5301综采放顶煤工作面回采作业规程6.29

目 录

目 录 22222222222222222222222222222222 1 第一章 概 况 2222222222222222222222222222 1

第一节 工作面位置及井上下关系 ·················· 1 第二节 煤层 ··························· 1 第三节 煤层顶底板 ························第四节 地质构造 ·························第五节 水文地质 ·························第六节 影响回采的其他因素 ····················第七节 储量及服务年限 ······················第二章 采煤方法 222222222222222222222222222第一节 巷道布置 ·························第二节 采煤工艺 ·························第三节 设备配置 ·························第三章 顶板控制 222222222222222222222222222第一节 支护设计 ·························第二节 工作面顶板控制 ······················第三节 工作面巷道及端头顶板控制 ·················第四节 矿压观测 ·························第四章 生产系统 222222222222222222222222222第一节 运输 ···························第二节 “一通三防”与安全监控 ··················第三节 压风、供水、排水 ·····················第四节 供电 ···························第五节 通信照明 ·························第五章 煤质管理 222222222222222222222222222第一节 煤质指标 ·························

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2 3 4 4 5 7

7 7 9 15

15 18 20 25 26

26 33 40 41 45 46

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第二节 提高煤质的措施 ······················ 46 第六章 安全技术措施 2222222222222222222222222 48

第一节 一般规定 ························· 48 第二节 顶板 ··························· 54 第三节 防治水 ·························· 56 第四节 爆破 ··························· 56 第五节 “一通三防”与安全监控 ··················第六节 运输 ···························第七节 机电 ···························第八节 其他 ···························第七章 安全避险六大系统 22222222222222222222222第一节 监测监控系统 ·······················第二节 人员定位系统 ·······················第三节 紧急避险系统 ·······················第四节 压风自救系统 ·······················第五节 供水施救系统 ·······················第六节 通信联络系统 ·······················第八章 灾害应急措施及避灾路线 22222222222222222222第九章 劳动组织及主要技术经济指标 222222222222222222第一节 劳动组织 ·························第二节 作业循环 ·························第三节 主要技术经济指标 ·····················

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56 59 64 65 73

73 73 73 73 73 74 75 77

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第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

一、工作面的位置

5301采煤工作面位于一水平五盘区、3#煤层、标高（最高588m、最低546m）、走向长度1528.2m、倾斜长度194m、采高6.65m。工作面位于五盘区东部，北临五盘区盘区大巷，东临二五联络一、二巷，南至4312工作面，西至5303工作面。4312工作面还未形成，5303工作面已回采完毕。

二、地面相对位置

5301工作面地面位置位于司家山村东北部，西刘河村南部。地面标高（最高1073.4m、最低848.6m）。地表为丘陵地带，多为耕地及山地，有少数林地，在其地表有一季节性河流，在停采线以北有一趟下村-郑村35kv高压线路。

三、回采对地面的影响

5301工作面回采将造成地表中度塌陷、裂缝，塌陷范围预计为工作面向外平移160m范围，并可能造成地表河流断流，造成下村-郑村35kv高压线路倾斜。

四、地面需要保护的构筑物及设施，保护措施

5301工作面回采需对刘河村建筑物进行保护，已对刘河村留设保安煤柱。5301工作面回采需对下村-郑村35kv高压线路进行保护，回采过程中与相关部门进行跟踪观测，对异常情况及时进行处理。

五、工作面四邻情况

北临五盘区盘区大巷，东临二五联络一、二巷，南至4312工作面，西至5303工作面。4312工作面还未形成，5303工作面已回采完毕。采面53011巷附近位置受5205面采动影响。

工作面位置及井上下关系表

工作面名称 地面标高（m） 地面相 对位置 回采对地面 设施的影响 表1-1 工作面位置及井上下关系表 5301工作面 采（盘）区名称 848.6—1073.4 井下标高(m) 司家山村东北部，西刘河村南部 5301工作面回采将造成地表中度塌陷、裂缝，塌陷范围预计为工作面向外平移160m范围，并可能造成地表河流断流，造成下村-郑村35kv高压线路倾斜。 五盘区 546—588 北临五盘区盘区大巷，东临二五联络一、二巷，南至4312工作面，西至5303井下位置 工作面。4312工作面还未形成，5303工作面已回采完毕。采面53011巷附及与四邻关系 近位置受5205面采动影响。 走向长度/m 1528.2 倾斜长度/m 194 采高/m 6.65 附图一：5301综放工作面井上下对照图 第二节 煤层

一、煤层厚度

煤层最大7.23m、最小5.44m，平均厚度6.65m。采面内煤层东高西低，采面中部平缓、南北两侧煤层倾角变大，从北到南煤层厚度整体变厚，局部区域略有变化。

二、煤层产状

煤层走向158°、倾向68°、倾角2—6、平均倾角4°。 三、煤层特性

1

煤层结构稳定，从上到下5.75m煤(0.15m矸)0.75m煤，无明显层理、节理发育，硬度f=2.7-3.2，不影响正常回采。

四、其他

3#煤为无烟煤，黑色，具金属光泽，条带状结构，以亮煤为主，镜煤次之。 工作面煤层情况见表

表1-2 煤层情况表 煤层厚度/m 6.65 煤层结构 5.75(0.15)0.75m 煤层倾角（°） 2－6 开采煤层 3#煤 硬度 f=2.7-3.2 煤种 无烟煤 稳定程度 稳定 煤层 黑色，具金属光泽，条带状结构，以亮煤为主，镜煤次之。 情况描述 第三节 煤层顶底板 一、煤层顶板

伪顶岩石成分为泥岩，厚度0.55m，黑色，薄层状，植物化石丰富，断口平整，无明显层理、节理发育，属中等不稳定性顶板；直接顶岩石成分为砂质泥岩灰，厚度2.70m，黑色，中厚层状，含云母、化石丰富，断口平整，无明显层理、节理发育，属中等稳定性顶板；基本顶岩石成分为细粒砂岩，厚度3.00m，深灰色，中厚层状，成份以石英为主，斜层理发育，含泥质条带，岩芯坚硬，完整，无明显层理、节理发育，属中等稳定性顶板。

二、煤层底板

直接底岩石成分为砂质泥岩，厚度2.30m，灰黑色，中厚层状，含炭质，断口平整，水平层理，顶部见有细小方解石脉，含植物根部化石。无明显层理、节理发育，属中等不稳定性底板；基本底岩石成分为细沙岩，厚度1.80m，灰黑色，中厚层状，成份以石英长石为主，含云母、长石，夹泥质条带，断口平整，缓波状层理较发育，无明显层理、节理发育，属中等稳定性底板。底板比压为1.95MPa。

工作面煤层顶底板情况见表。

顶、底板名称 表1-3 工作面煤层顶底板情况表 岩石名称 厚度（m） 特征 深灰色，中厚层状，成份以石英为主，斜层理发育，含泥质条带，岩芯坚硬，完整。无明显层理、节理发育，属中等稳定性顶板。 灰黑色，中厚层状，含云母、化石丰富，断口平整。无明显层理、节理发育，属中等稳定性顶板。 黑色，薄层状，植物化石丰富，断口平整。无明显层理、节理发育，属中等不稳定性顶板。 灰黑色，中厚层状，含炭质，断口平整，水平层理，顶部见有细小方解石脉，含植物根部化石。无明显层理、节理基本顶 细粒砂岩 3.00 直接顶 砂质泥岩 2.70 伪 顶 泥 岩 0.55 直接底 砂质泥岩 2.30

