西山煤电马兰矿综采工作面作业规程

西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

第一章工作面概况

第一节概况

一、工作面位置及上、下层的采掘情况

工作面位于南五采区2号煤层右翼，皮带巷由02号煤皮带下山开口，轨

道巷由南五2号煤进风轨道下山开口，工作面轨道巷西北侧间隔38〜106m

为12312、12315、10315、10316采空区及南三采区泄水巷，轨道巷西面实体

间隔12m为南五补补回风巷。工作面上部间隔2.9〜7.0m为10503采空区，

其它方位暂无工程。

二、地表位置及影响

工作面地表位于宋家坡及武洼梁东部，玉米沟及端端比垛东南部，后梁上北

部，后头沟从开口处附近横穿工作面。地表出露地层以Q2+3（第四系更新统地层）、

N2（新近系上新统地层）、P2s2（二叠系上统上石盒子组上段地层）为主，盖山厚度

304〜484m,平均391m,地表两组高压线塔经皮带巷1052m、1076m、轨道巷H段

710m、738nl穿过工作面。

工作面对应地表两组高压线塔，回采对其影响较大。

三、顶、底板情况

顶底板名称顶底岩性厚度（m）岩性特征

1.98〜6.50浅灰色，致密坚硬，缓波状层理，含泥质包

老顶中砂岩

3.50裹体。

0.80〜1.20深灰色，含炭质较多，夹条带状细砂岩及黄

直接顶粉砂质泥岩

0.90铁矿结核

伪顶///

0.80〜1.40黑灰色，夹有镜煤透镜体，层面含炭质，底

粉砂岩

1.00部有厚0.3m的炭质泥岩。

直接底3号煤层0.30-0.90光亮型，主要由镜煤、亮煤组成，粉末状。

0.53

粉砂质泥岩0.62黑灰色，层理不显，块状。

灰色，主要由石英组成，具不明显微波状层

老底细沙岩1.00〜6.70理。局部相变为粉砂岩及粗砂岩，顶部发育

3.50•层厚0.65m的粉砂质泥岩。

附：综合柱状图（见附图1）

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四、煤层赋存情况

工作面所采煤层为二叠系下统山西组2号煤层，煤层厚度2.60〜3.50m,平均

3.02m,煤层结构复杂，结构为0.27（0.19）2.56,属稳定可采近水平中厚煤层。

其上部间隔2.9〜7.0m为02号煤层（采空区），平均4.0m。工作面开采煤层下部

间隔1.3m左右为3号煤，3号煤煤厚0.4m。根据邻近工程资料分析，预计皮带巷

380〜460m工作面内有一个坳陷区受其影响，煤岩层倾角变化较大。

工作面工业储量为7394403可采储量为6326463煤的容重为1.32t/n）3°

五、地质构造情况

㈠褶曲：工作面整体呈单斜构造，煤岩层倾角5。〜11°,平均5。。

㈡断层：工作面巷道在掘进中共揭露6条断层，其中2条逆断层，落差在0.8〜

2.0m,4条正断层,落差0.5〜3.5m,其中心5。3-5断层对回采影响极大。

㈢陷落柱：根据邻近采掘情况分析，工作面内陷落柱不发育，但发育一个坳

陷区，对回I采有一定影响。

断层一览表

性对回采影响

断层倾向（°）倾角（°）落差（D1）

走向（°）

质程度

F125O3-1正26116562.1较小

F12503-2逆41311302.0较小

F12503-3逆276-285186—19540-540.8~1.0较小

F12503-4正35125731.6较小

F12503-5正20〜38110—12845-500.5~3.5极大

F12503-6正2911950〜760.8~1.5中等

六、水文地质

（-）2号煤老顶S5砂岩为承压裂隙弱含水层，局部含水丰富，预计回采过程中顶

板局部有淋滴水现象，正常涌水量3m3/h,工作面上部实体间隔2.9〜7.0m为10503

采空区，采空区内积水已由皮带巷探放，剩余积水12568.7m:积水区位于切眼外

侧16m,对回采有一定影响。受采空区局部底板低洼处少量滞水影响，回采过程中

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皮带巷里程1180〜1254m,轨道巷I［段825〜843m范围顶板裂隙发育处有淋滴水现

象，最大涌水量35nl3/h,回采初期涌水在工作面机头低洼处积聚，随回采向前推

进，涌水大部分甩入采空区，少量在皮带巷里程1040〜1020m、440〜415m、75〜

65m,轨道巷H段100〜85m处汇集，对运输和行人有一定影响。

㈡本区域奥灰水静水位标高910m,工作面2号煤底板标高892〜953m,距奥

灰顶界面间距163m,工作面部分带压，根据带压开采突水系数公式T=P/M计算，

工作面最大突水系数0.0111MPa/mo

㈢防治水措施：

1、回采前完善排水系统，保证工作面排水能力不小于70nl3/h；

2、回采前根据《12503工作面探放水设计》对工作面上部10503残余采空积

水进行探放。

3、回采过程中加强工作面涌水观测，发现异常及时汇报、处理；

4、回采中加强工作面低洼处排水工作，确保工作面正常回采。

4、回采至Ml钻孔附近时，提前对钻孔含水性进行探测，确定无异常后方可

继续回采。

七、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数

㈠I段绝对涌出量为:8.17m7min,相对涌出量为：2.94m7t；II段绝对涌出

3

量为:5.6m7min,相对涌出量为：2.02m/to

㈡煤尘具有爆炸性，爆炸指数为25.5%o

㈢属于I类自燃煤层，自然发火期为3〜6个月。

3

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工作面基本参数

回

块

走向倾斜长面积煤厚容重基础储量采可采储量

段

率

(m)(m2)(m)(t/m3)lllb(t)

