637综放工作面作业规程

目录

第一章概况...........................................-3-

第一节工作面位置及井上、下关系.......................-3-

第二节地质概况.......................................-3-

第三节开采技术条件...................................-3-

第四节回采作业建议...................................-4-

第五节储量及服务年限.................................-5-

第二章采煤方法.......................................-6-

第一节巷道布置及支护方式.............................-6-

第二节采煤方法.......................................-6-

第三节设备配置.......................................-9-

第三章工作面顶板管理................................-11-

第一节工作面顶板管理................................-11-

第二节工作面上、下端头及超前支护形式及规格..........-11-

第三节乳化液泵站....................................-13-

第四节矿压监测......................................-14-

第四章生产系统......................................-15-

第一节运输系统......................................-15-

第二节通风系统......................................-16-

第三节排水系统......................................-18-

第四节供电系统......................................-18-

第五节压风系统......................................-18-

第六节瓦斯防治.....................................-18-

第七节煤层注水.........................错误!未定义书签。

第八节防灭火系统...................................-19-

第九节防尘系统.....................................-22-

第十节供水、液系统................................-22-

第十一节安全监控系统................................-23-

第十二节通讯联络及照明系统..........................-24-

第五章劳动组织及主要技术经济指标....................-25-

第一节劳动组织......................................-25-

第二节主要技术经济指标..................错误!未定义书签。

第六章质量管理....................................-29-

第一节支护和设备质量...............................-29-

第二节提高煤质措施.................................-29-

第七章安全技术措施..................................-30-

第一节总则........................................-30-

第一节矿井“六大系统”-31-

第三节试运转、初采初放等各项安全技术措施............-33-

第四节顶板管理......................................-50-

第五节防治水.........................................-51-

第六节“一通三防”及安全监控........................-53-

第七节运输安全技术措施..............................-55-

第八节机电........................................-56-

第九节职业卫生健康管理..............................-61-

第八章灾害预防与避灾路线............................-63-

2

第一章概况

第一节工作面位置及井上、下关系

一、工作面位置及范围

116-7E11首采综放工作面位于+612m水平，平面位置北部为未采实

煤体，东部为井田边界，南部为采空区。工作面可采走向长度950m,

切眼长为97m,可采面积92150m;可采储量114万吨。

二、工作面地面位置及回采对地面的影响

116-7E11首采综放工作面对应地表位于山丘缓坡。地表为北高南

低的缓坡地带，东高西低。地表高程为+768〜+791m,井下对应标高

(+612)~(+637)m,最大采深154m。

U6-7E11首采综放工作面采用综采放顶煤采煤工艺，回采后对地

面有一定影响，会引起地表的塌陷和裂缝出现，回采中及采后应加强对

地表观测采取相应措施。

第二节地质概况

一、煤层赋存特征

116-7E11综放工作面所采煤层。井田水文地质类型为简单一中等

类型。该面所采煤层为6〜7号煤层，顶板多为中砂岩和粗砂岩，底板

为粉砂岩，有利地下水垂直渗透，开采应引起特别重视。

三、矿井涌水量预计

井田正常涌水量根据比拟法计算，矿井正常涌水量为650nl3/d,最

大涌水量1100m3/d,设计根据水文地质条件属中等类型，考虑按1.5

的系数，预计最大涌水量为45m3/h。

第一节开采技术条件

一、煤层顶底板情况

表1.2116-7E11首采综放工作面煤层顶底板岩性表

-3-

顶板岩石

厚度(m)岩性特征

6-7名称名称

钙质泥质胶结与水呈松散黏

煤糊状，受第三系底砾岩含水层

顶板细砂岩30〜35影响，易造成坍塌稳定性较差

层

顶

抗压强度为57.42Mpa,属软弱

底性底板，稳定性较差，特别是

在湿水饱和状态下其抗压强

板底板粉砂岩6〜8度趋于变小，

情

况

二、影响回采的其它地质因素

瓦斯：预计本工作面绝对瓦斯涌出量为0.013。煤尘：具爆炸危险

性。

煤的自燃：属极容易自燃煤层，煤层自燃发火期3〜6个月，故在

生产过程中应采取相应措施，防止煤层自燃。

第二节回采作业建议

1、本工作面地质构造简单，煤层较稳定，加强放煤工作，提高资

源回收率。

2、在工作面回采区域内未揭露断层，但架棚段附近煤层破碎，在

回采时要加强工作面支护，防止片帮、冒顶。

3、本工作面底板为粉砂岩，遇水易软化底鼓，使巷道变形，生产时

要及时开挖泵坑完善排水系统，减少巷道地鼓和变形。

7、工作面周期来压时，应对周期来压进行观测，及时通报。

-4-

第五节储量及服务年限

一、储量情况

表1.3116-7E11综放工作面储量表

回采

走向长倾斜长斜面积煤厚容重工业储量可采储量

储率

(m)(m)(m2)(m)(t/m3)(万t)(万t)

(%)

