黄陵阿党棋智煤矿12工作面回采作业规程

黄陵阿党棋智煤矿

12工作面回采作业规程

审批：

矿长：

总工程师：

生产矿长：

安全矿长：

机电矿长：

采煤矿长：

掘进矿长：

通风矿长：

编制单位：黄陵阿党棋智煤矿

二o一六年四月

第一章工作面概况.......................................................3

第二章地质构造.........................................................4

第四章采煤方法和回采工艺...............................................6

第五章顶板管理和支护..................................................14

第六章主要生产系统....................................................19

第七章循环作业图表....................................................29

第八章技术经济指标表.................................................30

第九章安全技术组织措施................................................31

第一章工作面概况

一、工作面位置及井上下关系

1、井上、下对照

12工作面位于矿井井田南部边界，工作面东、西方向布置，地面主要为山郎沟

壑地带，多为灌木丛生的林地，无工业、民用建筑。回采会使地表产生条带状沉陷

裂缝，对地表设施产生一定的破坏作用。

地面标高：1015—1065m

工作面标高：938—932m

2、井下位置及邻近情况

该工作面布置在2#煤层中，倾斜长120米，走向长150米，平均标高935m,位

于井田范围的南翼。北侧为空区，西侧为采空区，南侧为在掘工作面13回风顺槽,

东侧为一采区进回风大巷及井田边界。

二、基本状况

埋藏深度（m）83—127煤种牌号FQ

煤走向东西采煤方法走向长壁

层倾向南北落煤方法机采落煤

要倾角（°）3〜5°支护形式错梁齐柱

素煤层厚度（m）1.21顶板分类n类n级

开采煤层2#顶板管理方法全部垮落法

工作面长度（m）150计划月产量（T）1000

倾斜长度（m）120可采期（月）9.4

工作面采高（m）1.2煤尘爆炸指数（％）35

储地质储量（万T）2.89自然发火期（月）不易自燃煤层

量可采储量（万T）2.25矿井沼气等级低瓦斯

第二章地质构造

一、主要地质构造

本区为近东西走向，近水平煤层，工作面无断层构造影响。

二、煤层赋存状况和煤层顶底板性质

1、煤层赋存状况

煤厚0.70〜1.5m,倾角，3〜5°,稳定程度：较稳定。

2、顶底板性质

(1)老顶：细砂岩，厚7.38m,灰白色长石石英砂岩，具粉砂、泥岩条带。

(2)直接顶：泥岩，厚8.06m,黑灰色以泥岩为主，微斜层理，层面多云母。

(3)直接底：泥岩，厚1.63m,深灰色泥岩，含植物根部化石碎片。

(4)老底：砂一泥岩互层，厚11.76m,泥岩为灰黑色，砂岩为灰一灰白色，

夹3#煤。

三、水文地质情况

区内有三个含水层，即①Q潜水含水层；②J因砂岩裂隙承压含水层；③T3y砂

岩裂隙承压含水层。煤层以上的①、②两个含水层是本区的主要充水因素。首采工

作面位于山地丛林地之下，植物根部赋存较少的潜水含水层，由于采动影响会波及

地表产生条带状沉陷，煤层上部两个含水层水有可能导入工作面内；正常无涌水，

生产时要注意观测工作面情况。工作面需按本矿防治水预案要求配备排水设备，因

此也要掘好临时水仓以备突发，切实做好防水工作，确保工作面安全生产。工作面

为无水。

四、煤质

Wf(%)A8(%)Vr(%)S(%)Q(J/g)煤岩类型牌号

1.8915.035.21.128424半亮型FQi

五、瓦斯

本矿井为瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为3.2m7t,瓦斯绝对涌出量0.86m7min,

煤尘具有爆炸性，煤层属于不易自燃煤层。

第三章巷道布置

一、该面沿煤层走向方向布置，其运输顺槽与南部在掘的13工作面回风顺槽

相邻，外头从一采区回风巷底部穿过后与一采区运输巷相连，回顺和切眼西部为采

空区。切眼将运顺和回顺连通。巷道布置见附图1。

二、首采工作面布置特点及说明

1、该面运回顺均属于工字钢架棚支护，运顺铺设超前溜子及皮带运输机。在

采区进回风联络巷之间设乳化泵站，工作面配电点设在巷道内。

三、巷道规格表

净断面棚

巷道围岩掘进允许通过

支护间

巷道名称长度类别上宽下宽高断面断面风量

方式距

硝3

(m)(m)(m)(in)(m2)m/min

(tn)

