采煤作业规程

乌鲁木齐XX有限公司企业标准

南部区段第七采区

采煤安全作业规程

施工地点：X井田煤矿

施工队组：回采工区

领用人

分发号

状态

编制日期：2007年4月1日

2007年一03—发布2007年一04一实施

乌鲁木齐xx有限公司矿业分公司发布

审核意见:

矿长：

签字：年月日

工程师：

签字：年月日

米煤技术员：

年月日

机电技术贝：

年月日

通风技术员：

年月日

测量技术员：

年月日

年月日

现

场

负

年月日

责

人

年月日

目录

地质概况..........................................7

南七采区地质说明书..............................7

第一章采区概况...............................8

一、概况........................................8

二、煤层情况....................................8

三、顶板情况....................................8

四、地质构造情况................................8

五、瓦斯水文地质情况...........................9

六、生产情况....................................9

七、本米区服务起止时间：........................9

第二章采煤方法和采煤工艺.......................9

一、采煤方法的选择..............................9

二、回采工艺....................................10

第三章工作面支护和顶板管理.....................17

一、煤层顶、底板岩性............................17

二、支护方式的选择..............................17

三、支护密度验算................................18

四、机道支护要求................................18

五、上下出口支护要求（附上、下顺槽断面图）....19

六、工作面支护要求..............................19

第四章生产组织.................................19

一、作业........................................19

二、循环方式...................................20

三、劳动组织（附图表）.........................20

四、循环作业组织措施...........................20

五、劳动组织图表、正规循环作业图表。...........20

六、主要技术经济指标表.........................21

第五章矿井通风...............................22

一、风量计算...................................22

二、通风系统（附通风系统图）..................25

三、灾害预防...................................26

第六章机电运输..............................29

一、运输系统：.................................29

二、供水系统：.................................30

三、供电系统图（见供电系统图）.................30

四、回采工作面和运输所有设备见设备布置图。....31

五、南七采区电气设备功率汇总表.................31

六、机电设备管理：............................32

六、机电设备使用及管理安全措施.................33

第七章安全监控...............................33

一、工作面有害气体监控.........................33

二、温度、风速监控.............................34

三、束管监测...................................34

四、各设备的安装地点见《安全监控设备布置图》。.35

五、设备运行监控...............................35

六、保护、维修措施.............................35

第八章特殊措施..............................35

一、初放措施...................................35

二、初次来压和周期来压安全技术措施.............37

三、悬顶处理...................................37

四、处理片帮、冒顶安全技术措施.................37

五、强制放顶措施...............................38

六、其他措施...................................38

第九章安全制度................................38

一、工作交接班制度.............................38

二、“敲帮问顶”制度...........................39

三、工程质量验收制度...........................39

四、巷道维修制度...............................40

五、机电设备维修制度...........................40

六、瓦斯煤层管理制度...........................40

七、单体支柱的操作及有关规程...................41

八、泵站的操作安全制度.........................41

九、其他管理...................................42

第十章安全岗位措施.............................42

一、打眼装药技术措施...........................42

二、放炮管理制度...............................43

三、装煤及支护安全技术措施.....................43

四、移架放顶安全技术措施.......................44

五、支护要求...................................45

六、放顶安全技术措施...........................45

七、运输司机运输安全技术措施...................46

八、推移运输机安全技术措施.....................46

九、捡肝、砸大块煤安全措施.....................47

十、两巷回收...................................47

十一、提机头、缩机尾安全技术措施...............48

十二、提高煤炭回收率...........................48

十三、提高煤质措施.............................48

第T^一章避灾线路............................49

一、水灾避灾线路...............................49

二、火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线...............49

三、具体路线见避灾线路图。.....................49

地质概况

南七采区地质说明书

煤层名运输

4号煤层地面23302158

概称工作面端头

标同

工作面标IWJ回风

南七采区（米）23852162

编P端头

况地面位

矿井北部山区，地表无任何建筑物。

置

158(运)倾斜长面积

走向长8021.2720万

133(回)（米）(m)