量3.2/

95097921501.3412393114

16.45

二、服务年限

116-7£11综采工作面平均厚度9.58111,平均倾角14°,工作面长度

为100m,煤的容重1.29t/m3,开帮高度为3.2m,放顶煤高度为6.38m。

放顶煤步距1.2m,每开两次帮放一次顶煤为一个循环，循环进尺1.2m。

循环产量为：

WW=LXSXhXrX2=100X1.2X3.2X1.29X0.95=470.6(t)

式中：W帮一帮煤循环产量，t

L一工作面长度

r一煤的容重，1.29t/m3

S一循环进尺，1.2m

h3^「同，3.2m

Z一帮煤回采率，95%

W®=LXSXhXrXZ=100X1.2X6.38X1.29X0.8=790.1(t)

式中：W顶一顶煤循环产量，t

L一工作面长度

r一煤的容重，1.29t/m3

S一循环进尺，1.2m

h一顶煤高度，6.38m

Z一顶煤回采率，80%

则工作面循坏产量为W=W帮+W顶=1260.7t

-5-

设计采用三班工作制两班生产，一班检修，每天4刀，推进度2.4m,

则回采工作面日产量为：

QH=2W=2X1260.7=2521.4t0

每月生产22天，则月产量：Q月=22Q日=55470.8t

第二章采煤方法

第一节巷道布置及支护方式

一、上巷布置及支护方式

116-7E11上巷自+637车场上平台开口，以方位138°,沿煤层底

板掘进950m,用于运料、行人及回风。

上巷采用全断面锚网（索）支护。

二、下巷布置及支护形式

H6-7E11下巷自暗斜井下部开口方位138°,沿煤层底板掘进

950m,用于运煤、行人、进风。

第二节采煤方法

一、采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法，自然垮落法管理

顶板。

二、回采工艺

本工作面回采以放顶煤工序为主，割煤与放煤平行作业，正规循环

工序为：割煤一移架一推前溜一拉后溜一割煤一移架一推前溜一

放顶煤一拉后溜。

三、工艺说明

1、采高的确定

本工作面可采煤厚3.2〜16.45m,其中割煤高度3.0±0.1m,放煤

高度0.2〜6.58m,采放比为1：1.06〜2.19。

2、落煤方式

采用MG250/630-WD型双滚筒采煤机割底煤和利用放煤口放顶煤

-6-

联合落煤方式。工作面采用采煤机双向割煤方式，即采煤机端头斜切进

刀，开始至离端头15〜20m处斜切割煤进入煤壁,返回时移前溜至煤壁,

而后采煤机回行割煤，截深0.5m,割两刀，放一排顶煤。

3、装煤和运煤方式

工作面采用采煤机滚筒旋转装底煤，人工收缩尾梁插板和摆动尾梁

放顶煤，运煤采用前后两部溜子平行运煤，集中到下巷桥式转载机和皮

带机运出。

4、移架

本工作面采用ZY5600/17/34型放顶煤液压支架(排头架为

ZYG7200/21/30型)，移架步距0.6m。采用及时支护方式，在采煤

机落煤后，距滚筒3〜5m及时追机移架，移架滞后采煤机最大距离不

大于15架，移架前，认真观察现场、支架各部及顶板状况，结合现

场实际进行移架操作，移架过程坚持使用带压擦顶移架方式，尽量减

少支架下降高度，移架后支架必须及时伸出伸缩梁，有效控制顶板，

保持顶板完整和全封闭顶板管理，必要时可先拉出超前架。

5、推前溜

前溜随移架逐段移向煤壁，滞后采煤机不少于15m间距，依次自

上而下，或自下而上进行，严禁从两端同时向中间推移，推刮板机步

距为0.6m,刮板机弯曲段长度不得小于15m,推刮板机后，刮板机必

须保证平直。

6、放顶煤

(1)放煤方式：放煤工艺采用多轮间隔顺序等量放煤，放煤顺序

按：1、3、5…号放煤口顺序放煤，一次放出煤量的1/3—1/2,然后按

2、4、6号放煤口顺序放煤，这样反复进行2-3轮将煤放完，尽量使

顶煤保持均匀下降，以减少混肝，提高回采率。

(2)初次放顶煤步距15m,即工作面切眼推进15m时，开始初次

放顶煤。多轮间隔顺序放顶煤步距为L2m,即每割两刀底煤放一次顶

煤。单轮放煤步距为0.6m。

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(3)对放煤工艺的要求：

A：放煤时，一人不能同时放两架以上顶煤，并根据煤量大小，适

当掌握放煤口大小，防止压死后部溜子。

B：放煤时，必须先收小插板，待放煤量小或有大块卡堵时，再摆

动尾梁千斤顶，严禁不收小插板就摆动放煤千斤顶，防止损坏小插板。

C：机组割煤至中部，若前半部或后半部顶煤没放完时，停止割煤

等放完顶煤后方可开机割煤。

D：机头和机尾各4架，不放顶煤。

E：放煤后，小插板及尾梁及时伸出，防止砰石溜入溜子，影响煤

质。

7、拉后溜

滞后放煤10—15m拉后溜，不放煤时，滞后推前溜10—15m进行,

使前后部溜子保持平行。

四、生产方式

1、进刀方式：采用在机头或机尾斜切进刀方式，即在机头或机尾

15〜20m段移前溜渐近煤壁，采煤机下行或上行割煤至机头或机尾，进

刀深度保持0.6mo

2、采煤机采用交流变频调速方式，牵引速度。〜运行

中应保持在1〜4.5m/min范围内，机采截深0.6m,采高应稳定在

3.0±0.1m,采用采煤机端头斜切进刀，双向割煤方式。

3、工作面采用采煤机落煤，落煤由采煤机滚筒螺旋叶片旋入前部

溜，放顶煤由支架尾部放入后部溜，在下端头共同并入转载机，转入胶

带输送机运出至煤仓。

4、顶板控制方式采用支撑掩护式液压支架控制，支架移架后顶板

在放顶煤后自动垮落，充填老塘空间。

5、工作面煤层平均厚度9.58m,其中机采3.0±0.1m,其它由放

顶煤采全高，放煤步距L2m,实施逢单(或逢双)间隙多轮均匀放煤

工作，一般情况下坚持割煤不放煤。采煤机停止后实施大流量放煤工作,

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放煤结束拉后溜作业结束后，工作面才能进行下一循环割煤移架工作。