切眼1202#煤1.24.32单体支护0.665—1036

运输顺槽1252#煤2.52.92.05.46.38架棚0.775—1200

回风顺槽1682#煤2.52.92.05.46.38架棚0.781—1296

第四章采煤方法和回采工艺

一、采煤方法

根据煤层赋存特征及开采技术条件，确定采高为0.76〜1.4m,循环进度为

1.2m。本工作面采取“单一走向长壁后退式采煤法”开采，采用“MG100/240—BWD

采煤机SGB—63O/15OCT刮板输送机+单体液压支柱”高档普采工艺，实行全部垮

落法管理顶板。

1、破煤方式

双滚筒采煤机割煤，一次采全高。

采煤机基本参数表

\参数设滚牵牵

卧截滚牵电

采计筒引引最大不可卸尺寸

底深筒引重量

高功0形速(m)

型号\量量转力压(t)

(m)率量式度长义宽义高

(mm)(mm)(r/min)(kn)(V)

(kw)(mm)(m/min)

MG100/2400.766010080063090.8电牵引2500-61144.89X1.14X15

-BWD-1.4X2无链00.432

2、装煤方式

采煤机滚筒旋转将煤体装入63OC刮板输送机中。浮煤由人工清理到刮板输送

机输出。

3、运煤方式

工作面用630型刮板运输机，运输巷经SGB-40型溜子、DTL80/20/30胶带输

送机经集中皮带巷转截至煤仓。

4、移溜方式

用移溜器移溜。

5、控顶方式

单体液压支柱配n梁支护顶板，

根据煤层厚度和顶板情况，选用单体液压支柱配合口型钢梁支护顶板，“见四

回一”支护方式。采空区采用自然垮落。

二、回采工艺

1、工艺流程

铺金属网一割煤一移梁支护一清浮煤一移溜一移柱一检修(整理工作面)

采煤机采用端头斜切进刀，进刀长度25nl左右，移溜滞后采煤机10〜15nl追机

作业，滞后移溜3〜5nl进行移梁支柱。

(1)开缺口

为了使安全出口畅通，检查滚筒方便，以及机头支护需要，必须在机头开规格

为长X宽X高=1.2X2.0X1.20m的缺口，机尾开规格为长X宽X高=1.5X1.5X

1.2m的缺口。

(1)打眼工具及配备数量：

打眼使用MZ12-1.2型煤电钻，1.5m麻花钻杆，合金钢钻头。

采面需配备煤电钻2台，钻杆2根，机头、机尾各一套。

(2)机头缺口爆破说明书

项目眼深进度眼数装药量(g)炮眼角度(度)

联线方法

眼别(m)(m)(个)单眼合计仰角俯角水平角

顶眼1.351.22400800565—85

腰眼1.351.22600120065—85串

底眼1.351.2260012001565—85联

合计62600

说明药卷规格：150g/卷

(3)机尾缺口爆破说明书

项目眼深进度眼数装药量(g)炮眼角度(度)

联线方法

眼别(m)(m)(个)单眼合计仰角俯角水平角

顶眼1.351.21600600565—85

腰眼1.351.2160060065—85串

底眼1.351.216006001565—85联

合计31600

说明药卷规格：150g/卷

(2)采煤机进刀方式

采用端头斜切式进刀方式：

(1)采到工作面端头时，对调上下滚筒；

(2)沿溜子弯曲段斜切进入煤壁，直到截深达到600mm；

(3)顶直弯曲溜子，对调上下滚筒，煤机向后割三角煤;

