤机滚筒割煤后自旋装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。

（3）运煤

工作面刮板运输机将煤运到下出口转载机，然后由下出口可伸缩带式输送机将煤运到

SGZ630/132型刮板运输机，再由一部SGZ630/132型刮板运输机将煤运至230皮带至-200m

风道皮带到210强力皮带至煤仓。

四、质量要求

割煤时，必须做到顶、底板平直，不留底煤，无台阶。掉顶高度V100mm,煤壁齐直,

采高均匀。严格掌握好机头、机尾高度和运输机的水平角度（即两平一直），并与两巷顺

平以确保设备的平稳运转。机道梁端至煤壁的顶板冒落高度不大于300mm,工作面支架前

梁接顶严密。

五、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天6个循环，每循环进尺0.6m,割煤高度1.0m。工作面日生产能力：

Q=HRMGN=1.0X1.5X125X3.6X97%=654.8t

式中：Q—日生产能力（t/d）；H—采高（m）；R—容重（t/m3）；M一面长（m）；

G一日进度（m）；N—工作面回采率（％）

第三节设备布置

一、液压支架

工作面配置ZY2100/08/15型掩护式液压支架，液压支架的有关主要技术特征如下：

型式：两柱掩护式液压支架

支撑高度：800—1500mm

支撑宽度：1440mm

额定初撑力：1367—1528KN(P=31.4M

工作阻力：1798〜2010KN,(P=41.3MPa)

支护强度：0.35〜0.41MPa

支架中心距：1500mm

支架对底板比压:：小于1.1MPa（前端值）

适应倾角度：W20°

操纵方式：邻架操作

重量：5555Kg

二、采煤机

采煤机主要技术性能：

采煤机型号：MGZ132/300—W型

电动机长时功率：2X132KW工作电压：1140V

滚筒直径：1.0m截深：0.63m

滚筒转数：63r/min喷雾除尘方式：内外喷雾

牵引速度：0—6m/min

三、运煤设备选型

217综采工作面SD—630/132型刮板运输机，皮带道采用一部SPJ—800型可伸吊挂式

输送机和一部SGB-620/40.

㈠、刮板运输机主要技术性能型号:SGZ630/132

1、输送量：250t/h

2、链速：不大于lm/s

3、电动机：功率：132kW；电压：1140/660V。

4、刮板链型式：中双链

㈡、皮带运输机主要技术性能

型号：SPJ-800

输送量：350t/h

胶带速度：L63m/s

胶带规格：800mm

电动机型号：JDSB—30

电动机功率：30+17kW

电动机转速：1475r/min

㈢、刮板运输机主要技术性能

型号：S而一620/40T

输送量：150t//?

