修改南二北八段采煤作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、编写依据：

以《煤矿安全规程》、《小康矿岗位技术操作规程汇编》和2006

年10月25日批准的《南二北八综采面回采地质说明书》做为编制依据。

二、工作面位置及井上下关系

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称-399水平米区名称南二采区

地面标高+79.2—F89.6m井下标高-490m-----340m

位于矿区铁路线东侧110m—300m处，为平坦的农田，北部为

地面的相对

拉马屯村，在工作面的南部和北部分别有二道河和一道河两条

位置

人工渠通过。

回采对地面无影响

设施的影响

井下位置及与南二采区北八段南邻南二采区运输、回风中巷，北邻F23断层，

相邻关系东西侧分别为南二北九和南二北七段综采面，均尚未回采。

走向长度/m220倾斜长度/m1222面积/m?268840

附图一地质平面图

附图二地质剖面图

附图三井上下对照图

附图一地质平面图

附图二地质剖面图

附图三井上下对照图

第二节煤层

一、工作面煤层情况

工作面煤层情况见表2

表2煤层情况表

指标参数备注

煤层厚度（最大--最小/平均），m,7.7—6.0/6.4

煤层倾角（最大--最小/平均），度，14—3/8.5

煤种长焰煤

煤层硬度，f2-3

煤层节理（发育程度）发育

煤层层理（发育程度）发育

稳定程度中等稳定

煤本工作面的煤层结构十分复杂，由5—10个自然分层组成，为一复

层合煤层，煤层结构和厚度在工作面内比较稳定，煤层中夹石一般为泥岩，

情深灰色，泥质胶结，质软，遇水泥化，煤层产状变化不大，工作面北部

况到南部煤层倾向由SW过渡到SE。煤体黑色、沥青光泽、贝壳状断口，

描条带状结构，块状构造，内生裂隙较发育，质脆，宏观煤岩类型为半光

述亮型煤。

第三节煤层顶底板

一、工作面煤层顶底板情况

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名称岩石名称厚度/m特征

老顶砂砾岩36.8m以上老顶为白色，结构坚硬致密，渗透

直接顶油页岩36.8性弱，直接顶为黑褐色，以泥质成

伪顶无分为主，层状结构，含炭富油，易

风化，风化后呈片状，干后粉碎崩

解，不易维护。

直接底粉沙岩11.5灰、深灰色，以泥质胶结为主，胶

结程度较高，坚硬，有时夹薄层煤

线，具有粉沙质结构，块状构造。

老底砂砾岩1L5米以下白色，坚硬致密，渗透性弱

附图四煤层综合柱状图

附图四煤层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

表4断层情况表

断层名走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影

称响

DNF2317026040-65正0-7米有影响

DNF2221030060正小于3米无影响

DNF1515024050-65正0-3米无影响

DNF1617026060正小于3米有影响

S2DF2150-18060-9065正2.5米无影响

DNF133012065正小于3米无影响

DNF35014060正小于3米无影响

DNF46015050-70正0-5米有影响

二、褶曲情况以及对回采的影响

本工作面回采初期有一个背斜，对初采有一定影响。

三、其他因素对回采的影响

本工作面无陷落柱、火成岩、岩石冲刷带等影响。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

煤层顶板油页岩是一良好的隔水层，区内无导水构造，煤层弱含

水，在施工过程中有的地段出现滴水现象甚至淋水，对生产无多大影

响，煤层底板砂砾岩承压含水层结构坚硬致密，渗透性很弱，由于此

含水层位于煤层下50--180m左右，而且随着煤层增厚而加深，因此，

对工作面影响甚微，可忽略不计。

二、涌水量

最大涌水量：L26m3/h。

三、其它水源的分析

本工作面无影响回采的其他水源。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

表5影响回采的其它地质情况表

瓦斯5.5m3/min

CO2无影响

煤尘煤炸指数41.75%,有爆炸危险

煤的自燃倾向性L-3个月,最短21天

地温危害基本无危害

冲击地压危害无

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量：工作面工业储量=面积X煤厚X容重

Q匚=1222X220X6.4X1.65=2838950t=283.9万t

可采储量：、可=QLX85%=283.9X0.85=241.3万t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=Q/月产量=241.3/20.145=11.98月

