回采作业规程

回采作业规程

目录

第一章工作面位置及地质情况..................................................1

第一节工作面位置及井上下关系............................................1

第二节煤层赋存及顶底板情况..............................................1

第三节地质构造..........................................................2

第四节水文及瓦斯地质情况................................................3

第五节影响回采的其它因素................................................3

第二章采煤方法...............................................................4

第一节巷道布置..........................................................4

第二节设备配备..........................................................4

第三节回采工艺...........................................................5

第四节储量及可采期......................................................8

第三章顶板控制...............................................................9

第一节工作面顶板控制....................................................9

第二节两道及上下端头顶板控制...........................................10

第三节矿压及支护质量综合监测...........................................11

第四章生产及辅助系统.......................................................12

第一节运输...........................................................12

第二节通风...........................................................12

第三节压风、供水、防尘、排水...........................................13

第四节束管监测、注氮、灌浆.............................................13

第五节供电............................................................14

第六节照明与通讯........................................................19

第七节安全监测.........................................................20

第八节瓦斯抽放系统.....................................................21

第五章劳动组织及技术经济指标..............................................22

第一节劳动组织.........................................................22

第二节作业循环.........................................................23

第三节主要技术经济指标.................................................24

第六章安全技术措施.........................................................26

第一节试运转、初采初放、末采安全技术措施..............................26

第二节运输顺槽设备移动安全技术措施....................................29

第三节防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施................................30

第四节顶板控制安全技术措施.............................................35

第五节工作面管理安全技术措施...........................................36

第六节工作面机运设备管理安全技术措施..................................39

第七节煤质管理措施.....................................................41

第八节其它安全技术措施.................................................42

第七章避灾路线.............................................................43

第一章工作面位置及地质情况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位于矿井东翼，矿供应部以南，白宝铁路以东南。对应地面较为平

缓，标高在1614-1620之间，停采线位置为铁路。基岩大多被第四纪黄土覆盖，

无任何建筑物及构筑物，仅有高压线路通过。

705综放工作面井下位于矿井1090水平，上以703工作面隔离煤柱为界，

下以707工作面原始煤层，东以井田可采边界为界，西以1132暗斜井保安煤柱

为界(最小留设30m)。

工作面回风顺槽长665m,运输顺槽长680m,平均可采走向640m,倾斜长

75—91m,平均81m,工作面坡度8—43°,平均倾角26°,工业储量94.6万t,

可米煤量78万t。

经上部四个放顶煤工作面开采后长期观察，地表没有出现明显裂隙及下陷，

预计该工作回采时不会对地表造成大的影响，但由于与703工作面采后叠加，可

能会出现大的下沉，建议回采时建立岩移观测点加强岩移观测。

附表1-1：工作面基本情况表

工作面基本情况表表一

煤层名称一层煤水平名称1090采区名称东翼

回风顺槽：

地面标高工作面1058—1109开采深度

工作面名称7051614162°标高(„,)590

(m)运输顺槽：(m)

1028—1095

井下位置及四上以703工作面隔离煤柱为界，下为707工作面原始煤层，东以井田可

邻采掘情况采边界为界，西以1132暗斜井保安煤柱为界(最小留设30m)。

工作面对应地工作面位于矿井东翼，矿供应部以南，白宝铁路以东南。对应地面较为

表位置、地物、平缓，标高在1614-1620之间，停采线位置为铁路。基岩大多被第四纪黄

黄土层厚度土覆盖，无任何建筑物及构筑物，仅有高压线路通过。

经上部四个放顶煤工作面刃F采后长期观察，地表没有出现明显裂隙及下

采动沉陷及其

陷，预计该工作回采时不会对it!」表造成大的影响，但由于与703工作面采后

对地表影响

叠加，可能会出现大的下沉，冕3议回采时建立岩移观测点加强岩移观测。

走向长665—680倾斜长倾斜长75—91面积

49068

(m)640(可采)(m)平均81(m2)

放顶煤高度

采高(m)2.67.8采放比1：3

(m)

