综采工作面作业规程

第一章 概况

一、回采工作面概况 表1-1 作面名称 水平名称 煤层编号 面积 12207综放工作面 980 2#煤 381266.2m2 采区名称 走向长 倾斜长 12采区 22.08-2278.86 m 162～173.2 m 12207工作面水平标高为1071～1125.8m 。12207工作面地面位于枣泉煤矿工业广场南东467m处。该面投影于东斜风井筒南面80m～地面相对位置 2329065m。枣泉连接公路在12207工作面的北部51.4m处。 12207切眼上口坐标：Y-36371318.034,X-4197832.972； 切眼下口坐标：Y-36371481.85,X-4197788.975； 井下位置及邻 近采区情况 回采对地面 设施的影响

二、煤岩层情况 表1-2

煤层总厚 煤层倾角 变异系数 煤层硬度 说明 8.09m 3～23°平均12° 6% f=1.6~2.0 12207综放工作面回采的煤层为2#煤，黑色，稳定，块状，半暗型沥青玻璃光泽，间夹条带状亮煤，局部中下夹有0.05～0.2m石英、长石砂岩。块状构造，煤层分布稳定，结构单一。 三、煤质情况 表1-3 水分Mad 挥发分Vdaf 固定碳Fc 胶质层厚度Ymm 说明 9.73% - - - 灰分Ad 发热量Qnte，ar 硫分St 工业牌号 7.19% 21.4MJ/Kg 0.26% BN 煤层结构 可采指数 稳定程度 单 一 0.95 较稳定 12207回采工作面以北80m处为东斜风井；在12205工作面皮带巷以东26m处为12207工作面回风巷。12207皮带巷以东30m处为12207辅助巷， 12采区边界以北10m处为12207切眼。 地表大部分为第四系流动沙丘覆盖。与12205回采工作面相对应的地面区域为戈壁沙滩。枣泉连接公路在12207回风顺槽处停采线以北51.4m处，回采时对公路和地面建筑物没有影响。 二煤： 特低硫、低磷、低熔点、较高发热量、较高水分、高活性、煤种单一。黑色，稳定，块状，半暗型的不粘结煤。 四、煤层顶、底板情况 表1-4 岩石名称 炭质细粒 砂泥岩 炭质泥岩 炭质泥岩 厚度（m） 4.6 2.8 0.4 1

顶、底板名称 老顶 直接顶 伪顶

岩性描述 灰黑色、碳质含量自上而下逐渐增高，含沥青质遇水变软。硬度较小。 灰黑色，片状、波状层理，完整性不好，易脱层 黑色，破碎、波状层理，易脱层 直接底 老底

炭质泥岩 粉 砂 岩 0.5 3.0 黑灰色，遇水变软 灰色，具斜层理，遇水变软 五、地质构造情况 表1-5

构造 名称 DF7 DF8 df1 煤层变薄区 无煤区 走向 18° 18° 0° 119° 119° 倾向 北西 北西 南北 倾角 ° 52° 40° 性质 逆断层 逆断层 逆断层 落差（m） 19m 18m 最大小于4m 对回采的影响程度 在掘进过程中未揭露，预计影响不大 在掘进过程中未揭露，预计影响不大 在掘进过程中未揭露，预计影响不大 在掘进过程中揭露， 影响较大 对综放影响较大 1、枣泉井田为碎石井背斜构造，矿井以背斜轴分为东井和西井。12207工作面在东井。 2、12207回采工作面在东井南翼，工作面的煤层倾向：198°～ 268°，平均倾角：3°～23°，在12207回采工作面西南角4.87m左右处为碎石井背斜轴。根据12207开切眼压力情况，靠背斜轴方向压力较大。 3、12207工作面中部无煤区位于12207措施巷2向南48m处，无煤区向东煤层逐渐变厚，到12207皮带巷处煤层最薄处为3.05m左右。根据12205回采工作面揭露，无煤区比较稳定，无煤区斜穿工作面。 4、12205辅助运输巷从1225.379m处煤层开始变薄，在1519m处煤层厚度为4.2m开始变厚，到1562m处煤层厚度达到8.00m. 趋于正常。 5、目前回采12205工作面没有发现df1、DF7、 DF8三条断层，在12205辅助运输巷掘进过程中也没有发现df1、DF7、 DF8断层，但在以上断层区域回采时仍需要加强此断层监测，并且注意观察工作面涌水量变化，如果出现突水征兆时立即停止回采，及时向矿调度中心和地质人员通知下井观测。在回采前必须做好过断层和防止突水的准备工作，以防万一，有备无患。

六、水文地质情况及防治水措施 表1-6 最大涌水量 水文地质情300～420 m3/h 正常涌水量 180～380 m3/h 一、水文情况 根据精查地质报告,和12205工作面涌水分析，12207工作面区域涉及两 个含水层,Ⅲ号含水层处于一煤上部直罗组砂岩（七里镇砂岩）含水层,属于孔隙裂说明 况及隙层间承压水,愈接近井筒区域受大气降水补给影响加大,含水层厚平均在82m左右，防治是回采期间的主要出水水源。一煤到二煤层之间有2.7m左右的中粒砂岩，处于Ⅳ号含水措水层上部，是回采期间的次要出水水源，属于砂岩裂隙孔隙层间承压水。在回采100m施

前采空垮落导通上部含水层和隔水层，预计将会出现涌水量增大或突水现象，而后逐2

渐趋于正常。根据三维地震勘探报告和精查地质报告，在12205工作面附近没有地下水体存在。该地区处于沙漠边缘，地表干旱少雨，地下水补给来源贫乏，煤层迳流条件差。12207工作面在回采过程中要过24线2403号钻孔和25线2511号两个钻孔。根据精查地质报告资料2403号钻孔是用稠泥浆进行封孔；2511号钻孔是用水泥砂浆进行封孔。但是为了防止钻孔封孔不良造成积水和毒气聚集，所以在回采到此范围时必须采取相应的防范措施，防止积水和毒气伤人。在回采到1150m附近时，受无煤区上部富水区域影响，工作面涌水预计将显著增大，不排除短时间涌水增大异常现象发生，预计回采1700m后涌水趋于减小。在12207工作面回采时12205工作面老空部分将延12207老空延倾向下泄到12207工作面最低处，预计1220512205老空区涌水量在100m3/h。 二、防治措施 1、在开采前由综采对必须编制12207回采工作面防排水专项措施，尤其针对无煤区富水段增加排水设施。并按照措施准备好防排水设施。 2、回采前在切眼以南12207辅助巷内设置有效容量至少不小于4小时正常涌水量的水仓以及1小时最大涌水量的临时水仓，以便清淤；准备好20小时内排出工作面24小时的正常涌水量的水泵；备用水泵能力不小于工作水泵能力的70%,排水管道要直接接至+1112车场.在雨季期间要加强地面排水的防治疏导工作。水泵、配套水管、闸阀、配电设备和输电线路排水试验经相关部室验收后，方可进行回采，具体要求见动力部12207排水专项设计。 3、在回采到无煤区附近富水区域，要予以高度重视，落实各项排水设施，在回采870m开始至井筒方向在皮带下帮挖设水沟，充分利用在此巷道平缓条件，使涌水自流到各联络巷， 4、在回采过程中遇到突水征兆时，必须坚持有“有疑必探、先探后采”，的基本原则。 5、目前回采12205工作面没有发现df1、DF7、 DF8三条断层，在12205辅助运输巷掘进过程中也没有发现df1、DF7、 DF8断层，但在以上断层区域回采时仍需要加强此断层监测，并且注意观察工作面涌水量变化，如果出现突水征兆时立即停止回采，及时向矿调度中心和地质人员通知下井观测。在回采前必须做好过断层和防止突水的准备工作，以防万一，有备无患。 6、12207皮带巷与12207辅助巷之间的各联络巷，在回采推过此处时要做好，各联络巷密闭前的木躲支护工作，以便老空涌水渠道畅通。

七、瓦斯煤尘及其它有害气体情况 表1-7 相对瓦斯涌出量 绝对瓦斯涌出量 煤尘爆炸指数 煤层自燃发火期 其它有害气体浓度 0.188m3/t 0.063～0.078 m3/min 36.85% 1~3个月

八、储量计算 表1-8

3

九、存在问题及建议

1、必须在12207辅助巷设置永久排水沟和排水管及水仓等排水设施。 2、在各联络巷及12207辅助运输巷之间及时疏通排水沟。 3、加强对地面水的排放管理和防治措施。

4、在回采过程中出现涌水异常或有突水征兆时要及时向地测部门反映,经地测部门调查研究后采取相关措施。

5、二煤层直接顶是2～6m厚的炭质泥岩和砂质泥岩，根据12205回采情况来看，局部靠下端头部分工作面压力较大。要注意在回采过程中加强工作面顶板的管理。

6、局部煤层厚度小于8m，12207工艺巷下帮顶煤留设厚度大于1.3m巷道高度为2.8m，巷道底煤厚度小于3.4m。在回采过程中局部可能直接破工艺巷道底板, 所以在回采前制定专项安全技术措施，加强12207工艺巷松动爆破管理提高回采率。

7、工作面初采100m内老空可能有大的涌水，望在回采前做好工作面的排水准备工作。及时做好采空区积水的疏导工作，和采取防止12205老空区涌水流入12207风巷及回采工作面中淹到工作面的措施。在12207工作面回采前必须在12207皮带巷和辅助巷形成完善的排水系统。并在12207辅助巷一次性设置好永久水沟、和排水水仓、水窝等。

8、12207回采工作面在回采薄煤区和无煤区时必须探测顶煤厚度。

9、12207工作面在回采过程中根据皮带巷下端头涌水情况，如若需要打设泄水钻孔时，可根据情况进行打设，但是打设的钻孔必须安装好套管和水管保证将水引入水沟中。泄水孔上口要有防护措施。

10、12207工作面回采过联络巷后，在打设密闭时，将反水池外部的水沟加长直接联通到水沟中。

11、12207工作面从1＃措施巷向北83.6m处为2511号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深210.4m；从开切眼向北458m处为2403号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深255.8m。由于钻孔常年类月积水，在回采到此范围内提前采取防范措施，防止钻孔水头压力过大伤人，并且做好工作面钻孔突然涌水的排水准备工作。

12、在回采过程中必须加强12205老空区涌水在12207回风巷的排放.综采队必须制定此巷道在回采过程中的防排水措施和方案,避免老空涌水直接流入回采工作面对工作面的生产及安全造成影响。

13、在回采到1＃、2＃、3＃措施巷道时可能局部要破措施巷底板，在通过此处时必须采取措施，加强顶板管理。

14、 根据12205工作面回采情况来看，在回采12207工作面时,每采过一个联络巷时必须在联络巷内打设木垛防止顶板垮落堵塞水路。

15、二煤层与一煤层之间的岩层厚度在23～30m左右.主要以炭质泥岩,砂质泥岩,细砂岩,粉砂岩,中粗砂岩,粗砂岩为主。12207回采工作面在回采到12105工作面老空区时工作面顶板压力会突然增大,12205老空有可能出现大面积涌水汇聚，为预防回采时突水发生.所以在回采前必须编制进12105工作面下部和在12105回采工作面老空区下部开采的专项措施。(要在12207辅助巷或皮带巷向一煤层提前打设放水钻孔)。

16、根据12205工作面下端头突然涌水情况分析，二煤层顶板炭质泥岩垮落后容易在老空区形成积水区，积水区达到一定积水时，就会从下端头突然涌出一部分。预计在60～100m3/h左右，持续1～3天左右。所以在回采前必须编制12207工作面下端头防排水设计及措施。并配备足够完好的排水设施，在皮带巷底板平缓区要提前在水沟与各联络巷之间提前打设水窝，以便将涌水接力到各联络巷排入12207辅助巷排水系统中。并在突然涌水时能够及时有效的将水排出。

17、12207回风巷目前已经从无煤区以南沿二煤层底板布置，无煤区以北巷道沿二煤层

4

顶板布置。在常回采无煤区以北时，必须采取措施将三角煤留设到最小，尽量提高工作面回收率。

18、采取措施，提高采放比及放煤量。

附：煤层柱状图

煤层柱状图

第二章 采煤方法 第一节 采煤方法的确定

一、采煤方法

《枣泉煤矿12207综采放顶煤工作面设计》确定12207工作面采用走向长壁综采放顶煤方法进行试验开采，采用全部垮落法处理采空区。

二、采高的确定

根据12采区工作面的划分，12207综放工作面走向长度为2249m，倾向长度162～173.2m，平均167.6m，煤层厚度8.09m。结合羊场湾煤矿二分区的确定采放比的经验（3.2m：5.15m=1：1.61），确定割煤高度为3.0m，煤层厚度为8.09m，放煤高度为5.09m，则采放比为1：1.70。

三、开采层位的确定

本工作面煤层赋存条件稳定，正常回采时沿2#煤底板开采。

第二节 矿压参数

一、矿压观测表（参照12205综采工作面矿压参数）表2-1 12205综采工作面矿压参数表 第三节 支护设计

一、基本支护

12207综放工作面使用104架ZF7800/17/3柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、6架ZFG8000/21/38型放顶煤过渡液压支架、两架一组ZTZ29000/21/38型中置式放顶煤端头液压支架管理顶板，采用全部跨落法管理采空区。

支架主要技术特征如下表：

表2-2 ZF7800/17/3柱支撑掩型 号 支架宽度 工作阻力 支护面积 支护强度 操纵方式 初撑力 二、其他支护

5

护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架； 1430mm 7800KN（P＝34.9MPa） 6.9m2 0.92~1.02MPa 本架控制 57～5626kN （P＝31.5MPa） 最大控顶距 最小控顶距 支架中心距 工作高度 放煤步距 重 量 底板比压（前端） 5730mm 4930mm 1500mm 1700~3500mm 0.8m 22500kg 0.7～1.67MPa （一）、上出口的支护

工作面上端头主要以工作面上巷内的过渡支架支护顶板配合一梁三柱棚进行支护。在回采过程中如果出现支架下滑、工作面变长现象，导致过渡支架与工作面上巷上帮形成空顶时，根据空顶空间的范围采用单体戴帽点柱(规格为：3.5m或3.8m单体支柱)或走向连锁棚的支护形式对此处的空顶空间进行有效支护，柱帽规格：长×宽×厚=400mm×200mm×150mm。

1、工作面上口最后一台支架与工作面上巷上帮之间的空顶区分4种情况支护：

（1）过渡支架距风巷上帮宽度小于0.8m时,打双排戴帽点柱维护顶板，排距0.8m。柱帽的规格为400×200×150mm；

（2）当过渡支架距风巷上帮宽度大于0.8m时,小于1.5m, 此处空顶范围打3排戴帽点柱进行支护顶板排距0.8m。靠风巷上帮的一排单体支柱距风巷上帮200mm，靠端头支架的一排支柱距端头支架200mm；并在切顶线处打一排密集支柱，柱距不得大于400mm，迎塘角80°~85°；

（3）当过渡支架距风巷上帮大宽度于1.5m时,小于2.5m时，并在此处空顶范围打4排戴帽点柱，以排距0.7m,柱距为0.8m,∏型钢梁的长度为2.2m的两组走向连锁棚子的形式维护顶板,走向连锁棚子维护顶板的长度保持在4.0m。戴帽点柱的排距0.8m，靠风巷上帮的一排单体支柱距风巷上帮200mm，靠端头支架的一排支柱距端头支架200mm；并在切顶线处打一排密集支柱，柱距不得大于400mm，迎塘角80°~85°；

（4）在宽度大于2.5m时,可根据工作面走向的变化情况，适度减小工作面伪斜或增加一台液压支架维护顶板。

2、架设一梁二柱走向联锁棚时，必须先将切顶排支柱支设好，然后上端头组长观察顶板、煤帮无异常情况后，组织上端头人员架设连锁棚，排距0.7m,柱距为0.8m，单体支柱柱头必须与π型钢梁用8＃铅丝进行捆绑。

3、各支柱必须用8#铁丝与顶板上的钢带进行捆绑，且迎山角合格，切顶线排加设密柱，柱距不大于0.4m，封口柱与支架顶梁切顶线平齐，随工作面推进前移，不得提前回收。支柱必须支设在实底上,支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋，底鞋规格为1200×250×150mm。顶板破碎时采用小眼经纬网先护顶，再支设戴帽点柱维护顶板。

（二）、下安全出口的支护

下安全出口利用ZTZ29000/21/38型两架一组中置式放顶煤端头支架与ZFG8000-21/38型过渡支架相结合完成下出口的支护。

当端头支架和1＃支架的架间距超过300mm时，支设6.0m长的木板梁一梁二柱加强支护，随支架的前移而前移，柱头必须用8＃铁丝与顶板上的经纬网捆绑牢固并及时调整支架，消除支架间距。工作面上、下出口的人行道宽度不得小于0.7m，净高不低于1.8m。

