煤矿采掘作业规程和安全技术措施汇煤矿采掘作业规程和安全技术措施汇编

煤矿采掘作业规程和安全技术

措施汇编

目录

一、采掘作业规程..................................................................2

1422工作面作业规程.............................................................3

15121工作面回采作业规程.......................................................52

2411运输巷掘进作业规程........................................................77

2411回风巷掘进作业规程.......................................................109

1611运输巷掘进作业规程.......................................................141

1611回风巷掘进作业规程........................................................28

15121工作面上回风巷作业规程..................................................28

二、安全技术措施...................................................................61

主焦煤公司矿井紧急停电应急安全技术措施.......................................62

停、送电措施...................................................................64

排放瓦斯安全技术措施..........................................................65

巷道贯通措施...................................................................68

采煤工作面防飞肝措施..........................................................69

运送大型材料（设备）措施......................................................74

大型设备检修措施...............................................................76

瓦斯监控断电试验措施..........................................................77

绞车提升措施...................................................................78

综采工作面端头支护措施........................................................79

综放工作面端头支护措施........................................................80

综采工作面超前支护措施........................................................82

综放工作面超前支护措施........................................................83

综放工作面双巷回风巷回采措施..................................................84

综放工作面双回风通风措施......................................................88

运送火工品措施.................................................................89

采煤机检修措施.................................................................90

综掘机检修措施.................................................................91

胶带输送机运行措施............................................................92

更换胶带输送机托根措施........................................................94

采煤工作面移皮带机尾措施......................................................95

采煤机更换截齿措施............................................................96

掘进机更换截齿措施............................................................96

锚杆支护措施...................................................................97

主扇切换措施...................................................................99

一、采掘作业规程

1422工作面作业规程

工作面名称：1422综采工作面

施工单位：主焦煤公司综采队

编制日期：2007年1月5日

目录

第一章概况.......................................................5

第一节工作面位置及井上下关系.................................5

第二节煤层....................................................5

第三节煤层顶底板.............................................6

第四节地质构造................................................6

第五节水文地质...............................................7

第六节影响回采的其它因素.....................................8

第七节储量及服务年限.........................................8

第二章采煤方法....................................................9

第一节巷道布置...............................................9

第二节采煤工艺...............................................10

第三节设备配置...............................................11

第三章顶板管理...................................................14

第一节支护设计...............................................14

第二节工作面顶板管理........................................18

第三节顺槽及端头顶板管理....................................20

第四节矿压观测..............................................23

第四章生产系统...................................................24

第一节运输系统..............................................24

第二节通风、防尘与监控系统..................................25

第三节排水系统..............................................30

第四节供电系统..............................................30

第五节通讯照明系统..........................................33

第五章劳动组织和主要经济技术指标................................33

第一节劳动组织..............................................33

第六章灾害预防及避灾路线.........................................35

第七章安全技术措施..............................................36

第一节一般措施..............................................36

第二节顶板管理..............................................37

第三节防治水.................................................38

第四节“一通三防”..........................................38

第五节运输管理..............................................39

第六节机电设备..............................................42

第七节防飞开.................................................46

第八节其它................................................51

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1422工作面位于一采区4#煤层西翼，其上部部分为14221工作面采空

区于2004年开采完毕。具体位置及井上下关系如下：

工作面位置及井上下关系表表-

水平名称+1950水平采区名称一采区

地面标高+2130m井下标高+2013m一+1950m

1422综采工作面切眼位于15#沟西帮，停采线位于一采区集中

地面的相

运输石门已西67m处。两顺槽均在艾维尔沟河以南，并在河床

对位置

保护煤柱以外。

回采对地矿区地表为荒山，艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过。回采

面设施的对地表设施无影响。

影响

井下位置本工作面自回风石门以西420m范围内上水平为14221工作

及与相邻面采空区，已经于2004年开采完毕。自运输石门以西840m范

关系围内有5#煤层15222工作面采空区。

走向长度960m倾斜长度98m面积94080m2

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为4#煤，通过地质资料分析和14121工作面回采

证实，该工作面范围内，4层煤赋存稳定，煤层的厚度在2.19〜3.13m之间。

具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度m2.19-3.13/2.66煤层结构较简单煤层倾角（度）38〜41/39

