1210综采工作面作业规程

1210综采工作面作业规程

第一章1210综采工作面地质概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面名称1210综采工作面

地面标高1587-1628m井下标高1180-1390m

地面相对位置及地面位置为石仙岩沟及东、西部山梁，地表为山地森林

建筑物覆盖区，无公路、建筑物、水体等，开采对地面设施无影响。

井下相对位置及1210综采工作面：南部间隔30米为1208回风顺槽，

掘进时对地面设东部为北采区运输、回风顺槽；北部为实体煤，西部距法定

施的影响边界线120米探明有采空区。整体位于井田西北部。因地表

为山地森林所覆盖，无公路、建筑物、水体等，开采对地面

设施无影响。

走向南一北走向长150m倾向西-东倾向长1460m

第二节煤层赋存情况

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

9+10#煤层位于太原组下段的顶部,厚度1.83〜2.87m,均厚2.35m,9号

和10号之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10#煤为中灰、高硫特低磷、发热量

高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条

带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。

9+10#煤层顶板为％石灰岩，灰色，厚层状，质坚硬,性脆，一般含有燧石层

及透镜体。厚度为2.50~10.00m,平均厚7.05m。抗压强度29.5〜136.6MPa,

均值32.2-53.9MPa；抗拉强度0.85~4.70MPa,均值3.30~4.10MPa；抗剪

强度4.54〜12.35MPa,均值5.87〜10.82MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部

L石灰岩与煤层之间夹1.0〜1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳

定，易垮落。

9+10'煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底

板为粉砂岩时，抗压强度为54.5-73.8MPa,均值66.5MPa,抗拉强度3.04〜

4.65MPa,均值3.64MPa；抗剪强度5.366〜5.73MPa,均值5.50MPao

附煤岩层综合柱状图（见图一）

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

该煤层绝对CHq涌出量为3.04nr7min,相对CH”涌出量为4.63m7t,绝对

CO?涌出量为0891n"min,相对CO2涌出量为1.42n?/t,鉴定及批复均为低瓦

斯矿井。根据煤层煤样鉴定报告，9+10’煤层具有煤尘爆炸危险性，自燃倾向

性为IH级，属不易自燃煤层。

第三节工作面现状与地质构造

本工作面呈南北走向，运输与回风顺槽从入口起200米处属黄背

岭向斜构造。工作面自向斜构造以西呈上坡，西东倾向，倾角平均8〜

12°；200米〜1655米属于倾斜俯采煤层；向斜构造以东前200米呈

仰采，倾角在6〜10°。

巷道有落差不同的9条正断层构造，其中以回风顺槽1224米处与

运输顺槽1390米处的两条正断层最大，落差均在2.4米，经过该地段

将会影响生产。其余的断层构造落差均在1.0米以下生产过程中可直

接通过。

根据巷道煤层揭露情况该工作面运输顺槽660米处有“无炭柱”