2

基本底 细沙岩 1.80 发育，属中等不稳定性底板。 灰黑色，中厚层状，成份以石英长石为主，含云母、长石，夹泥质条带，断口平整，缓波状层理较发育，无明显层理、节理发育，属中等稳定性底板。 三、综合柱状图 附图二：5301综放工作面综合柱状图

第四节 地质构造

一、构造

地质构造情况及对回采的影响：

1、本工作面主要受一个大背斜控制，背斜轴部位于切眼以北600—730m左右，对回采影响程度较小。

2、根据巷道掘进揭露地质构造资料显示，在距切眼以北674.8m处发育一正断层F126，断距Ｈ=0.7-1.2m，走向236°，倾向146°,倾角∠77°。

3、根据三维地震勘探资料显示，5301工作面停采线处发育一陷落柱YDX28，经施工探钻未探到陷落柱，对回采影响程度较小。

4、5301面切眼以南1485m，53011巷以东3.3m处，有一口地质孔补32。

5、根据此次坑透的CT透视图和坑透数据分析，5301工作面共圈出二处坑透异常区：

第二异常区：5301面切眼以北355m-465m所圈出的110m范围，衰减值最大为-20dB；

第一异常区：5301面切眼以北602m-682m所圈出的80m范围，衰减值最大为-15dB。 6、5301面坑透时，巷道未掘进到位，从切眼开始到切眼以北200m范围内为未做物探坑透区域，范围为200m。

二、其它

本工作面不受薄煤层、软煤区、冲刷带、火成岩、冲击地压等的影响。 工作面构造情况见表。

序号 构造名称 构造编号 构造位置 距切眼以北674.8m处 停采线处 切眼以北600—表1-4 工作面构造情况表 工作面影响范围 构造参数 走向 倾斜 正断层，断距Ｈ=0.7-1.2m，倾角∠77° 长轴103，短轴81 对回采的影响 1 断层 F126 236° 146° 较大 2 陷落柱 YDX28 较小 3 背斜 轴部31° 较小

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730m 三、地质剖面图 附图三：5301综放工作面两巷及切眼地质剖面图

第五节 水文地质

一、含水层分析

本工作面水文地质条件为简单类型，主要充水性因素有：

对5301面回采有影响的含水层为一层K8砂岩含水层，K8砂岩为灰、深灰色细～中粒长石石英杂砂岩，位于3#煤层顶板以上5m～13m范围，单位涌水量为0.02～0.042L/s.m，为弱富水性含水层，地层露头位于井田西部，接受地表水、以及大气降水的补给，工作面回采期间涌水方式主要为顶板淋水。

根据地面瞬变电磁报告显示，5301面顶板未发现K8砂岩富水区，且采面巷道掘进过程中，未发现顶板K8砂岩水有淋水情况，预计对工作面的回采期间，K8砂岩含水层对工作面的回采产生的影响小。

工作面不处于承压区，且煤层不含水。 二、其他水源分析

5301采面以南为本矿4310采空区，5301面以西为5303采空区，但采空区积水较工作面低，对工作面不会产生影响。

工作面从切眼向北785-1030m左右在地表位置有一条季节性河流，由南向北从工作面上方经过，影响范围为245m，工作面从切眼向北1400-1470m 左右在地表位置有一条季节性河流，由东向西横跨工作面上方，影响范围约195m。回采过程中由于地表塌陷，地面会产生裂隙，地表水将沿裂隙下渗至工作面，造成工作面涌水量增大。在工作回采前应及时制定工作面防治水方案，并严格按照防治水方案完善排水系统，确保工作面能够正常工作，在回采过程中要加强排放水工作。

三、预测工作面涌水量

1、正常涌出量：5-15ｍ3／h 2、最大涌出量：30ｍ3／h

第六节 影响回采的其他因素

一、影响回采的其它地质情况 （一）瓦斯与二氧化碳

5301综放工作面原始瓦斯含量为8～13.6m3/t，工作面分别从53011巷、53013巷、5301切导向工作面施工了顺层钻孔，总抽采量为1247.28m3，经过预抽后理论计算可解析量范围为1.79-3.89m3/t。参考相邻5303工作面回采期间瓦斯、二氧化碳涌出情况，5301综放工作面预测相对瓦斯涌出量为2.85m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.5m3/min，绝对二氧化碳涌出量为2.4m3/min。

（二）煤尘爆炸指数

根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心鉴定报告MT20140918（MB），判定成庄矿3#煤层无爆炸性。

（三）煤的自燃倾向性

根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心鉴定报告MT20140918（MR），判定成庄矿3#煤自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性性质为不易自燃。

（四）地温危害

12℃-16℃，地温对回采的影响较小。 （五）冲击地压危害

7.56-12.14MPa，无冲击地压。

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（六）其它

无其它对回采有影响的地质因素。 影响工作面回采的其他地质情况见表。

瓦斯 CO2 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 其它 表1-5 影响回采的其他地质情况表 相对瓦斯涌出量为2.85m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.5m3/min 绝对二氧化碳涌出量为2.4m3/min 无煤尘爆炸危险 III类不易自燃 12℃-16℃ 7.56-12.14Mpa，无冲击地压 无 二、地质部门的建议 1、本工作面主要受一个大背斜控制，背斜轴部位于切眼以北600—730m左右。主要表现为工作面中间高，两边低，靠近轴部的煤体较破碎、瓦斯有可能增大，对工作面会造成一定影响，队组掘进及回采至影响区域要加强顶板支护，放慢割煤速度。

2、根据巷道掘进揭露地质构造资料显示，在距切眼以南674.8m处发育一正断层F126，工作面在回采的过程中，在断层附近煤层较破碎、局部瓦斯涌出量较大，回采时要加强顶板管理及瓦斯监控并制定过构造专项安全技术措施，保证工作面正常回采；

3、根据三维地震勘探资料显示，5301工作面停采线处发育一陷落柱YDX28 , 经施工探钻未探到陷落柱。 在工作面回采至停采线附近时，需进一步探测。

4、5301面切眼以南1485m，53011巷以东3.3m处，有一口地质孔补32。已做封堵处理，对工作面回采影响较小。

5、根据此次坑透的CT透视图和坑透数据分析，5301工作面共圈出二处坑透异常区：

第一异常区80m范围，衰减值最大为-15dB，第二异常区110m范围，衰减值最大为-20dB。还有一个未做物探坑透区域200m。队组在回采至异常区域时，要放慢割煤速度，密切注意现场地质条件变化情况，加强顶板管理，避免顶板冒落、煤层片帮事故的发生。

6、5301面坑透时，巷道未掘进到位，从切眼开始到切眼以北200m范围内为未做物探坑透区域，范围为200m。根据抽放工区处施工的投入钻孔参数显示，工作面切眼至切眼以北200m范围内，工作面发育酥软煤，在回采过程中，要加强顶板支护。

7、工作面从切眼向北785-1030m左右在地表位置有一条季节性河流，由南向北从工作面上方经过，影响范围为245m，工作面从切眼向北1400-1470m 左右在地表位置有一条季节性河流，由东向西横跨工作面上方，影响范围约195m。回采过程中由于地表塌陷，地面会产生裂隙，地表水将沿裂隙下渗至工作面，造成工作面涌水量增大。在工作回采前应及时制定工作面防治水方案，并严格按照防治水方案完善排水系统，确保工作面能够正常工作，在回采过程中要加强排放水工作。

8、地面需要保护的构筑物及设施，保护措施：

5301工作面回采需对刘河村建筑物进行保护，已对刘河村留设保安煤柱。5301工作面回采需对下村-郑村35kv高压线路进行保护，回采过程中与相关部门进行跟踪观测，对异常情况及时进行处理。

