富强煤矿A面采煤作业规程

第一章概况

（一）工作面境界范围

东部西部南部北部

-300北翼皮带大巷FS2FSs上顺13203回风顺槽

（二）煤层特征

项目单位指标备注

煤层厚度最小~最大/平均（m）2.10-3.10/2.50

煤层倾角最小~最大/平均（°）13-17/14

鹿良桶由f<3.0

煤层层理发育程度较发育

煤层节理发育程度较发育

水分%12.9

煤灰分%43.80

挥发分%66.73

质

容重T/m31.40

发热量MJ/Kg13.6

自然发火期月12

相对瓦斯量m3/t2.3

煤尘爆炸指数%49.55

（三）顶、底板特征

顶底板厚度（m）石uU性

U-I

顶老顶0.25泥石

板直接顶2.10泥石

底板0.65泥石U-I

（四）储量

工作面尺寸

煤层平均煤层地质储量工作面回可采储量

名称厚度（m）（万吨）采率（%）（万吨）

走向（m）倾斜（m）

32160402.502.8095%2.7

(五)简要说明

1、概况：

13201A工作面北部为13203回风顺槽，南部为13201A为FS3号断层,

西部为FS2号断层，东部为-300北翼皮带大巷，地面为城西村村民宅及水

田地。地面标高+31.8〜+32.9m,井下标高-298.95〜-365.51m。

2、煤层：

13201A工作面所采煤层为32号煤层，煤层厚度2.10〜3.10m,平均厚

度2.60m。局部有两层夹石，不稳定，厚度0.10〜0.60m,煤层总体走向南北,

倾向东西，煤层倾角平均14°该煤层煤质较好，为半亮-半暗型，煤层灰分

43.80%,发热量13.6MJ/Kgo

3、构造：

工作面入风巷揭露的FS3号断层，走向近东西，倾向南，倾角56~67°,

揭露处落差为17m。

4、水文：

部分回风巷道潮湿，回风巷及开切眼的部分顶板有滴水、淋水现象，

预计回采过程中工作面涌水量0.2~2.5m3/h。工作面局部顶板为中砂岩，

有淋水现象。

5、其它：

(1)、若顶板淋水严重，需加强顶板管理。

(2)、开切眼断层处需加强支护，防止发生顶板事故。

提报人:

2012年月日

附图:

1、煤层顶底板综合柱状图1：200

2、13201A工作面煤层底板等高线实测图1：2000

3、13201A工作面巷道地质素描图1：2000

4、13201A工作面井上下对照图1：2000

5、13201A工作面巷道布置图1：2000

第二章采煤方法

采煤方法倾斜长壁后退式落煤方式滚筒式采煤机组

顶板控制全部垮落法煤层厚度2.2m〜2.5m/2.4m

作业制度追机作业循环进度0.6m

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况（包括溜煤眼、碉室及其它巷道）

13201A工作面位于-300北翼皮带大巷西侧，为32层第1个工作面，

回风巷、入风巷均开口于-300北翼皮带大巷。

工作面回风巷：

1、13201A工作面回风巷为13201A面上顺，沿煤层顶板布置，顺槽左

面铺设轨道，使用绞车运输，右侧铺有皮带，巷道主要用于回风和运料。

2、回风巷内设有防尘管路、排水管路、压风管路，敷设甲烷传感器、

一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器。工作面上出口设一台甲烷传

感器，距工作面上出口不大于10m,随工作面推进而后移。

工作面入风巷：

1、1320A工作面入风巷为运输顺槽，沿煤层顶板布置，巷道左侧铺有

轨道，用于调运物料，右侧设有皮带运输机。入风巷主要用于入风和运煤。

2、入风巷内布置防尘管路、压风管路、排水管路、机组冷却水管路及

回水管路各一趟，液压管路、电缆敷设在入风巷左帮侧，移动变电站、泵

站安设在13201A面A工作面下顺。

工作面开切眼：

开切眼沿煤层顶板布置，断面为矩形，采用锚网、锚索支护，单体门钢

梁抬棚支护。

二、工作面巷道描述

巷道名称项目基本描述

支护形式锚网支护锚索支护，局部备工钢梯形棚支护

回

巷道净断面锚网：4.0X2.8=11.2m2

M

巷巷道用途回风、运料

支护形式锚网、锚索支护，工钢梯形棚支护

入

巷道净断面锚网:4.0X2.8=11.2m2

风

巷巷道用途入风、煤炭运输

支护形式锚网、锚索支护、单体加钢梁抬棚支护

开锚索规格615.24-8300mm

切

巷道净断面5.6X2.8=15.68m2

眼

安装情况掩护式液压支架29架

第二节采煤工艺

一、采煤工艺（工艺流程及说明）

工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用综采采煤回采工艺，双滚筒

采煤机割煤，割煤高度为2.1-3.1m,进度为0.6m。

工艺流程：割煤一移架一推溜一准备（清架间货、回尾巷等）。

二、采煤方法

1、采煤机进刀方式

采煤机双向割煤，自开缺口。当工作面大面积片帮或伪顶大面积脱落

时，采煤机可单向割煤，上行空刀，下行割煤。正常情况下采用端部斜切

进刀的进刀方式。斜切进刀段的长度为40m,进刀深度为0.6m。采煤机进

刀步骤如下：

（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按顺序上（下）推移刮板运

输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向

上（下）进刀，通过20m的弯曲段至40m处，使得采煤机进入刮板运输机

平直段。

（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤

壁。

（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空刀返回,

进入正常割煤状态。

2、采煤机正常截割及牵引方式

采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的落煤方式。牵引

方式为无链齿轨电牵引，设计割煤运行速度0〜5.7m/min,正常割煤长度为

40m,煤壁采成一条直线，不破顶底板，采高控制在2.1-3.1m。

工作面刮板运输机移设平直，按顺序多点推移，三次推靠，进度0.6m。

3、各工序与采煤机的安全距离

（1）在采煤机割煤时，滞后采煤机后滚筒3架，按顺序将前探梁伸出。

（2）移架滞后采煤机后滚筒3-6架，不得超过6架。

（3）移设刮板运输机必须滞后采煤机后滚筒5架支架距离以外。

（4）处理工作面端头（包括尾巷）与机组割煤安全距离不小于30mo

（5）需要从机道拣锚杆、锚网等杂物时，关停工作面运输机，在采煤

机退后3m以上距离并停机打开离合后方可拾取。

（6）如因过断层等原因，需放震动炮时，放炮位置与机组安全距离不

小于30m,打眼、装药、放炮等工作必须停机进行。

(7)处理冒顶时，机械必须停止运转，冒顶附近停止其他作业。

三、工作面正规循环生产能力

W=LXSXhXrXc=40X0,6X2.4X1,4X95%=76.61T

式中：W一工作面正规循环生产能力，T；

L--工作面长度，40m；

S工作面循环进度，0.6m；

h--工作面米高，2.4m；

r-一煤的容重，T/m3；r取1.4T/m3；

c--回米率,95%o

附图6:采煤机进刀方式示意图

第三节设备配置

一、工作面液压支架见下表7-1：

表7-1

支架型号ZY3800/13/33合格证号200561395

支架高度m1.30-3.30中心距mm1500

支架宽度m1.43-1.60初撑力kN3090

工作阻力kN3800支护强度MPa0.77

支架重量T8.5推溜力/拉架力kN272/360

泵站压力MPa31.5对底板平均比压MPa1.4

二、工作面过渡支架:

支架型号ZY3800/13/33合格证号200561395

支架高度m1.30-3.30中心距mm1500

支架宽度m1.43-1.60初撑力kN3090

工作阻力kN3800支护强度MPa0.77

支架重量T8.5推溜力/拉架力kN272/360

泵站压力MPa31.5对底板平均比压MPa1.4

三、工作面采煤机见下表7-2：表7-2

采煤机型号MG150/380-WD机身长度m12.58

采高m1.4-3.0滚筒直径m1.6

截深m0.6牵引速度m/min0-6.5

最大牵引力kN500总装机功率kW380

牵引形式齿轮销轨无链截割功率kW2X150

冷却形式水冷喷雾形式内外喷雾

四、工作面刮板运输机见下表7-3：表7-3

刮板机型号SGZ730/500机头尺寸（长X宽）肝3.90X1.93

运输能力T/h700链速m/s1

铺设长度m43/60电机功率kW1X250

电压V1140刮板链形式中双链

五、入风巷顺槽刮板机设备见下表7-4：表7-4

设备型号SGB630/150运输能力T/h500

推移方式双速绞车牵引链速m/s1.33

铺设长度m40电机功率kW90

电压V1140V刮板链形式边双链

六、入风巷胶带运输机见下表7-5：

表7-5

设备型号DSJ10/63-2X90带面宽度m1.0

运输能力T/h630电压V1140

铺设长度m260电机功率kW2X90

附图7:工作面设备布置示意图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、根据矿压观测资料、地质报告、顶板控制专家系统：