(4)割完三角煤，对调上下滚筒，上、下可采煤。

工作面进刀方式工艺流程图

AA

AA

AA

(a)起始;(b)斜切并移直输送机；(c)割三角煤;(d)开始正常割煤

(3)割煤

在采煤机正常行进的过程中，由前滚筒沿顶板割顶煤、后滚筒割底煤，前后滚

筒割煤高度之和为控制采高。

采煤机割下的煤大部分顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机，严禁任何人在采煤

机割煤过程进入前部溜作业。

(4)移梁

机组割煤滞后3〜5nl开始依次移梁，移梁步距为0.6m,“梁则要接顶严实，顶

板破碎时必须缩小支护间距，支柱初撑力必须290KN(11.5MPa),超前支柱初撑力

不低于50KN(7MPa)。

(5)移溜

移溜采用YQ4一8A型移溜器。机组割煤10〜15nl后，即可移溜。沿工作面每隔

4〜5nl安设一台移溜器，移溜时需从机头(机尾)或机尾(机头)顺序移溜，移溜

步距为0.6m,推移溜时要平稳，并随时调整，使溜则处于平、直、稳的状态，溜则

弯曲段不小于15m,移完溜则后移溜器必须回收。

推移刮板运输机机头、机尾：推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭锁情

况下进行。首先检查作业地段周围顶板、煤壁及端头维护情况，处理一切不安全隐

患，并清理干净煤帮侧浮煤。推移时要有专人指挥，煤帮侧和机头、机尾附近的人

员必须撤离，作业人员必须站在安全地段。严禁硬推、硬顶、硬拉，防止损坏过渡

槽等，但推移必须到位。采用移溜器推溜，严禁脱节移溜。

(6)移柱

采用DW16—30/100型外注式单体液压支柱配合DFB—2700/300型口梁交错迈

步支护顶板。

根据移留情况及时进行支护，不能不支或少支，靠近工作面的一排支柱

紧靠溜子边，保持柱子直、溜子直，兀型梁、铁丝网铺设必须平行于顶板，

间距均匀。

2、割煤作业要求

(1)采煤机启动前：

a、检查各零部件是否齐全，螺丝是否紧固，截齿是否齐全锋利，滑靴是

否平稳，与溜槽槽帮或链轨接触是否正常。

b、检查各操作阀，控制阀按钮，旋转手把等是否灵活可靠。

C、检查各部油位是否达到规定要求，有无渗漏现象，电缆水管和拖移装

置有无被卡扭现象，喷雾水的压力水流和水质是否符合规定要求。

d、检查行走部、行走滚轮有无损坏或异常。

e、检查机器及更换截齿时，必须将隔离开关手把、截割部离合器、牵引

换向手把打到零位，闭锁工作面输送机，方可进行工作。

f、检查灭尘设施的效果是否可靠。

g、对刮板输送机和工作面有关情况要全面了解，在安全无误情况下方可

试车。

h、在采煤机无故障、无障碍物，人员都要站在安全位置时，才允许对采

煤机进行试运转，采煤机启动时应先送水后送电，停机时应先停电后停水，

开车时先点动采煤机电动机，合上电动机手把使采煤机空转2—3分钟，在试

运转中要注意监听各部运转的声音是否正常，检查各种保护装置是否可靠后

方可开机。

(2)采煤机的启动操作程序：

a、把调速手把打到零位。

b、打开喷雾洒水阀门。

c、检查煤壁附近有无障碍物，然后发出开机信号。

d、点动采煤机电动机，合上截割部离合器。

e、开动输送机，启动采煤机。

f、将滚筒调整到适当高度。

g、转动调速手把使采煤机牵引割煤。

(3)采煤机运转中的注意事项：

a、采煤机经试运转，确认一切正常后，发出刮板输送机开车信号，待刮

板输送机正常运转后，方可开始牵引割煤。

b、采煤机开始牵引割煤时，牵引速度从零开始逐渐升高，不得立即打到

最高牵引速度。在运转中，随时注意采煤机负荷情况和输送机负荷情况，保

持采煤机牵引速度小于3m/niin左右为恰，防止采煤机和刮板输送机过负荷运

行，并尽量使出煤量均匀。

c、严格按作业规程的规定掌握好采高，顶底板要割平，避免出现台阶；

随时注意支架情况，防止割顶梁。

d、采煤机正常工作时，司机要随时注意煤流状况，如有大块煤、砰或长

木料时，要立即停止刮板输送机，防止杂物进入煤机底托架内。

e、采煤机运行过程中，司机要随时观察采煤机各部运转情况，各部温度

仪表指示，各部声音等是否正常，截齿是否缺少，电缆拖移装置是否完好，

冷却水量水压是否正常等，严禁无水开机。

3采煤机正常运行中，要注意采煤机本身或刮板输送机及周围环境条件

有无异常现象，如有应立即停机进行检查和处理。

g、采煤机正常运行中，严禁搬动离合手把，各部齿轮离合器的离合操作

必须停机时进行。

h、采煤机在超载时或牵引部超载时，应分析原因，必要时使滚筒脱离咬

合，开机退出缺口，进行检查。不得在重载下割煤，采煤机不得带病运转。

(4)采煤机的停车：

a、停车时先把牵引速度降到零，然后少许反向牵引，将滚筒内碎煤排尽;

采煤机停止运转后，关闭洒水截止阀停水，然后将所有操作手把打到零位或

断开位置。

b、下班或检修时，采煤机应停在安全可靠处，并将滚筒落至底板上，将

输送机闭锁。

c、采煤机停车后，司机要按启动前的检查内容对采煤机进行检查处理，

并清理采煤机的浮砰，保持采煤机的整洁。

d、紧急停车：机器工作中负荷过大，电动机堵转;机器内发出异响；电缆、

水管卡住或出槽;输送机内有大块煤肝、木料将要顶住采煤机;其它意外事故。

(4)其它

a、禁止用采煤机牵引或顶推其它设备用。

b、维护电气设备部件时要执行井下电气安全规程。

C、排除采煤机故障需要打开盖板时，要采取措施防止碎肝碎煤及其它杂

物进入油池，故障处理后加油时应使用专筒专抽。

d、采煤机运行中外部停电造成停机时应扳动离合手把，按下停机按钮。

四、工作面正规循环生产能力

1、循环产量Q

Q=LXBXHXRXC式中：L一采面长度(m)B一循环进度(m)