开采煤层1硬度2.0~3.0煤种主焦煤稳定程度较稳定

自13号勘探线和14号勘探线查得4#煤层厚度为2.19-

煤

层3.13m,平均厚度2.66m,是矿井主要开采煤层之一，煤层厚度由

情东向西逐渐变厚。4#煤层含夹叶1〜2层,夹研厚度在0.05~0.5

况米之间，平均厚度0.3米左右，深部+1800水平煤层变薄，厚度

描不稳定。4#煤层伪顶厚为0.4~0.6m,

述

第三节煤层顶底板

直接顶为0.28米的砂砾岩硅质胶结坚硬。老顶为8.4米厚粗砂岩和8.5

米厚中砂岩组成，老顶厚度16.9米,粗砂岩灰白色,坚硬，以石英为主,裂隙

较发育，中砂岩灰白色以石英为主,层理不明显。直接底为0.35米厚黑色炭

质泥岩块状薄层状。老底为2.11米厚粉砂岩，致密块状下部粗砂岩层理清

晰，节理发育易碎。见柱状图

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

工作面范围内为单斜构造，产状较稳定，走向近东西，向南倾斜，煤层倾

角为38°〜41°。在1422运输巷和1422回风巷掘进过程中已探明停采线

以西160米处有一条落差3.5〜4.0m左右断层，预计对开采将造成很大影

响。

煤层柱状图

时代分组柱状图厚度名称岩性描述

中砂岩灰白色以石英为主

..................层理不明显。

8.5老顶

A,

侏—粗砂岩，灰白色，坚硬，

石英为主，裂隙发育。

8.4老顶

道

罗

。。。v

QQ。0Q砂砾岩硅质胶结，坚硬块

湾。。。。。0.28直接顶

0QQQQQ状流圆好，分选性差。

含1~2层夹研

纪煤

组

DOOO

OCoOC0.35直接底炭质泥岩块状薄层状。

Ooo

—47J彳吵上，He/SLU

2.11老底状，下部粗砂岩层理清晰

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

1422综采工作面走向部分长度位于14221采空区的下方，水文地质条件

比较简单，一般为顶板淋水，水量小于20m7h,与其它含水层无直接补给关

系，对回采的影响较小。底部为15222采空区，其含水量对本工作面的开采

没有影响。

二、其它水源的分析

艾维尔沟河在地面沿工作面北部流过，1422工作面位于河床保护煤柱以

外，但可能直接造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影响不明显。

三、涌水量

预计该面正常涌水量为20m3/h,最大涌水量40m3/h。

第六节影响回采的其它因素

响回采的其它地质情况表表四

本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量

瓦斯

4.36mVt,绝对涌出量4.62m7min0

CO2相对涌出量5.08n)3/t,绝对涌出量5.39

C023

m/mino采面参考值2.35m'/min。

工业分析MadO.39%,Adl2.25%,Vdaf22.38%,

煤尘爆炸指数爆炸火焰长度100±50mm,爆炸指数△=30.2

%，煤尘具有爆炸性。

自燃性指标AT=23℃,氧化程度78.26%,不

煤的自燃倾向性

易自燃

地温危害无

冲击地压危害无

第七节储量及服务年限

、储量

工业储量：

QE=S•L•H•R

=960X98X2.66X1.35

=337842吨

式中：S为工作面走向长度，960m；

L为倾向平均长度，98m；

H为采高,2.66m；

3

R为容重，1.35t/m0

可采储量：

Q采=Q工xn

=337842X95%

=320949吨。

n一工作面回采率95%。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=960/(0.6X5X25)=12.8个月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