第二节煤层赋存及顶底板情况

工作面煤层顶底板岩性：煤层伪顶为高炭质泥岩，直接顶为粉砂岩、泥岩层,

随采随落；老顶为紫红色为主的杂色、团块状细砂岩，根据701、702、703、704

回采矿压观测资料，老顶周期来压步距20-30mo直接底为9.64m厚的细砂岩。

705工作面顶板属2类III级顶板，无冲击地压危险。

705工作面可采一层煤，煤层走向130°—139°,倾向SW,倾角8°—45°,

平均26°,煤层结构单一，煤厚较为稳定，呈现东陡西缓、上陡下缓变化趋势。

煤层节理、裂隙发育，厚度平均14.14m,容重1.35t/m\坚固性系数为1.3—1.5。

煤层较硬、较脆，节理、裂隙发育，构造简单。

附表1-2：煤质参数表

附表1-3：煤层顶、底板情况表

附图1-1：综合柱状图

煤质参数表

表1-2

r.'lk

rABVr煤种S'Y

w牌号

煤

不粘

质1.7312.1732.33279340.01150.594.8BN

结煤

综合评彳介一层煤的煤质为：低灰、低硫、低磷，具有较高发热量的良好的动力用煤。

煤层顶、底板情况表

表1-3

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性描述

灰白色，次为灰绿色，成分以石英为主，长石及

老顶粗砂岩8m以上暗色矿物为次，含有大量的岩屑及煤条带，分选

磨圆度差，裂隙被方解石充填，坚硬。

顶部以紫色为主，向下为红、黄、绿杂色，局部

质泥岩、泥

岩层破碎，具有明显的擦痕，痕面光滑，中部夹

直接顶岩、粉砂岩、5-40

1m黑色的细砂岩，破碎，下部为灰绿色，具滑感，

互层

铝物质含量较高。

粉砂岩、炭质

伪顶4黑色、致密，团块状，含碳量较高。

泥岩

黑色，条痕色为棕色，具弱玻璃光泽，层次状断

煤层一层煤14

口。

上部为灰白色，厚3.6m；中部为灰绿色，厚3.5m,

中夹一层0.3m泥岩；下部为灰白色，厚2m。成

直接底粉、细砂岩10.8

份以石英为主，长石次之，含白云母碎片，分选

好,坚硬。

灰白色、成份以石英为主，长石次之，暗色矿物，

老底含砾粗砂岩34

最大砾径8—10mm,一般2—3mm,分选差，坚硬。

第三节地质构造

该煤层为一南西倾斜的单斜构造，无陷落柱、火成岩侵入体的影响。煤层

由于受同期古河床的冲刷及沉积基底不平的影响，顶、底板局部起伏变化较大。

0.5—2m落差的小断层较为发育，对回采不构成影响；F10断层处于切眼以东，

落差较大，开切眼布置在断层以西，对回采不构成影响，只有西部Fa断层对工

作面回采影响较大。

附表1-4：工作面地质构造表

2

工作面地质构造表表］-4

构造名称性质走向彳顷向彳顷角落差对回采的影响程度

Fa正断层NW97-112°73°7m较大

F.o正断层NE260°73°5-7m较大

总体在该面内，由于沉积基底不平影响，落差不大于2m倾向SW的阶梯状

构造情况构造较为发育。

第四节水文及瓦斯地质情况

该工作面无经常性地表水体和地表水流，水文地质情况简单。煤层之上10

—20m有2—3层细砂岩组成的第II含水层，钻孔单位涌水量0.00188L/s«m,渗

透系数0.00516m/日，属富水性极弱的孔隙性含水层。该区域充水来源主要为第

II层含水层水,上部回采后顶板垮落破坏该含水层，水经导水裂隙带淋入老空区。

Fa断层为张性导水断层，上部揭露处在断层面均有水渗出，但对工作面回采没