第二章采煤方法

采用倾斜长壁后退式全部垮落综合机械化放顶煤采煤法。

第一节巷道布置

一、工作面布置方式

本工作面采用倾斜长壁俯斜式回采。

二、运输巷、回风巷、开切眼布置方式

运输巷、回风巷沿煤层倾向布置，开切眼沿煤层走向2度伪斜布

置。所有巷道均采用36U型钢锚喷网联合支护。

附图五工作面平剖面图

附图五工作面平剖面图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

生产时工艺流程：

采煤机端头斜切进刀--割煤-一移架--推前部输送机--放顶煤--

拉后部输送机。

（一）、采煤机进刀方式

采煤机采用端头斜切进刀方式进刀割煤。

附图六：采煤机斜切进刀示意图。

（二）、割煤：

采煤机前滚筒割顶部煤，后滚筒割底部煤，利用滚筒旋转装煤，

剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。

（三）、移架

移架采用带压擦顶移架，端面距不超过300mm。

（四）、推前部输送机：

推前部输送机滞后采煤机后滚筒3—5组支架，过渡段长度为15

组支架距离，推输送机不得出现急弯，以防出现断连接环、哑铃销或

溜槽错口。

（五）、放顶煤：

1、当煤层厚度大于6.2m时，放煤方式为一采一放，放煤顺序为随机

放煤，放煤方法为三轮、间隔、顺序、等量放煤法，即按1、3、5等

放煤口顺序放煤，然后再按2、4、6等放煤口顺序放煤，最后按1、2、

3、4、5、6等放煤口顺序放煤，每次放出煤量的三分之一到二分之一。

反复三轮，把煤放完。

2、当煤层厚度小于6.2m时，以72#支架为界，放煤方式采用两采一放,

(1)、采煤机从72#往前端头方向割煤时，1#—72#支架不准放煤，端

头斜切进刀后从前端头向后端头割煤时，随机从前端头放煤，放到72#

支架为止。

(2)、采煤机从72#往后端头方向割煤时，72#—144#支架不准放煤，

端头斜切进刀后从后端头向前端头割煤时，随机从后端头放煤，放到

72#支架为止。

(3)、放煤过程中，研石与煤的比例达到1：3时，停止放煤。

(六)、拉后部输送机

移架前拉回后部输送机，拉后部输送机不得出现急弯，以防出现

断连接环、哑铃销或溜槽错口。

二、工作面正规循环生产能力

据公式

W=1XsX力XrXc

式中：

w=工作面正规循环生产能力，t

1—工作面平均长度，220m；

s-工作面循环进尺，0.8m；

h—工作面设计采高，6.4m；

r—煤的容重，1.65t/m3；

c—工作面回采率，85%；

经过计算，W=1580t

附图六：采煤机斜切进刀示意图

第三节设备配置

一、机电设备配备表

表6机电设备配备表

设备名称设备型号台数备注

移动变电站KSGZY-12504

移动变电站KSGZY-20002

移动变电站KSGZY-6302

移动变电站KSGZY-5003

高压配电装置高压配电装置

12

BGP9L400A

隔爆馈电开关KBZ-630/11404

隔爆馈电开关DKZB-400/11402

隔爆馈电开关BKD9-400/66010

双速磁力启动器QJZ-4*315/11401

双速磁力启动器8SKC9215四回路1

双速磁力启动器8SKC9215四回路1

磁力启动器QBZ-120N9

磁力启动器QBZ-80N20

磁力启动器QJZ-400/11404

皮带机软启动QJR4-300/11402

信号照明综保XZX-414

煤电钻综保ZZL-42

控制台KTC51

采煤机MG400/940-WD1

刮板输送机SGZ800/2*4001

刮板输送机SGZ800/2*5251

转载输送机SZZ800/4001

破碎机PCM2001

胶带输送机SSJ1000/2*1602

乳化液泵站GRB315/31.52

附图七机采工作面设备布置图

附图七机采工作面设备布置图

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面矿压参数表

参考本煤矿同煤层南二南四综采面矿压观测资料，选择本工作面矿压

参数。（见表7）

表7工作面矿压参数表

序号项目单位本工作面选取或预计

顶底板条直接顶厚度m36.8

件老顶厚度m80

1

直接底厚度m11.5

2直接顶初次垮落步距m7

来压步距m13

初次

最大平均支护强度851.6

3KN/m2

来压

最大平均顶底板移近量mm160mm/天

来压显现程度不明显

来压步距m9

周期最大平均支护强度821.2

4KN/m2

来压

最大平均顶底板移近量mm130mm/天

来压显现程度不明显

5平时最大平均支护强度760.4

KN/m2

最大平均顶底板移近量mm90mm/天

6直接顶悬顶距离m3-7

7底板容许比压MPa2.4

8直接顶类型类二类

9老顶级别级二级

10巷道超前影响范围m160m

二、工作面支架选型

根据工作阻力计算选型:

二级老顶水平开采支架承受的载荷按图所示:

可得公式如下：Pm=K(P0+P1)

P0=Y,L[(h+b+a)hl+0.5hi2tg(900-O)]

Pl=0.5Y2L[h(li+l2+a)+0.5h(h+2%>tg(90°-①[)]

式中：

PM-支护强度(工作阻力)，t/架，

P0-下位煤体作用在支架上的载荷，t

P1--上位煤岩体作用在支架上的载荷，t

Y1一煤的容重L32t/n?

Y2-煤岩的容重1.65t/n?

a--空顶距，0.3m,

IL前梁长度，2.265m,

顶梁长度，3.245m,

h-上位煤岩体高度，取2倍的实际采放厚度，12.8m,

hr-下位煤体高度，取3.7m,

①l计算时采用的覆岩及顶煤冒落角，45°

K一二级老顶动压系数，取K=2

L--支架有效宽度，1.51m,

中—顶煤冒落角，45°

代入上式可得到Pm=2X（56.49+253.69）=620.36t/架

根据计算，拟选用ZFT25000—20/32S端头支架2组，ZFG7200-

22/30型2组为过渡架，ZFS7200-17/29H型液压支架143组为中部支

架，ZFG7200-22/30型3组为机尾端头支架。各支架参数如下:

支架型号最大支护最小支护工作阻力对底板其他

高度（米）高度（米）（吨/架）比压

ZFT25000-20/32S3.22.025002.2

ZFG7200-22/303.02.27202.3

ZFS7200-17/29H2.91.77202.3

2、底板比压计算校验:

我矿的底板允许比压是2.4,所选支架满足对底板比压的要求。

3、根据以上计算，同时，参照我矿在南二南四段综采面采用相同端

头支架、过渡支架、中部支架，满足开采要求，确定采用以上支架。

三、乳化液泵站

（一）、泵站型号、数量

乳化液泵站型号为GRB-315/31.5两台。进液管采用中32mm高压胶管,

回液管采用中51mmK型高压胶管。

（二）、泵站设置位置

泵站设置在机电碉室内。

（三）、泵站使用规定

1、启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺栓是否

紧固，润滑油要适当、液位适当，乳化液浓度为3%-5%,各种保护

齐全可靠，运转方向为正向。

2、泵在启动后，要注意监听泵的运转状态，如有异常要立即停

泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。

3、在开泵前，必须向工作面发出开泵信号再等5s后再启动，再

次开泵前必须得到停泵人的命令后方可开泵。

4、泵的卸载整定值不超过3L5Mpa,供液压力30Mpa,严禁随意

调整安全阀的整定值。

5、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器定期清洗，泵箱每半

月清洗一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严

禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

第二节工作面顶板管理

一、正常工作时期顶板支护方式：

根据顶板为二级二类，确定采用全部垮落法控制顶板，支架最大

控顶距为5.81m,最小控顶距为5.01m,端面距不大于0.3m。支护方

式采用及时移架方式。

二、正常工作时期的特殊支护形式：

1、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带

压擦顶移架，并推出伸缩梁和护帮板。

2、如果煤壁片帮达到0.8m,必须超前移架支护顶板。

三、放煤与其他工序平行作业的安全距离：

放煤滞后移架五架，移架滞后采煤机割刀两架。

四、特殊时期的顶板控制：

（一）来压及停采前的顶板控制：

1、初采来压时，保证支架达到初撑力，支架状态两好，不倒不歪，

接顶严密，采煤机未完全走出开切眼不放煤。

2、停采前工作面顶板管理，工作面距采止线20m时要停止放煤，距

采止线12m时开始上网。

（二）、过断层、无煤带的顶板控制：

1、降低回采高度，采高不准超过2.5m。

2、及时超前移架，防止顶板冒落。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理

一、运输巷、回风巷的顶板控制

（-）巷道断面

超前支护断面：S毛=15.52m2S净=13.5m2超前支护长度

20mo

附图八：运、回顺超前支护断面图

（二）、支护方式

1、运、回顺超前支护段架设梯形棚，4米圆木作棚梁，36U钢可缩

腿作棚腿，打钱接梁、冗钢抬梁，抬梁下打单体作为辅助支护。运

顺超前支护段下帮打锁腿（护帮）锚杆。

2、回顺超前支护根据巷道实际状态不给梯棚时;用原巷道36U金属

棚支护。超前支护段摘上帮梁、腿，如下帮腿收敛，摘腿后开帮打护

帮锚杆并打单体加强支护。

（三）、支护材料、规格

材料规格材料规格

圆木长4m；020mm棚腿36U型钢可缩腿

单体DJ-315型n钢11*

钱接梁HDJA-1200锚杆M24X2400mm

锚固剂CK2335型

二、安全出口的管理

每班安排专人对两安全出口维护，清理浮货，确保巷道高度不低

于2.6m,人行道宽度不小于0.7m,安全出口内不准堆积杂物影响行人。

附图八：运、回顺超前支护断面图

三、备用支护材料管理

回风巷内距工作面200m范围内存放备用支护材料，备用支护材

料种类及数量为单体支柱10根，锚杆、托盘20套，0200X2000mm

木拌2m3,备用支护材料分类码放整齐，并挂牌管理。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

主要观测工作面支架初撑力、工作阻力。掌握顶板来压规律，分

析支架运转特性。

二、观测方法

1、在本工作面支架安设S500综采压力传感器，借助森透里昂微

机监测系统对其进行监测。

2、具体安装方法：在工作面的过2到A号架每5组支架在前梁、

左前柱、左后柱分别安设压力传感器。

3、传感器终端用微机由矿压组每天24小时负责监视和压力曲线

的打印，压力曲线每周打印一次，并报有关领导和综采队，以便及时

调整支架支护质量。

4、矿压组定期对工作面来压情况进行总结。

5、两巷掘进时期设的表面位移测点在回采期间要加强观测，以

便了解该采动压影响范围和周期来压对巷道收敛情况的了解。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

表八运煤设备表

运煤设备型号装载、转载方式

前部刮板输送机SGZ-800/2X400自动

后部刮板输送机SGZ-800/2X525自动

转载机SZZ-800/400自动

胶带输送机SSJ-1000/160x2自动

二、运输设备推移方式

推前部刮板输送机滞后采煤机后滚筒22.5m以外推入，放煤后拉

后部刮板输送机，推前部刮板输送机和拉后部刮板输送机都是利用支

架推移千斤顶完成的，推转载输送机是利用端头支架的推移千斤顶完

