采矿工作面作业规程

第一章工作面概况

第一节工作面概况

工作面概况见表l-lo

表1-1工作面概况

水平名称+542水平采区名称四采区

地面标高（m）830—926井下标高（m）370—450

位于新南国营农场与西沟村之间，并有襄屯干渠

地面相对位置

和南干渠从上通过。

第二节工作面四邻情况，采掘情况及影响范围

回采对地面设施的影响：工作面回采后将对造襄屯干渠和南干渠造成一

定的破坏。

井下位置及与四邻采掘情况：位于4皮带巷以西，401采空区以北，407

运输巷以南，井田西部边界以东，407运输巷正在掘进中。

第三节工作面参数及储量

工作面参数及储量见表1-2

表1-2工作面参数及储量

块段工业储回采

走向倾斜斜面煤厚容重可采储

号量率

长m长m积m2mt/m3量万t

t%

32722

①1372238.56、101.352694673852290472

2

第二章地质情况

第一节煤层赋存特征

表2-1煤层赋存特征

煤层倾

煤层结1.5(0.01)3.44(0.05)

煤层厚度6.10m角6°

构1.1

(平均)

煤稳定程

开采煤层3#贫瘦煤稳定

种度

普氏硬容

可采指数10.8~1.01.35

度重

工作面开采对象为山西组中下部3#煤层，煤层赋存稳

煤层

定，平均厚6.10米，含二层夹砰，分三个自然分层，其结

情况描

构为6.10=1.5(0.01)3.44(0.05)13煤层类型以亮煤为

述

主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带，煤质为贫瘦煤。

第二节地质构造情况

表2-2地质构造情况

概述:

工作面沿煤层倾向布置，在里段工作面坡度较大12°左右，均匀、无

明显起伏，向外逐渐趋于平缓，无低洼。运输巷和回风巷均有明显的波状

起伏，在局部地段形成凹地，存有积水。经坑透，工作面不存在断层和陷

落柱等地质构造。

第三节围岩及其特征

表2-3围岩及其特征

顶底板名

岩石名称厚度(m)岩性特征

,称

灰黑色、厚层状、石英为主，

煤细粒石英3.60〜6.50

老顶长石次之，含暗色矿物及白云

层砂岩5.15

母，夹泥质条带。

顶

底

板

1.61〜3.20黑色、块状、较硬、含植物化

情直接顶泥岩

2.43石碎屑。

况

0.23〜0.45

伪顶炭质泥岩灰黑色、夹煤线、节理发育，

0.35

随采随落。

0.62〜3.60灰黑色、块状，致密、性脆，

直接底砂质泥岩

2.18含植物根部化石。

7.70〜10.26灰白色、中厚层状、夹砂质泥

老底粉砂岩

10.00石LU条应-市H4-。

（附：工作面煤层顶底板综合柱状图）

第四节瓦斯、火、煤层情况

表2-4瓦斯、火、煤层情况

瓦

绝对涌出量为40.38m3/min

斯

煤

煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸火焰长度为10〜15mm

尘

煤的自

煤层不易自燃

怫

地

14°~16°

温

第五节水文情况

工作面回采过程中，主要充水因素为3#煤层顶板以上的vn、VDKIX号

砂岩含水层的水通过回采后产生的裂隙渗入工作面。预计本工作面正常涌

水量为26m3/h,最大涌水量预计为40m3/h,根据现有地质资料分析，本工

作面在回采中不会发生奥灰水突出现象，工作面涌水通过405放水巷流入

405水仓，不会积聚影响生产。

第三章采煤方法及其工艺流程

第一节工作面巷道及设备布置

1、工作面巷道布置：工作面运输巷长2064米，回风巷长1977米，切

眼长238.5米，可采长度1372米。运输巷和回风巷均沿走向布置，运输巷

和回风巷均沿顶板掘进，切眼沿煤层倾向布置，切眼长238.5米。

（附：工作面巷道布置示意图）

2、工作面巷道支护特征：405运输巷、回风巷开口10米范围内均采用

矿用11#工字钢梯形棚支护，其余地段采用矩形断面树脂加长锚固锚杆组合

支护系统，并进行锚索补强。

（附：巷道断面图）

3、工作面设备布置及技术特征：（附：设备布置平面图）

表3-1工作面设备配置

生产能电压功率

序号名称型号数量

力（V）(KW)