6、工作面向前推进，移架后随着顶板及煤体的自行垮落即可进行

正常的放顶煤作业，工作面收尾阶段距停采线20m处根据工作面情况进

行调整采高及停采设计要求，达到出架要求。

第三节设备配置

二、主要生产设备：

该采面采用综合机械化放顶煤开采工艺，主要生产设备有：

1、工作面采煤机：MG250/630-WD------------------1台

2、工作面输送机：SGZ-746/2X160/2X80------------------2台

3、转载机：SZZ-746/160/80---------------1台

4、破碎机：PLMIOOO(PCMIIO)型锤式破碎机----------1台

5、乳化液泵；BRW-200/31.5(200KW)2台

6、顺槽皮带机：DSJ-1000/75KW---------1台

7、工作面支架：ZY5600/17/32---------------71架

7、喷雾泵：BRW125/31.5(2X75KW)2台

8、信号综保、照明综保ZBZ—4.0--2台

9、组合开关：QJZ2-2100/1140-82台

组合开关：QJZ2-1260/1140-21台

10、智能馈电开关：KBZ-1000/1140----------2台

11、矿用移变：KBSGZY-1000/10/11401台

矿用移变：KBSGZY-1600/10/11401台

12、慢速绞车:JH—20----------2台

13、双速绞车:JSDB-19------------------1台

14、无极绳绞车:JWB75J-02----------1台

采区装机总容量：2114.4KW(其电压等级为1140V)。

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A采煤机下行，在机尾斜切进入煤壁，推机尾溜子

B采煤机上行割三角煤

C采煤机下行割煤，推溜

D采煤机上行，在机头斜切进入煤壁，推机尾溜子

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图2-1进刀方式示意

第三章顶板管理

第一节工作面顶板管理

1、顶板管理方法：

采用自然垮落法管理顶板，支架中心距为1.5m,最大控顶距为

6782mm,最小控顶距为6182mm,采煤机滚筒截深为0.6m,放煤步距为

1.2m,移架步距为0.6m。采用全封闭过后自行垮落式顶板管理方式，

空顶距不大于340mm,伞檐不大于200mm。

2、工作面顶板管理：

工作面共安装65架液压支架，其中ZY5600/17/34型液压支架59

架，ZYG7200/21/30型排头支架6架，上口三架，下口三架。

第三节工作面上、下端头及超前支护形式及规格

1、上巷端头及上巷超前支护

(1)上端头支护：采用4米耳型梁两对四根错接布置梁间距0.8

米，一梁四柱进行支护。工作面上口第一架到H6-7E11上巷上帮宽

度0.8m处布置一排钱接顶梁，长度不小于20米，回采过程中较接顶

梁距上帮大于0.8米时，加打一排钱接顶梁抬棚支护一梁一柱。

(2)上巷超前支护：上帮与上口第一架0.8米使用1.2米较接

顶梁打一道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。

上巷下帮0.6-1.0米处使用1.2米较接顶梁打两道走向抬棚一

梁一柱，长度不小于20米。

2、下巷端头及下巷超前支护

(1)下端头支护：采用4米巨型梁两对四根错接布置梁间距0.8

米，一梁四柱进行支护。上帮第一根排型梁与第一架宽度保持0.6-0.8

米。下帮第一根与下巷下帮宽度超过0.8米时，加打一排钱接顶梁。

(2)下巷超前支护：下巷距上帮0.6-1.2米使用钱接顶梁打两

道走向抬棚一梁一柱，长度不小于20米。

下巷距下帮0.8米处使用1.2米较接顶梁打一道走向抬棚一梁

