煤矿采煤工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表lo

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称+1577水平采区名称C12采区

地面标高+2006井下标高+1577

地面相

地面呈荒漠景观

对位置

回采对地

无

面的影响

井下位置

采煤工作面，+1577水平以下，+1577水平以上

及与四邻

走向长度253.3倾斜长56面积14280m2

第二节煤层

工作面煤层情况见表2。

表2煤层情况表

煤层厚度简单〜煤层倾角/

5煤层结构27

/m复杂(°)

开采煤层硬度煤种长焰煤稳定程度较稳定

煤层情况采区主采煤层为C12,根据井下已揭露的情况来看，该煤

描述层基本稳定,厚5米左右。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况表3。

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名

岩石名称厚度/m特征

称

灰黑，灰白，自上而下岩性为粉沙岩，细

基本顶碳质泥岩8.4

砂岩，粗沙岩，硅质胶结，均一，致密。

直接顶碳质泥岩1.94灰黑，泥质含量高，块状。

伪顶无

灰白色，含少量泥质及植物化石残片，顶

直接底碳质泥岩3.32

部为泥岩。

基本底碳质泥岩5.6灰黑，含煤线，黄铁矿颗粒。

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响（表4）

从J揭露的煤层状况来分析，该采区没有断层，也没有

褶皱，煤层稳定。

二、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

无

附工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。

开切眼断面图

附图1-1（在规程最后页）

第五节水文地质

表5水文地质情况表

充水因素工作面无水灾威胁

预计最大涌水量lm3/h河流冲刷带无

正常涌水量0.5m7h岩浆侵入体、陷落柱无

回采影响工作面无重大充水因素及水害威胁

第六节影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况（表6）

表6影响回采的其他地质情况表

瓦斯相对涌出量为0.02m7t

3

C02相对涌出量为0.4m/t

煤尘爆炸指数50-75%

煤的自燃倾向性煤H燃发火期为2〜6个月

地温危害无

冲击地压危害无

第七节储量及服务年限

一、储量

（一）工作面工业储量：

工业储量;倾向长度X走向长度X厚度X容重

二56X253.3X5X1.3

=92201.2

（二）工作面可采储量

可采储量=工业储量X回采率

二（173.3X56X3X1.3X75%）+（173.3X56X2X1.3）

=53618.98t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限二（可采推进长度/设计月推进长度）/12

53618.984-173.3=309.3t

900004-124-309.3=24.2m

173.3+24.2=7,16月

第二章采煤方法

采煤方法依据。

1、煤层赋存的条件及开采的技术条件。

2、哈密局设计院为本矿设计的采煤方法设计。

3、现有装备、管理水平。

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

所有巷道布置在+1620水平的C12煤层中切眼位置在

1616水平以下。

二、工作面运输巷

布置在C12煤层中，支护采用矩形锚杆挂网支护，巷道

内铺设一台SSL-650/40胶带运输机和两台SWG-40型刮板

机。作为工作面煤的运输。

三、工作面回风巷

布置在C12煤层中，支护采用矩形锚杆挂网支护，铺设

18Kg/m钢轨，作为工作面材料的运输、回风通道，与+1620

总回风巷相连。

四、工作面开切眼

沿C12煤层连通运输顺槽和回风顺槽，配备

ZH1800/16/24ZL整体梁滑移支架43架，一台SWG-40型刮板

机铺设56米。

五、胴室及其他巷道

在皮带机机头和刮板机机头布置防爆开关和馈电胴室。

附图3：工作面及巷道布置工程平面图。（图1-2）

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

附图4：炮眼布置图（正、平、剖视图）。

1开帮眼炮眼布置图

开腐艮示意图

1、炮眼特征表

名距离位置角度眼深利装

称（米）距底距顶仰水（米）用药

府平率％量g

顶0.81.40.68070190450

眼

底0.80.41.68070190450

眼

2、爆破说明书

序号项目单位数量

1打眼工具型号MS2—122台

2炮眼特征循环眼数个140

平均深度米1

循环炮眼总长度米280米

3炸药炸药种类矿用硝铁炸药

每孔装药量g/眼450

循环用量Kg63

4雷管种类毫秒电雷管

循环用量个140

5封泥炮泥米封满填实

6连接方式串联每次爆破不超过10

长度米

顶眼布置图

平面图

立面图

壁

炮眼特征表

名称距离位置角度眼深装药量g

（米）（米

）

距煤壁仰角水平

顶眼（靠近1.02.580-85垂直3750

采空区）

顶眼（靠1.01.585-90垂直3750

近煤壁）

2、爆破说明书

序号项目单位数量

1打眼工具型号MS2—122台

2炮眼特征循环眼数个88

平均深度米3

循环炮眼总长度米264米

3炸药炸药种类矿用硝铁炸药

每孔装药量g/眼750

循环用量kg66

4雷管种类毫秒电雷管

循环用量个88

5封泥炮泥米封满填实

6连接方式串联每次爆破不超过

长度8—10米

3、擢煤及支架安全技术要求(见附验收标准和管理制度)