1采煤机MGTY400/9301

前刮板运输

2SGZ960/140011800t/h

机

后刮板运输

3SGZ44/6301900t/h

机

3000

4转载机SZZ1200/4001

t/h

1500

5破碎机PLM3501

t/h

6液压支架ZF7000/20/40154

7排头架ZFG7500/22/366

DSJ1200/120/2X31200

8胶带运输机2

15t/h

DSJ1200/120/2x3

9胶带运输机1

15

10乳化液泵SRW-250/31.53

11喷雾泵BPW-315/162

12移变RBSGZY-12501

13移变KBSGZY-6301

14移变KBSGZY-5002

KBSGZY-8SKC

15负荷中心3

9215(2500kvA

第二节采煤方法

工作面采用走向长壁后退式，沿底开采低位放顶煤一次采全高的综合

机械化开采方法，全部跨落法管理顶板。工作面设计采高3米，放全部顶

煤，循环进度0.8米。

每正规循环产量=238.5X0.8X6.10X85%X1.35=1335.56t。取1336t

可采期：1372/（0.8X4）=429天

第三节采煤工艺

1、循环工艺：采煤机在机头（尾）开缺口斜切进刀一割煤f移架一顶前

溜一放顶煤一拉后溜。循环进度0.8米。采放比为1：1.03,放煤循环步距为

0.8米，放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中一人操作

单数支架（5、7、9……）放煤，另一人操作双数支架（6、8、10……）o两人间

隔2〜4架距离。根据相邻采区放顶煤工作面的回采情况，确定初次放煤距

离为6〜8m,即支架全部走出切眼后开始放煤，放煤循环步距为0.8米，即

采煤机割一刀煤，后边支架放一次顶煤。采放关系：在外部运输能力较大

的情况下可采用采放平行作业方式，在外部运输能力小时可采用采放交替

作业的方式。

2、工艺详细说明及要求

2.1、采煤机割煤：工作面采用MGTY400/900型双滚筒电牵引采煤机,

配备滚筒直径1.8米，截深0.8米。（附：采煤机进刀示意图）

2.2、割煤要求：

221、运输巷沿顶板掘进，回采时机头10架往后必须见底。

222、割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采

高控制在3米左右，正负误差不超过100mm。

223、工作面不得随意丢顶煤和底煤，工作面浮煤应及时清理干净。

224、采煤机牵引速度要均匀，速度一般控制在1.45m/min内，不得过

速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大损坏机器。

225、采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方

向倾角的变化，随时调整摇臂高度，防止飘刀或啃底，以免造成大溜不平,

顶溜困难或采煤机掉道。

226、随时注意电缆、大溜的运行状况，发现拉扯电缆，大溜卡堵涌

煤或出现其它特殊紧急情况，应立即停机闭锁大溜处理，防止事故发生及

扩大。

227、当采煤机运行距端头（尾）5米时，必须降低速度，由一名司机控

制前滚筒调高按钮，另一名司机在端头架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道

半个滚筒时，停止牵引。

2.3、装煤：采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入

大溜，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。

2.4、移架：工作面采用及时移架方式，即先移架后推溜。采煤机割煤

后，紧跟后滚筒开始移架，顶板不完整或片帮严重时，可采用超前移架及

时打出防片帮等支护方式管理顶板。

移架要求

241、移架工站在支架前、后立柱之间，准确操作手把，同时，注意

支架动作部位的情况。

242、移架时，采用带压移架，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，

以免出现支架歪斜，垛架现象。

243、移架后及时升架，顶梁与顶板接触后，手把应再供液一段时间，

确认达到初撑力后，再将手把打到“O”位。前梁上部不许出现空顶或点接

触。

244、移架后，支架成一条直线，其前后偏差不超过±50mm,及时打

出防片帮板，将手把打到“O”位。

245、移架后要保证溜的平直，随时加以调整以保证其正常运转。

2.4.6、最大控顶距为2905+1775+1936+1440+800=8856mm,最小控

顶距为8056mmo

2.5、推溜：移架后15〜20m,开始推前部溜，其程序为：操作推溜手

把，输送机出现弯曲段，逐步使弯曲向前移动，从而将前溜推进煤墙。

推溜要求：

251、运输机弯曲段长度不得小于15m,每次操作推溜的架数必须相

等，推溜后保持平、直、稳。

252、除弯曲段外，输送机推移步距必须达到800mm,推移时，各千

斤应协调推溜，要求弯曲过渡平稳、自然，不得出现急弯现象。

253、必须是顺序推溜，采取从机头（尾）往机尾（头）的顺序顶溜。

254、严禁在大溜停机时推溜，以免卡死大溜。

255、顶过溜后，手把必须打回“O”位。

2.6、放煤：放煤采用单轮间隔均匀放煤，由两人操作同时进行，其中

一人操作单数支架（5、7、9……）放煤，另一人操作双数支架（6、8、10……）o

两人间隔2〜4架距离。

放煤要求：

261、初次放煤在回采9〜11m,即支架全部走出切眼后开始放煤，末

次放煤在距停采线20m范围内停止放煤。

262、放煤时要随时注意后溜的运转情况，必须在后溜正常运转时方

可放煤。

263、本工作面一般采用采放平行作业方式，即割煤移架后，就开始

放煤作业；如外部运输能力小时，可采用采放交替作业方式。

264、放煤工在放煤前，应先打开放煤喷雾。在放煤过程中，两眼紧

盯放煤口，注意放煤量，以免放煤过多使运输机超载而损坏设备。

265、顶煤放不下来时，可反复打开和关闭窗口将放煤口处的炭块挤