确定本工作面所需最大支护强度为0.62MPao

2、应用经验公式计算液压支架载荷：

在最小控顶距时的载荷Q小=(9.81XhXrXn)KSkN

(2小=(9.81X2.4X2.5X6)XI.3X5.1=2341.5kN

在最大控顶距时的载荷=(9.81XhXrXn)KSkN

Q大=(9.81X2.4X2.5X6)X1.3X6.0=2754.6kN

式中：h一米IWI2.4m；r一顶板岩石容重取2.5T/m‘；

n一支柱支撑上覆岩层厚度与采高之比，取6倍采高；

K一液压支架卸载移架所增加的阻力系数，K=1.3；

s、S一工作面最小、最大控顶距时单个支架的支护面积，门。

3、根据工作面条件与支架适应条件对照表（表1）校验：

工作面选用的液压支架（见表7-1）,同时满足顶板控制支护强度和底

板比压值要求。

表1工作面条件与支架适应条件对照表

项目单位T作面条件支架适应条件说明

采高m2.10-3.202.0-3.5满足要求

倾角度0°〜16°W20°满足要求

煤厚m2.10-3.101.5-3.5满足要求

底板比压Mpa5.4-12.36.0满足要求

支护强度kN/m2536647满足要求

顶板种类类（级）III(2)适应各类条件满足要求

4、工作面支架布置

根据初采工作面长度44m,共布置液压支架40台，其中过渡架15台，

运输机头布置在入风巷内。推采54m后工作面延长13m,延长后工作面长度

为55m,此时共布置支架40台。

三、乳化液泵站

（一）泵站设置位置及使用规定：

泵站安设13201A面入风巷，乳化液泵安装两台，一台工作一台备用。

乳化液泵站要保证压强＞30MPa,乳化液浓度为3%-5%o要加强泵站的

维护,杜绝管路系统的漏液。

（二）泵站选型、数量见附表1：

乳化液泵站系统参数表附表1

乳化液泵型号MRBZ315/31.5乳化液箱型号RX200/16

公称流量L/min315乳化液箱容积（升）1600

公称压力Mpa31.5乳化液浓度%3—5

电机功率kW200乳化液配比仪器自动配比器

卸载阀整定值MPa37.5高压胶管耐压MPa35

电压V1140注液枪出口压力MPa30

第二节顶板控制方法附表1

支护形式液压支架支架布，置方式倾斜煤壁14°-16°

支回关系追机移架最小控顶距m2.0

最大控顶距m4.0机道宽度m1.55

放顶步距m0.6端面距mW0.3

支架整齐度W80mm支架倾斜度W16°

一、正常工作时期顶板支护

（-）移架顺序为：

1、液压支架沿工作面直线排列，采用追机顺序移架的方式，带压移架

的方法，对顶板进行及时支护，即割煤一移架一移运输机。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3个液压支架的距离将前探梁