1.进入工作面首先按敲帮问顶制度执行，捡查支架是否

完好，有无隐患等情况。

2.进行二次注液，确保支拄的初撑力达到98.IkN以上。

(3.)打眼，装药，放炮前后进行统一捡查瓦斯及各种气

体，包括顶帮，支架无隐患后方可放炮。放炮后进行统一检

查瓦斯，扶正崩倒斜歪的支拄，并进行再注液。

4.擢煤移架过程中要时刻注意顶帮的安全情况，若顶板

来压必须及时加强支护，有危险时全部作业人员必须立即撤

出采面到安全区，待来压稳定后，由安全员逐步一一检查维

护，直到隐患消除。

5.出煤时，必须将大块煤砸碎后放入溜槽，严禁跨溜子

作业。

6.支架的柱腿，工字钢架的支柱迎山角度合适，支架或

工字钢架支柱不得前倾后仰，梁不得偏斜，必须达到四直两

平［架柱直，溜子直，煤帮直、托梁直、溜子平、架梁平］两

出口畅通［上下出口］,严控质量标准。

7.煤帮刷齐，不留伞檐，煤砰及时挑下以防发生事故。

8.擢煤及移架时，必须在支护安全可靠的下方进行，严

禁空顶作业。

9.工作面两端头井字架铁与铁接触处必须用衬木垫好，

防止打滑。

4、移架的要求

1.移架工作必须是在工作面煤全部出完后，打起所有支

柱后方可进行，并切断工作面溜子电源。

2.移架前，必须首先检查顶帮及支架安全情况，处理完

隐患问题，并进行二次注液，经过测压达到要求后，方可移

架，在移架时，工作面有空顶时必须用方木或板材垫平后用

柱子顶上。

(3.)作业过程中必须始终保证退路畅通，坚持敲帮问顶

及先支后回的原则。移架应遵循先维护、后移架的原则，山

下向上，由老塘向煤帮的原则，分段应选在顶板完整地段，

并必须在分段处支设一保护柱，为下段回收最后一支架创造

条件。

(4.)移架时人员应站在支架的上方，看好退路，严禁

人员站在空顶下作业，操作时一人看顶一人作业，严禁单独

一人操作。

移架时要及时用板皮或网片将新切线柱子手把向上部

位挡好，以防止窜开窜煤。

5.移架过程中如发生顶板压力增大，支架变形，片帮等

现象，作业人员必须及时撤离危险区，待压力稳定后检查维

护支架后再进行移架。

(6.)移架过程中，前方严禁有人，以防漏顶，垮落煤

块伤人。

7.上下端口工必须负责打好顺槽内的20米超前支护，

必须后撤一架，前补一架，撤下的架及不用的工字钢或支柱

必须运至不影响工作的宽敞地段码好。

(8.)回最后三架时，必须检查上组护身柱的牢固程度,

支架若有变形应及时修整，并在靠切顶线0.5米处的每架下

梁下设一棵临时支柱，方可进行正常回柱，加柱时操作人员必须站

在新切线内侧进行。

9.在移架过程中如有不及时下顶地段回收人员应备用

绳钩，长距离卸载时，用绳钩绑住支柱，以防支柱倒入采空

10.在回柱过程中，对直接回柱有困难的支架，必须打

替换柱进行替换，替换柱支设在要回收的支架上方。

5、支护稳定性安全要求

1.支柱必须支设在硬底板上，支柱支设必须吃劲有力牢

固，上下左右支柱必须直成一条线，且垂直于底板，差距不

得超过10厘米，迎山角3—5度，后柱要前倾3—5度，支

柱初撑力必须达到98.1千牛以上，否则要进行一次补液，

严禁将支柱支设在浮煤浮阡上。

2.严禁出现支架上部空顶现象。

3.对支架上部的空顶处必须用板皮或方木背紧背实。

6、安装及回撤滑移支架安全技术要求；

1、拆架工作分两台班进行，由技术员带领亲自操作。

2、打第一次木垛与第二次木垛必须上下成一直线。

3、木垛的高度必须与工作面的架高想吻和。

4、铺设的双网扎丝距离须收小到5—10厘米。

5、在拆架之前，工作面下端口须打一大木垛并铺设回

柱绞车。

6、上端口须打一大木剁用直径25—30厘米的原木把单

体支柱换下，运到安全地带。

7、拆架之前，必须将所有支架前后柱进行二次注液，

让支柱的支撑力达到98.1KN以上，以便于设备从中间拉走。

8、在拆架时，必须由技术员或跟班领导专门监测支柱

及顶煤的压力，如有顶板来压或工作面压力过大时，应立即

停止作业，待压力稳定后，方可作业。

9、拆架必须从工作面上端口开始向下端口逐一进行。

10、安架过程中，由于刚进入切眼，没有形成采空区，

故不须考虑顶煤压力。

11、装架必须从下端口向上端口开始逐一进行。

12、装好的架必须调整好架距1.00米，支柱上下左右

成直线，且须把支柱与梁的连接钢绳全部连接好，方可开帮

作业。

13、所有刮扳机机头机尾要有点柱撑住或用地锚固定。

14、所有皮带输送机机头机尾要用地锚链进行固定。

15、所有机电设施必须有综合保护及风电闭锁等接地保

护。

7、滑移支架放顶煤采煤法过程

1、工作面布置完后，在悬移支架前端铺设一台SGB-40

型刮板机，炮采工作面采高2米，放顶煤厚3米，支架推移

步距为0.8米。

2、工作面采煤：工作面支护采用整体顶梁滑移式悬移

支架，炮采工作面布置两排炮眼，炮眼深度0.9米,排间距

0.8米,一次爆破15——25个炮眼左右;高度达到2.2米。工

作面全爆破完后,进行超前支护,人工进行扒煤,刮板机运煤,

再移架0.8米,然后进行爆破落煤、运煤；同时打好顶眼，

放完顶炮，震松顶煤。

3、放顶煤：放顶煤时将后部网剪开，由放煤口放煤，

每次放煤口个数不超过3个，装煤采用自留煤至40刮板机;