链速：0.86m/s

电动机：

功率：40kW

电压:660V

转数:1470r/min

刮板链型式：边双链

（图X：217综采工作面设备布置示意图）

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面的支护设计

1、参考211、212工作面矿压观测资料.，选择本工作面矿压参数（见表7）

2、合理支护强度的计算

①采用经验公式计算：

Pt=8X9.81XhXr=8X9.81X1.0X1.2X2.5=235.44（KN/m2）

工作面条件与支架适应条件对照表表6

工作面条件支架适应条件

采高1.0m0.8~1.5m

倾角8°W20°

煤厚1.0m0.8〜1.5m

煤硬度

底板比压33.96MPa前端值小于l.IMPa

支护强度392KN/m2580-610KN/m2

顶板种类2类2类

式中：Pt一工作面合理的支护强度（KN/n?）

h一采高

r一顶板岩石容重（t/n?）,一般可取2.5t/m3。

②选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为392KN/n?。大于经验

公式中计算支护强度235.4KN/m2o

预计工作面矿压参数参考表表7

序212面

项II单位本面选取或预计

号实测

顶老顶厚度m6.36.3

1底

基本顶厚度m2.12.1

板

直接底厚度m3.03.0

2直接顶初次垮落步距m8~128~12

初来压步距m2121

次最大平均支护强度kN/m2392392

3来最大平均顶底板移近量

压来压显现程度明显明显

周来压步距m8~1210

期最大平均支护强度kN/m2392392

4来最大平均顶底板移近量mm6060

压来压显现程度明显明显

平最大平均支护强度kN/m2290.08290.08

5时最大平均顶底板移近量

6直接顶悬顶情况m0.5-30.5-3

7底板容许比压MPa33.9633.96

8直接顶类型类2类2类

9基本顶级别级IIII

10巷道超前影响范围m15-2015-20

二、乳化液泵站

乳化泵站选用型WRB200/31.5型乳化液泵2台，其中1台备用，选用RX200/16A

乳化液箱一个。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。

1、乳化液泵

型号：WRB-200/31.5,2台

制造厂家：无锡采煤机械厂

公称压力：31.5MPa（可调）

公称流量：200L/min

电机功率：125kW

电压：660V

空体重量：2600kg

外形尺寸：2300X980X1040mm

2、乳化液箱

型号：1个

制造厂家：无锡采煤机械厂

公称容积：1600L

乳化油储存室容积：25L

外形尺寸：2652X902义1215mm

三、泵站的位置

泵站安设在217出口门口以里20米处。

四、泵站使用规定

要保证泵站的压力大于30MPa以上，乳化液浓度在3%—5%之间。要加强泵的维修

和保养，杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面的顶板管理

根据同煤层的211、212工作面矿压观测资料，其老顶来压明显，直接顶为二类二级

顶板，预计217综采工作面顶板来压时，最大支护强度392kN/m2。

本工作面配置82架ZY2100/08/15型掩护式液压支架，对工作面顶板实行全支护法管

理。

一、正常工作时期顶板支护方式

1、采用及时拉架的方式对顶板进行支护

在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤一移架一推溜；正常移架滞后采煤

机后滚筒4.5m（3架）〜7.5m（5架），不得超过9m（6架）。移架时两人配合作业，一人拉架，

一人监护，一次只能移一个支架。推移循环溜子时必须将面前清理干净并将底板顺平，如

果出现推移困难，应立即停止供液，查明原因采取措施处理完毕后，方可推移。移溜时操

作人员不准站在两支架中间和支架连杆上，也不准将身体探入电缆架上方，以防支架挤伤

和电缆架鼓起伤人。顶板破碎处可紧跟采煤机前滚筒停机移架或拉超前架及时支护顶板，

移架步距为0.6m。

2、移架质量要求

采用邻架操作方式（第一架设操作台在上出口操作），移架要做到少降快拉，防止出