第七节 储量及服务年限

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一、储量

（一）工作面地质储量

地质储量=工业储量=走向3倾向3煤厚3容重＝1528.2m3194m36.65m31.45t/m3＝2858719.69t

（二）工作面工业储量

工业储量＝地质储量=2858719.69t （三）工作面可采储量

可采储量=工业储量393%=2858719.69t393%=2658609.31t 二、工作面服务年限

工作面服务年限=（可采储量/设计月产量）=2658609.31t÷250380t/月≈10.6(月)

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第二章 采煤方法

本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化放顶煤，一次采全高顶板全部垮落采煤法。

第一节 巷道布置

一、五盘区巷道布置概况

5102巷为五盘区进风巷兼运输巷，5103巷、5105巷为五盘区进风巷兼皮带巷，5104巷为五盘区回风巷。

二、回采巷道及切眼 工作面巷道即53011巷（断面5.0m33.2m）、53012巷（断面5.5m33.5m）、53013巷（断面5.5m33.2m）及切眼（断面7.8m33.0m）均采用锚杆锚索及菱形金属网、W钢带联合支护。其中53011巷主进风巷（运输巷）、53013巷为辅助进风巷（皮带巷）， 53012巷为回风巷。

三、其他巷道

5301措施巷（断面5.0m33.2m）、出煤横川（断面5.0m33.2m）、1#运输横川（断面5.0m33.2m）、皮带机头硐室（断面7.7m33.8m）均采用锚杆锚索及菱形金属网、W钢带联合支护，其中5301措施巷用于回风，1#运输横川用于回收皮带。

附图四：5301综放工作面平面布置图、剖面图（竣工图）

第二节 采煤工艺

一、采煤工艺 1．采煤方法

本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化放顶煤，一次采全高顶板全部垮落采煤法。开采煤层为3#煤层，机采采高3.0m，放顶煤厚度为3.65m，作业方式多循环作业：即生产班班进3循环，日进6循环，循环进度为0.8m。放顶煤步距为0.8m，综合回采率为93%。

2．回采工艺 2.1回采顺序

清煤 割煤→拉架→推前部溜→放顶煤→拉后部溜 2.2主要工艺介绍 2.2.1割煤：

割煤使用MG450/1020-WD型双滚筒采煤机。 割煤方式：双向割煤、采高3.0m，截深0.8m。 进刀方式：端头斜切进刀、进刀距离不少于30m。 右端头斜切进刀

A、机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.8m，顺次拉

架，推移前部溜。

B、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。

C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。

D、推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此，进刀完

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毕，之后，正常割煤。

左端头斜切进刀

A、机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.8m，顺次拉架，推移前部溜。

B、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾。

C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。

D、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此进刀完毕之后，正常割煤。

插图一：5301综放工作面采煤机进刀方式示意图 2.2.2拉架

割煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.8m。在拉排尾架时，由工作面侧依次向机尾侧拉架。如遇到顶板破碎时，应超前拉架，及时支护顶板。

2.2.3推前部溜

滞后拉架4-6架,即可推前部溜,顺序追机推溜，推溜步距为0.8m，推溜距采煤机的距离不小于12m，最大不超过40 m，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子弯曲段不小于10个支架，顶第一次机头，机尾时，机组斜切进刀；顶第二次机头，机尾时，机组返空刀正常割煤。拉架及顶溜完成后，支架手把必须打到零位。

2.2.4放顶煤

放顶煤滞后于拉架3—5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾各四架不放顶煤。

初放顶煤：在支架顶梁末端推出切眼3个循环后放顶煤，若放顶煤困难，可采取放震动炮的方法进行放煤，届时制定专门的措施。

正常放顶煤：采煤机每割一刀煤，放煤一次，严禁两刀一放。放煤时，如顶煤坚硬放煤困难时，应反复升降支架尾梁。放煤工作正常时，支架尾梁的升降高度以保证支架能掩护住后部溜为准，且放煤口插板距后部溜高度不小于500mm。

放煤顺序：放煤顺序采用双轮顺序分段均匀放煤，由两人同时操作，两人间隔不小于五个支架，依次顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤。

末采放顶煤：工作面在距停采线15m时，停止放顶煤。 2.2.5清煤

前部溜子移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面架与架之间的浮煤，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不超过30mm，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理，如果需要清理遵循本规程第六章《安全技术措施》第一节《一般规定》中第六项第5条规定。

2.2.6拉后部溜

当工作面支架放完顶煤后,滞后放顶煤支架10个架拉后部溜子，拉溜步距为0.8m，后溜弯曲段不小于15m，严禁出现急弯。拉后部溜滞后放顶煤支架最大不超过40m。

二、工作面正规循环生产能力：

1、工作面参数：

工作面走向长度1528.2m（切眼煤壁—停采线）

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工作面倾斜长为194m（净煤壁） 2、循环产量：

用下列方式进行工作面正规循环生产能力的计算。

W=LShγc

式中 W----工作面正规循环生产能力，t；

L----工作面平均长度，m； S----工作面循环进度，m； h----工作面设计采高，m； γ----煤的容重，t/m3； c----工作面回采率，%。

W=LShγc=194m30.8m36.65m31.45t/m3393%≈1391t

日产量=循环产量3日循环数=1391t36=8346t

月产量=日产量3天数（每月按30天计算）=8346t330=250380t

第三节 设备配置

一、工作面设备：

采煤机：工作面采煤设备为MG450/1020-WD型双滚筒采煤机；

输送机：后溜和前溜采用SGZ880/23400型刮板输送机其中后溜200m,前溜201.5m；

入仓溜：长37m的SZZ1000/400型转载机一部 转载机：长48m的SJZ1000/400型转载机一部； 破碎机：PLM3000型破碎机一台；

胶带输送机：53013巷布置一部DSJ140/250/33400型胶带输送机，长1818m。 中间支架：ZFS5400/17/33B(B)型放顶煤支架122架；

排头排尾架：ZFG7200/18.5/33.5型支架,排头4架，排尾5架；

端头支架：53013巷端头配置ZTZ11582/18/35型端头支架一组（每两架为一组）和转载机配套使用；

乳化液泵：53013巷巷口安设BRW400/31.5型乳化液泵2台。 二、工作面主要机电设备技术参数表： （1）5301综放工作面主要设备明细表

（2）MG450/1020-WD型双滚筒联合采煤机技术特征表 （3）SGZ880/23400型刮板输送机技术特征表 （4）PLM3000型破碎机技术特征表 （5）SZZ1000/400型转载机技术特征表 （6）SJZ1000/400型转载机技术特征表

（7）DSJ140/250/33400型皮带输送机技术特征表 （8）BRW400/31.5型乳化液泵主要技术参数 （9）ZFS5400/17/33B(B)型中间支架技术参数表