号(m)111(0

(%)

187215185603.01.3273498

2324215696602.91.3226665895253325

38441281080322.81.3239928695379321

合

1255196252739440632646

计

备注：块段I扣除2号煤空巷面积145m)

第二节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

皮带巷经南五02,煤皮带下山、南五02#煤煤仓、910东大巷、910南大巷形成

运煤系统。

轨道巷经运料斜坡、南五02’煤进风轨道下山、南五2#暗斜、910东大巷、910

南大巷形成运料系统

附：工作面平面图(见附图2)

两巷断面图(见附图3)

二、轨道巷

轨道巷采用矩形断面，净宽4.0m,净高2.8m,轨道巷I段、轨道巷II段里

程0m〜86m、110m〜130m,巷道采用全锚支护，顶板采用“中20X2200mm螺纹钢

全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+钢筋钢带+锚索”联合支护。顶锚杆间排距900X

1000mm；锚索长度5.3m,锚索排距3m,每排2根，布置在第第2、4根相对应的

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顶锚杆位置上。轨道巷II段里程86m〜110m、130m〜844m,顶板采用“中20X2200mm

螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W托盘+铁棚”的联合支护形式，顶锚杆间、排距1200

X1200mm,棚距1.2m。轨道巷I段、轨道巷H段两帮均采用两排“①20X2000mm

螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+W托盘”联合支护，锚杆间、排为1000X

1000mm,最上排帮锚杆距顶板400mm,矩形布置。

三、皮带巷

皮带巷采用矩形断面，净宽4.0m,净高2.mm,皮带巷里程0m〜270m、280m〜

600m,顶板采用“中20X2200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+钢筋钢带+

锚索”联合支护。顶锚杆间排距900义1000mm；锚索长度5.3m,锚索排距3m,每

排2根，布置在第2、4根相对应的顶锚杆位置上。皮带巷里程270m~280m、600m-

1255m,顶板采用“①20X2200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W托盘+铁棚”的联合

支护形式，顶锚杆间、排距1200义1200mm,棚距1.2m。皮带巷两帮采用两排“中

20X2000mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+金属菱形网+W托盘”联合支护，锚杆间、

排为1000*1000mm,最上排帮锚杆距顶板400mll1,矩形布置。

四、切眼

切眼采用矩形断面、全锚支护，净宽6.0m,净高2.8m,顶板均采用“中20义

2200mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆+W钢带+锚索+金属菱形网”联合支护。顶锚杆间

排距900X1000mm,锚索长度5.3m,锚索每3排打1对一，锚索布置在第二与第四

根顶锚杆位置上。切眼老山帮采用二排“①20X2000mm螺纹钢全长锚固树脂锚杆

+W托盘+金属网”支护，回采帮采用两排玻璃钢锚杆支护，锚杆间排距1000X

1000mm,上排锚杆距顶板400mmo

五、停采线

停采线定于轨道巷、皮带巷里程87nl处。

第二章采煤方法

第一节采煤方法

一、名称

12503工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落法的综合机械化

采煤方法。

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二、采高及层位控制

工作面所采煤层为二叠系下统山西组2号煤层，煤层厚度2.60〜3.50m,平均

3.02m,煤层结构复杂，结构为0.27(0.19)2.56,采机在割煤过程中，跟顶跟底

回采，(当煤层厚度大于3.3m时，预留底煤跟顶采煤)。

三、工作面正规循环生产能力

W=LSh^

式中W-——工作面正规循环生产能力，t；

L——工作面平均长度，m；

5一工作面循环进尺，m；

h---工作面设计采高，m；

r——煤的视密度，t/m：'

c——工作面采出率，(%)o

延长前：

循环产量=128X0.6X2.8X1.32X95%=269.7t

延长后：

循环产量=215X0.6X2.9X1.32X95%=469.It

第二节回采工艺

一、工艺流程

双滚筒采煤机割煤、装煤一可弯曲刮板运输机运煤一自移式液压支架支护顶

板一推移运输机一清扫浮煤。

二、工艺说明

㈠割煤方式：

采用双向穿梭式割煤工艺，循环进度0.6m。

㈡采机进刀方式：

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工作面采用端头斜切进刀方式，即采煤机在机头（机尾）沿运输机弯曲段向