（三）、工作面两巷超前支护(见附图 工作面支护平、剖面图)。

1、超前支护随工作面的推进不断前移,保证工作面上巷、胶带运输巷超前支护的距离不小于40m。

2、工作面上巷超前支护采用3.2m（2.8m）的π型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，超前支护距离不得小于40m，上帮、下帮、巷中采用DZ3.5m(2.8m)单体液压支柱,棚距0.8m,上帮支柱距离中间柱柱距2.0m,下帮支柱距离中间支柱柱距800m，单体支柱距上帮400mm，距离下帮400mm，柱头必须用8＃铁丝与顶板上的钢带进行连接，且迎山角合格。破碎段的棚距可取0.4m。（附回风顺槽超前支护图）

3、胶带运输巷超前支护采用3.8m的π型钢梁与单体支柱形成一梁三柱支护，在距离下帮300mm处沿巷道走向打设一排戴帽点柱，柱距800mm。超前支护距离不得小于40m，上帮用DZ3.5m单体柱,下帮采用DZ3.5m(2.8m)单体柱,棚距0.8m,如顶板压力大，破碎段的棚距可取0.4m。（附胶带运输巷超前支护图）

6

4、运输巷超前段支设的一梁三柱棚，在转载机机头部、破碎部通过此段超前支护时要及时将有碍的支柱提前拆除，在推移转载机时要在皮带机尾及端头支架处派专人在此段警戒，禁止所有人员在推移转载机时进入此段，推移转载机完毕后要及时将拆下的中心支柱按照规定补打上。

（四）、安全技术措施 1、回风顺槽、胶带运输巷两巷超前支护支柱初撑力≥50KN，支柱迎山角符合规定，超前支护的单体支柱必须穿底鞋且支设牢固、可靠。

2、上、下两巷超前支护的单体支柱不可提前回收，单体支柱距支架梁端的距离不得大于340mm,超前支柱初撑力不得小于50KN（6.37MPa）。若巷道底板松软时，支柱要穿底鞋，保证支柱钻底量小于100mm。

3、在上、下两巷各备两个方凳，以便作业时用；若巷道两帮片帮较大时，在超前支护范围内进行背帮处理，超前以外要求补打锚杆进行加强支护。

三、支护强度计算

根据放顶煤开采的支架工作阻力构成分析，工作面顶板的压力强度可按6～8倍采高的上覆岩层的重量近似计算，我们选取8倍采高的上覆岩层的重量计算顶板压力强度：8H=H1+H2 即 8×3=5.09+18.91=24m

P0=γ1H1+γ2H2

=1.33×5.09+2.6×18.91 =55.9357(t/m2)

≈0.55(MPa)

式中P0：工作面单位面积的顶板压力 γ1：2#煤层容重，1.33t/m3

γ2：工作面顶板岩层容重，2.6t/m3 H：割煤高度，3.0m H1：顶煤厚度，5.09m H2：上覆岩层厚度，18.91m 四、支护强度校核

工作面采用ZF7800/17/35型液压支架管理顶板，其额定支护强度为0.92～1.02MPa，按其最小支护强度0.92MPa进行支护强度校核：

C=KPmin / P0=0.9×0.92÷0.55=1.51>1 式中 C：支护强度安全系数

Pmin：支架最小支护强度，MPa P0：工作面单位面积的顶板压力，MPa K：支护强度不均衡系数，取K=0.9

以上计算可知，支架的支护强度安全系数C>1，故能满足支护要求。 （附图 12207工作面支护平、剖面图） 第四节 回采工艺

一、回采工艺

综放工作面回采工艺分为：采煤、装煤、运煤、支护、处理采空区。

采煤：利用采煤机进行割煤，利用ZF7800/17/3柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架进行放煤，一采一放，割、放煤工序同向平行作业。

装煤：利用采煤机配合前部刮板运输机、支架配合后部刮板运输机进行装煤。 运煤：利用前后部刮板运输机、装载机、胶带运输机等联合进行运煤。

支护：使用ZF7800/17/3柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、

7

ZFG8000/21/38型放顶煤过渡液压支架、ZTZ29000/21/38型中置式放顶煤端头液压支架管理工作面顶板，采用全部跨落法管理采空区。

处理采空区：采用全部跨落法处理采空区。 具体工艺流程为： 二、回采工艺流程

采煤机采用端头斜切进刀，单向割煤，液压支架及时支护顶板。

采煤机上端头斜切进刀——正常下行割煤——移架——放顶煤——拉后部刮板输送机——采煤机返刀上行清浮煤（采煤机割煤至机头后）——推前部刮板输送机——上端头斜切进刀——进入下一循环。

（一）、采煤机割煤

12207综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工序如下：

采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤。

（二）、移架 由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式，因而在工作面两端各设3架过渡支架，而过渡支架不能做到及时支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下（采煤机端部斜切进刀单向割煤）：

（1）采煤机斜切进刀割透煤壁下行时，将110#～108#号过渡支架的支架护帮板挑起；采煤机下行完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机左滚筒（此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起）3架，顺序将基本架移一个步距，移架时应先收护帮板；直到工作面下端最后一架基本架（4～107#架）。当采煤机返机右滚筒到达25#架时，即将前部输送机机头推向煤壁（应保证6架同时推）。 （2）机头推移后，将工作面下端过渡架（1～3#架）拉一个步距，移架的顺序为：先移2#架，后移1#架，再移3#架；

（3）与此同时，当采煤机斜切进刀直线段时，前部输送机已经全长自下而上（或自上而下）推向煤壁，采煤机割透上端煤壁后，将上端3架过渡支架的护帮板挑起，及时支护顶煤。采煤机下行割煤后顺序将机尾处三架过渡架（108～110#支架）向前移一个步距，移架的顺序为：先移109#架，后移110#架，再移108#架，待采煤机出斜切进刀段后将刮板机机尾推至煤壁为下一个循环段斜切进刀做准备；

过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的；而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机左滚筒3架进行移架（或滞后采煤机右滚筒2架支架将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，等滞后采煤机左滚筒3架时再进行移架）。

移架的动作如下：收护帮板→收伸缩梁→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力) →打出护板板。

三、放顶煤

工作面初次来压后必须再向前推进10个循环方可进行放煤作业。利用矿山压力、支架反复支撑、尾梁上、下摆动和预松动爆破等综合方式预裂顶煤，支架收回插板，下摆尾梁进行放煤。本工作面放煤采用两轮顺序放煤，循环放煤步距0.8m。为有利于端头管理，机头、机尾各3个过渡支架原则上不考虑放煤，为提高顶煤回收率，当顶煤冒落块度较小且块度均匀时，基本支架侧的过渡支架可适量进行放煤。

8

(一)、放煤工序

采煤机下行割煤时，第一人先从机尾107#支架开始放煤，放单号支架顶煤。第二人滞后第一人6～8架进行放煤，放双号支架顶煤。第一人在放煤口放煤量明显减小的情况下，关闭支架放煤口，进行下一单号支架的放煤工作。第二人按双号支架顺序放煤。第三人滞后第二人6～8架进行补放，直至放到机头与基本架相邻的过渡支架为止。依次进行，并见矸(出矸量大于1/3)时关闭放煤口。

(二)、放顶煤工艺要求

1、放顶煤工作在采煤机割煤并移架后进行，滞后距离为5架，采放平行作业，放煤步距保持0.8m；

2、放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机；放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放净；放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎；见矸(出矸量大于1/3)时停止放煤，并伸出插板封住放煤口，完成放煤工作；

3、放煤时，必须注意控制放煤量，保证后部输送机不过载；

4、放煤时，支架后喷雾必须打开，无喷雾或喷雾不完好不准放煤。 四、拉后部输送机

1、拉移时必须单向顺序进行，且应滞后放煤支架15m拉后部输送机，按割煤方向自下而上拉移一个步距(0.8m)，同时要求相邻5个支架顺序逐步动作，并确保其弯度段不小于15m。严禁从两头向中间进行。

2、拉刮板输送机前，若前面浮煤较多，应进行清理，确保拉移到位。 3、拉移时，应在输送机正常运转时进行。 4、拉移完成后，应保证输送机平、直、稳。 5、其它注意事项同推移前部刮板输送机。 五、推移前部输送机

(一)推移前部输送机分两个阶段单向顺序进行。

1、在采煤机从工作面下端反向跑空刀清浮煤到达工作面上部斜切进刀段以前，前部输送机头必须推向煤壁。

2、在采煤机进行端部斜切进刀时，将前部输送机按顺序自下而上依次推向煤壁。 (二)推移前部输送机的要求： 1、每次推进应保证0.8m的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在±50mm以内；

2、在推移输送机时，必须保持滞后采煤机长度不得小于15m(滞后采煤机右滚筒10台支架)；

3、推移输送机时必须单向顺序进行，严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移；

4、停机时严禁推刮板输送机，以防卡死输送机；移机头需停机作业；

5、为保证在推移时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，应保证至少使用3台支架一起推；

6、在完成推移输送机后，必须将散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤一起装入输送机内。

六、运输顺槽内设备的推移

转载机的移设在后部输送机前移后，开始推移转载机。

第五节 落煤方法 一、落煤方式

采用MG450－1020-WD四象限交流变频电牵引双滚筒采煤机机组割煤，循环步距0.8m；

9

采煤机下行割煤时， 右(前)滚筒割顶煤，左(后)滚筒割底煤，上行清浮煤。

顶煤经过爆破松动后，通过矿山压力的作用，经过支架尾梁插板反复摆动放出，一刀一放，放煤步距0.8m。

二、工作面进刀方式（附图）

该工作面采用端头斜切进刀自开缺口，单向割煤，即下行割煤，上行扫浮煤、装煤；斜切进刀段长度36m（24架支架）。

三 、采煤机割煤质量要求

(1)严格控制割煤高度，最高不超过3.1m，最低不低于2.9m，最低采高应使支架后部有足够的过煤空间并保证支架的过人空间；

(2)控制采煤机割煤速度，防止压死输送机，保持割煤过程中的顶底板平整；

(3)当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机割煤速度或采取增加放煤口，以实现采放平行作业；

（4）煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不超过250mm。

四、装煤及运煤方式：

（1）装煤方式：利用采煤机滚筒截割落煤、装煤。

（2）运煤方式：前部输送机运机采煤，后部输送机装运放顶煤，前后两部输送机平行运煤集中到转载机和顺槽皮带输送机中运出。（附采煤机斜切进刀及割煤示意图）

第三章 顶板管理

第一节 工作面顶板管理

一、工作面顶板管理

本工作面选用104架ZF7800/17/3柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架支护工作面顶板；机头机尾各使用3架ZFG8000/21/38型放顶煤过渡支架；同时下顺槽采用ZTZ29000/21/38型两架一组中置式放顶煤端头支架支护下口顶板；采空区采用全部垮落法管理顶板。使用液压支架支护顶板，必须符合以下要求：

1、工作面控顶范围内，顶底板移近量按采高不大于100mm/m，工作面不能出现台阶状下沉。

2、泵站出口压力不小于31.5MPa，支架初撑力不得低于设计值80%(25.2MPa)，前梁及顶梁接顶严密，支架受力状态良好。

3、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm,当支架上顶板冒落高度超过300mm时，应用板梁接顶。

4、采高严格控制，最高不超过3.1m，最低不低于2.9m，

5、工作面支架必须排成一条直线，其误差不大于±50mm 6、支架中心距保证在1.5m，误差不大于±100mm，当顶板破碎时必须带压擦顶移架。 二、使用单体液压支柱支护，必须符合以下要求： 1、严格按照上下端头和两巷超前支护设计进行支护。 2、新支设支柱初撑力≥50KN（6.37MPa）。

3、不缺梁、少柱，在用单体支柱不漏夜、不卸载，卸载的支柱必须及时更换。 4、支柱要打成直线其偏差不超过±100mm，柱距偏差不大于±100mm,排距偏差不超过±100mm。

5、支柱要支设在实底上，底板松软时，支柱要穿柱鞋，钻底量小于100mm。 第二节 移架方法

10

一、移架

采用分段跟机移架支护方式，由本架操作，先降后移，移架滞后采煤机后（左）滚筒3个支架追机作业，采煤机割煤后及时伸出护帮板护实煤帮；支架保持平行，相邻支架架间不得有明显错差，最大错差不超过相邻支架侧护板的2/3，防止咬架；顶板破碎时，可紧跟后（左）滚筒带压移架或停机移架，及时支护顶板，移架步距0.8m。

(一)移架顺序：

1、采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，将110#~85#支架的护帮板挑起；采煤机反向完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机后（左）滚筒3架，顺序将基本支架移一个步距（0.8m），当采煤机后（左）滚筒到达85#架（36m）时，即将前部输送机机尾推向煤壁，为下一个循环割煤斜切进刀做准备；

2、机尾推移完成后，将工作面上端头过渡支架(110#～108#架)前移一个步距(0.8m)，移架的顺序为：先移109#架，后移110#架，再移108#架；

3、当采煤机进入正常割煤时，基本支架自上而下移向煤壁，采煤机割透下端煤壁后，将机头处三架过渡支架的护帮板挑起，及时支护顶板；采煤机返机时，顺序将机头处三架过渡支架(1#～3#)向前移一个步距(0.8m)，移架的顺序为：先移2#架，后移3#架，再移1#架；

4、过渡支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的；即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后（左）滚筒3个支架进行移架；

5、移架的动作如下：收回护帮板及侧护板——收缩支架后部尾梁——伸出支架后部插板——降支架立柱——移架(收伸缩梁)——用侧护板和调底千斤顶调架——升起支架立柱——打开护帮板。

6、移端头支架在推移转载机后进行，由两名支架工配合进行，两支架迈步前移。 (二)移架质量要求：

1、必须严格按上述移架动作顺序按移架操作要求进行移架；

2、为保证移架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置；

3、当煤壁片帮较深或顶煤破碎时，应在采煤机前（右）滚筒割煤后及时移架或挑起护帮板，及时支护顶板；

4、在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，直线最大误差在±50mm以内；支架与输送机保持垂直，其偏差小于±5°；支架中心距控制在1500±100mm；支架垂直于顶、底板，其歪斜度小于±5°；支架顶梁要与顶板平行，其最大仰俯角小于7°；端面距最大值≤340mm；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)；支架不挤、不咬，架间间隙不超过规定(<200mm)；支架初撑力不低于设计值的80%(25.2MPa)。

第三节 回柱方法

一、工作面上端头回柱方法、顺序、安全技术措施 1、上端头切顶线支柱每循环回收一次。

2、上端头切顶线支柱在拉移机尾过渡支架前回收，即先回收切顶线单体支柱，后拉移机尾过渡支架。

3、上端头老空切顶线处回收，回收时应坚持“先支后回”的原则，即在新切顶线处先支设一排戗柱后方可进行回收；回收顺序为：自下而上，即先回收靠机尾过渡架侧，后回收靠风巷上帮侧，并坚持先回收普通支柱，后回收戗柱的原则。

4、回柱安全技术措施： （1）、风巷拆卸切顶排柱子时，必须在移过渡支架前进行。 （2）、 工作面上回柱时，至少三人作业，一人观察顶板及巷帮情况，两人配合作业。

11

作业时首先清理好安全出口，然后方可回收。

（3）、回柱前，应先检查巷道顶板、机尾过渡支架和采空区情况，支架支设不合格，有空顶时，必须及时处理或整改达到质量合格，安全可靠后方准回柱放顶。

（4）、回收切顶线支柱时，严格按回柱顺序先回直柱后回戗柱。卸支柱时只准一人操作，其他人员站在卸柱子人员之后3.0m以外的安全地点，支柱卸下后两人将柱子抬走；卸切顶线最后一棵戗柱时提前在支柱柱头上拴一根铁丝，并由一人进行远方操作，在卸载扳手上拴一根铁丝，将卸载扳手安在支柱卸载阀上后站在离欲卸支柱2.0m以外的地点进行操作，支柱卸下并且不动时，人员通过拴在支柱柱头上的铁丝将支柱拉到新切顶线以里后再过去将支柱抬走。

（5）、严禁人员进入采空区,分别在上端头切顶线和下端头转载机机尾过桥上沿倾向挡上一片钢筋网，以阻止人员进入采空区。

（6）、顶板压力大，支柱一松马上被压下，或遇到死柱子时，要先支上临时支柱以控制顶板，然后采用挑顶或卧底的方法进行回撤，严禁用放炮的方法回撤支柱。当支柱顶着岩块不能下缩，岩块又不好处理时，待顶板稳定后，将柱跟用镐刨开，用撬棍来回转动直至将柱子回出。