碎，把煤放下，或操作支架后立柱，小范围内反复升降几次，以破碎炭块

便于放煤。

266、放下大块砰石后，必须及时向后溜司机发停机信号，同时关闭

放煤口，处理砰石后再开机。

况预计如下：

1.1顶板来压：根据矿压观测资料，预计-405工作面直接顶初次跨落步

距为14.3m,老顶初次来压步距为22.3m,老顶周期来压为12〜13m。

1.2支架阻力：经过观测，预计405工作面液压支架初撑力为

3300-3650KN/架，平均值为3475KN/架。

1.3活柱下缩及煤壁片帮：经测定，预计405工作面活柱下缩量为3〜

60mm，煤壁片帮深度为0.3〜1.2m；周期来压时，煤壁片帮严重。

1.4压力分布：压力峰值区预计位于煤壁前方4〜8米处，该区域两巷

顶底板移近量预计将达400〜500mm,超前压力影响区域在工作面前方。〜

12m范围内。

1.5底板比压：经过底板比压测定，其数值较小，无支架陷入现象，对

生产无明显影响。

2、支架参数说明及选型

405设计为全低位放顶煤综采工作面，设计采高3米，放顶步距0.8m。

2」、液压支架选型

2.1.1支架工作阻力确定

p=200+8L<)p——支架支护强度，Lo——老顶初次来压

步距，22.3m

p=200+8x22.3=378.4KN/m2

P=pSP——支架工作阻力KN,S——支架支护面积

7.85m2

P=378.4x7.85=2970KN

2.1.2支架高度确定

Hzmax=H+(0.1〜0.3)=3+0.2=3.2m

Hzmin=Hmin—hj-he

=2.5-0.045x3-0.08=2.285m

Hzmax------支架最大高度，m

Hzmin------支架最小高度，m

Hmin——最小采高，取2.5米

hd——预计的顶板下沉量，(0.04〜0.05)H,取0.045H

he——避免支架压死的撤出高度，0.05〜0.1m,取0.08m

Hzmin=2.5-0.045X3-0.08=2.285m

根据我矿现有液压支架及其应用情况，结合兄弟矿现有液压支架及其

应用效果，我矿405工作面选定ZF-7000/20/40型液压支架作为中间架，

ZFG7500/22/36型液压支架作为排头架。ZF-7000/20/40型液压支架初撑力

为5710KN,额定工作阻力7000KN,最大高度4.0米，最小高度2.0米，均

满足设计要求。

表4-1液压支架参数表

支架高度4000/7000mm支架宽度1430mm

支护强度0.88-0.92MPa初撑力5710KN

支护宽度1430-1600mm支护面积12.89m2

工作阻力7000KN泵站压力31.5MPa

第二节工作面顶板管理

1、支架管理

1.1移架时，要将支架底座前及架间的浮煤清理干净，以降低移架阻力。

1.2移架时要按操作规程进行，并注意周围行人及本人安全，操作完毕

后，手把必须复“O”位。

1.3降架时一，要前后立柱同时降，切不可只降前柱或只降后柱。

2、支架防滑防倒措施

2.1对于工作面局部坡度较大处，部分支架可能出现滑倒现象，必须利

用单体柱或摆架千斤及时摆架。

2.2利用单体柱摆架时一，柱牙必须顶在被摆架前梁下方焊接装置处，柱

尾放在下部相邻支架底座安全可靠处，柱牙柱尾必须垫木块或皮带并用绳

皮拴牢单体柱，以防滑柱伤人。

2.3利用摆架千斤摆架时，将千斤两端拴上铁链，一端通过夹板固定于

被摆架上部第四架的前立柱上，另一端拴于被摆架的前立柱上部或前梁下

方连接耳上。

2.4落架及拉架时，摆架千斤或单体柱必须完全吃劲。人员通过高压枪

管远距离操作。

2.5走架完毕后，应及时卸下摆架千斤和单体柱。卸柱或千斤时，不许

把出液口正对人员。

2.6利用摆架千斤摆架时，应由上部向下部顺序摆架。

2.7移架时一，要调整支架位置，严防大溜及支架上窜下滑，把伪斜调好,

保证工作面工程质量。

2.9支架工要维护好支架的液压系统及管路，不得有串液、漏液现象，

各阀组要灵敏可靠。

2.10必要时，可采用擦顶移架法，可降前梁带压移架。

2.11支架的各卡、销必须齐全，保证正常使用。

3、顶板管理

3.1采煤机割煤后，要及时打出防片帮板。

3.2如发现工作面顶板破碎或片帮宽、漏顶时，要及时支护，面积较小

时，及时超前移架进行管理；面积大时，超前走架后，在支架前梁上挑垂

直于工作面的板皮、配合临时柱管理顶板，通过机组时提前在煤墙挖柱窝

打替柱管理顶板。

3.3机组过后及时移架，缩小空顶距离，减少空顶时间。

3.4如工作面架间间隙大，侧护板无法调整时，可用单体柱与板皮对空

顶间隙进行维护，每根板皮下不少于二根柱。

3.5如顶板破碎，煤壁片帮严重，顶板管理困难时，经生产科同意可适

当降低采高，但最低不少于2.8m。

3.6随采高变化，及时调整加长段，保证立柱行程，以免过高导致失效

定型或过低导致“死架”。

3.7如煤墙片帮严重时，应在煤墙补打玻璃钢锚杆或预注马丽散加固煤

」回。

上、下端头及安全出口顶板管理

1、端头支护设计

因工作面安装前、后两部大溜，工作面无端头大架，故使用单体柱配

合抬棚架管理。

1.1＞端头（尾）的矿压计算：

综采工作面端头（尾）可以近似看作为一侧是实煤体，一侧是液压支

架组成的梯形巷道，根据普氏公式Pd=2a・rd。

其中：Pd——顶压，KN/m2

a巷道跨度之半，m,取2m

rd——巷道顶板容量，KN/m3,其中泥岩为22.6〜25.5,取23

Pd=2x2x23=92KN/m2

根据《煤矿支护手册》“回采工作面周围应力的重新分布的规律”介绍，

超前支承应力峰值位置深入煤体内的距离约为2〜10米，端头（尾）处不

属于应力峰值位置，该处的矿压可以认为是92KN/m2。

考虑到工作面回采及放顶煤的影响，工作面两侧的煤体支承应力将会

增加，应力峰值位置会在侧向上深入煤体一定距离，端头（尾）恰好处于

卸载区边界，尽管侧向上的矿压会与原有的矿压形成一定叠加，但叠加后

的矿压不会超过原有矿压的两倍，即46X2=92KN/m2。

综上所述，工作面端头（尾）处的矿压可以看作是92KN/m2。

1.2、端头（尾）的支护密度计算：

121、确定支护密度常通过下式计算：

n=Pd/Pt

式中，n-----------支护密度，根/n?