机尾（机头）牵引进刀，使采煤机前后滚筒均达0.6m的截深后停止牵引，推移运

输机使其成为一条直线，然后调整滚筒，牵引采煤机向机头（机尾）割通三角煤,

到机头（机尾）割通后停止牵引，调整滚筒向机尾（机头）通长割煤，端头斜切

进刀距离不少于35m。

附：进刀示意图（见附图4）

㈢移架

1、移架方式

采用本架操作、追机移架方式拉架，拉架以滞后采机后滚筒3〜4个架为准，

拉移步距为0.6m,支架要接顶严实，初撑力不小于24MPa。

2、移架工艺

⑴正常情况下：

a、在操作前，人员应站在支架前后立柱间，同时注意观察动作部位情况。移

架顺序应按照：先降后柱再降前柱，使支架顶梁略离顶板，操作推移手把通过推

移千斤顶将支架向前推移0.6m步距，再升前柱，随后升后柱，支架达到初撑力要

求后，打出护帮板护帮。所有操作手把停止动作后，将操作手把打到“零”位。

b、移架时，尽可能要少降快拉，支架不得歪斜、咬架。移架后，支架成一直

线，其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。

c、支架顶梁与顶板接触后，操作手把继续供液3、5秒，使支架初撑力达标，

操作结束后及时将操作手把归“零”位。

⑵顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺：

实行追机作业，拉架工采用带压移架法，即同时打开降柱及移架手把，及时

调整降柱手把，使破碎砰石滑向采空区，移架达到规定步距后立即升柱。

㈣推移运输机

距采机后滚筒10个架开始推移运输机。推移时，同时操作两个或两个以上的

千斤顶，分两次推溜，推移步距要平稳，并随时调整运输机，使之处于平、直、

稳的运行状态，推移完毕，操作手把置于零位，运输机弯曲段长度不小于15m。

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推移运输机机头、机尾：首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头维护情况,

处理一切不安全隐患，并清理干净煤帮侧浮煤和杂物。推移时，要有专人指挥，

作业人员必须站在安全区域，严禁硬推、硬顶，以防损坏过渡槽等，但必须推移

到位。推移时无关人员必须远离作业地段，作业人员必须站在安全区域。

㈤拉（推）移转载机

采用液压自移式拉移。拉移前，先清理干净拉移段的浮煤、杂物，拉移时，

要停机闭锁，无关人员远离作业地段，作业人员必须站在安全区域后，方可远距

离供液拉移，并有专人指挥，专人观察，随时观察拉移情况，以防拉脱和拉不到

位。转载机每循环拉移一次。

内采空区处理

采用全部垮落法处理采空区顶板。

（七）拉移皮带输送机机尾

1、准备工作

⑴操作地点及设备周围是否有不安全的因素，发现问题立即处理。

⑵检查皮带机尾的高压液管及各种螺栓是否齐全完好，各润滑部位的油质、

油位是否符合要求。

⑶检查各液压系统是否完好，各种u型销及开口销是否完好。

⑷清理皮带机尾跑道下的浮煤及研石。

2、皮带机尾的自移

⑴拆除中间架，并把拆除下的H架、拉条、上下拖馄放到指定地点。

⑵按要求把液管进行连接，操纵四个调高立缸的控制手柄，使立缸收缩，提

起滑架，使机架完全落于巷道底板上，完成自移机尾的准备工作。

⑶操纵推移套筒缸控制阀组上的相应的手柄，使高压工作液进入推移套筒的

有杆腔，活塞杆缩回，由于推移套筒缸活塞杆和缸体与小车和机架相连，即可推

移整体机架前移。

⑷当推移缸活塞杆完全缩回后，即完成基架推移工作，这时即可进行调高及

调偏等工作。

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⑸当在调整机尾时,由于底板在垂直巷道方向倾斜角度太大，无法用机尾调