这样二个班在工作面爆破落煤、移架，-个班进行架前预爆破

和放顶煤。

（二）、工作面回采顺序

工作面回采方向为采区后退式开采，煤层内采用下行式

开采。

（三）、回采工艺；

1、工序：处理伞岩，铺网，破煤、支前探梁、擢煤、

运煤、连网、移架、打超前支护、移溜、放顶、采空区处理。

2、流程：打眼、装药、放炮、支前探梁、擢煤、连

网、移架、打超前支护、放顶煤、移溜，打眼放炮时必须一

炮三检。

按上述工序流程，现分述如下：

A、工作面破煤：采用爆破落煤，打眼采用手提式煤电

钻，选取煤矿用的销钱炸药，瞬发电雷管引爆，工作面每次

连续放炮长度不得超过10米，由上至下每个作业组只放一

组，等处理完安全、进行超前支护后方可继续放炮。放顶煤

时由于煤层较厚必须进行工作面预爆破，

B、工作面装煤：工作面只铺设一台SGB-40刮板机一台,

运量200T/H,放顶煤靠自滑至刮板机，其余人工擢煤。

C、运煤：顺槽采用一台SGB-40型刮板机，转载到顺槽

皮带机，送至煤仓后，由电瓶车从1577集中石门牵引至井底

车场由暗斜井提升上部车场再由电瓶车牵引至地面。

D、铺联网工艺：主要采用架前人工铺顶网，选取12号

铁丝，机织菱形网，网格规格为100MMX50MM,网长6米、

网宽1米，沿工作面方向铺设，长边搭接长100MM,用14号

铁丝进行人工在架下联网，两扣一联，短边可直对边联接，

然后用前探梁将网挑起。这样控制了破碎煤块漏开、漏当，

行之有效。

E、移架；移架时，应先移5架，留5架，再移5架。

呈品字形，将架移出。然后移留下架，使架呈直线，完成开

帮作业。移架时，首先将要移动架的支柱进行放液提腿，使

顶梁落在托梁上，再给推进缸注液使移动梁前移0.8米，再

将移动架支柱注液升起；接着按此方法移另一架。移架时要

保证梁平衡，受力均匀，且垂直煤壁，若偏差较大时要及时

调整支架或顶板不平整应加垫木块。严禁相邻的两架同时移

动。

F、移溜：工作面设计采用一台SGW-40刮板机，刮板机

布置在架内，既采煤又放煤,放炮落煤后先移架，使刮板机靠

后排支柱,放完煤后，再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器

进行推移。柱腿与刮扳机保持垂直并成一条直线。

G、深孔爆破震松顶煤：打眼方式，因顶煤较硬，需爆

破松动，经过多种打眼方式的比较，最后选定架间打眼，虽

因顶煤较厚，打眼装药有一定的困难，但相对可行。炮眼参

数：初次放顶煤时孔深2.5米，孔仰角65-75度，正常放顶

煤时，每一架间距布置两个炮眼，尾部炮眼深3米，孔仰角

70度，装药量1800克，架前端孔深3米，孔仰角85度，装

药量1800克；布设双排煤孔，孔距1米；孔深及装药量均

要根据放顶煤厚度的变化而进行更改，既不能打穿顶煤又要

与整体顶梁留有0.5米以上的距离（即最小低抗线），以防

放炮引起其它事故。爆破松动顺序采用隔段爆破，由工作面

尾部向头部分段进行，一次爆破不超过五架。

H、放顶煤：当工作面移架后开始放顶煤，在采空区侧、

刮板机上沿其上部0.2—0.5米之间,将网剪成倒T形放煤口

由底向上0.3-—0.4米，宽0.1米，让采空区侧煤自行滑到

刮板机;放煤顺序自上而下，根据工作面长度和刮板机的负

荷情况,工作面分3-4个分段,第一轮在每个分段内先开一个

口放煤，当放煤口出现石块时，便重新绑扎好放煤口，使石

块不能从放煤口放出，然后再在每个分段内重新开放煤口放

煤,与上一放煤口间距为2-3米，重复以上过程，直至顶板

均衡下落,为整个放煤过程结束.

I、清煤移溜：采煤工作面顶煤放完后，开始清理刮板

机两邦浮煤，使采高保持2米，然后开始移溜。移溜时从上

往下依次移设，严禁从两头同时向中部或多头移溜，溜子要

保持平、直、稳并试运转正常。

二、工作面正规循环生产能力

顶煤生产能力

W顶二LShYC

=56X24X3X1.3X75%

=3931.2

开帮生产能力