成的，胶带输送机利用白班检修期间缩机尾完成。

三、运煤路线

工作面刮板输送机一南二北八运输巷转载机一南二北八运输巷

胶带输送机一溜煤眼f南二运输中巷一南二运输石门一南一皮带下

由f主井煤仓f地面。

四、辅助运输路线

副井f西翼大巷f-399车场f南一轨道下山f-570轨道石门一

南二轨道中巷一回风斜巷一南二北八回风巷。

附图九生产系统图

附图九生产系统图

第二节一通三防与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

1、按人员计算Q=4XN=4X120=480m3/min

其中：N-采煤工作面同时工作的最多人数。取N=120人。

2、按沼气涌出量计算：

Q=100XqXk=100X5.5X1.6=880m3/min

其中q—该采场风排瓦斯绝对涌出量，根据2006年瓦斯鉴定相对瓦斯

涌出量为L18m3/t和月产量20.145万吨，经计算q=5.5m3/min,

k—该采场瓦斯涌出不均匀系数取k=1.6

3、按工作面温度计算：

Q=60VSK=60X1.65X12=1188m3/min

其中：V一采煤工作面平均风速，取V=1.65m/s

S一采煤工作面平均断面积取S=12m2

通过以上计算：确定风量为1188m3/min,取为1200n?/min,按风

速进行验算：

QN0.25X60X12=180m3/min

QW4X60X12=2880m3/min,

所选风量满足要求，确定风量为1200m3/min。

（二）、通风路线

新风：南二运输中巷fS2N8联络道fS2N8运输巷fS2N8工作面

乏风：S2N8工作面--S2N8回风巷--S2N8回风斜巷-fS2回风中巷

附图十通风系统图

二、防治瓦斯

（一）、瓦斯检查

1、工作面瓦斯和二氧化碳检查共设7个测点，即工作面风流测点、上

隅角测点、回风流测点、后三角点至回顺20m内上帮测点、后三角点

至回顺下帮测点、后三角点至工作面30m内煤壁测点和后三角点至工

作面30m内架间测点。

（1）、工作面风流测点（指距煤壁、顶、底板各20cm和以采空区切

顶线为界空间风流）；

（2）、上隅角测点（指采煤工作面回风侧最后一架棚落山侧1m处）；

（3）、回风流测点（指距采煤工作面10米以外的回风顺槽内不与其

他风流汇合的一段风流）；

（4）、其他测点（指距煤壁、顶、底板各20cm的空间风流）。

2、工作面配备专职瓦检员负责瓦斯检查工作，瓦斯检查每班必须检

查三次，第一次检查在接班后1.5h内进行，第二次检查在班中前后lh

内进行，第三次检查时间为本班到点前lh内进行。

3、工作面瓦斯涌出异常时，必须经常检查瓦斯浓度，确保瓦斯浓度

不超限。

4、每次检查瓦斯后，必须填写瓦斯记录手册、牌板，并向通风调度

汇报。瓦斯检查记录牌板应随着检查点位置的变化及时移动。

5、当班跟班干部、班组长、流动电钳工、放炮员和机关检查人员必

须携带便携，上隅角风流中挂便携，做好瓦斯检查工作。

6、各检查人员发现瓦斯超限后，必须及时通知工作面人员按以下要

求进行处理：

(1)、当回风流瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时必须

停止作业，切断电源，并采取措施进行处理。

(2)、当工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须立即停止作业，

切断电源，并采取措施处理；当工作面风流中瓦斯浓度达到1.3%时-，

回风流瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，

并采取措施进行处理；电动机及其开关安设地点附近20m范围内风流

中的瓦斯浓度达到1.3%时，必须停止工作，撤出人员切断电源，并采

取措施进行处理。

(3)、工作面及其回风巷道内体积大于0.5m，的空间，积聚的瓦斯浓

度达到2%时、其附近20m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源,

进行处理。

(二)、瓦斯监测

安全监控系统为森透里昂S500系统，工作面安设三台甲烷传感

器、一台一氧化碳传感器，一台温度传感器、一台风速传感器、两台

干线扩展控制器P5000和一台区域控制器P2782,采用四芯屏蔽监控电

缆。

1、传感器安设地点：

在采场回风巷距回风口10-15米处设置一个CH4传感器，代号丁2,

CO传感器，代号CO,一个温度传感器，代号CEN,一个风速传感器,

代号V,距工作面小于等于10米处设置一个CM传感器代号以上传

感器均距巷道顶板不得大于300mm、距巷帮不小于200mm处悬挂，工

作上隅角设置一个CH4传感器，代号13。

2、各传感器报警点，断电点和断电范围，复电点：

「，报警点设置1.0%,断电点设在1.3%,当CH4浓度达至IJ1.3%时一,

切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备，并且地面中心站

有声光报警信号，在1%以下时可以恢复送电。

12,报警点设置0.7%,断电点设在0.8%,当CH4浓度达至U0.8%以

上时，切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备，并且地面

中心站有声光报警信号，在0.8%以下时可以恢复送电。

