15205回采工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称+574水平采区名称二采区

地面标高907.8一957.1井下标高580〜647

回采对地面

综采放顶煤工作面回采后可导致地面山体产生裂缝。

设施的影响

15205工作面北邻山西平定古州同意煤业有限公司；南邻本矿区西

井下位置及

574回风大巷；西邻本矿区15206工作面（未开采）；东邻本矿区

与四邻关系

15204工作面（未开采）。

走向长度\m1173倾斜长度/m171面积/itf200583

第二节煤层

1、煤层总厚5.51〜6.2米，平均5.85米。煤层倾角0°〜18°,平

均9°。该面15号煤为结构复杂煤层，含夹研2〜4层，一般为泥岩及砂质

泥岩，底层夹开距底板2.9米左右，厚0.05〜0.15米，层位较稳定。该煤

层煤岩类型为半亮型至光亮型。

2、工作面煤层情况见表2.

表2煤层情况表

0.6(0.2)0.4

(0.1)0.9煤层倾角

煤层厚度/m5.51-----6.2煤层结构（m）0°—18°

(0.1)0.5(0.15)/°

2.9

开采煤层15号煤煤层结构复杂稳定程度稳定

该面15号煤为结构复杂煤层，含夹砰2〜4层，一般为泥

煤层情况

岩及砂质泥岩，底层夹开距底板2.9米左右，厚0.05〜0.15米，

描述

层位较稳定。该煤层煤岩类型为半亮型至光亮型。

第三节煤层顶底板

1、工作面煤层顶底板情况见表3.

名称岩石名称厚度（米）岩石特征

灰色，成分：石英、长石，胶结

老顶中粒砂岩4.3

顶差，分选一般，棱角断口。

板深灰色，致密，细腻，参差断口，

直接顶砂质泥岩2

棱角断口。

伪顶泥岩0.3局部存在，呈黑色、易风化。

黑色，致密，细腻，光滑，岩芯

底直接底泥岩5.7

破碎，棱角断口，夹高碳泥岩。

板

老底

2、附图1：工作面地层综合柱状图。

第四节地质构造

该工作面地质构造情况：1、掘进过程中共揭露8个陷落柱，对回采影响

较大。2、掘进过程中共遇到断层3处，最大落差为4米，对回采有一定影

响。

本矿15号煤无冲刷现象，无煤尘爆炸危险性。

15号煤自燃倾向性为HI级，属不易自燃煤层。

地温正常，地压正常。

第五节水文地质

根据井上下对照及周边调查情况显示工作面上覆为夏庄村山地。工作

面地面位置由北向南15205进风顺槽926米处，15205回风顺槽813米处，

流经一条约3米宽的河流（北河，为季节性河流。冬季干枯，夏季逢雨季

时，会形成河流）。注意观察顶板淋水、煤层渗水情况，防止河流通过裂

隙带导入到巷道，影响正常回采。

三、问题及建议

1、在回采过程中要注意监测瓦斯及有害气体异常涌出及观察顶板淋

水、煤层渗水情况，发现异常及时向矿调度室汇报，且要及时跟进排水管

路，排清巷道低洼处积水。

2、由于本工作面地质构造较复杂，在过构造时要提前制定相关安全技

术措施，做好超前支护，加强顶板支护及瓦斯管理。

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5）

表5影响回采的其他地质情况表

预计回采期间瓦斯绝对涌出量为46.2m3/min左右，

瓦斯

相对涌出量19.78m3/t左右。

煤尘爆炸指数15号煤无煤尘爆炸危险性。

煤的自燃倾向性15号煤自燃倾向性为HI级，属不易自燃煤层。

地温危害地温正常

冲击地压危害冲击地压正常

第七节储量及服务年限

1、工作面长度为1173米，工作面走向长度为171米，可采长度1055

米，保护煤柱长度为118米。

2、采煤工作面年推进度

采煤工作面采用“一采一放”工艺，采煤机割一刀进0.6m,日循环次

数为6次，则日循环进度为3.6%

3、工作面产量及服务年限

(1)割煤日产量：

Q=Qi+Q?

其中：Q——工作面日产量，t

Qi——采煤机割底煤产量，t

Q2—放顶煤产量，t

①Q(=LXSXhlXrXC)