高油缸进行调整时，可在机尾下加垫柱帽或背板后，再进行调整。

3、调高操作

当自移机尾跨越有起伏的巷道时，这时需操作底端的立缸，将底端做相应的

抬高，抬高立缸行程小于或等于350mm。

4、胶带跑偏调整的操作

当皮带机的胶带向一侧跑偏时，可操作相对应侧的调高立缸或必要时需操作

侧移水平油缸，把基架相应侧抬高或校正，直到胶带恢复正常位置为止。

5、自移机尾推移方向校正的操作

当转载机机头与工作面前进方向偏斜时，或当带式输送机与自移机尾偏斜时,

可进行校直，操作程序为：

⑴操作调高立缸使基架升起，完全离开顺槽底板。

⑵操作侧移水平缸向所要求的方向移动基架，调高立缸与基架及滑块以滑架

为支点，沿滑架向预定方向移动。侧移水平缸行程为200mm，水平缸在中间位置

安装，故基架首次单侧移动最大距离为lOOmmo此时，滑架偏向基架一方。

⑶操作调高立缸将基架落到顺槽底板上，并继续操作使滑架完全离开底板。

操作侧移水平缸使滑架恢复中位。

⑷操作调高立缸，使滑架落在顺槽底板上，根据需要调整基架的高度便可投

入使用。

⑸如果需要调整的距离较大，可重复进行上述过程，直到达到所要求的移动

距离。在中间阶段的侧移过程中可以充分利用200mm行程，每次将滑架移动到极

限位置，但最后应使水平缸恢复中位。

⑹既可同时向一个方向移动基架的前、后端，也可以在一定范围内单独移动

基架的一端或同时向相反的方向移动基架的前、后端，后者俗称“调角”。

6、浮动托辐组高度的操作

⑴由于顺槽底板的起伏较大或自移机尾过上下坡时，皮带机末端机架到自移

机尾高度不一定合适，造成无支撑或支撑高度不配套，导致胶带成形不好，原煤

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外泄。

⑵在运行过程中，自移机尾的操作者可根据实际情况随时操作浮动缸,调整浮

动托辐组的高低，以适应皮带机和自移机尾的高度变化。

7、安全注意事项

⑴要按规定对各种润滑部位进行注油。

⑵要及时清理皮带机尾底下的浮煤及肝石。

⑶要定期对各种液管进行检查，不得使用损坏的液管，发现损坏及时更换。

⑷在缩机尾时要在机尾滚筒护罩后面安放警戒人员，防止高压液管崩脱伤人。

⑸缩完机尾后要及时检查皮带的运行情况。

⑹带式输送机司机必须熟悉带式输送机工作原理，通晓本工种操作规程，按

完好标准进行维护和保养。

⑺任何人不得乘座带式输送机，不得用带式输送机运送设备和笨重物料。

⑻带式输送机巷道应有消防灭火及喷雾灭尘设施，并保持完好有效。

⑼缩机尾前必须把皮带输送机拉空，扳动控制开关手把到断电位置并闭锁，

挂上停电牌。

⑩检查语言信号装置是否完好，且能正常使用。

(11)在遇下由巷道拉移转载机时要在皮带机尾支设单体老汉木，防止在拉移转

载机时使皮带机尾发生移动，单体老汉木一端与顶板接触，另一端置于皮带机尾

罩筒上面，并向皮带机尾方向倾斜有一定角度，支设时要有三人以上人员配合进

行操作，一人负责观察顶帮情况，一人抱柱，另一人升柱，并要支设牢固，有可

靠的防倒措施。

(内移动副巷电气系列车

1、系列车重量统计

系列车设计共23辆，总重量统计见下表：

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车号设备名称重量(t)车号设备名称重量(t)

Is电缆拖车0.5*62*〜3*电缆车1.5*2

4"乳化液箱25‘〜6’乳化液泵站3.2*2

78清水箱28‘喷雾泵1.2*2

9*降尘泵110°磁力启动器1.5

11，〜12"组合开关3.5*213"控制台1.2

14*75*移变8.16*216*阻化剂泵1.2*2

17*阻化剂泵箱218=电抗器1.2*2

19"〜20#变频开关2*221"〜22"电缆车1.5*2

23*自动加油车1

总重量=83.62(t)

2、系列车拉移用钢丝绳选择

(1)、计算公式及相关条件：

,>IQ,(sin6>-/cos<9)

°—R

[—1.二-KL(sin6-fcos0)

Ygm

式中：d——钢丝绳直径，mm；

Qo一一绳端荷重，kg；

。—轨道倾角；

L一钢丝绳斜长，m；

f1——阻力系数，取0.015；

f2——摩擦系数，取0.2；

Kh,K,Ro,K-—钢丝绳计算相关数据；

m——钢丝绳安全系数(根据煤安规程拉移钢丝绳取5)。

公式来源于《钢丝绳标准培训教材》

⑵钢丝绳直径选择

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由地质说明书可得巷道内最大下滑、上拉坡度均为12。，计算钢丝绳直径:

八I83.62X10'(sin12,-0.015cosl2.)…

d~,1.214x0.307x1670八、仆=367,加

V-----------------------------0.346x60x10(sin12-0.2cos12)

।9.8x5

选择两根6义19S+FC-628mm-1670MPa钢丝绳。

3、系列车拉移最大静拉力

⑴计算公式及相关条件：

Q.=gQo(sin6+/cos0)+gML(sin0+f2cos。)

式中：M--钢丝绳质量，Kg/100m；

⑵最大静拉力计算

Q=9.8x83.62xl0'(sinl2+0.015cosl2)+9.8x289x60xl0x(sinl2+0.2cosl2)

183076.3(N)=183(KN)=18.3(f)

4、系列车拉移绞车选择

根据上式计算结果选择两台川-14型回柱绞车，该绞车最大拉力=16X2(t)

=32>18.3,满足使用要求。

5、系列车连接用硬连接选择

系列车连接用硬连接选用A20优质碳素钢钢板制作，钢板宽度选择150nlm,钢

板厚度由下式计算：

式中：F计算最大静拉力，N；

m—钢板安全系数，(根据煤安规程取10)；

2

。--钢板最小抗拉强度，N/mm;

