二号斜井A507综采工作面作业规程

二号斜井A507综采工作面采煤作业规程

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刖百

东翼A507综采工作面停产时，工作面轨道顺槽剩余可采长

度280米，运输顺槽剩余可采长度为285米，工作面长度为88.5

米，坡度为-5°30，。As07综采工作面于2015年5月17日顺

利启封，此后对工作面的设备进行安装调试，符合生产条件，由

于停产时间较长，为确保复产后的安全生产，结合矿井实际情况,

重新编制该采煤作业规程。

本规程根据二号斜井As煤层地质情况,结合本单位现有设备

和工人的实际技术操作水平，按煤矿安全质量标准化要求及2012

年新编《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》等相关要求

编制而成。

第一章工作面概况

第一节开采煤层、水平

表1.

煤层

开采煤层小煤层简单煤层倾角/(°)平均6°

结构

煤层平均

4.3煤种41#长焰煤稳定程度稳定

厚度/m

As煤层呈黑色，条痕显黑色〜褐黑色，条带状结

构，主要为油脂光泽，少部分为玻璃光泽，断口平坦，

少数为贝壳状及参差状，致密坚硬，节理不发育，比

煤层情况描述重中等，煤质较致密，煤岩组分以亮煤为主，夹少量

暗煤及丝炭条带，属半亮型煤。该煤层较为稳定、煤

层倾角较小，煤质较为致密，厚度有一定变化为4m

—4.5m之间。

水平名称轨道顺槽+1138水平、运输顺槽+1131水平。

第二节采区、工作面名称，标高，地理位置

表2.

工作面

采区名称A5采区A507综合机械化放顶煤工作面

名称

地面标高+1394~井下标高轨道顺槽1138(T)

1500运输顺槽1131（T）

A507综采工作面位于二号斜井井田范围内小采区东部，

井下位置及工作面轨道顺槽以北为A508运输顺槽综掘面，工作面运输

相邻关系顺槽以南为A,05采空区，以东为井田边界，以西为三条下

山（As材料下山、As皮带下山、A$回风下山）。

地面相对位置地面位于124沟东南部，地表无建筑物。

第三节回采范围内外及其上下的采掘情况及其影响

表3.

运输顺槽：285开切巷

走向长度/m88.5面积/Di'25223

轨道顺槽：280倾斜长度/m

回采对地面地面位于124沟东南部，为荒山和丘陵地带，地表无建筑物，

影响采动时无影响。

第二章地质情况

第一节煤层厚度、倾角、可采储量

一、工作面储量

AQ7综采工作面剩余储量长度310m（含预设30米保护煤

柱）,工作面倾向长度88.5m、A507轨道顺槽与A508运输顺槽保

安煤柱15米，煤层平均厚度4.3m,煤层平均倾角5。，煤的容

重1.3吨/皿,工作面储量：17.9万吨。

二、工作面可采储量

A507综采工作面剩余可采长度280m,根据以往综采工作面

回采率统计比较，As07工作面回采率取95%,可采储量：13.2万

吨。

三、采掘巷道的煤柱留设宽度，按下式计算：

L=0.5KMj3P/Kp=o.5X2X5xI.58=7.9

式中：L——顺层防水煤柱宽度(m);

M——煤层厚度或采高(m)本设计按煤层最大厚度5m

计算；

KP一一煤层的抗张强度(MPa),取值0.6;

P一一水头压力(MPa),取值0.5;