煤0.8〜17.54.8煤层7.5°〜9。

层煤层总厚(0.1)倾角

煤层

情度3.4（度）

结构

况（米）10(0.2)9°

2.0

煤层产状：南北走向356°,东四倾向176°,煤

产状

层倾角平均9°。

煤MadVadfAdSt.d煤的种

（水分）（挥发分）（灰分）（硫分）类

质长焰

2.57%40.40%12.33%0.53%煤

情（CY）

煤层可燃

自然发火期6个月属不易自燃

况性

煤层经鉴定，煤尘具有爆炸性。

本米区内煤层无大的变化，工作范围及其附近无断层、褶皱

地及明显的地质构造带。

顶老顶粉砂岩白色微粒结构，非常坚硬。

底

质直接粗砂岩灰白色粗粒结构，质地坚硬。

板

伪顶砂质泥岩灰色块状砂质泥岩，致密坚硬。

岩

情

性直接砂质泥岩灰色块状砂质泥岩，致密坚硬。

老底灰白色，碎屑结构，致密坚硬。

、，|~t细砂岩

第一章采区概况

一、概况

采区位于二井田煤矿运输平恫南侧，采区下山以西

2162-2158水平之间，其走向长度158米，宽80米工业储量

为16.54万吨,可采储量为9.924万吨。

其中2164m水平以上的煤层已开采完毕，为老空区，与

现开采水平一南部第七水平间隔30米的保护煤柱。

该采区开采的煤层为侏罗系中统西山窑组的4号煤层，

煤层平均厚度为10米，煤层平均倾角为9°,为缓倾斜煤层,

煤层赋存稳定，构造简单。

二、煤层情况

该采区位于2、3勘探线之间，相对地表位置为矿井南

部山区，地表无建筑物和保护物，地层见附图《煤层柱状图》。

三、顶板情况

煤层顶、底板均为粉砂岩、粗砂岩和细砂岩。

四、地质构造情况

矿井平恫以南采区内煤层无大变化，本采区范围内无大

的褶皱和明显的地质构造特征。

五、瓦斯水文地质情况

本采区瓦斯涌出量为：1.1271m3/t,绝对涌出量：

0.5446m3/min；二氧化碳涌出量为1.452m3/t,绝对涌出量为:

0.624m3/mino矿井水文地质条件简单，历史最高涌水量

190.15m3/h,最小涌水量78.39m3/h,在3-4号煤层之间有含

水层，采空区有少量的纹水渗出，井下设有水仓，采用

250QJ50-60/3型潜水泵将水排至大巷水沟(断面400X

400mm)流到地面，通过水泵引为工业用水。

六、生产情况

本矿采用悬移顶梁液压支柱管理顶板，工作面及运输巷

采用SGW-40T型刮板机运输及DTL80/15/30S型皮带机联合

运输；集中运输大巷采用DTL80/15/40S型皮带机运输；井

底车场至地面煤仓采用ZK7-6/250型架线式电机车出煤，日

产量1000吨，回采率60%,本采区服务年限为5个月。

七、本采区服务起止时间：

2007年4月一2007年8月。

第二章采煤方法和采煤工艺

一、采煤方法的选择

1、采煤方法确定的依据

(1)煤层赋存条件。

(2)煤炭设计院为本矿设计的采煤方法、方案设

计。

(3)现有的装备和管理水平。

(4)有关顶煤放落的调研成果。

2、采煤方法

本工作面采用单一走向长壁垮落法采煤、悬移顶梁液

压支柱管理顶板，用炮采放顶进行一次采全高来落煤的方

法。

二、回采工艺

工序：移溜、破煤、装煤、运煤、移架、放顶、采空区处理。

流程：移溜、打眼、装药、放炮、擢煤、拉网、挑梁、移架、

放顶煤。

详述如下：

1、破煤

采用爆破落煤、手镐或钢钎辅助落煤方式。

2、打眼采用手提式煤电钻、炮眼布置为五花眼，采用煤

矿3号乳化炸药、毫秒电雷管，分段爆破。

(1)炮眼布置图(见附图)

(2)炮眼特征表

位置角度总

利装装

眼

仰

水

药

距

名距距用药

深

平

俯

底

顶

称离率量量

m

%g

kg

顶

1.01.40.690750.98230022.2

眼

腰

1.00.91.190750.98230022.2

眼

底

1.00.41.680751.08230022.2

眼

3、爆破说明书(见下表)

爆破器材选择

断别12345

秒量

(1325+1050+1075+15110+15

(ms)