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一柱，长度不小于20米。

3、工作面端头支护要求

(1)上、下端头支护工作必须由班组长或指定有实际经验的老工

人具体负责安全监督工作，施工人员必须严格执行“敲帮问顶”制度，

处理顶帮活煤或大殖块时必须使用2-3m长柄工具，站在安全地点，操

作时两人进行，其中一人监护顶板，负责安全，另一人进行敲帮问顶作

业，该地点下方严禁站人或有行人通过。

(2)上、下端头要始终保持安全出口高度不低于1.8m,行人侧宽

度不小于1.0m,符合规程规定。

(3)上、下端头在三角煤墙处作业时，15m范围内禁止操作液压

支架，由具体负责人检查、监控顶板、煤壁状况，防止片帮冒顶事故发

生。

(4)下端头第一架排头架要保持位置稳定，与小抬棚相辅能始终

保持下端头支护牢靠。

(5)上端头工作中，要始终保持瓦斯传感器悬挂位置符合规定要

求。

(6)回柱及放顶工作中，必须有三人操作，其中一人监护，工作

人员必须站在支架立柱后，无崩绳崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全

地点，并在工作前清理好退路。

(7)回柱中使用的链条，必须与绞车绳联结牢固，防止断开伤人,

要求单体液压支柱的回收率达到100%,并严格执行有关规定。

(8)下巷回柱放顶时，必须停止转载机运转，将控制转载机的开

关打在停电位置。

(9)绞车必须设护身板。

(10)绞车运行过程中严禁用手拉或其它物料撬绳。

(11)上下巷超前支护段单体柱初撑力不低于50KN。

4、上、下拐头回柱事项

回柱放顶的方法是使用绞车、配合滑轮，严禁人工放顶。

(1)回柱前，维护好附近支护，剔掉顶帮活煤肝，清理好退路，

保证后路畅通。

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(2)回柱方法，是用单体卸液手把远方操作，由里向外，由下向

上，先柱后梁。

(3)上下拐头放顶要求与工作面支架后尾梁放齐，拐头不垮落时,

必须采用土袋跺实或采取强制放顶。利用强制放顶时，另行制定专项措

施。

(4)注意事项；

①放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作。

②回单体时慢试慢回，严禁猛回。

③放顶时严禁动附近支架。

④对埋得深的单体柱不能硬拉，要采用卧底法处理。

⑤绞车稳设牢固，绳和绞车要符合安全规定。放顶时人员躲至安全

地点，防止崩绳、崩柱、甩钩、断绳等情况时伤到人员。

5、支护材料的存放管理

(1)单体柱支柱、较接顶梁等支护材料建账统计管理，现场排板

与实物相符。

(2)单体柱支柱、较接顶梁等支护材料码放整齐，损坏的单体柱

支柱、较接顶梁等支护材料不得使用，及时更换上井；

(3)按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存

放于上巷距工作面50〜80m处，必须有1.0m以上宽度的人行道和必需

的运输通道，专人负责并挂好标志牌。

第四节乳化液泵站

一、泵站的型号及数量

采用两台BRW200/31.5型乳化液泵.

二、泵站的设置位置及供液管路

泵站两泵一箱与两台变电站共同设置在H6-7E11上巷距切眼

50-100米，主进回液管路采用中38mm(051mm)高压软管，铺设经上

巷至工作面。乳化液泵站及移动变压器处配备不少于0.2n?消防沙箱一

个，消防锹2把，消防桶2个、灭火器2个，消防沙袋8个。

-13-

第五节矿压监测

一、矿压观测内容

116-7E11首采综放工作面采用不锈钢综采表对工作面支架阻力静

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，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行每周分析，并进