（10）ZFG7200/18.5/33.5型排头、排尾支架技术参数表 （11）ZTZ11582/18/35型端头架技术参数表

附图五：5301综放工作面设备布置示意图

设备名称 表2-1 5301综放工作面主要设备明细表 制造公司 数量 主要技术参数

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刮板运输机 山西煤机厂 2 型号：SGZ880/23400 生产能力：1500t/h 运输机长度：前溜201.5m,后溜200m 总装机功率：23400 型号：SJZ1000/400 生产能力：2200 t/h 运输机长度：48m 总装机功率：400/200kw 型号：PLM3000 通过能力：3000t/h 总装机功率：200kw 型号：DSJ140/250/33400 生产能力：2500t/h 皮带宽度：1400mm 型号：BRW400/31.5 额定压力：31.5MPa 额定流量：400L/min 电机功率：250kw 型号：WPZ320/10 额定压力：10MPa 额定流量：320L/min 电机功率：160kw 型号：MG450/1020-WD 滚筒截深：800mm 滚筒直径：1800mm 总装机功率：1020kw 电压等级：3300V 型号：ZFS5400/17/33B(B) 型号：ZFG7200/18.5/33.5 型号：ZTZ11582/18/35 数量 1800/4000 800 3300 12.26 转载机 山西煤机厂 1 破碎机 西北奔牛 1 胶带输送机 西北煤机厂 1 乳化液泵 无锡威顺 2 喷雾泵 无锡威顺 2 采煤机 西北煤机厂 1 液压 支架 中间架 过渡架 端头架 金鼎 金鼎 金鼎 122 9 2 序号 1 2 3 4 5 6 7 8

表2-2 MG450/1020-WD型双滚筒联合采煤机技术特征表 项 目 单位 机身高度 截深 供电电压 最大牵引速度 调速形式 装机功率 滚筒直径 最大牵引力 KW mm KN mm mm V m/min 无极度变速 1020 1800 700 表2-3 SGZ880/2×400型刮板输送机技术特征表 10

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 序号 1 2 3 4 5 6 序号 1 2 3

项 目 输送量 铺设长度 电机功率 机头链轮中心高 刮板链链速 减速器 额定电压 传动系统 单 位 t/h m kw mm m/s 数 量 1500 前溜：201.5 后溜：200 23400 880 1.1 KPL-25行星减速器(1:28.587) V 单速也可双速 单 位 t/h mm mm YBSS-200G kw V m/s 1：3.1 rpm 单位 m t/h m/s mm 度 kw 单位 m t/h m/s 11

468 数 量 37 2200 1.8 756 10 400/200 数 量 48 2200 1.3 200 3300 22.6 数 量 3000 100031000 300 mm以下 3300 表2-4 PLM3000型破碎机技术特征表 项 目 破碎能力 最大入口断面 出料粒度 电动机型号 电动机功率 电动机电压 刀齿顶圆线速度 传动速比 破碎轴转速 项 目 铺设长度 输送量 链速 刮板间距 爬坡角度 电机功率 项 目 铺设长度 输送量 链速 表2-5 SZZ1000/400型转载机技术特征表 表2-6 SJZ1000/400型转载机技术特征表

4 5 6 7 序号 1 2 3 4 5 输 送 刮板间距 爬坡角度 电机功率 与皮带机尾搭接长度 mm 度 kw m 756 10 400/200 12 数 值 2500 2000 －3°～＋5° 3.5 PVG2000S 1400 2000 33400 1488 660/1140 CST420KRS 22.2512 KPZ-Ⅰ-1200/63000 120 YB225S-8 18.5 660/1140 0.14 98～137 SZL-1400/320 135～320 YB200L-8 15 730 660/1140 约0.02 表2-7 DSJ140/250/3×400型皮带输送机技术特征表 项 目 单 位 输 送 能 力 输 送 距 离 倾 角 带 速 型 号 宽 度 强 度 型 号 驱 动 装 置 主 电 机 功 率 转 速 电 压 型 号 速 比 KW r/min V m KW V m/s KN KN KW r/min V m/s mm 度 度 mm mm mm mm t/h m 度 m/s mm N/mm 6 减速器 7 自 冷 盘 式 制 动 装 置 储 带 能 力 储 带 张 紧 装 置 电 机 型 号 电 机 功 率 张 紧 绞 车 电 压 平 均 绳 速 牵 引 力 型 号 液压自动张收放带装置 托 棍 拉紧力调节范围 型 号 电 动 功 率 转 速 电 压 卷 带 速 度 直 径 承 载 托 辊 槽 型 角 回 空 托 辊 槽 型 角 传 动 滚 筒 直 径 卸 载 滚 筒 直 径 机 尾 滚 筒 直 径 改 向 滚 筒 直 径 12

8 9 φ159 30 10 φ1030 φ900 φ630 φ1030、φ630 10 11 12 13 14

15 16 17 18 可编程控制装置PLC HT6LI-400Z/1140V组合开关 PROMOS皮带保护装置 输 送 机 总 重 量 台 台 Kg （15路） KPJ-50 467103 表2-8 BRW400/31.5乳化液泵主要技术参数 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项目 进口压力 公称压力 公称流量 曲轴转速 柱塞直径 柱塞行程 电机功率 电动机转速 外形尺寸（长*宽*高） 安全阀出厂调定压力 卸载阀出厂调定压力 卸载阀恢复工作压力 工作液 参数 常压 31.5MPa 400L/min 428r/min 56mm 80mm 250KW 1485r/min 3350*1680*1460 34.7—36.2Mpa 31.5Mpa 卸载阀调定压力的75%—80% 5:95乳化油和中性水配制而成 表2-9 ZFS5400/17/33B(B)型支架技术参数表 序号 1 2 3 4 5 6 7

项目 初撑力 工作阻力 支架高度 支护强度 中心距 对底板平均比压 最大/最小控顶距 单位 KN KN mm Mpa mm Mpa mm 参数 4820 5400 1700/3300 0.66-0.75 1500 2.1 5498/4698 13

8 9 支架支护宽度 (最小/最大) 支护形式 mm 即时支护 1420/1580 表2-10 ZFG7200/18.5/33.5型支架技术参数表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 项目 初撑力 工作阻力 支架高度 支架宽度 支护强度 中心距 对底板平均比压 最大控顶距 最小控顶距 单位 KN KN mm mm Mpa mm Mpa m m 参数 6184 7200 1850-3350 1430-1600 0.93 1500 2.1 5.405 4.605 表2-11 ZTZ11582/18/35型端头架技术参数表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 项目 初撑力 工作阻力 支架高度 整架宽度 支护强度 支架长度 对底板平均比压 中心距 单位 KN KN mm mm Mpa mm Mpa mm 参数 10465 11582 1800/3500 2560 0.42 12600 1.12 1870

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第三章 顶板控制

第一节 支护设计

一、工作面的支护设计 采用类比法进行设计。 （一）工作面矿压参数

表3-1 同煤层矿压观测选择及本工作面矿压参数预计 序号 1 2 3 初次来压 周期来压 平时 顶底板条件 项目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 直接顶初次垮落步距 来压步距 加权平均支护强度 来压显现程度 来压步距 加权平均支护强度 来压显现程度 加权平均支护强度 底板容许比压 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 单位 m m m m m MPa m MPa MPa MPa 类 级 m 同煤层实测 0.55 2.7 2.3 16.3 38.7 0.59 明显 11.9-17.3 0.58 明显 0.48 1.95 中等稳定 II 48 本工作面预计 2.7 3 2.3 20 40 0.60 明显 13-19 0.59 明显 0.48 1.95 中等稳定 II 50-60 4 5 6 7 8 9 （二）合理支护强度计算 （1）采用经验公式计算，工作面的合理支护强度为： pt=9.81hγ岩k310-6