脚线标

灰红灰黄灰兰灰白绿红

志

管线标从管线长度划分，1<2<3<4<5,5段底部有黑

志色

上表为毫秒电雷管的段别标志。

爆破说明书:

序

号名称项目单位数量

1打眼工具型号MZ-1.5

（煤电钻）MZ-1.5台4

2循环眼数个444

炮眼特征平均深度米0.9

循环炮眼总长度米400

矿用乳化炸

炸药种类

药

3炸药每孔炸药量kg/孔0.3

循环用量kg133.2

吨耗kg/T0.43

种类毫秒电雷管

4雷管循环用量个444

吨耗个/T1.4

米与水炮泥封

炮泥

填实

5封泥

米与水炮泥封

封泥长度

填实

6防尘措施水泡泥个1

(1)组合顺序及连线方法

组合顺序：

连线方式:

装药结构:

(2)放炮的长度、放炮影响范围

①工作面每个作业组每一次连续放炮长度不能超过25米

(既毫秒爆破不能超过一组)，一组使用雷管段数总时间

不得超过130毫秒，由后向前每个工作段只能放一组，等

挑完棚后方可继续放炮。

②每次放炮前后，必须由瓦检员对放炮地点附近20米范

围的有毒有害气体进行检测。

③放炮前必须由放炮员、采区区长亲自安排人员进行警

戒，警戒距离和爆破距离距爆破点直线距离＞100m,有转

角时，距离＞75m。

④放帮炮后补炮警戒距离执行上述规定。

4、采煤工作面的一部分煤靠爆破装到刮板运输机上运走，

放顶煤靠煤自然下滑到刮板运输机上拉走，其余的主要靠人

工摧煤、装煤。

工作面及运输顺槽采用SGW-40T型刮板机运输，运输能

力120T/H,可满足工作面生产需要，集中运输大巷采用

DTL80/15/40S胶带运输机，其运输能力为150T/H,可满足

生产需要。

5、联网

①假顶材料选用本矿生产的6X0.9m,网孔60X60mm金

属网。

②铺联要求：网子铺设必须平整，长边搭接0.1m,短边

搭接0.2m,联网时呈三角形联接，宽度0.1m,联网采用

双丝单扣，扣扣相联，搭接短边联两排。

③铺网必须到煤帮，片帮超过0.3m时，必须拉双网，工作

面顶板上不得留有网头，如有要及时将剩余网头剪下。

6、移架（工作面支护立面图）

①采空区处理采用全部垮落法，最大控顶距3.1m,最小

控顶距2.3m,放顶距1.6m。

②工作面放炮后，必须及时进行敲帮问顶，处理好帮顶的

安全。

③当工作面放炮后及时联网、挑梁，出净帮煤，随后将支

架的主副梁交替前移进行放顶，移架时自下而上分组分段

进行。

④移架时，各分段的支架应保持平稳、整齐，工作面所有

支架移完后，液压支柱的前后柱的三用阀一律平行煤壁，

中间保护柱的三用阀一律朝向采空区，支架前后支柱应为

一条直线。此时，严禁启动工作面刮板机。

⑤回死柱的方法

a、先维护好死柱周围的顶板，将死柱重新升起，在距

死柱子30mm的适当位置打一棵戴帽子柱子，再利用卧底的

方法取出死柱子，严禁用炮崩、锤砸的方法回收。

b、活柱升出量小于200nlm时，提前用小柱子替换。

7、放顶煤

a）放顶步距的确定

根据有关综采放顶煤的理论，放顶步距为：

L=0.2H=0.2X（10-2.0）=1.6m

根据所订购的支架的迈步距离为0.8m,工作面放顶步距

1.6m,式中L为放顶步距，H为顶煤厚度。

b）采放比

K=h/H=2.0/（10-2.0）=1/4.0

式中K为采放比，h为开帮高度，H为顶煤厚度。

c）放煤方式

根据矿井采煤方法设计和山东邹城县宏河煤矿的经验

及调研成果，结合我矿煤层情况，采用分段间隔多轮次放

煤方式，放煤间距15m,放煤口最小间距1.3m,每轮放出

煤量的1/3o

d）放煤步骤

当工作面移架放顶后，在老塘侧溜子上沿其上部

0.2-0.5m之间，将网子剪成0.5X0.7m的放煤口，让老塘

