1183采煤作业规程

乐山市嘉上煤业有限公司大庆二井

1183采煤工作面

作

业

规

程

2016年5月

0

乐山市嘉上煤业有限公司大庆二井

1183采煤工作面作业规程

编缶U人：___________________

技术负责人：___________________

矿长：__________________

分管矿长：__________________

编缶U日期：20制年5月15日

1

1183作业规程会审签字表

生技科年月日

安监科年月日

机电科年月日

通风科年月日

调度室年月日

采煤队长年月日

机电矿长年月日

安全副矿长年月日

生产副矿长年月日

通风副总年月日

技术负责人年月日

矿长年月日

2

目录

第一章概况....................................................................0

第一节编制依据....................................................................0

第二节工作面位置及井上下关系......................................................0

第二章地质概况.........................................................................0

第一节煤层地质....................................................................0

第二节煤层顶底板..................................................................1

第三节地质构造.................................................................2

第四节水文地质.....................................................................2

第五节瓦斯、煤尘、自然发火.........................................................3

第六节储量及服务年限.............................................................3

第三章采煤方法及回采工艺流程..........................................................3

第一节巷道布置....................................................................4

第二节采煤方法....................................................................5

第三节回采工艺流程.................................................................5

第四节设备配置....................................................................6

第四章顶板管理........................................................................7

第一节工作面支护设计..............................................................7

第二节工作面支护..................................................................8

第五章生产系统.............................................................14

第一节运输系统............................................................14

第二节一通三防与监控系统........................................................14

第三节排水系统....................................................................17

第四节供电系统....................................................................17

第五节“六大系统”................................................................18

第六章劳动组织......................................................................19

第一节劳动组织....................................................................19

第二节主要经济技术指标............................................................21

第七章质量管理........................................................................21

第一节工作质量管理................................................................21

第二节产品质量管理................................................................21

第八章安全技术措施....................................................................22

第一节一般规定....................................................................22

第二节顶板管理...................................................................26

第三节防治水......................................................................29

第四节爆破管理....................................................................29

第五节一通三防及安全监测.........................................................32

第六节使用主要设备安全技术措施.....................................................34

第七节机电管理...................................................................42

第八节其他........................................................................49

第九章灾害预防及避灾路线.............................................................51

3

第一章概况

第一节编制依据

一、《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规

范；

二、《矿井扩建工程初步设计方案》、矿井地质报告。

三、矿井管理制度、规定。

四、矿井自身开采技术和管理水平，矿井《安全质量标准化标准及考核

评级办法》、《煤矿安全质量管理办法》。

第二节工作面位置及井上下关系

一、工作面的位置

1183采煤工作面位于井田西翼，上界标高+185m下界标高+124m,东为

1184采面区域（未布置），西为1182采空区，北为井田边界，南为+185m

回风巷和+177m运输巷。工作面走向长2X100m,倾向长540m,回采面积约

108000m2o

二、地面相对位置

该工作面地面对应位置为：石塔-枷担一段，地面标高在+460m—+410nl之

间。

三、回采对地面的影响

本米面始米时高程为+124.0米（最低点），结米是高程为+185米（最高

点），采煤工作面距地表垂深最小为290米。采高0.7m,回采影响高度按采高

的80倍计算。因此回采对地面无影响。

第二章地质概况

第一节煤层地质

1、煤层

根据地质勘探报告显示，区域内煤层以三层结构为主，部分为双层结构,

夹一至二层0.04—0.14米夹研。单层煤厚0.05—0.43米，纯煤厚度0.32

—0.72米。根据回采巷道揭露的煤层情况，与地质勘探报告基本一致。

2、煤层产状

0

根据已开掘的巷道表明，本区域内煤层较稳定，为一北倾单斜构造，倾

角为6°〜12。，产状变化较大。煤层走向为ES-WN走向130°(310°),

倾向为EN,进回风巷呈伪倾斜方向布置，采面显示倾角较大，对开采有一定

影响。

、煤层结构

1、1181采面煤层综合柱状图:

分层厚度(m)

