一采区1216工作面作业规程(修改中)

一采区1216工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面名称1216工作面煤层名称山西组2号煤层

采区名称一采区

地表对应位置地表无对应的村庄或建筑物

东1218备用工作面

南以一采区东运输巷为界

井下位置

西采空区

北保安煤柱

地面标高1220-1330工作面标高818-880

回采对地面

地表处于森林覆盖区，无人居住，无建筑物，不会造成影响。

设施影响

第二节煤层

工作面煤层赋存稳定，全区可采，煤层厚度在1.3—1.7m之间，具体情况见表:

顺槽长（m）779m切眼长（m）182.5—226.6m

煤层煤层结构简单煤层倾角（°）0°-12°/6。

煤层平均厚度1.5m稳定性稳定

切眼长度（m）182.5—226.6m

可采长度（m）684工业储量（t）338125

储量

可采面积（m2）145448回采率（％）95%

容重(t,m3)1.35可采储量（t）279806

煤类焦煤平均灰分（％）16.22

煤质挥发分17.49平均水分（%）0.52

粘结指数62

附图1:巷道布置图

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

类别分项主要岩石厚度(m)岩性

深灰色。石英为主，长石次之，分选中

1.5-2.1

老顶细粒砂岩等。泥质胶结。含少量白云母片。层面富含

1.8

炭屑。

2.8-3.2

顶板直接顶粉砂岩黑色，富含植物化石碎片。

3.0

0.5-0.9

伪顶泥岩灰黑色，富含植物化石碎片及炭屑。

0.7

LOT.4

直接底泥岩黑色，含炭屑及植物叶片化石。

1.2

底板

LOT.6

老底粉砂岩黑灰色。含白右母碎片及植物化石碎片。

1.3

附图2：地层综合柱状图

第四节地质构造

工作面掘进过程中1216进风顺槽揭露正断层4个，1216辅助进风顺槽揭露正断层

3个，1216运输顺槽揭露上断层1个，1216切眼揭露正断层2个。1216进风和辅助进

风顺槽有一断层落差在3.5%该断层位于保安煤柱区，对回采无影响；1216运输顺槽

306m处断层落差约2M，对正常回采有一定影响；其余断层落差较小，对工作面回采影

响不大。

第五节水文地质

工作面水文地质条件相对简单，涌水方式以顶板淋水为主。顺槽掘进时，巷道内局

部地区出现顶板淋水现象，在回采时要注意观测工作面内水文地质条件变化情况，并加

强对巷道内顶底板淋水的处理。工作面1216进风和辅助进风顺槽掘进时揭露一陷落柱，

陷落柱边缘区域顶板淋水较大，回采时要注意加强陷落柱区域涌水情况观测，并做好顶

板支护管理。由于工作面属于奥灰水承压开采区，2#煤层最大突水系数为0.032MPa/m,

小于临界突水系数(0.06MPa/m),因此奥陶系灰岩岩溶水对井田内2#煤层突水的可能性

小。但由于巷道掘进时如揭露断层较多，且工作面西北方有一陷落柱，断层带及陷落柱

等地质构造区域内岩石较碎，易成为奥灰水导水通道，可能造成奥灰突水，在回采时需

加强地质构造区域涌水情况观测。

第六节影响回采时的其它地质情况

预计工作面绝对瓦斯

12.62煤的自燃倾向性不易自燃

涌出量m3/min

煤尘爆炸性地温危害无

第二章采煤方法及回采工艺

第一节巷道布置

工作面采用走向长壁布置，顺槽、切眼全部沿煤层掘进，全部采用矩形锚网索支护，

巷道断面净高2.5m,净宽4.0m,

第二节采煤方法

一、采煤方法

1、采用走向长壁式布置工作面，一次采全高，采煤机割煤。工作面呈后退式开采，

全部垮落法管理顶板。

2、根据顺槽揭露的情况显示，本工作面的煤层厚度为1.3T.7m,平均煤厚1.5m,

回采时不得任意留设顶、底煤。

二、破、装、运煤方式的选择

工作面破煤和装煤采用MG200/468TD电牵引采煤机，切眼采用SGZ-630/400刮板

输送机、运输顺槽安装一部SZB-730/75型转载机、一部DSJ-80/2X75型胶带输送机、

作为运输设备。

三、进刀方式

采煤机采用端部斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度为35m,进刀深度0.6m,具体

工艺如下：

1、采煤机初始开采时煤机位于机头（或机尾）处，工作面刮板输送机机头（或机

尾）25m范围内处于弯曲状，煤壁呈直线状（见图a）；

2、开动采煤机端部斜切进刀，直至进刀长度达35nl后，使得采煤机前后滚筒完全

进入煤壁即达到正常截深后停止截割（见图b）；

3、调换前后滚筒上下位置推移刮板输送机至平直状态，而后返刀割通三角煤（见

图c）；

4、调换前后滚筒上下位置，采煤机空机返回，进入正常割煤状态，之后从端头逐

节推移刮板输送机并拉架，追机距离控制在10—15田的范围内（见图d）。

附图3：端头斜切进刀示意图

第三节采煤工艺

一、工作面回采工艺流程

采煤机自下端头斜切进刀后一下行割三角煤一上行割煤一运煤一拉架一推溜一清

煤一上端头斜切进刀一上行割三角煤一下行割煤一运煤一拉架一推溜一清煤一下端头

斜切进刀

二、各工序施工工艺

1、割煤