侧煤自行滑到溜子上运走。根据工作面长度和溜子的负荷

情况，工作面分2个分段，第一轮在一个分段的两端头开

□放煤，每隔15nl开口放煤一次，第二次开口放煤间距缩

短为7.5m,第三次则在两放煤口之间再加一个放煤口，依

次逐渐缩小放煤口间距，直至放煤口间距缩到L3m为止，

然后放另一分段煤，过程与第一分段相同，至此第一轮放

煤结束，将以上过程连续三次，直至顶板均匀垮落，为整

个放煤过程结束。

e）放煤顺序

放煤分前后两段进行，先放机尾至工作面中间这一段的

顶煤，顶煤放干净后方允许放机头至工作面中间这一段的

顶煤，严禁两段同时放顶煤。

8、采空区处理

采空区处理采用全部垮落法，最大控顶距3.1m,最小控

顶距2.3m,如果超过最大控顶距，必须进行强制放顶，否则

工作面必须停止作业。

9、清煤移溜

a）采面顶煤放完后，开始清理溜子两帮浮煤，使采高保

持2.0m然后开始移溜。

b）移溜时由机头向机尾或由机尾向机头进行，严禁由两

头同时向中部进行，溜子移完后，要保持溜子平、直、

稳，并确保运转正常。

c）推移机头时，使用推溜器或用刮板机带动推移。

10、工作面两端放顶措施

工作面两端头包括机头和机尾两部分，根据我矿煤质特

征的技术条件，对端头放顶的措施如下：

a）端头炮孔布置如下图：

放顶爆破说明书

序名称项目单位数量

r

打眼工具型号

1

（煤电钻）MZ-1.5台4

循环眼数个120

2炮眼特征平均深度米6

循环炮眼总长度米720

3炸药炸药种类矿用硼化炸

耕

每孔炸药量公斤/3.0

71

循环用量公斤360

吨耗公斤/0.57

ndr

雷管种类毫秒电雷管

4雷管循环用量个360

吨耗个/吨0.57

炮泥米封填实

5封泥

封泥长度米封填实

6防尘措施水炮泥个1

端头长5.5m,米用扇型孔布置，：炮孔药量可适度加大，

孔深6.0m,倾斜炮孔角度r不小于60°,放顶步距与工作

面推进步距一致，严禁在操作中倾斜炮孔交叉。

支护：

端头支护采用工字钢加金属网的方法，其中超前支护不

小于20m,具体措施见第三章上下出口要求。

预防措施：

为保证端头出口的安全，放顶后压力过大，可采用扩垛

的方式来加强支护，同时减少放煤量。

要求端头放顶与工作面推进步距一致，严禁脱节，特殊

情况下，端头放顶滞后工作面不大于0.6mo

机头、机尾超前支护架距为0.8m,支护长度不得小于

20m,巷道净高不得低于1.8m,净宽不小于1.2m。

第三章工作面支护和顶板管理

一、煤层顶、底板岩性

顶板：粉砂岩、粗砂岩、细砂岩

底板：细砂岩

二、支护方式的选择

根据设计方案，本矿工作面选用XDY-TY/ZX/LY型悬移

顶梁液压支架，二梁六柱支护，三排管理，开帮进度0.8m,

架间距为0.7m,最大控顶距为2.3m,最大控顶距时，工作

面支护密度为1.43根/itf最小控顶距时，工作面支护密度为

1.93根/nf。

若每个支架增加2个备用支柱，则工作面最大控顶距时,

支护密度为2.15根/肝，最小控顶距时，工作面支护密度为

2.90根/nV详见工作面布置平面图。

两巷支护采用掘进竣工了的支护方式一一锚网支护，采

区搬迁至南七采区后两巷支护形式不变。

支护强度计算

1、利用八倍采高计算法验算

八倍采高煤，岩重量

Pl=8h=2.0X[(4,5X1.3)+(3.5X2.6)]=29.9T/m2

式中：P：八倍采高岩重量T/itf

h：工作面采高(2m)

丫：顶板煤岩平均容量，煤取1.3,岩取2.6

2、按支架全部承受规则垮落带以下煤岩重量计算

根据有关综采放顶煤的研究，开采时规则垮落带的厚

度为煤层厚度的2-5倍，悬移支架工作面控顶距较小取2o

P2=2HIY°+(HI-h)X.