K一一安全系数，一般取1-2.5,本次设计取2

经计算则L为7.9m,本设计采掘巷道均按15nl宽度留设

第二节煤层顶、底板岩性

顶板名称岩石名称厚度加岩石特性

灰白色，为较好的老顶，遇

老顶砂岩

水强度降低，易冒落

灰白色，为较好的直接顶，

直接顶泥质粉砂岩5.8

遇水强度降低，易冒落

伪顶炭质泥岩0.3-0.8灰黑色，易冒落

直接底粉沙岩0.7—0.9灰一浅黑色，遇水易膨胀

注：轨道顺槽、运输顺槽、开切巷煤层柱状图附后

第三节主要地质构造

一、矿区位于天山北麓低山丘陵地带，地势南高北低，西高

东低，海拔高度+1250〜+1525%高差较小，地势平缓，山体浑

圆，沟谷多呈“U”字形，山体及沟谷多呈北东方向展布。地貌

上属天山北坡山前已肢解破碎的冲积扇区的一部分。

二、工作面煤层呈单斜构造，煤层走向东西，倾向南北，煤

层平均倾角5。，煤层中无夹开，但裂隙较发育。

第四节水文地质情况

As煤层有关的含（隔）水层主要为I含水段和II隔水段（三工河

组），由于n隔水段（三工河组）位于小煤层（八道湾组）之上,

对I含水段产生阻隔，因此I含水段与A5煤层基本不发生水力联

系，根据已掘的顺槽所掌握的水文地质资料推测该工作面回采期

间不会受到水情水害的影响，对正常回采不会造成任何影响，但

回采期间必须坚持回采区域预测预报、结合掘进期间的探放水工

作资料，做好回采区域的防治水工作。

为防止采空区的积水渗入As07综采工作面，在A507综采工作

面轨道顺槽挖设排水沟至A507综采工作面回风联络巷口处的水

池，利用水仓一台BQW30-30-7.5型潜水泵,75mm排水管将水抽排

至As采区水仓，A507综采工作面运输顺槽挖设排水沟至As材料下

山巷道排水沟引流到小采区水仓。

第五节煤尘及瓦斯情况

根据2012年矿井瓦斯等级鉴定报告，矿井相对瓦斯涌

瓦斯

出量为4.91m7t,绝对瓦斯涌出量6.54m7min,为瓦斯矿井。

二氧化碳涌出量较小，无影响。

煤层爆炸指数煤尘有爆炸性，爆炸指数75%,采煤时还需加强降尘工作。

煤层自燃倾向性煤层有自燃发火倾向，发火期为3-6个月

地温危害地温为8-12C,无地温危害。

第三章采煤方法

第一节巷道布置

A507综采工作面位于二号斜井井田范围内人采区东部，工作

面轨道顺槽以北为A,煤层未采动区，工作面运输顺槽以南为A505

采空区，以东为井田边界，地面位于124沟东南部。As07综采工

作面布置在As煤层中，煤层平均厚度4.3m,A507运输顺槽剩余

走向长度285m、As07轨道顺槽走向长度280m,A§07开切巷斜长

90mo

A507轨道顺槽沿As煤层顶板布置，全巷铺设为22Kg/m的轨

道，该巷主要用于工作面回风及设备材料的运输，支护采用锚网、

锚索联合支护，巷道为矩形断面，巷道宽4m,高3%巷道内敷

设有供电、监控、防尘、排水、压风、黄泥灌浆、瓦斯抽放等管

线；移动串车（电缆行车、电器设备移动车、材料存放车、集控

室、移动变电站和乳化液泵站）布置在巷道内，随回采而退移。

A507运输顺槽沿A,煤层顶板布置，巷道内铺设一台

SZB730/75型转载刮板机,安装一台PLM1000型轮式破碎机，铺

设DSJ80/40/2X40型皮带运输机一台，该巷主要用于工作面进

风和煤炭运输，支护采用锚网、锚索联合支护，巷道为矩形断面,

巷道宽4m,高3m,巷道内铺设有防尘、排水、注氮、压风等管

线。

A507综采工作面斜长为90m,采用锚网、锚索联合支护，巷

道净高度2.8m,净宽度6m,断面16.8。。

第二节回采方法

一、采高和采放比

根据综采支架、采煤机等设备的选型采煤高度定为2.6m,根

据煤层厚度（4.3m）放煤高度定为1.7m,采放比2.6/1.7=1:

0.65。

采煤方法：单一走向长壁综采放顶煤采煤法。

二、落煤方式及要求

首先采用MG150/375-W采煤机割煤，落煤后利用

SGZ-630/132型前溜刮板输送机运出，要求采高不得大于2.6m,

不得小于2.2m,并保证采煤机与前溜连锁，做到停溜停机；依

靠矿山压力作用顶煤自行垮落，利用后部SGZ630/132型刮板输

送机回收运出。

三、回采工艺流程

工作面采用“割一放一”的循环方法，每循环进尺0.6见

工艺流程为：交接班一一割煤一一移架一一推前溜一一回收顶煤

——拉后溜一一清理浮煤、设备检修一一端头超前预裂

运输顺槽的皮带机、转载机、破碎机及设备电缆随工作面回

采逐步前移，轨道顺槽的设备串车随工作面回采也逐步前移。

（一）割煤：

采用双滚筒采煤机割三角煤进刀方式，端头自行斜切进刀斜

切长度20-25moa-上行割三角煤，b-移直前部溜子，c一下行割

三角煤，d-上行正常割煤，（详见采煤机斜切进刀示意图）

采煤机以前溜为导向在其上行走，牵引为齿轨无链牵引方

式。机组电缆和喷雾水管一起布置在前部溜子的电缆槽内，由机

组拖拉移动。正常割煤时，机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，

从端头开始割煤，每刀载深0.6叽

割煤要求：割煤时必须保证底板平整，煤壁齐直，不得出现

破底严重或留伞檐现象。工作面采高2.6m,在过地质构造变化

带或工作面来压有架前垮落现象时，及时采用追机带压移架，采

高适当进行调整，但最低不得小于2.2m,防止采煤机割支架梁

头。

（二）移架：

1.本工作面移架采用追机作业，工作面煤质结构稳定时，

移架工作滞后采煤机后滚筒的距离不超过5架支架，但不得少于

3架支架距离,移架步距0.6%

2.如遇工作面煤质不稳定有片帮冒顶危险时，工作面移架距

采煤机后滚筒的距离必须严格控制在L5m之内，支架打紧后及

时打出护帮板。

3.工作面煤质不稳定有片帮冒顶时采用带压移架方式移架，

及时支护顶板和煤壁。

4.移架后必须及时给支架加液，使支架初撑力不低24.5MPao

5.移架前操作人员应仔细检查支架四周情况，有无挡挂现

象，观察好各种油缸及各种管路。

6.为了操作方便和便于记忆，操纵阀组中，每组阀都带有动

作标记，要严格按标记操作，不得误操作，操作工必须了解支架

各元件的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作，支

架操作应作到：快、够、正、稳、平、紧、严、净八字要求。“快”

一移架速度快；“够”一推移步距够；“正”一操作正确无误；“稳”