（7）、回柱过程中，如发现顶板来压或局部压力增大，应立即停止回柱，支设点柱、戗柱加强支护。如出现危及人身安全的情况时，应立即通知受威协的所有人员撤至安全地点，并汇报班组长，由班组长清点人数，将现场情况汇报矿调度室，等候处理命令。

（8）、回柱中发现失效支柱应及时更换。回柱完后，应检查一遍支护是否齐全、有无卸载、空载支柱，如有，必须及时更换或重新升起。 二、两巷回柱方法、顺序、安全技术措施

1、上、下两巷超前支护的单体支柱每循环回收掉靠风巷下帮的一棵和机巷上帮的两棵支柱。

2、回风巷超前支柱在采煤机到达距离机尾30m前回收掉，下巷超前支护的支柱在采煤机到达距离机头30m前回收掉。

3、回收机巷支设的支柱时，先回收靠上帮的两棵的支柱，后回收靠下帮的一棵支柱。 4、回收风巷支设的支柱时，先卸靠风巷下帮的一棵支柱，靠风巷上帮的两棵支柱，在切顶排支柱回收时再进行回收。

5、回收上下巷加强支护钢梁的安全技术措施： （1）、回收棚梁至少有三人配合作业。

（2）、卸支柱前，先将绑柱丝解开，并用解开的绑柱丝将棚梁两头捆吊在顶板钢筋网上，然后卸下棚梁下的支柱。

（3）、卸棚梁时，提前在两端各放置一个铁凳，由两人分别站在两端的凳子上抬住梁子，另外一人解开棚梁两端铁丝，抬梁子人员先将棚梁放在凳子上，待人员从凳子上下来后再抬走棚梁。

（4）、棚梁下的支柱卸完后，在卸棚梁之前必须先观察顶板，确认顶板稳定时方可卸棚梁，以防顶板来压解棚梁上的铁丝时棚梁下弹伤人。

（5）、在移设端头支架之前不得将端头支架前第棚梁提前回收。 三、煤壁管理的方法及安全技术措施

1、综放工作面的煤壁主要靠支架护帮板进行维护，以防止片帮事故的发生。

2、合理安排工序，及时移架维护顶板，减小割煤后顶板的空顶时间和空顶面积，以减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。

3、严格控制采高，严禁超高开采，保证支架接顶严实，确保支架初撑力达到25.2Mpa以上，以有效支护顶板，减轻顶板对煤壁的压力，从而控制煤壁片帮程度。

12

4、加强工作面工程质量管理，保证工作面“煤壁直且与顶底板垂直、支架直”，采高稳定，避免支架顶梁突然抬头或低头，确保支架顶梁仰俯角小于7o，从而有效维护端面直接顶板。

5、煤壁片帮严重造成端面距超宽时，采用超前拉架的方式提前支护顶板。

6、合理组织生产，加快推进度，防止直接顶过早产生下沉，造成端面顶板破碎。

其它严格执行《人员进入煤帮侧作业及片帮防治的安全技术措施》。 四、支护材料（设备）的管理及消耗

1、上、下两巷的柱帽、托板应尽可能回收复用； 2、备用材料存放地点：

工作面所需的钢梁、柱帽、单体支柱等必须分类码放在距工作面40m以外的风、机巷内，不得妨碍行人，并挂牌管理。

支护材料用量及消耗表 表3-1 第四章 生产组织

一、循环作业方式(附图：正规循环作业图)

工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、放煤、推移前部输送机、拉后部输送机等主要工序，一采一放，循环进度0.8m，每天完成8个正规循环，完成进尺6.4m，回采率80%(其中割煤97%，放煤74%)以上。

其中：

Q割 =162×3.0×0.8×1.33×97%=502 (t)

Q放 =(162-9)×5.09×0.8×1.33×74%=614(t) Q循环=502+614=1116(t)

日产量Q日 =8Q循环=8×1116=28(t) 月产量Q月 =25Q日=25×28=223200(t) 二、作业方式：

采用“三八”制作业形式，“两采一准”，每天两班生产一班检修，每班工作八小时；生产班中、夜班工作，每班完成4个循环，检修班只在早班进行设备检修。

三、劳动组织(附表4—1：劳动组织表)

以正规循环作业为基础，采用追机作业。 12207综放工作面劳动组织图表

四、循环作业组织措施

1、严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求； 2、严格执行现场交制度，保证按时入井；

3、入井前及开始工作前做好需要的准备工作，避免因准备不足影响生产

4、加强工人安全技术培训，提高工人技术素质和操作能力，提高工作效率；

5、加强工程质量管理，保证工程质量达到标准要求，避免因质量原因进行返工造成的延误工时；

6、加强设备的使用、保养、维修管理，降低设备故障率减少设备故障影响，提高开机率；

7、建立内部经济考核制度并严格执行，充分发挥跟班队长的作用，充分调动职工的劳动积极性；

13

8、加强职工的安全教育培训，提高职工安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。

9、认真执行追机作业，严格工序管理。

10、创造良好的工作和休息环境，使职工保持良好的精神和体力 五、工作面主要技术经济指标(附表4—2)

12207综放工作面技术指标表

12207综放工作面供电负荷统计表

功序号 名称 型号 功率(KW) 数 计 1 机 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16

14

台率 合电压 (KV) 注 备电牵引采煤前部刮板 输送机 后部刮板 输送机 转载机 破碎机 带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵 乳化液泵箱 连续牵引车 慢速绞车 慢速绞车 水泵 信号、照明 煤电钻 MG450－1020-WD SGZ900/1050 SGZ900/1050 SZZ1200/525 PCM-250 DSJ120/180/2×45 BRW400/31.5×4A BPW315/16 SR-WS2500A SQ-80KN JH-20 JDHB-30/3.5 BQS-60/100/37 ZBX-4.0/1140（660） 2×1.2 1 1 1 1 1 2 3 2 2 1 1 1 6 3 2

第五章 生产系统

第一节 运输系统

一、运输系统（附图：运输系统图） （1）运煤系统

12207综放工作面选用两台SGZ900/1050 型刮板输送机,运输能力1800t/h，胶带运输巷选用SZZ1200/525型转载机, 运输能力2500t/h，PCM-350型锤式破碎机，破碎能力3500t/h，锤头高度不大于300mm， DSJ120/180/2×450型可伸缩带式输送机,运输能力为1800t/h。

运煤路线：

12207工作面前（后）刮板输送机→转载机→+12207运输顺槽胶带输送机→+1112转载胶带输送机→+11煤仓→主斜井胶带输送机→地面生产系统101胶带输送机→地面生产系统楔形储煤仓。

附图:12207综放工作面设备布置图 （2）运料系统：

胶带运输巷运料路线：东副斜井→＋1112M水平车场→＋1112M水平车场绕道→2＃煤机辅联络巷→12207胶带运输巷→12207综放工作面。

二、运输安全技术措施 （一）、连续牵引绞车使用安全措施（已经制定专项措施） （二）、使用小绞车安全措施

1、用小绞车提升、下放车辆、设备、物料时，严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，并且在斜巷两端安全位置由专人放置好警戒工作。

2、使用小绞车拉运车辆、设备、物料时必须在通往绞车钢丝绳运行绳道的安全地点设警戒，严禁其它人员进入此段运输巷内。

3、小绞车提升要平稳，停车要及时，提升时精力要集中，绞车在运行过程中严禁变速换档位。

4、人工撬运车辆、设备、物料时，必须要有专人统一指挥，步调一致，统一协调，车辆、设备、物料运行的前方严禁有人作业或逗留。

5、现场处理掉道事件必须是在当班班组长以上的跟班管理人员的监护下进行，严禁私自在无任何安全防范措施下进行处理。

6、绞车硐室应符合设计要求，通风良好，其净高不小于1.8m，硐室内设备之间应留出0.8m以上的间距。

7、绞车必须设电信号，规定一响为停车，二响为提车，三响为放车，四响为慢提，五响为慢放。绞车司机必须接到信号，确认无误后方可提车或放车，否则必须重新联系。

8、绞车司机及信号工把钩工必须按《操作规程》有关规定操作。 9、绞车提升钢丝绳钩头必须加装护绳桃形环。采用钢丝绳卡子卡接时，卡紧度应使钢丝绳被压扁尺寸大于1/3直径，前、末端两卡子“U”型螺丝应卡在副绳上，螺丝不滑扣，每一个钩头的绳卡子不少于4个。钢丝绳头不得散股、断丝、变形。钢丝绳头不得散股、断丝、变形。牵引绞车提升钢丝绳按规定的规格使用，钢丝绳在滚筒上排列整齐，不超过牵引绞车滚筒的容绳量，牵引绞车提升必须装设保险绳。

10、绞车司机在开车前要检查以下方面：

⑴绞车刹车是否灵活可靠,闸带有无断裂,闸带磨损厚度不得小于规定值；

⑵传动机构是否灵活可靠，有无卡住现象或异常杂音，各部螺栓是否齐全可靠， 钢丝绳有无断丝（有断丝的断丝数不得超过规定）；

⑶密封装置是否完整无损，润滑油是否充足；

15

⑷护身点柱、防护罩、信号、按钮、挡车器、钩头是否齐全可靠；

⑸开车前要把绞车周围清理干净，使之不得妨碍工作； ⑹工作服扣好扣子，扎好袖口，系好毛巾。

11、停车时，先闸好制动闸，松开传动闸后再停电；绞车停机时，可同时操纵刹车手把，从而制动卷筒。开车时，先松开传动闸把，然后送电。

12、绞车不允许急开急停，运转时要平稳匀速，不得忽快忽慢。 13、电机应设有接地极。

14、绞车滚筒上的钢丝绳不准全部放完，至少应在卷筒上保持三圈。

15、绞车运行过程中禁止用手或其他东西拨弄绳,司机必须坚守岗位，精心操作。 16、信号把钩工在工作前要认真检查钩头及钢丝绳，检查安全设施是否齐全、灵敏、可靠，检查运输线上是否有障碍物。如发现问题必须及时处理、及时汇报当班跟班队长和工长。处理不完，不得挂车提升。

17、信号把钩工发出提升信号前，要再检查一遍钩头及联接装置，插销必须插紧、保险绳必须挂好。确认信号无误，方可发出提升信号。

18、车辆在运行中，信号把钩工如发现异常，应立即发送紧急停车信号。

19、斜坡段“一坡三挡”装置必须齐全，且处于常闭状态，提、放车时安全门和阻车器不准同时打开。提车时，车辆一过安全门必须及时将安全门关住，车辆提到坡上平车场时，只有车辆过了阻车器并且将阻车器关住，待车辆停稳后方可摘钩倒车。放车时，车辆推到平车场，挂好钩，经过信号把钩工检查确认安全无误后方可打信号放车，车辆前轮通过阻车器后方可打开坡上的安全门，车辆下放到距离斜坡下面的安全门5m处时方可打开斜坡下面的安全门，车辆通过后及时关闭安全门，车辆下放到斜坡下面的平巷段待停稳后方可摘钩倒车。 （三）12207综放工作面2#煤机辅联络巷上口JDHB-30/3.5提升运输安全技术措施（已经编制专项措施）

（四）、使用回风巷绞车拉支架的安全技术措施（回采前编制专项措施） （五）、刮板输送机、胶带输送机运送物料的安全技术措施（回采前编制专项措施）

第二节 供电系统 一、供电系统设计

（一）概述

12207综放工作面10KV电源线引自980变电所，由一路MYPTJ-10 3×120＋3×25/3×2.5mm2矿用金属屏蔽监视型电缆将电源引至皮带巷一台KBSGZY-1000/10/1.2移变（1＃），两台KBSGZY－2500/10/3.3型移变（2＃、3＃)电缆线长度为3000m。1＃移变供乳化泵、喷雾泵、慢速绞车、钻机、通信讯号电源，装机功率为1119 KW；2＃移变供刮板机、照明电源，装机功率为1050KW；3＃移变供采煤机、转载机、破碎机，装机功率为1905KW。另有从980采区中部变电所引出的一路MYPTJ -10KV 3×95mm2电缆供1＃、2＃皮带输送机。在980引一路1140V电源做为转载皮带电控、1＃皮带控制供电，2＃皮带控制引子11采区变电所低压馈电。

附1：负荷统计表；

附3：KBSGZY-2500/10矿用隔爆型移动变电站高压配电装置及矿用隔爆型低压保护器主要技术参数。

（二）负荷计算

校验移动变电站容量:

采用需用系数法进行计算 Sb＝Σpe×kx/cosФ

式中Sb--视在功率，单位KVA；

16

Σpe--所有用电设备的功率之和；

cosФ--用电设备功率因数，取0.7； kx--需用系数；

kx＝0.4＋0.6pd/Σpe；

式中pd--移动变电站供电系统中最大的一台电动机的额定功率。 1、校验1＃移变 由负荷统计表可知：

Σpe＝3×250＋2×160＋45＋4＝1119KW pd ＝250KW

kx＝0.4+0.6×250/1119＝0.48

Sb＝Σpe×kx/ cosФ＝1119×0.48/0.7＝767KVA

选用一台KBSGZY-1000/10/1.2移动变电站满足负荷要求。 2、校验2＃移变

由负荷统计表可知：Σpe＝2×525＝1050KW pd＝525KW kx＝0.4+0.6×525/1050＝0.7

Sb＝Σpe×kx/ cosФ＝1050×0.7/0.7＝1050KVA

选用一台KBSGZY-2500/10/3.3移变满足负荷要求。 3、校验3＃移变

由负荷统计表可知： Σpe＝2×500＋2×55＋1×20＋525＋250＝1905KW pd＝500KW

kx＝0.4＋0.6pd/Σpe ＝0.4+0.6×500/1905＝0.56 Sb＝Σpe×kx/ cosФ＝1905×0.56/0.7＝1524KVA

选用一台KBSGZY-2500/10/3.3移变满足负荷要求。

（三）12207综采工作面移变电缆校验

1、工作面移变电源引自980变电所，采用MPYTJ-10 3×120＋3×25/3×2.5mm2型电缆，将电源引至负荷中心，并预留600KVA容量给工作面排水用。 （1）按长时允许电流计算 即Iy≥Ig

式中：Iy--电缆长时允许工作电流，单位A； Ig--电缆长时最大工作电流，单位A。 Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） kx＝0.4＋0.6pd/Σpe＝0.48

其中，Σpe--系统额定负荷之和 ，由负荷统计表可知：Σpe＝4574KW； Ue--高压侧额定电压，10KV； cosФ--平均功率因数，取0.7。

查表可知185mm2电缆的载流量为Iy＝360A。 Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） ＝0.48×3974/（√3×10×0.7） ＝226A

计算结果：Iy>Ig，符合选择条件。 （2）按电压损失校验电缆截面

电缆允许损失范围为额定电压的5％，

17

即ΔUY＝Ue×5%＝10000V×5%＝500V

式中: ΔUY负载允许电压值。 ΔU＝P×L/（D×S×Ue）

式中：ΔU--变电所至电站的电压损失，单位V； P--电站的总功率2500×2+1600＝5800KVA； L--电缆的长度，单位m； D--导电率,查表得57.14； S--电缆截面，mm2；

Ue--系统额定电压,单位KV；

ΔU＝P×L/（D×S×Ue）＝5800×2500/（57.14×185×10）＝161V 计算结果：ΔUY<ΔU 满足负荷要求。 (3)按经济电流密度选择

查表（工矿企业供电）表6-17知经济电流密度为2.25A/mm2,导线的经济截面为Ae=Im·n/Ied。

式中：Ae--导线的截面，单位mm2；

Im·n--线路正常工作时的最大长时工作电流，Im·n＝Ig＝158A； Ied--经济电流密度2.25A/mm2。 Ae=Im·n/Ied＝158/2.25＝100.4 mm2＜185mm2 所以，MPYTJ-10 3×120＋3×25/3×2.5mm2型电缆满足负荷要求。

2、12207皮带巷排水，采用MPYTJ-10 3×35＋3×16/3×2.5mm2型电缆引自980变电所，长度为1700m。

（1）按长时允许电流计算 即Iy≥Ig

式中：Iy--电缆长时允许工作电流,单位A； Ig--电缆长时最大工作电流,单位A。 Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） kx＝0.4＋0.6pd/Σpe＝0.6

其中，Σpe--系统额定负荷之和 ，由负荷统计表可知：Σpe＝600KW； Ue--高压侧额定电压10KV； cosФ--平均功率因数，取0.7。

查表可知35mm2电缆的载流量为Iy＝170A。 Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） ＝0.6×600/（√3×10×0.7） ＝29.6A

计算结果：Iy>Ig，符合选择条件。 （2）按电压损失校验电缆截面 电缆允许损失范围为额定电压的5％， 即ΔUY＝Ue×5%＝10000V×5%＝500V 式中: ΔUY负载允许电压值。