=2X(H-8X0.2)X2.6+(10-2)XI.3

=54.08(T/m2)

式中：

P2：规则垮落带下煤岩重量；HI；煤层厚度

h：工作面采高Yo：岩石综合容量

丫】：顶煤综合容重_8：放顶煤厚度

i.2：工作面回采率60%,剩20%余煤不能放

出

三、支护密度验算

上述两项计算中最大值为Pi=54.08(T/itf),按此

值计算支护密度：

HZ=P/F=54.08/0.9X30=2.0根/而

式中：

Hi：理论计算支护密度(根/Itf)

P：支架承受的压力理论值

F：单体支柱额定工作阻力的90%

实际选择的工作面架间距0.7m,二梁四柱支护最大控顶

距时，支护密度：

N=4/0.7X3.1=1.84根/1112

采用二梁六柱支护，最大控顶距时，支护密度：

N=6/0.7X3.1=2.76根/而

说明所选择的架间距在最大控顶距时不能完全满足顶

板的需要，但根据现有开采支护状况来看，工作面压力并未

达到理论值，所以在生产过程中应视观测结果进行调整，确

定支架间距及每架的支柱数量。

四、机道支护要求

3、放炮后煤壁必须刨平、刷直，并且与顶、底板垂直,

伞檐下不得超过200nlm。

4、放炮后及时拉网、挑梁，遇顶板破碎处及时用板皮

接顶绞实，必要时掏窝、挑梁，严禁人员在空顶下

作业。

5、刮板输送机机头、机尾移动铺设前，换中排柱时，

必须先将上梁煤帮、老塘侧两根支柱二次补液，方

可卸柱，移溜子后，及时将仓戈柱打在溜子帮老塘侧。

6、工作面采高为2米，作业时偏差不超过±100mm。

五、上下出口支护要求(附上、下顺槽断面图)