有影响。影响主要水源为703工作面回采后的空区积水及灌浆水，705回风顺槽

掘进期间已向该采空区打设了26组44个探放水钻孔，累计孔长1640m,共放出

水量约32500m3,剩余少量积水通过后巷留有的5个脱水孔继续放出，积水基本

释放完毕。建议回采时重点对回风顺槽24—36#测点（5—10#钻场）220m范围段

继续进行补孔探放，同时加强回采期间两顺槽生产用水的排放，确保该工作面安

全顺利回采。

宝积山矿为高瓦斯矿井，高瓦斯、自然瓦斯成份CH417—73.2190%,瓦斯相

对涌出量11.93m7T•do

该工作面工业储量为94.6万T,计算瓦斯量时考虑工作面外推20m,瓦斯储

存量为1090.35万m:在工作面掘进时进行了掘前预抽和边掘边抽，705回风顺

槽共有钻场13个，钻孔总数237个孔，钻孔总长14939.54m,705运输顺槽共有

钻场18个，钻孔总数353个，钻孔总长33211.63m,预计回采前瓦斯抽放量总

计为450.85万nA风排瓦斯量215.29万经计算，吨煤瓦斯抽采钻孔量为：

0.062m7t；705综放工作面回采前瓦斯抽采率为：41.35%；煤层残余瓦斯含量

为：3.80n?/t,符合抽采指标规定。

第五节影响回采的其它因素

工作面内存在Fa、F10断层，尤其是Fa断层将对回采产生较大的影响，回

采剩余140nl时，上盘顶煤变薄，断层带底煤损失较大，回采期间需要根据该地

质情况研究提出相应的方案措施，确保顺利回采。

705回风顺槽与703运输顺槽留设煤柱平距9—16m,斜长30—45m,通过

掘进期间打设探放水钻孔对703工作面空区积水进行了较为彻底的释放，但空区

仍留有补给水的不断流入，705工作面仍存有一定的水害隐患，建议工作面回采

期间继续打钻释放703空区积水，确保回采安全。

该工作面为初次动用工作面，瓦斯涌出量较大,建议加大工作面瓦斯抽放量,

采取边采边抽和采空区抽放相结合办法，做好瓦斯防治工作。

井田内小煤窑对705综放工作面回采无影响。

影响回采的其它地质情况表（附表15）

3

影响回采的其它地质情况表表1-5

影高瓦斯、自然瓦斯成份CH417-73.2190%,

响瓦斯瓦斯相对涌出量11.93m7T・d,采取回采前预抽及回采时抽放相

回结合方法，以降低煤层瓦斯含量。

采

的煤尘具爆炸性,爆炸性指数为29.96%o

其煤的自燃具有自然发火的倾向性，自然发火期为个月。

它3-6

地地温根据相邻魏矿资料，地温梯度3°/100m,正常。

质

情地压正常。

况

普氏煤层夹砰直接顶直接底

硬度

（f）1.3-1.5无5-4010.8

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、巷道系统

705工作面巷道布置有运输顺槽、回风顺槽、开切眼构成该工作面的生产系

统。

705运输顺槽与705煤仓直接连接，形成工作面运煤系统。

705运输顺槽通过1132车场、暗斜井、1060材上、1090联巷形成工作面进

风系统。

705回风顺槽通过1090回风上山、702材料道与1155系统上山连接，形成

工作面回风系统。

二、支护方式：

工作面所有采准巷道均采用锚网支护。705回风顺槽顺煤层走向紧跟煤层底

板布置，方位130°53'39",断面为3.8X3.3m的半圆拱形，支护形式为锚网

索支护。705运输顺槽顺沿煤层走向距离底板（法线）0-6m布置，方位130°53'