采用MG200/468-WD电牵引采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

2、运煤

工作面选用SGZ-630/400型刮板输送机运煤，运输顺槽采用一部DSJ-80/2X75型

胶带输送机、一部SZB-730/75型转载机运煤，经1216运输顺槽、一采区东运输巷、一

采区北运输巷到井底煤仓，最后经主皮带外运。

3、拉架

拉架采用本架操作法(特殊情况下可采用邻架操作顺序移架)，即移架工站在待移

支架的前后立柱之间通过搬动操纵阀组的控制手柄进行移架。在距采煤机后滚筒10m往

外的地方开始降架拉架，保证支架接顶严实，顶板不平时要调整千斤顶。

拉架支护必须符合下列要求：

①工作面支架初撑力不低于规定值(2849KN)的80%即2279KN(22MPa)c

②移过的支架必须成直线，每50m拉线偏差不超过±50mm,架间中心距1.Em,其偏

差不得超过±100mni。工作面拉线时，不必从机头拉到机尾，只在需要拉线的地方进行

拉线，完成后及时撤除。

③支架要垂直于顶底板，不歪斜(<±5°)且与顶板接触严密，迎山有劲,

④支架顶梁平行于顶板，其最大仰俯角小于7。。

⑤相邻支架间的错差不得超过顶梁侧护板的2/3,支架不挤不咬，架间间隙小于

200mmo

⑥支架端面距不大于340mmo

⑦支架要垂直于工作面的刮板输送机，倾斜度应W5°。

⑧移架距采煤机后滚筒的距离不得小于10%否则必须停止采煤机的运转。如果顶

板破碎时，必须停机带压移架。

4、推溜

割煤与推溜间距应大于20-25%推溜时可以多点同时操作，但必须顺序推溜，以防

刮板输送机出现急弯或脱节，并符合下列要求：

①推溜时严禁从两头往中间推溜。

②推过的刮板输送机必须成直线，最大弯曲不超过3°(即任意两溜槽的插接处张

口宽度不得大于80mm),弯曲段长度不小于15m,并保证平稳。

5、清煤

推溜后及时将柱间及唯溜千斤顶槽内浮煤、浮研清理干净并运走，且无大块煤石干。

6、移设转载机(回撤75#刮机)

工作面采过2〜3个循环移溜后，要及时前移顺槽转载机，并要确保切顶柱的加设

空间。工作面每推进5—10m后缩运输顺槽内的带式输送机一次。

7、打眼开炮

当遇地质构造，采用放松动炮作业时，必须遵守下列规定和《煤矿安全规程》中有

关规定。

(1)打眼工具：风动钻机

(2)炮眼布置:

①当岩位于煤壁顶部时：

A、当破岩量小于1.0m时,为单排眼，眼深0.6-1.0m,眼间距1.0m,顶眼距支架

梁下0.5m；倾角+50。

B、当破岩量大于1.0m时,为三花眼，眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,顶眼距支架

顶梁下0.5m；倾角+5°o

②当岩位于煤壁底部时：

A、当破岩量小于1.0m时,为单排眼，眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,底限高出底

板0.4m,倾角70°。

B、当破岩量大于1.0m时,为三花眼，眼深0.6-1.0m,眼间距1.0m,底眼高出底

板0.4m,倾角-10。。

③当全岩时，为五花眼，眼深0.6—L0m,眼间距1.0%顶眼距支架顶梁下0.5m,

倾角+5°,底眼距底板0.4m,倾角70°。

④装药量为1卷，可版据现场岩层软硬程度适当调整。

⑤采用正向装药，串联联线。

⑥封泥长度不小于0.汨，且要填满捣实。

附：爆破说明图表

第三章顶板管理及支护

第一节工作面顶板管理及支护

工作面采用全部塔落法管理顶板，移架后顶板自行垮落，支护采用ZZ-3000/12/24

型支撑掩护式支架和ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架进行支护，共安设支架

152架(其中大切眼内安装122架、小切眼内安装30架)，机头、机尾各安装4架

ZZ3000T3.5/27型支架,顺序移架及时支护,移架步距0.6m。

第二节综采支架工作阻力

一、顶板压力计算

Q二MXKXRX9.8

式中：Q-—预计顶板压力(KN/m2)

K—-增载系数，一般取6—11,老顶级别越高K值越大，取8

R—顶板岩石容重，取2.St/m'

M---采高，取2m

Q=2X8X2.5X9.8=392KN/m2=0.392MPa

二、工作面所选液压支架及乳化液泵站主要性能参数

1、液压支架

①型号：ZZ-3000/12/24型支撑掩护式

最大支撑高度：2.4m最小支撑高度：1.2m

支架中心距：1.5m移架步距：0.6m

初撑力:2849KN(28MPa)工作阻力：3000KN(29.47MPa)

支护强度：0.51MPa—0.53MPa系统供液压力：31.5MPa

支架数量：144架底座比压：1.3MP&

伸缩梁行程:0.6m安全阀的调定卸载压力为：32Mpa

②型号：ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架

最大支撑高度：2.7m最小支撑高度：1.35m

支架中心距：1.5m移架步距：0.6m

初撑力:2849KN(28MPa)工作阻力:3000KN(29.47MPa)