Pd----------巷道顶压，KN/m2,取92

Pt-----------支柱实际承载能力，kN/根，取156.8

理论支护密度n=92/156.8=0.587根/n?

122、当端头（尾）液压支架顶梁到巷帮距离大于等于1.8米时，采用

双抬棚、一梁三柱管理顶板，两面平长3.0米，按每架抬棚交错300mm.

最宽距离2.5米计算，在（3.0—0.3）=2.7米长，2.5米宽的区域内，有6

根单体柱支撑，支护密度为：

6/(2.7X2.5)=0.888根/n?

123、当端头(尾)液压支架顶梁到巷帮距离小于1.8米时，采用双抬

棚，一梁三柱管理顶板，两面平长3.0米，按每架抬棚交错400mm.计算，

在3.0—0.4=2.6米长，1.8米宽的区域内，有三根单体柱支撑，支护密度为:

3/(2.6X1.8)=0.641根/n?

设计支护密度均大于理论计算所需的支护密度。

2、安全出口管理

上、下顺槽由专人负责维护，超前维护距离始终保证超过采动影响应

力变化范围，其距离最终通过矿压观测后确定。从工作面煤壁起在每两排

锚网支护正中间架设两面平料与单体液压柱组成的双腿棚。运巷使用4.0X

0.18X0.12m的两面平。回巷使用4.0X0.18X0.12m的两面平。两巷超前维

护段的上、下帮的单体柱要分别用拴柱链按规定要求拴好。严禁在工作面

及两巷使用加长焊接的单体柱。两巷压力大时，应提前在钢筋托架下或工

字钢梁下打点柱加强支护。单体柱要编号管理。

安全出口高度不得低于1.8米，宽度不少于0.7米，安全出口必须保持

畅通，严禁堆放杂物。

3、超前维护段单体柱支撑强度计算：

3.1、根据《煤矿支护手册》中的“深部巷道矿压计算公式”计算两巷

顶压。

3.1.1普氏公式Pd=2a・rd

其中：a一巷道跨度之半，m,取2m；

rd一巷道顶板容重，kN/m3,其中泥岩为22.6〜25.5,取23；

Pd一顶压，kN/m2o

Pd=2X2X23=92kN/m2

3.1.2我国修正的顶压公式：Pd=2a-rd•b,其中b=al/2f

式中：b一修正系数，无量纲；

al一压力拱跨之半，约等于巷道跨度之半，m,取2m；

f—普氏硬度系数，煤巷取1.1。

Pd=2X2X23X2/(2X1.1)=83.64kN/m2

顶压取较大值92kN/m2

3.2、我矿使用的DWQ35-300/110型单体液压支柱主要技术特征如下:

表4-2单体液压柱技术特征

项目单位DWQ35-300/110

额定工作阻力kN300

额定工作液压MPa31.5

最大高度mm3500

最小高度mm2700

工作行程mm800

泵站压力MPa20

初撑力kN190

在实际运用中，确定支柱的承载能力要结合到支柱的额定工作阻力、

新旧状况、保养情况等，以支柱额定工作阻力乘某一百分数核定。本工作

面DWQ35-300/110支柱承载能力核定为：

300kNX80%=240kNo

3.3、确定支护密度，常通过下试计算：

n=Pd/PT

式中：n一支护密度，根/n?；

Pd一巷道顶压，kN/m2,取92；

PT一支柱实际承载能力，kN/根，取240。

n=92/240=0.383根/n?

本工作面两巷锚网支护排间距为0.8米，作业规程设计为每排间均架设

由一根两面平和两根DWQ35-300/110型单体柱组成的双腿棚，即每间距0.8

米均有两根单体柱支撑，所以设计支护密度为：

n设计=2/(0.8X4.0)=0.625根/n?

设计支护密度大于根据理论计算得出的支护密度。(附：工作面两巷超

前支护平面示意图)