其中：L——采煤机割煤长度，取171m

S---采煤机日进度，取3.6m

hl——底煤高度，取2.6m

r——煤的容量，取1.42t/m3

G——工作面底煤回采率，取95%

QF170X3.6X2.6X1.42X0.95-2147t

②Q?=LXSXh2XrXC2

其中：M2——放顶煤高度，取3.1m

Cf——放顶煤回采率，取80%

Lf---工作面放顶煤长度，取164m

其它符号意义同上Q2=164X3.6X3,1X1.42X0.8—2079t

则Q=QI+Q2=2147+2079=4226t

考虑80%循环率，工作面日产能力为3381t。

(3)工作面月产量

矿井年工作日330d,每月工作日按27d计算，则工作面月产量为

Qm=QRx27=3381x27=91287t

4、工作面可采期

可采储量：Z可=1306493t

可采期：Z可采=Z可/Q月=14.3月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

1、工作面布置及巷道布置方式

15205工作面沿走向长壁式布置，工作面巷道采用一进一回布置方

式，工作面胶带顺槽、轨道顺槽均沿15号煤层底板布置，胶带顺槽与574

胶带大巷沟通，形成了采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。

2、巷道断面、支护形式及主要用途

工作面进风顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度4°。进风顺槽设

计铺设一台带宽1.0米的可伸缩胶带输送机和一条胶带检修轨设计。胶带

检修轨轨距600mm,轨型24kg/m。巷道采用矩形断面，顶板w六眼钢带、

6根①17.8mmx5.2m锚索配10mm厚的W托盘加经纬网联合支护，两帮为

中18mmx2m锚杆加经纬网支护，并且每隔1.6米打两根中17.8mmx7.2m长

的锚索补强支护。巷道净宽4.60m,净高3.00m,断面13.80nV。

工作面回风顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度6°,回风顺槽断

面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道

内铺设单轨，轨距600mm,轨型24kg/m。巷道采用矩形断面，顶板w六

眼钢带、6根中17.8mmx7.2m锚索配10mm厚的W托盘加经纬网联合支护，

两帮为①18mmx2m锚杆加经纬网支护，并且每隔1.6米打两根①

17.8mmx9.2m长的锚索补强支护巷道净宽4.40m,净高3.00m,断面13.20

2

m0

工作面开切眼沿15号煤层底板布置，采用矩形断面，顶板w六眼钢

带、全锚索挂网、与单体液压支柱支护，并且每隔1.6米打两根中

17.8mmx9.2m长的锚索挂钢带补强支护。巷道净宽7.3m,净高2.8m,平均

断面20.44m2.

高抽巷布置在12号煤层顶板中，采用矩形断面，锚网支护。巷道净

宽2.6m,净高2.4m,净断面6.24nf.