B--钢板宽度，mm。

硬连接钢板厚度计算：

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_183x10x10

=29.7（，〃〃?）

410x150

，取8=30mmo

6、使用硬连接注意事项

⑴使用队组须制订系列车拉移专向安全技术措施；

⑵安装前核实轨道巷坡度，如有不符应重新进行计算；

⑶硬连接制作好后需进行拉力试验，合格后方可投入使用。若不符合要求，

须将接头加固，重新试验直到合格为止。

7、准备工作

⑴系列车用2根绳径不小于中28mm钢丝绳固定在运输机机尾。系列车采用回

柱绞车拉移。拉移选用两台JMT4回柱绞车，绳径不小于⑦28mln,回柱绞车的开

关按钮要灵敏可靠，闸把完好，刹车牢靠，钢丝绳钩头完好，回柱绞车用两俄两

压支柱固定牢。

⑵拉（放）移前，先将移变停电，开关手把扳到断电位置，无关人员要撤离

到安全地点，严禁带电拉移，清理干净系列车前后及周围的杂物，把所有的电缆

理顺，轨道有问题要及时处理，防止掉道。

⑶检查钢丝绳卡子固定是否可靠，钩头连接是否可靠。

⑷检查各设备之间、设备与车之间的联结及车与车之间的软、硬联接是否可

靠，联接销必须使用正规插销，有问题要及时处理。

⑸绞车信号采用语言打点信号装置，其一位置安装在回柱绞车司机便于操作

的地方，其二位置安装在工作面机尾处，信号规定为：一声停，二声拉，三声放,

四声慢拉，乱铃急停。

⑹系列车必须用两根直径不小于中28mm钢丝绳与工作面运输机机尾连接在一

起，其中一根与两台移变固定，另一根与系列车其它车辆固定，钢丝绳长度要合

适，以防拉脱电缆。

⑺系列车拉移前先检查作业地段的瓦斯浓度，在瓦斯浓度低于0.8%时，方可

进行作业。

⑻系列车拉移前先检查小绞车控制开关、操纵按钮、电机、语言打点信号装

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置等应无失爆现象。

⑼当系列车放移时，必须把铁马等挡车设施提前放到合适的位置支设牢固。

8、拉移时安全注意事项

⑴绞车操作人员必须持证上岗，无证人员不得操作。

⑵绞车滚筒钢丝绳要缠绕紧密，定期检查，不得有死弯、断丝断股、挤压变

形等现象，发现问题及时更换。

⑶信号准确无误后，慢慢涨紧钢丝绳，然后停止绞车，取掉挡在系列车前、

后和中间的铁马、俄木等挡车器，并放置在系列车停车点，待人员站在安全区域

后，再启动绞车。

⑷在拉（放）过程中，要有专人站在运输机机尾安全区域观察，随时用信号

与绞车司机联系。

⑸拉（放）前，要在拉移范围的上、下方设好警戒，任何人严禁站在系列车

两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留，严格执行“行人不行车，行车不行

人”制度。

⑹每次移动系列车前，工长和小绞车司机必须检查系列车周围顶、帮支护情

况，将电缆、液管摆放顺畅、绞车压俄柱必须固定可靠，信号清晰，轨道间无杂

物，阻车设施打开，轨道平稳等。

⑺绞车司机必须精力集中，拉移平稳，随时注意系列车的拉移情况,发现异常,

立即停车。

⑻拉移系列车由多人协同作业，作业人员必须站在安全位置，并派专人看好

电缆、液管的正常托移，观察系列车的运行情况。

⑼挡车器设置要求为系列车两移变后各设一个铁马，变频器后一个铁马，系

列车中部及液箱后各设一个铁马，整部系列车不得少于五个铁马挡车，并且在合

适位置加设可靠的俄木挡车。

⑩当系列车拉移到位后，运输机机尾观察人员应及时发出信号，绞车司机及

时停止并刹紧刹车，严禁拉脱电缆，当系列车停止后，重新将铁马等挡车器搬至

指定地点，将系列车阻挡牢靠。

（1D最后松开绞车钢丝绳，并摘钩，将绞车开关打到零位并闭锁。

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

⑫系列车下方必须设挡车装置。

⑬拉移结束后，详细检查各接线、管路等，确保安全后方可送电，并开机试

运转。

⑭拉移结束后，及时悬挂和盘好各种高低压电缆和管路。

⑮系列车的尾车距工作面不大于50m。顶板较破碎、压力较大、巷道维护较困

难时一，在保证行人安全、操作运输等正常生产的前提下，可适当延长相应距离。

（16）系列车距煤帮支护的距离必须大于0.5m,以保证检修正常进行。

⑰系列车附近顶板有淋水时，电器设备要有防护设施。

（18）其它未说明地方，严格按《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办

法》中的有关规定执行，做到安全、文明卫生生产。

第三节提高回采率措施

一、采机司机要高度负责，随时注意煤层厚度变化情况及顶底板情况，跟顶

跟底回采，严禁随意留设顶、底煤。

二、每个循环必须清扫工作面浮煤至运输机，严禁将煤清扫至支架间或落山。

三、每天由检修班将皮带巷洒下的浮煤清理至皮带上运走。

第四节提高煤质措施

一、水分控制

㈠、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。

㈡、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾,