构造。工作面在1390米、990米有2条空巷，经过时据情制定过空巷

安全措施。

第四节水文地质情况及防治措施

一、含水层

根据《矿井水文地质补充勘探报告》9+10"煤层顶板含水层的赋存

特征，影响工作面开采的含水层主要为“石灰岩直接充水含水层，存

在弱富水区，确定为顶板淋水为“石灰岩岩溶裂隙水，但涌水量不大,

约50nl3/d,概算富水系数在1〜2之间，但水质不好，S0「离子较高，一

年内即可将钢轨蚀穿成缺口。

二、导水断层

煤层顶板岩层含水性与裂隙发育有关，涌水量呈弱一中等，出现

断层个别会有渗水现象，裂隙水与断层水均对开采有影响。

三、雨季防水

雨季时，顶板淋水受地表自然裂隙渗漏影响会增大，需做好防治

水工作。预计本工作面最大涌水量为2.5nr7h,正常涌水量为1.Sm'/h。

四、防治水措施

1、建立畅通的排水系统，在运输巷和回风巷的低凹处各安设两路

中69mm排水管，两台排水能力不低于3m、'/h,扬程不低于401n的水泵。

2、做好巷道局部积水的疏导工作，设专人及时清理巷道中的淤

煤，保证巷道整洁。

3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避灾路线撤人，及时向安全

指挥中心汇报。

4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。

第五节可采储量及服务年限

两顺槽全长1660米，开采长度1622米（包括减去保安煤柱30米

以及2条空巷8米），截至8月20日已推进690米，开采长度剩余932

米。工作面长150米，煤层厚度2.4米，容重1.35t/m3,回采率98%,

储量计算如下：

可采储量：932X150X2.4X1.35X98%=44.3893（万t）

可采期还有：9324-（0.6X3）=517（天）

式中：0.6为循环进度，3为日循环数。

第二节采煤方法

第一节采煤方法及确定依据

一、采煤方法

采用走向长壁式采煤方法

二、确定依据

根据工作面煤层赋存情况、顶底板岩性选择ZZ2800/14/27Z型支

架及配套综采设备。从安全技术管理和提高资源回收率，提高工作面

单产和劳动生产率的角度考虑，采用综采机械化采煤。

三、工作面推进方式

该工作面受黄背岭构造影响，根据顺槽出露煤层倾角分布分为：

从切眼起665米属于近水平煤层略呈俯采，倾角在-5〜9°；从990米

到200米处属于倾斜俯采煤层，倾角在-9〜13°；向斜构造以东前200

米呈仰采，倾角在6〜9°。

采用后退式回采。在推进过程中必须加强对支架、采煤机的管理,

防止割煤过程中采煤机前倾下滑。

四、采高确定

煤层厚度为2.0-2.6m,使用支架最大、最小允许支撑高度为2700

-1400mm,推进过程中必须将采高控制在最大不得超过2.6m；特殊地

段最小不得低于1.8m。

经过地质变化地段时：根据支架最大支撑高度2700mm与最小支撑

高度1400mm的界限，超过2.6米的地段割煤时必须适当留设底煤，支

架擦顶推移作业，严禁割煤超过2.6米造成支架不接顶作业；经过地

质构造带最低不小于1.8米，否则必须采取挑顶或拉底措施。

第二节巷道布置

一、工作面巷道布置及支护特征

运输顺槽：沿煤层布置，锚杆锚梁护顶、锚杆塑料网护帮，巷道

为矩形断面，净宽4.0m,净高平均2.4m,净断面平均9.6m?。用于进

风、运煤、进出物料、行人。

回风顺槽：沿煤层布置，锚杆锚梁护顶、锚杆塑料网护帮，巷道

为矩形断面，净宽4.0m,净高平均2.4m,净断面平均9.6而。用于回

风、进出物料、行人。

切眼：沿煤层布置，巷道为矩形断面，断面5X2.4=12m2,已安装

完善综采设备。

附工作面巷道布置图（见图二）

二、工作面设备布置

运输顺槽布置：皮带机、转载机、电气列车、水泵、慢速绞车、

调度绞车、防尘洒水管路两趟、压风管路一趟、机电线路、排水管路

一趟。

回风顺槽布置：调度绞车、瓦斯监控线路、信号线、水泵、排水

管路一趟、防尘洒水管路一趟、压风管路一趟。

工作面布置：液压支架、采煤机组、大溜。

附巷道断面支护和布置图（见图三）

附工作面设备布置图（见图四）

附工作面主要机电设备技术特征表（表一）

第三节采煤工艺

一、工艺流程

采煤机落煤一装煤一运煤一移架（端头与超前支护）一移大溜一

顶板自行垮落。

二、工艺详细说明及要求

1、落煤方式

采煤机割煤：采用双滚筒采煤机割煤，滚筒直径1.6m,截深0.6m,

牵引方式为液压牵引。

2、进刀与割煤方法

⑴割煤方式：双向往返一次割两刀煤。

⑵进刀方式：端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为30米，

附端部割三角煤斜切进刀示意图（见图五）。

⑶进刀过程：（以端尾为例）

①斜切进刀：采煤机从大溜机尾处向上牵引，利用大溜弯曲段牵

引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。

②移机尾部分：采煤机后滚筒完全进入煤壁后，将采煤机后滚筒

至机尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一条直线。

③返刀：大溜移直后，将两个滚筒的上下位置调换，往后返，向

下割三角煤至割透端尾煤壁。

④进行割煤：割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采

煤机空机返回，进入正常割煤状态。

⑤顺序移架：在向前割煤时，滞后采煤机滚筒一定距离顺序拉架、

移架。

⑷割煤要求：

①割煤时要求不留顶、底煤，保证采高在2.6-2.4%割煤后煤墙

成一直线。

②采煤机牵引速度要均匀，不得过载运行，不得强行牵引，不得

频繁启动，并注意观察大溜运行情况，严防压溜事故。

③司机要随时观察顶底板情况，及时调整工作面采高。严防漂刀、

啃底，保证大溜平整度。

④仰、俯采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采

高过低造成机组无法通行，或采高过高，支架接顶不实，造成架前漏

顶事故，并注意及时打出逼帮板，防止煤墙片帮。

3、装煤

主要由采煤机螺旋叶片装入大溜，少量煤在顶溜时被铲煤板装入

大溜内，极少数散落在支架与大溜之间的浮煤，由人工装入大溜内。

4、运煤

工作面采煤机割下的煤由刮板运输机经转载机转入胶带运输机运

出。

5、移架

⑴移架滞后采煤机后滚筒4架进行（顶板破碎时可紧跟前滚筒移

架），操作顺序为：收逼帮板、侧护板、升缩梁一落后柱一落前柱一移