ΔU＝P×L/（D×S×Ue）

式中：ΔU--变电所至电站的电压损失,单位V； P--电站的总功率630KVA； L--电缆的长度,单位m； D--导电率，查表得57.14；

18

S--电缆截面,单位mm2；

Ue--系统额定电压,单位KV； ΔU＝P×L/（D×S×Ue）＝800×1700/（57.14×35×10）＝68.6V 计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。 (3) 按经济电流密度选择

查表（工矿企业供电）表6-17知经济电流密度为2.25A/mm2,导线的经济截面为Ae=Im·n/Ied。

式中：Ae--导线的截面，单位mm2；

Im·n--线路正常工作时的最大长时工作电流，Im·n＝Ig＝170A； Ied--经济电流密度2.25A/mm2。

Ae=Im·n/Ied＝19.6/2.25＝13.1 mm2＜35mm2

所以，MYPTJ 3×35＋3×16/3×2.5 mm2型电缆满足负荷要求。 根据容量采用800KVA移动变电站一台。 3、12207皮带巷低压总进线校验

选择MYP-3*95电缆95 mm2载流量256A 按长时允许负荷进行校验

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj ） ＝0.7×600×103/（√3×1140×0.7×0.9） ＝225A<256A

（四）电缆选型的校验

<一>12207工作面电缆选型校验

1、采煤机电缆（装机功率为1310KW，其中截割电机功率为2×500KW），选用一条MCP-1.9/3.3 3×95＋1×50+3×4mm2电缆，电缆长度为400m，其长时允许电流为250A。

(1)按长时允许负荷选择校验

Ig＝Σpe×kx×103/（√3ηpj cosФpj）

式中: kx--需用系数，kx＝0.4＋0.6×500/1130＝0.67； ηpj--平均效率，取0.9。

Ig＝0.67×1130×103/(√3×3300×0.9×0.7)＝210A<250A (2)按长时电压损失校验

对于3300V电网，允许电压损失为： ΔUY＝EZE-0.9UE ＝3460-0.9×3300

＝391V

式中：EZE --变压器二次侧额定电势，单位V； UE--低压电网额定电压，单位V。 ΔUR＝ΣpeL×kx×103/UnrscA

＝0.67×1130×400×103/(3300×42.5×95） ＝23V

式中：kx--需用系数；

L--电缆长度，单位 m；

rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5；

A--电缆截面，单位mm2。

计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。 所以，MCP-1.9/3.3 3×95＋1×50＋3×4mm2电缆满足采煤机负荷要求。

19

2、工作面刮板输送机装机功率为2×525KW，选用4条MCP-1.9/3.3 3×95＋1×50＋3×4mm2电缆，其长时允许电流为173A。现对负荷长度最大的一条进行校验。 （1）按长时允许负荷进行校验

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj） 其中，kx--需用系数，取0.7；

ηpj--平均效率，取0.9；

cosФpj--平均功率因数，取0.7。

Ig＝0.7×525×103/（√3×3300×0.7×0.9）＝102A<173A (2)按长时电压损失校验 对于3300V允许电压损失为： ΔUY＝EZE-0.9UE ＝3460-0.9×3300

＝391V

式中：EZE--变压器额定电势,单位V； UE--低压电网额定电压, 单位V。 ΔUR＝ΣpeL×kx×103/UnrscA

＝0.67×1050×400×103/（3300×42.5×50） ＝40V

式中：kx--需用系数，取0.7； Σpe--额定功率，单位KW；

L--电缆长度，单位m ，L＝400m；

rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5； A--电缆截面，A＝50mm2。

计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。 所以，MCP-1.9/3.3 3×50＋1×25＋3×4mm2电缆满足刮板机负荷要求。

3、工作面转载机（装机功率为525KW）选用一条长度为150m MCP-1.9/3.3＋3×4mm2电缆，其长时允许电流为173A。

（1）按长时允许负荷进行校验

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj ） ＝0.7×525×103/（√3×3300×0.7×0.9） ＝102A<173A

式中: kx--需用系数， kx＝0.4＋0.6×500/1130＝0.67 ηpj--平均效率，取0.9； cosФpj--平均功率因数，取0.7。 （2）按长时允许电压损失校验 对于3300V电网，允许电压损失为： ΔUY＝EZX-0.9UE ＝3460-0.9×3300

＝391V

式中：EZX--变压器额定电势, 单位V； UE--低压电网额定电压, 单位V； ΔUR＝Σpe×L×kx×103/UnrscA ＝0.7×525×150×103/（3300×42.5×50）

20

3×50＋1×25 ＝8V

式中，kx--需用系数，取0.7； Σpe--额定功率，单位KW；

L--电缆长度，单位m，L＝150m；

rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5； A--电缆截面，单位mm2，A＝ 50mm2。 计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。

所以，MCP-1.9/3.3 3×50＋1×25＋3×4mm2电缆满足转载机负荷要求。 4、工作面破碎机（装机功率为250KW）选用一条MCP-1.9/3.3 3×35＋1×16＋3×4mm2电缆，长度为150m，其长时允许电流为138A。

（1）按长时允许负荷选择校验

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj） ＝0.7×250×103/（√3×3300×0.7×0.9） ＝49A<138A

（2）按长时允许电压损失校验： 对于3300V电网，允许电压损失为： ΔUY＝EZX-0.9UE ＝3460-0.9×3300 ＝391V

式中：EZX--变压器额定电势, 单位V； UE--低压电网额定电压, 单位V； ΔUR＝Σpe×L×kx×103/UnrscA ＝0.7×250×150×103/（3300×42.5×35） ＝5.3V

式中：kx--需用系数，取0.7； Σpe--额定功率，单位KW；

L--电缆长度，单位m，L＝150m； rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5； A--电缆截面，单位mm2，A＝35mm2。 计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。

所以，MCP-1.9/3.3 3×35＋1×25＋3×4mm2电缆满足破碎机要求。 5、工作面乳化泵（装机功率为250KW）选用一条MYP-0.66/1.14 3×70＋1×25mm2电缆,长度为30m,其长时允许电流为215A （1）按长时允许负荷进行校验：

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj） ＝0.7×250×103/（√3×1140×0.7×0.9） ＝123A<215A

式中: kx--需用系数； ηpj--平均效率，取0.9；

cosФpj--平均功率因数，取0.7； （2）按长时允许电压损失校验： 对于1140V电网，允许电压损失为： ΔUY＝EZX-0.9UE ＝1190-0.9×1140

21

＝1V

式中：EZX--变压器额定电势, 单位V； UE--低压电网额定电压, 单位V； ΔUR＝Σpe×L×kx×103/UnrscA ＝0.7×250×150×103/（1140×42.5×70） ＝5.3V

式中：kx--需用系数，取0.7； Σpe--额定功率，单位KW；

L--电缆长度，单位m，L＝150m； rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5； A--电缆截面,mm2。

计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。

所以，MYP-0.66/1.14 3×70＋1×25mm2电缆满足乳化液泵负荷要求。 6、工作面喷雾泵（装机功率为160KW），选用一条MYP-0.66/1.14 3×35＋16型电缆，长度为30m，其长时允许电流为138A。 （1）按长时允许负荷选择校验：

Ig＝Σpe×kx×103/（√3×Ue×ηpj×cosФpj） ＝0.7×160×103/（√3×1140×0.7×0.9） ＝78A<138A

式中: kx--需用系数；

Σpe--额定功率，单位KW；

ηpj--平均效率，取0.9；

cosФpj--平均功率因数，取0.7。 （2）按长时允许电压损失校验： 对于1140V电网，允许电压损失为： ΔUY＝EZX-0.9UE ＝1190-0.9×1140

＝1V

式中：EZX--变压器额定电势, 单位V； UE--低压电网额定电压, 单位V。 ΔUR＝Σpe×L×kx×103/UnrscA ＝0.7×160×30×103/（1140×42.5×35） ＝2V

式中：kx--需用系数，取0.7； Σpe--额定功率，单位KW；

L--电缆长度，单位m，L＝30m；

rsc--电导率，查《煤矿电工手册》取42.5； A--电缆截面，单位mm2。

计算结果：ΔUY>ΔU 满足负荷要求。

所以，MYP-0.66/1.14 3×35＋16型电缆满足喷雾泵负荷要求。 <二>12207综放面运输巷胶带机-电缆选型校验

1、至11采取变电所电缆的选择MYJV22-10KV 3×95mm2型，长度为300m。 （1）按长时允许电流计算

查表可知95mm2电缆的载流量为Iy＝250A。

22

Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） ＝0.7×900/（√3×10×0.7） ＝52.9A

计算结果：Iy>Ig，符合选择条件。 (2)按经济电流密度选择

查表（工矿企业供电）表6-17知经济电流密度为2.25A/mm2,导线的经济截面为Ae=Im·n/Ied。

式中：Ae--导线的截面，单位mm2；

Im·n--线路正常工作时的最大长时工作电流， Im·n＝Ig＝52.9A；

Ied--经济电流密度2.25A/mm2。

Ae=Im·n/Ied＝52.9/2.25＝23.5 mm2＜95mm2

所以，MYJV22-10KV 3×95mm2电缆满足负荷要求。

2、电磁启动器至电机（功率为450KW）选用MYPTJ-10 3×50+3×25/3×2.5 mm2，长度为50m。

（1）按长时允许电流计算

查表可知50mm2电缆的载流量为Iy＝173A。 Ig＝Σpe×kx/（√3×Ue×cosФ） ＝1×450/（√3×10×0.7） ＝37.8A

计算结果：Iy>Ig，符合选择条件。

(2)按经济电流密度选择

查表（工矿企业供电）表6-17知经济电流密度为2.25A/mm2,导线的经济截面为Ae=Im·n/Ied。

式中：Ae--导线的截面，单位mm2；

Im·n--线路正常工作时的最大长时工作电流， Im·n＝Ig＝37.8A； Ied--经济电流密度2.25A/mm2。 Ae=Im·n/Ied＝37.8/2.25＝16.8 mm2＜95 mm2 所以，MYJV-10KV 3×95mm2电缆满足负荷要求。 。

附1：负荷统计表 表一：1＃ KBSGZY-1600/10/1.2移变所带负荷 设备名称 乳化液泵站 喷雾泵 慢速绞车 钻机 水泵 电压（V） 1140 1140 1140 1140 额定功率(KW) 250 160 45 4 200 使用台数(台) 3 2 1 1 3 总功率（KW） 750 320 45 4 600 使用地点 12207 皮带巷 12207皮带巷 12207皮带巷 12207皮带巷 12207皮带巷 23

合计 1719

表二：2＃ KBSGZY-2500/3.3移变所带负荷 设备名称 刮板机 合计 电压（V） 3300 3300 额定功率(KW) 525 525 使用台数(台) 2 总功率（KW） 1050 1050 使用地点 工作面

表三：3＃ KBSGZY-2500/10/33移变所带负荷

设备名称 采煤机 转载机 破碎机 合计 合计 电压（V） 3300 3300 3300 额定功率(KW) 1130 525 250 使用台数(台) 1 1 1 总功率（KW） 1130 525 250 1905 55.5 使用地点 工作面 工作面 工作面 附2：KBG-315/10矿用隔爆型移动变电站高压配电装置及BXBD-500/3300矿用隔爆型低压保护器主要技术参数

表一：综合保护器功能及参数

保护参数 短路保护 过载保护 参数及整定 整定电流IZ 6～10倍Ie 整定电流IZ 1.2～6倍Ie 系统电压 漏电保护（单相） 欠压保护 过压保护 1140V 660V 3300V U＜85%Ue U>115%Ue

表二：过载保护电流/时间反时限特性 过载倍数 动作时间 ≤1.05 ∞ 1.2 IZ 100～120s 1.5 IZ 40～50s 2 IZ 16～20s 3 IZ 13～15s 6 IZ 8～10s 漏电电阻 20～24KΩ 11～13KΩ 48～51KΩ 闭锁电阻 40～48KΩ 22～26KΩ 100KΩ ≤16s ≤16s 动作时间（s） t＜0.2 动作时间（s） 反时限特性（见表3） ≤0.2 以上所有保护的动作值误差≤±5%

表三：综合保护器功能及参数

保护参数 短路保护

参数及整定 整定电流IZ 24

动作时间（s） 6～10倍Ie 过载保护 欠压保护 过压保护 断相保护 超温保护 整定电流IZ 1.2～6倍Ie U＜85%Ue U>115%Ue 三相不平衡度>70% 移动变电站内部温度继电器闭合后动作 表四：过载保护电流-时间特性 过载倍数 动作时间 ≤1.05 ∞ 1.2IZ 80～120s 1.5 IZ 45～50s t＜0.2 动作时间（s） 反时限特性（见表5） ≤16s ≤16s 10～20s 以上所有保护的动作值误差≤±5% 2 IZ 15～20s 3 IZ 12～15s 6 IZ 8～10s 附3：KBSGZY-2500/10矿用隔爆型移动变电站高压配电装置及矿用隔爆型低压保护器主要技术参数

1、BGP41-10 (10KV/200A)型高压真空配电开关 表1 基本参数

表2：综合保护器功能及参数

表3过载保护电流－时间特性 过载倍数 动作时间（s） ≤1.05IZ ∞

2、BBD- 630/1140低压侧保护箱 表1 基本参数 额定工作电压（Ue） (V) 额定电压 (V) 额定工作频率 （HZ） 主回路额定电流（Ie） （A） 支回路额定电流 （A）

表2 综合保护器功能及参数

表3 过载电流/动作时间反时限特性

过载倍数 动作时间（s）

25

1.2 IZ ＜120 1.5 IZ ＜60 2 IZ ＜20 6 IZ ＞8 1140 1200 50 500 300 630 315 660 690 800 400 ≤1.05IZ ∞ 1.2 IZ ＜120 1.5 IZ ＜60 2 IZ ＜20 ≥6 IZ ＞8 电器设备整定值表

二、通讯照明系统 （一）通讯系统

工作面通讯系统拟采用KTC101通讯、控制系统。KTC101型通讯、控制系统是隔爆兼本质安全型设备，用于有瓦斯和煤尘爆炸危险的矿井中，作为综放工作面运输机、转载机、破碎机、乳化液泵的控制和通讯设备，必要时通讯可以扩大到井上。

该系统由下列产品构成：

1．KDW101型矿用隔爆兼本质安全型电源箱 2．KTC101-Z型主控制器 3．KTK101-1型系列组合扩音电话 4．KTK101-2型远方预警报发生器 5．KHJ15/18-1型组合急停闭锁开关 6．KFD101系列多功能终端

7．MHYBV-7-2型矿用七芯拉力电缆

1台 1台 18台 1台 3台 1台 1条

该系统的控制部分，能对运输机、转载机、破碎机及乳化液泵等六台设备实现顺序起停车或单机起停车、系统控制功能可通过软件修改程序，以满足不同煤矿生产工艺的要求，尤其特别适用于综采放顶煤工艺的要求，可同时控制两台运输机分别工作，系统有保护自锁功能，报警报信功能，对所控设备的工作状态具备液晶汉字显示功能，起车也可以使用语言报警。该系统电源具有过压过流双重保护，沿线电话具有闭锁功能，遇有故障时，能使设备立即停车，本系统中，控制台本机电话为双工通讯，扩音电话为单工通讯。

其主要技术参数如下：

1．供电电压为14～18V；

2．充电电流：15～30mA分四档可调； 3．输出功率：5W； 4．输出阻抗：8欧姆；

主要布线方式如下：

调度室矿用交换机→变电所分线盒→接线盒→转载机头、工作面、设备硐室。 （二）照明系统

工作面、转载机头、皮带头及皮带巷要设置照明系统。工作面照明AC127V电源引自KJZ3-1500/3300-9矿用隔爆型组合开关，由一条MY-1140 3×6+1×4负荷电缆引至工作面下端头一三通接线盒，每2架安装一个照明灯，共需50盏照明灯，灯与灯之间通2.5平方电缆连接，该电缆沿支架顶梁敷设。泵站每隔5m设一防爆日光灯，转载机头。皮带头设防爆灯。皮带路每隔50m设一防爆灯，以充分照明。皮带巷照明分别引自两个主运输皮带控制电源照明综保。

三、供电安全技术措施（附图：供电系统图） 1、供电要求：

a、供电必须做到 “三无”、“ 四有”、“ 两齐”、“ 三全”、“ 三坚持”； b、电气设备台台完好，消灭失爆，设备开关整定值符合要求； c、电缆按要求悬挂整齐，不得交叉或用铁丝捆绑； d、供电设备由专人包机维护，保证设备完好； e、各种保护装置必须灵敏可靠。