—平稳操作；“平”一推溜移架要确保三直两平；“紧”一及时支

护紧跟采煤机；“严”一接顶挡开严实；“净”一架前架内浮煤碎

阡及时清理干净，移架时要做到少降快移，降架量以能够移动支

架为标准。

移架后，必须保证支架齐直，歪斜误差±50mm以内，支架

中心距误差±100mm以内。支架顶梁要与顶板平行，最大仰角

小于7。，相邻支架错差高度不得超过侧护板最大宽度的2/3,

并确保达到初撑力24.5MPa,梁端距不超过要求。

（三）推前溜

采煤机清理浮煤后，顺序推溜，其弯曲段长度不得小于15m,

推移步距0.6mo

推溜前将前溜及煤壁之间机道内的浮煤要适当清理，特别是

机头、机尾处。然后观察底板是否相对平整，若底板起伏或倾角

太大，需采用人工降底板的方式将其调整好后方可进行下一部工

作，否则易损坏前溜的配套设备。

推移时必须采用依次顺序进行，严禁相向推移，推溜时可在

输送机运转时推移，机头、机尾推移时必须停机。溜子必须保证

平、直、稳，机头与转载机搭接适中，机头前沿距转载机溜槽的

中心线不得大于0.6m或小于0.2m,搭接高度不小于0.3m。

（四）拉后溜

由于人07工作面煤层平均厚度4.3m,在安装后部刮板机后，

拉后溜工序为：割煤、移架、推前溜、回收完顶部自行垮落的煤

后顺序拉移后溜，拉移步距为0.6叽

（五）前移端头架

端头支架布置在综采工作面下端头，端头支架与综采工作面

第一架过渡架相邻，转载机布置在端头支架中间，前、后部输送

机机头分别布置在B#端头支架的前部和后部。

端头支架相邻的第一架过渡架在采煤机割煤后，前移过渡

架，再拉后部刮板机到位，工序完成后；由于破碎机与转载机连

为一体，推移转载机可利用破碎机与A#端头支架之间的油缸进

行推移，禁止使用B#端头架推移机构和C#端头架推移机构推移

转载机，以免转载机受偏载弯曲，拉移转载机到位后，开始拉移

端头支架。

第一步先前移A#端头架

操作端头架的操作阀，降端头支架立柱，使支架离顶，通过

A#端头架与B#端头架之间千斤顶，使用B#端头架两侧千斤顶推

移A#端头架，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，防止支架

倒架及歪架，行程步距为0.6%端头架前移工作完成后，升起

前后立柱及时撑顶，完成A#端头架前移。

第二步在前移B#端头架

操作端头架的操作阀，同时降其立柱，使支架离顶，通过

B#端头架与C#端头架之间千斤顶，使用C#端头架两侧千斤顶推

移B#端头架，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，防止支架

倒架及歪架，行程步距为0.6m,若出现巷道受矿压影响变形或

巷道底板底鼓现象，支架行走困难情况时，可采用A#架配合C#

架推拉的形式前移支架，一般情况采用推移的方式移架。端头架

前移工作完成后，升起前后立柱及时撑顶，完成B#端头架前移。

第三步最后前移C#端头架

操作端头架的操作阀，同时降其端头支架立柱，使支架离顶,

通过B#端头架与C#端头架之间千斤顶，使用B#端头架两侧千斤

顶拉移C#端头架，行走过程中通过调架千斤顶及时调架，防止

支架倒架及歪架，行程步距为0.6m,端头架前移工作完成后，

升起前后立柱及时撑顶，完成C#端头架前移。按顺序完成第三

步移架后，等于完成一个工作循环，下一个工作循环依次进行。

（六）放煤

综采工作面顶煤较薄只有1.7m左右，每循环进行顶煤回收

工作。移架后顶部煤层会自行跨落只需利用尾梁的来回伸缩实现

顶煤的回收。回收顶煤采用顺序、多口放煤方式，放煤时由两人

或三人同时打开两个或三个放煤口，从工作面上端头向下端头回

收顶煤，当瞬时混阡率超过50%时，立刻停止放煤工作，插板伸

出堵住放煤口。若大块顶煤卡住了放煤口，致使顶煤不能及时放

出时，可利用尾梁插板来回伸缩将其捣碎。放煤时放煤工要注意

观察煤的流动情况,在保证煤质的前提下，尽量提高顶煤回收率。

（七）移转载机、破碎机

由于转载机和破碎机连为一体，因此直接利用安装在A#端

头支架与破碎机之间的油缸进行前移。前移破碎机的同时随之转

载机也跟着移动，最终实现转载机、破碎机的前移，在前移过程

中，机身周围严禁站人。

在移动前必须清理机身周围的浮煤，仔细检查机身周围的支

护情况，保证悬挂的电缆和水管、端头支护和超前支护的支柱等

不挡挂，移动时由值班队长负责统一指挥拉移，移到位后转载机

必须保证平、正、稳、直，并使其与皮带机尾搭接适当。

（八）收皮带

1.首先将两根40T链条分别固定在巷道两侧顶板的锚杆或

锚索上，然后用两个不小于3T的吊葫芦分别悬挂在两侧顶部的

链条上，吊挂时必须使用12#铁丝将手拉葫芦钩头与30T链条捆

绑，吊葫芦上的预紧链条分别捆绑在转载机机头两侧固定孔上，

然后两边同时均匀起吊转载机机头，必要时两侧可打短单体支撑

稳固机头，升起高度以皮带机尾能顺利回收为宜。

2.回收皮带机尾时，利用一台JD-7.5小绞车配合15.5mm

钢丝绳进行拉移。拉移前将皮带机尾与15.5mm钢丝绳连接牢靠,

然后将该钢丝绳用U型连接环通过绞车钢丝绳钩头牢固连接。为

防止拉移过程中有跑偏现象可在巷道中部悬挂导向轮配合拉移。

3.以上工作准备好后，在班长的统一指挥下，皮带司机及

绞车工开始按要求回收皮带机机尾。回收机尾时要听清信号，掌

握好回收皮带时绞车的负荷情况，如负荷过大，必须停下，查明

原因及时处理，处理好后方可重新启动绞车，牵引皮带机尾前移。

严禁硬拉硬拽以致损坏或拉断钢丝绳伤人等意外事故发生。