架。支架移到位后，立即升紧前后立柱，然后升出升缩梁，最后打出

逼帮板、侧护板。最后把各手把复零位。

⑵移架要求：

①正常作业，顶板完好时，支架滞后采煤机后滚筒5米前移，顶

板破碎时，要在前滚筒割煤后立即移架。

②移架后要及时升架，并保证足够的送液时间，同时要注意防止

垛架、倒架，保证架与架的中心距为1.25m,偏差不超过±50mm。

③移架后，要求支架成一条直线，拉线误差不超过±50mm。

④支架操作完毕后，各手把必须复零位。

⑤坡度增大时，移架过程中要注意调架、摆架、严防倒架。

6、顶溜

顶溜滞后采煤机后滚筒15米进行。顶溜时要用相邻几组支架千斤

顶交替前移，严禁输送机出现急弯（其斜段长度不得小于15米）。顶

溜完毕后，支架手把要及时回零。严禁停机时进行顶溜，防止大溜带

回煤、发生压溜、卡溜、飘链事故。严禁由两头向中间顶溜，以防损

坏设备。

7、采空区管理采空区采用全部垮落法管理顶板。

第三章顶板控制管理及支架说明书

第一节支护设计

一、支架强度校验

1、支架的最大高度

hmax=Hnax+a=2.6+0.2=2.62m

式中：H侬一煤层开采的最大高度，取2.6m,

a一考虑伪顶，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高

度的补偿量；中厚煤层可取200毫米，厚煤层可取300毫米；薄煤层

适当减小；

支架的最小高度

_

Hn,ins-g-e=2.0-0.2-0.1-0.1=1.6m

式中：Hmin一煤层开采的最小厚度；取2.0m

S一顶板最大下沉量(一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借

鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资料，可按100-200毫米

选取，I级老顶取大值，IV级老顶取小值；

e一支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于L2米时，取

80-100毫米；

g一支架顶梁上存留的浮煤和碎汗石厚度，一般取50-100毫米。

我们选择的支架支护高度为1.4-2.7m,能满足支撑高度要求。

2、支架的工作阻力及初撑力的校验

⑴根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度

M=SHi(L-l)=0M=SHi(L-l)HK=SHi

2.7=SHi(l.2-1)HK=SHi=13.5m

Hi-上覆岩层第i分层厚度(m)；

M-煤层最高厚度，取最大采高2.7m；

L-上覆岩层第i分层的岩石碎胀系数，取1.2；

理论垮落带高度(m)。

⑵根据垮落带高度计算支护强度

o2

Pt=HKXykXcosa=13.5X24.5Xcos9=301.4KN/m

式中：Pt-工作面支护强度，KN/m2；

垮落带高度(m)；丫卜一顶板平均容重，24.5KN/m3；

a—煤层倾角，取9"。

所选支架支护强度为650KN/m3,大于301.4KN/m2,满足支护要求。

3、对底板比压的确定

我矿的底板为泥岩或粉砂岩，当底板为为粉砂岩时，抗压强度为

54.7-73.8MPa,大于支架的对底板比压(0.17-0.9MPa)。

4、护帮板的选择

由于所采煤层厚度在2.0-2.6m之间,必须在割煤后及时打出支架

设置的护帮板，防止煤帮片帮。

综上所述，ZZ2800/14/27Z支架的初撑力、工作阻力、采高及防止

片帮方面满足本面生产的需要，选择该架型是合适的。

二、ZZ2800/14/27Z型支架说明

项目参数项目参数

支架型号ZZ2800/14/27Z支护强度650KN

支撑高度14002700mm泵站压力31.4Mpa

支架宽度1200-1340mm对底板比压0.170.9Mpa

支架中心距1250mm伸缩梁形式内伸缩

工作阻力2800KN伸缩梁行程600mm

初撑力2525KN整机重量7900kg

第二节工作面顶板管理

本工作面采用ZZ2800/14/27Z型掩护式液压支架125组。

一、支架最大、最小控顶距及放顶步距

最大控顶距：3324+600+340=4164mm；

最小控顶距：3224+340=3564mmo

放顶步距：600mmo

二、工作面顶板管理具体要求

1、工作面支架前梁接顶严实。

2、采煤机司机必须保证工作面煤壁割直割平，顶板无台阶下沉。

3、正常作业时，机组割煤后，必须追机移架，顶板破碎时采取带

压超前移架，并及时将逼帮板打出，如果出现支架不能接顶时，要及

时在支架上充填木料接顶管理。

4、移架时要少降快移。要先降后柱，微降前柱，快速将支架移出。

5、液压支架排成一条直线，其偏差不超过±50mm,支架中心距偏

差不超过±100mm；相邻支架不能有明显差错。

6、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰俯角小于7。，

保证支架接顶严密。移架后支架间无明显错差（不超过顶梁侧护板的

2/3）,支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。

7、升架时，必须保证足够的送液时间，升紧后，及时将各手把复

零位。

8、生产过程中，机组司机与支架工要相互配合好，严禁空顶距离

过长，顶板破碎时，要在前滚筒割煤后及时移架支护。

9、加强支架检修质量，保证无串液、漏液现象，支护状态良好，

初撑力和工作阻力符合支架设计要求。

三、初采初次来压顶板安全技术管理

1210切眼掘进时所揭露的顶板情况为：切眼内均属坚硬稳定的石

灰岩层。根据以往综采工作面回采推进情况来看，当工作面出现小青

顶顶板破碎带时，工作面推进到15-20米时会出现顶板初次来压。若

无小青顶时，初次来压时间与长度会有所延长。顶板垮落厚度在2.5-4

米，之后每隔20-25米会出现一次周期来压。

顶板管理措施具体如下：

1、初采来压前成立矿压观测小组，矿压组要在工作面设矿压观测

点，实行现场连续观测，对两顺槽及端头的顶板情况天天抽查，并及

时向矿初次来压和初次放顶领导小组预报顶板动态和顶板悬空情况，

指导顶板管理工作，保证安全生产。

2、上、下顺槽超前支护的单体支柱一定要达到初撑力，支在实底

上，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要加密支护，加强支

护强度。

3、初次来压前，每班必须安排管理人员跟班负责协调处理生产中

的一切工作。

4、每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查,