2、工作面设备及负荷统计 (附表) 3、移动变电站安设

移动变电站利用设备列车安设在运输顺槽下帮侧的轨道上。

26

4、保护接地

a、高压电缆连接器及移动变电站的高、低压侧接地螺栓上，采用截面为25mm2的铜线与接地母线或局部接地极连接。

b、各配电点开关的外壳采用截面为25mm2的铜线与接地母线或局部接地极连接。 c、机巷电气平台各开关的外壳均采用截面为25mm2的铜线与接地母线或局部接地极连接。

d、经测试各接地极的接地电阻均要求小于2Ω，符合电气规程的要求。

四、防治水安全技术措施（另行编制专项工作面防治水安全技术措施） （一）、概述

12207工作面在回采过程中，综掘队将从目前的2#联络巷开始反向掘进施工12207辅助运输巷，因此需在12207皮带巷和12207辅助运输巷内分别布置排水系统。在皮带巷铺设1趟DN200排水管路，铺设范围为巷口至距离工作面开切眼1100m处。辅助巷贯通后，在辅助运输巷铺设2趟DN200永久性排水管，铺设范围为从无煤区至辅助巷巷口间。保留目前铺设在12207辅助巷、胶带运输巷内的DN75管路，作为辅助巷排水管使用。12207综采工作面回采过程中的涌水，一部分积聚到下端头，利用下端头处的潜水泵排到就近联络巷后进入12207辅助巷内；积聚于采空区的涌水经联络巷到达辅助巷水仓，通过辅助巷多级泵排到皮带巷排水管中。随着12207综放面的回采，12207辅助巷水逐次通过下一联络巷排至皮带巷排水管中，通过+1112m车场、副井，最终到达+980m水仓。辅助巷贯通后，辅助巷排水系统立即形成。

（二）、皮带巷排水

（1）在工作面回采到780m以前，12207皮带巷沿工作面走向有坡度为2?~10?的上坡，工作面大部分涌水进入采空区，通过各联络巷进入12207辅助巷水仓，通过辅助巷排水管路排出；在12207综放工作面下端头设置1台18.5KW潜水泵，积聚于工作面下端头的部分水利用潜水泵（通过1趟2.5寸软胶管）将工作面下端头水排至距离工作面最近的联络巷进入到12207辅助巷水仓，通过辅助巷排水管路排出。辅助巷管路穿过联络巷经12207皮带巷下帮底板现有的DN75钢管排至1112车场

（2）在最大涌水量出现前（开始进入无煤区，工作面回采约1100m），12207辅助运输巷已形成，辅助巷排水系统也已形成，此时，皮带巷部分涌水依靠自流即可排入辅助巷水仓，通过辅助巷排水系统排至+1112m车场经副井到达井底水仓；部分积水利用潜水泵排到辅助巷，利用辅助巷水泵排出。

（3）工作面回采1100m（12207辅助运输巷5#联络巷）以后，皮带巷坡度近水平，此时在皮带巷下帮设置水沟及临时水窝，工作面涌水沿水沟进入采空区内的联络巷，流入12207辅助运输巷。（附工作面排水系统布置图）

（附12207回风巷排水系统图）

（四）、工艺巷排水

工艺巷在打松动爆破眼时，在施工地点附近低洼处掏水窝，汇集施工用水和巷道渗水，工艺巷铺设2台(其中各有1台备用) 18.5KW潜水泵，排水管路为2寸塑料管，从工艺巷通过措施巷把水排至工作面胶带巷水窝中。

五、防治水安全技术措施

（一）、回采期间防治水安全技术措施

1、根据矿地测部门预报，工作面初采100m内老空可能有大的涌水，在工作面初采初放期间，必须作好防水的准备工作。工作面回采前将12207工作面1#联络巷内的杂物等清理干净，必须保证1＃联络巷做为应急泄水巷能正常投入使用。回采前必须在12207皮带巷和辅助巷形成完善的排水系统并在12207辅助巷一次性设置好永久水沟、排水水仓、水窝等。

27

同时做好排水设施的检修工作，检修好运转水泵、备用水泵和排水管线，使设备始终处于完好状态，防止突水事故的发生。

2、在工作面回采过程中，必须及时做好水文观测分析及预测预报工作。加强涌水量的观测。特别在初采初放阶段加强工作面涌水量的观测，定期观测及时分析充水因素。把无煤区富水地段做为12207综放工作面防水重点。

3、在组织生产上，要尽快增加推进度，缩短采空区顶板的扩张时间，使顶板尽快形成次生隔水层，阻滞工作面采空区的涌水路线。

4、综采队必须安排专人进行排水操作，并定期检查排水系统运转情况，确保排水设备处于完好状态。

5、定期安排清理巷道水沟，保证水沟的畅通。定期清理辅助巷水仓，调度室定期安排清理井底水仓。

6、胶带运输巷水平段打设水沟向距离最近的联络巷排水。在胶带运输巷低洼处设置水窝。

7、工作面回采至距离巷口800 m处的工作面富水段时，在工作面胶带运输巷端头架后部打设木垛以保证水路畅通。

8、工作面过机辅联络巷前必须在所过联络巷内打设5组木垛，防止联络巷顶板垮落阻塞排水通道。在联络巷靠近工作面侧木垛上部铺设一层菱形金属网。在联络巷前后10m范围（皮带巷侧）每隔2m支设一组走向连锁“＃”型木垛，保证采空区涌水顺利经联络巷进入辅助运输巷，通过设置在辅助运输巷的排水设备将水排出工作面。

9、12207工作面回采过联络巷后，在打设密闭时，将反水池外部的水沟加长直接联通至辅助巷水沟中。

10、当工作面过无煤区富水段时，根据现场情况，如采空区涌至胶带运输巷的水无法及时通过联络巷、水泵排出工作面而影响正常回采时，可提前在胶带巷向辅助运输巷打设泄水孔进行排水，但是打设的钻孔必须安装好套管和水管保证将水引入辅助巷水沟中。

11、在利用泄水孔进行辅助排水工作时，泄水孔上口要有防护措施。可参考选择对胶带运输巷泄水孔位置前后2m处支设 “#”形连锁木垛并在泄水孔上口处使用细眼金属网及木板梁的方法对泄水孔进行维护，防止泄水孔堵塞而影响工作面排水。

12、在工作面胶带运输巷必须备有具备足够排水能力的备用水泵，同时保留现有的DN75排水管做为备用。

13、根据矿地测部门预报，12207工作面从1＃措施巷向北83.6m处为2511号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深210.4m；从开切眼向北458m处为2403号勘探钻孔，孔口至二煤底板垂深255.8m。由于钻孔常年类月积水，在回采到此范围内提前采取防范措施，防止钻孔水头压力过大伤人，并且做好工作面钻孔突然涌水的排水准备工作。

14、二煤层与一煤层之间的岩层厚度在23～30m左右.主要以炭质泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩、中粗砂岩、粗砂岩为主。12207回采工作面在回采到12105工作面老空区时工作面顶板压力会突然增大，12205老空有可能出现大面积涌水汇聚，为预防12207综放工作面回采时突水发生，在12207综放工作面回采至12105综采工作面采空区下部位置前编制《12207综放工作面进12105综采工作面采空区下部回采》的专项安全技术措施，在12207辅助巷或皮带巷向一煤层提前（距离12105采空区100m时）打设钻孔对12105采空区进行探放水。

15、在回采过程中，如发现工作面有挂红、挂汗、空气变潮变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味、淋水剧增、采空区有流水声等突水征兆时，必须停止作业，采取措施，班队长和安监员必须立即安排开启机巷内的水泵进行排水，并将工作面人员撤离上风巷安全地点，清点人数，将出水情况及人员撤离情况首先

28

向调度室汇报。调度室接到突水汇报后，立即汇报领导，通知有关部门，到调度室集合，等候救灾任务。

16、工作面发生水灾时，按水向低处流，人往高出走的原则，在班组长和安监员的带领下，取最短路线迅速撤离工作面。

17、在回采过程中出现涌水异常或有突水征兆时要及时向地测部门反映,经地测部门调查研究后采取具有针对性措施。

18、生产技术部地测组做好地表岩移观测工作，派专人定期观测采空区及附近的地表裂缝，地表下沉情况，及时填埋好地表裂缝，防止地表水通过裂缝进入采空区。

19、动力部对井下的排水能力进行验算，保证在发生突水时能顺利排出，防止淹井事故。

（二）、过无煤区富水段工作面下端头防排水安全技术措施

通过对12205工作面下端头突然涌水情况分析，二煤层顶板炭质泥岩垮落后容易在老空区形成积水区，积水区达到一定积水时，就会从下端头突然涌出一部分，涌水量预计在60～100m3/h，持续1～3天左右。矿地测部门预计12207综放工作面在初采、老顶初次来压期间以及过无煤区富水地段有突水的可能性。

1、工作面过无煤区富水段期间，为保证工作面突然涌水时能够及时有效的将工作面下端头涌水排出，在12207综采工作面下端头设置2台22KW多级离心水泵，1台备用。（或1台MD155-67*4型多级耐磨离心泵。其叶轮外径235mm，转速2950r/min, 流量155 m3/h，扬程268m，效率74%，轴功率152.9KW，电动机功率200KW）通过铺设在12207皮带巷的1趟DN200排水管路（DN100*4、DN75*4的无缝钢管）将工作面下端头涌水排向+1112m车场并通过东副斜井自流至井底水仓。安装多级离心式水泵时，必须将多级离心式水泵放于转载机盖板上，将连接泵体的钢丝软管及底阀吊挂在端头液压支架的后架处。

2、在皮带巷底板平缓区沿巷道下帮打设水沟并提前在水沟与各联络巷之间提前打设水窝，以便将涌水接力到各联络巷排入12207辅助巷排水系统中，每班派专人进行看护。

3、在抽水前，必须要对水泵进行试验，检查水泵是否反转，如反转则应立即断电进行处理。抽水过程中要时刻检查水泵温度，如温度过高则应停止抽水，并对水泵进行检查、处理，防止将水泵损坏。在抽水过程中，每班专职排水人员要随时观察排水泵的工作情况，并及时将水泵吸水口处的杂物（大块煤、木屑、棉纱等）掏出，防止杂物阻塞水泵影响排水。 4、排水管路必须保持畅通。排水过程中，必须派专人定期检查抽水管路及出水口的出水情况，如发现管路接头跑水或出水口不出水则应立即停止抽水进行处理，防止管路接头跑水漫巷、管路堵塞等影响正常抽水。

5、必须为工作面下端头处排水泵安装的供电线路，且连接水泵的电缆、接线盒等必须完好、可靠、吊挂整齐，并符合安全质量标准化及《煤矿安全规程》的规定，且要防止电缆在移设转载机、端头液压支架时被挤断而影响工作面排水工作的正常进行。

6、过无煤区富水段期间每班必须安排专职排水人员并在现场进行交，交时，交人员必须将工作面排水水泵的位置、泵的完好情况交待清楚，以便人员及时进行处理，以免影响工作面的正常排水工作。

7、在移设端头液压支架和转载机时必须指定专人看护水泵，防止在拉架及拉转载机的过程中损坏排水泵，待将转载机、端头液压支架移设完毕后，设专人清理浮渣，并将离心泵吸水管放置到巷道最低处，防治影响工作面的正常排水工作。

8、工作面下端头排水工作，除移设端头液压支架、转载机时停止排水，其余时间要坚持正常使用排水泵进行排水。

9、为防止工作面下端头处的涌水被刮板输送机底链带入工作面。当下端头涌水水面距离刮板输送机机头底部100mm时，禁止启动刮板输送机。

10、每班必须加强排水泵的检修、保养工作，确保工作面排水泵正常排水，如排水泵损

29

坏，必须立即组织人员开启备用水泵排水，并及时将损坏的排水泵回收到地面进行检修。 11、过无煤区富水段期间每班必须有队干现场跟班，并密切观察工作面涌水情况，发现工作面涌水增大，必须及时组织人员将备用水泵开启进行排水，若工作面涌水出现异常现象，必须及时汇报生产调度指挥中心、生产技术部，并严格按照矿制定的年度矿井灾害预防及处理计划中的相关规定进行处理。

12、通过加强对工作面涌水量观测摸索涌水量变化规律并指导工作面防治水工作。 （三）、12207综放工作面发生水灾应急措施 1、12207综放工作面发生水灾事故后，由现场的班工长、跟班队长安排立即撤出水灾区域内的所有人员，切断电源，并立即汇报矿调度生产指挥中心，由调度生产指挥中心通知指挥部成员采取紧急救人抢险措施。

2、当12207综放工作面发生水灾时，在现有排水设备能力不足时，由现场的班工长、跟班队长立即安排当班作业人员增设水泵和管路(包括利用其它管路作临时排水管)及时排水。

3、当12207综放工作面发生水灾难以控制时，必须保证排水设备不被淹没，当涌水和煤砂威胁到排水设备的安全时，要立即将受到水灾威胁的机电设备回撤到不被水灾威胁的安全地点（刮板机机头电机、破碎机电机等电气设备）。 4、在12207综放工作面下端头将被工作面涌水淹没的情况下，通风队要根据工作面实际情况及时改变工作面的通风方式及通风系统，加强通风管理并立即制定专项通风措施报救灾指挥部审批后执行。

5、当12207综放工作面在涌水量过大，工作面现有的排水设备不能满足排水需要时，物资供应部、动力部要及时发放排水设备，运输队要及时按照使用单位的要求下放排水设备。 6、当12207综放工作面水势猛或发生突水等危急情况时，现场工作人员要尽力屏住呼吸，用手拽住管路、棚腿等固定物体，待压力水头过后，可借助巷道壁或其他物体攀扶向外撤离，直至到达安全地点。

7、工作面发生水灾时，按水向低处流，人往高出走的原则，在班组长和安监员的带领下，取最短路线迅速撤离工作面。

8、当受水灾影响的人员撤离到安全地点后，要及时在就近地点通过电话向救灾指挥部进行联系，并根据救灾指挥部的指挥，有条不紊的开展抢险救灾工作。

9、矿井发生水害时坚持以下原则：（1）主动报告灾情原则；（2）快速反应原则；（3）迅速抢险原则；（4）突出重点原则；（5）主动配合原则；（6）各部门领导负责原则。

第三节 一通三防

一、通风

由于12207综放工作面除正常的回采工作区域外，在顶煤中还布置了1条放顶煤爆破工艺巷，因此，该综放工作面的风量计算将分为两个部分，即12207综放工作面与爆破工艺巷的风量计算与分配。

（一）工作面风量计算、验算（附图：通风系统图）

通风系统

3、系统中需增减的设施：

（1）在＋1112m车场设两组（正反向）调节风门 （2）在＋1112m风井联络巷设两组（正反向）隔断风门 （3）对12207工作面1#措施巷进行永久封闭 （4）在2#措施巷下口增加临时调节风门。 （5）+1112m皮带斜巷增加临时调节风门 4、工作面风量计算：

30

12207综放工作面的实际需要风量，主要根据工作面瓦斯涌出量，并兼顾工作面气温、风速和同时工作人数等工作面环境卫生条件进行计算，并取其最大值。

（1）按瓦斯涌出量计算:

Q=100QCH4K=100×1.841×1.5=276.15m3/min

式中:Q CH4:工作面瓦斯绝对涌出量1.841m3/min. K:风量备用系数取1.5. （2）按CO2涌出量计算:

Q=100QCO2 .K=100×1.7×1.5=255m3/min

式中:QCO2:工作面CO2绝对涌出量：1.7 m3/min （3）按工作面进风流温度计算： Q=60VSK =60×0.8×16.96×1.2=977m3/min 式中：v：工作面的风速 S：工作面有效通风断面 K：工作面长度系数 （4）按人数计算: Q=4N=4×80=320ｍ3/min （5）按风速进行验算:

Q≥15s=15×16.96=2.4m3/min Q≤240ｓ=240×16.96=4070.4m3/min 故工作面设计风量为：977 m3/min 附：12207综放工作面通风系统图

（二）12207综放工作面工艺巷通风方式与风量 工艺巷按原有局部通风设计进行风量分配。 （三）通风管理及安全技术措施

1、通风部门必须严格按照本《作业规程》要求供给工作面风量， 保证工作面正常通风。严禁不合规定的串联通风、老塘通风、风量过大或过小，严禁欠风作业、欠风生产。至少每旬对工作面通风系统的风量、风速测定一次。

2、保证工作面通风系统稳定、合理，未经矿总工程师同意任何人不得随意拆除通风设施。

3、工作面风、机两巷不得码放过多的材料,保证有效通风断面大于设计断面的2/3。 4、必须管好、用好为本工作面回采服务的通风设施，严禁将＋1112m车场风井联络巷的两道风门同时打开，严禁损坏通风设施。