=120X0.6X1,2X1.34X97%H一采高(m)R一容重(T/m3)

=112(吨)C一回采率

2、万吨炸药消耗量G1

Gl=(q4-Q)X10000式中：q一循环炸药消耗量(Kg)

=(424-112)X10000=26+16=42Kg

=3750(Kg/万吨)Q一循环产量112T

八、万吨雷管消耗G2

G2=(A4-Q)X10000式中：A一循环雷管消耗量=6+3=9(个

=(94-112)X10000Q一循环产量)T

=804(个/万吨)

第五章顶板管理和支护

一、顶板特征、活动规律和矿山压力情况

直接顶厚度8.06m

老顶厚度7.38m

直接顶初次垮落步距8〜12nl

老顶初次来压步距22〜32nl

1、排距、柱距

（1）支护密度

G=F/Pn=300/300*0.85=1.18

式中：G-支护密度，根/米2

F-工作面需要的支护强度，KN/W,2类中等稳定顶板，需300KN/W

P-支柱的工作阻力，DW12-30/100型为300KN。

n一支柱实际工作阻力利用系数，0.85

（2）柱距

排距定为1.2米

则：柱距=1/1.2G=l/1.2*1.18=0.71（米）

本设计取柱距为0.6米

4、顶板分类

（1）直接顶分类

i＞岩石强度指数D

2

D=ROCiC2式中：Ro—岩石单向抗压强度（kg/cm）

=325X0.35X0.33G一节理裂隙间距影响系数。

=37.5＞30C2一分层厚度影响系数。

ii＞直接顶初次垮落步距（L）

L=8〜12m

故将直接顶确定为n类顶板。

5、老顶分级

i＞老顶周期来压强度的指标(N)

H

N二----

h

8.06

=------式中：H一直接顶厚度(m)

1.2

=6.7h一采高(m)o

ii＞老顶初次垮落距为(L2)

L2=22-32m

故将老顶确定为周期来压II级顶板。

所以该采面顶板分类为II类II级顶板。

二、顶板管理方法(包括周期来压措施)

采空区采用全部垮落法。

1、布置形式

该面布置形式为两梁四柱，正倒悬臂交替混合支护，采用“三四”排管理，最

大控顶距为4.1m,最小控顶距为2.9m,放顶步距为1.2m;采用密柱切顶,煤墙跟机打

贴帮柱(柱距为1.2m)。

2、周期来压预防措施

(1)做好周期来压的观测和预报工作，以便及时采取预防措施；

(2)采煤机割煤时，及时窜梁、打贴帮柱，窜梁时背顶要严实；

(3)采面正倒悬臂梁必须分开，错梁必须到位，顶梁必须垂直煤壁；

(4)采面支柱初撑力必须达到90kN以上，泵站压力不得低于18Mpa；

(5)采面柱距不得超过0.6m,缺柱必须补齐,失效或卸载支柱及时更换；

(6)必须坚持先打后回原则,严禁提前放顶,来压前必须在切顶线处打依柱或

依棚。

3、工作面支护

(1)普通

采用DW16—30/100型外注式单体液压支柱与DFB—2700/300型打梁相配合，

“三四”排管理,柱距0.6m,排距1.2m。

（2）特殊

a、密柱：在采面切顶线处正规支柱空档处支设的戴帽点柱；

b、创棚依柱：沿切顶线一排支柱架设的依度较大的棚梁、支柱；

c、端头支护：机头采用四对八根长口梁交替迈步支护，必须成对使用，每对

迈步距离1.2m。

d、两巷采用两排正窜梁超前采面20nl进行支护，背顶必须用与巷道上宽相同

的圆木或半圆木。

4、支架的型号和数量

工作面支护材料数量的确定

（1）口型梁数量

A、工作面：

1204-0.35=343（根）

B、端头支护采用3.6m的口梁16根。

C、超前支护：运输顺槽为2排，回风顺槽为2排。

运输顺槽：204-2.4X2=18（根）回风顺槽：204-2.4X2=18（根）

共需“梁36根。

D、备用“梁：

（343+16+36）X10%=40（根）

E、共需口梁434根

（2）单体液压支柱数量的确定

A：工作面支柱数量：

343X2=686（根）

B：超前支柱

36X3=108（根）

C：端头支柱

16X4=64（根）

E：根据工作面实际情况，本工作面采用双排密集柱支护，密集支柱柱距为0.1m。

密集支柱：14(根)

F：备用支柱

(686+108+64+14)X10%=88(根)