T3.报警点设置1.0%,断电点设在1.3%,当CH4浓度达至打.0%以

上时，切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备，并且地面

中心站有声光报警信号，在1.0%以下时可以恢复送电。

CO报警点设置24PpM，传感器只发出报警信号，地面中心站有

声光信号，计算机用红色发生信息。

CEN报警点设置30C传感器只发出报警信号，地面中心站有声

光信号，计算机用红色发出信息。

V报警点设置4m/s,传感器只发出报警信号，地面中心站有声光

信号，计算机用红色发出信息。

瓦斯报警或瓦斯超限断电后，必须立即停止工作，切断电源，撒

离人员，进行处理。待瓦斯浓度降到1.0%以下后，经瓦检员检查确认,

方可送电，恢复生产。

3、监测设备管理要求

(1)、监测电工每7天用标准气样对CH4传感器标校一次，日常有故

障必须在8小时内排除。

(2)、因瓦斯超限断电的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下后

方可人工复电。

(3)、施工单位负责保护监控设备，负责工作面CH4传感器随采后移,

并安设在坚固处，严禁将传感器放在巷道底板，严禁将水洒到传感器

和接线盒上。

(4)、监测电工每天对监控设备检查一次，并及时延监控线，发现问

题及时处理。

(5)CH4传感器出现故障时、区域控制器自动切断控制区域内的电

源。

(三)、瓦斯抽放

小康矿虽然属于低瓦斯矿井，由于我矿采煤方法为综合机械化放

顶煤开采方法，开采强度大时，瓦斯涌出量有时达到5m3/min,根据

《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》和《煤矿工人技术操作

规程》补充规定的有关规定，使用移动式瓦斯抽放泵抽放采空区内的

瓦斯。

1、移动式瓦斯抽放泵的参数

YD-m型移动式抽放泵使用，其参数：最大抽气量为60m3/min,

极限真空度81Kpa,耗水量150L/min,功率90KW,转数730r/min,电

压660V,电机转数730r/min,外型3.8X1.50XIHOn?,YD-V型移动

式抽放泵备用，其参数：最大抽气量为30m%nin,极限真空度81Kpa,

耗水量85L/min,功率55KW,转数730r/min,电压660V,电机转数

730r/min,夕卜型2.7X1.32X1.50m3

2、移动式瓦斯抽放泵的组成

移动泵所有设备均安装在平板车上，有：纳西水环真空泵一台，

气水分离器一套，电动机一台，防爆开关一台。

附属配件有孔板流量计一个，放水器一个，瓦斯抽放管路监测系

统一套（包括高浓甲烷、压力、流量、温度传感器）。瓦斯断电使用

监测系统中的两台甲烷传感器，一台安设在泵站，另一台安设在距排

放口35米处。

3、移动式瓦斯抽放泵的安设

移动式瓦斯抽放泵安设在S2N8回风巷上风眼小川内水泥平台上，

距S2N8回风巷回风口50米处。

1、瓦斯排放管：瓦斯排放管使用6寸铁管1430米，排放口套一个

长3m的$600mm铁风筒，以降低排出口的瓦斯浓度。

2、瓦斯吸入管：瓦斯吸入管使用6寸铁管最长距离为1480米，分

出三根20米长的2寸胶管接到采场后三角点采空区花插管上。距泵站

30m吸入管法兰处加一个带孔的铜板，抽放管吸气端加过滤网，以防

杂物进入泵或堵塞管路。

4、瓦斯排放安全浓度的校验

该泵排出瓦斯进入S2回风石门，而S2回风石门瓦斯浓度必须保证

小于0.75%。现S2回风石门瓦斯浓度最大为0.3%,风量最大为

3800m3/min,按该泵排量最大为60m3/min,取最大瓦斯斯浓度25%,则使

回顺瓦斯浓增加60X25%4-3800=0.39%,回顺总瓦斯浓度为

0.3%+0.39%=0.69%故安全上符合煤矿安全规程要求。

附图十一安全监测系统图

附图十二工作面断电图

附图十三抽放泵站及管路布置示意图

三、综合防尘系统

综合防尘系统采用地面800m3水池的水，日常水池水量不得少于

200m3,井下防尘管路主管管径为①108mm,支管管径为①60mm,

每隔50m安设一个三通阀门，每隔200m安设一个控制阀门。

（一）、防尘管路系统

地面水池f副井f井底车场fS2轨道下山f-570下部车场f南二轨

道石门f南二回风中巷

运输巷：南二回风中巷fS2N8联络道fS2N8运输巷

回风巷：南二回风中巷一S2N8联络道fS2N8回风巷

（二）、防尘方式

采用采煤机内外喷雾、移架放煤喷雾、转载点喷雾、湿式打眼、

装煤洒水、个体防护、净化水幕和冲洗巷道等防尘方式。

采煤机必须使用内外喷雾降尘，内喷雾装置的使用水压不得小于

2MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa,液压支架必须使用

移架、放煤喷雾，皮带头、转载头、输送机头各转载点喷雾安设到位,

两巷距工作面30m内各安设一道净化水幕，随回采推进随移动。

（三）、隔绝瓦斯、煤尘爆炸的方式

采用安设隔爆水袋的隔爆方式来隔绝瓦斯、煤尘爆炸，工作面两

巷距工作面60-200m范围内分别安设一组隔爆水棚，用水不小于

200Kg/m2,水棚排距1.2--3m,棚区长度大于20m,挂隔爆设施管理牌

板进行管理，要经常加水，保证水量充足。

附图十四消尘防火供水系统图

四、防灭火系统

消防供水管路系统采用综合防尘管路系统，配电点、皮带头要装

备足够的消防器材（4箱沙子，4个灭火器和20m长胶管）.