W帮二LShYc

=56X24X2X1.3

二3494.4t

W=W顶+W帮=3931.2+3494.4=7425.6t

式中W一正规循环生产能力，t；

L一工作面长度，m；

S一正规循环推进长度，m；

h一采高，m;

Y一煤的视密度，t/n?;

c一工作面采出率，%

第三节设备配置

工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术

参数）。

1.ZH1800/16/24ZL整体顶梁液压支架

项目单位参数备注

支架最大高度mm2400

支架最小高度mm1600

支架中心距mm1000

支架长度mm3300

支架步距mm800

前伸梁行程mm600

立柱数量根4

立柱缸径mm125

最大件重量kg1000

支架重量kg2400

泵站工作液M—10乳化液浓度2〜度

泵站额定压力Mpa31.5

额定工作压力Mpa20

额定工作阻力KN1800

支护强度Mpa0.46—0.55对应控顶距为3.3~3.9m

初撑力KN981

对底板最小比压Mpa4支护阻力981KN时

对底板最大比压mpa7.3支护阻力1800KN时

操作方式顶梁为邻架操作，立柱为本架操作

2.刮板机：

刮板机参数：SGB—40T

生产厂家：山东昌乐矿山机械总厂有限公司。

边双链刮板输送机：SGB

中部槽宽度620电动机功率40KW

铺设长度：75m链速：0.8m/s

输送量：200t/h总重：17.6T

井下安装数量：2台。

3.皮带输送带机：DT650/55

项目参数

运输能力200t/h

运输长度（水平）300m

胶带速度2m/s

胶强1000S

胶

带宽650mm

市

形号DT650

规

全厚度拉伸强度（纵向）N680N/mm

格

全厚度拉伸强度（横向）2265N/mm

传动滚筒数量2个

传动滚筒直径①500mm

卸载、改向滚筒直径①315mm

上、下托辑直径①89nlm

上托辐间距1500mm

下托辐间距3000mm

型号YBS—22

电

功率2X22kW

动

转速1470r/min

机

电压380/660V

总质量20762kg

所有设备、电控开关皆随设备由厂家配置。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

（一）工作面支护设计及支护

工作面顶板采用北京宇田世纪矿山设备有限公司设计

的46副ZH1800/16/24Z整体顶梁滑移液压支架，上下端头

各采用4对8根矿用工字钢配合单体液压支柱（两梁六柱）,

2梁6柱进行支护。用全部垮落法管理，最大控顶距4.42m,

最小控顶距3.62m,端面距不大于320mmo

（二）采用类比法进行设计

1.参考本煤矿或煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数

表（表7）。

表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序同煤层实

项目单位本面选取或预计

号侧

顶直接顶厚度m1.94

底基本顶厚度m8.4

1板

条直接底厚度m3.32

件

2直接顶初次跨落步距m30

来压步距m25〜30

初

最大平均支护强度kN/m2146.51

次

3最大平均顶底板移近

来mm

旦

里

压

来压显现程度较强烈

来压步距m25〜30

周最大平均支护强度kN/m2

期最大平均顶底板移近

4mm

来里

压明显，较

来压显现程度

强烈

续表

序同煤层实

项目单位本面选取或预计

号测

最大平均支护强

kN/m2146.51

5平度

时最大平均顶底板

mm

移近量

6直接顶悬顶情况m

7底板容许比压MPa36

8直接顶类型类

9基本顶级别级

10巷道超前影响范围m20

2.合理支护强度的计算.