4.拉移过程中皮带机尾、绞车后部必须设置警戒，并悬挂警

戒牌、警戒绳。

5.回收的皮带，必须及时入库或运出井。收缩后的皮带，必

须重新调试，防止跑偏。

（九）移串车

1.工作面每回采2.4m收一次串车，收串车时将设备接地极

拔出，各串车用硬连接并加设保险钢丝绳，认真检查串车通过地

段，确保串车在前移过程中能顺利通过，根据A507轨道顺槽巷

道的坡度变化下坡时，用安装在串车后部的JM14型绞车进行串

车下放工作，首先将川14型绞车与串车后部平板车连接，后将

巷内全部人员撤至巷口，并设放警戒，然后绞车司机发信号微微

点动绞车，待固定串车锁链松开后，人员进入将串车所有锁链及

阻柱拆除，再次撤人并设放警戒，然后下放串车至规定距离。

2.上坡时，利用巷口处安装的JD2.5型绞车进行串车牵引工

作，首先将JD2.5型绞车与串车前部平板车连接，后将巷内全部

人员撤至巷口，并设放警戒，后绞车司机发信号微微点动绞车，

待固定串车锁链松开后，人员进入将串车所有锁链及阻柱拆除，

再次撤人并设放警戒，后拉移串车至规定距离。

3.串车固定方式：串车上拉或下放停稳后，用40T链条将平

板车两侧轮子与轨道连接固定，后在串车中部平板车之间打两根

阻柱，形成阻车器，锁链及阻车器设置数量根据现场坡度大小而

定。

4.串车移动距离为2.4m,在正常生产情况下基本每班拉移

一次串车。

5.拉移或下放串车时，信号装置必须灵敏可靠，联系清楚，

警戒设放到位。

6.串车前移时，必须指派专人对串车所有固定装置的拆除情

况进行详细检查。串车前移到位，固定完成后，再次指派专人对

串车的连接固定情况进行仔细检查。

7.移串车时必须将所有电气设备断电。

（十）端头超前预裂

A507综采工作面上下端头采用锚网支护方式，顶板较为坚硬,

冒落效果差，致使回采工作推进后，顶板未能及时垮落，上、下

端头悬顶面积大，不能有效填充采空区，因此根据煤层厚度及顶

板煤岩组成情况，经矿领导研究决定在轨道顺槽和运输顺槽距工

作面煤壁30m处进行打眼，端头超前预裂放炮松动顶板，以增加

端头顶板裂隙在回采时能够垮落充分，及时垮落填充空区。

四、工作面生产能力及服务年限

(一)工作面生产能力

工作面正规循环采用割一放一的采煤工艺。

W=(W]+W2)XIHSH1CR1+LSH2CR2

=90x0.6x2.6x1.3x0.95+(90x0.6x1.7x1.3x0.8)

=173.4+95.5=268.9t

式中W工作面正规循环生产能力，t;

L——工作面可采煤柱平均长度，叫

S一一工作面循环进尺，m;

出一一采煤机割煤高度，m;

H2一一放顶煤厚度，ni；

R)——工作面回采率，取95%

R2一一工作面放顶回采率，取80%;

C——煤的容重t/m\

工作面每班按2刀煤计算，则一天生产能力为268.9x2x

3=1613.4t

(二)工作面服务年限

服务年限17.9万吨+60万吨/年々0.30年

《工作面正规循环作业图表》附后。

第四章生产系统及安全装备

第一节通风与抽放

一、通风系统

（—）工作面风量、风速

A507综采工作面需要风量

每个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

分别进行计算，然后取其中最大值。（风量计算采用国家安全生

产AQ标准）

1.瓦斯矿井的综采工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用

瓦斯涌出量计算）确定需要风量，其计算公式为：

Q采=Q基本xK采高xK采面长xK温,m'/min,

式中：

Q采一综采工作面需要风量，m'/min：

Q基本一不同采煤方式工作面所需要的基本风量，m7min;

Q基本=60x工作面控顶距x工作面实际采高x70%x适宜

风速（不小于1.Om/s）;

K采高一回采工作面采高调整系数（见表C.4）;

K枭面长一回采工作面长度调整系数（见表C.5）;

K温一回采工作面温度与对应风速调整系数（见表C.6）;

表C.4K采高一回采工作面采高调整系数

采高m<2.02.0~2.52.5〜5.0及放顶煤面

系数K采高1.01.11.5

表C.5K采面长一回采工作面长度调整系数

回采工作面长度口80-150150~200>200

系数K采面长1.01.0~1.31.3~1.5

表C.6K温一回采工作面温度对应风速调整系数

回采工作面空气温度C综采工作面风速m3/s系数K温

<201.01.00

20-231.0~1.51.00-1.10

23~261.5~1.81.10-1.25

26~281.8~2.51.25~1.40

28〜302.5~3.01.40-1.60

根据以公式计算得：

Q采=Q基本xK采高xK采面长xK温

=400.5x1.5x1.0x1.0=600.8ni7min

式中：

Q采一综采工作面需要风量，m7min;

Q基本=60x工作面控顶距x工作面实际采高x70%x适宜风速

=60x3.668x2.6x70%x1.0=400.5m7min;

式中：工作面采高取值2.6,适宜风速，根据表C.6工作

面温度小于20℃,取1.0m7so

K采高一回采工作面采高调整系数（见表C.4）对应取值1.5;

K采面长一回采工作面长度调整系数（见表C.5）;取值1.0

K温一回采工作面温度对应风速调整系数（见表C.6）;取值

1.0

1.2按矿井CH4、CO?涌出量计算

（1）按CE,涌出量计算

Q采=100xq采xKCH4m'Vmin

式中：

Q采一回采工作面供风量，m7min;