现漏顶现象；移架后，必须保证支架齐直，其偏差不大于±50mm；保证支架垂直于运输

机，其夹角控制在＜±5°；保证支架垂直于顶底板，其歪斜误差控制在＜±5°,支架中心

距控制在1500±100mm以内；支架端面距最大值W340mm,前梁要接顶严密；支架顶梁

要与顶板平行，其最大仰角＜7°；相邻支架不得出现错差，若出现错差，其高度不得超过

侧护板高度的2/3。工作面支架初撑力不少于24.0MPao

3、机组割煤、移架移溜时面前不准有人。如有特殊情况需要到面前工作时，必须停机、

停溜、停电上锁，并在支架或贴帮支柱掩护下工作。

二、与其它工序平行作业的安全距离

1、“移架”工序距采煤机后滚筒4.5m（3架）〜7.5m（5架）。

2、推溜滞后采煤机后滚筒12m（8架卜15m（10架）。

三、特殊时期的顶板管理

1、工作面初次来压、周期来压时顶板管理

⑴工作面初次来压前，要派专人掌握可靠的矿压显现数据，制定专项初次放顶措施并

成立初次放顶安全管理小组。

⑵要切实加强综采工作面顶板来压的观测预报工作

①综采工作面顶板来压的观测预报依据

根据同煤层211、212工作面矿压观测数据，确定该面老顶初次来压步距21m；周期

来压步距10m。在生产过程中要加强矿山压力观测，为今后的安全生产提供可靠的依据。

A、对于上下两出口的超前支护，工作面要配备增压式单体液压支柱测力计2台，其

中1台备用。

B、对于面上液压支架，必须按1架1表的标准配齐压力表，并在工作面设10组综采

支架工作阻力连续计录仪随时观察工作面支架支撑力。

②现场观测和预报

区队要派专人负责24小时监测。要求两出口超前支护单体液压支柱的初撑力不小于

11.5MPa,液压支架立柱的初撑力不小于24MPa,并对支架和支柱及时进行二次注液，特

别是初次放顶和过断层期间，发现异常情况及时汇报调度室，由安全生产技术部门进行分

析，采取相应措施。

⑶、加强支护材料的准备

①DZ1.2〜1.6型单体液压支柱各60棵。

②小头直径不小于160mm,长度为1200~1800mm的圆木柱40棵。

③120mmX120mmX（1200-1500mm）的方木或规格相差不多的枕木40块，并备足

一定数量的木楔和柱帽。将以上加强支护材料垛放在上出口较宽的地段或专用材料胴室，

以备应急时用。

⑷工作面初次来压时，工作面液压支架必须全部达到初撑力(坚持二次注液制度)，

保证支护状态完好。

⑸及时拉超前架，缩小架前空顶距和顶板悬露时间，应坚持“少降快移”及时支护。

⑹两端头的支架支撑平稳有力，歪咬架应立即调正。

⑺加强两出口的超前支护工作，出口内超前支护所有单体支柱必须支到实底，要迎山

有力并达到初撑力要求。

⑻来压期间，工作面要组织快速推进，加快推进速度。

2、工作面过断层或顶板破碎时顶板管理

⑴工作面过断层或顶板破碎时要及时拉架，要做到“少降快移”，若顶板不平，要用木料

填平，支架初撑力要达到要求。

⑵断层落差较大时，支架要打好起柱，爬台处要适当顺坡，并根据现场情况另行编制措施。

⑶采煤机至此要放慢牵引速度。

⑷如果已发生冒顶，要根据现场情况停止割立即采取措施，在冒顶区内严禁出现咬架现象,

并尽量减少空顶时间

⑸工作面所有人员要随时观察工作地点的顶板、支架、煤壁片帮情况，如发现支架活柱下

缩较快、安全阀漏液严重或其它异常情况时，要在支架下及时支设木柱或单柱，加强控制

顶板。跟班队长、班长、安监员要盯在现场，采取措施进行处理。

3、处理冒顶措施

⑴工作人员要首先将冒顶周围的支架加固好，控制其范围不再扩展，处理前，必须备齐备

足所需物料，人员操作要精力集中。

⑵处理冒顶时要由外向里逐架进行，并要支设好临时支护。

⑶处理冒顶应分组处理，三人一组，两人配合作业，一人观察顶板，并有专人先维护好后

退路，确保后退路畅通，方可处理冒顶。

⑷遇顶板冒实，要先通风后处理，并有专职安监员、瓦斯检查员现场监护。

⑸冒顶处理完生产时，人员必须熟悉冒顶范围、高度、接顶等情况，及时移架，保证支架

初撑力要达到要求。

4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

第三节顺槽及端头的顶板管理

一、工作面上、下出口超前支护的顶板管理

1、工作面超前支护

根据矿压资料分析，工作面超前压力影响范围15m,压力明显影响范围为7m。

上、下出口超前支护距离为20m,挂三路HDJB-900型钱接顶梁，支三排DZ(2.2—2.5)