5、串联通风必须安装瓦斯断电仪，当进风流中瓦斯浓度达到0.5%及以上时，能够自动切断工作面内的一切电源。

6、工作面回风流中的CO2度达到1.5%,必须停止作业,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。

二、瓦斯管理

11、供电必须做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”，电气设备必须保持完好，机械设备不得带病运转或者超负荷运转，防止产生火花或者机械摩a、工作面设专职瓦斯检查员检查，每班检查2次，并及时向通风调度和矿调度室汇报。

b、瓦斯检查要做到“三对口”，瓦斯检查点分别设在：工作面上出口5m处、上隅角、工作面回风出口以外10m处、回风顺槽和工艺巷之间、工艺巷与运输顺槽之间、工艺巷风流距迎头10m处。

14、初次来压时瓦斯检查：

31

a、来压前指定瓦检员蹲点观测。

b、出现瓦斯、一氧化碳超限现象时，停止生产，撤出人员。 c、适当加大风量，采取相关措施，进行处理。 15、上隅角CO等有毒有害气体治理措施：

a、严格控制上隅角悬顶距离，当悬顶面积超过2×5m2时，必须进行强制放顶，以确保顶板及时冒落。

b、在上隅角利用局扇通风，稀释该处有害气体浓度。

c、加强上隅角CO、瓦斯监测，定期进行取样分析。

（二）瓦斯检测、监控系统管理（附图：安全监测系统图） <一>安全监测系统 1、安全监测系统工作原理

采用森透里昂KJ31型安全监测系统，主要监测工作面的甲烷、一氧化碳、温度、风速以及环境参数，机械设备的开停状态。通过通讯电缆数据传送到地面中心站主备机进行数据处理及监控。

2、安全监测设备布置

（1）回风流、上隅角均要安设传感器。回风流安设温度传感器并吊挂在上顺槽巷口以里10－15m范围内，工作面安设甲烷传感器、一氧化碳传感器，上隅角安设一氧化碳传感器并吊挂在上隅角范围内，工作面进风流设风速传感器，安设在胶带运输巷靠近工作面分支口以里10－15m范围内；

（2）各传感器采用专用吊架吊挂在顶板上，甲烷、一氧化碳、温度传感器吊挂位置：距帮≮200mm，距顶≯300mm，风速传感器吊挂在巷道中心位置，与风流方向垂直； （3）甲烷传感器工作参数：报警浓度≥1.0％，断电浓度≥1.5％，复电浓度<1.0％；断电范围：12207工作面、风、机巷所有电气设备；一氧化碳传感器工作参数：报警浓度≥0.0024％；温度传感器工作参数：报警温度≥ 30 0C。

3、系统安装

（1）回风巷监测线由+11m车场P5000扩展器接出至12207工作面回风巷。 （2）胶带运输巷监测线由+1112ｍ车场P5000扩展器接出至12207胶带运输巷； 附：12207综放工作面安全监测装置布置图 <二>束管监测系统 1、监测点的布置：

（1）分别于12207综放工作面回风巷巷口往里50m、上隅角、上隅角采空区设置3个监测点、胶带运输巷距巷口往里50m设置1个监测点；

（2）上顺槽、胶带运输巷监测点的采样器安设于自巷口往里50m的范围内，悬挂位置距帮≮200mm，距顶≯300mm；

（3）上隅角测点采样器悬挂于切顶线以里1m范围内，距帮≮200mm，距顶≯300mm； （4）采空区测点采样器内置于岩芯管内，岩芯管长32m左右，埋入采空区15m，端头部为2m长的花管，采样器必须置于花管段范围，以利于气样采集。

2、管缆系统 （1）束管管缆系统由地面监测室接出一趟16芯的主管路沿副斜井敷设至+11m车场，经由接管箱接出一根3芯的管缆接至12207上顺槽巷口处，由接管箱分接三根单芯ф8管缆至各监测点，接气体采样器；

（2）胶带运输巷进风流监测点束管系统：由+1112ｍ车场束管接管箱引出一根单芯管缆铺至12207胶带运输巷，距巷口往里50m范围内，接采样器并悬挂好。

3、敷设要求

32

（1）束管管缆在上顺槽、胶带运输巷均沿上帮敷设，吊挂高度离底板1.7m，每隔4m设置一个吊挂点；

（2）管缆吊挂整齐、平行，不得与电缆、电话线等其它线路缠绕；

（3）上隅角及采空区测点的两趟管路在上顺槽相对位置较低处各接入储水器1个，在胶带运输巷测点的相对位置较低处接入储水器1个；

（4）管缆上各接头要严密，保证不漏气。 4、安全措施

（1）管线系统敷设完成后，要求必须做一次全面的通气实验，达到气密要求后方可投入使用；

（2）上隅角测点的采样器悬挂时，人员不准进入未完全冒落的采空区，动作要求迅速，不得在悬挂地点长期逗留；

（3）内置束管及采样器的岩芯管随工作面的推进向外拉伸，拉伸时注意，小绞车须由持证上岗的司机操作，信号清楚，按章操作；一次拉出的长度符合规定要求，且均匀拉动，谨防将岩芯管和束管拉断；回撤的束管管缆须按要求盘圈，整齐地挂于煤帮上，由通风队定期回收；

（4）任何人不得随意扯拉、割破、割断束管管缆，发现采样器与管缆脱离后不得随意丢弃，须报告通风队处理；

（5）工作面上、下隅角及工艺巷的检测探头由通风队安排专人埋设。工作面中部探头由综放队负责日常管理，避免放煤时将束管折断，并随着工作面的推进，及时向外移动。

附：12207综放工作面束管监测系统图

三、防灭火安全技术措施（附图：防灭火系统图） （一）防灭火方案 <一>注氮防灭火 1、注氮防灭火工艺

我矿采用KGZD-1200型变压吸附制氮装置： 氮气产量： 1200立方m/小时； 氮气纯度： ≥98%；

供气压力： ≥0.65Mpa；

工作面注氮方式采用移动式埋管间断注氮工艺，即将注氮岩芯管埋入采空区一定距离，随着工作面的推移而相应拖移注氮岩芯管。无特殊原因，每班注氮时间不少于6小时，一旦发现工作面上隅角CO浓度超过0.0024%或其它自然发火征兆时，进行封闭注氮。

2、注氮防灭火系统

（1）管路系统

输氮管路系统由地面制氮站通过?250mm的输氮主干管沿回风斜井向下铺设至+1112m风井联络巷，在+1112m水平经由阀门控制装置后变径接出一趟?108mm的输氮管路、经12207综采工作面胶带运输巷至工作面下端口接注氮岩芯管。

（2）铺设要求

①管路在+1112m风井联络巷及+1112m水平巷道内架空敷设，离底板高度1.8m，在12207胶带运输巷内沿巷道上帮底板敷设。

②管路在拐弯处设弯头，不许拐急弯；

③注氮岩芯管长32m，其中端头部为2m长的花管，带花管端靠胶带运输巷下帮埋入采空区15—30m，外露端与胶带运输巷输氮管之间加装一段长度为100m，直径2寸的高压软胶管；

④在12207胶带运输巷巷口管路接入处和12207胶带运输巷输氮管与软胶管连接处各装

33

一道控制阀门。

（3）安全措施

①管路连接须严密，法兰盘对接时必须加垫圈，螺丝上够拧紧，防止漏气； ②两处控制阀门须安全可靠，能有效使用；

③管路系统铺设完毕后，做一次全面的通气实验，在保证气路畅通及沿程不漏气的情况下与岩芯管对接预埋；将从胶带运输巷上帮连接出来的软胶管从胶带运输巷顶板上用铁丝捆绑，引到胶带运输巷下帮。

④岩芯管随工作面的推进定期向外拉伸，随副架推移梁前移而移设，拉伸时速度均匀，防止拉断岩芯管，且周围不准有人员站立，岩芯管埋设距离符合规定要求，埋入采空区不小于20m；移设岩芯管时注意整理好软胶管以防挤破，平时任何人员不得随意挪用或弄破软胶管；将多余出来的软胶管检修班安排专人盘放整齐，靠胶带运输巷下帮码放在移设注氮管路时，必须有专人配合，人员需站在皮带上工作时，胶带输送机必须停电闭锁，严禁没有发出信号而突然启动皮带。

⑤外拉注氮管时,严禁人员逗留在钢丝绳段,防止钢丝绳断裂伤人。

⑥外拉回风顺槽注胶管时用绞车牵引,绞车司机必须持证上岗.拉移速度均匀，要求信号清晰，按章操作，一次拉出的长度符合规定，谨防将岩芯管拉断。

⑦输氮管随工作面推进逐段拆卸，拆卸后的管路码放于指定地段，由通风队定期回收复用。拆除一段后，其余管路按顺序、按要求重新连接好，保证气密性。拉移注氮管后的软胶管必须整理好，以防挤破，平时任何人不得随意挪作它用或者割断胶管。

<二>灌浆注胶系统

我矿采用MDZ-60地面固定式灌浆及注胶防灭火系统

每日灌浆量：1000m3/d 每小时灌浆量Qj2=1000/2×5=100(m3/h) 泥浆密度：1.28 t/m 3

工作面平时不进行灌浆及注胶，随工作面推进过各个联络巷时，在上、下隅角处构筑胶体隔离带，12207综放工作面即将结束回收时，进行灌浆及注胶。

1、管路系统

在地面设注浆、注胶机房，黄泥浆及胶体由回风斜井灌浆注胶管路通过?108mm的主干管向下铺输至+11m风井联络巷，在+11m水平经由阀门控制装置后接出一趟?108mm的灌浆注胶管路、经12207综采工作面上顺槽（回风巷）至工作面上端头接灌浆岩芯管

2、铺设要求

（1）管路在+11m风井联络巷及+11m水平巷道内架空敷设，离底板高度1.8m，在12207上顺槽（回风巷）内沿巷道上帮底板敷设。

（2）管路在拐弯处设弯头，不许拐急弯；

（3）灌浆岩芯管长32m，前端靠采空区上帮埋入采空区15—30m，外露端与上顺槽巷道内灌浆管之间加装一段长度为70m，直径2寸的高压软胶管；

3、安全措施

（1）管路连接须严密，法兰盘对接时必须加垫圈，螺丝上够拧紧，防止漏浆；

（2）管路系统铺设完毕后，做一次全面的灌浆、注胶实验，在保证管路畅通及沿程不漏浆的情况下与岩芯管对接预埋；

（3）注胶系统在地面添加注浆材料，在井下添加少量的胶凝剂，加入浆管内与浆液混合后，注入防灭火区域。

（4）12207回风巷的灌浆、注胶管随工作面推进逐段拆卸，拆卸后的管路码放于指定地段，由综采队定期回收复用。拆除一段后，其余管路按顺序、按要求重新连接好，保证不漏

34

浆。

（5）12207工作面推进至距停采线50m处，进行灌注浆体防灭火。

（6）为了防止采空区的漏风，在回采期间必须针对可能出现漏风的区域进行预处理，在采空区定期间隔注胶，并在特殊的区域（断层、过联络巷）附近增加注胶点。

（7）为减少胶体泄漏，在注胶前首先对巷道顶煤进行强制放顶，若条件允许可采用沙土袋（或碎煤袋）封堵两道端头支架后部没冒落实的空洞，充填厚度（沿走向）为2m左右，高度接顶，每段隔离带沙土（碎煤）袋堆砌体积设计为2m3，然后通过注胶钻孔压注胶体。在上、下巷距工作面50m处安设促凝剂添加设备，并随工作面的推进及时将该设备前移。

附：12207综采工作面注氮、灌浆、注胶防灭火系统图

（二）防灭火安全措施（另行制定专项工作面防灭火安全技术措施）

1、井下严禁使用明火，工作面严禁使用可燃性材料搭设临时操作间或者休息间，严禁使用灯泡取暖和使用电炉。

2、严禁在井下拆卸矿灯，严禁带电检修或搬运机电设备。

3、在工作面移动变电站、电器平台及皮带机头、油脂存放处按要求各配备2只合格的干粉灭火器、2个防火砂箱(每个砂箱砂量不少于0.3m3)及消防斧和铁锹等灭火工具。工作面的人员要熟悉灭火器材的使用方法和存放地点。

4、皮带输送机不得有严重跑偏，避免长时间的摩擦机架和打滑，以防摩擦着火。

5、利用监测系统，做好工作面上隅角及回风流中各种数据的监测。当工作面上隅角及回风流中一氧化碳浓度大于0.0024%时，必须进行注氮防灭火或采取其它综合防灭火方法。 6、当工作面出现雾汽、煤壁挂汗，有煤焦油味、出现烟雾、工作面温度升高等自燃发火征兆时，工作面人员要及时按避灾路线要求撤离工作面，并向调度室及矿总工程师进行汇报。调度室接到汇报后，及时通知通风队等相关部门在调度室集合待命，视具体情况及时启动各种防灭火设施，采取措施进行综合防灭火。

7、加强工作面爆破管理，严格执行“一炮三检”制，严禁裸露爆破。 井下爆破必须使用煤矿许用的雷管、火药和爆破器。炮眼封泥及其长度必须符合《煤矿安全规程》的规定。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。

8、严格按本<作业规程>要求供给风量,防止风量过大向采空区供氧.

9、若有特殊原因,工作面需停10天以上时,必须采取特殊防灭火措施,防止采空区自燃. 10、采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性封闭。

11、入井人员严禁携带烟草、点火物品及易燃、易爆物品下井，严禁穿化纤衣服入井。严格按照作业规程规定供给风量，防止风量过大向采空区供氧。

12、 提高回采率，减少顶煤损失，机采回收率保证95%以上，回采过程中不得任意留设设计外的煤柱和顶煤，工作面浮煤必须清理干净，采空区不得遗留浮煤。

13、工作面爆破作业，必须使用煤矿许可的炸药和煤矿许用电雷管。不得使用过期或者严重变质的爆破材料。当班未使用完的爆炸材料必须当班交回到爆破材料库。

14、通风部门定期观测地表塌陷和裂缝情况，并及时填充地表塌陷区的裂缝，杜绝外部通风，防止因地表塌陷造成采空区漏风。

15、通风部门定期观测工作面风流中的一氧化碳和空气温度，严格执行自燃发火预测预报制度。

16、因采空区遗煤氧化自燃，工作面上隅角一氧化碳含量达到0.0024％并有持续上升趋势时由总工程师决定，进行注氮防灭火。注氮防灭火时，必须遵守《煤矿安全规程》中第二

35

百三十的有关规定：采用氮气防灭火时，必须遵守下列规定：（一）氮气源稳定可靠。（二）注入的氮气浓度不小于97％。（三）至少有1套专用的氮气输送管路系统及其附属安全设施。（四）有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。（五）有固定或移动的温度观测站（点）和监测手段。（六）有专人定期进行检测、分析和整理有关记录、发现问题及时报告处理等规章制度。

17、工作面上口按照规定挂设风障，防止一氧化碳聚积超限。

18、工作面回风顺槽、胶带运输巷必须按照设计要求铺设消防供水管路，并保障正常使用。地面消防水池必须经常保持不少于200m3的水量，消防管路系统必须符合煤矿安全规程中第二百一十的有关规定：矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送胶带运输巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m3的水量。如果消防用水同生产、生活用水共用同一水池，应有确保消防用水的措施。开采下部水平的矿井，除地面消防水池外，可利用上部水平或生产水平的水仓作为消防水池。

19、工作面不得从事电气焊和喷灯等进行工作，如果必须使用的必须每次编制安全技术措施，并遵守《煤矿安全规程》中第二百二十三条中的有关规定：（一）指定专人在场检查和监督。（二）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。上述工作地点应至少备有２个灭火器。（三）在巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。（四）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。五）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1h，发现异状，立即处理。

20、加强油脂及相关物品的管理，机械油、乳化油、绵纱、布头和纸张等必须存放在盖严的铁桶中。且定点存放。严禁将剩余的废油泼洒在工作面或者是老塘内。每次使用过的绵纱、布头和纸张等不得乱扔乱放，必须有专人收集并送到地面处理。

21、任何人发现井下火灾时，应视火情的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火情，并及时报告矿生产调度指挥中心。并按照《煤矿安全规程》二百四十四条规定执行：任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿生产调度指挥中心。矿生产调度指挥中心在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。组织人员安全撤离、避灾和抢险救灾工作。

22、工作面回采结束后45天内进行永久的封闭。

四、综合防尘

综放工作面煤产量高，相比综采又增加了放煤、后部运输机转载点等产尘源，致使综放工作面粉尘污染比较严重；根据鉴定结果，二煤层煤尘具有爆炸危险，因此综放工作面必须设计的防尘（降尘）系统，降低综放开采工作面的煤尘浓度。