G：根据上述计算：本工作共需单体液压支柱946根。

H：回柱器2把

T:端面距的确定(根据煤矿开采方法第170、171所规定公式计算)

T=D-L1T=1400+100-1200=300(mm)

式中：T——工作面端面距

D——机道宽度1400mm(煤壁与输送机铲煤板之间间隙，一般取

50-150mm,本工作面取100mm)

L1---支柱正悬臂1200mm

说明：初采初放期间打低棚需增加支柱140根。

单体液压支柱参数明细表

支撑高度额定

伸缩油缸底座重量

(mm)工作

型号行程6面积

载荷

(mm)(mm)(cm3)(kg)

(kn)(kn)

DW16-30/10016001005595300100118-15710943.5

三、支护说明

1、工作面支护要求

(1)单体液压支柱和口型梁配合使用，支柱支在距口型梁端头的1200mm和

200mm处，形成正悬臂1200mm,倒悬臂200mm。

(2)每两对支柱中间加一根带帽点柱组成密集支柱。

(3)口型梁与单体液压支柱接触要吻合，液压支柱手把面向工作面，注液咀

统一向采空侧，移梁必须严密接项，顶底板倾斜时，支柱要有2〜3。的迎山角。

2、两道超前支护

从煤壁线向外需扶打20m走向双排超前架棚。

(1)回风顺槽架棚分别位于距巷道上、下帮肩窝100cm的位置。

(2)运输顺槽靠煤壁侧的架棚位于距巷道帮肩窝80cm,另一侧架棚位于巷道

中偏帮位置，保证留有大于0.8m人行道。梁子用HDJAT200型较接顶梁，巷道上

帮的钱接顶梁梁销小头向下，巷道下帮的钱接顶梁梁销小头向上。柱子根据现场情

况使用不同规格的单体液压支柱。支柱垂直于煤层顶板扶设，向上方迎3〜5。。顶

板完整地段较接顶梁上方用木托板衬垫顶板，防止打滑，顶板破碎处，使用倾向架

棚料接顶，支柱初撑力不低于50KN,并要求走向成直线。回撤架棚前必须将巷道内

的浮煤清理干净。

3、端头支护

工作面运输机头、机尾处支护滞后工作面支架0.6m,因此上、下端头各采用2

架端头支架。工作面机头、机尾采用双楔梁沿倾向支护顶板。支架与两巷支护间距

大于0.5m时，在上、下端头采用双楔金属较接顶梁进行支护，使用双楔梁支护时,

楔的斜面与弧形槽的斜面相吻合，两楔应对打，并打紧打实。覆盖运输机电机、减

速箱、运输机尾的双楔梁，梁上必须有双楔。不得出现2根悬梁，悬梁间柱与柱间

距不得超过2m,初撑力不低于90KN。支柱采用DZ型单体液压支柱，高度视现场情

况而定。

4、采面支护质量

(1)区队每周对工作面安全质量情况认真全面检查一次。

(2)每班验收员要对工作面每道操作工序严格按以下质量标准进行验收：

①对梁配够五根支柱。主梁三根，付梁两根，主梁靠机头方向；

②支柱成一条线，偏差不超过±100mm;

③口型梁必须成对，使用主付梁间距170±50mm；

④工作面棚距控制在600mm,排距1.2m

⑤支柱迎山合理，初撑力290KN；

⑥口型梁垂直煤壁，梁头成一条直线；

⑦严格按规程要求背顶，不能缺网，对梁塘材均匀背够6根；

⑧煤壁平直，伞檐在出煤前及时处理；

⑨采高控制在1.20米，进度控制在0.6m。

5、坑木消耗及备用量

该面采用板皮背顶，顶板破碎或漏顶处用半圆木背顶；超前支护用与巷道顶板

宽度相同长的圆木背顶，依棚用单体支柱架设；底板松软处，需穿规格为300X200

X100的柱靴；回风巷距采面50nl处设料场，需备用板皮4车，半圆木100块，圆

木30根。

(1)循环坑木消耗

Q循环单耗

直径长度根t.t—t数坑木体积(m)回收率复用率

名心、消耗量

(m)(m)(根)每根合计(%)(%)

(m3)（m3/万t）

板皮0.919

半圆木0.16X2.4100.0240.240.245.0

圆木0.16X2.440.0480.1920.1924.0

合计28

(2)备用坑木

规格数量：规格：4＞XL=0.16X2.4(m)备用30根，半圆木100块，板皮4车。

存放地点：回顺料场

6、运料方式和线路

地面料场一回风斜井一总回一—采区回风大巷

f工作面回风顺槽

第六章主要生产系统

一、一通三防系统

工作面通风、避灾路线图、监测监控(见附图)