7、工作面上下出口采用四对八根2.8m矿用工字钢梁配

合单体液压支柱支护，且每个单体液压支柱初撑力

不小于90千牛顿。二梁六柱每架棚距0.7m,最大控

顶距2.8mo

8、工作面回风端头无传动装置，支护形式采用矿用工

字钢梁，控顶距较工作面大0.5m。

9、工作面上下两巷超前支护采用1.8m矿用工字钢梁，

在煤壁线以内20m范围内打单排支柱，上下出口处

各增加一对3.0m双梁托梁，该对梁与工作面上下第

一架棚距不超过0.7m,在工作面运输机头、机尾外

侧留有大于0.7m宽的人行道，净高不低于1.6mo

六、工作面支护要求

10、初撑力不低于90KN(11.4MPa),泵站压力不低于

18MPao

H、支架排成一条直线，其偏差不得超过±50mm。

12、支架与运输机保持垂直，不垂直度不超过±5°,且

工作面调斜时有专门措施。

13、工作面支架与竖直方向的歪斜度不超过±5。，与顶

板接触严密，不许空顶。

第四章生产组织

一、作业

采用“两推一放”的组织形式，三八制作业。

二、循环方式

天一循环，循环进度1.6mo

三、劳动组织（附图表）

人工分段作业：

第一班：完成开帮、铺网、擢煤、移架、移溜、出顶煤、

两巷回收、运输维修1次。

第二班：完成开帮、铺网、擢煤、移架、移溜、出顶煤、

两巷回收、运输维修1次。

第三班：完成剪网、放煤、补网。

四、循环作业组织措施

1、提高工时利用率，作好各工序间的配合。

2、加强各工序的质量管理，确保正常生产。

3、作好各工序间的平行作业，充分利用回采空间和时

间，缩短循环周期，提高劳动生产率。

4、加强夜班维修质量，保证设备正常运转，为生产创

造良好的条件。

五、劳动组织图表、正规循环作业图表。

劳动组织图表

工出勤人数（人）

种早班中班夜班合计

打眼工66618

装药工3339

放炮工1113

溜子司机44412

皮带司机3339

泵站司机1113

移架工121224

两卷回收工448

机电工2226

勤杂人员55

肝石处理工1124

出煤工64

管理人员3339

安全员1113

瓦检员1113

值班领导1113

合计434339125

六、主要技术经济指标表

序号项目单位指标

1工作面走向长度米133

2工作面长度米80

3木1口」米2

4煤层容量吨/加1.3

5煤层倾角度9°

6循环进度米1.6

7循坏产量吨1000

8日循环数个1

9日产量吨1000

10月产量万吨1.8

11回采率%60%

12最大控顶距米3.1

13最小控顶距米2.3

14坑木消耗武/万吨10

15火药消耗Kg/万吨5940

16雷管消耗发/万吨10465

17在册人数人108

18出勤人数人102

19出勤率%94

20回采工效率吨/工9.5

第五章矿井通风

一、风量计算

1.低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定

需风量，其计算公式为；

Q采二Q基本XK采高XK采面长XK温

式中：

Q采一采煤工作面需要风量，m3/min

Q基本——不同采煤工作面方式工作面所需的基本风量，

m3/min

Q基本——工作面控顶距X工作面实际采高x工作面有效

断面70%X适宜风速

K采高——回采煤工作面采高调整系数（见表2）

K采面长一一回采煤工作面长度调整系数（见表3）

K温一一回采煤工作面温度调整系数（见表4）

表2K采高—回采煤工作面采高调整系数

米高<2.02.0—2.52.5—5.0及放顶煤面

系数K采1.01.11.5

高

表3K采面长一一回采煤工作面长度调整系数

回采工作面长度80——150150一一>200

（m）200

长度调整系数K长1.01.0一1.3-

1.31.5

表4K温一一回采煤工作面温度与对应风速度调整系数

回采工作面空气温采煤工作面风速配风调整系数K温

度℃m/s

<180.3——0.80.90

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—-1.4

28-——302.5——3.01.4——-1.6

则：Q基本=3.1X10X5.2X0.7X1.0=112.84m3/min

Q采二Q基本XL5X1.0X0.9=1.35X112.84=152.33

m3/min

工作面控顶距为2.3——3.1米

工作面实际采高为10米

工作面有效断面5.2m2

2.工作面布置有专用排瓦斯巷的回采面风量计算：

Q采二Q采回+Q采尾

Q采回二lOOXq采XKCH4

Q采尾二qCH4尾XKCH4/2.5%

则Q采二Q采回+Q采尾

=100X0.6703X1.6+0.6703X1.6+2.5%

=150.15m3/min

q采-------矿井上年度瓦斯绝对涌出量0.6703m3/min

KCH4----------矿井瓦斯涌出量不均衡系数炮采工作面取1.6

qCH4尾---采煤工作面尾巷的风排放瓦斯量mVmin

3.按井下同时工作的最多人数计算

Q矿井=4XNXK矿通=4X72X1.15=331m3/min

式中：N一井下同时工作的最多人数计算72人；

K矿通一矿井通风系数1.15；

4.按采煤工作面温度计算：

Q采二60V采XS采=60X1.0X5.2=312m3/min

V采一采煤工作面适宜风速1.Om/s；

S采一采煤工作面的平均有效断面5.2m2;

5.按采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量计算：

Q=25A=25X22.5=563m3/min

A一采煤工作面分段爆破，一次爆破最大炸药量22.5kg

6.按风速进行验算：

按最低风速验算：Qmin=O.25X60X5.2=78m3/min

按最高风速验算：Qmax=4X60X5.2=1248m3/min

所取风量符合风速速验要求：Qmin<Q采VQmax

则初步选定采煤工作面所取的最大风量563

m/min。

所以采煤工作面设计所配风量为Q采=563XK矿通二647.75

m3/min；

K矿通一矿井通风系数1.15o

二、通风系统（附通风系统图）

1、通风路线

主平恫一>集中运输『一采区运输南七采区

工作面f采区回风巷*总回施特副井

2、通风设施

本采区在采区进风巷内设置测风站一处，联络巷内设置

四道风门

3、维护措施

风门及测风站的维护由专职人员负责，一切通风设施未

经允许不得乱动；风门之间必须连锁，严禁任何两道风门

同时打开；采面工作人员通过风门必须关好风门，发现通

风设施损坏，及时汇报。

三、灾害预防

1、综合防尘(见洒水、防尘管路图)