39”,断面为4.5X3.3m的半圆拱形，支护形式为锚网索支护。开切眼方位47°

36'23",工作面初采170m为俯采，为减缓工作面坡度及煤研向架间滚落，运

输顺槽超前回风顺槽7m布置。矩形断面，净宽7.0m,净高2.6m,净断面18.2m2,

倾斜长度91m。

三、采煤方法

705工作面采用倾斜特厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法一次采全高，全部

垮落法管理顶板。

第二节设备配备

工作面配备MG250/600WD采煤机1台；SGZ730/200刮板输送机两台（前

后各1台），运输能力700t/h；SZZ730/160转载机1台，输送量700t/h；PLM1000

破碎机1台，能力1000t/h；DSJ-1000/80/160皮带运输机1台，输送量800t/h；

4

选择设备配套能力满足要求。

ZZFT10400/20/32型端头支架1付、ZFG5200/20/32型过渡支架3付、

ZF4800/17/28型基本支架50—58付；、BRW-315/31.5乳化液泵2套、

KBSGZY-1000/6.KBSGZY-800/6移动变电站各1台。附工作面设备配置表（表

2-2）、工作面设备布置图（图2-1）。

附图2-1：工作面设备布置图

附表2T：工作面设备配置表

工作面设备配备表表2-2

序号设备名称规格型号单位数量使用地点

KBSGZY-800/61运输顺槽

1移动变电站

KBSGZY-1000/6台1运输顺槽

2馈电开关KBZ-630/1140台2运输顺槽

3软启动QBR-400/1140台2运输顺槽

4真空启动器BQJZ-400/1140台5运输顺槽

5照明综保ZBZ2-10/1140台1运输顺槽

6采煤机MG250/600WD台1工作面

7刮板运输机SGZ730/200台1工作面前部

8刮板运输机SGZ730/200台1工作面后部

9转载机SZZ730/160台1运输顺槽

10破碎机PLM1000台1运输顺槽

11皮带运输机DSJ-100/80/160台1运输顺槽

12乳化液泵BRW315/31.5套2运输顺槽

13卡轨车SQ-120B套1回风顺槽

运输顺槽3台、回风

14调度绞车JD-25及JM-14台4

顺槽1台

15端头支架ZZFT10400/20/32付1工作面下端头

16基本架ZF4800/17/28付58工作面

17过渡架ZFG5200/20/32付3工作面下口

第三节回采工艺

一、回采工艺流程

回采工艺流程：705工作面采用倾斜特厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法一

次采全高工艺进行回采，采放工艺为一采一放从下向上间隔多轮放煤法。

1、工艺流程：割煤一移架一推前溜一拉后溜一放顶煤。

5

705综放工作面回米工艺流程

«»F

1雌班、下豳斗切幽上彳赭膝

--3

文明生产放顶煤

2、斜切进刀工艺：采煤机从20#支架开始向下斜切进刀割煤，割止工作面

下端头时，完成斜切进刀；调转采煤机牵引方向，调换滚筒位置，下滚筒升起挑

顶，上滚筒降下扫底，向机尾割煤，前溜机头追机推溜至斜切进刀位置；采煤机

割止工作面上口后，将两滚筒降至装底煤位置，采煤机下行至起始位置斜切进刀，

推移前溜至机尾（附图2-3）。

3、移架、推溜：移架操作方式为手动本架快速操作，从下向上进行分段移

架，严禁相邻两架同时移架。下口斜切进刀顶底割完后，煤机上行至25#支架处

停机，及时20#以下支架移到位，并将进刀段前部输送机推至煤壁；二次启动采

煤机上行顶底一次割好，煤机停到上口，快速将20#以上支架移到滞后煤机5副

支架，采煤机下行装煤到进刀段，从下向上将进刀段以上前部输送机推至机尾。

采煤机滚筒割顶过后立即伸出前探梁护顶，滞后距离不得超过2m。

注:推前溜须超前采煤机15m,移架须滞后采煤机15m,使前溜有足够的弯

曲长度。

4、移架操作顺序：（a）被移支架左右相邻支架的推前溜操作手把打到推溜

位置；（b）将本架的移架操作手把打到拉架的位置；（c）降柱（50-lOOmm）,同时