式中 pt ----经验计算的支护强度，MPa； h----采高，m；

γ岩----顶板岩石重力密度，Kg/m3，一般取2.53103Kg/m3；

k----工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为6~8（新选型支架均应选择8），应根据具体情况合理选取。

pt=9.81hγ岩k310-6

=9.8133m32.53103Kg/m338310-6 =0.59MPa

（2）选取表1中的加权平均支护强度最大值作为pz=0.6MPa。

（3）选取pt和pz中的最大值作为本工作面的合理支护强度P=0.6MPa。 （三）支护强度确定 1、综采工作面

综采工作面选取的液压支架额定工作阻力应符合以下条件。 F≥PS3103

式中 F----液压支架的额定工作阻力，KN；

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P----工作面的合理支护强度，MPa；

S----液压支架的支护面积（最大控顶距3支架宽度），m2。 （1）ZTZ11582/18/35型端头架：

F1＝PS3103＝0.6MPa312.6m32.56m÷23103＝9676.8KN F1=9676.8KN＜F=11582KN

因此本工作面选用ZTZ11582/18/35型端头架满足使用要求。 （2）ZFG7200/18.5/33.5型排头支架：

F1＝PS3103＝0.6MPa35.405m31.5m3103＝4864.5KN F1=4864.5KN＜F=7200KN

因此本工作面选用ZFG7200/18.5/33.5型支架满足使用要求。 （3）ZF5400/17/33B(B)型中间支架：

F1＝PS3103＝0.6MPa35.498m31.5m3103＝4948.2KN F1=4948.2KN＜F=5400KN

因此本工作面选用ZFS5400/17/33型支架满足使用要求。 2、底板比压

综采工作面底板比压应符合以下条件。 P底≥（PS3103+G39.8）／1000S底

式中 P底----底板岩石抗压强度 MPa； G----液压支架重量 t； S底----液压支架底座面积 m2。 （1）ZTZ11582/18/35型端头架： P1＝（PS3103+G39.8）／1000S底＝(9676.8KN+37t39.8)/(1000311.03m30.47m)＝1.94MPa

P1=1.94MPa＜P底=1.95MPa

因此本工作面选用ZTZ11582/18/35型端头架满足使用要求。 （2）ZFG7200/18.5/33.5型排头支架： P1＝（PS3103+G39.8）／1000S底＝(4864.5KN +24.439.8)/(100032.9m31.36m)＝1.29MPa

P1=1.29MPa＜P底=1.95MPa

因此本工作面选用ZFG7200/18.5/33.5型支架满足使用要求。 （3）ZF5400/17/33B(B)型中间支架：

P1＝（PS3103+G39.8）／1000S底＝(4948.2KN +17.9939.8)/(100032.59m31.3m)＝1.52MPa

P1=1.52MPa＜P底=1.95MPa

因此本工作面选用ZFS5400/17/33 B(B)型支架满足使用要求。

表3-2 支架参数对照表 项目 采高/m 倾角/（°） 煤厚/m 硬度f 支护强度/MPa、KN

工作面实际条件 3 2-6 6.65 2.7-3.2 0.59 ZTZ11582/18/35 1.8-3.5 0.65 ZFG7200/18.5/33.5 1.85-3.35 纵向≤±10°横向≤17° 0.93 ZF5400/17/33B(B) 1.7-3.3 ≤15° 0.66-0.75 16

底板比压/MPa 顶板类（级）别 1.95 中等稳定性 2.1 2.1 2.1 二、乳化液泵站 1、（一）泵站及管路选型

为了保证井下各工作面有足够的乳化液进行升柱作业，避免乳化液供应不足、压力低，工作面升柱时间过长而影响生产、安全，必须对系统压力、管路的过流能力进行校核。验算步骤按以下进行:

(1)沿程压力损失

Re=v*DH/v=2.7m/s30.05m÷（4310-6m2/s）=33750＞2320 紊流

ΔP=λ*l/d*ρv2/2=0.3164/RE0.253150031.0310332.72/(230.05)310-6=2.1MPa

(2)所需泵站工作压力

以支架设计初撑力24MPa计算，泵站恢复压力应为24+2.1=26.1MPa，支架设计额定压力为31.5MPa，如采用大于31.5MPa压力的泵站，系统在静止状态时，系统压力将大于支架额定压力，液压支架中的操纵阀、安全阀等也都超过额定压力，将影响液压支架系统的使用寿命和可靠性。

因此建议使用额定压力为31.5MPa，为弥补沿程压力损失，恢复压力应不小于26.7MPa，即只需调整卸载阀恢复压力使泵站工作压力范围为26.1——31.5MPa，即可满足工作面支架工作压力需求。

(3)乳化液泵的流量。

液压支架为(ZY5400/17/33)1.7m—3.3m支架，2根立柱缸径为320/230mm，移动使立柱行程去200mm。

采煤机牵引速度取9m/min。

液压支架的移架速度应大于采煤机的截煤牵引速度。移架速度主要取决于泵站供液流量。一般按支架全部立柱和千斤顶同时动作来估算所需泵站流量，即所需乳化液泵的流量： q≥

公式中 ——一架支架所有立柱和千斤顶完成全部动作所需要的乳化液体积(为简化计算一般取所有立柱千斤顶体积的2倍)L；

——采煤机工作牵引速度，m/min； A——支架中心距，m；

——泵站到支架管路泄漏损失系数，一般为1.1～1.3。

q≥

=1.33233.143(2.3÷2)2 L3439m/min÷1.5m =259L/min﹤315L/min，选型满足使用条件

总结，井下硐室远程供液采用两台BRW315/31.5D型乳化泵，构成两泵两箱泵站，每班启动一台泵供液，两台泵轮流工作并检修，很好的起到延长泵的使用寿命的效果。

工作面采用BRW400/31.5乳化液泵供液，一台在用，一台备用，两台轮换使用。进液管采用φ63310m型高压胶管；回液管采用φ76310m型高压管，回液胶管采用φ38310m的高压胶管。工作面支架采用双进双回供回液系统。

2、泵站设置位置

泵站位置布置在进风巷53013巷巷口。

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3、泵站使用规定

泵站公称压力为31.5MPa，使用过程中要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%-5%，要加强支架与泵站的维修，减少系统的窜漏液。

现场配液浓度3%-5%，现场用折射仪检查配比浓度。

第二节 工作面顶板控制

一、工作面正常回采时顶板支护方式

工作面中间布置122架ZFS5400/17/33B(B)型放顶煤液压支架，机头布置4架ZFG7200/18.5/33.5型排头支架和一组ZTZ11582/18/35型端头架支架，机尾布置5架ZFG7200/18.5/33.5型排尾支架，共计131架支架支护工作面顶板；除端头支架外，其余131架支架的中心距全部为1.5m，中间支架最大控顶距为5498mm，最小控顶距为4698mm，端面距不大于0.34m，超过规定要在支架前梁上支设板梁。

1、保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时要达到初撑力要求。 2、将顶底板割平，保证支架有良好的接顶性能和支护状态。

3、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸。当超前拉架后，端面距仍超过标准时，则在支架前梁上挑长度适宜的板梁支护。

4、拉架到位后，将支架升紧接顶严密，护帮板及时打出。 5、机组停机必须将支架拉到最小控顶距。

6、在进回风巷全锚地段支护处，若顶板压力大顶板破碎时，要采取套棚支护。 7、进入溜子挂联网时，首先确认煤帮是否安全，如果煤壁裂隙发育或有片帮危险时，首先将支架拉到最小控顶距且将支架护帮板打出。