发现情况及时向班长及安全指挥中心汇报。

5、初次来压前，行人在立柱与支架掩护梁间，刮板机机头、机尾

及上下顺槽超前支护区不准人员停留。

6、初次来压期间工作面所有人员要注意安全，发现有来压情况影

响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。

7、初次来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮

落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据来压情况，各岗位工作人员应

随时停止设备运转，切断工作面供电电源。

8、工作面初次来压之前，采高保持在2.4-2.6m,工作面所有人员

作业过程中要时刻注意顶板来压情况，一旦发现有异常声响，要立即

躲在支架行走间，同时抓紧支架液管。

9、支架初撑力必须达到25MPa,接顶严实。

10、通风科必须派专职瓦检员跟面作业，监测工作面通风与瓦斯

情况，发现问题及时处理。

11、安全科要把工作面初次来压作为监督检查的重点，安全员配

合综采队做好安全检查工作。

12、采煤机司机必须割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三

直、一平、两畅通”的要求。

13、在工作面初次来压前，必须在工作面入口处设栅栏悬挂“闲

人免进”牌，来压前严禁非作业人员进入工作面进行参观。

14、严禁任何人进入支架后方的采空区内停留或作业。

15、综采队要对所属职工进行初次来压顶板管理的预防知识贯彻

学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压

时顶板事故的发生。

四、周期来压及日常顶板管理措施

根据以往综采工作面的初次、周期来压情况来看，来压显现主要

是顶板垮落时将采空区瓦斯涌出，导致瞬时上隅角瓦斯浓度升高，造

成短时间停产。工作面初次、周期来压前，必须加强上下端头空档支

护与超前支护，顶板破碎时采用带压移架，以免上下端头空档处发生

冒顶事故。

1、成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论施

工现场顶板情况和顶板管理有关常识。

2、综采队长必须根据《作业规程》规定，并结合实际情况，将顶

板注意事项等向当班班长、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进

行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理

工作。

3、如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停

止作业，采取措施处理。

4、工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于300mm时要及时处

理。

5、超前支护不少于20m,支柱要排成一条直线。

6、上、下出口与超前支护的单体支柱一定要达到初撑力，支在实

底上，防止来压时推到支柱。必要时要加密支护，加强支护强度。

7、组织严密，及时推进，尽量避免长时间的停产。

8、不论生产或检修过程中，必须及时支设护帮板。护帮板必须紧

贴工作面煤壁。

9、采煤机司机要掌握好工作面顶、底板，保证顶、底平整，以便

于支架接顶严实。

10、采煤机司机要与支架工相互配合作业，支架工保持拉架滞后

采煤机后滚筒不超过5架。

11、工作面所有支架要保持完好状态，杜绝液压系统跑、冒、滴、

漏现象，严禁支架自动卸液。

12、严禁留顶煤作业，一旦局部发生漏顶要采用道木或厚度适宜

的木板充填进行控制。

13、工作面遇有其它地质构造时，要及时制定有关顶板方面的安

全技术措施。

五、放顶

初采推进进度超过25米，顶板仍未初次来压时，应停止推进采取

人工强制放顶的方法进行放顶，具体放顶措施另行制定。

第三节顺槽超前支护及端头顶板管理

一、工作面回风、运输顺槽的超前支护

1、支护要求：回风、运输两巷超前20米支护：使用4.0米n型

钢梁或矿11#工字钢梁与2.6〜2.8米单体液压支柱棚架。根据顶板岩

性规定如下。

顶板坚硬稳定时棚距L0米：钢梁与顶板之间上4块木楔，分别

设在两梁头、中部点柱对应的梁上上1块木楔，梁上其余地段上1块

分布均匀打设。顶板岩性复杂的破碎地段棚距0.5米，并用铁丝网铺

顶：随着割煤，严格按“边撤边支”的顺序进行撤除一架，及时前移

支设一架，循环作业始终保持超前支护达到20米。

具体支护方式分为：

(1)回风巷：从工作面煤壁起20米内，在4.0米n型钢梁梁下中

间打一棵单体液压支柱形成“一梁三柱”式。

(2)运输巷：从工作面煤壁起20米内，在4.0米n型钢梁梁下中

间打一棵单体液压支柱，形成“一梁三柱”式支护。

注意：中间的点柱根据巷道设备及运输情况可适当左右调整距离。

2、超前支护支护质量控制标准

⑴支柱纵横成线，偏差小于±100mm,并拴好防倒器；单体柱应编

号管理。

⑵支柱应支到实底，并做到迎山有力(迎山角度为2°左右)。单体

液压支柱初撑力不小于90kN。

⑶所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老塘。

⑷两巷的支撑净高度不得低于1.8m,两巷行人道宽度不得小于

0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。

二、工作面端头的管理

本面没有端头支架，支架与煤帮两端空档采用单体柱、门型钢梁

迈步棚进行管理，具体方法为：垂直工作面架设钢梁棚(由单体液压

支柱与n型钢梁组合成钢梁棚)，呈一梁三柱迈步式支护，步距0.6米。

棚间距根据顶板岩性情况分为：

⑴在顶板属坚硬稳定的石灰岩层时：钢棚平行与支架支设，两根钢

梁交错形成迈步式支护，步距0.6米。根据移架及时交替前移。钢梁棚排

距0.5米。

⑵在顶板破碎地段或者顶板压力增大时：应缩小钢梁棚排距，并铺

铁丝网。钢棚平行与支架支设，钢梁棚交错形成迈步式支护，步距0.6米。

根据移架及时交替前移，钢梁棚排距0.3米。

⑶另外在老塘侧和支架尾部切顶处要打设切顶点柱，间距不大于0.3

米，以便切顶并能防止老塘顶板冒落伤人。

⑷安全出口必须符合《煤矿安全规程》要求，净高：不得低于1.8

米，净宽：转载机无轨道一侧不小于0.7米，有轨道一侧不小于1.0米，

并随时清理浮煤杂物，保证两安全出口畅通。

附端头及两巷超前支护示意图(见图六)