收回，并滞后采煤机后滚筒3个液压支架的距离，按顺序将前探梁伸出。

3、顶板破碎时可紧跟前滚筒移架，正常情况可滞后采煤机后滚筒3—5

架，不得超过6架。移架后，要及时将支架的伸缩梁伸出护住顶板。

（二）支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“四齐、三平、两直、

一净、两畅通”，支架初撑压力不得小于2650kN。

(1)“四齐”：超前支护长度、防护设施齐；上下顺槽物料码放齐；上

下顺槽管线吊挂齐；安全设施齐。

(2)“三平”：工作面顶、底平；刮板输送机铺设平；上下顺槽底板、

轨道、皮带平。

(3)“两直”：煤壁与刮板输送机直。

(4)“两畅通”：工作面上下出口畅通；顺槽行人与运输物料畅通。

2、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超

过10m,防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，必须及时用木料接顶备实。

3、当工作面架间隙超过0.6m时,需架设替棚(2.6mn梁配合2.8单体,

一梁二柱。)，跟随液压支架迈步前移。

二、正常工作时期的特殊支护形式

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架；当发现片帮严重

时、可先行移架后割煤，工艺为移架一割煤一移运输机，移架步距为0.6m。

三、特殊时期的顶板控制

(-)工作面初采、初次来压的顶板管理

该面为32煤层第1个工作面，加强初次来压及周期来压的预测预报工

作，来压期间要将工作面调直，形成直线切顶。按规定打设超前支护，上

下两出口超前支护要割一刀摘一遍，不得超前大面积摘柱，失效单体支柱

要及时更换运出，保证支护数量及质量，必要时要根据现场情况适当加密

支护，片帮严重时，工作面要超前移架。

(二)来压及停采前的顶板管理

1、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。

2、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。

3、加强上、下端头顶板管理，提高支护质量，根据现场实际适当加大

单体n钢梁支护密度。

4、工作面停采时要编制末采安全技术措施，加强顶板管理。

第三节运输巷、材料巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、材料巷的顶板控制

上下出口由煤壁向外30nl内架设超前支护，其中中间排不少于20m,其

余两排支护长度不少于30m。超前支护以外巷道支护由通风部门安排巷修人

员进行维护。采煤队要注意观察巷道帮顶变化情况，发现问题及时汇报处

理。锚网下沉离层处必须采用备棚、点柱等方法进行处理，棚式支架的撑

木（拉杆）必须齐全，帮顶备严刹实。工作面推进到架棚处时一，必须安排

专人预先处理架棚。

二、工作面两端头、上下安全出口的顶板管理

1、上端头、安全出口顶板管理

（1）工作面上端头第一个液压支架与刮板输送机尾之间间距超过0.5m

时一，该处采用3.15m单体支柱（当巷道高度低于2.4m时-，采用2.8m单体

支柱）与3.6m冗钢梁配套，形成一梁三柱错梁齐柱对棚式迈步前移进行支

护，对棚内间距为0.3m,柱距为1m。

（2）工作面上安全出口至上尾巷以内，对棚支护和回风巷外帮间距大

于0.8m时-，该处采用3.15m单体支柱（当巷道高度低于2.4m时-，采用2.8m

单体支柱）与2.6mn钢梁配套，形成一梁三柱支护。

（3）当工作面上端头第一个液压支架与回风巷外帮间距小于0.8m时,

不对尾巷进行其它附加支护。

(4)上出口高度保持1.8m以上，人行道净宽度不小于0.7m。

(5)尾巷管理：及时回收尾巷单体，上尾巷支护不得滞后切顶线。

(6)回风巷与工作面切顶线齐处，当尾巷冒落后，必须支设挡肝柱，

柱间距不大于0.4m,支柱初撑力不得小于90kN。挡研柱及时回撤前移。回

风巷挡肝柱与液压支架切顶线切顶。

2、下端头、安全出口顶板管理

(1)下尾巷支护：采用3.15m单体支柱(当巷道高度低于2.4m时，采

用2.8m单体支柱)与2.6mn钢梁配套，形成一梁二柱成对布置，迈步前进,

对内间距0.3m,对梁与对梁中心距0.7m,柱距1.0m。第一架对梁与第二架

对梁净间距不小于0.7m,不大于0.8m。

(2)工作面下安全出口，人行道净宽度不得低于0.7m。

(3)如工作面刮板输送机上移，入风巷里帮侧形不成两排超前支护时,

改在入风巷外帮侧形成两排超前支护，里帮侧一排。

(4)下出口高度保持L8m以上，人行道净宽度不小于0.7m。

(5)及时回收尾巷单体，下尾巷滞后不得大于1.2m。

3、支护质量标准：

(1)单体支柱支设必须迎山有力，支设牢固，初撑力不小于90kN。单

体支柱钻底0.2m以上时，必须穿柱鞋。单体支柱的迎山角为1°〜3°o

单体支柱必须打设成一直线，偏差不得超过±100mm。所有单体支柱的三

用阀方向必须一致，并且注液口方向朝向采空区。单体打设后要及时吊挂

防倒绳。

（2）对回、入风巷超前支护单体支柱初撑力要定期监测，不小于90kN。

（3）在转载机两侧支设的单体支柱距转载机机身最突出部分不得小于

100mm,单体支柱影响转载机推移时必须提前整改。

（4）采煤机割至端头前，超前工作面两遍进度将煤帮侧帮网拆下（螺