收回侧护板和平衡油缸，但不可全部收回；（d）随着支架的前移收回伸缩梁；（e）支

架移到位后，立即升起立柱；⑴伸出平衡油缸和侧护板护严顶，护帮板必须紧贴

煤壁，使各操作手把归零位。

注：如遇工作面煤帮松软、顶板有抽冒现象时，提前将该段支架拉移进行护

帮护顶。

二、各工艺关系及具体要求

6

］、落方■式j

（1）采煤机割煤方式：从下向上单向割煤，往返一次割一刀。采用MG-

250/600—WD型电牵引双滚筒采煤机，滚筒直径1.8m,截深0.6m。

（2）采煤机滚筒位置：采煤机上行割煤时下滚筒割顶，上滚筒割底，割煤

速度不得超过4m/min。下行时上下滚筒扫底清煤。

煤机斜切进刀及割煤示意图（2-割

ABCDE

『HF一1I一1班上口——

（交接班）

2、装煤方式

采用MG-250/600-QWD型采煤机螺旋滚筒配合SGZ-730/200前部运输机

铲煤板装煤，后部放落顶煤从放煤口直接装入SGZ-730/200后部运输机。

3、运煤方式

工作面采用SGZ-730/200前、后部运输机运煤，运输顺槽采用SZZ-

730/160转载机和DJS—1000/160皮带运输机运至705煤仓后由主井皮带运至地

面。

4、推溜、移架

（1）伸前探梁：采煤机割煤后追机伸出伸缩梁并打开护帮板及时护顶护帮。

（2）推前溜：采煤机上行割顶扫底装煤，追机顺序推移前溜，推移顺序由

下向上，推移步距0.6m,前溜弯曲段长度15m。

（3）移架：推移前溜时从下向上顺序移架，移架距采煤机下滚筒7.5m时

停止移架，移架步距0.6m,擦顶带压移架。

（4）拉后溜：每循环采煤机进刀结束，前部运输机移近煤壁，支架处于最

小控顶距状态后，再拉移后溜，拉移顺序由下向上，拉移步距0.6m。

7

5、放煤工艺

705工作面初采期间不放顶煤。

放煤步距：放顶煤采用两采一放，即放煤步距1.2m。

放煤方式：根据我矿已采的三个综放工作面放煤经验，选用单轮间隔放煤,

即每次割帮推移前后溜后，按每隔一付支架的顺序放煤（第一帮选用单号架放煤,

第二帮选用双号架放煤）。

端头架不放顶煤。

三、顶煤弱化

705综放工作面，煤层硬度系数为L3—1.5,煤层节理、裂隙发育，垮落

充分，块度小，可放性强，通过支架尾梁反复推撞，能满足压碎回收后部顶煤的

要求，因此705综放工作面不进行专门的顶煤弱化。

第四节储量及可采期

一、工业储量

工作面可采走向长640m,倾斜长81m,煤层平均厚可.1m,设计采高2.6m,

放高7.8m,容重1.35t/m3»（开切眼以东煤量不参与计算）

工业储量：94.6（万t）（根据不同块段的参数计算）

二、回采率

1、设计煤柱损失

工作面设计停采线距离煤仓口45m。煤厚limo

煤柱损失：Q=30X11X81XI.35=36805（t）（不参与工作面回采率的计算）

2、工作面下口过渡圆弧段底煤损失

运输顺槽距离底板3-5m布置平均5m,岩顶板（或煤层中山板）布置圆弧段

长10m。

设计底煤损失：

1/2X640X14.1X5X1.35=12096（t）

3、断层带底煤损失（设计断层上盘断层带30m留三角底煤，平均厚5m,共

两条断层）

1/2X30X81X5X1.35X2=16402.5（t）

8

4、初采损失确定设计5m不放顶煤

5X90X10.4X1.35=6318(t)

5、工作面割煤损失640X81X2.6X1.35X3%=5458.8(t)

6、未采损失设计10m不放顶煤

10X80X10X1.35=10800(t)

合计：36805+12096+16402.5+6318+5484.3+10800=87905.8(t)

7、放顶煤工艺及其它因素煤量损失为8%

640X81X14X1.35X8%=78382.1(t)

8、可采煤量=工作面储量-设计损失

=94.6-(87905.8+78382.1)=78(万t)

回采率=可采煤量/工业储量X100%

=78/94.6X100%=82.5%

三、可采期限

可采储量+月产量=78+5.9=13.2(个月)