1、通风路线

地面新鲜风流一►主斜井一运输大巷一►采区运输巷一＞12

运输顺槽一►12工作面一＞12回风顺槽一►一采区回风巷

一►总回一►回风斜井一►地面

风量计算和供风量

①按温度条件计算所需风量：

QEc.Sc.Ki=1.0X4.9X1.0=4.9(m3/s)

式中：Vc一回采工作面适宜风速，m/s,取1.0

Sc一回采工作面平均有效断面，m2,取4.9

Ki一回采工作面长度系数，120m,取1.0

②按良好的气侯条件计算：

Q采二60XV采XS采(mVmin)式中V采一采面风速，m/s；

2

=60X1X4.3S采一米面平均断面，m0

=258m3/min

③按炸药消耗量计算式

Q采>25A=25X4.2式中A一工作面一次放炮的最大炸药

=105m3/min消耗量，kgo

④按人数计算：

Q«>4N=4X20=80m7min式中N—工作面同时工作的最多人数

⑤按瓦斯绝对涌出量计算

Q=100kq

式中：K——瓦斯涌出不均衡系数取1.8

q——瓦斯绝对涌出量取0.58

贝!J：Q=100kq=100x1.8x0.58=104.4(m3/min)

取上述五种计算结果的最大值：Q采=258m%nin

⑥按风速验算：

32

15SVQ采V240S(m/min)式中S—工作面平均断面，m0

15X4.3<258<240X4.3(m3/min)

根据以上条件，工作面所需风量确定为300m7min即可满足生产及安全

需要。

2、瓦斯防治

(1)该工作面必须设专职瓦斯员，工作面放炮时，瓦斯员必须严格执

行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”、现场交接班制度，杜绝空班、漏检、

假检现象。

(2)瓦斯员必须熟悉并掌握该地区的通风系统和通风设施管理，发现

问题及时汇报处理。

(3)严格管好、用好为本工作面服务的通风设施。

(4)工作面上下出口必须每天有人清理，保证有效通风断面不低于

5.4m2□

3、防灭火

(1)工作面两道，皮带机头、油脂库、乳化液泵站均必须配备至少两

台灭火器，并置于醒目处。

(2)皮带机头必须安装烟雾报警、超温洒水等四大保护，皮带底部必

须经常进行清理，皮带托滚必须运转正常，防止皮带摩擦造成着火。

(3)严禁在工作面范围内存放变压器油、汽油、煤油，使用过的棉纱、

布头，严禁乱扔在采空区内，必须存放在专用箱内，并定时清理上井。

(4)回采工作面两道内凡发生高冒超过2m或有空洞体积超过5n?的，

均要对高冒处或空洞妥善处理，防止发生自燃火灾事故。

(5)工作面浮煤必须清理干净，防止浮煤进入老塘。

(6)工作面两道必须安装消防甩头，配备足够的消防软管，消防甩头

随工作面推进及时挪移，两道防尘管路兼作消防管路，每隔50nl设一个三通

阀门，三通阀门要保证能正常开启，要保证防尘管路水压不低于IMPa。

(7)工作面结束后，必须在45天内全部封闭结束。

4、综合防尘

(1)工作面防尘系统(二寸管路)

地面蓄水池一主斜井一运输大巷一煤仓集中运输巷一一采区运输大巷

一工作面运输、回风顺槽。

(2)防尘设施安装要求

①工作面生产前必须有完整可靠的防尘系统，防尘管路安设平直，吊挂

牢固，接头严密不漏水，工作面内每隔20m、两道每隔50nl设一个“三通”