母拧不动可剪网）。拆网作业要严格执行敲帮问顶制度，观察帮顶情况，必

要时打临时顶子。拆卸帮锚盘时、要在可靠支护下侧面作业，以防锚盘飞

出伤人。保证尾巷充分冒落。

三、工作面上尾巷冒落技术措施

1、在超前支护内对顶板锚索、锚杆、托盘进行拆卸（拆卸范围由工作

面煤壁向外1.5m以内）。

2、严禁在尾巷进行拆卸托盘及剪网工作。

3、当尾巷冒落不好时，要编制预裂顶板安全技术措施。

四、支护材料的使用数量和存放管理表（表1）

种类规格备用量使用量复用率存放地点

单体DZ2.5-30/10028100%入风巷2根

单体DZ2.8-30/1002063100%入风巷20根

单体DZ3.15-30/1001080100%入风巷10根

JI梁2.6m1040100%入风巷10根

n梁3.6m1560100%入风巷15根

注：备用支护材料数量不得少于表中数量，丢失损坏时及时补充。

附图8：《工作面、端头及顺槽支护（平、剖）示意图》

附图9：《综采工作面、端头及顺槽支护局部放大图》

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

观测内容主要有：工作面支架的工作阻力观测、两巷超前支护单体支

柱阻力观测及支护质量动态监测。

二、矿压观测方法及时间要求

（-）工作面的矿压观测：

支架阻力观测：在工作面均匀布置3条观测线，观测支架工作阻力的

变化情况。观测线布置：从下出口第5架开始依次布置，即：5#、17#、

29#支架。观测由采煤队矿压观测人员负责，连续观测支架的初撑力、工

作阻力。

（二）巷道的矿压观测：

1、测量回、入风巷顶底板移近量，如果两巷移近量大或出口高度不能

保证1.8m,应及时将工作面超前支护延长到该地段。

2、测量超前支护单体的初撑力，如果压力V90kN,则进行二次补压，

直至达到规定值。

（三）支护质量监测：

1、测量超前支护长度、排柱距，达到规定值，支柱打设横齐竖直。量

测两出口高度、宽度，要达到规定值。

2、采高符合规定，不准任意丢顶底煤。工作面达到三直、两平、一净、

两畅通，上下出口及两顺浮货要清净。

3、液压支架端面距WO.3m,顶梁错差小于顶梁厚度的2/3,不挤不咬。

4、泵站压力＞30MPa,液压支架、管路无滴、漏液现象。

5、及时回收尾巷单体，超前或拖后距离不大于0.6m,支护符合规定。

6、工作面液压支架上下端头支护严格执行规定。

7、顺槽变形、失修要及时按两巷标准化要求拉底、开帮。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

入风巷采用1T矿车(材料车)及双速绞车运输，回风巷采用1T矿车、

双速绞车运输、皮带联合运输方式。

二、运煤线路和辅助运输线路

1、工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0T矿车或材料车，通过

入风巷运进工作面。

2、采煤机割装煤和刮板运输机前移配合装运煤；刮板运输机运煤集中

到桥式转载机，再用胶带输送机运出。

3、在入风巷有移动串车一组，用于挪移配电点开关、电缆线等。

4、运煤路线：工作面f工作面入风巷f-300北翼皮带大巷f—300集

中皮带石门一主井一选煤厂。

5、辅助运输：材料、设备采用L0T矿车或材料车运进工作面。工作

面出料•、出设备按进料线路相反方向运出。

附图10：工作面生产系统平面示意图

附图11：工作面运输系统平面示意图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

(―)风量计算：单位：m7min

计算依据

1、按工作面瓦斯涌出量计算：

Q=100qk=100X0.6X1.2=72m7min

Q一米煤工作面实际需要风量

100一单位瓦斯涌出量，回风流瓦斯浓度小于1%,取100

q一采煤工作面绝对瓦斯量，0.6m7min

k一采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.2

2、按工作面温度计算：

Q=60vs=60X1.0X11.2=672m3/min

Q-米煤工作面实际需要风量

V一采煤工作面平均风速，1.0m/s

s一采煤工作面平均有效断面面积，11.2012

3、按工作面人数计算：

Q=4N=4X15=60m!/min

Q—采煤工作面实际需要风量

N一采煤工作面同时工作人数，取15人

4、按风速进行计算：

（1）按最低风速进行验算，采煤工作面的最低风量（Q煤）：

Q煤215XII.2=168m7min

（2）按最高风速进行验算，采煤工作面最高风量（Q高）：

Q高W240X11.2=2688m7min

s一采煤工作面平均有效断面面积，11.2肝

5、确定风量：根据以上原则计算结果，确定采煤工作面实际需要风量应在

Q煤VQVQ高范围之间选择，采煤工作面确定风量为672m3/min。

（二）通风路线：（见工作面生产系统平面图）

1、新鲜风流自副井（主井）一-300集中皮带石门--300北翼皮带大

巷一13201A面A面下顺f13201A工作面。

2、污浊风流自工作面一13201A工作面回风巷--300集中回风石门f

-300井底车场f二米上山f地面。

二、瓦斯防治

1、瓦斯检查：

(1)工作面设专职瓦斯检查员每个小班至少检查两次瓦斯浓度，并按

规定填写瓦斯检查牌板。检查时，发现瓦斯浓度异常时;立即通知作业人