第三章顶板控制

第一节工作面顶板控制

一、工作面支护方式

工作面采用ZF4800/17/28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架支护。

附表3T：工作面支架参数表

附图3-1、3-2>3-3、3-4：工作面常规支护平、剖面图(最大、最小控顶

距，三机配套主要尺寸)。

二、采空区处理方法

9

采用全部垮落法处理顶板。

三、特殊时期的顶板控制

工作面初采初放、末采收尾、过地质构造带等特殊时期工作而支护方式仍

为正常情况下的支护，加强支护措施另行编制。

工作面支架参数表

高度（m）控顶他（m）初撑工作

架宽自重数量

名称支架型号力阻力

(m)最最（T）（副）

最大ffi小（KN）（KN）

大小

基本1.35-

ZF4800/17/282.81.77.66.5387848001858

支架1.65

过渡1.36-

ZFG5200/20/303.02.07.57.03204520020.173

架1.76

端头

ZZFT10400/20/322.543.22.09.69.090321040041.51

支架

表3-1

第二节两道及上下端头顶板控制

一、上下端头支护

工作面下端头采用ZZFT10400/20/32型端头支架沿运输顺槽巷中支护。端

头架下帮较宽时支设单体柱配套1.2-1.5米的方木垂直巷道支设。

上端头接基本支架到上帮宽度大于0.6m时，采用DZ-35单体液压支柱配套

HDJA1000一字型较接梁交替沿走向支设。放顶线支设一梁二柱俄棚，俄角65°〜

75°o

工作面推进过程中，上下端头支护根据支架放顶线前移，与放顶线保持平

齐，不准超前或滞后。

二、两道超前支护

705运输顺槽断面为半圆拱形，超前支护用DZ-35单体液压支柱与3.6mm

梁配合支护，支柱初撑力290KN,高度3nb底板侧距帮0.3m,顶板侧距帮0.3m,

顶部用板皮或方木呈字型绞实，支设平衡。单体液压支柱垂直顶、底板支

护，柱距0.8m,排距3m,采用“一梁三柱”支设，支设长度100m,视回采时矿

压超前显现增设，单体柱必须穿靴支设，柱靴规格为：1500X180X180mm的旧

道木。

705回风顺槽断面为半圆拱形，超前支护用DZ-35单体液压支柱与与2.6m

加梁配套支护，支柱初撑力290KN,高度2.8-3.2m,支柱距顶底板侧的距离均

为0.5m,单体液压支柱垂直顶、底板支护，柱距0.8m,排距2.5m,支设长度100m,

视回采时矿压超前显现增设，单体柱必须穿靴支设，柱靴规格为：1500X180X

180mm的旧道木。

附705两道超前支护示意图。（图3-5）

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第三节矿压及支护质量综合监测

一、矿压观测目的

1、通过对工作面压力观测数据的分析处理，结合两道变形情况，掌握顶板

初次来压、周期来压步距，及时预报来压时间，提前做好工作面切顶、片帮、抽

顶的预防措施的落实。

2、通过对工作面压力观测数据的分析处理，结合两道变形情况，掌握顶板

初次来压、周期来压步距，记录来压时的煤帮片帮、支架安全阀开启、底板下滑

及采空区悬顶情况，为确定支架在大倾角条件下的适应性、稳定性提供科学依据。

3、为顶板垮落时的瓦斯涌出规律研究及采空区防灭火提供科学依据。

二、监测方法、内容及监测系统设置

1、工作面两道矿压观测系统

采用YHY60型压力监测系统（无线）观测测站的巷道顶板压力及超前支护

质量，确定超前应力范围，为初次及周期来压步距提供依据。

2、工作面观测

通过实时连续观测支架工作阻力，同时结合煤壁片帮、架前抽冒、支架安全

阀开启、采空区悬顶等现象记录，分析确定初次及周期来压步距。

（1）监测仪器

初期工作面安装基本架58付，每隔10付支架在支架上下柱上安装数字压

力计表各一块，共在6付支架上安装，进行在线数字观察，间断性观测支架受力

变化情况，尤其是在初期来压、周期来压及煤帮片帮时必须及时观测，记录压力

变化情况。

3、两道收敛量观测

在工作面两道巷道掘进时设定的原观测点上进行观测，采用简易拉线法量