三、回撤锚梁、锚杆部件、塑料网和钢梁与单体液压支柱

随着割煤推进，超前支护的延续与巷道支护材料必须及时回撤形成

循环作业。回撤方法具体如下：

(-)巷道支护材料的回撤

1、回撤的材料种类：锚梁、锚杆螺帽、塑料网、锚索锁具与托盘。

2、回撤要求：打设超前支护后，必须回撤巷道顶板的锚梁、托盘，

巷道两帮的锚梁、托盘与塑料网。正常割煤作业前，必须随着割煤推进

度进行提前回撤，严禁随意放弃回撤材料，造成损失。

3、回撤方法具体如下：顶板锚梁回撤时，必须用专用工具旋转松开

锚杆螺帽，取下托盘，最后摘下锚梁。

煤帮材料回撤时，操作人员先回撤下部锚梁，再中部锚梁，最后上

部锚梁，根据巷道高度回撤上部锚梁时必须踩稳定可靠的凳子或梯子，

用专用扳手旋转松开锚杆螺帽，取下托盘摘取锚梁，然后将塑料网沿煤

壁卷成小捆。

4、回撤注意事项：⑴只回撤锚梁、托盘、锚杆的螺帽、塑料网，锚

杆体不予回撤。回撤的材料必须及时运输到指定地点。

⑵对锚索的锁具、托盘能回撤的必须回撤，如确实不能回撤的必须

将锁具以下伸出的部分用专用工具除掉。防止影响移动支架。

⑶端头的支架在经过顶板有锚杆、锚索的地段时，必须在支架上垫2

根木料，防止出露的锚杆与锚索在移架时刮坏、顶坏支架顶部。

（二）回撤安全措施

1、由于煤帮用塑料网锚杆控制，在割煤前必须对塑料网，锚杆锚

梁提前进行回收。回收长度根据推进度，回收的材料必须由当班班长

或材管员安排人工运到指定地点，挂牌管理。

2、回出的物料应放在指定地点分类码放整齐，不得影响通风与行

人，需要出井的必须及时升井。

3、回撤顶部锚梁时，严禁下部有人。卸下锚梁时要有专人接料，

接料人员要踩牢踩稳，每次只能传（接）一件物料，并相互喊醒叫知。

4、随着割煤推进，超前支护的延续与巷道支护材料的回撤形成循环

作业。

5、回撤煤帮网时，注意先处理活帮。如活帮在塑料网内已形成“网

兜”时，必须先卸下底部锚梁，用铁棍将活煤从下部漏掉，方可进行回

撤上部、中部锚梁。

6、回撤锚索锁具、托盘时，应使用专用锚索张拉机具。

（三）超前支护回撤前移方法与安全措施具体如下

1、随着循环割煤作业，必须及时回撤支架前的钢梁棚进行移架。撤

除钢梁棚后及时前移架设，始终保持超前支护不少于20米。

2、超前支护材料必须有不少于5架棚的备用（预防顶板变化时使

用）。随着割煤，超前支护撤除一支护呈循环作业。架设钢梁棚时：

将准备好的单体柱插入两帮挖好的硬底柱窝立起，然后将钢梁扛起放

在单体液压支柱柱齿上，再分别将钢梁两端梁口对准柱齿后摆正棚架,

插入液枪慢慢加液升紧。上好一端上一端，依次进行。注意：钢梁、接

近顶板有8〜10cm时，分别在梁头、点柱对应的梁上、其它两处，分

布均匀撑木楔再升紧，形成“一梁四楔”。

3、经过顶板破碎地段，架设钢梁棚时，必须预先铺设铁丝网，并

在铁丝网与钢梁之间上背板。

4、撤除方法：

⑴撤除钢梁棚时要先对相邻棚架进行加固，然后方可撤除棚架，

撤除棚架后及时移架，支架前梁端头距超前支护棚架最大控顶0.6米,

严禁超控顶作业。

⑵回收人员首先要选择好退路与操作位置，扶柱单体液压支柱插

入放液把慢慢放液，降落8〜10cm后由一人将钢梁上的木楔全部敲掉,

然后扶住钢梁，再对两侧液压支柱慢慢放液，待钢梁缓缓落到一定高

度时，由2人扛住钢梁抬到指定地点。严禁用绞车强行硬拽回收单体

柱。

⑶回撤端头单体柱：卸载前必须详细观察支柱的倾斜方向，判明支

柱与支柱上的木楔跌落方向，摘下防倒链。然后，一人护住柱体，一人

将卸载手把插入三用阀的卸载孔中，转动手把，支柱卸载活柱下降，撤

出支柱。注意：放液前，喝退液体喷射方向的人员。

⑷在回收顶板破碎或垮落岩石埋没柱缸的危险地段时，先将所回的

单体液压支柱用绳子或回柱器拴好，再用长把工具撞击已插好的卸载手

把进行卸载，卸载后，拽绳子或用回柱器拉出支柱。

⑸回撤死柱必须先支设一根临时支柱，然后采用局部掏底的方法挖

空柱缸底部，再用回柱器拉出死柱。严禁采用炮崩或用绞车强行回撤。

⑹顶板破碎时，撤除钢梁棚架时，必须坚持“先支后撤”的原则

打设替柱进行作业，必要时增设大板棚，控制好顶帮，并对周围的钢梁

棚进行加固，方可撤除棚架。

第四章生产系统

第一节通风系统

一、通风路线

本工作面采用全风压通风系统，即：新鲜风：主斜井一东运输大巷

一北运输巷-1210运输顺槽->1210工作面；

污风：工作面一1210回风顺槽一北回风巷一总回风巷一地面；

附通风系统图（见图七）

二、风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q«=100qai4K=100Xl.64X1.6=262.4m7min

式中：Q采工作面需用风量，m7min；qm工作面瓦斯绝对涌出量来

源于1208综采回风瓦斯绝对涌出量，为1.64m7min；K---工作面瓦斯涌

出不均衡系数，取1.6。

2、按工作面温度与风速关系计算，即：Q#=60-V-S

按最大、最小平均控顶距计算：

最大控顶断面积9.I61A最小控顶断面积7.84mZ,平均断面积为：

(9.16+7.84)4-2=8.5m2

式中：Q采工作面需用风量，m7min；V采煤工作面风速，

根据工作面温度18—20°,取对应风速1.0m/s；S——回采工作面平均

断面积，m2

Q采=60VS=60X1.0X8.5=510m7min

3、按人数计算

Q#=4N=4X38=152m3/min

式中：N——工作面最多人数，取38(交接班时人数)；4——每人每

分钟应供给的最小风量(nf7min)。

4、按风速验算

《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风

速为4m/s。其中工作面最大净断面为9.16inz,最小净断面为7.84m2。

按最高风速验算，工作面的最大风量为：

QM<240S=240X7.84=1881.6(m-Vmin)