员停止作业，撤离现场，瓦斯超限必须加强通风，由专业人员处理，待正

常后方可恢复生产。

(2)瓦斯检查人员必须佩带光干式甲烷检测仪和便携瓦斯检测仪，并

保证完好，随时检测瓦斯浓度，发现瓦斯超限立即处理，严禁带隐患生产。

2、瓦斯监测：

(1)在回风巷距工作面煤壁出口不大于10m处安装一台甲烷传感器。

(2)在13201A工作面回风巷出口以里10m处安装一台一氧化碳传感

器、一台温度传感器、一台甲烷传感器、一台风速传感器。

(3)各种传感器安设时，距顶板小于300mm,距帮不小于200mm。工

作面回风巷，瓦斯报警及断电值为1.0%;一氧化碳报警值为0.0024%。温

度报警值为26°。上隅角瓦斯报警浓度为1.0%；断电瓦斯浓度为1.5%；复

电瓦斯浓度小于1.0%;断电范围：工作面及回风巷的所有非本质安全型电

气设备的电源。

(4)区队长、班组长、放炮员及机组司机携带便携式甲烷检测报警仪。

(5)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，要按避灾路线撤人，并及时查明原因，进行处理。

(6)工作面上隅角安设甲烷传感器。

(7)要选择附有甲烷检测断电系统的采煤机，检修或机载传感器失灵

时一，需挂设一台便携式甲烷检测仪。

3、瓦斯防治：

(1)采煤工作面要及时回尾巷，保证尾巷冒落，不能形成尾巷空腔，

造成瓦斯积聚。

(2)尾巷单体必须按规程要求回撤。

(3)尾巷顶板、外帮锚网、锚索、锚带必须提前及时回收。

(4)及时剪断顶板与外帮夹角线处锚网。

附图12：瓦斯监控及断电系统示意图

附图13：瓦斯断电图

三、综合防尘、防火系统

(-)防尘措施

综采工作面粉尘主要来源于采煤机割煤过程。必须具备防尘管路系统

和防尘管理系统，并采取如下措施进行防治：

1、采煤机内、外喷雾系统保持完好，水压低、无水或喷雾装置损坏不

能正常喷雾捕尘时，不得割煤。

2、在入风巷转载点、回采面下溜头转载处，均各安装一组手动喷雾。

3、工作面液压支架每隔5m安设一处架间喷雾，架间喷雾损坏，必须

及时修复。

4、入、回风巷要严格按照防尘制度执行，及时洒水、清扫浮尘。放炮

前后要洒水和冲洗巷帮(特殊情况下不洒水，要经集团公司批准)。

5、工作面需要放炮时，要使用水炮泥、黄泥封孔。

6、个人要配备防尘工具，加强个体防护。

(-)综合防灭火方式：

1、建立完善的消防供水管路系统，与防尘管路合用。

2、工作面入、回风巷道平均断面11.2nf,根据规程要求200L/nf,计

算总水量不少于2240Lo在回、入风巷距工作面上下出口60-200m处设置

38个隔爆水袋,每个水袋流水量不少于60L,间距不得小于200mm。

3、架前货、架间货及尾巷的浮煤每个循环都要清扫干净。

4、皮带头要装备足够的消防器材：2个灭火器(灭火器型号:MFZ-ABC8)、

20m长度的胶管一根及1个装满沙子的沙箱，容积保证在0.3m以上。

5、泵站、皮带尾、油料处各装备足够的消防器材：4个灭火器(灭火器

型号:MFZ-ABC8)、一根20m长度的胶管及1个装满沙子的沙箱，容积保证

在0.3m3以上。

6、防止自然发火，回采过程中不得任意留设计之外的煤柱和顶底煤。

当工作面采到停采线时，必须使顶板冒落严实，并在回、入风巷门口往里

11m,5m两处砌筑密闭。砌筑密闭时要预留观测孔、注浆孔，底设返水池。

密闭间充填砰石，然后向两道密闭间注水泥和水玻璃混合物，最后对密闭

进行喷浆。闭外观测孔距底板1.6m,闭内距顶板0.2m,随时检测密闭内外

的各种气体浓度和温度等情况。闭外注浆孔设在距顶板0.4m处，发现问题

时可利用移动注浆泵连接注浆孔向采空区内随时注浆。

7、采空区防灭火措施：

(1)在采煤工作面上出口外10m处和上尾巷设防灭火观测站，每周观

测一次取样分析空气成分。取样观测地点：上尾巷在综采架子后面，取3

个点，即上、中、下部各取一次气样，在下端头以外10m处取1个点。

(2)根据取样分析结果，若有明显发火预兆，应立即停止采煤工作面

作业，制定严密的安全措施，对采空区进行注浆灭火。

(3)在回采过程中，随时清扫浮煤，彻底消除发火隐患。

(4)采煤工作面的消尘、防火管路必须按规定敷设到工作地点，并保

证管路有充足的水量。

(5)采煤工作面的瓦斯检查员除检查瓦斯以外，还要佩带CO检定器,

间隔7天要对上下尾巷的CO浓度进行1次检测。

(6)工作面回采完毕以后，必须按规定在45天内封闭完毕，保证密

闭严密不漏风。

(7)采煤工作面封闭结束以后，必须建立防灭火密闭台帐，台帐内容

全面、规范，数据位置准确，并要求进行永久性保存。

8、其它火灾的预防：

(1)加强电器设备的管理，杜绝失爆现象，严禁带电作业。

(2)井下需要明火作业时，必须制定明火措施，并在瓦斯员和安全监

察员监护下进行。

(3)井上、下要设立消防材料库，消防材料按灾害预防和处理计划规

定执行。

附图14：工作面消尘防火系统平面示意图

附图15：瓦斯监测金字塔示意图

提报人：

年月日

第三节供电、通讯、照明、防尘供水、排水、压风、监控系统

一、主要地质参数及采煤工艺

工作面煤层为-300南翼四采区32层煤,工作面倾斜长40—58米，顺槽走向

长292米，工作面平均倾角14。，煤质硬度f=l.5,煤层厚度为2.8米，

采煤方式为走向长壁后退式。

综采工作面巷道及设备布置如图1所示。

2、设备选型

2.1工作面选用:

液压支架ZY3800/I3/3331台

刮板输送机SGZ730/500型1台

采煤机MG150/380-WD型1台

2.2工作面运输巷选用：

刮板输送机SGW620/1501台

带式输送机DSJ—100/63/2*901台

2.3泵站选用：

乳化液泵站BRW315/31.5型1套（两泵一箱）

2.4工作面下顺配电点选在下顺100米处，选用一台QJZ—2000/114072组

合开关供工作面机组、刮板机、下顺刮板机使用；泵站配电点选用2台QJR

—400软启动开关控制；顺槽带式输送机各选用一台KBZ—400真空馈电和

2台QJR-400真空软启动开关控制（一用一备），其它设备根据实际需要选

用。

3、电压等级的确定

工作面的电源一次电压为6kv,自-300中央变电所到2#皮带巷配电点。

根据用电设备的容量及布置情况，选用二台移动变电站，采用1140V电压

等级供电；其中：1号移动变电站选用1台KBSGZY-T-1250KVA型，向工作

面和顺槽绞车供电；2号移动变电站选用1台KBSGZYT-630KVA型变电站，

向及乳化液泵站、顺槽皮带机供电。工作面通讯、照明电压均采用127v。

安全监控系统电压根据需要选定。

4、移动变电站与配电点位置的确定

4.12台移动变电站安设在与泵站开关组成的配电点设在-300北翼皮带大

巷210米处的窝子里，与2台乳化泵站及泵箱的安设窝子相隔6米左右，

供组合开关的电源电缆要求180米/根。组合开关的配电点不移动。

5、负荷统计及移动变电站选择

负荷统计见表1：

5.11号移动变电站向工作面刮板机、采煤机、下顺刮板机及顺槽绞车供

电：

由负荷统计表知ZC=685.KW；P（I=15Q.XW.,

其需用容量计算值为：

Sb[=Z=08500.532=520KlM……《煤矿电工手册》式（10-3-3）；

cos刎0.7

式中：S。一所计算的电力负荷总视在功率，千伏安；

z《一参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和，千瓦；

需用系数，

Kx=0.4+0-6-150=0.532；.......《煤矿电工手册》式（10-3-3）；

685

P（]一最大电动机功率，千瓦；

8即%一加权平均功率因数，查《煤矿电工手册》表10-3T,取C。即％=0.7。

选用KBSGZY-T-1250型移动变电站供电，其额定容量1250KVA>Sb}=520Kl64,

所以该移动变电站能满足需要。

5.22号移动变电站向泵站、顺槽皮带机：

由负荷统计表知X《=640KW；Pd=20Q.KW;

其需用容量计算值为：

PeKx640x05875

Sb2=AV-----=UQO/D=537核

cos帧0.7

……《煤矿电工手册》式（10-3-3）；

式中：S笈一所计算的电力负荷总视在功率，千伏安；

小一参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和，千瓦；

需用系数，

Kx=0.4+0-6-200=0.5875；......《煤矿电工手册》式（10-3-3）；

640

5一最大电动机功率，千瓦；

COM%一加权平均功率因数，查《煤矿电工手册》表10-3-1,取co即％=0.7。

选用KBSGZY-T-630型移动变电站供电，其额定容量630KVA>Sb2=531KVA,所

以该移动变电站能满足需要。

6、设备的选型及供电系统的拟定：

根据供电设备的选型原则及所选设备电动机规格型号，初步设计出如附图六所示的

综采工作面的供电系统。

高压电源来自-300采区变电所，选用BGP9L—6KV/300A的真空高压配电装置，编号

为GN03o

7、高压电缆截面效验：

7.1按设计规定，一号、二号移动变电站使用一根高压电缆。初选高压电

缆型号为：MYJV22-3X70的矿用6kv铜芯屏蔽电缆一根约1500米；其主芯

线截面为Ae=70mm2。

7.1.1按长时允许负荷电流校验

查《综采技术手册》表6-1-5得此型号电缆的长时允许负荷电流Iy=215A

长时负荷电流计算值为:

ZQxKxXlO,1325x0.49xlO3

99A

百xxcos(pvjxr}pjgx6000x0.7x0.9

…”..《煤矿电工手册》（10-5-3）；

式中：

Z《=60O630=1325.KW一本综采工作面刮板机、采煤机、泵站绞车额定容量之

和；

K*一需用系数，

Kx=0.4+°”200=049；.....《煤矿电工手册》式（10-3-3）；

1325

S一额定电压，取Q,=6KV；

CO即%—功率因数，查《煤矿电工手册》表10-3-1取cos①pj=O.7,

%/一平均效率，估计%J=09。

因为=99.4。=2154；所以所选高压电缆满足长时工作发热要求。

7.1.2按经济电流密度校验高压电缆截面

A==44mm2（A=70mm2.…《煤矿电工手册》式（10-3-7）；

11j2.25

A一电缆截面，mtii.

乙一经济电流密度，Almiif,查《瓣技术手册》表61-4,

取=2.254/机/

所选电缆截面满足使用要求。

7.1.3按热稳定校验电缆截面

最大三相稳定短路电流为

50xl06

(3)_Sb=481L4

~MuV3x6000

式中:

一三相最大稳态短路电流，安;