支护强度：0.51MPa—0.53MPa系统供液压力：31.5MPa

支架数量：8架底座比压：1.3MPa

伸缩梁行程:0.9m安全阀的调定卸载压力为：32MPa

2、乳化液泵站

设置两泵一箱，进回液管各一趟

型号：BRW200/3L5泵二台公称压力：31.5MPa

公称流量：200L/min液箱容积：1.6才

乳化液浓度由液箱自动进行配比，同时在每次加入乳化油后要用专用仪器人工测试

其浓度，使其浓度在3%-5殆之间。

3、验算结论

所选支架支护强度PW).51-0.53MPa,而预计顶板压力Q=0.39MPa,由于P>Q,所以所

选支架支护强度满足顶板压力的要求。

第三节工作面及顺槽顶板控制

一、工作面支护

1、工作面支架的布置及其规格

工作面液压支架从机头向机尾方向统一编号，支架中心距1.5m。

2、工作面控顶距及移架步距

中间架：最小控顶距：3832mm,最大控顶距：4432mm,移架步距：600mm0

端头过渡架：最小控顶距：4010mm,最大控顶距：4910mm,移架步距：600mmo

3、机头、机尾架位置

工作面安装支架时机头、机尾各安装4架ZZ3009-13.5/27型支架。

二、端头支护及顺槽超前支护

1、在工作面上下两端头分别距支架架边0.1—0.3m处布置一对单体支柱配n型钢梁的支护，

然后根据现场实际情况按照0.8m的间距加设冗型梁，迈步梁间距0.2m,同步梁间距0.8m布置端头

支护。两钢梁呈交错迈步式，滞后梁的梁端头要同支架切顶线平齐，每推进两个循环滞后梁迈步前

移一次，并要同顺槽的超前支护相接。每根超前梁下加设2根单体支柱，每根滞后梁下加设3根单

体液压支柱，柱距0.8m。如因其它原因(如端头支架不能有效护顶或顺槽超宽)导致两端头每增宽

1.0m加一对口型钢梁，但要确保其中有两对梁之间宽度不小于0.8m的行人道。同时要在机尾端头

支护迈步梁的后方采空侧（即支架的切顶处）加设一排单体支柱配木柱帽或较接顶梁的切顶柱，柱

距0.4m,木柱帽或较接顶梁平行于顺槽加设，以利有效切顶，若顶板破碎或强制放顶时必须对切顶

柱加设钺柱。若顶板破碎吁石较小时在切顶柱后方加设挡阡设施，防止歼石窜入端头支护内伤人，

挡奸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。

端头支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。

2、顺槽全部采用矩形锚网索支护，从工作面出口向外20nl范围内必须保证支护完整无损，并

要超前加强支护。支护时在巷道内加设单体液压支柱配较接梁沿顺槽方向平行布置。1216进风顺槽

和辅助进风顺槽（无炭柱绕巷）加设超前支护时分别距巷道两帮1.2m处加设两排单体液压支柱即可：

1216运输顺槽加设超前支护时，在距工作面煤帮0.2m处加设一排（称为第一排）超前支护，再紧

靠转载机（75#刮板输送机）加设第二排超前支护，然后在距另一帮0.2m处加设第三排超前支护，

第一排与第二排超前支护之间形成输送机道，第二排与第三排超前支护之间形成安全行人道；顺槽

的超前支柱在加设好以后再统一用防倒锥将单体支柱同较接顶梁连接，同时顺槽超前支护范围内的

所有单体支柱必须全部穿柱鞋。每班要对超前支护范围内的所有单体支柱进行检测，且现场

有检测工具，并有记录台账。

当工作面推进过程中遇顺槽架设棚架支护时，只需在原工字钢梁下方加设3根单体

液压支柱即可，不需加设较接顶梁，待推进过棚架支护地段时，立即按照上述标准进行

加设。

3、工作面上、下三角煤体松软破碎时，应架三角斜跨棚管理顶板，梁子用①0.2m

X3.2m的圆木，一端搭在支架架头上，搭接长度不小于0.2m,另一端用单体液压支柱

做支腿形成挑棚。

4、超前支护做到“两拴、三齐、一达标”的规定要求。两拴：即用防倒链拴梁拴

柱；三齐：即支柱支设整齐、电缆悬挂整齐、管线吊挂整齐；一达标：即支柱初撑力达

标（不小于90KN）。

三、超前支护强度计算

⑴超前支护管理

工作面超前支护均采用单体支柱配1.2m长的较接顶梁进行支护，柱距1.2m。运输

顺槽（十七顺槽）为三排，其余两条顺槽全部为两排。

⑵根据“超前支护强度加上原支护形式支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度

必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。

超前支护强度至少应当平衡直接顶岩重.