岩性描述

最小平均

老顶，灰一深灰色砂质粘土岩、粘土岩夹浅

44.32灰色细眇岩及粉砂岩，底部为灰色粉砂岩

39.2741.79

慧3.99直接顶。深灰色粘土岩、砂质粘土岩，局

1.00部相变为粉砂岩，含植物化石

CL05伪顶。黑色高炭质粘土岩。

0.03

0.240.12天炭，性脆

0.05

0.16

CI.030.08黄肝。褐色粘土岩

0.370.20

0.05腰炭，性脆

0.24层黑肝。黑色炭质粘土岩

0.060.15

0.42底炭，性脆

0.120.27

直接底，灰色粘土岩

0.920.69

0.46

9,50

~67808.15

底板。夹CLd3一0.05m黑色多元煤线理的局

炭质粘土岩、灰一深灰色粘土岩

四、煤质

K8煤层的煤质牌号为肥气煤1号。属中灰、低硫，精煤回收率40.3%,

属难洗选煤，供炼焦配煤或动力用煤。

K8煤层属于1/3JM,煤原生结构不清，强度低。煤质疏松，易碎，煤的

密度为1.50t/m3,发热量为4100千卡/千克。

煤中硫的含量不高，不易自燃，煤尘无爆炸性。

第二节煤层顶底板

一、煤层顶板

k煤层赋存于三迭系上统须家河组第二段上部，顶板岩层由下向上依次

1

为0.03—0.05m黑色高炭质粘土岩，伪顶，随采随垮落（此部分只在局部地

方存在，基本随煤层厚度变化而变化，即煤层变薄出现伪顶）。其上直接顶

为深灰色、灰黑色粘土岩，常夹有浅灰色或黄灰色粉砂岩条带或条纹，一般

厚3—4m,裂隙呈X型，较发育，支护不当易造成支柱推垮型失稳从而造成

顶板事故。基本顶为采面支护设计的主要对象，控制基本顶的离层和平衡垮

落带的岩石重量，防止岩层顶板的失稳性破坏，支柱可缩量能适应裂隙带的

岩层下沉，保证顶板处于良好状态，是采面支护的基本原则。老顶为灰色细

砂岩、粉砂岩。岩石坚固性系数为4—6。

二、煤层底板

K8煤层直接底板为灰色粘土岩，厚约0.45-0.75m（东采面0.70m,西采

面0.50m），其下是含有0.03—0.06黑色多亮煤线理的高炭质粘土岩，与煤

层呈过渡性接触，遇水膨胀，造成巷道地鼓较严重，采面支护设计不当，容

易造成支柱钻底现象，因此要选用合理的支护形式。再其下为深灰色砂质粘

土岩。坚固性系数为3—5。

第三节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

大庆煤矿属犍乐煤田凤来矿区，区内主要构造线为NNW,次为SEE,地

层走向一般为NW-SE,向NE倾斜，倾角为4。〜6°。地堪揭露区内无大的断

层。

据已掘的巷道表明，本区1183-2采面有多处断层，断距最大的1.2米,

且勘探揭露也不明，只有1183-2回风巷揭露较多，对采掘影响较大，回采

时要制定相应的措施。没有发现岩浆侵入本地层。由于钻孔间距限制，控制

程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层（指落差1.0m以下断层），

但对安全生产影响不大。

二、褶曲情况及其对回采的影响：

本采面煤层厚度不稳定,煤层沿倾斜方向逐渐变厚至基本稳定在0.6米,

岩层产状为一倒覆状北倾单斜构造，产状稳定。

第四节水文地质

、含水层水分析

2

属中等型。顶板上有一弱含水层，其上部至地表有多层隔水层。

二、地表水

区内地形属构造侵蚀地形，其间为宽窄不一的小山谷。沫溪河紧邻矿

井北部边界，流量15.6m3/s,区内地下水位均低于河床标高，地表水对矿