/100型单体支柱进行支护，超前支护距两壁距离不得大于0.4m。超前支护以外的巷道出

现冒顶、溜壁等现象的地段应及时进行支护。

（图IX：217工作面支护平面示意图、超前支护平剖面示意图）

附：单体液压支柱技术参数

⑴DZ2.2/100型单体液压支柱

初撑力11.5MPa

最大工作阻力300kN

最大支撑高度2240mm

⑵DZ2.5/100型单体液压支柱

初撑力11.5MPa

最大工作阻力250kN

最大支撑高度2500mm

2、支护质量要求

⑴支柱要支设齐直，并用2〃钢丝绳连好，以防倒柱伤人。

⑵两出口内超前支护顶梁要保持平直，顶梁必须较接使用，不得出现连续不较接顶梁。

⑶超前支护范围内严禁使用损坏的钱接顶梁和失效、漏液、自动卸载、柱体弯曲的单柱。

（4）单体支柱应支在顶梁前七后三位置，并支于实底，底板松软时必须穿铁鞋，支柱要迎

山有力，支柱顶梁上方必须压肩，足顶背实。若顶板破碎压力大时可托住原棚顶（此时单

体支柱可支设在棚顶下方钱接顶梁位置），随面回撤可将原棚顶撤出，不得丢失。单体支

柱初撑力不小于U.5MPa,不得出现空载支柱。支柱的注液口应方向一致，朝向采空区，

手把体朝向面推进方向。

⑸两出口超前支护高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.8m,所支单体支柱行程不

得小于200mm。

⑹如果巷道压力大时，要在超前支护以外，提前10架棚子在上下两帮各支设一排顺槽棚

或点柱托住原支架，加强支护。随工作面推进，上下出口要及时回撤，回撤位置与工作面

密集齐，并加好横头密集。

二、端头顶板管理

1、电机上方挂三路顶梁（电机在出口内时），其中中间一路控制距离不得低于6m。溜

头上方不支柱的顶梁要打紧打牢水平销子，并挂牢防飞链，足顶有力，以增加较接顶梁的

支护效果，减小端头顶板下沉。上下端头超前支护铁鞋必须提前一排替出。

2、上下端头超前支护与支架之间挂双楔顶梁支护，柱距为0.6m,排距0.8m。顶梁与相

邻一路超前支护的间距不大于0.5m,与工作面相邻支架的间距不大于0.3m。双楔顶梁在

正常情况下使用4条背顶小杆（包括与支架之间），1条在支柱上方、2条在前、1条在后,

均匀布置。顶板破碎或压力大时必须用板批和老料背实。

3、上下出口隅角应支设切顶密集各一排，密集支柱与支架掩护梁齐直（若压力大时要

紧靠密集支设起柱或越棚），正常情况下拖后不得超过1.0m,密集支柱0.3m一棵。

4、回撤上下出口密集支柱或起柱、起棚时，严格执行“先支后回”制度和“三角回柱

法”。回撤时要使用卸载把手，作业人员要站在支架完整，支护条件可靠的安全地点操作,

老塘取料必须使用1.0m以上的长柄工具。若顶板破碎压力大无法人工回撤时可采用回柱