即Pt^Pn=（MyXRy+MmXRm）XLXWXK

式中：Pt一一巷道原支护及超前支护对顶板的支护强度，T；

Pn——单位棚距所需支护的顶板强度，T；

My——直接顶厚度，取3.2m；

Ry——直接顶容重，取2.5T/m3；

Mm----煤层厚度，取1.5m；

Rm——煤层容重，取1.35T/m3；

L——顺槽断面宽度，13、14、15、16顺槽均为4.0叱

W——单位较接顶梁支护宽度，1.2叱

K——动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般为1.2

—1.4,取1.4o

进风顺槽（十五顺槽）：Pnl=（3.2X2.5+1.9X1.35）X4.0X1.2X1.4=71

辅助进风顺槽（十六顺槽）：Pn2=（3.2X2.5+1.9X1,35）X4.OX1.2X1.4=71

运输顺槽（十七顺槽）：1片3二（3.2X2.5+1.9X1.35）X4.OX1.2X1.4=71

由于高强度螺纹钢锚杆的锚固力为10T,其有效系数为0.7,进风顺槽（十五顺槽）、

辅助进风顺槽（十六顺槽）、运输顺槽（十七顺槽）顶板布置6根锚杆，每3.2D布置2

根锚索，锚索锚固力为30T,单体支柱工作阻力为25T,得：

Pt1=6X10X0.7+25X2+30X2/2=122T

Pt2=6X10X0.7+25X2+30X2/2=122T

Pt3=6X10X0.7+25X3+30X2/2=147T

SjfcPtl>PnEPt2>Pn2,Pt3>Pn3,所以运输顺槽（十七顺槽）的20m长三排单

体液压支柱配较接顶梁支护和进风顺槽（十五顺槽）、辅助进风顺槽（十六顺槽）的20m

长两排单体液压支柱配较接顶梁支护都能够满足要求。

四、安全出口管理规定

1、工作面上、下顺槽距切眼20m范围内必须加强支护。保证巷道安全出口高度不

得低于1.8%并有不小于0.8m宽的人行道。

2、安全出口必须设专人进行维护。超前支护范围内支柱完整无缺，无断梁折柱、

无浮煤、无积水、无杂物、无废料堆积，保证足够的通风、行人及运输断面。

3、人员进出工作面必须走安全出口，需跨越刮板机时必须从过桥或盖板通过。

附图4；工作面支护右置图

第四节沿空留巷

一、沿空留巷工程量及提前准备工作

1、从1216工作面回采起开始实施沿空留巷，沿空留存长度约684m。

2、对顺槽与联络巷的丁字口处顶板采用锚索加固，从顺槽丁字口向联络巷增加两

排锚索即4根。

附图5:联络巷丁字口处支护示意图

二、沿空留巷设计

1、沿空留巷时充填体位置选择在机尾采空侧第1、2个灵架后方。充填体高度同巷道高度一致，

充填体宽度2.0%放置在采空侧1.5m、顺槽内0.5m,充填后巷道净宽为3.5m。

2、沿空留巷一次充填长度为3口（可根据工作面推进进度进行调整，但最长不得超

过5.0m）,当工作面支架最后方至已充填垛的距离达到7.2m时必须先停止工作面的推进,

待充填垛充填至与迈步梁用接时方可继续推进。

附图6:充填体与巷道平面位置示意图

3、为保证充填体充填期间顶板的控制及作业人员的安全，在支架后方与充填体之间加设四对

单体液压支柱配2.6m的兀型钢梁支护，四对八梁每对成交错迈步式布置，同步梁间距1.0%滞后

梁平均加设3根单体支柱，超前梁加设2根单体支柱，每对梁中两梁错距1.2m、间距0.2m,工作面

每推进两个循环两梁交替前移一次。在充填体与采空侧加设2排单体液压支柱配1.2m的较接顶梁支

护，加设长度不小于6m,排距0.6m,与采空相邻的一排单体液压支柱还要加打倾斜于采空侧的俄柱；

若充填体距离支架后方较近加设兀型钢梁困难时，可采用单体支柱配较接顶梁进行支护，柱距为1.2m,

排距为LOm,较接顶梁之间必须进行较接。在迈步梁靠采空侧加设一排单体液压支柱配较接顶梁，

柱距0.6m,同时还必须在切顶柱后方加设挡砰设施，防止研石窜入人员操作空间内伤人，挡歼设施

采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。另外要

求所有的单体液压支柱加好后还要加设防倒链，以防倒柱。

4、考虑到沿空留巷期间施工点位于采空侧且瓦斯含量较高的实际，在实施沿空留

巷期间每隔10—50m（该间隔距离在留设时可根据实际生产过程中的瓦斯浓度适当调整）

留设一个宽为0.7m的通风孔（高度与巷高一致），第一个通风孔留设在第2#充填体和第

3#充填体之间，待下一个通风孔利用后再将前一个通风孔充填封堵。为防止通风孔靠采

空侧口被垮落下的研石堵塞，在留设通风孔后回柱前应对其加靠铁丝网并铺设木板。

5、沿空留巷时巷旁充填采用中国矿业大学研制的ZKD型高水速凝充填材料。该材

料由甲料、乙料、加甲料、加乙料四种组分构成，甲料、乙料按1:1配比使用，每5袋

甲料配1袋加甲料，每5袋乙料配1袋加乙料。其中甲料是以硫铝酸盐水泥熟料为基材，

与悬浮剂及少量超缓凝剂注磨而成，乙料是由石灰、石膏、悬浮剂和复合速凝早强剂等

混磨而成。要求甲料和乙料两部分必须等液进浆，混合均匀，其强度才能达到最大。ZKD

型高水速凝充填材料性能可根据具体条件进行配制与调整。根据该工作面上覆岩层结构

特点及井下施工条件，选用袋装净浆材料，水灰比确定为1.5:1进行充填。

6、沿空留巷期间所需材料及设备见下表:

材料及设备名称规格型号数量单位备注

煤矿用双液注浆泵2ZBSB8—1.1/6—222台

搅拌桶JB—10004个

并配套120X120X

螺纹钢对拉锚杆620、L2150550支10mm的托盘及螺母。

钢筋网3000X1300/2000X1300920/100张

用4）14mm圆钢焊制,并

钢筋梯子梁L=2.0m1850根留设中心间距为700mm

的锚杆孔三个。

单体液压支柱DZ2800/DZ31501200根

刀型梁2.6m30根

较接梁DJB12001200根

高X宽X长；遇特殊地质构造带时根

充填袋

2500X2000X3000据现场情况专门制作

7、施工充填体时螺纹钢锚杆的间排距为0.7X0.8m,每排穿设3根4）20mm、L2150nlm

的螺纹钢锚杆，同时螺纹钢锚杆两头的托盘要平行于巷道顶底板放置，不得成倾斜状。

周围钢筋网的搭接长度不小于0.1m,每0.2m用14#铁丝连接一道，并在支模后浇注前

紧贴钢筋网的外围打设单体液压支柱，柱距0.6用。若遇顶板不平或因发生漏顶事故而难

以接顶时可将提前备好的铁丝网裁成适当的大小，再按前述要求用铁丝将其连接并同顶

板钢带或顶网连接，之后再行充填。但不论何种情况，充填袋必须返边下垂。

附图7：充填体螺纹钢加设示意图

8、作业期间所需的工器具见下表：

工器具名称数量单位备注

防尘口罩10个所有作业人员都配

胶皮手套10付人手一付

卷尺2个5m小卷尺

管钳2把

扳手根据实际配备

第五节矿压监测

一、监测仪表的设置

工作面支架每10架安装一组支架压力表，在后立柱两油缸之间固定一个铁架用于

悬挂支架压力表,共安装17组支架压力表，以监测支架的初撑力和工作用力。

二、观测内容：

工作面切眼支架支撑力、顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量、

沿空留巷巷道顶底板相对移近量和两帮相对移近量

二、测点的选取与观测方法

(1)工作面支架

采用人工观察的方式，每循环检查一次，并将真实的显示数据进行观察记录。记录

数据必须及时上报至矿地测科。

(2)顺槽

顺槽顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量必须每旬观测一次，并有观

察记录，具体由地测科矿压管理员进行。

(3)当压力表读数明显增大，表明处于来压期间，应加强观察与记录。

三、管理规定

1、监测仪表应妥善保管，任何人不得随意拆卸损坏。

2、保证压力表的完好，对测量数据不准的压力表应及时更换。

3、对所测取数据应及时进行分析、处理，以便及时提出切实有效的措施指导生产。

具体按照《新源煤矿矿压监测管理条例》内容执行。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运煤系统

1、运煤路线：

工作面一1216运输顺槽一溜煤眼一一采区东运输巷一一采区北运输巷一煤仓一主斜井一

地面

2、运输设备型号、运输能力、台数、安装位置:

运煤设备型号运输能力台教安装位置

刮板机SGZ-630/400600T/h1工作面（大切眼）

刮板机SGZ-630/200600T/h1工作面（小切眼）

转载机SZB-730/75630T/h11216运输顺槽

皮带机DSJ-80/2X75630T/h11216运输顺槽

3、运煤系统安全技术规定

（1）运煤系统各巷道要加强顶帮维护，压力大的地段必需及时加强维护，运输范

围内撒落的煤要及时清理，以保持良好的生产环境及安全环境。

（2）机电检修工、运输设备司机要经过专业技术培训，并持证上岗；司机开车时

要集中注意力，发现问题要及时停车，确保设备安全运转。

（3）及时检修机电设备，保持设备完好。皮带机、刮板机保护装置要齐全，皮带

机上、下托辐运转正常，托辄齐全；刮板机刮板、螺栓齐全紧固。

（4）防尘管路要齐全，各转载点必须有喷雾装置，并能形成雾状，做到开机开水，

停机停水。

（5）工作面及运煤系统内的照明、通讯信号装置齐全。

（6）严禁人员乘坐皮带机、刮板机。

（7）整个运输系统内的运输设备必需按下列顺序开停：开机须由外向里进行，停

机须由里向外进行。

（8）各部设备之间有合理的搭接长度和卸载高度。

（9）运输设备司机若发现有木料、杂物或大块阡石等进入出煤系统时，必须及时

停机将其取出，防止卡溜煤眼或损坏设备。

（10）各部设备完好情况必须达到质量标准化要求。

二、运料系统

1、运料路线

进料：地面一副斜井一一采区北辅助运输巷一一采区东辅助运输巷一1216运输顺槽

（1216进风顺槽）一工作面

2、出料路线：反向进行

附图8：运输系统图

3、设备及运输方式

工作面所需材料、设备等物资从地面经副斜井、一采区北辅助运输巷、一采区东辅

助运输巷运送至1216运输顺槽车场，然后采用1216运输顺槽安装的55KW单轨无极绳

绞车运送至1216运输顺槽各地点，或运送至一采区去辅助运输巷后经1216进风顺槽安

装的55KW单轨无极绳绞车运送至各地点。

4、绞车的固定及有关要求

生产过程中如需安设货车时，只能采用打设地锚或混凝土浇筑的方法固定，地锚固

定时锚杆长度不得小于L5m,树脂锚固长度不得小于锚杆长度的0.6m。如待安绞车需

采用混凝土浇筑或因安装地点底板松软需混凝土浇筑时，必须严格按照说明书中要求或

实际所需来确定地脚螺栓的长度。绞车司机在初次开车时必须检查绞车的稳固性，确认

安装牢固后方可开车。

5、材料管理

(1)工作面所需的各种材料必须按照规定，按时、按量运送到指定位置。

(2)材料运送过程中，不得去失、不得随意随地卸车，以免浪费。

(3)工作面进回风巷各种材料必须堆放整齐，并有标志牌。

(4)取料时应按顺序取料，取料后要将材料码放整齐。

(5)工作面必须备生一定数量的备品、备件，各类备用材料必须分类存放，且有

标志牌。工作面备品、备件的数量应满足工作面日常生产需要。

6、上、下端头及工作面运料安全措施

(1)运料前，必须先检查运料路线内的顶帮支护情况及巷道内的杂物和积水情况，

发现问题及时处理，确保运料路线畅通。

(2)运料时，前后运料人员至少要相隔5nl,二人以上共同运料时，要相互配合协

调一致，防止运料时材料碰伤人。

(3)装运材料的车辆，严禁超过车辆宽度，高度不得超过车辆高度300nun,且必须

捆绑牢固。

第二节通风

一、工作面通风

本工作面采用“三进一回”即1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽、1216运输顺槽

进风，1216回风顺槽回风的通风方式，1216运输顺槽进行沿空留巷。

二、工作面瓦斯涌出量预计

(一)开采煤层瓦斯含量

根据河南理工大学对新源煤矿现开采2=煤层进行的煤层基础参数测定报告资料，工

作面所处区域2"煤层的原始瓦斯含量平均为6.96m7to

(二)本煤层瓦斯涌出量计算

运用分源预测法对回采工作面瓦斯涌出量进行预测，回采工作面瓦斯涌出量用相对

瓦斯涌出量表达。

开采煤层瓦斯涌出量主要由工作面煤壁和采落煤块两部分组成，工作面生产能力按

2700t/d计算。其计算公式为：

q*=qi+Q2

式中：

q采一一回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;

qi----开采层相对瓦斯涌出量，m/1;

q2----邻近层相对瓦斯涌出量，m'/t；

1.开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量

qi=kiXk2Xkj（m0/nii）X（w0-Wi）

式中q,一一开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m7t;

k.一一围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取左=1.3；

笈一一工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面设计回采率

为95%,则k2=L05；

k3一一准备卷道预排瓦斯对工作面深体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时,

系数k3按下式确定：&3=0.86）

k3=（L-2h）/L

L——回采工作面长度m,取L=226叫

h——巷道瓦斯预排等值宽度，m,按巷道平均暴露200天考虑，则焦煤取h=15.4m；

mo---煤层厚度/*2号煤“=1.5m；

n----煤层采高，取m1=2ni；

3

Wo---煤层原始瓦斯含量,m/t,<W0=6.96m7t；

W1——煤的残存瓦斯含量，m7t,取W尸2.14n?/t。

计算得出：

开采2#煤层工作面本煤层相对瓦斯涌出量：qi=4.24m7t即绝对瓦斯涌出量为

7.95m7niino

2.邻近层瓦斯涌出量计算：

采动影响范围内主要有上邻近层1"煤和下邻近层3’煤。

3

q上邻（Wo-W01）=0.95m/t,即绝对瓦斯涌出量为1.78nf7min。

3

q下邻=iUi+miX（Woi-Woi）=1.54m/t,即绝对瓦斯涌出量为2.89m,7min°

回采工作面邻近层绝对瓦斯涌出量为：

q2=q.上+q.下=4.67m'/min。

3.工作面的绝对瓦斯涌出量为：

q采=qi+q2-12.62m7min

根据以上计算综采工作面预计瓦斯涌出量为12.62m7mino根据《1216工作面瓦斯

抽采设计》预计瓦斯抽采空为46.6%,并结合1214综采工作面的抽采情况，抽采率基本

能够达到预计值，则1216工作面经抽采后剩余的瓦斯量为6.74//余中

风量分配

采煤工作面的需要风量

高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不

超过0.8%的要求计算：

Q系=100Xq呆XKa付（m/inin）

式中：

。采----回采工作面实际需要风量，m7min；

°采一一回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，mVmin；

后|一一采面瓦斯涌出不均衡通风系数。(正常生产条件下，连续观测1个月，日最

大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。

0采=125Xq采XKcm(m3/min)

=125X6.74X1.3

=1095m7min

按二氧化碳的涌出量计算风量时，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。(因我矿二氧

化碳含量极低且变化不大，所以按二氧化碳涌出量不予计算)

按工作面温度选择适宜的风速进行计算：

Q采=60XV采XS采(m7min)

式中：

/呆米煤工作EI风速，m/s；

S系一一采煤工作面的平均断面积，m2o

Q采=60XV采XS采(mVmin)

。呆=60X1.0X10

0户600m7min

按回采工作面同时作业人数计算需要风量：

每人供风«饰'/小山：

0采>4N(m7min)

式中：

N——工作面最多人数，

每人供风44nl7min：

OQ4N(m7min)

1095>4X36

1095>144m7min

按风速进行验算：

15s〈〃膜240S(m7min)

式中：

S一—工作面平均断面积，而

15s屋240s(m7min)