1、运输巷沿4#煤层顶板+1950m水平布置，断面形状为斜梯形，断面积为

2

9.lm0上帮采用锚网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用竹锚杆支

护，锚杆间排距为1.0X1.0m。沿中线掘进，铺设皮带。

2、回风巷沿4#顶板+2013m水平布置，断面形状为梯形，断面积8.86m?,

上帮采用锚网支护，顶部采用金属锚杆支护，下帮采用竹锚杆支护，锚

杆间排距为1.0X1.0m。铺设有24Kg/m道轨，作为工作面运料等用。

3、开切眼沿4#煤层顶板布置，断面形状为矩形，6mX2.3m,断面为13.8m2,

锚网梁及钢带联合支护。

巷道特征表

U-I支护掘进净断工作

石支护问

形

巷道名称断面形状式断面而量

性距（米）

（米）（米）（米）

1422运输巷煤直角梯形锚网9.110700.8

1422回风巷煤直角梯形锚网8.8610700.8

人行上山煤距形锚杆930.8

开切眼煤距形锚网梁930.8

绞车胴室煤距形锚网梁50.8

第二节采煤工艺

一、采煤方法、采煤工艺、采高、作业形式

1、采煤方法：单一走向长壁采煤法

2、采煤工艺：综合机械化采煤工艺。

3、采高确定：根据所选支架高度及煤层厚度等主要技术参数综合考虑，确

定采高为为2.4mo

4、作业形式：本工作面采用“三八工作制”、“两班半采煤半班准备”，即

中班、夜班生产，白班半个班检修和准备半个班生产，每班工作八小时,

白班1个循环，中班、夜班各2个循环，循环进尺0.6m,日进度3.0m。

二、回采工艺

1、工艺流程：

班前准备一割煤一移架一上行清浮煤一推移输送机一下一个循环

2、工艺说明：

（1）、割煤：严格执行下行割煤。采用MG200/500-QWD型采煤机从端头（50

架左右）斜切进刀后上返割三角煤至机尾，然后下行割煤至机头，每

次进刀0.6mo

(2)、装煤：采煤机自装。

(3)、工作面运煤：采用SGZ730/2X200中双链刮板输送机运煤，运输巷

安装一台SZZ730/110中双链刮板转载机，两台SSJ-800胶带输送机

运煤。

(4)、移架：

一般要求在采煤机上反清浮煤时距采煤机后滚筒5m处，带压擦顶顺次

移架。

(5)、推溜：

严格执行上行推溜。采煤机向上返刀清浮煤12〜15m以后，打开推移

千斤顶，把输送机推向煤壁，弯曲段长度不得小于15m,其余部分要求

平、直，推输送机时动作不要过猛，推完输送机后及时将操作手把回

复零位。

三、采煤工作面正规循环生产能力

采高2.401,煤的容重为1.351;/1113,正常采煤时回采率为95%。每一个循

环为0.6mo

一个循环产量：M,=0.6X98X2.4X1.35=191t

日循环产量：M2=191X5=955t

月产量：M3=955X25=23875t

年产量：M4=24500XI2=2865001

考虑不确定因素影响，最终确定工作面月生产能力为230003月推进度

75m。

第三节设备配置

一、采煤机

采煤机选型主要考虑其截割功率和牵引力，参考14121工作面

MG150/375-W型采煤机的工作状况，结合1422工作面倾角大，机组牵引力

相应大一些，经调研考察，选用MG200/500-QWD双滚筒采煤机，其主要技

术参数如下：

采高:2.0〜3.5m

电机功率：2X200+2X50KW

截深:630mm

牵引速度:6〜lOm/min

二、液压支架的主要技术特征：

1.基本支架型号为ZZ4400/17.5/28

支撑高度：1750〜2800mm

支撑宽度：1430〜1600mm

工作阻力：4400KN

支护强度：0.67~0.78MPa

2.过渡支架型号为ZZG4800/17.5/28

支撑高度：1750〜2800mm

支撑宽度：1430〜1600mm

工作阻力：4800KN

支护强度：0.67~0.72MPa

放顶煤尾梁长度：L25m

前梁初撑力：97.52KN

前梁工作阻力：119.71KN

三、运输设备

1.刮板运输机一部，其型号为SGZ730/2X200（中双链）

电机功率：2X200KW

运输能力：700t/h

圆环链规格：2-626X92毫米

链条中心距：120毫米

2.桥式转载机一部，型号为SZZ730/110,其技术参数如下：

电机功率：110KW

运输能力：700t/h

圆环链规格：2-626X92毫米