二、特殊时期顶板控制方式 （一）初、末采时的顶板控制

1、初、末采期间，将支架升紧、护帮板打出，保证支架支承顶板均匀，接顶严密，护帮有力，防止抽条、片帮，初撑力符合要求。

2、初、末采期间，对进、回风巷不进行退锚工作。

3、初、末采期间割煤后，要及时拉架，并及时护帮，顶板破碎时，要带压拉架。

4、初、末采期间时刻注意顶板压力及安全阀开启情况，防止压死支架。

5、老塘悬顶面积较大，影响工作面风量时，通风科要负责调节风量，同时加强瓦斯检查，防止瓦斯超限。

6、工作面片帮时要超前拉架，片帮严重时，要在煤帮挑棚打柱。

7、加强两顺槽超前支护并保证安全出口畅通，单体柱支设要迎山有力，保证两巷超前支护距离足够。

8、初、末采期间，要合理组织生产，加快工作面推进速度，调整好顶、底板。 （二）过地质构造时的顶板控制。

本工作面在过断层、陷落柱、褶曲、冲刷带、老空等地质构造时的支架布置形式不变，主要是通过采取以下措施来加强顶板管理，防止片帮，冒顶事故发生。

1、保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时初撑力达到规定要求。 2、将顶底板割平，保证支架有良好的接顶性能和支护状态。

3、割煤后，及时拉架护顶，片帮严重处要超前拉架，超前拉架时要保证机组能顺利通过，不得相互干涉，以免损坏设备。

4、若出现片帮，当支架已拉过超前架，但护帮板仍不能护顶时，在煤帮挑走向棚支护顶板，所用棚梁规格为不小于100mm厚的板梁，其板梁一头搭在支架前梁上不少于300mm，另一头直顶煤帮，且由两端向中间逐架进行。

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顶严密，护帮板及时打出，保证支架的初撑力达到要求。

6、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸，当超前拉架后，端面距仍超过标准时，则在前梁上挑板梁支护。

7、机组停机必须将支架拉到最小控顶距。

8、在进回风巷全锚地段支护处，若顶板压力大顶板破碎时，要采取套棚支护。 （三）过异常区域时的顶板控制。

本工作面在过薄煤区、软煤区、夹矸、应力集中区、顶板破碎区等异常区域时的支架布置形式不变，主要是通过采取以下措施来加强顶板管理，防止片帮，冒顶事故发生。

1、保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时初撑力达到规定要求。 2、将顶底板割平，保证支架有良好的接顶性能和支护状态。

3、割煤后，及时拉架护顶，片帮严重处要超前拉架，超前拉架时要保证机组能顺利通过，不得相互干涉，以免损坏设备。

4、若出现片帮，当支架已拉过超前架，但护帮板仍不能护顶时，在煤帮挑走向棚支护顶板，所用棚梁规格为不小于100mm厚的板梁，其板梁一头搭在支架前梁上不少于300mm，另一头直顶煤帮，且由两端向中间逐架进行。

5、拉架严格执行“少降快拉”带压拉架的原则，支架拉到位后，将支架升紧接顶严密，护帮板及时打出，保证支架的初撑力达到要求。

6、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶、漏矸，当超前拉架后，端面距仍超过标准时，则在前梁上挑板梁支护。

7、机组停机必须将支架拉到最小控顶距。

8、在进回风巷全锚地段支护处，若顶板压力大顶板破碎时，要采取套棚支护。 （四）停产检修时的顶板控制

1、按规程要求，将两巷超前支护打够。

2、停产前将所有支架超前拉架，缩到最小控顶距，所有支架必须升紧，接顶严密，护帮板打出，支架立柱活柱行程不小于400mm，不大于700mm，单体柱活柱行程不小于200mm。

3、 将工作面顶板维护好，达到支护要求。片帮大处及顶板破碎处要在支架上方架设板梁维护。断梁折柱要及时更换。

4、所有在用单体柱要打实，打好并用防倒绳联好，不得出现泄液柱、三爪柱及两爪柱，发现问题及时处理。

5、所有支架必须保证完好，不得有漏、窜液架。 （五）进煤帮作业时的顶板控制

一般情况下，禁止人员进入煤帮。特殊情况下，人员确实需进入煤帮构顶、检修、注浆、联网等作业时，严格执行入溜作业确认制度，且严格执行以下要求：

1、进入煤帮作业前，必须将前溜开关停电并挂停电牌，且闭锁前溜两个有效闭锁键并上锁。

2、进入煤帮作业前，检查支架情况，确保支架完好，并将支架拉至最小控顶距，将护帮板打出护帮。

3、进入溜子前必须进行敲帮问顶、找掉活炭活矸，避免顶板漏矸炭或片帮伤人。

4、必须有专人观山，发现异常时，及时撤离作业人员。 5、必须有专人看护支架手把，防止误操作支架伤人。

6、进入煤帮作业人员必须劳动保护齐全可靠，防止片帮漏矸伤人。 三、其他顶板控制方式

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因工作面53011巷是顶板巷，53013巷是底板巷，回采过程中要做到：

1、工作面回采过程中，顶底板要保持平整，采高符合规程规定，机头、机尾都要与巷道顶底板随平。

2、工作面机尾由底板爬坡到顶板巷过程中，机尾8个架与进、回风巷保持水平，坡度控制在8°-10°平缓过渡到工作面底板。防止溜子产生急弯，造成急弯处溜槽磨损严重或坡度过大造成支架倒架、咬架。

3、加强工作面留底煤区段顶板控制，顶板破碎时要及时超前拉架护顶；片帮大时，要在支架前梁上及时穿板梁进行临时支护。

4、在整个回采过程中，每班要加强溜子位置观测，准确掌握机头、尾进度，采用调架和磨三角的方式进行调整溜子位置，防止溜子上窜下滑。

5、回采过程中，支架发生钻底或倒架时，要及时对支架进行调整，在支架前梁下打单体柱将支架吊起，在支架底座下垫小板梁，将支架扶正。若顶板破碎时，要先在煤帮处用单体柱和小板梁打临时支护，保证一架两柱再进行调架、扶架。

6、为加强底板煤厚控制，地测部门和本队随时掌握底板煤厚情况。

第三节 工作面巷道及端头顶板控制

一、工作面巷道及端头顶板控制 （一）53013巷 1、巷道及超前支护 1.1套棚支护方式

当顶板压力较大时，进风巷53013巷采用在两排钢带中间套设木棚（顶板压力过大时，可套设与巷道宽度适宜的工字钢梁），0-10m一梁四柱、10m-20m一梁三柱的支护方法。架棚时顶板不平，用R11031200mm/R11031500mm的板梁打木垛接顶支护，棚梁规格为R15035000mm或R15034500mm的红松圆木梁带小平面，棚腿根据巷道高度使用DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，距工作面煤壁10m-20m范围内，架棚时在距梁头两端100mm紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在人行侧距转载机100mm-200mm处打一排单体柱组成一梁三柱，保证行人侧距离不小于800mm；距工作面煤壁10m范围内，另在非行人侧距转载机100mm-200mm处打一排单体柱，组成一梁四柱，转载机两侧的柱不得影响转载机的推拉，且支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班超前支护距离班班不少于20m。破碎机大轮侧100mm-200 mm处单体柱修改到转载机非行人侧100mm-200mm处。所有单体柱要用联柱绳联好，单体柱初撑力不小于90kN（约11.4Mpa）。

顶板完整时机组向机头割煤距机头小于50架即可回柱，1#端头架顶梁梁端头以外2个循环范围内的单体柱可一次回掉；非行人侧回柱距离保证两个循环的进度。

随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉。拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸至端头1#架掩护梁尾端，端头1#架侧护板和煤柱侧一排单柱距离超过1200mm时，要靠端头1#架增加一排单体柱，但是必须保证安全出口不小于800mm，顶板压力大时，要及时补打点柱。