床充水影响较小。但若深部裂隙贯通地表，则地表水对矿井可能有充水影响。

三、老窑水

本工作面无老窑水影响。上部为本矿采空区，采空区有水平运输巷和回

风巷相隔，西面为1183采空区，采空区对本采面生产有影响，东面为1183

未采区。

四、裂隙水、断层水

井田水文地质多属简单类型，无断层水和裂隙水，采区无地质勘探钻

孔。

第五节瓦斯、煤尘、自然发火

2014年瓦斯等级鉴定绝对瓦斯涌出量为4.656m3/min,属高瓦斯矿井。

L煤层煤尘无爆炸性，无自然发火倾向性，不易自燃。

第六节储量及服务年限

一、储量：

1、工作面工业储量;走向长X倾斜长X纯煤厚度X纯煤比重

=200X540X0.7X1.5=113400t

2、工作面可采储量;走向长X倾斜长X纯煤厚度X纯煤比重

=200X500X0.7X1.5=105000t

3、工作面服务期限;可采储量+设计月产量

=1050004-10500=10个月

第三章采煤方法及回采工艺流程

该采煤工作面实行普采方式组织生产，采用倾向长壁式采煤法。工作面

采用MG100-TP型采煤机采煤，使用SGB420/30型双链刮板输送机。运输机

巷使用SSJ650/40型胶带运输机转运至煤仓。工作面采用DWG08-300/100

3

型单体液压支柱配套DJC-800型金属绞接顶梁支护管理顶板。采用垮落充填

法处理采空区。

第一节巷道布置

本工作面由于所处位置条件局限，177运输大巷不能直接抵达1183机巷

位置，增布了一条集中运输巷，即185m东运输大巷，担负从H83机巷到十

177nl水平运输巷的运输。工作面布置还是采用“一进两回”三巷布置方式，

1183-1回风巷沿用原1182-2回风巷，1183机巷和1183-2回风巷分别与185

运输大巷和185回风大巷相联。运输巷和回风巷均采用锚杆锚索支护，1183T

巷道断面为净宽2.4m,净高2.4m,净断面5.76m?；1183机巷和H83-2回风

巷巷道断面为净宽2.7m,净高2.7m,净断面7.29m2；巷道始终保持沿煤层

掘进。开切眼为净宽2m,净高2m,锚网支护。

1183采面巷道布置图如下：

4

第二节采煤方法

1、采煤方法

工作面采用倾向长壁后退式采煤方法，仰斜向上开采。

上开米。

2、采高的确定

根据煤层赋存情况，确定工作面采高为0.7m,选用0.7m直径滚筒，一次

采全高。

3、主要支护材料：工作面基本支柱采用单体液压支柱和较接顶梁支护，

特殊支护采用单体液压支柱和矿用工字型钢梁支护，以及坑木材料。

第三节回采工艺流程

一、生产工艺

1、落煤：

工作面使用MG100-TP型单滚筒采煤机落煤，两端机窝采用炮落。

2、装煤：

主要采煤机自装，人工辅助铲煤。

3、运煤：

工作面使用SGB420/30型双链刮板输送机，运输机巷使用SSJ650/40型

胶带运输机转载至煤仓。

4、支护：

工作面采用DWG08-300/100型单体液压支柱配套DJC-800型金属绞接顶

梁支护顶板，人工支护。采用“三・四”排控顶，排距0.80米，柱距1.0

米。

5、采空区处理：

采用全部垮落充填法处理采空区。

二、工艺流程：

作上、下超前缺口一机组割煤一人工追机支护、收浮煤一整体移溜一掺

基本支柱一回柱切顶

三、爆破工艺及其参数：

⑴机窝炮眼布置:

5

机头机窝的长度5米，机尾长度2米，单排眼布置，电煤钻打眼。

①炮眼布置（详见附图2）。

②爆破说明书（详见附表1）。

（2）爆破说明书:

/

项单面炮眼眼深炮眼循环消耗

总眼数装药量联线

目

炮循环眼（m/炸药雷管

、（个）（筒/眼）方式

数（个）眼）(kg)（个）

中眼、101.7101.010.010大

串

合计10171010.010

联

备注：一个炮眼循环进度能满足两个生产循环的进度。

①炮眼布置：水平炮眼并与煤壁垂直布置。

②炸药采用三号煤矿许用炸药，煤矿许用瞬发电雷管。

③炮眼封泥长度不得低于0.5米，坚持使用水炮泥。

④最大一次性放炮用药量为6kg

第四节设备配置

一、设备配置。

工作面使用MG100-TP型单滚筒采煤机落煤，SGB420/30型双链刮板输

送机。工作面设备配置表：

名称规格、型号单位数量备注

运输机SGD420-30B台2工作面用

运输机SGD630-40台1机巷

煤电钻MZS—1.2台32用1备

皮带运输机30kw台1工作面机巷

单滚筒采煤机MG100-TP台2工作面用

液压泵站BRW40/20A台21用1备

6

第四章顶板管理

第一节工作面支护设计

顶板岩性为炭质、粘土页岩、砂岩，中等稳定，局部存在伪顶，直接顶

厚度在2.5-3.5米左右，顶板较稳定，为炭质、粘土页岩、砂岩等。采煤机

滚筒截深为0.8米，排距为0.8米。

1、支护强度验算：

P=8XhXr(按8倍采高计算)

=8X0.7X2.5

=14(t/m2)=140(KN/m2)

式中P——工作面合理支护强度,t/m2;

h---------采面平均采高为0.7m;

r------直接顶岩石容重，取2.St/n?;