(1)定期冲洗两巷积尘及清理工作面浮煤，不得出现长

度超过5m,厚度超过2mm的沉积煤尘，工作面不得有面

积超过2肝、厚度超过60nlm的浮煤。

(2)采区作业人员必须佩带个人防尘口罩。

(3)各运煤转载点安设喷雾撒水设施，安设符合《规

程》规定。

(4)打眼采用煤电钻打眼，打眼前用水冲洗煤帮，炮

泥必须封填实，并且每个炮眼必须使用一个水炮

泥，严禁放明炮和糊炮。

(5)放炮前后，移架前后，冲洗煤帮和老塘侧煤尘。

(6)在放煤过程中，必须进行洒水降尘。

(7)要求全体职工管好、用好所有防尘设施。

(8)在运煤过程中，运输线路中的所有降尘设施必须

与运输设备同时启动。

(9)采区回风巷内必须设置洒水装置，在采面输送机

启动时开启。

2、防止瓦斯积聚

(1)保证工作面通风系统正常、稳定，有足够的风量。

(2)及时回收上隅角支架，使之与上山出口切线相齐，

每班由瓦检员检查上隅角瓦斯浓度，并及时填报报表向当班

区长、班长通报。

(3)在生产中，上隅角瓦斯浓度达到《规程》允许的最

大值时，用帆布风嶂引导风流通过上隅角从而冲淡瓦斯。

(4)及时放顶，防止采空区瓦斯积聚。

顶板或巷口冒落的空洞内应用不燃材料填实或用导风板

引入风流冲淡瓦斯。

(5)顶板附近瓦斯层状积聚时，采用加大风流或导风板

导入风流来冲散瓦斯。

重点瓦斯区的管理

根据“一通三防”的要求，放顶煤开采工作面属于重

点瓦斯管理区域，其管理如下：

(1)配备专职瓦斯检查员，实行定点检查，井下交接

班，严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮

制度，发现通风系统不稳定、风量不足、停风、

瓦斯浓度异常时，要立即停止作业，撤出人员，

并报告矿领导。

(2)强制冲淡瓦斯到允许浓度范围内，并排到回风风

流中。

(3)工作面开工前必须对供电系统、通风系统、瓦斯

检查、安全监测、防尘、排水系统、防爆等各种

设施进全面检查验收，不符合条件的严禁开工。

(4)值班电钳工每天至少对采区内所有设备巡回检查

一次，发现问题及时处理，严禁带电检修作业，

杜绝失爆现象。

(5)对瓦斯检查仪器要按要求定期进行校检。

(6)工作面应悬挂醒目的标示牌和瓦斯检测记录牌，

每班及时填写。

2、防灭火措施

二井田煤矿自燃发火期为6个月，现采煤层属于不易自

燃煤层，因现在采用长壁式回采因此应注意采空区内的煤炭

自然发火。

(1)自然发火的预防措施

①煤炭在采空区内氧化距离一般为60-90米，二矿采

区月推进度为25-30米，因此应适当加快采面推进速

度，从而减小采区煤炭氧化，减小煤炭自然发火的可

能性。

②提高回采率，减小采空区内的浮煤的堆积。

③两巷发现冒高超过2m,体积超过10m'3时，要用木垛

支护。

④工作面每推进60米在采区运输端头及回风端头空区

侧在网内各打一长为10米，高2.0的米挡风墙，打完

挡风墙后三个循环内，采区两端头进行放顶煤工作但

不出顶煤，以减小采空区进风。

⑤加强外因火源管理，杜绝外因火灾的发生。

⑥回采工作结束后，按《规程》要求在45天内对采空

区进行封闭。

⑦井下设置消防材料胴室，消防材料胴室按要求设定

并按要求备齐各种材料、设备。

⑧对采区工作人员进行培训，使其熟知井下消防材料、

设备使用方法及存放地点。

⑨对采区工作人员进行培训，使其能在井下火灾生后

沿正确避灾路线进行自救。

(2)采区灭火措施

若工作面发生自然火灾事故，采取以下措施：

(1)、打封闭墙

发火后，立即组织人员构筑一道砖混结构的封闭墙，

将火源与煤层隔离开，同时与空气隔绝，封闭墙必须及时、

有效，保证达到隔离的目的。

(2)、回忆推进速度

发火后，除打封闭墙外，必须回忆工作面推进速度。

根据发火现场情况，顶煤可用深孔进行强制放顶，不出煤,

用煤体隔离火源，距离10-30m后对其进行检控，并打好

封闭墙，待情况受控后，方可正常生产。

(3)、使用氮气灭火(具体见氮气灭火措施)