取帮、顶位移量，每旬由队技术员量取顶一底、帮一帮的距离。要求必须按规定

观测，并及时、准确填写表格，如实做好详细记录，报生产部分析。

三、监测资料的收集整理组织安排

由施工队协助进行观测仪器的安装，生产部技术人员负责数据定期分析。

四、支护质量分析预报

生产技术部制定专人负责支护质量数据的分析，初采期间每三天分析一次,

特殊时期每班进行观测分析，正常回采期间每旬分析一次，并根据分析结果及时

发出书面预报，发现问题及时汇报矿总工程师，并制定具体实施措施，由施工队

及时按实施措施进行整改。

五、压力预报

矿压预报人员，在工作面推进过程中，及时记录工作面发生的实际压力情

况，分析顶板压力变化,及时向有关单位和人员汇报工作面可能发生的矿压现象,

以便及早采取有效措施。

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第四章生产及辅助系统

第一节运输

一、运煤系统

工作面一刮板输送机f转载机一705运输顺槽胶带输送机一1060煤仓一

1060主井煤仓一主井胶带输送机一1630煤仓一1630胶带输送机一选煤楼上山胶

带输送机一选煤楼。（附图4T）

二、运料系统

1、地面材料井口一副井筒一副井1132车场一1132斜石门-704联络巷一

705顺槽（卡轨车牵引）■*工作面。

2、地面材料井口一副井筒一副井1132车场一暗斜井一1060材上一705运

输顺槽（绞车牵引）一工作面。（附图4T）

三、行人系统

1、上部：地面一副井筒一副井1155车场一1090回风上山一705回风顺槽

工作面。

2、下部：地面f副井筒一副井1155车场一1090回风上山一1090平巷f705

运输顺槽一工作面。（附图4T）

第二节通风

一、通风系统

（一）通风方式

705综放工作面采用的“U”型上行通风方式。

（二）通风系统：705综放工作面通风系统为（附图4-2）：

新鲜风流:副井一1132车场一暗斜井（主井）一1060石门一1060材上一1090

平巷一705运输顺槽一705综放工作面

污风流：工作面一705回风顺槽一1090回风上山一702材上一1155回风

系统上山（补套上山）-1235水平回风巷道一1235各回风上山一1320水平回风

巷道f东、西风井-*地面

（三）风量配备

1、按瓦斯涌出量计算

Q«=q«XK^ifiX100=7.5X1.6X100=1200m3/min

Q栗一工作面所需实际风量（m：'/min）

q乘一工作面回风巷风流中的瓦斯平均绝对涌出量（m7min）,取7.5

K采通一工作面通风系数取1.6

2、按工作面温度选择适宜的风速计算

Q采=60XV采XS采=60XI.7X9.5=969m7min

V来一采煤工作面风速，m/s,取1.7。

S采一采煤工作面平均断面积，m?,取9.5。

3、按回采工作面同时作业人数计算

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Q«>4N=4X54=216m7min

N一工作面最多人数，取54人，

4、按工作面风速进行验算

60X1.7S<Q3；<60X4S

S一工作面平均断面积，m2,取9.5。

经以上计算，取最大风量1200m3进行验算：

969m:i<1200m3<2280m：i

经验算，风速符合规定，确定工作面配风量为1200m7mino

二、通风设施

在702材料道平巷处安设两道无压风门，1090系统回风上山安设两道无压

风门。

第三节压风、供水、防尘、排水

一、压风系统：

1、供风线路（附图4-3）

1）、压风系统：地面压风机房一副井筒一1155车场f702材上底弯道-1090

回风上山f705回风顺槽一工作面。

2）、压风系统：地面压风机房->副井筒一1155车场一702材上底弯道-1090

回风上山f1090平巷一705运输顺槽一工作面。

二、供水系统（附图4-4）

1）、地面水池f副井筒一1155车场f702材上底弯道一1090回风上山一705

回风顺槽f工作面

2）、地面水池一副井筒-*1155车场一702材上低弯道一1090回风上山一