Q采一综采工作面的瓦斯绝对涌出量3.46m3/min（2012

年矿井瓦斯等级鉴定数据）

跖4一采面瓦斯涌出不均衡通风系数1.2—1.6,取值1.5。

Q采=100x3.46x1.5=519m7min

1.3按照工作面温度选择适宜的风速进行计算：（见表C.6）

根据井下实测数据，采面在全年中最高温度不超过14C,

一般均为11℃,小于20C,因此根据表C.6选取值：综采工作

面风速lm/so

Q采=60xV采xS采（m'Vmin）

=60x1.0x9.52=571m7min

式中：

V采一综采工作面风速，取值1.Om/s

S果一综采工作面平均断面积，取值9.52/

1.4按综采工作面同时作业人数计算需要风量：

⑴按工作面最多人数计算：

Q采〉4N=4x30=120m'/min

式中：N--工作面同时工作最多人数30人

1.5按风速进行风量计算：

A：按最低风速验算

Q采》15s=15x9.52=143m7nlin

式中：S-工作面平均断面积9.52/

B：按最高风速进行验算：

Q采4240S=240x9.52=2285m7min

通过以上计算和风量验算，A507综采工作面风量143nl7min

4Q采42285m7min,因此取601m7min就可以满足供风要求。

因A507综采工作面采用ZWY90/110型移动式水环真空泵进

行采空区抽放瓦斯，该泵最大抽气量为90m7min,考虑到采空区

抽放瓦斯时工作面有效风量会相应减少，因此A507综采工作面

风量应在原有设计风量的基础上加上瓦斯抽放泵的最大抽气量，

所以：601+90=691m7niin就可以满足供风要求。（通风系统图附

后）

（二）通风路线（通风系统图附后）

进风路线：主（副）斜井-A5绕道-A5材料运输平巷-A5材

料运输下山巷一As07运输顺槽TASO7综采工作面

回风路线：A507综采工作面TA5O7轨道顺槽-A507轨道顺槽

回风联络巷一As回风下山-As回风平巷T回风斜井T地面

（三）瓦斯抽放泵设备及管路布置

为预防人07综采工作面瓦斯超限，确保矿井安全生产，在

As02运输顺槽联络巷内安装两台ZWY90/110型矿用移动式瓦斯抽

放泵站，用于A507综采工作面瓦斯抽放，将抽放出的瓦斯通过

管路排放至采区回风巷道。

管路布设线路：安装地点（As02运输顺槽联络巷内）一As02

回风联络巷一A5回风下山一A507回风联络巷一A507轨道顺槽一

AQ7工作面上隅角。

管路布设要求和尺寸：A507轨道顺槽敷设瓦斯抽放管是铺设

在巷道下山侧自底板起高度为1.3m,钢丝网骨架聚乙烯瓦斯抽

放管规格：D=315mni,每5m使用12#铁丝固定在巷道顶部锚杆上。

瓦斯抽放泵配套设备

序号设备名称型号及规格单位数量

1矿用移动式瓦斯抽放泵站ZWY90/110套2

（含电机、气水分离器等）

2水泵BQW9-22380/660套3

3水泵开关QBZ80台2

4涡街流量传感器GF100套1

5管道压力传感器GP500套1

6管道温度传感器GW50/A管道套1

7管道瓦斯浓度传感器KGJ27A套1

8U型压差计（汞柱）1200mm个2

9U型压差计（水柱）1200mm个2

10闸阀DN219Z40X,1.OMPA个10

11负压放水器CWG-FY套3

12排渣器DN200管路用个1

13孔板流量计DN200个2

14防回火装置FHB台1

15水封式防爆器FBQ1

本工作面采用上隅角埋管抽放、高位钻孔抽放两种方式相互

结合，对A507综采工作面的瓦斯抽放管理。具体施工，严格按

照专项设计执行。

第二节运输系统

一、运煤路线

人07综采工作面一As07运输顺槽-As07联络巷转载煤仓-As

皮带运输下山巷一As皮带机运输平巷一主井煤仓T主井大倾角

皮带机T地面转载煤仓T地面60皮带机T地面主煤仓。

二、材料运输路线

地面T副斜井一A5绕道一A5材料运输平巷一As材料运输下山

-A507轨道顺槽一As。？综采工作面。

三、阡石运输路线

脑07综采工作面-A507运输顺槽-A.s07运输顺槽联络巷溜煤

眼一As皮带运输下山巷一As皮带机运输平巷T副斜井煤仓T副斜

井（行石放入矿车；利用提升机运输）T地面开石仓。

第三节供电系统

一、供电线路

A507综采工作面分2路供电，第一路由采区变电所

KBSGZY2-T-630/6型移动变电站经下山皮带巷送至综采工作面，

输出电压为0.66KV,主要给皮带机、绞车、刮板机、等设备供

电；第二路由采区变电所PJG9L-300/6型高开经下山材料巷送至

综采工作面KBSGZY-1000/6型移动变电站，输出电压为1.14KV,

主要给采煤机、前部运输机、后部运输机、转载机、破碎机泵、

两泵一箱、照明等设备供电。

二、主要设备

As07综采工作面主要设备有移变、组合开关、采煤机、前部

运输机、绞车等，具体见下表:

设备名称规格型号功率（KW）数量备注

移变KBSGZY-1000/61000KVA1

组合开关KJZ5-1500/1140(660)-62

采煤机MG-150/375-W3751

前溜SGZ-630/1321321

后溜SGZ-630/1321321

破碎机PLM-10001101

转载机SZB-730/75751

皮带机DSJ80/40/2x40801

调度绞车JD-2.52.51

回柱绞车JM-14141

回皮带机绞车JH-881

630刮板机SGB-630/1321321

第四节消防、洒水系统

一、消防系统

（一）消防系统：人07综采工作面轨道、运输顺槽分别敷设

一趟供水管路（规格：4）=50mm）,消防管路系统应每隔100m设

置支管和阀门，运输顺槽规定每隔50m设置支管和阀门。

（二）提前在距轨道、运输顺槽入口5nl范围内砌筑防火墙

基础，发火时能够迅速有效的进行封闭。

（三）皮带机头至少配备2个灭火器及不少于0.2n?的灭火

沙。

（四）工作面运输、轨道顺槽按要求安设隔爆水棚，安设位

置距离工作面必须保持60—200m,水棚与巷道交叉口、转弯处、

变坡处之间的距离，不得少于50%隔爆水棚用水量按巷道断面

积计算不小于400L/m2。

L总水量

G=gxs

试中：G—总水量，kg

g一每M巷道需水量，取400L/m2

s—As07轨道顺槽巷道净断面，＜12m2.

G=400x12=4800kg

2.每架水棚水量

选用40L水袋，每架4个，计160kg

总水量：G=160kgx30架=4800kg

3.水棚长度

L=nxc

试中：L一水棚总长度，m

n一水棚架数，取30架

C一水棚架间距，取1.2m.

L=30x1.2=36m,取36m.

s—AsO7运输顺槽巷道净断面，＜12m2.

G=400x12=4800kg

4.每架水棚水量

选用40L水袋，每架4个，计160kg

G=160kgx30架=4800kg

5.水棚长度

L=nxc

试中：L一水棚总长度，m

n一水棚架数，取30架

c一水棚架间距，取1.2m.

L=30x1.2=36m,取36m.