破碎机大轮处安全出口不够或顶板破碎压力大时，可在该处架抬棚支护，棚梁使用规格为R15035000mm或R15034500mm红松圆木梁带一小平面，棚腿根据巷道高度使用DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，一梁不少于三柱，并用联柱绳联好。移转载机前将大轮前方紧靠的单体柱回掉，移过转载机后及时补上空缺的单体柱。

1.2带帽点柱支护方式：

53013进风巷巷道支护为全锚，在顶板压力正常的情况下，超前支护采用在钢带下打带帽点柱，0-10m一“梁”四柱、10m-20m一“梁”三柱的支护方法。距工作面

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煤壁10m-20m范围内，紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在人行侧距转载机100mm-200mm处打一排单体柱组成一“梁”三柱，保证行人侧距离不小于800mm；距工作面煤壁10m范围内，在非行人侧距转载机100mm-200mm处打一排单体柱，组成一“梁”四柱，转载机两侧的柱不得影响转载机的推拉，柱帽使用可回收的塑料柱帽。当巷道超高、顶板不平时采用构顶支护，在巷道顶部用R11031200mm/R11031500mm的板梁打木垛构顶配合R15035000mm或R15034500mm的红松板梁架棚支护，单体柱根据巷道高度使用DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，超前支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班每班都不少于20m，所有单体柱要用联柱绳联好，单体柱初撑力不小于90kN（约11.4Mpa）。

顶板完整时机组向机头割煤距机头小于50架即可回柱，1#端头架顶梁梁端头以外2个循环范围内的单体柱可一次回掉；非行人侧回柱距离保证两个循环的进度。

随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉。拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸至端头1#架掩护梁尾端，端头1#架侧护板和煤柱侧一排单柱距离超过1200mm时，要靠端头1#架增加一排单体柱，但是必须保证安全出口不小于800mm，顶板压力大时，要及时补打点柱。

破碎机大轮处安全出口不够或顶板破碎压力大时，可在该处架抬棚支护，棚梁使用规格为R15034200mm红松圆木梁带一小平面，棚腿根据巷道高度使DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，一梁不少于三柱，并用联柱绳联好。移转载机前将大轮前方紧靠的单体柱回掉，移过转载机后及时补上空缺的单体柱。

1.3回风隅角两排单体柱的布置方式

回风最后两排单体柱均匀布置，打在端头1#架掩护梁尾端前的两排钢带或棚梁下，柱距800 mm±100mm；顶板压力大时，要及时加密集点柱，但必须保证回柱时安全出口大于800mm。瓦斯探头悬挂在最后两排柱之间距最后一排单体柱不大于0.8m处。

拉端头架前先将瓦斯探头悬挂在倒数第二和倒数第三排柱之间距倒数第二排单体柱不大于0.8m处。拉过端头架后，先打好隅角沿空留巷的木垛或木点柱后开始回最后一排单体柱，由煤柱侧向端头架侧逐根回收，并补全最后两排单体柱。最后将回出多余的单体柱运出，码放好。

1.4机头上隅角沿空留巷支护形式

1.4.1横川口支护要求：横川口处打三个木垛维护，正横川口1.2m处打一木垛，横川口的前后1m各打一木垛，木垛使用R11031200mm、R11031500mm或R15032000mm的板梁打“#”字木垛，保证横川与回风巷交叉点处支护强度，木垛必须打到实底,并与顶板接实。

1.4.2沿空留巷支护方案：

上隅角通道维护用打木垛并配合点柱支护沿空留巷：拉过转载机后，当端头架尾梁后方距离达到1200mm以上时，进行打木垛支护沿空留巷，木垛使用R11031200mm或R11031500mm的板梁打“#”字木垛，木垛间距0—10m，根据现场顶板情况，在顶板压力较小时，可放大木垛间距；在顶板压力大时可以缩小木垛间距。沿空留巷木垛必须紧靠采空区侧搭建，保证木垛边缘距巷帮煤柱宽度不小于1m。木垛必须打到实底，并与顶板接实。正常回采期间，沿空留巷用两根板梁撑帮（木垛中上部），撑帮板梁两端分别与煤柱和老塘侧相接，防止老顶来压压垮木垛。

跟班干部根据现场顶板情况选择木垛与木垛之间打木点柱支护方式进行维护： 方案一：靠工作面侧每排钢带下打一根木点柱，木点柱距煤柱1.8—2m处支设。靠煤柱侧每隔一排（每两排）钢带下打一根木点柱，木点柱距煤柱0.8—1m支设。木

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柱支设要带一定角度，迎山有力，打到实底并与顶板接实，防止进入老塘后将木柱推倒。木柱根据巷道高度选用合适高度的圆木。

方案二：隔一排（每两排）钢带打两根木点柱，靠工作面侧木点柱距煤柱1.8—2m处支设。靠煤柱侧木点柱距煤柱0.8—1m支设。木柱支设要带一定角度，迎山有力，打到实底并与顶板接实，防止进入老塘后将木柱推倒。木柱根据巷道高度选用合适高度的圆木。

方案三：一排钢带下打两根木柱，靠工作面侧木柱距煤柱1.8—2m处支设；靠煤柱侧木柱距煤柱0.8—1m支设。木柱支设要带一定角度，迎山有力，打到实底并与顶板接实，防止进入老塘后将木柱推倒。木柱根据巷道高度选用合适高度的圆木。

1.5超前支护外的支护形式：

在53013巷超前支护外顶板破碎压力大的地段采用套设木棚或工字钢梁进行支护或者采用补打锚索进行加强支护；在加强顶板支护时，必须确保行人通道不小于0.8m，并保证不影响皮带输送机的正常运转。在缩机尾过程中，要将控制台前方影响缩机尾的单体柱回掉，在拉过控制台后及时补上空缺的单体柱。

2、端头顶板控制

机头采用两架ZTZ11582/18/35端头架和液压单体柱相结合方式进行支护，靠端头架布置四架ZFG7200/18.5/33.5型排头支架（工作面1＃架、2＃架、3＃架、4＃架），排头架滞后工作面支架，滞后距离不大于800mm。机组割透端头煤壁后，沿溜子返回，先将工作面普通支架拉到位，溜子及其机头顶至煤壁，拉过工作面排头架，然后拉端头架，拉端头架时，先拉靠工作面侧端头架，再拉靠行人侧端头架，两端头架互为支点，降架前移。拉过端头架后，前移转载机。前移转载机时，自移系统的两个推移千斤同时作用前移。

工作面两端头，为防止架间漏煤、漏矸，保证设备检修安全，采用在排头、排尾架上铺金属网或塑料网或钢塑网，网平行支架铺设，根据顶板情况选用网规格为1200mm37000 mm或1200mm310000 mm，网长边搭接100—200mm，联双排，上排每m不少于7扣，下排每m不少于3扣，每扣扭结不少于两圈半，网铺设要超出排头、排尾架200—300mm，网长边下垂必须超出排头、排尾架护帮板，否则必须进行联网。

如顶板破碎时，铺设双层金属网，上双网时网的长边搭接0.5—0.6m；联双排，上排每m不少于7扣，下排每m不少于3扣，每扣扭结不少于两圈半，金属网长边下垂必须超出排头、排尾架护帮板，否则必须进行联网。