1090平巷f705运输顺槽一工作面

三、降尘设施

回风顺槽、运输顺槽均布设一趟供水管路，两道每40m或钻场口设置“三

通”，且运输顺槽每150nl安设降尘水幕，回风顺槽每200m安设降尘水幕，以及

运输顺槽各运煤转载点均设置一组喷雾，采煤机装设有内外高压喷雾装置，每付

支架前后各设有一组喷雾装置。

四、排水系统

705运输顺槽-1090平巷导水孔一1060水仓通道一自流到1060水仓f1155

水仓-*1235水仓一地面

705回风顺槽一704运输顺槽排水点-1060煤仓导水孔一1060平巷水沟一自

流到1060水仓一1155水仓一1235水仓一地面

第四节束管监测、注氮、灌浆

一、束管监测系统

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我矿现有SG4085束管多种气体分析系统，分析室设在地面通灭队。可连续

监测采空区回风侧15〜45m处的气体含量，通灭队在回风顺槽上帮安设2趟束

管并埋入采空区，2趟束管采集器相距20-25m,当第一趟束管采集器埋入4（b45m

（即第二趟束管采集器埋入20-25m）时，再埋入一根束管采集器，当第二趟束

管采集器埋入40-45m（接替束管采集器埋入20-25m）时，将第一趟束管掐开与

接替束管接通进行监测采空区气体参数，依此类推，通过2趟束管交替连续不断

监测20〜45m范围采空区气体参数。敷设的束管线必须确保严密不漏气，充分发

挥束管监测系统远距离多点采样的优势，监测分析采空区气体成分，掌握发火规

律，以确定防灭火措施。

束管监测系统为：地面工作站一副井筒一副井1155车场一702材料道一

1090回风上山f705回风顺槽工作面上口。

二、注氮系统

制氮站设在地面压风机房，敷设①50mm钢管至井下，制氮机型号为

BGPN98—300型和BGPN97—500型两台，额定制氮能力分别为300m：7h和500m7ho

地面压风机房f副井一1155车场一702材上底弯道一1090回风上山一1090

平巷一705运输顺槽f705工作面下口一705采空区。（附图4-5）

三、灌浆系统

灌浆站清水泵的型号为100DX45X3,扬程：135m,额定流量为85m：7h,

实际流量为50n?/h,灌浆管路为中108mm的无缝钢管。（附图4-6）

1、工作面灌浆系统

地面采土场一地面篦子间一灌浆钻孔一1320灌浆道一1320东巷一1235回风

系统上山一1155回风系统上山一702运输顺槽-702材料道-1090回风上山一

705回风顺槽一705工作面上口

2、工作面脱水系统

工作面随采随灌脱水，可在运输顺槽内设水泵，利用排水管排至1090平巷

导水孔。

第五节供电

一、供电系统

705工作面高压6KV供电、低压660V供电均由1155变电所馈出；工作面

1140V供电由设在运输顺槽的移动变电站供给。

1、6千伏电源：1155变电所一副井筒一1132车场一暗斜井一705运输顺槽

一移动变电站，（附图4-7-1）

2、660伏电源：（附图4-7-2）

①、705回风顺槽：1155变电所一1132副井车场132斜石门f705回风

顺槽。

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②、705运输顺槽：1155变电所f副井筒一1132车场f暗斜井一705运输

顺槽。

二、供电设计

705综采工作面负荷计算及变压器容量、台数确定

1、综采工作面负荷统计

1）采煤机600kW,2）工作面前、后刮板输送机200+200kW

3）转载机160kW,4）破碎机110kW,5）皮带输送机160kW,

6）乳化液泵站200kW

2、变压器容量确定：

1）采煤机与乳化泵

工作面采用MG250/600WD采煤机，其截割电机为2X250KW,牵引电机为2

X40KW,调高与制动油泵电机20KW。

£Pe=250+250+40+40+20=600kW

因为综采工作面采用综采放顶煤支架，用电设备按其平均功率因数取cost?

Pj=O.7,须用系数为：

Kx=0.4+0.6ps/£Pe

=0.4+0.6X250/600=0.65

KxfPe