断面，详见附图。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

工作面采用走向长壁后退式放顶煤一次采全高综合机械化采煤法，要

求工作面支架尾部顶煤全部冒落。

二、回采工艺

㈠落、装、运、支的工艺

1、进刀方式：采用机组端头斜切进刀方式，即机组割至工作面端头后，

调换机组滚筒位置，反向斜切进刀返回24〜30米进刀完成时停止割煤，随

机拉架，按顺序向端头逐一拉架推溜（溜头、溜尾过渡架为滞后支护方式），

而后机组调换滚筒上下位置第二次向工作面端头切割，停机调换滚筒上下

位置，反向割机身长度下刀煤后至进刀处，从端头开始逐次拉架推溜至机

组后滚筒3〜4.5米处，正常割煤。

2、落煤方法：选用MG300/700WD型电牵引采煤机割落底分层煤，

ZF5400-19/30型放顶煤液压支架放落顶分层煤的落煤方法。割煤:机组端头

斜切进刀，双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀。进风侧滚筒为右旋,

回风侧滚筒为左旋，滚筒直径为1.6米，截深0.6米，割煤高度保持在2.7

米左右，沿底板割煤。运行速度为0〜7.3m/min。割至距离两端头10米处

或煤质松软破碎及变硬时，速度适当减慢。

3、装煤：采煤机前后滚筒及前工作溜的铲煤板相配合将截割下的煤装

入前溜内，放下的顶煤通过放煤处直接装入后溜内，架间浮煤及两端头落

下的煤由人工用铁钎擢入溜内。

4、运煤：工作面割落与落山放下的煤，分别经工作面SGZ764/630

型前部工作溜，SGZ764/630型后部工作溜，共经PLM1200型破碎机及

SZZ764/200型转载溜，DSJ100/100/2X160型硬架胶带输送机至西+574胶

带大巷，运至井底煤仓，然后经主斜井运至地面。

5、移架方式：采用本架操作，支架随机组割煤逐架前移，及时支护。

滞后机组前滚筒1.5〜3m伸出伸缩梁托实顶板，据后滚筒3〜4.5m开始移

架，移架时降架幅度控制在10〜15cm,边移架边收伸缩梁。顶板破碎时，

可采用带压移架。移架后端面距不得大于300mm,支架移成直线状，升架

时，顶梁升平，严密接顶，达到初撑状态。

6、移溜

⑴移前部工作溜：利用液压支架的推移千斤顶，在工作溜运行中距采煤

机10m外开始推移。每次推移25cm左右，每节溜分三次均匀推移60cm,

保证12〜15m的弯曲段，不得将工作溜顶成急弯，不得由两端向中间推移,

移溜后要形成直线。

⑵移后部工作溜：移架后，后溜处于放煤位置，顶煤放净后，由放煤

工负责移后溜，一次收后溜长度不得小于20m,后溜移置方法及注意事项

同前溜。

7、移转载机（破碎机）、皮带机尾：工作面每推进3.6米，利用转载

机自身千斤油缸前移转载机（破碎机）；皮带机机尾采用皮带机机尾自移

装置前移。

8、缩皮带:工作面每推进80〜100米,皮带机头储带仓处拆除皮带80〜

100米。

9、清理浮煤:机组割过煤后，要将支架推拉千斤处及支架底座前的浮

煤擢入溜内，清理干净，为移架、推溜作好准备；放顶煤后，要将架间浮

煤清理干净，为拉后溜作好准备。

㈡综采放顶煤工艺

初采期间，老顶初次来压前不放煤，防止老顶初次来压时垮落下的大

块砰石直接冲砸尾梁，造成支架损坏。经观测老顶初次垮落步距一般为18

——25m老顶初次来压，且直接顶垮落填充采空区方可正常放煤。

末采，距停采线20米时停止放煤，两端头各三架始终保持不放煤。

放煤方式：双人分段间隔单轮放煤，甲放单号架，乙随后间隔两架放

双号架，最后放完后，可再顺序放一遍，以提高对顶煤的回收率。

放煤顺序：放煤与割煤平行作业，即割煤超过中间架后，从中间架开

始与机组运行方向反向放顶煤。

放煤步距：0.6米，一采一放。

对放顶煤工艺的要求：

1、放顶煤点距机组截割点不得小于15米。

2、必须将采高控制在2.6米以下，机头、机尾20架放煤插板距后溜

高度不低于0.5米，中间部分不低于0.6米，放顶煤段工作后溜成直线，

严禁在弯曲段放煤。

3、放煤前先检查后溜的运行情况，支架内的管路是否吊挂合理，放

煤插板是否关闭，尾梁是否有自降现象，发现问题要及时处理。

4、放顶煤工应站在架间人行道内操作，两眼紧盯放煤口，放顶煤时

先收放煤插板，待煤量减小时再摆动尾梁，严禁先摆动尾梁，再收放煤插

板，以防卡死后溜或蹩坏放煤插板及油缸。

5、放顶煤时，要控制好煤量，以防涌入架内或压住后溜。

6、放顶煤时如遇大块或放不下的顶煤，应伸放煤插板或摆动尾梁或

升降后立柱破碎大块、顶煤。

7、放顶煤时不能一发现肝石就关闭放煤口，只有发现1/3肝石涌出

或大块砰石挡在放煤口上时，才能关闭放煤口。

8、放煤中要进行喷雾降尘工作，一旦无水，要停止放煤进行处理。

9、放煤插板处于伸出状态时，不得操作尾梁破碎溜中大块煤、肝石。

10、每架支架放完煤后，要根据采高调整好尾梁与顶梁的夹角，尾梁

与铅垂线的夹角越小，受力状态越佳，并将放煤插板伸出关好，但一定要

注意放煤插板与后溜的高度不得小于0.5米。

11、后溜司机应及时注意观察后溜的出煤情况，根据煤溜情况判断后

溜是否堵塞，发现堵塞立即停溜，通知放煤工处理后再恢复生产。人员进

入尾梁下处理后溜、支架或其它问题时，必须闭锁后溜。

12、放煤工要根据顶板、煤帮变化及工作面地质构造情况，在顶板破

碎或片帮严重地段可少放顶煤。

㈢工艺顺序

采煤机机头（尾）f自开缺口斜切进刀一向机尾（头）全长割煤一移

支架及时支护一推移前工作溜一放顶煤一拉移后工作溜。

第三节设备配置

一、液压支架

15205综放工作面的液压支架为ZF5400—19/30型四柱支撑掩护式放顶

煤液压支架。端头支护配备6架ZFG6000—19/32H型过渡支架。

①ZF5400—19/30型支架主要参数：

支架高度1700—2800mm,工作阻力4900KN,支架中心距1500mm,支

架控制方式为本架手动操作，支架重量为16.9t。

②ZFG6000—19/32H型液压支架主要参数

工作阻力5300KN,支撑高度2.2——3.3m。

二、采煤机

工作面采用MG300/700TD型双滚筒采煤机，双向割煤，往返一次进两

刀，每次进度0.6m,工作面采高控制在2.60m±100mm,正常情况下采煤机

牵引速度在1——2.5m/min.其主要参数如下：

采高范围：2.0——3.5m,适应工作面倾角W25°,截深0.6m,总装机

功率700KW,机面高度：1548mm,牵引方式采用机载式交流变频调速，销轨

式无链牵引,牵引速度0—7.7—12.8m/min,频率范围1.6〜50〜84Hz,牵引

力750〜450KN,喷雾方式：采用内、外喷雾，供电电压1140V.