链条中心距：120毫米

与皮带搭接长度：。〜14米

自移系统：MY800转载机迈步自移系统，并与SSJ-800皮带机配套

3.可伸缩带式输送机两部，型号分别为SJ80和DSJ80/30/2X75。技术

参数对应为：

电机功率对应为40KW/80KW

运输能力均为300t/h

带宽均为800mm

带速均为2.Om/s

4.无极绳连续牵引车一部，型号SQ-80,其技术参数如下：

型号:SQ-80

绞车功率：75KW

滚筒直径：1200mm

最大牵引力：80KN

钢丝绳规格:6X19,①22〜24

公称绳速：双速0.67/1.12m/s

对应坡度下牵引能力：15°,20t

运输距离：2000m

绞车体积：2790X1668X1635mm

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、液压支架的选型和支护强度的验算

1、影响支架选择因素

顶板条件、底板条件、煤层倾角及煤层厚度变化、地质构造和瓦斯涌出

量等因素对支架的选型影响较大。1422工作面直接顶中等稳定、老顶来

压较明显，煤层倾角大等因素影响，1422工作面支架选用支撑掩护式液

压支架。

2、液压支架规格的选择

液压支架的规格的选择依照下式进行计算：

H大=m大-A/

=3.13-0.2

=2.93m

H小=m小一Ah2-a

=2.19-0.2-0.05

=1.94m

式中：H大为支架最大高度，mm；

H小为支架最小高度，mm；

m大为煤层最大厚度，mm；

m小为煤层最小厚度，mm；

Ah为支架在最大采高时前柱处顶板下沉量，mm；

△hz为支架在最小采高时后柱处顶板最大下沉量，mm；

a为卸载高度，50mm。

3、液压支架初撑力的确定

液压支架初撑力是由泵站压力提供。为了防止直接顶与老顶之间的离

层，初撑力设计为额定工作面阻力的70%〜80%。

4、液压支架工作面阻力的确定

液压支架的额定工作阻力5必须与支护强度生相适应。支护强度可用估

算法或实测法确定。本设计采用估算法进行计算支护强度。（参考《矿山

压力测控技术》，耿献文，中国矿业大学出版社，2002.1）即：

qT=8•M•Yz

=8X2.66X27

=574.6KN/m2<0.67Mp

支架工作阻力PT是指支架对顶板的支撑力：

Pr=S,qr

=6.76X574.6

=3884.3KN<4400KN

式中：S为支架支撑顶板的面积，m2；

2

为顶板单位面积所需的支撑力，又称支护强度，kN/m0

M为采高，m；

Yz为直接顶质量密度与当地自由落体加速度之积，kN/m:io

5、液压支架架型选择和额定支护强度的确定

根据生产实践经验和煤层顶板条件，4#煤层直接顶为W类坚硬顶板，老

顶为HI级强烈顶板。参考《矿山压力测控技术》，耿献文主编，中国矿业

大学等资料，选择支撑掩护式液压支架。并结合深孔爆破处理采空区顶

板。当采高为3m时、额定支护强度为>2X350KN/m2。

6、结论

根据以上参数及14121综采工作面支架的改进，选用郑州煤矿机械集团

有限责任公司制造的ZZ4400/17.5/28型支撑掩护式液压支架（基本支架）

和ZZG4800/17.5/28型支撑掩护式液压支架（过渡支架）。并满足1422工

作面各项参数要求，

预计工作面矿压参数参考表表六

序

单

号

项目位同煤层实测本面选取或预计

顶直接顶厚度m冒落带0.28

底

板

1

条老顶厚度m冒落带8.4

件

直接底厚度m0.350.35

2直接顶初次垮落步距m1010

来压步距m2121

初

次最大平均支护强度kN/m2200300

3来

压最大平均顶底移近量mm

来压程度极强烈极强烈

来压步距m1212

周

期最大平均支护强度kN/m2392.4392.4

4来

压最大平均顶底移近量mm

来压程度极强烈极强烈

kN/m2

平最大平均支护强度294.3294.3

5

时最大平均顶底移近量mm

6直接顶悬顶情况m<1<1

7底板容许比压MPa

8直接顶类型类四类四级四类四级

9老顶级别级IVIV

10巷道超前影范围m2020

工作面条件与支架适应条件对照表表七

工作面条件支架适应条件

采高2.4m1.75〜2.8m

倾角38°-41°<45°

煤厚2.66m1.75~2.8m

煤硬度2.0~3.0

底板比压

支护强度574.6(KN/m2)720(KN/m2)