(1)采用经验公式计算：

Pt=9.81hyk=9.81X2X2.5X3

=147.15kN/m2

Pt——工作面合理支护强度，kN/m2

H-----工作面采高，m

¥——顶板岩石重力密度，一般取2.5t/n?

k——支柱的上覆岩厚与采高比，取3

(2)选取”同煤层矿压观测选择或预计本工作矿压参数

考表”中最大平均支护强度(kN/V).

选取上述两项中最大值147.15kN/m2,即为工作面合理支

护强度.

3.支柱实际支撑能力计算：

Rt=kgkzkbkakhR=O.99X0.95X0.9X1.OX1.0X245

=256kN

4.工作面合理的支柱密度计算：

n=pt/Rt=147.15/256=0.6根/痛

5.根据合理的支柱密度，本支架排距为1.9m,柱距为

0.51m。符合要求。

6.选择合理的控顶距.

7.柱鞋直径的计算：

①2200JRt/LIQ=300mm

二、选择支护材料

三、乳化液泵、数量

(-)泵站选型、数量

泵站选用BRW80/315型泵站两台，一台使用，一台备用。

(二)泵站设置位置

工作面泵站放置于回风巷距工作面100m处。

（三）泵站使用规定

1.泵站必须安放平稳，固定牢固，停放灾顶板完整，无

片帮、无淋水处。

2.坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证

2%〜3肌曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内

润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。

3.泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不

低于18Mpao

4.泵件、泵箱、液压管路无漏、窜液现象。

5.曲轴箱内温度不得高于50°C,不低于5°Co

6.修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，

严禁带压更换液压元件。

7.操作时发现有异味异声、温度（泵、液）超过规定、

压力表指示压力不正常，乳化液浓度、液面高度不符合规定,

控制阀失效、失控，过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管破

裂、脱开时，应立即停泵。

8.无论是停泵还是开泵的工作其间，泵站司机均不得脱

离岗位。

第二节工作面顶板控制

一、顶板支护方式

+1577水平工作面共安装43架,上下端头各支4对3.6m

的矿用工字钢梁配合单体柱进行支护。

二、特殊时期的顶板控制

（-）初次来压和周期来压安全技术措施

1.初次来压和周期来压时，每个支架支柱的初撑力必须

打够，架间距中对中不得大于1米,每架可以增加单体支柱,

以加大支护密度，严格控制工程质量，直到压力过后，方可

采用正常支护形式。

2.每班设专人进行测压工作，工作面有压力异常时，必

须及时反馈到作业组工作面。

3.初次来压后，认真做好记录，包括时间、采面推进位

置以及初次来压后工作推进进度，为周期来压采取措施提供

有力依据。

4.在压力较大时，压力显现明显的情况下，所有人员必

须立即停止作业，撤出工作面，待压力稳定后方可继续作业。

5.当工作面初次来压或周期来压时应减少放煤量，所放

煤量不得超过顶煤的三分之二。

（二）悬顶处理安全技术措施

采空区局部悬顶和冒落高度不充分［悬顶面积大于2至

5平方米时，必须增加支柱加大支护强度,或采取强制放顶。

（三）处理片帮、冒顶安全技术措施

1.如果顶板比较破碎，要求必须放小炮，上下端头及时

挂网支护，必要时用风镐处理，支设临时支柱，杜绝冒顶事

故。

2.若工作面局部发生较大冒顶，则在冒顶范围上下各5

米打木垛，规格［1.2X1.8］米，冒顶处必须用板皮绞实接顶,

冒顶区周围支柱设专人测压，并由专人负责及时补液，提高

初撑力。

3.发生片帮时，要求必须用板皮进行背帮处理。

4.放炮前若有片帮现象，必须先进行处理，再掏窝棚

后放炮，放煤过程中，应先支设临时支柱。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

（-）运输巷、回风巷的超前支护

工作面上下两巷超前支护采用2m和1.8m长的矿用工字

钢，两根单体支柱，按一米一架进行支护，上下出口处各增

加一根双梁棚.