2.DWG08-300/100型支柱初撑力为118-157kN/根,额定支撑能力300kN/

根。

3、工作面支护密度及强度

煤层工作面长200m,采场最大面积Smax=200X4.2=840(m2),所设支

柱数&=200口X4=800(根)，则支护密度为800/840=0.95(根/W),

单体液压支柱每柱的额定承载能力为300KN,取承载能力系数为0.7,则每

根支柱的承载能力为300X0.7=210(kN),单位面积上的支护能力为

2

0.95X210=200kN/mo

2

验算最小控顶距时，采场最小面积Smix=200X3.4=680(m),所掺支

柱数nnix=20031X3=600(根)，则支护密度为600/680=0.88(根温)，

单位面积上的支护能力为0.88X210=185kN/m2

论证结果：由上述论证可知，选择的DWG08-300/100单体和DJB-800采

取正悬臂顶梁支护顶板，能够满足采面支护的要求。

4、根据支护密度，确定排距、柱距

由上面支护密度计算，确定该采面排距为0.8m,柱距为1m,采用“见

四回一”管理顶板，最大控顶距4.2m,最小控顶距3.4m。工作面出口采用特

殊支护方式支护。

5、材料数量的确定

1183工作面长2X100m,装备DWGO8型单体液压支柱各400根，装备

DJC-800型金属较接顶梁800根。备用量按20%计算，备用支柱为160根、

7

备用绞接顶梁160根。工作面合计配备DWGO8型单体液压支柱960根，DJC

-800型金属较接顶梁960根。

工作面上、下安全出口与风巷、机巷连接处超前应力影响范围内的巷道

必须采用单体液压支柱进行超前支护，且支护距离不小于20m。工作面需装

备DW25-250/100单体液压支柱180根，备用36根，合计配备超前支护用的

单体液压支柱216根。

支护设备选择情况表

工作阻力（KN）支柱高度mm数量

设备名称规格型号备注

初阻力终阻力最大最小（根）

单体液压

DWG08-300/100118-157300800573960三四排控顶

支柱（东）

单体液压

DWG08-300/100118-157300800573960三四排控顶

支柱（西）

金属顶梁或9#工字机头4对8梁

端头支护40

钢机尾2对4梁

单体液压

DWG25-250/100118-15725025001700216超前支护用

支柱

第二节工作面支护

一、顶板支护

（一）支护形式

1、工作面支护

支护方式采用单体液压支柱、较接顶梁正悬背支护。排距0.8m、柱距

1.0mo采面用DWGO8-3OO/1OO单体液压支柱配DJC-800型较接顶梁作为采

面临时和正式支护；乳化液泵站工作压力为20Mpa,乳化液浓度为2%〜3%。

钱接顶梁不足时可以用弘型（矿工）钢挑梁作临时或正式支护挑梁，但必须

分段，不允许作大面积支护。

（1）采面煤壁掺设的跟机支护，也必须正规掺设，并使用绞梁，支护

间距控制在不大于1米，距离煤壁距离为1米，形成下一个循环的机道。

（2）采面正式支柱使用单体液压支柱配DJC-800型校接顶梁支护。工

作面采用三、四排支柱控顶，尾排切顶，正规支柱按正悬臂、齐梁齐柱直线

方式排列。支柱柱距L0米，排距0.8米，最大控顶距4.2m,最小控顶距3.4m,

如图工作面支护布置图所示。

（3）掺设支柱时，如顶板不平整时必须加垫木料接顶以确保支护效果。

（4）移溜后正规支护的第一枪不得滞后移溜后点超过5米，且正规支

8

柱掺设段不得缺枪。

（5）在采面中部停机下班时，溜后正规支护滞后机组均不大于9m,超

过移溜点掺设1-2根。另在移溜段贴溜掺设临时支柱，柱距不大于1.5m,顶

板压力大或岩层烂时应使用长梁护顶支柱。在上下缺口停机下班时，必须进

刀，正规支柱掺至采面端头。

（6）在确认顶板压力过大的地段，或冒顶较高，或顶板较烂时，必须

使用2.4m以上的长钢梁进行支护，长钢梁尽可能跨过机道、溜子道，并便

于换柱支护，梁背用坑木接顶背实有力。

2、特种支护

特殊条件下掺液压支柱，使用较接顶梁、R型（矿工）钢挑梁不便时，

经值班队长或现场安全员同意可使用液压支柱配木挑梁支护。

3、采面初次来压和周期来压时的顶板控制

（1）初次来压特殊支护措施

从开切眼算起，采面推进15〜20米，可能出现顶板压力增大，支柱插

底现象，即采面出现初次来压。根据实际情况，投岩期间即实施放顶，并采

用支柱加密或强制放顶等措施，初次来压不明显。

（2）采面周期来压特殊支护措施

采面初次来压之后，每推进8〜10米，都可能局部出现上述情况，即采

面出现周期来压。根据生产实际情况看，周期来压不明显，但如果遇顶板有

漏棚水，底板松软，支柱插底而导致切顶效果不好时，仍有可能出现较大来

压。一旦发现来压征兆，应当采取加密支柱，打木垛，软底段支柱穿铁鞋，

将采面多余的支柱全部掺起等措施加强支护。并且对采面采空区悬顶面积达

到2mx5m（砂带旁边达到3mX5m）范围的顶板，制定专项措施，实施强