以减少外在水分。

㈢、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。

二、灰分控制

㈠采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时、严格

按照过断层专项措施控制好割岩量。

㈡支架检修工要检修好支架，杜绝支架自降，使肝石滑落入输送机。

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

㈢各转载点应严格把关，出现大块肝石或其它杂物必须停机处理。

三、煤流杂物控制

㈠切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。

㈡采煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的

锚杆、托盘等清理干净，放到指定地点派专人将回收材料出井，不得进入煤库。

㈢每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，

变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。

㈣检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。

㈤两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋

等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。

伉）检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。

（七）工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置

垃圾箱，并正常使用，定期处理。

第三章顶板管理及支护

第一节顶板管理方法

采用全部垮落法管理顶板，即采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。

随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。如在上、下隅角段遇顶板不能顺利

跨落时，要制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶。

第二节端头维护

在端头落山侧支架顶梁与掩护梁绞接延长线下支设密集支柱，柱距0.3m,一

柱一帽，柱帽垂直于工作面布置，密集柱回I移步距为0.6m。柱帽为n型梁铁柱帽。

当老山悬顶超过lOn?时，采用双排密集，“三花型”布置，排距0.3m,柱距0.3m。

从密集柱起，在保险煤帮侧支设一排贴帮点柱至超前支护处。柱距为1.0m,

从保险帮点柱起，以排距0.9m,柱距1.0m,向端头支架侧支设单体戴帽点柱。

端头维护的单体必须迎山有力，单体的初撑力必须达到90KN,单体型号根据

煤层厚度确定，且单体串拴牢固。

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第三节超前支护

一、两巷超前支护距离

皮带巷、轨道巷超前支护长度必须保持每班不少于20m。

二、两巷超前支护形式

支护形式采用套3.6m的兀型梁（或使用原套棚的3.5m工字钢，使用工字钢

时，在梁与单体之间垫木楔防止打滑，使用工字钢时柱距3.1m,单体挑梁端200mm）,

形成一梁两柱支护形式，柱距3.4m,单体挑梁端100mm,棚距1m。距工作面煤壁

10m范围内，皮带巷在满足人行道宽度（0.8m）的前提下，在n型梁（或工字钢）

下紧贴转载机支设一排单体支柱，形成一梁三柱的支护形式，轨道巷在冗型梁（或

工字钢）下距保险帮侧单体0.9m处支设一排单体支柱，形成一梁三柱的支护形式。

套棚时由多人协调作业，两人扛梁、一人抱柱，另一人升柱，并设专人观察顶板

情况。

两巷超前支护的单体必须垂直顶、底板，打成一条直线，单体支柱初撑力必

须达到90KN以上，单体串拴牢固。单体型号根据煤层厚度确定，当巷道高度超过

采高时，必须提前构顶以保证超前支护接顶严实有效。整个作业过程严格执行“敲

帮问顶”制度。

第四节特殊条件下的顶板管理

一、初次来压及周期来压期间的顶板管理：

㈠工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。

㈡初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和

工程质量关，发现问题及时处理。

㈢必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa,工

作面支架初撑力不小于24Mpa,单体支柱支护段支柱初撑力不小于11.5Mpao

㈣必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。