三、转载机

本工作面采用SZZ764/200型转载机,设计长度:50m；输送能力：1500t/h,

装机功率：200kw;圆环链规格：34*126-C.

四、破碎机

PLM1200型轮式破碎机，电机功率132kw,转速1478r/min,冲击速度

20m/s,破碎能力1200t/h,最大输入块度800x800mm,最大排出粒度

300mmo

五、胶带输送机

本工作面采用DSJ100/100/2x160型可伸缩胶带输送机，铺设长度

1100m,运输能力1000t/h,电机功率2x160kw,带速为3.15m/s.

六、喷雾泵站

本工作面采用BPW315/10K型喷雾泵站，两泵一箱。设备主要技术特

征为：公称压力:10Ppa;公称流量：315L/min;电动机功率：75kw。电动机

电压：1140V.

七、乳化液泵站

1、本工作面采用BRW—400/31.5x4A型的乳化液泵(两泵一箱)。

2、位置：安设在15205进风顺槽，距离工作面120m左右。

3、泵站使用规定

(1)卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。

(2)乳化液浓度保持在3%——5%之间，班班检查。

(3)液压系统必须及时检修，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。

4、乳化液泵主要参数见下表：

乳化液泵参数表

型号

BRW400/31.5X4A

参数、

进水压力常压

公称压力31.5Mpa

公称流量400L/min

曲轴转速600r/min

柱塞直径45mm

柱塞行程84mm

柱塞数目5

电机功率250kw

外形尺寸（长义宽X高）3380X1235X1360

总重量4500kg

安全阀出厂调定压力34.7〜36.2Mpa

卸载阀出厂调定压力31.5Mpa

卸载阀恢复工作压力卸载阀调定压力的80%〜90%

润滑油泵工作压力<0,IMpa

工作液含3%〜5%乳化油的中性水混合液

配套液箱RX400/25

八、附表

工作面主要设备配备表1

功率电压

序号设备名称数量型号

(kw)（V）

1中部架x110ZF5400—19/30

2过渡架6ZFG6000—19/32

3米煤机1MG300/700WD7001140

4刮板输送机2SGZ764/6302X3151140

5转载机1SZZ764/2002001140

6破碎机1PLM12002001140

7胶带输送机1DSJ100/100/2X1602X160660

8乳化液泵2BRW400/31.52501140

9喷雾泵1BPW-315/10751140

矿用隔爆型移动变

102KBSGZY——1600/10

电站

矿用隔爆型移动变

KBZ16-1000/1140

11电站21140

(660)YA

用真空馈电开关

矿用隔爆兼本质安

125QJZ-4X400/11401140

全型

多回路真空电磁启

动器

矿用隔爆磁力

132QBZ——120/660N660

启动器

14照明综保2ZBZ-4.0/1140(660)M660

液压支架技术特征表一一2

支架形式支撑掩护式

支架高度1.7—2.8m

采煤范围2.2—2.6m

支架宽度1.42-1.95m

中心距1.5m

支架强度0.67Mpa

支护初撑力3956KN

支护工作阻力4900KN

支架对底板比压1.89Kpa

推溜力306KN

移架力484KN

拉后部溜265KN

支架移架步距800mm

操作方式本架操作

泵站压力31.5Kpa

支架重量16.9T

带式输送机主要技术参数一一3

规格型号输送量输送带速度主电机功率

DSJ100/100/2X1601000t/h3.15m/s2X160kw

采煤机主要技术特征一一4

规格型号米高范围（米）煤层倾角煤质硬度

MG3OO/7OO-WD1.8—3.8^16°硬式中硬

转载机主要技术特征一一5

规格型号输送量电机功率爬坡角度

SZZ764/2001500t/h200kw10°

刮板输送机主要技术特征一一6

规格型号输送量刮板链转速

SGZ764/6301000t/h1.03m/s

破碎机主要技术特征一一7

规格型号破碎能力主轴转速破碎锤头冲击速度

PLM12001200t/h370r/min20m/s

第三节顶板控制

第一节支护设计

支护强度校核：按8倍采高顶板岩体重量所需工作面支护强度校核。

工作面平均采高2.6米，最大采高2.8米，八倍采高顶板厚度为22.4

33

米，平均容重为2.6t/m,每平方米所需支护强度P=22.4X2.6=58.24t/m0

按1.5米一架液压支架计算达到最大控顶距5.807米时，实际所需每

架支架的支护强度为：P=58.24X103X9.8X10-6=0.57Mpa,已知