15X10<1095<240X10

150<1095<2400

按炸药量计算

Qcf^lOAcf

式中AH-一一采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；

10---每千克炸药需风量，m：7min

Qcf2(10X10)mVmin即1095mVmin>100m7min

通过验算满足这一要求，结合1216综采工作面为“三进一回”的实际情况，采煤

工作面1216运输顺槽为反带运输巷，该巷道配风遵循满足最低风速要求且满足运煤巷

需求,1216运输顺槽需风量为300m7min,则1216综采工作面回风需风量Q=(1095+300)

m7min=l395m7min。

考虑到1216进风顺槽靠近采空侧，1216进风顺槽进风量不宜过大，1216进风顺

槽、1216辅助进风顺槽进风量暂按1：1.5的比例进行分配，根据计算得出：

1216进风顺槽进风量：Q二(10954-2.5X1)m7min=438m7min

1216辅助进风顺槽进风量：Q=(10884-2.5X1.5)m7min=657m7min

工作面推进过程中，根据瓦斯涌出量情况可对1216进风顺槽、1216辅助进风顺槽

风量做适当调整，但必须保证两顺槽合计进风量不小于1095m7min.

工作面在形成系统未开采前、回采完毕回撤期间、长期停工等非正常开采期间，

风量按采煤工作面需要风量的50%计算

Q产1095X50%=547,5m7min

附图9：通风系统图

二、粉尘防治：

1、采煤机运转时的内外喷雾，保证采煤机截割时的灭尘效果；另外工作面每架支

架上安装移架喷雾。

2、采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于

2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正

常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置时必须停机。

3、工作面进回风顺槽均铺设静压防尘洒水管路和设置隔爆水棚，胶带运输顺槽每

隔50nl安设一组三通及阀门；其他顺槽每隔100nl留设一组三通及阀门，阀门要完好、

灵活、不冒水，设在巷道行人侧，并编号管理。工作面进、回风巷上出口30nl处安装一

道风流净化水幕，工作面进、回风巷距工作面30m内必须安装两道风流净化水幕；每个

运煤转载点必须安装转载点喷雾装置。进、回风顺槽第一组隔爆水棚与工作面的距离应

保持在60—200m,然后每组间隔距离不大于200m。隔爆水棚长度不小于20m,水量不小

于200L/m2,并能覆盖全断面。

4、进风顺槽每5天冲刷一次积尘，每3天清扫一次浮尘；回风顺槽每天冲刷一次

积尘，每班清扫一次浮尘。工作面作业人员必须配戴防尘口罩。割煤期间必须开启割煤

机下风侧至少5架的支架喷雾及必须开启回风顺槽的风流净化水幕。

附图10：防尘管路图

瓦斯抽采详见《1216工作面瓦斯抽采设计》

第三节排水系统

一、排水路线

1216进风顺槽积水一一1216进风顺槽溜煤眼一一采区东运输巷第五联络横贯口临

时水仓一主水仓f地面

1216辅助进风顺槽积水一进风顺槽和辅助进风顺槽积水导向孔一1216进风顺槽一

1216进风顺槽溜煤眼一一采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓一主水仓一地面

1216运输顺槽积水一1216运输顺槽溜煤眼一一采区东运输巷第五联络横贯口临时

水仓--主水仓-*地面

1216回风顺槽积水一运输顺槽和回风顺槽积水导向孔一1216运输顺槽溜煤眼一一

采区东运输巷第五联络横贯口临时水仓一主水仓f地面

二、排水方法

1216进风顺槽、辅助进风顺槽、运输顺槽、回风顺槽内的积水排至一采区去运输巷

第五联络横贯口临时水仓，然后再排至主水仓，最后排至地面。工作面生产期间可根据

涌水点和涌水量大小配备水泵，进风顺槽排水均采用电泵，回风顺槽排水采用风动泵或

电动泵，但采用电动泵排水时，必须在电器设备上风侧安装甲烷传感器，当瓦斯浓度达

到0.5%时，能自动切断电动泵供电设备电源。

三、管路吊挂

管路吊挂严格按照矿下发的新源2013—094号关于井下管路吊挂、刷漆标准的管理

规定。

附图11:排水系统图

第四节供电及通讯系统

一、供电系统

1、工作面配电点及移动变电站位置的确定

根据综采工作面实际情况，运输顺槽安装的带式输送机及单轨无极绳以及其他运输

设备的动力电源均由安装在运输顺槽口的KBSGZY-630/10/1.2型移动变压器提供；在运

输顺槽内设备列车存放点处安装一台KBSGZY-1000/10型移动变电站为综采工作面电器

设备提供电源，随着工作面的推移设备列车及变压器向前移动。分站电源取接于一采区

变电室分站专用变压器。

2、设备布置

运输顺槽口：KBSG2Y-630/1.2型移动变压器1台

运输顺槽：BRW200/31.5乳化液泵站2台（两泵一箱）

KBSGZY-1000/1.2型移动变压器1台

JWB-55J型单轨无极绳绞车1台

DSJ-80/2X75胶带输送机1部

SZB-730/75型转载机1部

JH-14回柱绞车1台

大切眼：MG200/468-WD型电牵引采煤机1台

SGZ-630/400刮板输送机1部

ZZ-3000/12/24支架118架

ZZ-3000/13.5/27支架4架

小切眼：ZZ-3000/12/24支架26架

ZZ-3000/13.5/27支架4架

3、负荷统计与变压器选择

①负荷统计

1216综采工作面负荷统计表

设备名称功率(kw)数量设备名称功率(kw)数量(台)