制放顶。

4、坚硬顶板的控制

采面遇顶板坚硬，不易垮落时，且采空区悬顶面积达到长X宽=2mX5m

（砂带旁边达到3mX5m）时，必须强制放顶或采取增加采面支护强度的措

施加以控制顶板。强制放顶在一次性打眼深度不够4m时，必须使用套钎打

够深度，保证顶板跨落高度。

5、端头支护（迈步长梁支护）

工作面机头处采用“四对八梁”“一梁三柱”进行支护。工作面机尾

处采用“二对四梁”“一梁三柱”进行支护。

详见迈步长梁出口支护图所示。

6、进回风巷超前支护

9

四对八梁二对四梁

进回风巷超前支护

10

运输巷和回风巷超前支护采用抬棚梁支护，在原有锚网或锚索支护的基

础上，使用2.5米单体液压支柱和1.5m较接顶梁或矿工钢梁进行支护，柱距

不大于L2米，排距不大于1.2米。顶梁必须使用背材接顶牢实，如遇底

板较软时，必须加垫穿鞋，增加支护力。

进回风巷超前支护长度不少于20米，超前支护范围巷道净高不低于1.6

米，超前支护外巷道净高不低于L8米，不够时必须及时收流砂和抬底整治。

（二）支护回撤

1、回柱：

采用人工回柱。回柱采用单排回柱（“见四回一”）的原则，严格执行先

支后回的操作顺序，回柱时依次作业，掉后移溜后正规支护掺设点不小于

10m,放顶步距0.8米。采煤机作业到工作面端口后，必须在工作面回柱放

顶完毕后方可进入下一个循环作业。

凡采煤下班时，回柱放顶不得超过移溜后正规支柱掺设位置。机组在采

面机头或机尾机窝进刀前，追机支护必须全部掺设完毕才能进行。工作面有

漏棚水或底板水或烂岩的地段，其两端要采用打木垛加强支护。木垛的架设

和回收按《回柱放顶工操作规程》中的有关规定执行，原则上木垛不再回收。

2、端头支护回撤：

机头机尾端头支护回撤，利用“四对八梁”和“二对四梁”的原理进行

迈步式回撤，回撤步距为0.8m,

3、进回风尾巷回撤

⑴运输巷尾巷距采面切顶线不得超过6米。每次运输巷尾巷回撤时严

禁超过采面砂带，运输巷溜子机尾滚筒后至少留一担较梁。

⑵回风巷（除共用回风巷外）尾巷距采面切顶线不得超过2米。

⑶回撤时，先回收液压支柱、专交梁，后回收矿工钢梁担及背材。

⑷回撤后的废弃巷必须及时封闭，或用砂块，或用栅栏，或炸棚处理。

（三）支护材料的存放及管理

距工作面50m范围内必须经常存放有20%以上的备用材料（木支柱、木

楔、短防、单体液压支柱），此材料随用随补，严禁短缺，并在巷道内码放

整齐，不得影响行人和运输。

11

备用材料如下表

名称规格备用

支柱6120100

坑

短杨550X100X9060

木

木楔300X100X50120

工作面DWG08—300/100160

支柱

超前支护DW25—250/10030

钱接工作面DJC-800160

顶梁超前支护DFB-240036

二、采空区处理

工作面直接顶是采高的6~7倍，回柱后极易垮落，冒落的砂能充满采空

区，因此采用全部垮落法处理采空区。1183-1和1183-2风巷侧采用无煤墩推

进，推进后巷旁充填不少于3米的路口砂带，1183两工作面距集中运输巷巷

边不大于0.5m处各充一条2.0m宽的护巷路口砂带，砂带应尽量靠拢巷边，

砂带为两刀一充，打机窝时同时进行路口砂充填。充填运输巷护巷砂带，可推

迟到机组下割时进行，以免事先从溜槽内取砂堆在砂带边影响下出口的安全

畅通。

三、矿压观测

加强矿压观测，观测人员必须做到以下要求：

(1)要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。

(2)矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工

作面情况向矿长、技术负责人汇报，采取应急措施。

(3)观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低或损坏，要及时更

换支柱，否则不准作业。

(4)观测人员发现支柱工作阻力达不到额定阻力或有相当一部分支柱下缩

量大现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。

持顶板动态监测预报工作，及时进行顶板动态预测预报管理工作；在顶板来

压期间，必须做到勤检查并注意顶板及周围的情况。若发现明显来压现象必

须停止采煤工作，适当加密工作面支护密度和缩小控顶距。

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2-C8LLL-C8LL

第五章生产系统

第一节运输系统

一、运煤系统

工作面使用刮板运输机一运输机巷刮板运输机一运输机巷皮带运输机一

185m集中运输大巷一1182-2煤仓一+177m水平运输大巷皮运机一主斜井皮

运机一地面煤仓。

二、运料系统

地面材料库一副斜井一+200m运输大巷一+177m运输大巷一118-2联络

斜巷一185m集中运输大巷一1183机巷一工作面。