按最低风速验算，工作面的最小风量为：

Q«>15S=15X9.16=137.4m7min

经上述计算，本工作面风量取510m'/min较为合理。

三、瓦斯检查

1、工作面必须有专职瓦检员负责瓦斯浓度检查，每次检查地点不

少于五点，且根据情况随时进行检查。并填写好瓦检记录牌板。瓦斯

检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填

写，并及时向现场作业人员通报瓦斯情况。

2、工作面机尾上隅角每班吊挂便携式瓦斯报警仪，报警点为2

1.0%,生产班由端尾维护工负责，检修班由班组长负责。

3、采区回风巷风流中：瓦斯浓度21.0%或二氧化碳浓度21.5%时,

必须停止作业，采取措施，进行处理，同时报告调度中心。

4、工作面及其它作业地点风流中：瓦斯浓度21.5%时，必须切断

电源，停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理，同时报告调度中

心。

5、跟班领导、班组长、电工、采煤机司机必须携带便携式瓦检仪,

报警点为21.0%。

第二节瓦斯监控系统

一、1210综采工作面瓦斯监控系统电源取自综采变电碉室总馈电,

监控分站控制甲烷传感器3、丁2、Too

二、安设位置：监控维护工必须按要求安设三台甲烷传感器「、

丁2、To,并与监控中心联网。位于回风顺槽距工作面5〜10m范围内安

设「甲烷传感器；距回风顺槽口10〜15米处安设T2甲烷传感器；在工

作面上隅角安设T。甲烷传感器；馈电传感器安设在被控开关负荷侧电

缆上。

三、报警指数:Ti：1.0%T2^1.0%To^l.0%

断电指数：121.5%T2^1.0%To^l.O%

复电指数：「VI.0%T2<1.0%TO<1.0%

四、传感器使用要求：

1、传感器吊挂距巷道顶板不大于300mm,距巷帮不小于200mm,

并挂牌管理。

2、每10天必须使用标准气样和空气气样调试一次，日常若有故

障应及时处理。

3、每7天必须对甲烷超限断电功能进行一次测试。

4、4、T。传感器应随工作面推进及时按规定移位。

5、因瓦斯超限断电的电气设备必须在瓦斯浓度降到规定值以下时

方可人工复电。

6、监控维护工每天负责对甲烷传感器与光干式瓦检仪进行校对，

确保灵敏可靠。

7、传感器断电范围为工作面及回风巷道内全部本质安全型电器设

备。

五、班长、安全员、采煤机司机下井时必须携带便携式甲烷报警

仪，并实时监测作业地点的瓦斯浓度，当报警时，停止作业，进行处

理。

六、电钳工必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围

内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。

附监控系统示意图（见图八）

第三节防尘系统

一、防尘供水系统

1、工作面的防尘用水：由地面蓄水池f安全行人井f井底车场一

东运输巷一北运输巷一两顺槽一工作面。

2、运输顺槽铺设两趟供水管路，一趟为3.0寸水管，专供工作面泵

站及支架喷雾使用；一趟为3.0寸水管，每隔50m设一个三通阀门，供巷

道与各转载点洒水。回风顺槽铺设一趟3.0寸水管，每隔50m设三通阀门,

供巷道洒水使用。

二、防尘方式

1、为保证防尘用水的清洁，在井下东运输巷总风桥处的总管路上

安设一过滤器，防止杂物堵塞进入顺槽的喷水装置。

2、采煤机内外喷雾，要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不得小

于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,如果内喷雾装置不能正常喷雾，

外喷雾压力不得小于4MPa,无水或喷雾装置损坏时必须停机。

3、架间喷雾降尘，采煤机割煤时，下风口20m范围内必须保证有3

架以上的喷雾装置正常工作，并保证雾化效果良好，覆盖全断面。

4、转载点的喷雾装置，工作面运输机机头及转载机头各设一组喷

雾装置，运输皮带机机头设一组喷雾装置。

5、顺槽防尘水幕，在回风顺槽中距工作面煤壁30m处，安设第一道

水幕,在第一道以外50nl处安设第二道水幕，两道水幕均随工作面的推

进而向外移动，在距回风顺槽口50m处安设第三道水幕。每道水幕的喷

雾喷头不少于10个，且雾化艮好，覆盖全断面。

6、顺槽煤尘冲刷，对回风顺槽每周冲刷一次，运输顺槽每旬冲刷

一次，工作面、支架阀组及其它部位每班冲刷一次。

7、个体防护，所有作业人员必须佩戴防尘口罩。

三、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

1、在回风顺槽、运输顺槽各安装集中式两组软质隔爆水棚。

2、隔爆水棚安装质量要符合《煤矿安全规程》要求。

3、棚区长度20m,每棚间距1.2m,设计水量200升/m2,隔爆水袋25L

/个，做到经常清刷，保证水量。

4、第一组隔爆水棚距工作面60〜200m,并随工作面推进而移动，

第二组隔爆水棚距回风、运输口不小于60m。

附防尘系统图（见图九）

第四节防灭火

1、工作面防火重点是防机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。顺槽内

各运转电器处必须备有消防沙、灭火器、消防锹等防灭火设施。

2、机油和润滑油的使用管理，严格按《规程》第224条执行。

因检修使用的润滑油、棉纱、布头、和纸废油等必须存放在盖严的

铁桶内。用过的棉纱、布头和纸必须集中存放在规定铁箱内并由专人定

期运送到地面处理，不得乱扔。严禁将乘J油、废油泼洒在井巷或碉室内。

3、皮带机头配备砂箱一个、消防锹一把、两台干粉灭火器；电气列

车前配备砂箱一个、消防锹两把、四台干粉灭火器。

4、所有施工人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉工作区域

内灭火器材的存放地点。

5、井下一旦发生火灾，必须严格按照《规程》第244条执行。

任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，

立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势防止范围扩大，同时将

火灾的类型、性质、灾区的通风情况立即汇报安指中心，

调度室与安全指挥中心接到井下火灾报告后，应立即按《灾害预