第四节特殊情况下的顶板管理

周期来压及顶板破碎时的顶板管理：

1、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出防片帮板。

2、移架时少降快移，支架升起后保证足够的初撑力。

3、片帮严重地段，在保证采高的情况下，及时超前移架，严防架前冒

顶。

4、顶煤裂隙发育、压力大，易片帮、冒顶时，加快推进度，减少空顶

距。

5、严禁空顶作业，处理冒落区时.，人员站在安全地点，并设专人监护,

安全出口必须畅通。

6、冒顶区、顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。

7、及时检修处理支架窜漏液，保证乳化液浓度和泵站压力，保证支架

高度，严防支架压低放不出顶煤或被压死。

8、对片帮、顶板破碎地段及时利用两面平和单体柱配合管理顶板。

第五章工作面矿压监测

第一节工作面矿压监测的内容和方法描述

1、工作面矿压观测方法及规定

1.1＞观测目的

掌握综采工作面上覆岩层的运动规律，回采空间围岩及支架的相互关

系，采动引起支承力的分布，探索搞好综采工作面顶板管理的有效措施。

1.2、观测内容

主要观测液压支架载荷、顶底板移近量、活柱下缩量、支架压入底板

量及采场超前支承压力范围，运回两巷支架折损和顶底板移近量，工作面

在采动影响下发生变形、冒落高度、煤壁片帮深度等进行了现场描述，从

中获得一定的规律。

1.3、测点布置及观测组织

在工作面每架支架上均安装型矿压数字压力仪，对支架的前后立

柱及前梁油缸压力进行连续观测。

1.4、矿压观测工作由生产科负责组织实施，工作面所用作业人员必须

积极配合观测人员的工作，爱护观测设施，接受生产科改进顶板管理和支

护措施的指导和建议。

第二节两巷回采期间的矿压监测

2、两巷采动影响范围观测方案

2.1、观测目的

确定综采工作面两巷受采动影响的范围

2.2、观测范围

两巷采动影响应力变化范围内均进行观测

2.3、观测内容

支柱载荷量、活柱下缩量、两帮移近量

2.4、测点布置

两巷在超前维护段以外，靠工作面一侧，每隔5m竖直打一根3.5m单体

液压支柱，见图：

50m

随工作面推进，靠近工作面的测点顺序向外移动，测点数量不变，但测点

编号相应变化，见图：

2.5、观测手段

2.5.1支柱载荷量

1）通过矿压观测仪观测并记录；

2）支柱必须升紧，初始压力应不低于10Mpa,并记录初始压力值;

3）每天安排专人进行观测，并按编号记录每根单体支柱的压力。

2.5.2活柱下缩量

1）单体支柱升紧后，按编号记录下活柱伸出量的初始值；

2）每天安排专人，使用卷尺对活柱下缩量进行观测；

3）单位精确到mm。

2.5.3两帮移近量

1）每天对测点处的巷道两帮距离进行观测记录；

2）单位精确到mm。

2.6、数据处理

“三量”数据收集后，如果某测点支柱载荷量增大不超过IMPa、且活

柱下缩量小于5mm、两帮移近量小于10mm,可以认为该处不受采动影响,

并对该测点至工作面范围进行超前维护。

第三节回采工作面矿压监测管理要求及安全技术措施

1、每班移架作业完成后，支架必须升紧、升实，保证支架的初撑力，

泵站压力必须达到规定要求。

2、每班由质量验收员对支架的初撑力情况进行监测记录，并对两巷的

顶板离层情况进行监测并记录。

3、两巷超前维护段的液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测。

超前维护架设后由验收员对单体支柱的初撑力进行测量并记录，并对超前

维护的单体柱工作阻力进行观测，发现异常及时汇报处理。

4、队组技术员负责对收集的数据进行分析处理，并每周把数据报生产

科矿压组。

5、每旬由生产科不定期对工作面及两巷支护质量动态检查2次，对检

查中存在的问题，队组负责及时整改。生产科矿压组每周要把矿压分析处

理情况及时反馈到队组，并指导队组正确组织安全生产。

6、对工作面和两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。对支护质量监

测，整个生产期间都要进行监测。

7、对生产过程中出现的矿压异常现象，队组要及时汇报到生产科，由

生产科派专人负责处理。

8、队组要负责对矿压监测设备、仪器的维护管理，严禁人为破坏，如

属非人为损坏应及时和生产科联系更换。

第六章生产系统

第一节一通三防

1、通风系统：

78皮带巷一4皮带巷

进风流：西进风井一｛｝一405运输巷

一405工作面

78架空人车巷f4架空人车巷

78专用回风巷

405回风巷一｛41#轨道巷｝一西回风井

回风流：405工作面一｛41#轨道巷

405沿空巷f4南部回风巷一753#轨道巷f西

风井排出

（附：工作面通风系统图）

1.1、风量计算

1.1.1＞按瓦斯涌出量计算：

405工作面的瓦斯绝对涌出量为40.38nP/min,其中瓦排巷排出的

瓦斯量为10m3/min,瓦斯抽采排放量为7m3/min,故405需要通风稀释的

瓦斯量为40.38-10-7=23.38m3/min

Q采=100XQ瓦XK/(1+1.5M),m3/min

式中：Q来一工作面实际需要风量m3/min

Q瓦一工作面瓦斯绝对涌出量，23.38m3/min

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3

M一瓦斯尾巷的风量与工作面风量之比，取M=0

故Q100X23.38X1.3/(1+0)=3039.40m3/min

1.1.2、根据工作面人数计算4m3风量计算)

Q采=4XN,m3/min

式中：N一工作面最多同时工作人数，取85

Q«—4X85=340m3/min

1.1.3、按工作面温度计算：

Q采=60XVXS,m3/min

式中：V一采煤工作面平均风速，按工作面温度为16C,风速应为0.5

0.8m/S,取平均值0.65m/S

S一采煤工作面平均断面积，取3.5X3=14.411?