Sb一系统短路容量，取50MVA；

U一额定电压，6000伏；

高压电缆截面积

Amin2''X而=[81=27.84〃〃/……《煤矿电工手册》式（10-3-8）；

nC86.4

式中：

Amin一电缆短路时热稳定要求的最小截面，毫米2

tj—短路电流的假想时间，即热等效时间，取tj=0.25,

C—电缆的热稳定系数，查《煤矿电工手册》表10-3-3C=86.4。

所需最小截面Amin=25.7mm2<70mm2,所选用的MYJV22-3X70型电缆满足本综采工

作面一、二号变电站高压供电热稳定要求。

8、按长时负荷电流与机械强度要求初选低压电缆截面及型号

8.1具体选择方法与结果见附表2；

8.2确定电缆的型号见供电系统图。

9、按允许电压损失选择、校验低压电缆截面

9.1选择工作面一#变电站及供电低压干线电缆校验

9.1.1选择干线电缆

供给工作面采煤机、刮板机下顺刮板机、绞车的干线电缆的

最长时工作电流为（取干线负荷的加权平均功率因数

cos/;“=0.7;K=0.82）

1=产1=,82x685=381……《工矿企业供电》（7-2）

J3Ucos（pwmV3x1.14x0.7

式中：/——干线电流，A；

K线路所带负荷的需用系数，取0.82；

£P——线路所带用电设备额定功率之和,KW；

U——线路额定电压,V；

cos外,“——线路所带负荷的加权平均功率因数。

工作面长时工作电流为381A。给其供电的干线电缆选择MYP1140/660型3X70+1

X25的电缆两根并用，其单根电缆允许负荷电流为215A,两根并用即：2X215A=430A>

381A,电缆截面符合要求。

9.1.2按正常工作时允许的电压损失校验电缆截面

(1)一号变电站低压供电系统

①、移动变电站工作时的电压损失为：

At/,%=%cos(p+ux%sin(p)...《工矿企业供电》(7-11)

520

AU,%=(0.592x0.7+3.97x0.71)=1.32

，1250V)

=12^x1200=16.V...《工矿企业供电》(7-12)

'1002’100

式中：△6%——变压器损失的百分数；

△U,——变压器的电压损失，V；

Sh2——变压器负荷的视在功率，KVA；

死2一变压器负荷的功率因数角；

u2e——变压器的二次额定电压，；V

——变压器的额定容量，KVA；

“%一变压器运行时的电阻压降百分数，；

ux%——变压器运行时的电抗压降百分数，；

其中：M%=^LX100=^^X100=0.592；……《工矿企业供电》（7T3）

'Se1250

%%=J（M：%）2_（〃，％）2=,42—0.522=3.97；...《工矿企业供电》（7-14）

式中：M——变压器的短路损耗，KW,查《移动变电站说明书》A《=7.4；

uz%——变压器的电抗电压百分数查《移动变电站说明书》%％=4.5。

②干线电缆的电压损失为：

A=K\PLXxl0……《工矿企业供电》（7-18）

式中：AU、——干线电缆的电压损失，V；

ue——线路上的额定电压，V；

K——线路上的负荷系数，K取0.82；

AP——干线路上的用电设备额定功率之和，KW；

4——干线电缆的长度，m；

y----导电率，

A——该段电缆的截面积，〃加2；按两根电缆计算

一，0.82x685x180x1（）3

△U、------------------=15V

'1140x42.5x2x70

③、采煤机支线电缆的电压损失（负荷系数K=0.8；〃=0.9效率）；

At/12JP.xIO'……《工矿企业供电》（7-18）

-5〃

式中：AU|2——支线电缆的电压损失，V；

ue——线路上的额定电压，V；

K——支线路上的负荷系数，K取0.8；

P——支线路上的用电设备额定功率，KW；

L12——支线电缆的长度，m；

y----导电率，机/(Q•mm2)；

A——该段电缆的截面积，加机2；

7----效率，7=0.9；

0.8x380x270x10^37v

121140x42.5x50x0.9

采煤机工作时低压电网的总电压损失为:

△U="+的+的2=15+16+37=68V

1140V电网允许电压损失为117V,其值大于68V,能满足采煤机工作时电压损失的

要求。

为工作面刮板机选用的低压电缆工作时的电压损失满足使用要求。

9.1.3按启动时允许电压损失校验电缆截面

(1)一号变电站低压供电系统，用最大电机负荷即采煤机电机进行校验

①查《工矿企业供电》表7-21选取采煤机的最小启动转矩倍数K=1.2,则采煤机

的最小启动电压为：

=f/(,J—=H40x.—=883.0V……《工矿企业供电》(7-22)

VaV2

式中：Umin——电机最小启动电压,V；

Ue——额定电压取1140V；

a——电机额定电压时的启动转矩与电机额定转矩之比

查《综采技术手册》表6-3-2,a取2

此时采煤机电机的启动电流为：

/=/巴迎=72x5.25x2^=3004……《工矿企业供电》(7-26)

"Ue1140

式中：Iq——电机实际启动电流，A；

Iqe——额定启动电流，A；

Umin——电机最小启动电压,V；

Ue——电机额定电压,V;

启动时采煤机支线的电压损失为：

△U.=Ml.cos(pS……《工矿企业供电》(7-25)

式中：2Jz——支线电压损失,V；

1q电机实际启动电流，A；

COSQ——启动时功率因数；

£12——支线电缆长度，m；

小---支线电缆截面积，mm，；

y---导电率，/(Q-mm2);

△3=百/cos=V3x300x0.55x270—=27V