顶板种类四级四类

二、乳化液泵站

（-）泵站及管路选型、数量

乳化泵选用WRB-200/31.8型两台。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa

以上。

（二）泵站设置位置

泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m〜80m的位置。

（三）泵站使用规定

要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度3%〜5%。要加强支架与泵站的

维修,杜绝系统的窜漏液。

三、其它配套设备

名称型号单位数量功率电压

喷雾泵站WPZ2320/63台245660/380

深孔钻机SKZ-120A台2

无计绳绞车JHS-30台117660/380

轻型单体液压支柱根160

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理

1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。

2、工作面由支撑掩护式液压支架支护顶板，采用及时打开前探梁进行支

护，上行追机移架方式，支架端面距控制在拉架到位后梁端距在100〜

200mm范围内，割煤期间梁端控制在800mm以内。采煤机上返清浮煤时

距采煤机后滚筒5m拉架，滞后采煤机12〜15m推溜。

3、端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0mo

4、工作面支架必须保证良好，有完善的防倒、防滑装置，随时调整支架,

保证支架伸缩梁和顶梁与顶板面接触。

5、工作面最大控顶距为4.51m,最小控顶距3.91m。

6、支护强度的计算

按实测统计法计算工作面顶板压力

P=325M021

式中P-顶板压力：KN/m2；

M-工作面平均采高：2.4m；

P=325X2.4°⑵=390.6KN/m2

需要的支架工作阻力：

390.6X(3.4X1.45)=1925.7KN

支架间距1.5m:

390.6X(3.4X1.5)=1992.1KN<44OOKN

支架支护阻力：

P=PmaxXK=1992.1X1.3=2589.7<4400KN

式中：K一安全系数，取1.30

支撑高度：1.75-2.8m；

工作阻力：4400KN；

支撑强度：0.75MPa；

支架重量：17t；

支架规格：长3400X宽1450mm。

经计算所选液压支架的支护强度满足工作面顶板支护的要求。乳化液泵

站:WRB200/31.8型，泵站工作压力:30MPao

二、支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直一平、一净、二畅

通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。

3、采煤机割煤后，要及时伸出前梁，移架与采煤机后滚筒的距离一般不

超过5m,防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。

5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。

三、特殊时期的顶板管理

（一）来压及停采前的顶板管理：

1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,

由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。

3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，特别

注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。

4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，防止

出现端头冒顶。

5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。

（-）过断层及顶板破碎时的顶板管理：

本面仅揭露•条大断层，在回采时必须加强过断层回采时的顶板管理工作，并编制过断层专项

技术措施。当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁；在顶板破碎的地

段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时打开前梁支护顶板。

第三节顺槽及端头顶板管理

一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护

1、支护要求：

上下顺槽超前工作面煤壁20m范围内使用单体支柱配合绞接梁进行超前

支护，靠上帮一排20m,靠下帮一排10m。超前支护柱距1.2m,相邻两柱

之间用巾6mm钢丝绳联锁，防倒柱伤人。顶板破碎地段，梁上铺设金属网

支护。超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，

棚腿损坏时要及时更换。

2、支护材料及支护密度：

钱接梁长1.2米，柱距0.6米，排距1.2米，相邻两柱之间用防倒绳连

接。端头支护支柱如出现钻底2100mm,则必须穿鞋（200X200X10mm钢

板焊接）。靠采空区侧的一排支柱打仓戈柱加强支护。遇顶板破碎，梁上铺

设金属网支护。遇顶板悬顶面积大架木垛进行加强支护。

3、支护质量控制标准

①支柱纵横成线，偏差小于±100mm。

②支柱应支到实底，并做到迎山有力（支柱迎山角6°,侧偏角3°）。单体

液压支柱初撑力不小于60kN。

③绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。

④所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向老塘。

⑤两巷的支撑高度不得低于1.8m,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

1、端头支护的选择

端头支护的支柱型号及支撑强度不改变，仅支柱密度发生变换，引进参

数N表示单位顶板面积上支柱数量来衡量端头支护的强度。

(1)采用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板时，以一组箱型梁为对象。

单体支柱数量m=8棵，梁长3.6m,立柱组内间距为0.3m,相邻两组之

间排距为0.6m,柱距为1m。其单位顶板面积上支柱数量为：

Ni=ni/Si

=84-[(3.6+1.0)X(0.3+0.6)]

=1.93棵/in?