故Q采=60X0.65X14.4=561.60m3/min

风量应不小于3039.40m3/mino

1.1.4、按采煤工作面允许风速验算：

15*S〈Q采<300*S

式中：Q采一工作面实际需要风量m3/min

15一工作面允许最低风速，m/min

300一工作面允许最高风速，m/min

s—采煤工作面平均断面积，取14.4m2

经计算工作面风速为：V=211.07m/min,符合工作面风速要求。

根据以上计算确定，405综放面供风量确定为不低于3039.40m3/mino

1.1.5、各班跟班队干、班组长必须加强工作面通风设施的管理，严禁

同时打开两道风门或者长时间打开一道风门不关。一旦发现通风设施损坏,

应及时通知通风调度安排有关人员进行处理。

1.1.6、通风设施前、后5米范围内不许堆放材料、设备等，车场卡轨

器前加设道木。

1.1.7、通风科应按规定要求安排人员对405工作面风量进行监测，发

现风量不足或有瓦斯超限现象，必须停止生产，及时调整风量，以确保通

风安全。

2、瓦斯管理

2.1通防队必须安排专职瓦斯员对405上隅角、进风流、回风流、机尾、

工作面等地点认真巡回检查。每班检查、汇报不得少于三次。

2.2为随时掌握工作面瓦斯涌出情况，跟班队干、班长、流动电钳工、

端尾工、下风侧采煤机司机、安全员、回风流中的绞车司机都必须携带便

携式瓦斯报警仪，负责所经地点和作业场所的瓦斯检查工作，端尾工带的

瓦斯报警仪必须挂在上隅角。

2.3工作面（含上隅角）风流中瓦斯浓度等于或大于0.8%时应发出预警

信号，等于或大于1.2%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，报通风

调度和生产调度处理。

2.4工作面回风巷风流中瓦斯达到0.8%或CO2浓度达到1.2%时，必须

停止工作，撤出人员，汇报调度处理。

2.5工作面风流中的CO2浓度达到1.2%时-，必须停止作业，撤出人员，

查明原因，制订措施，报矿总工批准，处理后方可恢复生产。

2.6电器设备附近20米以内风流中瓦斯达到1.2%时，必须停止运转，

撤出人员，切断电源进行处理。

2.7工作面以内体积大于0.5n?的局部空间积聚瓦斯浓度达到1.6%时，

附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

2.8由机电队长负责，认真组织机电工对工作面所有机电设备进行检

查，精心维护，确保台台设备达到完好标准，严禁出现失爆现象。

2.9工作面每班开工前跟班队干、班组长、安全员、瓦检员对工作面通

风、瓦斯及“一通三防”等安全设施进行检查，确认无隐患后分别在开工

牌上签字开工；如存在隐患，必须整改完毕合格后方可签字开工；工作面

未经瓦斯检查，不得生产。

2.10瓦斯员每班至少检查汇报三次，做到牌板、记录、台帐三对口，

严禁虚报、假报瓦斯数据。遇有特殊情况，必须随时检查汇报。检查同时

必须对探头的数据进行记录，并与光学瓦检仪读数比较，当两者误差大于

允许误差时，要以数据大的为依据，采取安全措施并及时汇报通风调度，

由通风调度通知自动化科和通风科安排人员在8小时内处理正常。

2.11采煤工作面机尾要及时按规定回柱，如顶板不易跨落造成悬顶面

积超标，必须制定专项措施进行强制放顶。在回柱和放顶作业时，必须由

专职瓦斯检查人员及安监人员在现场监督检查，以防高浓度瓦斯涌出。

3、瓦斯监测监控系统管理

3.1瓦斯监测监控仪表布置方式

在回风巷距切眼煤墙小于10米处安设一台KGJ200A(G)智能型高低浓

度甲烷传感器(「)，在距回风巷车场口往里10〜15m处安设一台

KGJ200A(G)智能型高低浓度甲烷传感器(T2),在工作面上隅角安设一台

KGJ200A(G)智能型高低浓度甲烷传感器(T3),机组上安设一台KHJ1型机

载式甲烷断电仪(T。，在回风巷中部安设一台KGJ200A(G)智能型高低浓度

甲烷传感器(T5)。

名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范

围

TiN0.8%2.2%<0.8%工作面及回风巷中全部非

本质安全型电气设备

T210.8%N0.8%<0.8%工作面及回风巷中全部非

本质安全型电气设备

工作面及回风巷中全部非

T320.8%N1.2%<0.8%

本质安全型电气设备

机组电源

T420.8%20.8%<0.8%

工作面及回风巷中全部非

T510.8%NL2%<0.8%

本质安全型电气设备

3.2瓦斯监测监控管理制度

3.2.1瓦斯监测监控设施，必须按标准设置,严格按《五阳煤矿质量标

准化标准》要求进行管理。