二、防尘系统

（一）地面经斜风井铺设一趟巾75nmi无缝钢管至A507工作

面轨道、运输顺槽口。轨道、运输顺槽巷道各安装巾50mm管路

一趟，每隔50nl安装一个三通。

（二）工作面各转载点装设降尘喷雾。

（三）工作面轨道、运输顺槽各装设2道全断面净化水幕。

第五节供水系统

供水系统：井口地面输水管，通过回风斜井一回风平巷一阡

石仓人行联络巷一As材料运输平巷一As材料运输下山巷一A507轨

道、运输顺槽。

第六节排水系统

排水系统：A507综采面一As。？运输（轨道）顺槽一As材料运

输下山巷一采区水仓-回风下山-回风平巷-回风斜井一地面。

A507轨道、运输顺槽分别敷设一趟排水管路（规格:D=75mni）,

管路自底板起高度为0.3m,每5m使用8#铁丝固定在巷道锚杆

上，沿巷道吊挂平直。（图附后）

在A507综采工作面轨道顺槽挖设排水沟至A507综采工作面

回风联络巷口处的水池，利用水仓一台BQW30-30-7.5型潜水

泵,75mm排水管将水抽排至As采区水仓，A，07综采工作面运输顺

槽挖设排水沟至As材料下山巷道排水沟，引流到As采区水仓，

利用水泵房75KW的水泵将水抽排至地面。

采区水泵房选用MD25-50X9型水泵三台，其中一台工作，一

台备用，一台检修。敷设2趟689x4.5型无缝钢管，一趟工作，

一趟备用。吸水管选用巾108x4型无缝钢管。正常涌水时，1趟

工作，1趟备用，最大涌水时，2趟排水管路同时工作。（图附后）

第七节压风自救系统（后附图）

地面T副斜井一A5绕道一As材料运输平巷一A5材料运输下山

-A507轨道顺槽（运输顺槽）。

地面至小材料运输下山布设108mm钢管，As07轨道、运输

顺槽变径布设75mm钢管。

地面压风机型号：LG-22/8G;排气量22m/min;排气压力

0.8Mpa,电动机132KW。

储气罐型号C-2;容积1000L;压力0.8Mpa设计最高温度

160°C。

AQ7综采工作面轨道、运输顺槽距工作面20-40nl各安装三

组ZYJ（C）-移动式压风自救箱，每箱内装有6个呼吸器，用于灾

害后通风自救使用。

第八节安全监控系统

矿井设有地面监控室，监测监控设备使用KJ2000N型号，与

公司总监控室联网，在井下变电所、As运输平巷入口、采区水仓

内、As07运输顺槽、风机房、瓦斯泵房等地设10台分站。在工

作面下顺槽测风站设甲烷、风速、温度传感器；工作面下隅角设

甲烷传感器、一氧化碳传感器；工作面30#架处设甲烷传感器、

工作面上隅角设甲烷、一氧化碳、温度氧气传感器，工作面距上

隅角10米处设甲烷、一氧化碳传感器。工作面上顺槽串车处设

甲烷传感器，工作面上顺槽测风站处设风速、温度传感器、工作

面上顺槽回风10米处设甲烷、一氧化碳传感器。按《煤矿安全

规程》要求设置报警点、断电点，24小时不间断监测各参数及

设备的运转情况，出现异常情况时立即报警并自动断电。（监控

系统图附后）

第九节通讯联络系统

矿井现有HCD6138/TSDL型程控数字调度交换机。其中井下通

信通过装在地面调度室的调度总机内的4块安全栅插板和MHYV

型煤矿用通信电缆将地面调度总机与井下电话连接起来，构成井

下本质安全型防爆通讯系统。下井电通讯电缆经安全栅引出后，

通过直埋（地面部分）和沿井壁（井下部分）敷设至井下分线盒。

AQ7综采工作面共安设4部隔爆型电话挂机，主要布置在A507

集控室、A507轨道顺槽口、As07运输顺槽口、As07运输顺槽转载

机处。

第十节井下人员定位系统

一、人员定位系统安装及布置：监测人员定位系统布置在本

矿井地面监控室内，人员定位系统设备型号为：KJ168并与公司

总监控室的人员定位系统相互联网，监控室内24小时设有监控

人员进行实时监测。

井下人员定位系统分站的布设：矿井共安设人员定位基站

27台，主要安设在主井、副斜井、回风斜井、材料运输平巷、

皮带运输平巷、As材料下山、采、掘工作面轨道、运输顺槽入口

处及综采工作面轨道、运输顺槽附近区域等地点，分站监测范围

为60m,如遇灾害，受灾人员及时逃生到分站的监测范围内，及

时的发出信号，等待救援。

二、为防止发生自然灾害后，井下人员能够及时得到救援，

我矿井向每位职工配备了人员识别卡，通过识别卡受灾人员可以

及时发出求救信号，地面监控系统能够在最短的时间里检测到受

灾人员的位置，使受灾人员能够及时的得到救援。

第十一节紧急避险系统

矿井建立完善两个临时紧急避险洞室及两个自救器交换站，

临时避险碉室主要用于采掘工作面人员及其附近零散作业人员

遇险后无法及时撤离时，碉室作为生命保障的密闭空间。自救器

交换站主要用于井下发生灾害事故时，靠近大巷附近及井底车场

周围的作业人员不能够在自救器额定防护时间内（45分钟）靠

步行安全撤至地面，因此通过两个自救器交换站更换自救器就可

以靠步行安全撤到地面避灾。

一、临时紧急避险碉室

1.采区1号临时避难碉室设计：利用As材料下山与A502轨

道顺槽之间的巷道，对该段巷道进行砌植加固后布置采区1号临

时避难嗣室。嗣室主要服务区域为A508轨道顺槽掘进面作业人

员及附近零散作业人员等。矿井掘进工作面劳动定员为10人，

届时采区1号临时避难嗣室保护范围内作业人员最多时不超过

43人。因此设计临时避难嗣室避险人数为43人。

2.采区2号临时避难嗣室设计:在距离As材料下山底部管子

道60nl处，As材料下山东侧帮新掘巷道，对该段巷道进行锚喷支

护后布置采区2号临时避难嗣室。嗣室主要服务区域为M07综

采工作面作业人员及附近零散作业人员等。矿井综采工作面劳动

定员为31人，届时采区2号临时避难洞室保护范围内作业人员

最多时不超过43人。因此设计临时避难嗣室避险人数为43人。

3.临时避险嗣室设施对外能够抵御高温烟气，隔绝有毒有害

气体，对内提供氧气、食物、水、去除有毒有害气体，以创造生

存基本条件，为应急救援创造条件、赢得时间。

二、自救器交换站

1.自救器交换站一：在副斜井280m处建立一个自救器交换

站。当井下发生危险时，+1175m水平井底车场附近作业人员使

用一个自救器从副斜井步行至地面比较困难，为此建立该自救器

交换站。遇险人员能够在额定时间内及时有效的更换自救器撤离

至地面。交换站内自救器存放数量为32个。

2.自救器交换站二:在人材料运输平巷120米处建立一个自

救器交换站。当井下发生危险时，采区下山附近作业人员使用一

个自救器从As材料下山步行至As绕道人车等候嗣室比较困难，

为此建立该自救器交换站。遇险人员能够在额定时间内及时有效

的更换自救器撤离至地面。交换站内自救器存放数量为32个。

第十二节供水施救系统

矿井水源来自三个矿共用水源地，为地下泉水，其水质可满

足生活饮用水标准。井口地面输水管，通过回风斜井一As回风平

巷一A，04轨道顺槽联络巷一皮带下山一A5O8轨道顺槽联络巷一