绞车回撤。超前支护铁鞋必须提前一排替出。

5、拉两端头的支架时应坚持少降快移的原则，减少空顶时间。

6、机组割至上下两头后，及时移架护顶，停止溜子运转，电机处支架移不到规定位置

时必须在距煤壁0.3m处按柱距1.0m支设牢固的戴帽单体支柱。人员进入面前清理三角煤,

三角煤清不到实底，严禁移溜。人员进入面前清扫浮煤时，必须支设贴帮支柱，贴帮支柱

每节溜子支设一棵。

三、工作面安全出口的管理

超前支护以外巷道，发现断腿、劈腿、滚顶等，要及时进行更换、整改，处理后的巷

道净高度不低于2.0m。

四、支护材料的使用和存放数量表8

名称使用地点规格型号使用量备用量

液压支架工作面ZY2100/08/1567架2架

上出口DZ2.290棵10棵

单体支柱皮带道DZ2.590棵10棵

被接顶梁上出口HDJB-90090条10条

皮带道HDJB-90090条10条

水平销上出口20个10个

皮带道20个10个

铁鞋上出口、皮带道60.30180只20只

各种备用材料要分类挂牌码放整齐，存放在距工作面煤壁50m〜100m范围内的料场

内，不得影响行人、通风和运输。

第四节矿压观测

一、矿压观测的内容

由于同煤层211、212工作面有矿压观测数据资料，所以对217综采工作面主要进行工

作面综采支架及上下出口支柱初撑力、支柱正常工作阻力进行动态观测研究。

二、观测方法

1、工作面矿压观测

①工作面液压支架，必须按一架一表的标准配齐压力表，并沿工作面从上头在4#、

12#、20#、28#、36#、44#、52#、60#8组支架上安设综采支架工作阻力连续记录仪，随时

观察工作面支架初撑力和工作阻力，掌握顶板压力情况和支护质量，发现支架初撑力不足

或支架质量有问题时立即督促施工人员处理。

②由跟班安监员对工作面支架载荷进行巡回监测。每推进一排，对各组支架初撑力和

支架工作阻力各进行观察记录一次，观察记录时间为支架初撑后及卸载移架前。

③由矿压观测工每2天左右用取数器对工作面所设支架工作阻力连续记录后取一次数

据，然后输入微机处理成压力分析图表，掌握工作面来压和支护质量状况，为顶板管理提

供科学依据。

2、上下出口矿压观测

每班对上下出口超前支护范围内的单体支柱进行初撑力和工作阻力监测，发现初撑力

不足立即督促采煤队进行注液，发现顶板压力大时;督促采煤队加强支护措施。

3、旬查法：每旬由矿和井至少各组织一次工作面和顺槽支护质量检查和工程质量验

收，对查出的问题进行整改和落实。

三、观测时间要求：工作面整个生产期间。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式附图X：工作面排水系统、运输系统及设备配备图