采煤机4681刮板输送机2X2001

转载机751皮带机2X751

乳化液泵站1321回柱绞车18.51

单轨无极绳551

水泵及其他小负荷设备不包含在内

②变压器选择

选择向工作面供电的移动变电站

Kd>PN068X868

SF―=二843KVA

COS”'0-7

式中EPL用电设备功率之和，即£Px=200X2+468=868kw

心一线路所带负荷的需用系数

Phhm00

即K“=0.4+0.6=0.4+0.6X22。68

£PN868

Am—容量最大的电动机额定功率(因2台电动机同时启动，故按1台对待)。

COS@g一变压器负载的加权平均功率因数，取。OS。40.7

选择KBSGZY-1000/10型移动变电站1台，其额定容量S『1000KVA,额定电压为

10KV/1.2KVo

选择向顺槽运输设备供电的移动变压器

取“0.7,COS6*0,7,则：

PN07X412

SF―二二412KVA

COS的“0.7

EP、=2X75+55+75+132=412KW

根据供电系统的实际情况，电源取自十七顺槽对口KBSGZY-630/10型移动变电站,

额定电压为10/1.2KVO

4、供电电缆的选择

①确定电缆的型号

根据电缆型号的确定原则，全部选择煤矿用阻燃型电缆，其型号选择如下：移动变

电站高压开关侧高压电缆，均选用MYPTJ3X50IIX16/3X2.5型煤矿用高压橡套软电缆;

向顺槽设备供电的电缆，均选用MYP-0.66/1.44型矿用移动屏蔽橡套软电缆。

②电缆截面的选择

⑴采煤机组控制开关专供电缆选择：

Ie=468X0.67=313.56A

因为ly=260AIe=313.56A由于考虑电器设备运行电流小于额定电流，结合

日常运行电流Iy>Ie

干线电缆选择MCPT-0.66/1.14—3X95+1X25+4X2.5矿用屏蔽橡套软电缆。

⑵采装溜控制开关专供电缆选择：

le=400X0.67=268A

因为Iy=300AIe=268A

所以采装溜干线电缆选择MCP-O.66/1.14-3X120+1X35矿用屏蔽橡套软电缆。

⑶乳化液泵站控制开关专供电缆选择：

Ie=132X0.67=88.44A

因为Iy=173AIe=88.44A所以Iy>Ie

干线电缆选择MYP-O.66/1.14—3X50+1X25矿用屏蔽橡套软电缆。

5、整个供电系统(从变压器至电动机)允许电压损失：

1140V系统电网允许电压损失为117V,采用移动变电站供电方式供电，高压电

能送至工作面附近，缩短了低压供电距离，减少了电能损耗和低压电缆的需用量，因

此提高了供电的经济性，保证了电压质量，这样设备启动运行可以保证可靠、安全。

6、继电保护整定

①一采区变电室控制KBSGZY-1000/10型移变及KBSGZY-1000/10型移变的PBG—

100/10Y型高压开关

过载：90A,过载延时：5S,短路：300A

②1000KVA移变

高压开关PBG—100/10

额定电流100A过载57A短路300A

低压开关XBD—1000/1140(660)Y

额定电流1000A过载400A短路1600A

③630KVA移变

高压开关PBG—100/10

额定电流100A过载36A短路180A

低压开关XBD—630/H40(660)Y

额定电流630A过载300A短路1000A

④采煤机控制开关QJZ5T500/1140(660)-6

额定电流400A过载250A短路600A

⑤采装溜控制开关QJZ5T500/1140(660)-6

(低速)额定电流250A过载60A短路200A

(高速)额定电流250A过载120A短路300A

⑥皮带机控制开关QBR—315/1140(660)

过载值75X0.67=50.25A

真空开关的整定按下式整定

过载值二额定功率X0.67

总开关、工作面分路馈电开关、运输顺槽分路馈电开关、运料顺槽分路馈电开关必

须具备选择性漏电动作性能。

逐台整定，单台空载武验，系统空载试验，如遇定值调整，调整后必须作好记录。

严格按产品说明书现场进行。

二、照明信号系统

工作面照明信号选用一台ZBZ—8.OML型综合保护装置，运输顺槽照明信号选用一台

ZBZ-4.0型综合保护装置。

（1）皮带机、绞车、煤溜、无极绳分别使用语音信号作为联络信号，电压等级统一

规定为127V。运输设备机头必须安装一盏信号指示灯，当照明信号指示灯熄灭时，司机

必须无条件停车，待查明原因排除故障后方可开车。

（2）绞车不再安设红灯，但语音信号、越位急停装置必须安设可靠，方便司机及信

号工操作，运输期间坚持“行车不行人、行人不行车”的原则。

（3）语音信号安设位置必须安设在躲身碉口，间距40米。（现场调整）。

（4）工作面支架间每8架必须安装一盏127/18型照明灯，工作面支架间必须每隔

9架安装一台闭锁扩音电话。

三、接地保护

1、①移动变电站必须各装设一个可靠的主接地板。在移动变电站附近潮湿的地点，

埋设一块面积不小于0.75/,厚度不小于5nmi的耐腐蚀钢板。且钢板与变压器外壳用不

小于50mm2的扁铜线可靠连接。②采区变电所