ZF5400/19/30型液压支架允许支护强度为：0.79Mpa,故:支架满足支护强

度要求。

第二节工作面顶板控制

1、工作面采用110架ZF5400—19/30型四柱支撑掩护式放顶煤液压支

架和6架过渡架ZFG6000—19/32H型四柱支撑掩护式放顶煤液压支架，共

116架，呈单列式布置覆盖全长工作面管理顶板，采空区采用全部冒落法

管理顶板。

2、工作面支护方式：两端头过渡架采用滞后支护方式；中部架采用

及时支护方式。

液压支架有关技术特征见表。

3、工作面支护要求

①工作面最大控顶距5.807米，最小控顶距5.207米。

②工作面端面距不得超过300毫米。

③工作面放顶煤步距600毫米。

④支架中心距为1.5米。

4、工作面支护布置平面示意图及支架最大、最小控顶距示意图。

第三节运输巷'回风巷及端头顶板控制

一、端头支护工艺

1、切顶柱的支设

①工作面上隅角、下隅角落山侧要求支设切顶柱，切顶柱不少于4根/

米。顶板不好，或压力大时酌情增加点柱数量。

②要求支设两排切顶柱，排距0.6米。

③上隅角切顶线距支架最大不超过1.2m,下隅角切顶线距支架最大不

超过4.8m。上隅角，沿后溜机尾落山侧边线支设新切顶柱；下隅角沿转载

机机尾支设新切顶柱。原切顶柱未回收前，新切顶柱必须留有宽0.5—0.7

米的出口；原切顶柱回收完，新切顶柱必须不少于4根/米支设。

④切顶柱支设：必须执行“先支后回”的规定，先支设新的切顶柱，再

回收旧的切顶柱。

（2）端头支护：

①进风端头宽度小于3米时，支两排梁，转载溜与1#支架之间支设

一排梁，距安全帮0.5m支设第二排梁；当端头宽度大于3米时，必须加一

排梁，距安全帮1.5米支设。

②回风端头宽度小于3米时，支两排梁，距安全帮0.7米支设第一排

梁，距支架0.3米支设第二排梁；当端头宽度大于3米时，必须加一排梁,

距支架1.3米支设。

③钢梁支护形式为一梁四柱，在机尾移溜过程中可一梁三柱，但移溜

结束后必须补充为一梁四柱。

④端头及超前压力大的地方，如底板松软在单体支柱下穿靴，防止支

柱钻底。顶板压力大时，必须补柱加梁加强支护。

二、超前支护：工作面煤帮侧至工作面煤壁至少20m范围内支设超前

支护。

1、回风超前支护：

在回风巷平行顺槽各支设三排4.4米五型钢梁，要求一梁四柱，柱距

不大于1.1米。

紧靠工作面采帮间距0.7米支设第一排钢梁,距采帮1.7米支设第二

排钢梁，距安全帮0.7米支设第三排钢梁，支设范围：从过渡架前梁端至

超前煤壁不少于20米。

2、进风超前支护：

进风超前支护为三排4.4米口型钢梁，要求一梁四柱，柱距不大于

1.1米。转载机与安全帮间支设一排梁，转载机与采帮之间支设两排梁。

紧靠工作面采帮间距0.5米支设第一排钢梁,距工作面采帮1.5米支

设第二排钢梁，距安全帮0.5米支设第三排钢梁，支设范围：从过渡架前

梁端至超前煤壁不少于20米。

3、根据实际情况，超前支护的柱距、排距可适当调整。超前巷道顶板

压力大时，必须加梁补柱加强支护。

当巷道顶板超高，所用单体柱不够高时，可补打4.2m木梁并支设木垛

以确保接顶。在将单体柱升紧后初撑力不低于90KN,及时拴好防倒绳。

移梁时，要求交错迈步前移，一架移实再移一架，严禁多架同时前移

或松动，顶板压力大时，要在落山侧打木垛。

第四节矿压观测

1、工作面每11架安设一台液压支架压力下缩自记仪，支架编号分别

为：8#、18#、28#、38#、48#、58#、68#、78#、88#、98#、108#,共计

11台。要及时采集数据，认真分析，掌握顶板压力情况，做好采煤工作。

2、支护质量监测

队组要不定期对工作面和两巷支护质量进行动态检查，对检查中存在

的问题要及时整改。

监测内容包括支架初撑力、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。

第四章生产系统

第一节运输

1、运煤系统：工作面割落与落山放下的煤，分别经工作面

SGZ764/630型前部工作溜，SGZ764/630型后部工作溜，共经PLM1200型

破碎机及SZZ764/200型转载溜，DSJ100/100/2X160型硬架胶带输送机至

西+574胶带大巷，运至井底煤仓，然后经主斜井运至地面。

2、运料系统：地面的运料一副斜井一574轨道大巷一15205轨道顺

槽一工作面后端头。

第二节“一通三防”与安全监控

一、一通三防

1、通风系统：工作面采用一进一回的“U”型通风方式。

①地面的新鲜风流一主斜井、副斜井一574胶带大巷、轨道大巷一574

第四轨胶联巷一15205胶带顺槽一工作面；

②工作面乏风一15205轨道顺槽->574回风大巷一回风立井一地面。

2、工作面风量计算

根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—2005)