防和处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

6、电气设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电

的灭火材料进行灭火。

第五节运输系统

一、运煤系统

采煤机割煤一工作面采装溜一转载溜一运输顺槽皮带一北运输皮

带一东运输皮带一煤仓一主斜井皮带一地面煤场。

二、运料系统。

主斜井一东运输巷一北运输卷一1210回风顺槽一工作面。

附运输系统图（见图十）

第六节压风系统

一、风源由地面LG-20/8型110KW空压机，配套①89mm压风管经主

斜井、东运输巷、北运输巷，再用①75mm专用压风管向工作面供风。

地面风压为0.75MPa,风管出口风压最小为0.4MPa。

压风管路铺设系统：自地面空压机一主斜井一井底车场一东运输

巷f北运输巷一1210运输、回风顺槽一工作面两端头。

二、压风自救系统

1、井下巷道安装ZYJ(A)矿井压风自救装置。

2、呼吸器结构：ZYJ(A)矿井压风自救装置是由外管系统、压风

接口、进气阀、进气连接管、供气量调节装置、气动减压阀、排水装

置、面罩等构成。

3、安装、使用及维护：

在工作面所经过巷道、碉室及流动人员较多的地方必须安装压风

自救装置，安装的个数必须大于在场的工作人员的人数。

呼吸器安装时，需严格依照《煤矿自救系统标准要求》进行安装。

应安装在靠巷道边沿或专门避灾的碉室里。

安装高度一般高于底板1.6米可让避灾人员能方便拿到呼吸面罩，

并能舒适的坐蹲为宜，安装地点要选择在巷道的两帮顶、底板完好的

平坦处，防止摔跤或由于片帮、冒顶伤人达不到救灾的目的。

压风自救系统：主井一井底车场一东运输巷一北运输巷一1210运

输(回风)顺槽一安装的ZYJ(A)矿井压风自救装置。

附压风系统示意图(见图十一)

第七节排水系统

一、设备选型

所采9+10'煤层顶板为L石灰岩含水层，易出现岩溶裂隙水。由于

运输、回风顺槽向斜构造低凹处积水，因此在该处各安设一台7.5KW

的潜水泵，保证积水能及时排出。

当推进到低凹地段时，必须加强水情观察做好排水工作，防止排水

环节脱节造成水位上升影响生产。

二、排水系统路线

运输、回风顺槽积水点一采区水仓~主水仓~地面污水处理站。

附排水系统图（见图十二）

第八节供电系统

工作面的设备选用MG200-W型采煤机一台，200KW；SGZ-630/220

刮板运输机一台，110KWX2；SZB-730/40型转载机一台，40KW；

BRW125/31.5型乳化液泵两台，75KW,一用一备；BPW250/6.3（5.5）Z

型喷雾泵两台，30KW,一用一备；运输设备选用：SJ-800/80型胶带输

送机一台，80KW；JM型绞车2台，11.4KW；JM型绞车一台，18.5KW；

潜水泵2台，7.5KW,根据巷道布置图，确定该工作面设备布置图和供

电系统图，具体设计如下：

附工作面设备布置（见图十三）。

附供电系统图（见图十四）。

一、工作面配电点及移动变电站位置的选定

根据位置确定原则和该工作面的具体情况，选择在中央变电所向

该工作面供电，工作面供电的移动变电站设置在距工作面200米处的

运输顺槽内。向运输顺槽内的设备及回风顺槽绞车供电的变压器设在

采区变电所内。工作面配电点设在1210运输巷内。

二、供电系统的拟定

根据供电系统拟定的原则，初步确定供电系统。即从中央变电所

内高压隔爆配电装置（10KV）、低压馈电开关（660V）,经东运输巷、

北运输巷到北采区变电所内将10KV高压电送至工作面配电点，在工作

面配电点设置高低、压总开关（闭锁开关）向工作面供电。

三、工作面负荷统计和变压器选择

负荷统计见附表

1、选择向工作面机组供电的移动变电站

变压器的计算容量为：

0.66x609=574.2KVA

COS（p\Km0.7

式中：Kfe=0.66；COS.=0.7（查表得）

选择KBSGZY-2-800/10型移动变电站一台。

2、因运输、回风的设备不同时启动，所以取一台80KW胶带输送

机和一台18.5KW绞车的负荷计算，选择供电的干式变压器:

PN_0.57x105

Sf==80.2KVA

COS（pwm07-

式中：Kt=0.57；COS?”.=0.7（查表得）

选择KBSG-315/10/0.66型干式变压器一台。

四、供电电缆的选择

1、确定电缆的型号和长度：

根据电缆型号和长度的确定原则，以及采区巷道布置图，确定电

缆的型号和长度。

2、高压电缆主芯线截面的选择

所附综采工作面负荷统计表中计算得：

移变的高压侧最长时工作电流为：

1=尸LPN=p6x609=33.2A<170A

J3xUNCOS^<3X10X0.7

选取MYJTP3X50+3X16/3+3X2.5高压橡套软电缆;

干变高压侧最长时工作电流为：

*J",%=257xl05=今93A<180A

V3xUNCOS(P.V3X10X0.7

选取YJLV223X50高压电缆。

3、低压电缆截面的选择:

⑴采煤机干线

K&WPN0.66x200

=157.8A<215A

Ica=

址>UNCOSS73x0.69x0.7

选用MCP-3X70+1X35+4X10型采煤机屏蔽橡套软电缆。

(2)220溜则支线

高速时：L产尸2尸加二战.66*®=104.1AG75A

13UNCOS6，3x0.69x0.7

选用MYP-3X50+1X25型矿用移动屏蔽橡套软电缆;

(3)220溜则干线

6

=丫*132X2=208.2A<215A

©JNCOSO、J3x0.69x0.7

选用MYP-3X70+1X35型矿用移动屏蔽橡套软电缆。

⑷乳化液泵、喷雾泵、40型转载溜干线

L_Kd^=0.66X(75+30+40)=1144A〈215A

△UNCOSO、，3X0.69X0.7

选用MYP-3X70+1X35型矿用移动屏蔽橡套软电缆。

⑸40型转载溜则支线

La=:0.65x40=31.1A<173A

6UNCOSO、V3x0.69x0.7

选用MYP-3X50+1X25型矿用移动屏蔽橡套软电缆。

⑹运输顺槽内胶带输送机、运输设备的干线

7x105

Ic==O-—=87.9A<178A

△UNCOS婀73x0.69x0.7

选用MYP-3X50+1X25型矿用屏蔽橡套软电缆。

4、按正常工作时允许电压损失校验电缆截面

⑴移动变电站的电压损失为：

△UT%=^-(UMC0S@T+Ux%Sin<l)T)