目前结合羊场湾煤矿二分区的防尘经验，二煤层综放工作面主要采用采煤机内喷雾降尘系统、综放工作面各转载点喷雾、液压支架自动喷雾降尘系统、风流净化水幕降尘系统及个体防护。

（一）防尘供水管路系统布置 3、敷设要求

4、安装措施

（1）安装时抬管子必须注意安全，谨防碰手碰脚；

（2）使用管钳等工具时要注意安全，防止伤害自己和他人；

36

（3）管路连接必须严密不漏水，接头接口要拧紧，法兰盘对接时必须加垫圈。 （二）综合防尘安全措施

1、各转载点必须进行喷雾洒水，工作面回风巷及胶带运输巷必须设净化水幕。

2、采煤机内外喷雾完好并正常使用，开机时先开水后开机，无喷雾或喷雾压力不够不准开机割煤。从源头上进行降灭尘。

3、保证支架喷雾完好，在割煤时，打开煤机回风侧架前喷雾、放煤及移架时要打开架后及架间喷雾，无喷雾不准作业。

4、各转载点和破碎机前后要有完好的喷雾降尘设施，并正常使用。

5、检修班必须对喷雾降尘系统进行全面检修，确保正常使用；在生产过程中，必须随时更换损坏的喷雾设施和疏通被堵塞的喷嘴，加强对喷雾降尘系统的管理和维护。

6、工作面回风巷、机巷及工艺巷内安设防尘洒水管路，回风巷每隔100m设一个“三通”阀门，机巷每隔50m设一个“三通”阀门，工艺巷每隔100m设一个“三通”阀门，辅助巷每隔100m设一个“三通”阀门，其供水量应能满足工作面防尘用水。

7、对皮带机头硐室，至少三天用水冲洗一次煤尘，机巷至少每周冲洗一次巷道煤尘。 8、每天清扫一次设备及管线上的煤尘，防止煤尘堆积。对工作面、工作面回风巷要每周冲洗洒水冲洗两次，防止煤尘堆积和飞扬。

9、在生产过程中，所有进入工作地点的作业人员必须戴防尘口罩，加强个人防护工作。 10、工作面支架每架安装一套喷雾装置。采煤机下行割煤时将左滚筒前一道、右滚筒后两道喷雾打开降尘，随采煤机行进顺次启动，返机时将喷雾系统关闭，降低原煤水分。工作面液压支架上安装的防尘喷雾必须管路畅通、闸门齐全，移设支架前必须先将支架的防尘喷雾打开，对移架地点实施喷雾降尘，当作业地点煤尘浓度降低后及时关闭。每班检查,丢失或损坏的闸门、管路要及时补齐或更换。

11、严格执行矿制定的各种防尘、防瓦斯制度。做好12207综放工作面的防尘、防瓦斯工作。

五、避灾路线（附图：避灾路线图）

（一）避水灾路线：

第六章 安全技术措施

工作面所有操作人员必须持证上岗，工作面所有操作人员必须学习本作业规程并经考试合格后，方可上岗。贯彻学习本规程时，相关《煤矿安全规程》及《煤矿工人技术操作规程》中有关内容必须一并贯彻。

第一节 顶板管理

一、工作面初采初放及初次来压的安全技术措施

（一）工作面初采初放的安全技术措施

1、工作面所有设备安装调试完毕,进行联合试运转后,准备生产.

2、工作面初采期间，矿成立初采初放领导小组，负责协调、指挥工作面初采初放工作。 3、初采时，工作面支架要升紧，保证支撑有力。

4、所有支架必须严密接顶，不接顶处要用板梁接顶，支架初撑力达到25.2Mpa以上 ，乳化液泵出口压力不低于31.5MPa。

5、工作面初采前，要将所需的备用支护材料在风、机两巷按要求备足，上下两巷超前支护完好，保证数量及支护质量，单体支柱初撑力不低于50KN（6.37MPa）。

6、采煤机割第一刀煤之前，应人工拆掉切眼煤壁上的铁托板和可回收锚杆，割煤时速度不能大于3.0m/min，以防损坏截齿或锚杆卷出伤人。

37

7、割第一刀煤移架前,要拉一条移架基准线,基准线距所有支架间的最大距离不大于0.7m，从工作面上口第一架拉到下口最后一架,移架量依此线为准.滞后采煤机15m开始移刮板机,移刮板输送机时同样给一条基准线,保证第二刀煤后,工作面支架、煤壁、刮板机各成一条直线。

8、采煤机割透下端煤壁后返向上行跑空刀，滞后采煤机30m将前部输送机机尾推向煤壁(推移步距0.8m)，行走到上出口时，距上端头煤壁36m后。采煤机返向进行上端头斜切进刀，进入正规循环作业状态。

9、采煤机完成上端头斜进刀反向后正常下行割煤时，按移架要求跟机移架，将前部输送机从上而下推移一个步距(0.8m)，并逐架调整支架直线。

10、移架后，将后部输送机向前拉移一个步距(0.8m)，并调成一条直线。拉后部输送机时应保证其正常运转，以防卡死输送机。

11、由于工作面底板不平整，所以要求必须在五刀内将工作面底板调平。

12、工作面初次来压后必须再推进10个循环方可进行放煤，当顶板(煤)充分跨落后，视具体情况经初采初放领导小组确认具备放煤条件时方可按要求进行放顶煤工作。

13、加强工作面两巷的支护管理，所有支柱必须支到硬底，达到初撑力要求，来压时视来压强度及时增大支护密度，对失效的单体支柱及时更换，防止端头冒顶事故发生；当发现两端头顶板未及时冒落，必须采用强制放顶，使顶板冒落。

14、来压时要组织快速推进，加快推进速度；保证支架状态良好，支架平、直、齐，防止架前漏顶，确保安全生产。

15、初次来压后，顶板完全跨落后，经初采初放领导小组在现场验收，确认符合初采初放结束条件，方可进行正常生产。

（二）工作面初次来压及周期来压期间的安全措施 根据我矿2#煤层12205综采工作面矿压观测资料、预计本工作面直接顶初次来压步距为25～28ｍ（区间），周期来压步距为20～26m（区间）,初次来压和周期来压时制定以下措施：

1、保证泵站出口压力达到31.5MPa, 使支架初撑力达到要求。

2、保证工作面煤壁、支架、刮板机各成一条直线。 3、支架工要与采煤机司机配合好,割煤时滞后前滚筒3～5m即开始移架,并做到少降快拉,如顶板破碎要带压擦顶移架 。

4、2#煤直接顶易垮落，当冒高达到采高的1.5倍时，冒落矸石全部充满采空区，经矿初采初放领导小组成员验收确认后，初采初放工作结束。

5、如果工作面初采推过20m后直接顶未垮落，不能充填满采空区，必须制定措施进行强制放顶。（制定专项措施）

二、顶板管理安全技术措施

1、回采过程中在顶板破碎时严格执行带压移架的及时移架方法。在距采煤机右滚筒1.5m及时打出伸缩梁,在距左滚筒3～5m跟机移架以便及时维护顶板。 2、在经过顶板破碎段时,必须降低采煤机速度以便及时维护。

3、若遇有顶板垮落超过300mm时必须停机按规程中冒顶处理措施及时处理,处理好后方可正常回采。

4、工作面上端头最外部过渡支架与工作面回风巷上帮之间的空顶区,宽度在1.5～2.5m时以两组走向联锁棚子的形式维护顶板，排距0.7m，柱距0.8m。在宽度大于2.5m时可增一台支架维护顶板。支柱必须绑丝且迎山角合格,切顶线排加设戗柱。

5、人工回柱时严格执行先支后回的原则,按由里向外的顺序进行,回柱后切顶线支柱必须保证与支架顶梁后边保持平齐，切顶有效，迎塘角合格，支设有力，能有效维护顶板。

6、各联络巷进入胶带运输巷超前段后要及时在联络巷支设木点柱，木点柱支设的形式、

38

数量有通风队编制专项安全技术措施，综采队施工。且通风队必须及时封闭联络巷。 三、预防冒顶的安全技术措施 （一）预防冒顶的安全技术措施

1、严禁空顶作业。必须严格执行作业规程的规定及时移架控顶，支架升平升紧，前梁接顶严密。

2、回风巷、胶带运输巷超前及上端头顶板维护时，支设支柱必须严格按照先支后回的原则进行,严禁提前摘掉支柱。碰倒或损坏、失效的支柱必须立即更换。

3、回采过程中若顶板破碎时，应减少支架的降架高度，严格执行带压移架、超前移架的方法。距离采煤机右滚筒3m及时收回伸缩梁，采煤机割过煤壁后，距离左滚筒2～3m及时追机移架，及时控制顶板。

4、在经过顶板破碎段时，必须降低采煤机的速度，减少对顶板的采动影响，并及时移架支护。

5、若遇到顶板垮落高度大于300mm时必须停机，按照作业规程中冒顶处理措施及时处理。顶板控制好后，方可正常回采。

6、加强顶板管理，确保工作面控顶范围内，顶底板移进量≤100mm/m。保证泵站的压力必须为31.5MPa，加强液压支架的维修和管理，以有效控制顶板。

7、加强工程质量管理，确保工作面煤壁和支架都保持直线，防止局部压力集中造成冒顶。

8、泵站压力必须按照作业规程的要求执行，达到31.5MPa,保证支架的初撑力。 9、必须及时维护支架，经常检查支架上的螺栓、阀组和其他附件，如果有松动必须及时拧紧。

10、必须及时调整支架的、架间距，保证架间距均匀，防止架间间隙过大，空顶时间过长造成冒顶。

11、工作面必须备有一定数量的单体支柱、枕木、金属网和小杆等支护材料。

12、严格控制工作面采高，严禁超高开采，对歪架、挤架、倒架等现象必须及时处理。 13、根据工作面上覆岩层运动规律及矿压统计资料，搞好工作面的初次来压和周期来压加强工作面矿压观测工作以及前期预报工作，并采取相应的措施，搞好顶板管理。

（二）处理冒顶的安全技术措施

1、如工作面发生冒顶,首先向生产调度指挥中心汇报。

2、仔细观察冒顶区周围的情况,组织人员预备好足够的木料和工具.当班班长指派专人负责观察顶板,煤帮的变化情况。

3、在处理冒顶之前,必须先清理好退路,将周围顶板维护好,待冒顶区顶板稳定后,方可进行处理。

4、架前顶板冒落大于300mm时,必须停机处理,具体操作方法是:在支架前梁上挑木板梁（规格为1500×200×150mm）护顶，木板梁与顶板必须接实,木板梁上方的空顶用小杆“＃”字型接实。

5、所有人员要统一听从指挥, 刹顶时,只准一人在上作业.专人负责观察顶板和煤壁情况。 6、发现异常(如顶板响动,漏碎矸等),立即停止工作,迅速撤出冒顶区。 7、处理冒顶时,必须有瓦检员预先检查冒顶区空间的瓦斯。

8、在支架上处理冒顶时,应将支架操纵手把打到零位,并派专职支架工看护,以防发生意外。

9、小面积的冒顶执行以上安全技术措施，如遇大面积冒顶事故，必须另行编制处理冒顶安全技术措施进行处理。

四、工作面调整伪斜的安全技术措施

39

为了防止工作面在回采过程中支架及刮板输送机出现上窜、下滑现象，在回采期间根据工作面实际情况，将工作面调成呈下伪倾斜开采，调整伪斜时必须执行以下措施： 1、如工作面液压支架、刮板输送机出现上窜、下滑现象，每班磨采一刀割一通刀。第一次磨采时磨采过渡段距刮板机机头应不小于60m，以后每次磨采长度必须大于前次磨采长度15m以上。当磨采过渡段距工作面刮板机机尾的距离为30m时，必须重新从工作面下部距刮板机机头不小于60m处开始磨采，直至控制住设备上窜、下滑现象。磨采时采煤机在过渡段斜切进刀，割通刀时在刮板机机尾斜切进刀，进刀工艺严格执行规程中相关规定。 2、磨采时，过渡段距离不得小于15m，保证工作面刮板输送机过渡段弯曲长度不小于15m，防止刮板输送机左右槽接口脱节、漂链影响工作面的运输工作。

3、磨采时，过渡段移溜必须由班组长和跟班队长现场指挥移设，以防发生槽接口脱节等事故。

4、磨采时，移设支架、刮板机必须拉线，支架工严格按线移架、推移刮板机，确保支架、刮板机的直线性。

5、磨采过渡段的端面距如果超宽必须将支架伸缩梁及时打出护住顶板。

6、磨采时，过渡段移架必须紧跟采煤机前滚筒2～3架擦顶带压移架，顶板破碎时必须将采煤机停下超前移架。

7、磨采时，当采煤机采至过渡段时必须将采煤机速度控制在2m/min以内。

8、磨采时，当采煤机反向空刀上行清理浮煤时，严格按照从下向上的顺序滞后采煤机15m推移刮板输送机。

五、井下起吊物料的安全技术措施

1、工作面设备起吊必须用2台10T手动葫芦在支架前梁上起吊就位。工作面回风巷、胶带运输巷设备起吊时，选用π型钢梁作为起吊梁，（根据灵州矿山机械厂提供的π型钢梁的折断压力，支点距离为1m时，折断压力为300KN）起吊采用3.8m（3.2m）长的л型钢梁沿倾向架设“一梁二柱”起吊对棚做为起吊装置，严禁使用巷道内的锚索、锚杆、绗架起吊设备。

2、井下每次起吊重物前，必须由现场施工负责人对起吊器具进行全面检查，不合格（如不完好的手动葫芦及损伤、变形或磨损的钢丝绳、勾、链环、大链等）严禁使用。且必须设置警戒由班工长统一指挥，信号要准确可靠。严禁多人指挥。

3、井下设备起吊前必须先试吊，试吊高度到100mm时停止起吊，检查所有起吊用具，确认安全无误后方可继续起吊。同时设专人观察顶板支护起吊装置及用具的可靠性，发现异常立即停止作业，处理好后方可重新作业。

4、在起吊过程中，随时注意观察钢丝绳、滑轮等器具的完好情况。操作人员必须站在避开起吊物上方的安全可靠地点进行操作，严防设备伤人。起吊设备过程中设备下方及周围5m内，严禁有人员作业、逗留或行走。

5、利用40T链环及连接环起吊时，链环必须穿入连接环内，连接环、连接绳扣、Φ18×的链环要用M20×75mm的螺栓封口，并带紧螺帽。

6、在斜巷内、工作面内起吊时，起吊人员要站在起吊设备的斜上方的安全地点进行起吊、班工长亲自指挥，同时指派专人观察起吊用一梁二柱对棚、顶板情况、起吊装置及起吊用具的可靠性，发现异常及时停止作业，处理好后方可重新作业。

六、处理上、下端头悬顶安全技术措施

当工作面上、下端头采空区悬顶在走向上超过6m时，必须进行强制放顶，强放时执行以下措施：

1、强放炮眼与顶板夹角65～70度，眼深2m，眼距1.6m，每眼装药6卷，在上、下端头拉架前进行打眼、装药，拉架后进行放炮。

40

2、打眼使用煤电钻进行，每台钻3人，其中2人工作，1人负责观察工作地点的顶板安全情况。人员进入支架后尾梁老塘侧打眼时，必须先进行敲帮问顶，并将工作地点相邻支架后尾梁完全升起，维护好顶板，若有异常情况，人员立即进入支架后尾梁下。装药爆破前，必须检查工作地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于1%时方可装药、放炮。

3、装药时由两人配合操作，一人站在凳子上装药，一人站在地上负责制作并递送炮土。封泥长度不得小于1m，装完药后将雷管脚线扭接并缠起放入眼口。

4、联线放炮时，联线人员站在相邻支架的尾梁下用铁丝将雷管脚线从炮眼内钩出与母线连接，每次将上端头或下端头的炮眼全部并联起来一次起爆。

5、强放时的放炮警戒距离为100m（上端头放炮时，在工作面距上端头100m处和工作面回风巷距工作面煤壁100m处设置警戒；下端头放炮时，在工作面距下端头100m处和胶带运输巷距工作面煤壁100m处设置警戒） 。警戒处要人、绳、牌三齐全。放炮员要正确发出放炮信号。放炮结束后，待班组长和放炮员一起检查无拒炮、瞎炮时方可由放炮员亲自撤除警戒，工作人员方可进入工作面作业。

七、超前及端头支护的安全技术措施

1、工作面回风巷上、下帮采用DZ3.5（2.8）m的单体支柱配合3.2m的∏型钢梁顺山架设一梁三柱支护顶板进行维护。工作面回风巷、胶带运输巷超前支护长度不得少于40m，并严格按照要求支设好，确保成排成行，保证支护质量。