规定，矿井总风量应按井下同时作业的最多人数每人每分钟供给风量不少

于4m3或按采煤、掘进、胴室及其他地点实际需风量总和的最大值选取。

综采放顶煤工作面需风量应按瓦斯(二氧化碳)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，并用风速验算。

根据《煤矿安全规程》103条规定，采煤工作面风量计算如下：

(1)采煤工作面实际需要的风量按工作面瓦斯涌出量计算

Q果=125Xq采XK采

Q采一一采煤工作面实际需要风量，m7inin；

q采一一进行瓦斯抽放后采煤工作面风排绝对瓦斯量，根据15205工作

面绝对瓦斯涌出量预测及合理的抽采参数，工作面瓦斯抽采率取85%0计

算抽放后的工作面绝对瓦斯量为46.28-46.28x85%=6.94m3/min;

K采一一采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5。

Q采=125X6.94X1.5=1301.25m7min=21.69m7min,取22m'/min。

B、按工作面温度计算

Q采温=60XV采面XS采面XK采温

V采面一采煤工作面适宜风速，取1.5m/s;

S采面一采煤工作面平均有效断面积，取10.1以；

K采温一采煤工作面长度风量系数，取1.1;

3

Q采温=60义丫采面义$采面><1（采温=60X1.5X10.01X1.1=990.99m/min

=16.52m3/s

c、采煤工作面实际需要的风量按人数计算，公式为：

Q来=4XNc

式中：Nc——采煤工作面同时工作的最多人数。

本矿井效率高，用人少，采煤工作面同时工作最多人数为66人,

（两班交接班时）。

则按人数计算采煤工作面需风量为

33

Q采=4X66=264m/min=4.4m/s

取上述计算中的最大值，可得15号煤采煤工作面需风量为Q来

=22m3/So

D、按风速验算

验算最小风量

Q采260x0.25S,b=60x0.25xl0.56=158.40m3/min=2.64m3/s

2

Seb=LbXhcfx70%=5.80x2.60x70%=10.56m

验算最大风量

Q采W60x4.0S,、=60x4.0x9.46=2270.4m3/min=37.84m3/s

2

Scs=LsXhcfx70%=5.20x2.60x70%=9.46m

综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措

施后，验算最大风量

Q采W60x5.0Scs=60x5.0x9.46=2838.0m3/min=47.30nr7s

式中：S『b——采煤工作面最大空顶有效断面积，10.56nV；

lob——采煤工作面最大空顶距，5.80m；

hd——采煤工作面平均采高，2.60m；

Scs——采煤工作面最小空顶有效断面积，9.46nV；

les——采煤工作面最小空顶距，5.20m2；

0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；

70%――有效通风断面系数；

5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；

综上所述，汇能煤业15205综采放顶煤工作面总配风量为22m%：工作面

进风顺槽进风量为22m3/s、风速为1.59m/s；工作面通风量为22m3/s、风速

2.20m/s；回风顺槽回风量为22m%、风速1.67m/s。

回采后期根据工作面推进情况及瓦斯情况适当进行风量调整，到时制

定补充措施，进行风量核定计算。

3、防尘系统

(1)工作面进风顺槽距端头30米内要求安设两道全断面水幕，距端

头200米要求安设一道全断面水幕，皮带机头向里30米处安设一道全断面

水幕，巷道中间每200米安设一道全断面水幕。

回风顺槽距端头30米内要求安设两道全断面水幕,距端头200米要

求安设一道全断面水幕，15205回风顺槽口向里30米处安设一道全断面水

幕，巷道中间每200米安设一道全断面水幕。

全断面水幕安设要求：水幕喷头方向要迎向风流且与巷道顶板呈45°

角。

(2)支架前梁安设一道喷雾，割煤时使用；支架后尾梁安设一套喷雾,

放煤时使用。

(3)工作溜机头和各转载点设置喷雾,后溜机尾安设喷雾。

二、安全监控

1、传感器布置：15205工作面监控系统将利用现有的KJ70N系统，

根据AQ1029-2007煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定，对工作面

传感器进行布置，甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300mm,距巷道

侧壁不得小于200mm,并应安装维护方便，不影响行人和行车。

(1)在回采工作面上隅角、回风顺槽距工作面不超过10米处分别安设

甲烷传感器，当瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。

N0.8%CH4报警N1.2%CH4断电V0.8%CH4复电