As07综采面运输、轨道顺槽。A507运输、轨道顺槽巷道内各安装

一趟中50mm铁管。A507综采工作面上下顺槽距工作面20米处各

安装1组ZYJ供水净化装置，为避险人员供水、输送营养液提供

条件。

第十三节职业病危害防治管理

一、工作面所有人员应佩戴防尘口罩。

二、定期组织井下从业人员进行职业性健康体检。

三、加强从事有害作业人员的个体防护检查。

四、每班必须清扫设备、工作面及其它地点覆盖的煤尘。

五、各转载点设置喷雾，各个喷雾必须正常使用。

六、经常对供水管路进行检查，保证水管无漏水、堵塞现

象，发现问题及时处理。

七、运输、轨道顺槽各装设不少于2道全断面净化水幕防尘。

八、定期检测粉尘浓度，对粉尘超出规定的地点，必须采取

措施治理。

九、对超出国家规定，影响员工身心健康的噪声，必须采取

措施降低作业场所噪声。

第十四节防灭火系统

A507综采工作面采空区为自然跨落法，顶煤回采率达到95%,

根据二号斜井A,煤层地质情况提供资料，本区小煤层自燃发火

期为3-6个月。由于工作面每天推进3.6米，在工作面正常推进

的情况下，以回风隅角采集的气体数据分析，为此选择防灭火方

式：“黄泥灌浆防灭火法、采空区注氮气防灭火法”。

若工作面遇到地质变化带，推进缓慢时，容易造成采空区自

然，根据现场实际情况，制定专项防灭火方案及安全技术措施。

一、黄泥灌浆防灭火系统

（一）泥浆泵的选择

根据流量，选择TBW-850/5B型泥浆泵，泥浆泵的技术参数

为：

流量850L/min

行程260mm

配套电机功率90Kw

（二）灌浆管道选择及分布

1、灌浆管路选用中108无缝钢管。

2、输浆路线为：地面灌浆站一副斜井一As材料运输平巷一

As材料下山巷一A507轨道顺槽一工作面

（三）制浆系统与工艺

倒入泥浆搅拌池的土，经侵泡2-3小时后，待土质松软即可

进行搅拌，泥浆浓度由供水管的控制阀门调节。泥浆搅拌均匀后,

经泥浆搅拌池出口通过过滤筛流入泥浆池，再经泥浆泵加压输送

至灌浆管道。

二、氮气防灭火

根据矿井防灭火需求，公司已在七号平嗣地面工业广场建造

制氮机房,安装一台DQ—600/97Nn?（流量600m7h）,一台

BZN-800/97NH13（流量800m3/h）型PSA碳分子筛制氮机,出口氮

气浓度均在97%以上，出口氮气压力均在0.6Mpa,产气量均》

600m3/h。

综上A507工作面采用地面固定式氮气防灭火系统防止采空

区自然发火。

（一）氮气防灭火的技术要求

本设计将氮气用作预防性注氮，同时考虑灭火注氮，工作面

回采期间，可根据日常需要选择性的进行开放式预防性注氮，当

发现有火灾征兆时，采用连续注氮直至征兆消失。

（三）输氮管网

供气系统：空气一空气压缩机一压缩空气一制氮车间一制氮

设备接气口。

输氮系统：制氮设备接气口一D159型无缝钢管（地面使用）

一风井一①108型无缝钢管（井下使用）—AsO7轨道顺槽（D108）

一工作面上端头一采空区。

（四）注氮工艺及方法

在采空区深部预埋管道，日常根据需要进行开放式预防性注

氮，当发现有火灾征兆时，采用连续开放式注氮直至征兆消失，

根据工作面推进情况，对预埋管道进行拖移。

（五）注氮参数选择与计算

注氮量计算按以下三种方法计算，并取其中最大值：

1.按产量计算

QN=[A/（1440ptn.n2）]x（G/G-l）

式中QN---注氮流量，m7min;

A——年产量,600000t;

t——矿井年工作日,300d;

P——煤的密度，1.3t/m3;

n1一一管路输氮效率，取80%;

n2——采空区注氮效率，取90%;

G一—空气中的氧浓度，取20.8%;

C2——采空区防火惰化指标，取7%。

QN=[600000+(1440X1.3X300X0.8X0.9)]x(0.208+

0.07-1)

=2.92nl'/min

2.按吨煤注氮量计算

根据国内外经验，每吨煤所需防火注氮量为5n?氮气。

QN=5AK/400x60x24

式中A——矿井年产量，600000t;

K——工作面回采率，取K=95%。

QN=5X600000Xo.95-(300x60x24)=6.6m3/min

3.按瓦斯量计算

QN=QCC/(10-C)

3

式中Qc-----工作面通风量，691m/mino

C——工作面回风流中的瓦斯浓度，1%。

QN=691X1+(10-0.01)=69.2m7rnin

三种方法计算后取最大值：QN=69.2m7min

根据上述计算，一台DQ—600/97Nm3(流量600nl7h)、一台

BZN-800/97Nm3(流量800nl?/h)型PSA碳分子筛制氮机能满足注

氮防灭火要求。

(六)注氮地点的安全通风量

在输氮管路沿途或工作面，假设氮气全部泄露，按空气中氧

含量为20%的要求，安全风量不得低于20mVmin,而输氮管路

沿途或工作面巷道风量均大于20m7min,注氮地点的安全通风

量符合要求。

第五章顶板支护方法

第一节选用顶板管理方法的依据及支护设计

一、工作面顶板压力估算

工作面顶板压力估算

公式使用出自：《采矿工程设计手册》（张国荣何国纬李

铎主编）

P=（6-8）x9.8SyMcosa

=8x9.8x5.052x2.4x2.6xcos5°

=2462kN

式中：P——支架承受的载荷，kN;

M---采高，m取2.6m

S一一支架支护顶板的面积，m

Y——顶板岩石视密度，t/ni3;a2.4

a一一煤层倾角，（5。）;

经计算顶板压力,所选ZFG3800-18/32和ZF3800-17/28液

压支架满足工作面支护要求。

第二节最大、最小控顶距及放顶步距

基本架最大控顶距3.968m,最小控顶距3.368m。（工作面平、

剖面图附后）

根据以往综采放顶煤工作面的实际统计，本工作面放顶煤步

距为0.6m,割一放一。

第三节上、下端头及超前支护

工作面布置58架ZF3800/17/28型基本支架，3架.

ZFG3800/18/32过渡支架，一组（3架）ZT11600/20/35型端头

支架进行支护，支护中心距为1.5%最大控顶距为3.968m,最

小控顶距为3.368m。

一、A5O7工作面上、下端头支护

下端头：根据行业技术规范，同时结合本综采工作面实际情

况，As07综采工作面下端头安装一组（3架）端头架，做为下端

头支护，在1#—4#架顶板上铺12#铁丝机编网与顺槽网子搭接

10cm,当遇到地质变化带，顶板破碎时铺双层网，确保端头工作

安全。

上端头：A507综采工作面上端头采用单体液压支柱配合11#

工字钢梁进行棚式支护，设计端头支护为1梁3柱支设，11#工

字钢长度1.8m,棚式支护间距为1m,支设棚数不少于5架，在

60#、61#架顶板上铺12#铁丝机编网与顺槽网子搭接10cm当遇

到地质变