SN.T

=—(0.61x0.7+4.458x0.71)=2.73

800

△UT=-^U2K.T=^X690=18.8V

100100

采煤机干线电压损失为：

△U=KdeEPJixl()3=0.66x200x10、1()3

=0.64V

UmA690X42.5X70

采煤机支线电压损失为:

△U=K*Z"X]03=0,66X200x200x103

=12.78V

U3也1690x42.5x709

采煤溜干线电压损失为:

△U=xl()3=0,66X264x10x103

=0.84V

UmA690X42.5X70

采煤溜支线电压损失为:

Kd,£Pj2X103

0.66x132x200x10311

△U1==-----------------=11.9nVv

UNrsc42690x42.5x50

乳化液泵、喷雾泵、转载溜干线电压损失为:

AU=K*X£V/X1()3=0.66x145x20x1()3

U/A690X42.5X70

40型转载溜支线电压损失为：

△U=心£/\小103=0.66X40x100x103

=0.18V

UNrxcA2690x42.5x50

移变低压电网电压损失为:

△U=AUi+AUi+AU+AUa+AUt+AUs+AUe

=18.8+0.64+12.78+0.84+11.9+0.93+0.18=46.07V

690电网允许电压损失63V>46.07V,故需将该变压器高压侧抽头

调至II档。

五、短路电流的计算

查表得Si点最小两相短路电流为2878A；S2点最小两相短路电流为

8711A；S3点最小两相短路电流为1276A；点最小两相短路电流为

2225A；S5点最小两相短路电流为3955A；

六、电气设备的选择

根据高低压电气设备的选择原则，各类电气的选择结果见附表

七、保护装置的整定

1、「移变低压侧馈电开关的整定计算：

过载整定：Iz=Is==更0_=15OA

^U2N.T后x0.69

短路保护的整定值为：Idl=8Ie=8X150=1200A

灵敏度校验：人=瞿=业=6.3>1.5

L739.2

2、001.馈电开关的整定计算：

s

过载整定：L=Is=1*=_^_=i80.4A

△U?N.TV3X1.2

短路保护的整定值为:Idl=8Ie=114X6+76=760A

灵敏度校验：（=望=%=3.78>1.5

*760

3、002#馈电开关的整定计算：

过载整定：Iz=L=淖=85.2A

△%酒,3X1.2

短路保护的整定值为：Idl=8Ie=95.5X6+0.7X32.6=595.8A

灵敏度校验：Kr=2=±1=7.9>1.5

Idi595.8

4、003,馈电开关的整定计算：

过载整定：L=Is=*="一=17.8A

△UZN.TV3X1.2

短路保护的整定值为：Idi=8Ie=8X17.8=142.4A

灵敏度校验：Kr=^=—=9>1.5

*142.4

5、004#馈电开关的整定计算：

s

过载整定：L=L=1*=~4^—=192.5A

Gu2M.7,3x1.2

短路保护的整定值为：Idl=8Ie=96.25X6+0.7X96.25=644.9A

灵敏度校验：Kr=^=—=3.45>1.5

晨644.9

6、005'馈电开关的整定计算：

过载整定：L=L=四=/2_=i44A

收L.TV3x0.69

短路保护的整定值为：Idl=8Ie=8X82=656A

灵敏度校验：（=瞿=股=1.24〉1.5

骁656

7、006#馈电开关的整定计算：

过载整定：―即一=严=194.5A

△LN.TV3x0.69

短路保护的整定值为：Idi=8L=8X82=656A

灵敏度校验：氏.=望=些=6>1.5

，力656

8、007#馈电开关的整定计算：

过载整定：—=49.4A

V3t/2A,.rV3x0.69

短路保护的整定值为：Idl=8L=8X60.5=484A

灵敏度校验：（=生=萼=3>1.5

骁484

9、008#馈电开关的整定计算：

过载整定：［大-外一=/—=62.7A

<3U2N,T73X0.69

短路保护的整定值为：Idi=8L=8X82=656A

灵敏度校验：K产北=更%=9.3>1.5

骁656

10、其他开关的整定计算可根据设备额定电流计算，即过载整定

为设备额定电流值，短路整定为设备过载整定值的8倍，整定结果可

根据公式（=4皿校验灵敏度。

1op.s

附整定值及灵敏度校验结果（见表二）

附工作面设备负荷统计表（见表三）

第九节照明、通讯系统

一、照明

井下作业人员均采用KL4LM（A）型矿灯自行照明，运输顺槽内每隔3

0m安设一盏DGG-20型防爆荧光电棍进行照明，工作面每隔15米安设一

盏防爆灯进行照明。

二、通迅

本工作面转载溜机头、大溜机尾及顺槽口皮带机头处各安设一部

直通井下各作业点和地面各科室的程控电话，可以直接进行电话联系。

第五章劳动组织与主要经济技术指标

第一节劳动组织

工作面采用“三八”制作业，每班配备19人，两班生产，一班检

修。

附劳动组织人员配备表（见表四）。

第二节循环作业

采用综采正规循环作业，每班1.5个循环，循环进尺0.6米，日进

尺1.8米。工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工

序，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附工序循环时间与循环

图（见表五）

第三节主要技术经济指标

附主要技术经济指标表（见表六）。

第六章避灾路线

发现灾情的人员要沉着冷静，利用就近电话及时向矿安指中心汇

报灾情，内容包括时间、地点、性质、范围、受灾人员等，同时尽最

大努力采取措施营救人员或控制事故蔓延，或彻底处理事故，如无能

力处