（二）运输巷、回风巷的加强支护

工作面上下顺槽20米内进行加强超前支护，距煤壁10

米内打双排柱。超前支护必须用1.8米矿用工字钢及一梁两

拄，架距必须在一米一架。不能直接接顶的梁上要用木料接

顶。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

工作面下端头采用六对十二根3m矿用工字钢配合单体

液压支柱，二梁六柱每对梁距0.6m,每对梁六根基支柱,一根

站柱，最大控顶距3.3m,梁上铺网，网用铁丝绞紧连接，靠架

的一头要搭在架上。下出口切顶线到工作面切线0.6m。工作

面上出口无传动装置，支护形式采用矿用工字钢，控顶距工

作面最大为0.3m,形式类同下端头。

（―）质量要求

要求工作面刮板机推直后，及时移设端头支架，移架后

及时升紧支架，达到初撑力，支架顶梁平行顶板，支架高度

符合要求。所有单体支柱必须完好，柱腿正，不迈步。

（三）与其他工序之间的衔接关系

三、支护材料的使用数量和存放管理

附图6：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、

剖面图）。

运输项档可伸缩胶带机转技机

工作面支护剖面图

1：100

回风顺槽

运输顺槽

运输巷支护剖面图

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

矿压观测内容主要有：支架工作阻力观测、两巷超前支

护范围内单体液压支柱工作阻力观测、以及支护质量动态监

测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作

面支架受力特点，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，进而进一步

了解煤、岩体力学参数的基础数据。

二、矿压观测方法

工作面及端头的单体液压支护的阻力观测采用单体测

力仪器进行监测。移架班（早班）接班后由当班端头支护人

员对单体柱的初撑力进行测量并记录。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

（一）运煤设备及装、转载方式

工作面及运输巷主要有SGB—620/40型刮板机2台、

SSJ650/2X22型胶带输送机1台，其转载方式如下：

工作面的煤炭一一工作面刮板机一一运输顺槽刮板机

——运输顺槽皮带机——+1577水平煤仓——+1550水平大

巷电机车——+1550水平井底车场—暗斜井——地面煤仓

（二）辅助运输设备及运输方式

工作面辅助运输设备主要有平板车，11.4型绞车，运输方式

位经绞车下放至回风巷口，由人力推至工作面使用地点。

二、移溜方式

工作面使用刮板机推移方式为推溜器，人工注液。

三、运煤路线

工作面煤炭运输路线为；工作面的煤炭——工作面刮板

机——运输顺槽刮板机——运输顺槽皮带机——+1577水平

煤仓——+1550水平大巷电机车——+1550水平井底车场一

一暗斜井一一地面煤仓

第二节通风系统与安全监控

一、通风系统

(一)风量计算

1.按瓦斯涌出量计算：

Q=100qk=100X2.75X1.7

二467.SmVrnin

式中Q—工作面实际需要风量，m7min

100(67)一单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不

超过1%取100计算；

q一工作面瓦斯绝对涌出量；2.75m7t

k一工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取

1.4〜2.0；本工作面取1.7

2.按工作面温度计算：

Q=60vSK=60X1.2X7.2X0.9

=466.56m、'/inin

式中V一工作面平均风速，可取空气温度与风速对应的相

关数值，取1.0〜1.5m/s；本工作面取1.2

S一工作面的平均断面面积，7.2m2；

K一工作面支架断面及工作面长短的风量调整系数，

0.9；

3.按工作面每班工作最多人数计算：

Q=4n=4X28=112m3/min

式中n—工作面同时工作的最多人数，人。

4.按炸药用量计算：

Q=25A=25X18=450m7min

式中A一采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，kgo

5.按风速进行验算：

(1)按最低风速验算，工作面，工作面的最小风量:

Q>15S=15X7.2=108m7min

式中S—采煤工作面平均有效断面面积，m2o

(2)按最高风速验算，工作面的最大风量：

Q<240S=240X7.2=1728m7min

式中S—采煤工作面平均有效断面面积，m2o

6.确定工作面实际需要风量：

根据上述计算，取最大值，因此工作面实际需风量为

467m,!/min

(二)通风路线

新鲜风：提升井筒一1577井底车场一运输大巷一运输顺

槽f工作面。

泛风：工作面一回风顺槽一回风大巷一风井。

二、瓦斯防治

（一）瓦斯检查（设点、次数）

工作面瓦斯检查应符合下列要求：

1.每班对工作面瓦斯检查的次数不少于两次，且检查时

间应均匀。

2.检查瓦斯后应及时向矿调度室汇报测定结果。

3.工作面进回风巷设瓦斯监控仪，且读数准确有效。

4.工作面需测定瓦斯及二氧化碳的地点为：

①工作面进风流（指运输巷至工作面煤壁线以外的风

流）。

②工作面风流（指距煤壁、顶、底板各20nl以外的风流

和采空区切顶线为界的空间风流）。

③上隅角（指工作面回风侧最后一副支架处）。

④工作面回风流（指距工作面10m以外的回风巷不于其

他风流汇合的一段风流）。

5.爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，

严禁爆破。

6.停风工作面恢复供风后，必须通过供风、瓦斯检查员

检查，经证实无危险后，方可恢复工作。

7.经分析确定不宜瓦斯检查员检查的地点，未经相关技

术负责人同意，不得擅自进入检查。

8.停风工作面恢复供风后，必须通过供风、瓦斯检查人

员检查所有安装电动机及其开关的地点附近20m巷道内，只

有瓦斯浓度符合规定时，方可开启。

9.矿井临时停风停风时，工作面所有人员必须撤到主要

进风流中，等通风且气体浓度符合规定后，方可进入工作面。

10.当工作面有害气体浓度超限时，瓦斯检查员必须告

诉现场所有工作人员，停止工作并撤出人员，待采取措施、

气体浓度恢复正常后，方可继续进入工作地点工作。

（二）瓦斯监测

1.瓦检员要按规定的地点、次数、检查方式进行检查，

严禁空班漏检和假检。

2.瓦检时应测定作业地点的瓦斯、二氧化碳等气体的浓

度、温度，并及时准确填报瓦检报表和各种纪录。

3.工作面爆破时，瓦斯检查应在工作面放炮地点20nl范

围内的风流中进行。

4.瓦斯检查时，要严格按规定操作，发现不安全隐患，

要先消除隐患再进行检查。

5.当工作面局部风流中瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m

内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

6.回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过

1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。

7.工作人员要进入工作地点前，应先观看瓦检牌板，当

工作地点瓦斯超限时，不得进入工作地点。

8.对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须

在瓦斯浓度降到现以下时，方可通电启动。

9.瓦检员交接班要在指定的地点进行，交清当班情况。

10.在采区进风巷和回风巷安装瓦斯监控仪，进风巷安

装在巷道口往里10米处，回风巷安装在工作面往外50米处。

在采区机电设备的开关上安设瓦斯断电仪。

11.在运输顺槽口和回风顺槽设置隔爆水袋。

三、综合防尘系统

对工作面运输系统、各转载点放煤口等地点均应采取综

合防尘措施，并应加强个人防护。

(-)防尘管路系统

工作面喷雾(指喷雾装置，下同)、防灭火系统如下：

水仓f运输大巷f运输顺槽f工作面。

(-)防尘措施

1.在进、回风巷供水管路上每隔100m安设一个支管,

供灭火、洒水用，在回风巷距工作面50m处安设一组水幕,

以净化风流。

2.刮板输送机机头、带式输送机机头处各设一喷雾降

尘。

3.工作面及两巷内煤尘必须及时清扫，且应每隔7天进

行一次冲洗。

(三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

1.各处喷雾及水幕要有效的打开使用，且喷雾效果良

好。

2.工作面运输、回风巷口段，距巷道顶板100〜150mm

处全断面悬挂总长度不小于20m的隔爆水袋，间距为1m,保

证水袋有充足的水。

3.应每周检查一次隔爆水袋，当煤尘浓度达到5%时及时

换水。

四、防治煤层自然发火技术措施

工作面防治煤层发火的注氮系统及监测系统应保持完

好，当发现某处有发火迹象时，应及时上报矿调度室及相关

部门，采取相应的措施进行处理。

(-)监测系统

在工作面运输巷安设C%传感器，在主要设备通风设施

安设传感器，回风巷安设CH,、C0、温度、风速等传感器，

通过地面KJ90监测系统，对工作面气体成分进行连续监测。

两巷安置的CH4、C0、温度、风速等探头必须完好准确，

并定期进行校正，以实时监测工作面气体及温度等情况，工

作面回风巷的上隅角应每天由瓦检员进行检查，并及时上报

相关人员及部室，当co气体超限、温度升高、有煤焦油味

等时，应立即上报矿调度室及相关部室，并及时采取措施，

必要时撤出相关人员。

（二）综合防灭火措施

工作面防灭火注氮，应定期及时向采空区注氮，防止发

火：当工作面发生以外火灾时，应及时上报矿调度室，并现

场就地取材扑灭火灾或控制火势，同时通知撤出受火灾威胁

地点的人员。

（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，要沉着冷静，不慌忙，及时采取措施，控制火势,

将灾情控制在最小范围内。灭火后，火点气体及温度等均应

达到规定的灭火要求。

附采区消防管路示意图：

第三节排水

疏排水路线

采区的水由水沟排到水仓，由水泵排到地面。

第四节供电

一、供电系统

采区电源取自配电室KYX-02-03低压配电屏，先至运输顺槽

M-10003X50以电缆，至采区工作面。

二、电器整定计算

依据采区各点所采用的电器设备的额定容量，各规定额定电压、额定

电源来选择电器启动设备。按照采区所有用电设备的启动电源最大

值，并超过最大值3倍选用开关柜型号以及馈电开关、电缆的型号。

第五节通信照明

一、通信系统

在+1577井底车场、+1577皮带输送机机头、运输巷刮

板输送机机头各安设一部电话与各部室相连，及时反馈井下

生产、安全信息。

在各输送机机头各安设一声光信号，实现各设备开停联

系

二、照明系统

在运输巷应每隔501n及各转载点设置一防爆荧光灯，灯

具完好，进行照明，以保证生产、行人安全。照明使用电压

为127伏。

第五章劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、作业方式

采用“三八”作业制，一班移架，同时进行端头和超前

支护，两班放煤

二、劳动组织（表8）

表8劳动组织图表

一班二班三班合计

班长1113

移架工2222

刮板机工2226

皮带机工1113

打眼放炮工4228

放煤工448

泵站工11

电修工1113

电机车工2226

跟车工2226

移架师傅11

合计37151567

第二节作业循环

附工作面正规循环作业图表.