1、运煤设备及装、转载方式

采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。工作面刮板运输机将煤运到

下出口刮板运输机，再刮板运输机与皮带运输机搭接将煤运出。

2、辅助运输设备及运输方式

217综采工作面运料设备采用一部JD—11.4型小绞车及JD—25绞车。

二、移溜方式

工作面在移架后顺序推溜，滞后采煤机后滚筒4.5m（3架）开始移溜，其弯曲段长度不

得小于15m,弯曲段要均匀过渡，推移步距为0.6m。

推溜质量要求：

1、推溜必须沿采煤机前进方向依次进行，不准采用从两端向中间推移的方式。

2、推溜时，应在运输机运转时推移（推机头、机尾时除外）。

3、推溜后，溜子必须保证平、直、稳；溜头与转载机搭接合理，底链不拉回头煤。

4、移机头、机尾前，应首先将周围浮煤、浮肝等杂物清理干净，各种连接装置牢固

可靠，电缆、管线悬挂好，按照先支后回的原则，改好支柱，确认无前移障碍时停运输机

进行推移工作。

5、推移机头、机尾时，要有专人指挥，专人操作，动作协调一致。机头、机尾推不

动时，应停止操作，查明原因并及时进行处理后在进行推移工作。

6、完成机头、机尾的推移工作后，将支架的操作手把打回“0”位。

三、运煤路线

运煤路线：217回采工作面一217皮带道-210二节强力皮带-210一节强力皮带一

-32m煤仓--32m平推石门一立井f地面。

四、辅助运输路线（运料）

斜井--32m西大巷一210一节轨道下山—210二节轨道下山f217上出口

100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

（四）按照二氧化碳涌出量计算

QCL67XqccXKcc

第二节通防与监控系统

一、通风系统

（一）风量计算

217综采工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯（二氧化碳）涌出量、人

员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

（-）按气象条件计算

Qcf=60X70%XVcrXScrXKchXKc,

=60X70%XI.0X3.305X1.0X1.0

=138.81（m7min）

式中：

Qet一一采煤工作面实际需要风量，mVmin；

V“一一采煤工作面的风速，参照《淄川区矿井需要风量计算办法》，按采煤工作面进

风流的温度从表1中选取，m/s；实取V"=1.0m/s

S”一一采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算

3.305m2（最大控顶距3.605m,最小控顶距3.005m,采高1.0m,Scf=（3.605X1.0+3.005

XI.0）4-2=3.305m2）

Kch-----采煤工作面采高调整系数；一般采高小于2m,取Kch=l.0；采高在2〜2.5m,

取心=1.1；实取KFLO

Kc,——采煤工作面长度调整系数，参照《淄川区矿井需要风量计算办法》表2；实取

Kti=l.0

70%一—有效通风断面系数；

60——为单位换算产生的系数。

（三）按照瓦斯涌出量计算

=

Qi；（100XqCBXKcg

=100X0.10X1.5

=15（m7min）

式中：

Q..t一一采煤工作面实际需要风量，m7min；

qC8一一采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量0.10m7min（取值于2011年度234

采煤工作面瓦斯鉴定值）。

K,s——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最

大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；通常机采工作面可取KCR=1.2~1.6；

炮采工作面可取值=1.4〜2.0；实取降=1.5

100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

（四）按照二氧化碳涌出量计算

Qtf=67XqccXKcc

=67X0.20X1.5

=20.1（m7min）

式中：

Qcf一一采煤工作面实际需要风量，m7min；

电一一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量O.ZOm'/min（取值于2011年

度234采煤工作面瓦斯鉴定值）

Q——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，

日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；通常机采工作面可取Kc

=1.2〜1.6；炮采工作面可取k=1.4〜2.0；实取值=1.5

67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

（五）按工作人员数量验算

QC4N”

=4X26

=104（mVmin）

式中：

Qe,.一一采煤工作面实际需要风量，m7min；

凡一采煤工作面同时工作的最多人数，26人；

4------每人需风量，mVmino

（五）按风速进行验算

1、验算最小风量

Qct-^60X0.25Scb

Scb=IcbXhcfX70%

Qcl^60X0.25Scl)

=60X0.25X(IcbXhcrX70%)

=60X0.25X(IcbXh,:fX70%)

=60X0.25X(3.605X2.0X70%)

=75.705(mVmin)

2、验算最大风量

QcW60X4.OSes

Scs=IcsXhcfX70%

Q°W60X4.OS"

=60X4.OX(ItsXhcrX70%)

=60X4.OX(3.005X2.0X70%)

=1009.68(mVmin)

3、综采工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量

QcfW60X5.0Scs

=60X5.0(IcsXhctX70%)

=60X5.0(3.005X1.0X70%)

=631.05(m'/min)

式中：

Qe.一一采煤工作面实际需要风量，mVmin；

Seb——采煤工作面最大控顶有效断面积，3.605m2(最大控顶距3.605m,采高1.0m,

Seb=3.605X1.0=3.605m2)

Lb——采煤工作面最大控顶距，3.605m；

hcl——采煤工作面实际采高，1.0m；

Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m"最小控顶距3.005m,采高1.Om,Scs=3.005