断电范围：采煤机(MG300/700WD)、转载机(SZZ764/200)、破碎机

(PLM1200)、刮板输送机(SGZ764/630)。15205回风巷:JD-2.5绞车2

部，JD-1.6绞车5部，JD-4.0绞车1部、ZBZ4.0综保。

(2)在回采工作面回风顺槽靠近15205回风联巷10-15米处，安设回

风流甲烷传感器，当瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复

电。

20.8%CH4报警N0.8%CH4断电V0.8%CH4复电

断电范围：采煤机(MG300/700WD)、转载机(SZZ764/200).破碎机

(PLM1200)、刮板输送机(SGZ764/630)。15205回风巷：JD-2.5绞车2

部，JD-1.6绞车5部，JD-4.0绞车1部、ZBZ4.0综保。

(3)在回采工作面回风顺槽的中部(约600米处)，安设回风流甲烷

传感器，当瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。

20.8%CH4报警20.8%CH4断电V0.8%CH4复电

断电范围：采煤机(MG300/700WD)、转载机(SZZ764/200)、破碎机

(PLM1200。、刮板输送机(SGZ764/630)o15205回风巷：JD-2.5绞车2

部，JD-1.6绞车5部，JD-4.0绞车1部、ZBZ4.0综保。

(4)在采煤机上设置机载断电仪，当瓦斯浓度达到以下数值时，分别

进行报警、断电、复电。

20.8%CH4报警21.2%CH4断电V0.8%CH4复电

断电范围：采煤机(MG300/700WD)电源。

(5)在胶带机主滚筒下风侧10——15米处设一氧化碳和烟雾传感器,

一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%o

(6)在15205回风顺槽，距工作面10-15米处，安设CO传感器一台，

距回风口10-15米处，安设温度传感器1台。

(7)在综采工作面移动配电点和回风顺槽总开关安装馈电传感器，监

测瓦斯超限后工作面及回风顺槽是否断电。

2、分站（F）、开停传感器（KT）、断电器（Dd）、甲烷传感器（T）

等的安设见“监测监控系统布置图”。

3、监测监控装置的电源由工作面移变配电点的被控开关一次侧提供。

4、甲烷传感器TO、Tl、T2、T3和CO、温度（WD）传感器报警、断

电、复电标准（瓦斯浓度）如下表：

TO：综采面上偶角甲烷传感器

T1：综采工作面甲烷传感器

T2:综采工作面回风巷甲烷传感器

T3：综采工作面回风巷中部甲烷传感器

传感器类型报警值断电值复电值断电范围

采煤机(MG300/700WD)>

瓦斯传感器TO28%21.2%<0.8%

转载机(SZZ764/200)、刮

板输送机(SGZ764/630)、

瓦斯传感器T120.8%11.2%<0.8%破碎机(PLM1200)>综保

(ZBZ4.0/1140或660M)、

瓦斯传感器T220.8%20.8%<0.8%绞车(JD2.5)、绞车

(JD1.6)o

瓦斯传感器T320.8%20.8%<0.8%

温度WD226°

一氧化碳CO224Ppm

烟雾有烟

5、严格加强对监测、监控装置的管理，一旦造成丢失、损坏，一经发

现，则按有关规定赔偿处罚。

6、与装置关联的电气设备、电源线及控制线由管辖范围的机电人员负

责维护。在拆出时，必须与通风部和信息监控中心取得联系，协同处理。

检修与装置关联的电器设备，需要装置停止运行时，须制定安全技术措施

并经相关部门批准后，方可进行检修。

7、除瓦斯员、放炮员外，班组长及与装置关联的机电人员应对所管辖

范围内的装置进行一次外观检查，发现问题及时汇报生产调度室，并协助

信息监控中心人员进行现场处理。

8、对需要经常移动的传感器及传输电缆，只允许班组长按规定移动，

严禁他人乱动或擅自停用，否则追究停用者责任或班组、队组责任。

9、每班在人员进入工作面之前，班组长必须先检查传感器位置是否正

确，若不正确及时移至正确位置，若瓦斯超限报警，全部人员必须撤至进

风巷，只有在瓦斯浓度降到《煤矿安全规程》第136条一141条规定之下,

复电后方可进入工作面继续工作。

10、工作面机尾喷雾装置悬挂高度要略低于传感器位置，以防传感器

失灵，并设专人经常检查。

第三节供水与排水

1、供水系统

①地面清水池一主斜井一井底煤仓一574轨道大巷一工作面各用水地

点。

②进风顺槽设一趟三寸水管，回风顺槽设一趟三寸水管，分别给该巷

水幕及转载点喷雾供水，供水系统压力为1.5—2.0Mpao

③在泵站安装一台BPW315/16KA型喷雾泵将地面清水池来的清水加压

后通过设在进风顺槽的一趟KJR25-110型高压胶管到工作面下端头45米

处，经三通分为两路KJR25-110型高压胶管，一路供采煤机喷雾、冷却；

一路供支架喷雾，该系统压力为6.3Mpa,流量为320L/min；采煤机使用

250L/min；支架喷雾使用70L/mino为充分保证支架进行喷雾降尘工作，