其中：Ni为单位顶板面积上支柱数量；

m为一组箱型梁的支柱数量；

Si为一组箱型梁支柱顶板的面积。

(2)采用较接顶梁配合单体支柱支护顶板时，支柱间排距均匀分布，以一

棵支柱为对象计算较简单。单体支柱数量n2=l棵，单体支柱间排距为

0.6X1,2m。此时单位顶板面积上支柱数量为：

N2=ri2/S2

=14-(0.6X1.2)

=1.39棵/tn?

其中：g为单位顶板面积上支柱数量；

期为支柱数量；

S2为一棵支柱支护顶板的面积。

由(1)、(2)可知，使用钱接顶梁配合单体支柱支护顶板的强度小于使

用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板的强度，是“四对八梁”配合单

体支柱支护顶板强度的73.2%。但根据4#煤层顶板坚硬，悬顶现象严重,

根据长期的回采经验，靠采空区侧一排支柱增加了一棵俄柱，不仅在采

空区侧顶板处形成了一条切顶线，而且增加了局部顶板的支护强度，即

此处单位顶板面积上支柱数量约为2X1.39棵/in?,强度大于“四对八

梁”配合单体支柱支护顶板的强度。故1422工作面上下端头采用钱接

顶梁配合单体支柱支护顶板。

工作面端头支护采用单体支柱配合较接梁支护，钱接梁长1.2米，柱距

0.6米，排距1.2米，梁端距为0.4米，相邻两柱之间用防倒绳连接。支

柱迎山角6°,侧偏角3°。端头支护支柱如出现钻底2100mm,则必须穿鞋

（200X200X10mm钢板焊接）。靠采空区侧的一排支柱打俄柱加强支护。

遇顶板破碎，梁上铺设金属网支护。遇顶板悬顶面积大架木垛进行加强

支护。

三、支护材料使用数量、备用数量

轨道顺槽超前支护20m,需要28棵单体支柱，28条钱接顶梁;端头支

护需要30棵单体支柱，30条较接顶梁;合计需要58棵单体支柱，58条较

接顶梁。

运输顺槽超前支护前支护20m,需要28棵单体支柱，28条较接顶梁;