（一）、综合防灭火方式

采用注浆方式，地面注浆站位于工业广场北部800m处，系统能

力：沙仓容量500m3,土仓容量200m3,泥浆池50m3,注浆立孔

①180mm380m,注浆管路①108mm7360m,搅拌机一台，供水水泵

IS100-65-315两台。

消火注浆系统：地面注浆站一注浆钻孔--280联络道--280回风石门

f北一回风上山f-374回风大巷f-374〜-398回风斜巷f北翼回风总

排f风井联络巷f南翼回风总排f南一回风下illf-450回风大巷f

南二回风下山f南二回风斜巷f南二回风中巷

运输巷：南二回风中巷fS2N8联络道fS2N8运输巷

回风巷：南二回风中巷fS2N8回风斜巷fS2N8回风巷

（二）、监测系统

一氧化碳传感器和温度传感器安设位置见瓦斯监测部分，当有一

氧化碳气体超限、温度升高、有煤焦油等气味时，应立即上报矿调度

及相关部门，及时采取措施，必要时撤出人员。

煤层自燃发火标志气体指标：井下空气出现一氧化碳、乙烯、乙

快。通风干部下井携带MYJ型CO检测报警仪，检查巷道状态和发火

隐患，发现问题及时进行处理。瓦检员配齐一氧化碳检定器，WD-1

型矿用红外测温仪、温度计，随时随地检查火情。对工作面上隅角和

进、回风巷及其他可能发热地点要进行CH,、CO、CO2浓度和温度的

预测预报工作，每周进行两次，对压力大变形严重的煤巷要重点掌握,

工作面进、回风巷设专职瓦检员进行检测。

（三）、防灭火要求

工作面火灾，要以预防为主，当工作面发生火灾或有发火迹象时一，要

沉着冷静，不惊慌，应根据火灾的性质、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，将灾情控制在最小范围内。电