工作面正规循环作业图表

第三节主要技术经济指标

工作面主要技术经济指标见表8.

表8主要技术经济指标表

序号项目单位数据

1工作面倾斜长度m56

2工作面走向长度m253.3

3采高m5

4煤层生产能力t/m31.3

5循环进度m0.8

6循环产量t291.2

7月循环数（循环个（％）25

8月进度m24

9日进度t291.2

10月产量t7280

续表

序号项目单数据

11工作面可采期a0.888

12在册人数人72

13出勤人数人67

14出勤率彝93

15回采功效t/工7.35

16坑木定额m3/10't

17液压支柱丢失率率%0

18金属顶梁丢失率%0

19铁鞋丢失率%0

20火药定额kg/万t3000

21乳化液消耗kg/10't270

22油脂kg/104t

24单位成本元/lO't

25煤层牌号8-2+3

26含肝率%22.5

27灰分%

28落装煤机械化程度%50

第六章煤质管理

一、煤质指标和要求

本矿对煤质无详细指标。

二、提高煤质的措施

1.混入煤中的脏杂物要及时清理。

2.煤中肝石较多时，要在井口设专人捡砰，装车运到肝

石场。

3.加强支架管理，减少跑、冒、滴、漏现象，防止水煤。

4.放顶煤出现肝石时，立即封住放煤口，停止放煤。

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》、《煤

矿安全技术操作规程》和本工作面《作业规程》，严格各项

规章制度，严禁违章作业、违章指挥。

2、所有岗位工都必须持证上岗，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。

3、工作面回采工程质量和顶板管理要按照煤矿《生产

矿井质量标准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安

全生产、文明生产。

4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后人

人签字，进行考试、考试部合格不准上岗。

5、开采过程中，一旦发现风流有所变化，一切人员有

听从跟班干部和瓦检员的指挥，及时断电撤人。

6、进入带式输送机巷非行人侧的作业人员，必须走人

行过桥，严禁跨越输送带。

7、在打大块煤、砰石时，必须停机，严禁不停机打大

块煤、肝。

8、工作面在开采过程中，每班严格执行“手拉手”交

接班制度，班班由队干部跟班上岗，统一指挥生产。

9、本《作业规程》要求区队长组织员工由技术员向全

区队职工贯彻学习，经考试合格后，方可进入工作面作业。

10、由队长组织全队职工按《作业规程》要求进行生产。

11、全队干部工人必须严格执行三大规程的规定，熟悉

本工作面的避灾路线，不断提高工作面工程质量管理。提高

职工自保互保能力。

12、加强工作面设备的管理，要切实按照设备的完好标

准进行认真检修和纪录，保证设备处于完好状态。

13、所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全

使用要求进行安装调整，并完好可靠，正确使用，任何人不

得以任何理由随意撤除。在生产过程中，发现失灵立即处理

再恢复生产。

14、为防止重大事故的发生，采区的的各种监测系统、

通风系统、注氮、防尘系统、通讯系统以及其设施，应及时

保证其完好状态，并可正常使用。

15、人员经常跨越的运输设备上要安装牢固的人行过

桥。

16、人员再检查液力偶合器时，必须停电闭锁，在卸易

熔塞时严禁正对加水口，防止热水、热气喷出伤人。

17、进入工作面内的所有工作人员应在支架人行道内行

走，严禁无故在输送机里行走。

18、所有人员在处理液压管子前必须关上截止阀或者停

液压泵，并进行卸压，确保无压作业。严禁带压作业。

19、检修时必须停机闭锁、停电挂牌，如需单机运转时,

司机必须听清号令，落实好号令人，再发出信号，确保无误

后再开机。

20、严格执行专人停送电、验电、放电措施，停电作业

时必须在开关上挂有“有人作业，严禁送电”等字样的警示

牌，并有专人看守。

21、加强自主保安、自我防范意识，做到“三不伤害”

（不伤害自己，不伤害别人，不被别人伤害）。

第二节顶板

一、初采初放期间顶板管理的安全措施

1.矿成立初采初放领导小组，全面跟班负责协调工作面

的初采初放及安全工作。从初采初放开始，应详细纪录当