端头支护需要30棵单体支柱，30条钱接顶梁;运输顺槽上帮较高，需要

10棵单体支柱作为贴帮柱；合计需要68棵单体支柱，58条钱接顶梁；。

工作面正常需要单体液压支柱126棵，铁鞋126个，钱接顶梁116条。

计算其备用量=126X10%=13棵。

1422综采工作面备用单体液压支柱13棵，较接顶梁12条，铁鞋13

个，坑木5mm小板材料5m二

备用材料的存放地点，应保持距工作面50〜100m之间，在轨道顺槽下

帮处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等

内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道

和必需的运输通道。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

1422综采工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活

柱缩量观测、巷道围岩变形观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力

观测以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受

力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布

特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了

解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、观测方法

1、工作面的矿压观测

⑴支架阻力观测

利用综采工作面支架压力监测系统对工作面压力进行监测。沿工作面

倾斜布置4个矿压观测点，第一个矿压观测点设置在5号支架上，第二个矿

压观测点设置在25号支架上，第三个矿压观测点设置在45号支架上，第四

个矿压观测点布置在54号支架上。由矿压部门负责采集数据、分析数据、

管理设备等工作，并连续观测支架的初撑力、工作阻力。

(2)支架活柱缩量观测

用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线，在移架后、移架前测

量活柱下缩量，根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线

与支架阻力测线对应布置，即分别布置在5#、25#、45#和54#支架上。

2、顺槽的矿压观测

⑴巷道围岩表面位移观测

利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、

运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区，用测

尺和测枪量测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观

测一次,根据观测时间可算出移近速度。

⑵顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测

回采过程中，每天随机抽取轨道、运输顺槽超前支护范围外的单体支

柱，观测单体支柱支护阻力的变化情况。

三、支护质量监测

每旬由生产技术部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对

存在的问题，由综采队立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶

板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

(-)运煤设备及装、转载方式

采煤机组割煤和刮板输送机配合装运切割下来的煤；刮板输送机平行

运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上通过集中运输石门运向煤仓。

(二)辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，采用SQ-80型无极绳绞车，通过轨

道顺槽运进工作面。

二、移溜方式

采用推移运输机的方式进行移溜，推溜步距0.6m,弯曲段长度不小于

15m,推溜方向为自下而上。

三、煤炭的运输

1422综采工作面一1422综采工作面运输顺槽一一采区集中运输石门一

煤仓一集中运输上山一地面煤仓。

四、辅助运输系统路线：

路线一：2130平胴-6#下架道f2050水平回风石门一4#下架道f1422综采

工作面轨道顺槽一1422综采工作面。

路线二：箕斗下山一1950水平绞车道一集中运输石门一1422综采工作面运

输顺槽-*1422综采工作面。

第二节通风、防尘与监控系统

一、1422综采工作面风量计算

1、按工作面进风流温度：

Qw=Q基本XK采高XK采面於XK温

=(0.25X60X11)XI.1X1.0X1.1

=200m3/min

式中：Q采一采煤工作面实际需要的风量，mVmin；

Q基本一不同采煤方式工作面所需的基本风量，m7min；

K采高一回采工作面采高调整系数，m'Vmin,取1.1；

K采面长一回采工作面长度调整系数,m7min,1.0；

K温一回采工作面温度调整系数，mVmin,取1.1；

2、适宜风速进行计算

Q采=60XV采XS采

=60X1.0X11.0

=660m3/min

式中：S采一工作面的平均断面，取11.0n?；

V呆一工作面的风速，取1.Om/so

3、按工作面同时作业人数计算

Q采=4XN

—4X60

=240m3/min

式中：4-每人每分钟应供给的最低风量，m7min；

N-工作面同时工作最多人数，60人。

4、按瓦斯涌出量计算

工作面瓦斯绝对涌出量为4.62m7mino

Qw=100XQgXK

=100X4.62X1.6

=739m7min

式中：Qw一工作面需要风量，mVmin；

Qg—工作面绝对涌出量，m7min；

K一工作面瓦斯涌出不均衡系数，通常机采工作面取取1.2-1.6o

5、按风速进行验算：

1）、按最低风速验算工作面的最小风量：

Qw^60X0.25XS

=60X0.25X11.0

=165m3/min

2）、按最高风速验算工作面的最大风量：

QwW60X4XS

=60X4X11.0

=2640m3/min

按上述计算，取工作面需要风量最大值Qw=739m-Vmin,且165WQwW

2640m'/min,故工作面总供风量为7391n'/min。

二、通风路线

地面集中运输上山f+1950水平石门绕道-*+1950水平石门-*1422运

输巷f工作面->1422回风巷f4#下架道f+2050m水平石门f一米区总回f