2、使用一梁三柱∏型钢梁时，棚距为0.8m，迎山角符合规定，支柱必须用8＃铁丝与∏型钢梁捆绑牢固且捆绑不得少于三道，棚梁必须用小杆垫平，垫实。所有支柱必须支设在实底上且必须穿底鞋，底鞋的规格为：1200×300×150mm。 3、对于工作面回风巷及胶带运输巷顶板破碎漏矸处，首先在巷道顶部铺设小眼金属网，然后在金属网下顺山架设一梁三柱棚柱支护顶板，金属网与钢筋网使用8＃铁丝捆绑牢固。

4、对于工作面回风巷片帮地点，必须提前支设戴帽点柱，柱距1.0m，使用小杆（1200×60×10mm）或枕木背帮，防止片帮后漏顶。 5、使用摩擦式金属支柱，必须使用5T液压升柱器架设，升紧升牢，以保证支柱支撑有力。柱头必须与顶网用8＃铁丝捆绑牢固。

6、对卸压、损坏、失效支柱，必须及时更换。

7、工作面回风巷维护时，在维护之前，人员必须站在顶板完好，支护完整的地点，用长把工具进行敲帮问顶，处理掉悬矸危岩和松动的煤帮后，方可进行其他工作。

8、在两巷超前段架棚时，设专人在工作地点观察顶板和煤壁情况，如发现有异常，必须立即发出警告，撤离所有人员，待顶板稳定后，由班工长按规定处理，否则，不得作业。

9、架棚时其下方5m范围内不得有与施工无关的人员走动或作业。

10、维护过程中应根据工作面回风巷高度的变化，选用相应高度的支柱，其支设的最大高度必须小于支柱支设最大高度的0.1m，最小高度必须大于支柱设计最小高度的0.2m。

11、胶带运输巷拆除一梁二柱棚子时，必须在移端头支架前闭锁刮板输送机、转载机后进行，严禁人员在三机运行中或者提前拆卸一梁二柱棚子。

12、在工作面上、下口支、回柱时，至少有三人协同作业，一人看护顶板及煤帮情况，二人作业。作业时首先清理好安全出口，然后方可回收。

13、工作面采煤机下行割煤或上行做机窝距上、下端头10m处时，禁止上、下端头处有人员行走、逗留。上、下端头维护工必须躲在支架内，并派出一人到两巷超前段在距工作面煤壁10m位置设置警戒，待采煤机割透煤帮后，方可按照规定进行作业。

14、移端头支架时,先移端头架左架,移动一个步距。升紧左架,在移动端头架右架,移动一个截深,升紧接顶。

41

15、认真做好端头顶板管理工作,超前支护单体支柱要支在实底上,如支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋，支柱升紧升牢并绑丝,确保上、下安全出口畅通。

16、端头维护工在机头下端头处作业时,必须在闭锁工作面刮板运输机和破碎机后再进行作业.作业前必须先敲帮问顶,确认安全时再进行作业,此处安全由机头看闭锁键工负责监视。

17、其他严格执行本《作业规程》中的相关规定，工作面回采期间随时观察回风巷、机巷顶板情况，如顶板下沉，顶板离层，煤壁片帮严重时，另行制定专项安全技术措施。

八、人员进入煤帮侧作业及片帮防治的安全技术措施

（二）片帮防治的安全技术措施

15、所有工作人员,严禁到末支护的采空区及不安全的地方作业或休息。 16、不准提前回收上下两巷的木托板。回收托板时严格执行以下规定：

a、回风巷下帮、机巷上帮的锚杆托板可在距工作面煤壁提前作业循环回收掉一排，严禁超前回收。

b、回风巷上帮、机巷下帮的锚杆托板可在每循环新的切顶排支柱支设前回收掉一排，严禁超前回收。

c、在回风巷、机巷顶板有下沉、脱层、破碎等现象或巷帮片帮严重时严禁将风、机两巷两帮锚杆支护的托板回收掉。

d、回收机巷上帮的锚杆托板时，必须闭锁刮板输送机、转载机和破碎机；回收风巷下帮的锚杆托板时，必须闭锁刮板输送机，确保采煤机下行至距回风巷下帮40m以下方可将锚杆托板回收掉。

e、回收回风巷、机巷的锚杆托板时，必须严格执行敲帮问顶制度，将顶、帮上的醒煤、活矸捅落，防止回收托板的过程中醒煤、活矸掉落伤人。

f、严禁空顶作业。回收风、机巷的锚杆托板时，必须在欲回收的一排托板煤帮两侧支设贴帮单体带帽点柱控制顶板，预防离层的片帮掉落伤人，柱间距0.8m，单体支柱必须用铁丝与金属网连接牢固。

g、回收回风巷、机巷的锚杆托板过程中如果两帮的托板高度在工作人员无法够到时，工作人员必须站在专用铁凳上回收，不得攀单体支柱回收，或站在转载机、刮板机尾上回收。

17、其他严格执行：《人员进入煤帮侧作业的安全技术措施》。

第二节 设备检修、操作及运行安全技术措施 一、一般规定

1、各运输机司机后必须仔细检查各运输机减速箱和联轴节声音是否正常，油位是否符合要求，刮板链，接头等是否完好，若有异常必须及时处理。

2、严禁任何人员乘坐、蹬、踩刮板输送机、皮带。各司机联系必须使用电信号，信号要灵敏可靠，否则不许运行。

3、工作面刮板输送机机头和机尾过渡槽段坡度必须保持平缓。

4、一般情况下不准人员从工作面刮板输送机头前跨越，如果确需通过时，必须先闭锁工作面刮板输送机，然后方可通过，严格遵守“行人不开机，开机不行人”制度。

5、启动设备时，应先点动2~3次，确保无卡阻现象时方可正常启动。

6、胶带输送机不能在跑偏情况下运转；上、下拖辊齐全完好，运转正常。

7、转载机、破碎机、工作面前后部刮板输送机、采煤机在启动前，必须先发出预警信号后方可启动。工作面作业人员必须对前、后部刮板输送的预警信号要听清楚。

8、所有设备不得频繁启动，以防造成事故。

9、推移转载机时，支架工必须先发出信号，并且要有专人在前边观察，若有碰倒支柱、转载机掉道等问题出现时，必须停止推移，待处理好后方可继续推移，进行此项工作时，两帮不准站人或行人，同时转载机、破碎机、皮带机应停止运转并闭锁。

42

9、煤量过大时，控制台应通过控制话筒向工作面喊话进行控制煤量，原则上先停前部刮板输送机，确保后部刮板输送机放煤正常运转，不被压住。

10、放煤时后部刮板输送机的机头、机尾要设专人观察、监听后部刮板输送机的电机、减速箱声音及运转情况，发现异常应立即喊话停止放煤，待后部刮板输送机煤拉空后再进行放煤。观察人员严禁站在后部刮板输送机运行方向。

二、采煤机检修、操作及运行安全技术措施 （一）、采煤机检修安全技术措施

1、采煤机检修前必须进行下列各项检查:

左右电机隔离手柄完全处于断开位置，并进行闭锁。 左右两离合手柄处于\"零\"位(截割部)。 牵引按钮处于停止位置。 方向速度控制手柄处于\"零\"位。

必须切断电源，并打开其磁力启动器的隔离开关。

2、检修前必须保证将采煤机处的扩音电话完好并处于正常闭锁状态。

3、在检修过程中如需开刮板输送机时,控制台司机必须和采煤机维修工取得联系,并经同意后方可开机。

4、在刮板机运输机运转过程中,应终止采煤机检修工作,以防发生意外。 5、严格按照检修制度和润滑周期对采煤机进行检修和维护。

6、检修过程中要进入煤壁侧对采煤机进行注油,紧螺栓时,必须将支架伸缩梁伸出，并将煤壁及顶板上醒煤活石清除,打开支架护帮板严防片帮或顶板掉矸等伤人。煤壁有片帮危险时，应提前在煤帮打贴帮柱，并用板皮刹帮。

7、检修过程中必须保证采煤机范围内所有支架操作总截止阀处于\"零\"(开关)位置。 8、检修过程中如需操作支架时,严禁有人在支架上下5m范围内工作。

9、向泵箱或齿轮加注液压油或齿轮油时要有过滤和防尘措施,严防杂质和工具掉入泵箱或齿轮箱内。

10、检修完毕后,严格按照正常操作顺序进行操作试机。

11、试机完成后,要认真检查各按钮及操纵手柄等均在正常停机位置。 12、整个检修过程,应由各检修小组组长统一指挥。 （二）、采煤机运行安全技术措施 1、采煤机开动前应做好以下准备

(1)检修机组更换截齿时,必须护帮护顶，切断电源，必须将隔离开关手把，截割部离合手把、换向手把打到\"零\"位，并进行闭锁，工作面刮板机停电闭锁后方可进行检修工作。 (2)检查各部零件是否齐全，螺丝是否紧固，截齿是否齐全、锋利、牢固，滑靴是否平稳，与溜槽接触是否正常。

(3)检修各操作纵阀，控制阀按钮、旋钮手把是否灵活可靠。

(4)检查各部油位是否达到规定要求，有无渗漏现象，电缆托移装置和水管有无挤压，卡扭断现象和破损现象是否符合设备厂家的规定和要求。

(5)检查信号通讯装置是否灵敏可靠。 (6)检查灭尘设施的效果是否可靠。

(7)对刮板输送机和工作面有关情况要全面了解在安全无误的情况下方可试车。

(8)在采煤机无故障,无障碍物,人员都在安全位置时,才允许对采煤机试运转,采煤机启动时应先送水后送电.停机时应先停电后停水,开机时先点动采煤机电动机,合上离合手把使采煤机空转2-3min,在试运转时要注意监听各部运转的声音,各种仪表是否正常,检查各种保护装置是否可靠后方可开机。

43

2、采煤机的启动操作程序

(1)打开采煤机、刮板输送机的\"停止\"按钮及\"总停止\"闭锁铵钮的闭锁。 (2)调速手把必须在\"零位\"。 (3)合上隔离开关手把。 (4)打开洒水阀门喷雾。

(5)发出开动采煤机信号,并检查煤壁附近有无障碍物。 (6)点动采煤机电动机，合上截割部离合器手把。 (7)发出开动输送机信号。

(8)输送机开机后,按下采煤机启动按扭,使滚筒转起来。

(9)用摇臂调高按钮将滚筒调整到适当高度(视采高及顶板情况确定.) (10)转动调速手把使采煤机牵引割煤。 3、采煤机运转中注意事项

(1) 禁止采煤机带负荷启动，采煤机停下检修时，操作手把应打到停机位置。更换截齿时，必须打开离合器，并停电闭锁，专人看管开关，待检查人员离开滚筒并允许后，方可送电。

(2)采煤机牵引前必须进行试运转，检查油位及各部位运转是否正常。开机前应通过工作面扩音电话发出开机信号，待人员躲开后方可启动采煤机。采煤机经试转,确认一切正常后,发出刮板输送机开车信号等刮板输送机开起来后,方可开始牵引割煤。

(3)采煤机开始割煤时,牵引速度从零开始逐渐增高,不可立即打到高牵引速度.在运转中,随时注意采煤机负荷情况及输送过负荷情况,相应调整牵引速度,防止采煤机和刮板输送机过负荷运行,并尽量使出煤量均匀。采煤机速度要匀速，不得超负荷运行。

(4)采煤机司机在割煤过程中要严格控制采高，将顶底板割平，避免出现台阶。煤壁割直，严禁留伞檐。必须集中精力，要随时注意避免割支架前梁、刮板输送机铲煤板及上、下口的单体支柱。

(5)采煤机在正常工作中,司机要随时观察采煤机各部运转情况、各部温度、仪表指示、各部声音等是否正常、截齿是否缺少、电缆拖移装置拖动是否顺利、冷却水量、水质是否正常等，严禁无水开车。

(6)采煤机正常工作中,司机要随时注意采煤机,采煤机以上的刮板输送机内,如有大块煤,矸石或长木料等杂物,要立即停止刮板输送机,防止杂物进入采煤机底托架内。

(7)采煤机运行中,要随时注意运行前方刮板输送机各处联结情况,保证采煤机沿齿轨顺利运行。

(8)采煤机运行中,司机要随时注意采煤机本身或刮板输送机及周围环境条件有无异常现象,如有应立即停止采煤机.输送机进行检查处理,否则不准继续工作。如发现重大隐患或故障要及时向跟班领导汇报。

(9)采煤机运行中,严禁扳动离合手把,隔离开关手把.避免齿轮和零件受到损坏。 (10)采煤机在超载时,应立即停机，使滚筒脱离咬合,必要时开机退出缺口,进行检查, 分析原因，不得超重截割煤,采煤机不得带病运转。

(11)非紧急情况下不得使用紧急停车开关停机。

(12)采煤机牵引时，各司机必须相互联系，都同意后，方可进行操作。

(13)采煤机运行过程中，滚筒前后10m范围内严禁有人员停留，以防煤块崩起伤人。采煤机司机应在支架内用遥控器控制采煤机的运行。严禁在支架与电缆槽之间行走。 (14)采煤机运行至距机头、机尾10m时，必须在上下出口距工作面煤壁10m处做好警戒。如果风巷下帮、机巷上帮有铁锚杆，必须先将铁托板卸掉，并放慢采煤机割煤速度，当铁锚杆随煤壁一起掉落时，应将铁锚杆捡去。捡铁锚杆时必须将前溜、采煤机停电、闭锁。

44

(15)若铁锚杆不能随煤壁跨落，采用爆破处理，爆破安全规定严格执行爆破安全技术措施中的爆破规定。

(16)开机时要打开采煤机的内外喷雾设施，停机后及时关闭，无喷雾不准开机割煤。 4、采煤机的停机

(1)采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故暂停时，必须打开离合开关和离合器。采煤机停止工作或检修时必须切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。

(2)停机时要先把牵引速度降到零,然后少许后向牵引,将滚筒内碎煤排净。

(3)按下采煤机停止按钮,使采煤机停止运转后,关闭洒水截止阀停水,然后将所有操作手把以及开关隔离手把和截割部离合器手把打到\"零\"位。

(4)下班时或检修时,采煤机应停靠在安全可靠处,并将滚筒落在底板上,将输送机闭锁。 (5)采煤机停止割煤下班时,司机要按启动前的内容,对采煤机检修整理。 5、特殊情况下的停机

(1)遇到如下情况 ,使用采煤机\"停止\"按钮停止。 ①机器内发生异响；

②电缆、水管卡住或出槽。

(2)遇到如下情况使用\"急停\"按钮停车。

①回采工作面刮板输送机溜槽内有大块矸石或木料、煤块将要顶住采煤机； ②电缆、水管出槽被输送机挂住； ③采煤机\"停止\"按钮失灵； ④其它意外事故。

6、其它

(1)禁止利用采煤机牵拉,推顶其它设备。

(2)维护电气设备要执行井下电气安全作业规程。

(3)采煤机割至距离上、下口10m时，要发出信号，并安排专人到风、机两巷距工作面煤壁10m处设好警戒，以防止煤块飞出击伤人员。

(4)排除采煤机故障需要打开盖板时,上方要搭棚布,防止碎矸,碎煤及其它杂物进入油池。

(5)采煤机用油必须过滤,并使用专工具。

(6)在采煤机运行中外部停电造成停机后,应按下停机按钮，将调速离合手把打至\"零\"位。 (7)随着采煤机割煤,距前滚筒前3—5架处要及时收回支架伸缩梁。

(8)采煤机在每班停机前要将上部斜刀进刀段煤帮割齐,以便将此段的支架移到位,支护顶板。

(9)给采煤机滚筒注油、检修时，要将采煤机停在预先留好的检修机窝内，将隔离开关手把、换向手把打到\"零\"位并进行闭锁。闭锁工作面的刮板输送机，并在有人监护顶板及煤帮的情况下进行。

(10)采煤机司机要严格控制左右滚筒高度,将机头、机尾部的三角煤割透。

(11)方向速度控制手柄处于\"零\"位。

(12)必须切断电源，并打开其磁力启动器的隔离开关。

（13）检修前必须保证将采煤机处的扩音电话完好并处于正常闭锁状态。

（14）在检修过程中如需开刮板输送机时,控制台司机必须和采煤机维修工取得联系,并经同意后方可开机。

（15）在刮板机运输机运转过程中,应终止采煤机检修工作,以防发生意外。 （16）严格按照检修制度和润滑周期对采煤机进行检修和维护。

（17）检修过程中要进入煤壁侧对采煤机进行注油,紧螺栓时,必须将支架伸缩梁伸出，

45

并将煤壁及顶板上醒煤活石清除,打开支架护帮板严防片帮或顶板掉矸等伤人。煤壁有片帮危险时，应提前在煤帮打贴帮柱，并用板皮刹帮。

46