阀门，管路杜绝“跑、冒、滴、漏”现象。

②工作面割煤时，必须使用煤机内外喷雾降尘。

③工作面两道距工作面20〜30nl范围内应安装风流净化水幕水幕应覆盖

全断面，灵敏可靠，生产期间安排专人进行管理，正常喷雾；各转载点、卸

载点必须安装喷雾洒水装置。

④割煤、出炭时必须使用喷雾降尘，严禁无水或水压不足进行生产。

⑤两道距工作面向外60〜200nl范围内必须安装隔爆水槽，水槽排距

1.2〜3m,水槽数量不少于200L/W的要求，水槽棚区长度不小于20m,且水

棚应安装易脱钩的挂钩。

⑥采煤工作面如打眼，必须使用湿式打眼，放炮使用水炮泥。

⑦工作面及两道内，必须每班按冲洗制度洒水防尘，消灭积尘。

⑧所有防尘设施实行移交，工作面投产前，防尘洒水设施不齐全，工作

面不得投产。

—''、运输

1、运煤

630溜子40TDTL—80DTL80DTL80

采面一►转载刮板——►顺槽皮带一►采区皮带»王国刖反市》

150kw40kw30kw30kw30kw

DTL80DTL80DTC80

煤行----A集中理喻巷皮带.主斜井地面

30KW30KW75KW

2、运料

地面料场一►回风斜井——►总回----►采区回风大巷——►

工作面回风顺槽

三、排水

1、涌水量、排水系统和排水设备能力

根据该面水文地质说明显示，该面正常情况下无涌水，但仍然要采取预防水措

施。

但根据与之相邻的巷道涌水、排水情况，在生产过程中，工作面涌水的可能性

很小，只需备好排水设备即可。排水管路（2时钢管）已敷设好，另需备用4kw潜水

泵两台。

四、防尘、洒水系统

运输顺槽巷供水管路选用直径2英寸的水管，每隔50nl设一个三通阀门，在

水管进入12工作面运输巷处安装阀门，给防尘水幕和转载点供水。回风顺槽巷供

水管路选用直径2英寸的水管，隔50nl设一个三通阀门给工作面机组喷雾、回风净

化水幕、乳化液泵站供水。

五、机电设备和配电系统

1、配电系统（略）

2、供电线路及设备布置

630刮板机

______40刮板机

来移--r----运顺-------------►------皮带

自动------煤电钻综保

f变一乳化泵

变电

电站

所-回顺------------►煤电钻综保

3、机电设备的配备和定期检修表

台数险修时间

编功率

设备名称型号能力合使备小修中修大修

号(kw)