气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭

火器材进行灭火。灭火过程中，当班跟班干部负责指挥，安监员负责

监督检查，瓦检员负责检查有害气体和风向、风量变化，采取防止人

员中毒的措施，同时立即汇报矿、通风调度。如果控制不住火势，所

有人员佩带自救器，沿避灾路线撤离。

工作面临近结束和停止正常生产时要加大检查力度，及时发现火

灾隐患。

附图十五消火注浆系统图

附图十通风系统图

附图十一安全监测系统图

附图十二工作面断电图

附图十三抽放泵站及管路布置示意图

附图十四消尘防火供水系统图

附图十五消火注浆系统图

第三节供电

一、供电系统

（一）、6000V供电系统拟定

1、该工作面电源分别引自S2采区变电所的2#、4#、12#高压配电装置。

其中2#高压配电装置供工作面的回风移动变电站，配出电缆为：

MYJV-60003*50,长度为2075m,工作面回风设置三台移动变电站，

其中两台设在机电爆室，另外一台设在回风顺槽中部。容量分别为两

台KSGZY-5006/0.69和一台KSGZY-630型变电站。分别供给回风

660V设备和瓦斯抽放设备、瓦斯检测设备。

2、运输顺槽由4#、12#高压电缆供电。在运输顺槽的的山下安装8台

高压防爆配电装置，其中两台为瓦斯电闭锁高压开关，在运输顺槽的

中部设两台高压防爆配电装置，分别供采煤机和运输顺槽的内部

660V电源。由采区变电所4#高压配电装置配出的高压电缆

MYJV-60003*95引至运输顺槽的山下，供前部运输机、1#泵站、转

载机、破碎机、采煤机和运输顺槽内部的移动变电站。由采区变电所

12#高压配电装置引出的MYJV-60003*120电缆引至道运输顺槽的

山下，供后部运输机、一条皮带机、二条皮带机和顺槽外部的660V

设备。

（二）、3300V供电系统的拟定

后部运输机为本工作面的3300V设备，根据装机容量。由运输顺

槽山下的KSGZY-2000移动变电站供电。自该变电站引出一根

MYPT-3*120-3*50/3型3300V电缆，自工作面串车到后部运输机采用

MYPT-3*50-3*16/3供运输机的高速，由MYPT-3*35-3*16/3供后部运

输机的低速。由于工作面运输机的工作特点，需要在运行过程中正反

向运行，而控制运输机的8SKC9215型磁力起动器不具备正反向的隔

离开关功能，因此采用两台该型号开关作做为一正向一反向运行的开

关。使用时必须保证两台开关不能同时送电。

（三）、1140V供电系统的拟定

1、前部运输机：前部运输机有两根MYP-11403*120+1*35电缆作为

干线电缆。

2、转载机、破碎机：该两台设备可共用一台QJZ-4*315开关控制。采

用一根MYP-3*95+l*25型电缆作为干线电缆。

3、采煤机的移动变电站设在14度山下，由KSGZY—2000/3300移动变

电站供电，干线电缆为MYPT-33003*120电缆，采煤机负荷电缆为

MYPT-33003*70+4*6电缆。

4、乳化液泵站的电源分别引自两回不同高压线路。考虑一回停电时,

另一回供电，保证乳化液泵正常工作。

5、皮带机：考虑皮带机在一台出现故障时一，另一台没有开动的必要,

所以将两台皮带机的电源设置在一个变电站上。二条皮带机的干线电

缆采用MYP-11403*95+1*25电缆。运输顺槽个皮带机全部采用软起

动装置作为皮带机的控制开关。

（四）、660V供电系统的拟定

设置660V供电系统的配电点如下；

1、运输顺槽山上JD-40绞车配电点

2、运输顺槽中部JD-75绞车配电点

3、运输顺槽第二台JD-75绞车配电点

4、串车处660V配电点

5、回风机电响碉室配电点

6、回风顺槽皮带配电点

7、回风刮板运输机配电点

8、回风顺槽JD-75绞车配电点

9、回风顺槽第二台JD-75绞车配电点

（五）、瓦斯监测及抽放泵电源供电系统拟定

1、由设在运输顺槽的山下的1#和2#高压开关实现运输顺槽的瓦斯电

闭锁。在运输顺槽出现瓦斯超限时，能够全部断电。

2、由设在回风机电洞室的3#高压开关断开回风的660V电源。

3、抽放泵电源和瓦斯监测电源由回风机电洞室的3#移动变电站供电,

不受回风瓦斯电闭锁控制。保证在回风瓦斯超限时能够正常监测和排

放瓦斯。

二、电器整定计算

见机电科《S2N8综采工作面供电设计说明书》

附图十六供电系统示意图

附图十六供电系统示意图

第四节通讯照明

一、通讯系统

工作面前、后部刮板输送机机头和机尾及工作面内每隔15m安装

一台载波电话，转载输送机头、胶带输送机机头、变电站、移动串车、

乳化液泵站各安设一台载波电话，所有载波电话都与移动串车的

KTC-2控制台连接形成通讯系统。所有载波电话都可以直接与调度或

相互间联系通话。

移动串车、变电站处各安设一台固定电话，该电话可以在矿网内

直接联系其他地点。

二、照明系统

工作面前、后部刮板输送机机头及工作面内每隔15m安装一盏防

爆灯管，转载输送机、胶带输送机机头各安一盏，移动串车和泵站各

安6盏，各盏灯管电源由串车或电站照明综保提供电源。

附图十七通信照明系统示意图

附图十七通信照明系统示意图

第五章劳动组织和主要经济技术指标

第一节劳动组织

一、作业方式

本工作面采用“三八”作业制，两班半生产，半班检修，检修时间

为上午8：00-12：00,采准比为5：1。

二、劳动组织

表九劳动组织表

序号工种在册人数一班二班三班出勤人数

1队干部71517

2班组长62226

3采煤机司机62226

4液压支架工62225

5端头工1244411

6放煤工93338

7扫货工4214141441

8三机司机1244411

9跟班电工62225

10跟班钳工31113

11泵站工41213

12检修电钳工424241

13其他16212214

14合计171389538161

备注每天白班检修电钳工有18人不进工作面，生产班皮带司机、转载机司机3

人不进工作面，其他人员中有10人不进工作面，进工作面人员最多为64

人

第二节作业循环

一、作业循环

本工作面以采煤机割煤一刀，架后放一遍顶煤为一个循环。

二、循环图表

附图十八循环图表

附图十八循环图表

第三节主要经济技术指标

表十主要经济技术指标表

序号项目单位参数

1工作面倾斜长度m1222

2工作面走向长度m220

一

3采采煤高度m2.7

高

放煤高度m3.7

采放比1：1.37

4煤层生产能力

t/m210.56

5循环进度m0.8

6循环产量t1580

7月循环数个127.5

8月进度m102

9日产量t7900

10月产量万t20.145

11在册人数人171

12出勤人数人161

13出勤率%94.2

14回采工效t/工96.3

15坑木定额

m3/104t2

16采煤机截齿消耗

个/10%22

17装落煤机械化程度%97

18正规循环率%85

19煤岩容重

t/m^1.65

第六章煤质管理

一、煤质指标

工业牌号灰分，%挥发分，%发热量，卡/克

长焰煤13.243.505.353

煤质资料由钻孔化验数据而来