支架喷雾也可由进风巷供水管路分支后通过过滤器直接供给。

2、排水系统

①15205工作面一15205回风顺槽一15205回风顺槽水仓（水泵）

-15202回风系统巷（排水管路）一574水平轨道大巷（水沟）一井底水

仓一主排水泵房（排水泵）一管子道（排水管）一主斜井（排水管）一地

面一井下水处理站调节池。

②15205工作面一15205胶带顺槽一574水平轨道大巷（水沟）一井底水

仓一主排水泵房（排水泵）T管子道（排水管）T主斜井（排水管）一地

面一井下水处理站调节池。

③特殊情况下，进回风巷的供水管在关闭供水阀门后可兼做排水管。

第四节供电

一、概述

15205工作面、胶带顺槽及轨道顺槽各高压配电点的10kv电源均引自

井下中央变电所10kv母线侧。

移动变电站供电电压为10kv,以1140V电压向工作面采煤机、破碎机、

转载机、前刮板输送机和后刮板输送机、乳化液泵、喷雾泵及胶带机供电;

以660v向胶带顺槽及轨道顺槽内用电设备供电，照明电压为127vo

二、负荷统计

用电设备总台数：27台；

用电设备工作台数：26台；

用电设备总容量：3593.9kw；

用电设备工作容量：3343.9kw；

最大负荷有功功率：1839.1kw；

最大负荷无功功率：1875.92kVar；

视在容量：2505.92kVA

负荷统计详见下表。

二、短路计算

本次设计按汇能煤矿35kv变电站10kv侧最大短路容量156.72MVA、

最小短路容量74.92MVA进行了最大及最小两种运行方式下的短路计算。

短路基准容量取100MVA.

由《15205放顶煤工作面开采设计》知：

最大运行方式短路电流计算结果表

短路

RX短路ishIsh

节点编号容量

标么值标么值电流(KA)(KA)(KA)

(MVA)

井下中央变电所10kV母线dl0.03820.68048.068146.7420.57412.183

工作面1#移变10kV侧d20.27570.79756.516118.5116.6179.840

工作面2#移变10kV侧d30.27870.79906.498118.1816.5719.812

轨道顺槽3#移变10kV侧d40.52450.75036.006109.2315.3159.069

胶带顺槽4#移变10kV侧d50.64250.76705.49699.9514.0148.298

工作面1#移变L2kV侧d60.27553.922812.23525.4322.51213.336

工作面2#移变L2kV侧d70.27853.924212.23025.4222.50213.330

轨道顺槽3#移变0.69kV侧d80.542510.7507.7749.2914.3048.473

胶带顺槽4祥移变1.2kV侧d90.64235.26739.06718.8516.6839.883

最小运行方式短路电流计算结果表

短路

RX短路ishIsh

节点编号容量

标么值标么值电流(KA)(KA)(KA)

(MVA)

井下中央变电所10kV母线dl0.07551.42133.86370.269.8515.833

工作面1#移变10kV侧d20.31341.53753.50463.738.9365.292

工作面2#移变10kV侧d30.31641.53893.50063.658.9255.285

轨道顺槽3#移变10kV侧d40.52631.49033.45262.788.8035.213

胶带顺槽4#移变10kV侧d50.68021.50703.32660.488.4805.022

工作面1#移变1.2kV侧d60.31344.662310.29621.418.94511.223

工作面2#移变1.2kV侧d70.31644.668310.29321.3918.93811.219

第五节通信照明

1、照明：工作面首尾过渡架、工作面每间隔12米(8架)及设备列

车处前后各设一盏支架照明灯，共13盏；进风转载溜头、刮板机头各设支

架照明灯一盏。

机运部《15205进风顺槽照明灯管布置图》要求：(1)15205进风顺槽机

头处每10米安装一盏；⑵胶带机头部分以后每30米安装一盏；

2、信号:工作面机组、前工作溜、后工作溜用支架照明灯及语音信号

做联系信号。除此之外，可用机组闭锁前溜，支架灯闭锁前、后溜。还设

有，瓦斯电闭锁装置，瓦斯超限，工作面全部设备断电。

3、通讯系统：要求皮带机头、转载机头、回风巷超前、回风巷口各设

一部防爆电话与地面调度形成通讯系统。

第六节供液系统

厂面配液后，经主斜井一井底煤仓一西+574轨道大巷-15205进风顺槽

一设备列车乳化液泵站液箱一乳化液泵一工作面。

第五章作业形式与劳动组织

第一节劳动组织

1、作业形式

采用“三八制”作业，早班为检修班(检修设备)，中班、夜班为生

产班(割煤)，三班轮流作业，每班必须有跟班队长，要求集体出入井、

现场交接班。

2、组织机构及责任要求

(1)劳动组织机构见表

(2)责任要求：队长负责全面，机电队长负责机电设备的完好，其它

副队长、技术员协助队长全面推展