3.2.2工作面瓦斯员每班应对回风巷瓦斯探头检查三次，对探头数据进

行记录。发现仪器损坏或误差超标时，先以数据大的为依据，采取安全措

施并及时汇报通风调度和自动化科，由自动化科安排人员在8小时内处理

正常。

3.2.3瓦斯探头应垂直悬挂，探头进气孔位置距顶板不得大于300mm,

距巷道侧壁不小于200mm,并设置瓦斯传感器管理牌板。使其始终与探头

保持2米的平行距离，并在巷帮上1.6米高的地方固定。

3.2.4随工作面推进，班组长应每班安排人员及时移动工作面里口探头

和上隅角探头及其线缆、瓦斯传感器管理牌板。移探头时，严禁人为碰撞、

损坏探头。

3.2.5瓦斯探头发生故障，瓦斯员、班组长或跟班队干应立即通知自动

化科值班人员，自动化科值班员应立即安排人员下井处理，在井下无法处

理的，在8小时内必须更换好，处理期间由专职瓦斯员在探头处悬挂便携

式瓦检仪，对瓦斯进行不间断监测，安全员现场监督，确保安全生产。

3.2.6任何人不得损坏监测监控系统的设备，在冲洗巷道时必须避开监

测监控系统装置的安设部位，不得直接用水冲刷装置（尤其是传感器）

3.2.7甲烷传感器应每七天由自动化科监测工负责更换一次。

3.2.8每周综采工作面进行一次瓦斯电闭锁断电实验。瓦斯电闭锁断电

实验由自动化科负责进行，队组机电队长配合，试验完毕后，双方在相关

记录上签字。

3.2.9试验中如存在问题，致使断电试验不成功，试验人员必须立即会

同有关部门查清原因进行处理，处理完毕后，重新进行试验。在故障处理

期间，由专职瓦斯员在探头处悬挂便携式瓦检仪，对瓦斯进行不间断监测,

安全员现场监督，确保安全生产。

4、综合防尘及隔爆设施

4.1、洒水系统

从4皮带巷分别接入一趟4寸水管送到运回两巷。运输巷安装一趟水

管，供采煤机及各种机械转载点灭尘和架间喷雾用水，乳化液泵用水。回

风巷安设一趟水管，供巷道灭尘、冲洗用水。要求运回两巷水管每隔50米

留设一个三通，便于接管使用。

4.1.1运回两巷安设防尘管路，运巷每50米设置一个三通，三通外接

甩头和不少于20米长的1寸胶管并按标准悬挂，要求阀门开启灵活，手轮

齐全。严禁跑、冒、滴、漏，水路不通不准开工。

4.1.2胶带运输机、转载机、大溜等转载点及破碎机出口处，必须安设

喷雾灭尘装置并固定，保证喷雾正常使用，开启阀门必须安设在操作人员

一侧。

4.1.3支架必须安设移架和放煤喷雾装置，设专人负责，保证正常使用。

4.1.4机组必须有喷雾设施，严格执行“无水不割煤”制度，要求雾化

程度高能封闭滚筒，使用正常。

4.1.5回风巷距工作面30〜50米处，设净化水幕一道，要求能封闭全

断面，由专人维护，保证正常使用。

4.1.6运回两巷及工作面设专人冲洗煤尘，工作面每班冲洗一次。运回

两巷距工作面50米内，每班冲洗一次，50〜100米范围内，每天冲洗一次;

100米以外每周冲洗一次，严禁煤尘堆积。

4.1.7运巷水管进水处必须安设一道过滤器。

4.1.8运回两巷按标准各挂一组隔爆水袋，隔爆水袋规格为40L/袋。运

巷净断面为14.4m2,回巷净断面为14.4m2,因实际水量应不小于设计水量,

所以运巷不少于4个，回巷不少于4个，棚区长度不少于20米，距工作面

60〜200米范围内，必须按公司《“一通三防”管理规定汇编》要求悬挂。

水袋要充满水，保证其完整无缺，设专人负责，并实行挂牌管理。

（附：405工作面防尘及监测监控系统图,瓦斯监测监控断电控制图）

5、工作面洒水：

采煤机必须执行“无水不割煤”制度，工作面每架支架要安装移架喷

雾装置，支架放煤口必须设有喷雾。割煤或放煤时必须先打开喷雾，然后

才能割煤或放煤。

工作面煤尘必须班班冲洗，各责任人必须认真检查喷雾装置，以保证

其正常使用。

6、防灭火

6.1、405工作面运输巷三部皮带机头、油脂存放处、移变等处，均应

配备两个完好的8kg干粉灭火器和一个0.4m3的砂箱，两把小锹。

6.2、杜绝摩擦火花，冲击火花。遇有坚硬岩石时，采煤机不能强行截割；

工作面出现冒顶漏石头时，必须提前处理；运输机液压联轴节必须按规定

加注难燃液，皮带不跑偏，托辐运转灵活，不擦底。

6.3、工作面每隔10架必须安设架间灭火器。

第二节主、辅助运输系统

1、运煤系统：405工作面一405运输巷3#皮带一405运输巷2#皮带一

405运输巷1#皮带-4.2#皮带一4.1#皮带一75.2#皮带一75.1#皮带一75煤仓

一主皮带一主井煤仓

2、运料系统：南风井下井一西井底车场一4轨道10#贯眼-4.1#轨道一

405回风巷车场

3、辅助运输

材料、设备运输：工作面辅助运输材料、设备采用小绞车运输方式,

绞车司机必须经专门培训合格后持证上岗。

表6-1绞车的安设

功率绳径固定方

序号布置位置名称绳长(m)