一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

1、工作面的矿压观测

采用平均观测，工作面每10架安装2块压力表，分别接在前立柱

和后立柱上。

2、巷道的矿压观测。

两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，每班打

好超前支护后由验收员对单体柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端

头及超前支护的单体柱初撑力进行测量并记录。

3、支护质量监测。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面

顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

4、矿压观测时间要求

(1)对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测；

(2)支护质量监测，整个生产期间都要进行监测；

5、矿压设备的使用

(1)在工作面设置矿压观测仪器，有专人负责，坚持开展日常的顶

板动态监测工作，人人要爱护观测仪器，不得随意挪动或拆卸，经常保

持完好。

(2)日常矿压观测要反映出支架初撑力、工作阻力、泵站压力及顶

板压力、煤壁片帮情况等数据。

(3)根据顶板来压步距，周期来压强度每周对工作面矿压显现做出

统计分析，说明其变化情况及规律，并提出改进顶板管理意见。

(4)在观测中如果发现异常情况，立即向矿调度室汇报，及时采取

相应措施。

-14-

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

工作面采用MG250/630WD采煤机落煤并旋入前部SGZ-

746/160x2/80x2中心双链刮板机中（顶煤采用低位放顶煤，通过摆动

ZY5600/17/34支架尾梁、收尾梁插板将顶煤放入后部

SGZ—746/160x2/80x2溜子内）载入下端头SZZ-746/160/80型桥式

转载机中，转载于DSJ-1000/75KW胶带输送机中，经过116-7E11

下巷，进入缓冲煤仓。工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其

装入输送机中。下巷皮带头配备不少于0.2m3消防沙箱一个，消防锹2

把，消防桶2个、灭火器2个，消防沙袋8个。

二、辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物料，采用l.Ot矿车或花车、

JWB75J-02型无极绳绞车。工作面运料路线为：副斜井一+637m水平

车场一+637m水平回风巷一工作面使用地点。

三、推移溜子方式

溜子的推移由工作面液压支架推移与拉动装置完成，推移步距为

0.6m,刮板机弯曲度不得超过3°〜5°,推移溜时最小弯曲段不得小于

15m。推移方向为自上而下顺序进行，并逐架操作推移装置移至煤壁。

后溜在放顶煤结束后，新一循环作业开始前拉移。

四、转载机与胶带输送机机尾的推移

转载机、皮带机尾推移采用各自两边设置的自移液压操作系统，用

皮带自移装置和转载机自移装置操作液压控制系统进行各自操作，实现

移动作业。

五、运煤路线

采煤机落煤、支架放煤一工作面前/后溜一下巷转载机一下巷皮

带机一缓冲煤仓一主斜井皮带一地面转载皮带一储煤厂。

-15-

第二节通风系统

一、通风方式

116-7E11首采综放工作面采用下巷进风，上巷回风的U型通风方

式。

(1)正常通风：

新鲜风由地面一主斜井f+612nl水平石门一工作面下巷一切眼一

工作面上巷一工作面回风联络巷一总回风巷一地面。

(2)反风：

新鲜风由回风斜井一工作面回风联络巷一工作面上巷一切眼一工

作面下巷—+612m水平石门一主斜井一地面。

二、风量计算

1采煤工作面需风量

本设计该矿布置一个回采工作面，为走向长壁综合机械化放顶煤工

作面。

采煤工作面需风量应按工作面瓦斯涌出量、工作面温度、同时工作

的最多人数分别计算，取其中最大值，并进行风速验算。

(D按采煤工作画，象条件计算

。采=。基本XK采高XK采面长XK温

式中：Q采〜采煤工作面需要风量，m3/min；

3

Q基本~采煤工作面所需的基本风量，m/min；

Q基本=60X工作面控顶距X工作面实际采高X70%X适宜风速=60X

5.7X2,5X70%X1=598.5m3/min；

K米高〜采面采高调整系数，见表4-1-1,取1.5；

K采面长〜采面长度调整系数，见表4-1-2,MX1.0；

K温〜采呼温度与对应风速调整系数，见表4-1-3,取1.0。

贝I」：Q^=598.5X1,5X1,0X1.0=897.75m3/min=14.96m3/so

表4-1-1标〜回采工作面采高调整系数

采高(m)<2.02.0〜2.52.5-5.0及放顶煤

系数(Kh)1.01.11.5

表4-1-2K〜回采工作面长度调整系数

回采工作面长度(m)80〜150150〜200>200

长度调整系数(跖)1.01.0〜1.31.3〜1.5

表4-1-3KT〜回采工作面温度与对应风速调整系数

-16-

回采工作面空气温度（℃）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数（KT）

<180.3-O.80.9

18〜200.8〜1.01.00

20〜231.0〜1.51.00〜1.10

23〜261.5〜1.81.10〜1.25

26〜281.8〜2.51.25〜1.40

28〜302.5〜3.01.40〜1.60

（2）按工作面瓦斯涌出量计算:

Q采=100Xq瓦绝XK瓦

3

式中：Q采〜回采工作面供风量，m/min；

q瓦斯〜采煤工作面瓦斯绝对涌出量。根据矿井2014年瓦斯等级及二

氧化碳涌出量鉴定报告及其批复（新煤行管发[2014]71号）：矿井+580m

瓦斯相对涌出量为3.51m3/t,采煤工作面最大瓦斯涌出量为0.4m3/min,

矿井采煤工作面月产量为5679t。因此矿井工作面瓦斯相对涌出量为0.4

X24X60X304-5679=3.04m3/t,取工作面最大日产量2269t（6-7煤）,

则改造后采煤工作面绝对瓦斯涌出量为：3.04X2269/（24X60）

=4.79m3/mino二水平10号煤层工作面绝对瓦斯涌出量为4.89m3/min,

大于+580m水平6-7煤工作面瓦斯决定涌出量，因此本设计按照二水平

10号煤层工作面绝对瓦斯涌出量进行计算。

K采通〜采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，1.2。

33

贝ij：Q果=100X4.89义1.2=586.8m/min=9.78m/so

（3）按工作人数计算

Q采=4XN

式中：N〜工作面同时工作的最多人数，取24人；

4〜每人每分钟应供给的最低风量，m3/mino

则：Q采=4X24=96m3/min=l.6m3/So

（4）按工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采=60V采XS采

式中：V采〜采煤工作面风速，lm/s；

S采〜采煤工作面的平均断面积，14.25m2。

33

贝（J：Q采=60义1X14.25=855m/min=14.25m/So

（5）按风速进行验算

15XS采WQ采W240XS采

式中：S采〜采煤工作面平均有效断面，取14.250?。

33

Q采215XS采=15义14.96=224.4m/min=3.74m/s,

33

Q采W240XS采=240*14.96=3590m/min=59.84m/s。

根据以上计算，综采放顶煤采煤工作面需风量：

Q果=14.96m%。

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第三节排水系统

该工作面预计最大涌水量20m3/h,设防能力为40m7h.

一、排水路线：116-7E11回风顺槽排水路线：工作面上巷->+580水

仓一地面净化水池

二、612运输顺槽：工作面下巷一+580水仓一地面净化水池

三、根据该工作面区域涌水情况及三维瞬变电磁探测情况，首采工

作面+612运输巷、+116-7E11水平回风巷顶板上部区域存在局部富

水区域，制定116-7E11首采综放工作面防排水方案如下：

1、上下巷各铺设一趟4寸排水管路。

2、工作面在回采前的富水区域再进行探放。

3、下巷下帮在低凹处开凿三至五个有效容积不低于lOnr5的泵坑。

并安装排水泵，其中排水能力不小于40m7h。

4、上巷在巷道两处低凹各开凿一个泵坑，有效容积布低于10m3

3

的泵坑并安装排水泵，其中排水能力不小于40m/ho

5、根据我矿现有设备情况，上巷水泵型号为：BQS20-50-7.5/N

型水泵三台；下巷水泵型号为；BQS80-50-22/N—台和BQS20-50-7.5/N

三台。

第四节供电系统

该工作面采用采用上巷移变供电方式，主要供电设备，采用一台

KBSGZY-1000/10/1140移动变电站一台KBSGZY-1600/10/1140移

动变电站供电，工作面供电系统：井下中央变电所一一工作面及上下巷

各用电点，详见供电系统图。

第五节压风系统

该工作面压风由地面压风机房两台型号为G185-8/150837的压风

机供到116-7E11上下巷及工作面。压风管管径为50mm。

第六节瓦斯防治

116-7E11工作面采用下巷进风，上巷回风的“U”型通风方式，

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预计工作面最大瓦斯绝对涌出量为0.4m3/min,计划配风量890

m3/min左右，以确保工作面安全回采。

工作面瓦斯检测实行人工监测与自动检测相结合

1.工作面设专职瓦斯检查员检查瓦斯，在工作面及上、下巷巡回

检查，重点检查：a、工作面风流；b、回风流；c、工作面上隅角回

风流。每班由专职瓦检员进行瓦斯气体检查不少于2次，按规定向有

关部门按时汇报，并填好气体牌板。

2.加强通风系统的管理，确保工作面风量及通风系统稳定可靠。

当工作面瓦斯异常涌出后，要及时采取措施进行处理。

3.工作面上、下拐头随支架前移及时放顶，当上、下拐头采空区

悬顶需人工放顶时，必须由施工单位制定专项措施后实施人工强制放

顶。

4.工作面停风时，必须立即停止工作，切断电源，工作人员迅速

撤离到116-7E11车场待命。恢复正常通风后必须首先检查风流中瓦

斯浓度，确认安全后方可恢复生产。

第七节防灭火系统

一、注浆（注胶）系统

1、注浆路线：地面灌浆站一回风井一+637m水平联络回风巷一

+637m水平回风巷一工作面上拐头。

二、灌浆方法

1、日常灌浆

根据掩护支架工作面的特殊性，设计采用条带埋管灌浆方式进行

灌浆，即预先埋设筛管（长15m）、锚杆/铁丝固定于底板岩石，用灌

浆软管连接到回风顺槽灌浆支管，当筛管处在下隅角后部70m左右时

实施灌浆，按照浆液塌落角45°,则形成上宽10、下宽约70m左右

的梯形灌浆条带。间隔70m,循环往复，则采空区下部被灌浆连续封

闭，起到防火的作用，而又不至于对工作面环境和安全造成危害。

2、封闭停采线灌浆和隔离灌浆

停采线进行封闭后，埋设管道进行集中灌浆。根据工作面采空区

发火情况，必要时对工作面后方一定距离，一般50m左右进行隔离灌

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浆，具体是预先埋设管道，工作面推进到预定位置后进行集中灌浆，