地面

三、通风设施

1、工作面回采前要对综掘机爬坡巷进行封闭。

2、回采前要调整通风系统，保证工作达到设计风量。

3、回风巷和运输巷安装隔爆水袋。

4、回风巷设一个测风站，运输巷设置一个临时测风站。

二、防治瓦斯

1、瓦斯检查

工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3〜5小时检查一次,每班至少检查

两次。

瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10m处、回风隅角。

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，并及时向有关人员汇报。

2、瓦斯监测

加强对工作面瓦斯的监测，在距回I风出口5〜10m处安装安全监测系统的

瓦斯传感器，甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于

300mm,距巷帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1.5%、复电浓

度不大于1.0%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气

设备。传感器每隔7天调校一次。

监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。

当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因,

进行处理。

三、综合防尘系统

1、防尘水源

采区防尘用水源由地面高位水仓供给，水仓容量400m：标高+2208m,

主管路采用①159nlm钢管供水，运输巷采用①50mm钢管供水，回风巷采用

O108mm钢管供水。

2、供水路线

地面高位水仓一集中运输上山一+2050m水平石门一4#下架道->1422回

风巷f工作面

地面高位水仓f集中运输上山一4#下架道一1422回风巷一1422行人上

山f1422运输巷f工作面。

3、防尘方式

(1)在工作面进风流中设风流净化水幕两个，第一道设在运输巷距1950

石门50m处，第二道设在距工作面煤壁40m处。

(2)在运输巷输送机各转载点设喷雾洒水。

(3)在工作面回风巷设两道净化水幕，距工作面煤壁40m处一道，距1422

人行上山以西50m处一道。

(4)运输巷和回风巷供水管路上每50m安装一个三通，供巷道洒水灭尘用。

(5)采煤机必须有内外喷雾系统，并工作可靠。

4、用水量预算

工作面及巷道洒水、喷雾灭尘用水量20m3/h,1422综采工作面用水

20m3/h,其它用水量10m7ho但考虑到泵站用水及洒水等工作的不连续性，

3

共用水系数按0.4计算,用水量为20m/ho

5、供水管径计算

1/2

dp=(4Qn/3600JiV)

=(4X40/3600X3.14X1.0)1/2

=0.119m

=119mm

因此，一采区目前供水管路直径6159mm的无缝钢管能满足一采区供

水。

回风巷供水管径计算：

1/2

dp=(4Qn/3600nV)

=(4X25/3600X3.14X1.0)1/2

=0.094m

=94mm

运输巷供水管径计算：

1/2

dp=(4Qn/3600JiV)

=(4X5/3600X3.14X1.0)1/2

=0.042m

=42mm

运输巷采用①50mm钢管供水，回风巷采用①108mm钢管供水,水管供水

能满足两巷和工作面用水，供水管路长2100m。

根据水仓标高+2208m,1422回风巷标高+2013m,运输巷标高+1950米,

回风巷静压水柱高度195m,水压1.95MPa,运输巷静压水柱高度258m,水压

2.58MPa,可以满足静压注水及喷雾灭尘要求。

6、采煤机内外喷雾

要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于

1.5MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。

7、架间喷雾

(1)供水采用632mm的高压胶管。

(2)喷嘴布置:每个支架前梁下方设喷嘴,共安装60个喷嘴。

(3)工作面煤机割煤时,下风口20111范围内必须保证有3架以上的喷雾头正

常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。

8、转载点的喷雾

(1)工作面两部运输机机头及转载机头各设一组喷雾头。

(2)运输顺槽两部皮带机机头各设一组喷雾装置。

9、个体防护

进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。

四、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

1、在工作面轨道顺槽、运输顺槽均安装一组软质隔爆水袋。

2、隔爆水袋安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。

3、防爆水袋做到经常清刷，保证水量。

五、防治煤层自燃发火技术措施

(-)综合防灭火方式

1、工作面及两巷定期洒水。

2、运输巷皮带使用阻燃皮带，并安装烟雾传感器。

3、运输巷每50米设置一组灭火器及沙箱、消防锹。

4、储存油料地点配备灭火器及沙箱、消防锹。

5、井下使用电焊等必须另行制定安全技术措施。

6、设置消防管路系统，每50m设置支管和阀门。

7、进行煤壁注水时，在水中加入10%〜20%的CaCb或MgC~(即阻燃剂),

以达到延缓煤层自燃的目的。

8、开采前将所有回采巷道喷洒一次10%〜20%的CaCk或MgCl2(即阻燃

剂)，以防止巷道发火。

(二)监测系统

1、采用KJ-66安全监控系统对工作面进行监控，在回风巷距工作面10m处

安装一台瓦斯感器，回风巷测风站设风速传感器，回风巷安装一台CO传感

器。以上设备均由2#分站进行控制。

2、工作面采煤机、运输机、运输巷皮带安装智能开停。运输巷皮带上安装

烟雾传感器，由6#分站进行控制。

3、断电范围：+1950m水平中央变电所高压隔爆开关安装一台断电仪，瓦斯

超限，所有电气设备全部断电。

六、通风系统示意图

附图通风系统及避灾路线图。

第三节排水系统

1422工作面涌水量较大，预计两巷涌水量20m7h,加上回采过程中顶板

裂隙水和断层承压水预计涌水量将达到30m7ho

一、水泵的选择

两巷均按3%。进行掘进，并布置400X400mm水沟，故工作面涌水基本

可以靠巷道自然坡度流出。局部低洼地段巷道涌水无法排出，在下帮做

临时水仓，上下顺槽安各设两台lOm'/h潜水泵泵水，型号KGQ50-50,同

时