第二节一通三防与监控系统

一、通风通风

1、通风系统

新风从+177m水平运输大巷通过1182-2联络斜巷进入185m集中运输大

巷，由1183工作面皮带运输机巷，到达1183东西采面，回风分别通过1183-1

和1183-2回风巷进入+185m回风大巷。在东回风巷设置调节风门，以调节

东西采面配风。

详见附图：

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二、配风量计算：

工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人

数分别计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作

面实际需要的风量。

1、按瓦斯涌出量计算

Q采单二100q采k=100X1.6X2.0=320m3/min=5.33m3/s

（q采为采面瓦斯涌出量，1.6m3/min,K为瓦斯涌出不均匀系数，取2.0）

2、按工作面温度计算

33

Q采单二60VcS=60X2.66X1.0=159.6（m/min）=2.66m/s

（Vc为工作面风速l.Om/s,S为工作面断面积：2.6611?）。

对拉工作面需风量为：Q采=2XQ采单=5.32m3/s

3、按工作面炸药使用量计算

33

Q采单=25Ac=25X6=150m/min=2.5m/s

（Ac单工作面一次使用的最大炸药量，取6kg）；

（4）按工作面同时工作的最多人数计算

33

Q采=41=4X22=88m/min=1.47m/s

4、为每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min；N。为单工作面同时工

作22人）；

根据单工作面需要风量计算，取其最大值为5.33n?/s（即320m3/min）。

5、按风速验算

15ScWQ单采W240Sc

15X2.66<320<240X2.66

式中：Sc一回采工作面的平均有效通风断面，2.66m2o

即按Q单采=320m3/min=5.33m3/s验算符合《煤矿安全规程》规定。

综上所述，对拉采面需风量为Q^Q单采X2=5.33X2=10.66m3/s（即640

m3/min）

工作面配风量按不少于需风量配置。

三、瓦斯防治

1、瓦斯检查

1）.瓦斯检查地点：运输顺槽皮带运输机机头、机尾、工作面、回风顺

槽、工作面上隅角，每班检查次数不得少于三次，瓦斯有异常立即向调度室

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汇报。放炮员躲避地点、顶板冒落空洞、电动机附近、放炮地点附近20m风

流中，每次装药前、放炮前和放炮后都必须检查瓦斯。

2）瓦检员、班组长、流动电钳工等规程规定的十类人员必须携带便携

式报警仪。

3）瓦斯检查员检查瓦斯后必须及时将检查情况记录在瓦斯检查手册

上，然后填写到检查地点记录牌板上，下班时填写到瓦斯日报表上。做到瓦

斯检查手册、检查地点记录牌板和瓦斯日报表上的记录数据一致，即：“三

对口”。

2、瓦斯监控

1）分别在对拉面的两回风隅角、回风巷距工作面出口10m内、回风巷

内距参新风处的汇合点10〜15nl处设置瓦斯传感器，对工作面瓦斯进行监控,

其报警值为1.0%。（详见监控、设备布置图）。

2）工作面和进回风巷所有用电设备，必须实现瓦斯电闭锁，瓦斯断电

仪必须与矿井安全监测监控系统联网。传感器断电设置：工作面回风隅角和

工作面瓦斯传感器，断电浓度为1.5%,工作面回风巷断电浓度为L0%。瓦

斯传感器断电范围：工作面进回风巷及工作面内的所有用电设备。瓦斯传感

器应垂直悬挂，距离顶板（棚顶）＜300mm,距离帮壁（墙壁）2200mm。

三、综合防尘（隔爆）、防灭火

1.消防、防尘供水

供水管从东运输巷接至工作面运输、回风巷，使用直径DN25镀锌钢管，

工作面使用直径620的软水管；回风斜巷每100m安装一个三通装置，运输

机巷每50nl安装一个三通装置，转载点雨幕防尘。管路布置在巷道右帮，高

度不低于1.6米。

2、防尘、灭火设施

1）在工作面机巷、皮带运输机尾3〜10m的回风、东（西）回风巷距

采面出口15m〜25m处，在回风巷距+185m回风大巷10m处，分别设置一组

防尘水幕，喷头方向迎风流，喷头距巷道顶板不大于200mm。

2）在皮带机头、转载点、煤仓上（下）出口等分别设置防尘一个喷头,

每隔50m安置1个防尘灭火三通用于降尘和灭火。

皮带机头、机尾另配2个灭火器，机巷皮带机中部每隔50m放置1个

灭火器；设置直径620的软水管，接至机巷皮尾，以备防灭火。

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一带以堤中回凤大巷

|**

|

|…

|一

……

|

图

例

统

水系

节排

第三

安装

，分别

水困

临时