形成隔离条带。

3、洒浆

为保证灌浆达到较高的效果，即采空区下段灌到足够的泥浆，可

以根据情况进行洒浆，即在灌浆管道上接出一段胶管，沿工作面倾斜

方向分段（一般为10〜20nl一段）向采空区均匀地洒浆。

4、灌浆安全措施

为防止灌浆中出现溃浆、透水等事故的发生，灌浆时应注意下列

事项：

①无论采用哪一种灌浆方法，在工作面下端都要设滤水设施。简

易的滤水设施一般采用荆芭、型钢等容易取得的材料制作。

②根据实际生产情况合理调整灌浆浓度。灌浆过程中要对灌浆进

量、浓度进行统计。同时在工作面下方（或出水口）设简易堰板对滤

出的水量进行观测，一旦出现滤水量不足，则说明采空区存有一定量

的稀浆、积水或者向其它煤（岩）体渗水，应根据情况分析、探测。

若实际发现了积水（稀浆），应合理调稠灌浆浓度，并对积水区进行

疏排。

③经常观察水情。采空区灌入水量与排出水量均应详细记录，若

排出水量很少时，则表明灌浆区内可能有大量泥浆水积存，应停止灌

浆，采取放水措施。若排出的水中泥砂量增大，则说明采空区中可能

形成了泥浆通道，使泥浆不能均匀充填煤肝间空隙，而直接流到采空

区下部被排出，此时应在泥浆中加入砂子和石灰填塞通道。

④灌浆后应再灌几分钟清水，清洗管道，以免泥浆在管道内沉淀。

⑤设置滤浆密闭。在灌浆区下部巷道中必须用滤浆密闭将灌浆区

和工作区隔开，而且要求滤浆密闭有一定的强度，防止崩浆事故发生。

⑥防止地表水流入井下。在煤层浅部灌浆时，要及时填塞地表塌

陷坑及钻孔，防止地表水流入井下。

⑦灌浆区下部采掘。在邻近灌浆区下部进行采掘前，必须对灌浆

区进行检查，先探测积水/积浆情况，一旦发现有积水/积浆，必须打

钻放水后，才能进行采掘工作。

二、注氮系统

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1、注氮路线：地面注氮站一回风井一+580m水平回风巷一+612m

水平运输巷一工作面下巷。

2、注氮工艺

工作面下隅角拖管注氮，是在下隅角采空区内压进20m可拆接的

①75mm无缝钢管，并在最里一根管尾口2nl以内制成防堵孔，使氮气

能够顺利到达氧化带，管头的固定环则用钢丝绳固定在转载机上，用

两趟中51mm高压软管把转载机上的管与主输氮管路连在一起。随着转

载机的外移，下隅角的拖管也随着外移。

3、注氮方法

根据对火情的预测情况，可选择连续或间断注氮。

三、消防供水系统

全矿井地面共有4个蓄水池，其中2个容量为100m3,1个蓄水

池为400m：1个蓄水池为640m1管路覆盖了井下各个用水地点，供

防尘洒水、喷雾降尘及冲洗巷道所用。

防尘供水管路铺设的路线为：副斜井一+637m车场一+637m回风巷一工

作面上巷；

回风斜井f+650nl水平回风f+580nl水平回风f+612m水平运输巷

一工作面下巷

主管路为6159mm钢管，支管路为650mm钢管，铺设到上、下隅角，

并紧跟工作面。

五、束管监测系统

矿井安设KSS-200束束管，管路由井下分路箱铺至工作面，上巷

回风口以里10〜15m处、工作面上隅角和采空区设置3个采样点，采

样器需带有粉尘过滤器，上巷回风口处采样器距支架顶梁和上帮均不

大于300nlm,上隅角处采样器距上隅角袋墙、距上帮均不大于800mm,

距顶板不大于300mm,采空区采样器插入上隅角煤袋墙以里距顶和帮不

大于300nlm,每班对气体进行一次化验分析，根据预测预报结果采取相

应的防火措施。

管路铺设路线为：地面束管监测机房~回风斜井一回风斜井一

+650m水平回风f+637m回风联络巷f+637m水平回风f116-7E11工作

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面上隅角。

六、其它

1、严格按正规循环作业，保证工作面推进速度。

2、通防科负责制定《综放工作面回采期间防灭火设计》

第九节防尘系统

1、管路铺设的路线为：副斜井一+637m水平车场一+637m水平回

风巷一116-7E11工作面上巷：主管路为6159mm,支管路为650mm,铺

设到上下安全出口，三通阀门上下巷均为50m一个。

2、工作面进、回风巷内，在距工作面30米及巷口各50m内设置净

化水幕，水幕覆盖全断面，灵敏可靠，出煤期间要正常使用。

3、采煤机必须有内外喷雾装置，雾化程度好，并坚持正常使用。

4、工作面、上下安全出口、上下两巷的煤尘，由生产单位负责清

扫冲尘。

5、机组司机、移架工、放煤工、拐头工等所有接尘人员应佩戴防

尘口罩。

6、工作面上、下巷必须安设隔爆水棚，隔爆水棚的设置标准如下:

a、水量：隔爆棚不小于200L/m2。

b、水棚排间距离为1.2—3.0m,隔爆棚棚区长度不得小于20m。

c、水袋采用吊挂式，勾尖与勾尖相对，挂勾为直径4-8mm的圆

钢，挂勾角度要大于60°±5°,弯勾长度为25mm。

d、水棚距顶梁、两帮的间隙不小于0.1m,距巷道顶梁不大于

1.6m,距轨面不小于1.8m,水棚应保持同一高度。

e、首排水棚与工作面的距离应保持在60—200m范围内。

f、水棚与巷道交叉口、转弯处的距离须保持50m-70m,与风门

的距离须大于25m。

7、工作面上、下巷布置有专门的防尘水管、水幕、防爆水袋、

架间喷雾、输送机转载点和卸载点喷雾、机组内外喷雾、破碎机防尘

罩及喷雾等装置。

第十节供水、液系统

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1、工作面乳化液泵站用水由地面水池一副斜井一+637m水平车场

f+637m水平回风巷一116-7E11面上巷乳化液泵站。

2、工作面冷却用水、防尘用水由地面净化水池f副斜井+637m水

平车场f+637m水平回风巷ff116-7E11上巷一工作面f下巷转载

机。

3、冷却水管管径38nlm，材质为高压胶管。防尘用水管管径50mm。

第十一节安全监控系统

本矿安装有KJ73监测监控系统，116-7E11综放工作面安设各类传

感器能对工作面的各种气体浓度进行实时监测，同时能实现自动瓦斯

超限断电和故障断电功能。

监测监控系统铺设路线：地面机房一副斜井一116-7E11车场一工

作面上巷

一、信号电缆和供电电缆的敷设要求：

1）电缆不得悬挂在风水管路上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂

任何物件（五小电气管理牌板除外）。电缆与风水管路原则上不得在

巷道同一侧敷设，当必须在同一侧敷设时，应敷设在管子上方，并保

持300mm以上的距离。电缆应吊挂在动力电缆上方100mm以上位置，

相互不得交叉。

2）工作面上下巷内电缆必须横平竖直吊挂，电缆不得交叉、不规

则绕弯。

3）电缆穿过墙壁部分应用套管保护，采用黄泥等阻燃型材料对穿

墙管口进行严密封堵，套管两侧露头以与墙壁外侧平齐为准。

二、监测监控系统布置及要求：

1）在上巷安设两台瓦斯监测传感器，第一台传感器位置在工作面

煤壁以外不超过10m,报警值21.0%,断电值21.5%,复电值W1.0%；

第二台传感器位置距上巷回风口以里10—15m,报警值21.0%,断电值

21.0%,复电值WL0%。梯形断面要求设在距顶板均不大于300mm,距

帮不小于200mm处,拱形断面设在支架梁中间，在支架梁下不大于300mm

处。断电范围：均为工作面及其回风巷中全部非本安型电气设备。上隅

角悬挂便携式瓦斯检测仪。

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2)在上巷必须安设一台一氧化碳传感器，地点上巷回风口以里10

—15m处。设在支架梁中间，在支架梁下不大于300mm处。报警浓度为

CO224Ppm。

3)工作面应安设温度传感器，地点设置在上巷回风口以里10-15m

处，设在支架梁中间，在支架梁下不大于300mm处，报警值为30℃。

4)采煤机机身预留瓦斯传感器，报警值CH421%。

5)在上下巷入口处各悬挂一台人员读卡器，用于统计工作面人数。

第十二节通讯联络及照明系统

一、通讯联络

(1)通讯联络路线为：地面通讯机房一主斜井一+612m水平运输

石门一+612m水平运输巷上、下巷。

(2)其中116-7E11上巷乳化液泵站有一部电话，无极绳绞车处有

一部电话，116-7E11下巷皮带头、转载机处各有一部电话。

(3)在下巷转载机机头处，上巷移动变电站，以及工作面安装载

波电话，达到即时通讯的目的。

二、照明

116-7E11工作面下巷每隔27m安装一盏照明灯，为工作面下巷提

供照明，工作面支架上每15米布置一盏照明灯。

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第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、正规作业循环

1、工作面实行“三八”制作业，二班生产，一班检修。

2、循环方式：割煤一移架一推前刮板机一拉后刮板机一割煤一移

架一推前刮板机一放顶煤一拉后刮板机。

3、循环进尺：1.2m

4、每班产量：1260.7t

5、工序安排：见放顶煤正规作业循环图表

二、劳动组织

采用分段作业和追机作业相结合，放煤工分段作业，拉架工、移溜

工追机作业，端头工、采煤机司机和溜子司机及检修工定岗包机专职作

业，劳动组织可分为1个检修班，2个生产班。

序工种班次合计

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生产班检修班

——班二班修护班检修

2班长11114

3采煤机司机224

4泵站司机1113

6舌1］板机司机224

7支架工224

机组检修22

支架检修11

泵站检修11

井下电钳1135

8井下电钳工溜子检修22

放煤224

清煤112

修护88

端头448

序号指示指标;缓数序号指标名称指标参4攵

循环“

1可采走向长:度94(m