X1.0=3.005m2）

IcS——采煤工作面最小控顶距，3.005m；

0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；

70%——有效通风断面系数；

4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；

5.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；

结论：由以上计算可知217综采工作面的需要风量为：139m3/min,经验算风速符合《煤

矿安全规程》的要求。

㈡、通风路线（见附图IV：217综采工作面通风系统示意图）

1、新鲜风流由：-32西大巷f210一节轨道f217出口

绕道一217上出口-217综采工作面

乏风流经：217皮带道-210一节皮带下山一32m西风道一回风斜井

反风时:新鲜风流由回风斜井一32m西风道f210一节皮带下山一217皮带道一217

综采工作面一217上出口一217出口绕道―210一节轨道--32西大巷一

-32m平推石门一立井

2、通风设施设置：

⑴217上出口调节风门一组（两道）

（2）217皮带道建风门一组（两道）

二、防治瓦斯

㈠瓦斯检查

在采煤工作面风流中和回风流中设置瓦斯检查点，工作面风流瓦斯检查牌版设在工作

面回风侧距工作面20nl以内。瓦斯检查次数每班不少于2次，间隔时间3、5小时。检查瓦

斯检查要严格执行“井下现场交接班”制度和“三对口”制度（瓦斯检查手册、记录牌版

和瓦斯日报表）。

㈡安全监控

（见附图V：217综采工作面防尘系统及安全监控系统（设备）布置图）：

217综采工作面的安全监控系统型号为KJ76N,电源断电仪采用KJ76N-F型甲烷断电

仪，安设在210二节一路变电所内；甲烷传感器型号为GJW4/100-40型，信号电缆和电源

电缆采用1条YZ3X1.5+1XI型电缆，由电源断电仪敷设至回采工作面甲烷传感器；监控

系统的电源电缆串联于通风专线电源。

甲烷传感器要安设两个，其安设位置距棚顶<300mm、棚腿2200mm。地点为工作面回

风巷中从工作面向外不大于10m处安设1’甲烷传感器，报警浓度为20.896CH”断电浓度为

>1.5%CH„断电范围为回采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。在217皮

带道距回风口以里10〜15m处安设2*甲烷传感器，报警浓度为20.8版乩,断电浓度为21.0%

CH„断电范围为回采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。信号由217皮带道

一210二节一路变电所内断电仪f210二节轨道下山一210一节轨道底车场一210一节皮带

下山一主斜井，经主传输电缆输送到地面监控中心室。

三、综合防尘系统

㈠防尘供水管路计算：

（见附图V：217综采工作面防尘系统及安全监控系统（设备）布置图）：

1、采煤工作面用水量计算：

本采煤工作面防尘用水量包括煤层注水、采煤机械设备用水、内外喷雾、转载点喷雾、

净化水幕用水、冲洗积尘及单体液压支柱乳化液用水等。

⑴采煤机内外喷雾用水量：凿岩机湿式打眼用水QJ,：

：

QC1=Gq产31.04X0.03=0.931m7h

式中：G-每小时产煤量，按面每班循环个数、截深、采高计算，取31.04t/h；

qi一吨煤喷雾用水量，可取0.02飞.04m，/t；

：

（2）下出口转载点喷雾用水量：Qc,=nc2Qcz=3X2X0.2=1.2m7h

式中：n,2—转载点个数3个，每个点2个喷头。

Qcz一喷嘴的喷雾流量，可取0.2m7h；

3

（3）上下出口净化水幕用水量:QC3=2noQcm=4X3X0.1=1.2m/h

式中：nC3----处水幕的喷嘴个数，3个。

Qcm—1个喷嘴的喷雾流量,可取0.TO.15m3/h,实取0.Im7h；

2—上下出口净化水幕各2道，共计4道；

（4）下出口冲洗沉积煤尘用水量：可取QCL2m7h；

⑸单体液压支柱乳化液用水量：可取QC,5=1m7h；

（6）液压支架降、移架喷雾水量：取Q0=1m3/h

⑺支架乳化液用水量：取QC7=2m7h

（8）煤层注水用水量Qc8=1.6m7h

所以，217回采工作面的用水量为：

£Qc=Qci+Qc2+QC3+Qc4+Qc5+Qc6+Qc?

=0.931+1.2+1.2+2+1+1+2=9.331m7h=0.0026m7s

2、管径的计算：

Qc=JTD2V/4

D=（4Qc/nV）1/2

=[4X0.0026/（3.14X1.5）]1/2=0.03m=30（mm）

式中：Q—计算流量，m7sD-管路直径，mm

V—计算流速，一般为1.5~2.5m/s,实取1.5m/s

通过计算217综