(kW)(mm)式

1405运巷JD-404021.5200永久

2405运巷JYB-6060241000永久

3405运巷JD-555521.51000永久

4405运巷JD-555518.51000永久

5405运巷JD-252512.5300永久

6405运巷SDJ-282826250永久

7405运巷SDJ-282826250临时

405回巷车

8JD-404021.5200永久

场

9405回巷JD-555521.51000永久

10405回巷JD-404015.5650永久

11405回巷JD-404015.5800永久

12405回巷JD-404015.5800永久

13405回巷JD-11.411.412.5300永久

14405回巷JD-404015.5800永久

15405回巷SDJ-282826250临时

321、绞车固定方式：采用破底座，每部固定绞车均要掘出绞车恫室,

其规格为：宽X高义深=3X2X2m。两巷轨型均为24kg/m,枕木长1.2m,

轨距600mm。各种绞车安装地点的支护必须合格，胴室前后5米范围内的

支护必须完好。保证不漏肝、不漏水、不片帮、无存水、无淤泥、无杂物。

警示系统：在两巷车场口和轨端前5米处，两巷三岔口处，回巷各部

绞车前5米处，设置红灯。多部绞车接力运输时，警示红灯必须串联为信

号警示系统。由司机控制，作业前先送上红灯，作业完毕后方可熄灭红灯。

信号系统：小绞车的信号装置，必须声光兼备，能实现双打对打。多

部绞车接力运输时，各绞车信号不得串联。操作、信号按钮悬挂固定牢固,

悬挂位置符合司机伸手即可触到和位于护绳板侧绞车机座以前的要求，声

光信号装置距离司机不大于5米。

挡车装置：在绞车摘挂钩地点，必须设置挡车栏或卡轨器。挡车栏立

柱和横杆强度应满足挡车要求，采用矿用11#工字钢，立柱必须用於基础固

定，规格为长X宽义深=0.6义0.4XI.0m。

信号约定：一声停，二声开，三声放车，四声慢开，五声慢放。

3.2.2、小绞车接力运输的倒钩位置一般定在绞车前方10〜20米处。倒

钩方法：两巷采用双轨卡轨器，两巷车场采用挡车栏配合双轨卡轨器的形

式更换钩和稳车。具体方法是：当需换钩或稳车时，把钩工提前关闭挡车

栏或打好双轨卡轨器，让司机将车辆慢慢放到挡车装置上，并刹紧手把。

换钩时，把钩工应迅速更换掉绞车钩并用大链、链环及直径为20mm的螺

丝联接好，并拴好保险绳，经检查确认无误后，再返回到上部绞车恫室，

打信号使绞车司机将车拉上一段距离，并刹好车，把钩工在恫室内通过皮

绳，打开挡车栏，并撤至绞车恫室。车过后，立即打好卡轨器，关闭挡车

栏，车辆到达位置后，用双轨卡轨器稳车，把钩工取下绳钩。

323、绞车质量要求

滚筒无裂纹、破损、变形，固定螺栓和油塞不得高出滚筒表面，钢丝

绳在滚筒上排列整齐。钢丝绳无打结，底座无裂纹，底座丝紧固，安装平

稳；滚筒边高于最外一层钢丝绳，高度不少于绳直径的2.5倍。钢丝绳在一

个捻距内断丝断面积同钢丝绳断面积之比不超过10%,绳皮、绳卡等必须

合格，卡绳部分不得少于600mm,绳卡不能少于三道，绳卡间距必须均匀，

打绳卡时要一正一反。绞车电机离巷帮一侧不小于0.2米，绞车空出部分距

轨道不得小于0.5米的安全间距，挡绳板与巷帮留有0.7米的安全距离。卡

轨器必须按规定制作，固定销直径不小于46mm,回巷卡轨器前必须横放两

根道木。

324、轨道质量要求

接头平整，轨面和内侧错差不大于2mm；目视直顺，无硬弯；轨距允

许偏差不大于5mm,不小于2mm。扣件道钉数量齐全，紧固有效。钢轨无

杂拌道，无眼道，水平允许偏差不大于5mm,轨缝不大于5mm,轨枕与轨

道垂直，铺在实底上，无三根以上轨枕连续失效，绳轮应齐全、有效、灵

活。

坚持“一坡三挡”制度，车辆必须完好，严禁使用不完好车辆。

325、运输巷在车场口、交叉点、电器列车前安设红灯，回风巷在车

场口、轨端前5米，各部绞车前设备红灯。运输工作开始前15分钟送上警

示红灯，任何人不得进入运输区域，把钩工、绞车司机严格把关，确认运

输区间无人时方可开始运输工作。

326、小绞车运输时，设备及工字钢每次只能带一车，其它圆木、金

属网等重车每次最多只能带两车，空车每次最多只能带4个车。

327、始终保持回风巷轨端前5米和15米处各有一道卡轨器，运输巷

轨端前5米和15米处各设一道双轨卡轨器，最后一对道不得伸入超前维护

内。

328、运输前，绞车司机必须持证上岗，否则，按“三违”处理。

第三节供电、排水、通讯、照明系统

1、供电：由七六变电所输出三趟回路：一路送到运输巷移动变电站，

供采煤机、前后大溜、转载机、破碎机、乳化泵、喷雾泵用；另一路送到

运输巷供运输巷皮带、绞车、信号照明及1#、2#胶带运输机用；第三路送

到回风巷移动变电站，供回风巷绞车和信号照明使用。（附：405工作面供

电系统图）

2、排水：运回两巷低洼地段的积水安设水泵排出，在回运两巷分别接

一趟4寸排水管路至西水仓，回采期间要安排专人定时排水，做到工作面

及两巷无积水，文明生产达标。

3、通讯照明系统：

3.1、通讯：刮板运输机机头、机尾、转载机机头和工作面架间每隔15m,

各设TK-200扩音电话与控制台联系，转载机机头与三部胶带运输机机头各

设一部通讯电话与地面联系。

3.2、照明与信号系统：三部胶带运输机机头、转载机机头、工作面前

后两部刮板运输机机头尾各安装一盏防爆灯。运输巷每隔50m设置一盏防

爆荧光灯，工作面每15m设置一盏防爆灯用于照明。刮板运输机机头、机

尾及转载机、胶带运输机机头尾均设置声光信号系统，各部绞车均设置智

能型信号仪信号系统，能实现对打双打；回风巷绞车设声光信号系统，能

实现对打双打。

（附：系统示意图）

第七章安全质量管理

第一节工程质量验收要求

1、每班由专职工程质量验收员对工作面及两巷的工程质量进行严格验

收，并填写工程质量验收表。

2、工程质量的验收以《采煤（安全）质量标准化精品矿井实施标准》

为标准，对两巷及工作面的文明生产、安全隐患整改、工程质量等进行详

细验收。

3、各班的验收员交接班过程中对工作面及两巷的文明生产和工程质

量、安全隐患等进行详细交接，对不合格处及时整改，并签字后方可下班。

第二节文明生产管理要