（五）工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片

帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮

板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支

架前梁上挑板梁支护且在梁下支设贴帮柱。

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

（六）来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。

（七）必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。

二、过断层期间的顶板管理

本工作面共揭露6条断层，对工作面回采影响较大,因此必须加强过断层期间

的顶板管理。

（一）断层范围内，严格控制工作面采高，根据过断层技术要求，断层范围内支

架必须平缓过度，相邻支架的错差不得超过顶梁的2/3。

㈡在采煤机割过煤后，支架工必须立即带压拉架，并正确使用防片帮板。

三、工作面发生冒顶事故时的顶板管理：

工作面冒顶高度超过支架有效支护高度后，必须及时勾顶，勾顶前检查作业

地点的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度低于允许范围时方可作业。勾顶由跟班队干统

一指挥，先“敲帮问顶”，及时处理顶、帮危岩活石，待顶板稳定后，用板梁等

按“#"字型层层码垛，直到接顶严实。勾顶时一，必须设专人观察顶板动向，由

有经验的老工人操作，发现异常情况要及时撤人处理。

四、巷道内顶板破碎、压力大时，在n型梁（工字钢）间加套板梁或圆木棚,

板梁规格为小头不小于1/2。200X3800mm,圆木规格为小头不小于6180X

3800mm,板梁（或圆木）上方用背板、柱帽勾顶，保证接顶严实，有效护顶，单

体支柱的支设规定与超前支护中规定相同。

五、工作面初采初放、收尾扩循环时，另行编制专项措施。工作面过钻场、

过断层、过无炭柱、工作面延长另补专项安全技术措施。

第五节过地质构造带的顶板管理

一、根据断层资料调整坡度，使运输机平缓过度。

二、严格控制采高，相邻支架错差小于侧护板高度的2/3,以防挤架、咬架。

三、采机在通过地质构造带时，控制好采机的速度，要缓慢通过。

四、采煤机司机站在距滚筒2.0m以外进行操作，无关人员不得在采煤机机身

范围内逗留和作业。

五、煤壁片帮达0.6m时，应超前带压移架，大于0.6m时在支架顶梁上铺设

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

走向梁，防止端面冒顶。

六、当煤壁片帮严重，顶梁有漏渣预兆时，必须进行停机处理，并制定专项

安全技术措施。

七、过断层期间，技术人员应及时掌握断层落差及延伸方向，并制定出卧底、

挑顶尺度，指导安全生产。

八、加强支架、采煤机、输送机、转载机、皮带机、液压系统的检修，严禁

带病作业，保证设备的正常运转。

第六节支架设计选型计算及最大、最小控顶距

采用液压自移、支撑掩护式ZZ5200/1.7/3.5液压支架支护，支架的活柱行程

为1802mln。最大控顶距4719mm,最小控顶距4119mln。本架操作，追机移架，及时

支护顶板，移架滞后采机后滚筒3〜4个架为准，支架接顶严实，初撑力不小于

24MPa0

一、选型原则

㈠支护强度与工作面矿压相适应；

㈡支架结构与煤层赋存条件相适应；

㈢支护断面与通风要求相适应。

二、确定支架性能参数

㈠架型根据顶、底板岩性级别来确定。

㈡支架最大高度H曲和最小高度Hmin

Hmax=M^x+O.2=3.30+0.2=3.5m

Hmin=Mmi”一(0.25~0.35)=2.60-0.25=2.35m

式中MmaxsMmin---煤层最大、最小采高,3.30in/2.60mo

三、支护强度

P=n•Eh•r=2X11X25.48=560.56KN/m2

式中：

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

P一考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，t/m2

n一老顶来压时与平时来压强度的比值，称增载系数，一般取2。

R一直接顶岩石容重，取2.6t/m3(即25.48KN/m3)

Eh一直接顶厚度，m

Sh=M/(K-l)=3.30/(1.3-1)=llm

M一米高，取最大值3.23m

K—碎胀系数，一般为1.25—1.50,取1.3

四、工作阻力

Q=Ps(b+L)B/n=560.56X(0.4+4.1)X1.5/0.98=3861kN

式中：Q——液压支架额定工作阻力，KN/架

PS——支护强度，取计算值560.56kN/m2

b——梁端距，取0.4m

L——顶梁长度，取4.1m

B——支架中心距，取1.5m

n——支架效率，取0.98

五、支架选型

根据上述要求，选取ZZ500-17/35型液压支架，其主要参数如下:

ZZ5200/1.7/3.5型支撑掩护式液压支架的技术特征表

项目技术特征单位

型号ZZ5200/1.7/3.5

高度1700—3500mm

宽度1430/1600mm

中心距1500mm

工作阻力5200KN

平均支护强度0.73Mpa

对底板比压1.46-1.68Mpa

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

供液泵压30Mpa

操作方式本架操作

附：工作面平面支护示意图（见附图5）

第七节矿压监测

根据邻近产煤工作面矿压监测资料预计：

直接顶初次垮落步距为8〜10m；

老顶初次垮落步距8〜12m；

老顶周期来压步距为6〜9m。

工作面每架支架安装一组支架压力表，工作面面平均分布布置5个圆图仪，

压力表液管与支架前后柱相连，以观测工作面支架前后柱压力，检修班要对压力

表进行定期保养、维护，发现损坏及时更换。每班由当班验收员对工作面进行顶

板动态矿压监测，所测数据上交生产科经处理后，汇报有关领导和单位并及时反

馈回队组，发现问题，队组现场及时采取措施处理。

第八节工字钢棚、锚杆托盘、钢带、板梁、圆木的回撤规定、方法、步骤和措施

一、工字钢棚、顶锚杆托盘、钢带、锚索的回撤

在套棚巷道段，每天由检修班回撤超前段工字钢棚，回撤后，如果滚帮严重,

必须在滚帮地段用单体打贴帮柱，并用背板背紧，回撤的棚腿存放于指定地点，集

中回收。

在全锚支护巷道两巷顶板较完整地段，每天由检修班回撤距工作面煤壁5m范

围内的顶锚杆托盘、钢带、锚索。回撤时至少有三人协调作业，一人扶梯，一人

观察顶板动向，一人操作，用专用工具拧下锚杆螺帽、锚索锁具，取下托盘。顶

板破碎地段，锚杆托盘、钢带不得回撤。锚杆托盘回撤时要停止采煤，并停机闭

锁，严禁在开机状态下回撤。回撤后的托盘、钢带存放于指定地点，集中回收。

二、帮锚杆托盘的回撤

㈠两巷采煤帮侧的锚杆托盘在距工作面5m范围内回撤。回撤后，如果滚帮

严重，必须在超前两单体间再加打一根贴帮柱，并用背板背紧，回撤的金属托盘由

人工运至指定地点，堆放整齐，集中回收。

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

㈡当采机距回采巷道煤帮5m时•，采机司机控制采机速度，锚杆掉落后，立即

停机，摘开采机滚筒离合器，将运输机停机闭锁，由人工将金属锚杆取出后，再

开启运输机，挂上采机滚筒离合器，牵引采机正常割煤。

回收的金属锚杆由人工运至指定地点，堆放整齐，集中回收。

㈢两巷保险帮侧的托盘必须在距离密集柱不足0.6m时方能回撤，严禁提前回

撤。

㈣n型（工字钢梁）、圆木或板梁的回撤

I、顶板完好地段

顶板完好地段，距支架前探梁不足一个循环，即小于0.6m时一，开始回撤弘型

（工字钢）。

2、顶板不完好地段

顶板不完好地段，必须先支设带帽点柱，在距支架前探梁不足一个循环，即

小于0.6m时一，开始回撤弘型（工字钢）。

3、顶板破碎地段

当工字钢梁距支架前探梁3〜4m时套打板梁（或圆木）支护，采用一梁三柱

的支护形式，然后开始回撤冗型（工字钢）。

回撤n型（工字钢）、圆木或板梁必须三人协调作业，其中一人专职指挥，观

察顶、帮情况，回撤前严格执行“敲帮问顶”制度和先支后回的原则，确认无危

险后方可作业。在转载机巷作业时，转载机、破碎机要停机闭锁。回撤的兀型梁、

圆木或板梁由人工抬至指定地点堆放整齐，集中回收。

第四章通风与抽采

第一节通风系统

一、该工作面采用“U”型通风方式，即皮带巷进风，轨道巷回风，具体风流

方向如下：

新鲜风流：地面一麻家口进风立井一麻家口进风巷一南五2#煤进风下山一南

五023煤进风联巷一南五023煤进风下山一12503皮带巷-＞工作面

污风风流:工作面一12503轨道巷一12503回风联巷一南五2’煤回风下山一麻

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

家口回风巷f麻家口回风立井f地面

二、通风设施

㈠在12503轨道巷内南五2*煤皮带下山与12503轨道回风联巷之间施工风门

一组。

（二）在12503回风联巷内距南五2,煤回|风下山5-10m内施工风窗一道。

第二节风量、风速计算

一、瓦斯来源分析

根据12503工作面掘进期间及同煤层邻近12504工作面回采期间瓦斯涌出情

况，预计工作面I段绝对瓦斯涌出量8.52m3/min,相对瓦斯涌出量2.94n?/t；II

段绝对瓦斯涌出量6.45m7min,相对瓦斯涌出量2.OZm'/t。因该工作面位于煤

层，I段上邻近02"煤层及10503采空区，下邻近33煤层，故工作面瓦斯主要来源

于本煤层和上邻近的02"煤层及10503采空区，预计I段本煤层瓦斯量5.2mVmin,

占63.65%；上邻近02#煤层瓦斯量1.8mVmin,占22.03%；10503采空区瓦斯量

0.52m7min,占6.36%；下邻近3*煤层瓦斯量0.55mVmin,占7.96%。II段上邻近

10503采空区，下邻近3#煤层，故工作面瓦斯主要来源于本煤层和上邻近10503采

空区，预计^段本煤层瓦斯量4.56m3/min,占81.43%；上邻近10503采空区瓦斯

量0.5m7min,占8.93%；下邻近3#煤层瓦斯量0.54mVmin,占9.64%。因该工作

面回采期间II段、I段绝对瓦斯涌出量均大于5m3/min,根据《煤矿安全规程》

规定该面必须进行瓦斯抽采，预计工作面II段瓦斯抽采量3.43m'/min,风排瓦斯

量3.02m3/min,抽采后相对瓦斯涌出量1.09m3/t；I段瓦斯抽采量4.9m7min,

风排瓦斯量3.62m7min,抽采后相对瓦斯涌出量1.14m7t0

二、风量计算

㈠按工作面温度选择适宜的风速计算

1、工作面n段

Q采=60X70%XV采XS采XK采高XK采面长

=60X70%Xl.0m/sX10.35m2X1.2X1.1

=574m3/min

式中：V采——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度对应的风速，

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西山煤电马兰矿12503综采工作面作业规程

m/s；

S采——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的

平均值计算，m2；

K初----采煤工作面采高调整系数，取1.2；

Kon长——采煤工作面长度调整系数，取1.1；

70%——有效通风断面系数；

60——为单位换算产生的系数。

2、工作面I段

Q采=60X70%XV采XS采XK采高XK采而长

=60X70%X1.0m/sX10.35m2X1.2X1.4

=730m,!/min

式中：V采——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度对应的风速，

m/s；

S采——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的

平均值计算，m2；

K采高——采煤工作面采高调整系数，取1.2；

K采砒——采煤工作面长度调整系数，取1.4；

70%——有效通风断面系数；

60——为单位换算产生的系数。

㈡按照瓦斯涌出量计算

1、工作面II段：Q^=200Xq^XK™=200X3.02X1.7=1027m7min

2、工作面I段：Q来=200Xq耒XKcm=200X3.62X1.7=123Im3/min

式中：

q采——采面回风巷风流中最大绝对瓦斯涌出量，mVmin；

KC,M——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.7；

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200——按采面回风流中瓦斯的浓度不超0.5%的换算系数。

㈢按照二氧化碳涌出量计算