通过地面氮气管路输送氮气至采空区，使氧气与空区

内的煤体不能充分接触而无法持续燃烧。

(4)关闭采区

若情况特别严重，人为无法控制，则须立即关闭本采

空区，打实封闭墙，使其与空气隔离。

外因火源管理

1、加强警卫值班制度，杜绝火种带入井下。

2、井下应建立消防器材库，配备一定数量的消防器

材。

3、作好电气设备的检修工作，消除失爆现象。

4、严禁放明炮或糊炮。

5、严禁带电搬运电气设备或带电进行维修。

6、严格执行火工用品管理制度。

3、防水措施

(1)本采区水文地质简单，无重大水灾隐患。

(2)在遇到顶板淋水现象或煤壁有水渗出时，先探后

米。

(3)主平胴口夏季加强防洪，防止地面水流到井下。

(4)由于采用喷雾撒水降尘，工作面上下顺槽应加强

排水工作，每班须对用水加强控制。

第六章机电运输

一、运输系统：

1、运输方向：采区工作面—＞采区运输顺槽一集中运种f

巷井下

煤运输大巷一＞地面煤仓；

2、运料方向:地面材什运输大巷一＞材料下由一►总

回风巷—＞采区工作面。

二、供水系统:

绕道上山水池——A运料下山——►总回|风T巷

集中运输巷I——>采区回风3采区运输顺

槽

—采区工作面。

三、供电系统图（见供电系统图）

1、采区工作面至集中运输巷动力均660V电压，各泵水点

采用380V电压，南七采区供分四路供电，第一路为采

区液压泵站，由井下变电室的一条16nlm之的专用电缆供

给，电压为660V。负荷37KW；第二路由变电室馈出的

SOmni?电缆，电压660V,负荷为煤仓20B刮板机20KW,

1”胶带输送机，负荷40KW,2#胶带输送机，负荷40KW,

3#胶带输送机，负荷30KW,共计本线路负荷130KW；第

三路为变电室馈出的70nmi2电缆，电压660V,负荷运输

顺槽两台刮板机和工作面的刮板机，再加上煤电钻功

率，共计负荷156KW；第四路为35nm,电缆，电压380V

专供给水泵用，负荷均41K肌

2、供电设备有KS8-630/6.3和KSGL-180/0.4变压器两台,

DW80-350馈电开关5台，DW80-200型馈电开关2台，

JY82-380/660型漏电继电器3台。3、辅助设备：监控

设备1套，ZBX-4.0型照明综保2台，ZZ8L-4.0型煤电

钻综保2台，MZ-1.5型煤电钻4台，水泵6台。

四、回采工作面和运输所有设备见设备布置图。

五、南七采区电气设备功率汇总表

序

机械名称型号功率备注

号

1刮板输送机SGB-620/4055KW工作面一台

2刮板输送机SGB-620/4055KW运输巷2#台

3刮板输送机SGB-620/4040KW运输巷1#台

集中运输巷3#

4胶带输送机DTL80/3030KW

台

集中运输巷2#

5胶带输送机DTL80/15/40S40KW

台

集中运输巷1#

6胶带输送机DTL80/15/40S40KW

台

7刮板输送机20B20KW煤仓

8潜水泵250QJ50-60/313KW2台北六水仓

9潜水泵65WQ/C250-7.5-C7.5KW2台第八水仓

10液压泵站XRB2B(A)37KW米区回风巷

4台机头2台，

11煤电钻MZ-1.51.5KW

机尾2台

合计功率:343.5KW

六、机电设备管理：

1、机械设备由值班员负责，必须每班对采区所有设备进行

一次检查，检查项目为变速箱的油量，刮板机的刮板、

螺栓、的紧固情况、偶合器等是否完好，各润滑点是否

缺润滑油，保护装置是否完好；皮带运输机的托辐是否

完好，胶带接头是牢固可靠，张紧程度是否适宜，液压

泵站是否正常等问题进行检查，并按规定填写各种记

录；

2、电气设备由值班员负责，必须每班对所有的电气设备进

行一次检查，检查内容为接地装置、保护装置、电