计用用（天）（天）（天）

1采煤机MG100/240-BWD2401111530

2刮板机SGB-630/150CT150450T/h1111530

3刮板机SGB620-40T40150T/h111730

4胶带运输机DTL/80/20/3030200T/h221730

5胶带运输机DTL/80/20/3030200T/h111730

6胶带运输机DTL/80/20/3030200T/h111730

7乳化泵BRW80/2003780L/h2111730

六、液压系统

该面采用BRW-80/200型乳化泵供液，泵站设在一采区进回风之间联络巷距采

面180nl处，泵站压力为18-20Mpa,泵站输出的高压液经e25高压管输送到采面主

管(山25),采面主管沿溜子铺设，每10m设一个三通截止阀，供4)10高压枪管使

用，最后经注液枪到支柱。

七、安全监测及人员定位系统

采用KJ70N-JI煤矿安全监控系统对工作面瓦斯浓度进行连续监测监控。当瓦

斯浓度超过设定报警值时，现场瓦斯传感器发出声光报警，地面监控服务器及各监

测终端同时发出报警信号；当瓦斯浓度超过设定断电值时，现场瓦斯传感器发出声

光报警，地面监控服务器和各监测终端发出断电报警信号，同时KJ70N-JI煤矿通

用监控分站执行断电指令，控制断电器切断断电范围内全部非本质安全型电气设备

的电源并闭锁，当瓦斯浓度低于复电值时，KJ70N-JI煤矿通用监控分站执行复电指

令解除闭锁，解除闭锁后工作面方可人工恢复供电。

1、安全监测系统安装位置及控制参数

(1)安装位置：

在工作面回风出口向外不大于10m范围内设置瓦斯传感器。

工作面回风隅角切顶线向外200nlm处设置瓦斯传感器。

回风顺槽回风出口向工作面方向10〜15nl处设置回风瓦斯传感器、温度传感器

和一氧化碳传感器。

(2)吊挂要求：距顶板不大于300mm,距巷帮不小于200mm。

(3)参数:传感器报警值为20.10%、断电值21.5%、复电值＜1.0%。

(4)断电范围：工作面、运顺顺槽、回风顺槽内所有非本质安全型电器设备。

工作面必须按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》要求，所有监

测传感器与地面联网。

2、监测监控设备、电缆管理

(1)依据《煤矿安全规程》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》、

的有关规定，加强对工作面监测监控设备、电缆的管理，确保工作面监测监控设备

的正常运行，充分发挥其作用，保障安全生产。

(2)施工单位必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控

制线，在连接时必须有监测人员在场监护，机电维护人员负责安全监测监控装置安

装后的调试、传感器校验和维护工作。

(3)分站、电源箱入井前必须按照使用说明书进行测试调校，各项技术指标

应与说明书相符，接入系统运行48小时，确认没有问题后才能下井。入井前应按

照要求核查防爆性能和完好情况，取得“防爆电气设备检验合格证”后方可入井安

装。

(4)分站安装后要挂分站管理牌板，根据安装情况如实填写分站管理牌板内

容，当定义参数变动时，应及时修改牌板内容，保证与实际情况一致。

(5)分站、电源箱及断电器应安设在便于人员观察调试、支护良好、无淋水、

无杂物的地点，其所在位置要供电方便，尽可能缩短测控线路。安设时应示现场情

况使用专用监控设备架或吊挂在巷帮，使其距巷道底板不小于300mm,要便于巡查

维护。

(6)分站电源箱、断电器供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在

被控开关的负荷侧。电源箱及断电器等非本质安全型电器设备必须按要求安设符合

要求的接地极，接地电阻值不得大于2。。

(7)瓦斯传感器及设备开停传感器在入井前均应按照使用说明书进行调校标

定，通电运行24小时，准确无误后方可入井使用。

(8)瓦斯传感器安装后按照矿规定周期进行调校，10天至少用标准甲烷气样

和空气样对甲烷传感器校验一次，同时测试瓦斯电闭锁功能，确保瓦斯传感器监测

准确及瓦斯电闭锁功能正常。

(9)瓦斯传感器根据安装地点的湿度、粉尘浓度等具体条件确定上井检修周

期，连续使用时间不得超过3个月，必须上井全面检修、校验。设备开停传感器及

分站、电源箱、断电器在井下连续运行6〜12个月，必须升井检修。

(10)电源箱及断电器使用的电缆要符合矿用电缆的技术标准。电缆不应悬挂

在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水

管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。电源电

缆不得盘圈，过长的电缆要用吊钩均匀吊挂，间距不得大于L5m。电源线不得与其

它动力电缆或信号电缆交叉，

(11)监控系统所用电缆在入井前，均应在地面进行芯线通断、绝缘性能的测

试。

(12)信号电缆与动力电缆在同一巷帮敷设时，信号电缆应吊挂在动力电缆的

上方，其间距不得小于300mmo

(13)传输电缆的接头，都要用防水本质安全型专用接线盒。接线盒处电缆应

交叉绑紧，防止巷道变形和人为拉脱接头。进线电缆两端应向下垂，防止接线盒进

水。

(14)分站处不得留有过多的电缆，进出电缆应整齐美观。其线路中的接线盒

应挂上标签，注明用途，以便查找故障。接线盒盖上的固定螺丝应涂油防锈，防止

受潮锈死。

(15)安装的分站、传感器、电缆、电缆接线盒等由施工单位的队长、班组长

负责保管和使用，如有损坏应及时向矿调度室汇报。凡发生区队解脱或破坏监控装

置的，必须坚持先停产后追查分析的制度，对责任者必须严肃处理。

(16)瓦斯检查员每班至少3次(接班后、班中、交班前)对管辖范围内传感

器的数据进行校对和记录，对安全监测监控装置及电缆的外观进行检查，并将记录

和检查结果报中心站值班员，安全监测监控装置的完好情况纳入现场交接班内容。

安全监控设备发生故障时，瓦斯检查员要及时汇报中心站值班员，瓦斯检查员在监

控设备不能正常工作期间代替瓦斯传感器进行检查，监测维护人员应在4小时内修

复，否则必须停产修复或更换。

(17)如工作面放炮，要对传感器采取保护措施，防止放炮崩坏传感器及电缆。

(18)电源箱交流电停电后，中心站值班员应及时通知施工现场人员及时查明

原因恢复供电。

(19)拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与

安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，须报告矿调度室及

监控中心站，并制定安全措施后方可进行。

3、人员定位系统

矿井安装一套KJ271矿井人员管理系统。采用先进的远距离无线射频识别技

术和远程通讯技术，由地面管理计算机及软件、人员定位分站、人员标识卡及读卡

器等组成。在12工作面运输、回风顺槽安装读卡器分站，实现对工作面人员的实

时监测、跟踪定位管理和考勤。

八、压风、供水施救系统

1、压风

在地面建有固定压风机房，安设两台DVF10/7型活塞式空压机，流量量

10m3/min＞压力0.7MPa,配套电机功率55KW。压缩空气主干管沿副斜井井筒敷

设，选用e108X4.5无缝钢管。井下干管沿运输大巷敷设，选用e108X4.5无缝

钢管，12工作面敷设657X4的无缝钢管。在工作面上下出口向外25m〜50m处

安装一组压风自救装置。

2、供水

利用防尘系统管路作为供水施救系统。在工作面上下出口向外25m〜50m安装

压风自救装置处设置供水施救甩头。供水施救甩头与压风自救同步安设。

第七章劳动组织及循环作业表

一、劳动组织

(1)劳动组织和作业方式：

该面组织二班生产，一班维修，采用“三八”制作业方式，

采面采用分段追机作业，各专业工种与综合工种相互结合的作业形式。

(2)人员配备

序出勤人数表零点班八点班四点班

工种

号八四零小计024681012141618202224

1班长1113

2机组司机2215-

3溜子司机1113

4皮带司机1113

5支护工3317

6清煤工2204

7电钳工1124

8泵工兼看工具1113

9看柱工0000

10维修工1124———

11质量验收员112

12其他2226

13合计16161244

循环作业图表

窜

慨

梁

支

移