二、提高煤质的措施

1、加强顶板管理，防止冒顶，减少肝石量。

2、加强底板管理，割煤时不得破底，严格按设计规定层位回采。

3、放顶煤时，见肝石立即打出插板，防止肝石混入煤中。

4、冒顶区及无煤带，断层区内回采时严禁放肝石，过无煤带时，后

部溜子要上挡货板，防止肝石混入。

5、要做到煤岩分运，大于300mm的研石要从转载机捡出，不准上胶

Wo

6、工作面煤壁遇岩石放震动炮前要将三机拉空，崩落的岩石拉到机

头装袋，卸在下帮侧老塘内。

7、拉底的岩石和杂物不准上胶带输送机。

8、采煤机和各转载点喷雾，停机后要及时关闭，以减少煤的水分。

9、水管与液压系统严禁有跑、冒、滴、漏现象，施工中遇水必须打

水窝子，严禁与煤混上胶带，增加煤的外来水分。

第七章安全技术措施

第一节一般规定

1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《小康矿岗位

技术操作规程汇编》和本《作业规程》，严格执行各项规章制度，严

禁违章指挥，违章作业，违犯劳动纪律。

2、加强自主保安、自我防范意识，做到“三不伤害”。

3、所有人员必须经过四级以上培训中心安全培训，考试合格后

持证上岗，特种作业人员要经过三级培训中心组织的安全培训。严格

执行岗位责任制、现场交接班制度、设备检修制度、质量验收制度、

事故分析制度。

4、起吊重物、固定回柱绞车、滑子等使用40T运输机链子时，必

须使用大环和M20mm螺栓，螺栓拧满扣。

5、工作面工程质量和顶板管理要按照煤矿《生产矿井质量标准

化标准》、《采煤工作面顶板管理十条规定》、《小康矿日检日评标准》

内容执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。

第二节顶板

一、顶板管理安全措施：

1、严格按集团公司《综采工作面顶板管理十条规定》内容执行。

2、每班派专人检查煤壁及顶板情况，当工作面伞檐长度超过

1.0m,突出部分不得超过200mm,伞檐长度小于1.0m,突出部分不得

超过250mm,超过规定必须处理。

3、移架时要坚持带压擦顶移架，移完支架伸缩梁要立即推出，

打出护帮板，升柱时支架要达到初撑力，支架与顶板要面接触，前梁

端面距为300mm。

4、在初次来压和周期来压过程中，加强工程质量，支架状态不

倒不歪，保证支护状态良好。

5、泵站的压力要保证在30Mpa以上。

6、工作面发生冒顶，及时清点人数，发现有人员缺少，及时查

找并向矿调度汇报，处理时必须停机，先维护好顶板再开运输机。

7、处理冒顶、漏肝时，跟班干部、工班长在现场指挥。，作业人

员要密切配合，选好安全退路，随时做好撤离准备。

8、处理冒顶采用撞楔法处理，要待顶板稳定后在支架上挑梁、

护顶，维护好顶板。处理时要从两端向中间处理。

9、在处理冒顶过程中，要设专人监护顶板，关闭冒顶区及两侧

10m范围内的支架进、回液截止阀。任何人不准操作支架、采煤机。

10、进入冒顶区搭棚，瓦检员随时检查冒落区内的瓦斯浓度，超

过1.0%时，严禁作业，并采取措施处理使瓦斯浓度小于1.0%方可作

业。

11、进入机道作业时，执行如下安全措施：

(1)、进入机道作业前要将前部刮板输送机切断电源并闭锁，派

专人停送电，未经作业人员同意，任何人不准送电开前部刮板输送机。

(2)、进入机道前要观察好帮顶状况，严格执行敲帮问顶制度，

找净帮顶浮石险块。

(3)、工作地点及两侧3.0m范围内别帮，每架要用一根①200mm

X2000mm大样，大样下端到溜子上沿高度不得超过1.0m,作业时设专

人监护顶板。

(4)、片帮严重地点，必须挑梁护顶，防止顶板冒落。

(5)、如不能使用护帮板别大样时，要在每组支架打一根锚杆，

然后上大样别帮。打锚杆技术要求：锚杆采用M24mmx2400mm,装

药量CK2335型锚固剂3支，锚杆外露长度100mm,达到紧固力。

(6)、更换伸缩梁进入机道刹顶时，禁止同时降两组相邻支架，

必须在相邻支架交叉别大样护住煤壁后方可降这组支架，降架后用大

拌刹顶，要求刹紧刹实。

13、防止大面积悬顶不冒落措施：

(1)、液压支架采用ZFS7200-17/29H型，具有高工作阻力，且顶

板是油母页岩石，油母页岩石层状构造，干后粉碎崩解，极易冒落。

第三节一通三防及安全监控

一、通风路线不畅的应急措施：

当运输巷和回风巷发生巷道堵塞事故造成通风不畅时，按《小康矿

2006年度煤矿企业灾害预防与处理计划（预案）》中内容执行。

二、防治瓦斯安全措施：

1、加强瓦斯地质工作，首先做好预测预报工作，地测部门从工

作面开采开始，安排地质人员对工作面进行地质描述，发现有断层、

构造、裂隙预兆后，及时通知综采队和保安区。

2、加强现场检查，防止意外发生。保安区在S2N8综采面每班安

排一名瓦检班长和一名瓦检员，班长负责上隅角、采场回风流的瓦斯

检查和瓦斯管理，瓦检员负责工作面、采煤机附近、放炮地点及前三

角点的瓦斯检查和瓦斯管理。

3、采煤工作面遇断层、构造、裂隙及片帮、高顶处，割煤、打

眼前先检查瓦斯情况，当瓦斯不超限时，方可作业。

4、综采面上隅角至工作面30米，至回风巷20米范围内的煤壁、

架间，要认真检查瓦斯浓度，并在手册上记录，及时向通风调度汇报,

同时填写在检查单上。

5、监测电工对工作面的瓦斯探头要日检周充气标校一次，瓦斯

探头位置、断电范围必须符合规定。采煤机司机和流动电钳工佩带常

开式的瓦斯报警仪。

6、割煤前，采煤司机必须检查采煤机20米范围内顶、底板及风

流中的瓦斯浓度。当遇断层、构造、裂隙、片帮及瓦斯涌出量较大地

点时一，停机检查瓦斯，当瓦斯不超限时，方可开机割煤通过。

7、采煤面有涌水征兆时，由生产、地质和通风部门管理人员协

助综采队做好探放水工作，做到有疑必探。

8、当煤壁、顶、底板有岩石时，开机时要洒水消尘及捕尘。

9、施工单位要保护好监测设备，发现探头或监测电缆损坏要及

时通知信息中心监测电工进行处理。

10、综采队必须在综维队回完上隅角的铁棚（包括锚杆托盘）后,

方可做机尾，综维队没回完铁棚前采煤机不许超过100#液压支架。

11、综维队要事先做好回上隅角铁棚的准备，并在采煤机割到

100#前回完铁棚，回铁棚时一，必须用高压水枪向回棚点洒水。

12、综采面上隅角瓦斯积聚时，瓦检员要利用抽放管和风筒布及

时处理瓦斯。回棚处瓦斯积聚必须经瓦检员处理后，方可回棚。

13、综采队做完机尾后，综维队必须用不燃材料及时封堵有空顶

的老塘。

14、移机尾端头支架时，综维队必须在机尾端头支架上方垫标准

大拌（规格：厚150mm以上，长1500mm以上，宽200mm以上）。如

果B、C上方顶板高，必须打木垛接顶。

15、机尾过渡架要与前儿架升平，防止后三角点风流产生涡流。

16、工作面机尾三角煤要做好抹斜，防止回风侧上帮积存瓦斯。

17、采煤机割机尾时，瓦检员要先检查瓦斯，经允许后再割刀,

同时要洒水降温消尘，零点班交班采煤机严禁停在距机尾20米范围

内。

18、回风超前支护锚杆必须锯断，外露长度不准超过木梁下沿，

防止拉架时摩擦产生火花。

19、检修后部运输机机尾设备及机尾端头架时，必须经瓦检员检

查瓦斯同意后方可作业。

20、瓦检员负责区域内每班必须检查三次，