（二）53011巷

1、巷道及超前支护

1.1机尾切顶柱布置方式

机尾切顶柱与最后一个排尾架尾梁尾端相齐，在切顶线下打密集点柱及两根不小于75°的迎山戗柱，戗柱要打实、打牢，切顶线处密集柱柱距不大于400mm，倒数第二排柱柱距不大于800mm。拉最后一个排尾架前，先回收切顶柱。回收切顶单体柱时，由煤柱侧向排尾架侧逐根回收，戗柱不回，然后逐根打在原来倒数第三排木棚或钢筋梯下，柱距不大于800mm。在原来倒数第二排柱下补齐密集柱，柱距不大于400mm，并在密集柱下打两根不小于75°的迎山戗柱。最后回切顶的两根戗柱，将回出多余的单体柱运出，码放好，防止阻断操作人员后退线路。注：当最后一个排尾架侧护板和煤柱侧一排单体柱距离小于1200mm时，可打一根戗柱。

1.2套棚支护方式

当顶板压力较大时，53011进风巷采用在两排钢筋梯中间套设木棚（顶板压力过大时，可套设与巷道宽度适宜的工字钢梁），0-10m一梁四柱、10m-20m一梁三柱的支护方法：架设棚梁规格为R150mm34500mm或R150mm34200mm红松半圆木梁，棚腿

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根据巷道高度使用DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，架棚时在距梁头两端100mm紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在距煤柱侧煤帮柱800mm处打一排单体柱组成一梁三柱。套棚距离从工作面煤壁算起保证三个生产班超前支护距离班班不少于20m；在距工作面煤壁10m范围内，工作面侧距煤帮柱800mm范围处打一排单体柱，组成一梁四柱。所有单体柱要用联柱绳联锁，所有单体柱初撑力不小于90kN（约11.4Mpa）。当巷道超高时，在巷道顶部用R11031200mm/R11031500mm的板梁打木垛构顶配合R150mm34500mm或R150mm34200mm的红松圆木带一小平面架棚支护。靠煤柱侧两排单体柱一直延伸至后溜机尾最后两排单体柱。

机组向机尾割煤距机尾小于50架即可回柱，2个循环范围内的单体柱可一次回掉。煤柱侧单体柱回收到与最后一个排尾架尾梁尾端相齐，当最后一个排尾架侧护板与煤柱侧单体柱距离超过1200mm时，应在排尾架与煤柱间增打点柱，点柱必须离开溜子机尾和支架100-200mm，支护强度不够时，应及时加密点柱，但必须保证安全出口宽度不小于800mm。

1.3带帽点柱支护方式：

进风巷53011巷巷道支护为全锚，在顶板压力正常情况下，采用在钢筋梯下打带帽点柱，0-10m一“梁”四柱、10m-20m一“梁”三柱的支护方法：单体住根据巷道高度使用DW35-300/110X或DW42-250/110X型悬浮式单体液压支柱，柱帽使用可回收的塑料柱帽；距工作面煤壁10m-20m范围内，紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在距煤柱侧煤帮柱800 mm处打一排单体柱组成一梁三柱。距工作面煤壁10m范围内，再在工作面侧距煤帮柱800mm范围处打一排单体柱，组成一梁四柱。支护距离从工作面煤壁算起保证三个生产班超前支护距离班班不少于20m；所有单体柱要用联柱绳联锁，所有单体柱初撑力不小于90kN（约11.4Mpa）。当巷道超高时，在巷道顶部用R11031200mm/R11031500mm的板梁打木垛构顶配合R150mm34500mm或R150mm34200mm的红松木板梁架棚支护。靠煤柱侧两排单体柱一直延伸至后溜机尾最后两排单体柱。

机组向机尾割煤距机尾小于50架即可回柱，2个循环范围内的单体柱可一次回掉。煤柱侧单体柱回收到与最后一个排尾架尾梁尾端相齐，当最后一个排尾架侧护板与煤柱侧单体柱距离超过1200mm时，应在排尾架与煤柱间增打点柱，点柱必须离开溜子机尾和支架100-200mm，支护强度不够时，应及时加密点柱，但必须保证安全出口宽度不小于800mm。

1.4超前支护外的支护形式：

在53011巷超前支护外顶板破碎压力大的地段采用套设木棚或工字钢梁进行支护或者采用补打锚索进行加强支护；单体柱打在运输轨道两边，确保不影响正常运输。

2、端头顶板控制

机尾采用五架ZFG7200/18.5/33.5型排尾架和单体柱相结合方式进行支护；排尾架滞后工作面支架，滞后距离不大于800mm。靠排尾架外侧从前溜机尾打两排单体柱延伸至后溜机尾最后两排单体柱，单体柱必须离开溜子机尾和支架100-200mm。支护强度不够时，应及时加密点柱或架抬棚支护，但必须保证安全出口宽度不小于800mm。

工作面两端头，为防止架间漏煤、漏矸，保证设备检修安全，采用在排头、排尾架上铺金属网或塑料网或钢塑网，网平行支架铺设，根据顶板情况选用网规格为1200mm37000 mm或1200mm310000mm，网长边搭接100—200mm，联双排，上排每m不少于7扣，下排每m不少于3扣，每扣扭结不少于两圈半，网铺设要超出排头、排尾架200—300mm，网长边下垂必须超出排头、排尾架护帮板，否则必须进行联网。

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如顶板破碎时，铺设双层金属网，上双网时网的长边搭接0.5—0.6m；联双排，上排每m不少于7扣，下排每m不少于3扣，每扣扭结不少于两圈半，金属网长边下垂必须超出排头、排尾架护帮板，否则必须进行联网。

在正常回采期间，每天由检修班安排人员对53011进风巷巷道顶部锚索、锚杆进行退锚工作。退锚索、锚杆情况：53011巷由工作面煤壁向外一个圆班内的锚索、锚杆可以全部退掉或根据顶板情况选择性对锚索锚杆进行退掉。

在生产过程中，如每班循环少于规程规定，53011巷退锚距离满足当天的生产任务进度即可。顶板来压，造成顶板破碎或裂隙增大，向有关部门打报告后锚索、锚杆可以不用退，顶板完好不能及时跨落要恢复退锚。

在退掉锚索、锚杆后老塘顶板垮落仍不充分或顶板压力大不退锚时，悬顶超过规定5m时，采用编织袋装上煤后打煤垛和外挂风障的方法封堵老塘，减少漏风。

每天检修班在53011巷距工作面煤壁20m-25m处断开金属网，断网间距不小于200mm，如遇顶板原有塑料网，由于塑料网已起到隔断绝缘作用，可以不断金属网。

3、53012巷及回风横川的支护形式：

3.1回风横川支护：在横川中心处，用四根木柱成正方形支护，两排木柱间排距不超过1m，木柱根据巷道高度选用合适高度的圆木。在横川口距回风巷1m处打一个木垛，在横川口距回风巷7m处打一个木垛，采用R11031200mm、R11031500mm或R15032200mm板梁打“#”字木垛，木垛必须打到实底并与顶板接实。如果横川内压力较大可加打木垛。

3.2回风巷支护:在回采过程中，如果回风巷顶板压力不大，可以不打木垛。如果压力大采用打木垛加强支护，木垛使用R11031200mm、R11031500mm或R15032200mm的板梁打“#”字木垛，木垛间距0-10m，根据现场顶板情况，在顶板压力较小时，可放大木垛间距；在顶板压力大时可以缩小木垛间距。木垛必须打到实底,并与顶板接实。

3.3在顶板压力大的地段木垛与木垛之间打木点柱进行维护：一排钢筋梯下两根木柱，两根木柱间距1m，木柱迎山有力，打到实底并与顶板接实，防止顶板来压将木柱推倒。木柱根据巷道高度选用合适高度的圆木。

3.4定期检查回风巷内的支护情况，回风巷必须有足够的支护强度，顶板压力大，巷道底鼓严重时，要及时进行打木垛维护，并保证木垛的支护质量，确保采面回采过程中回风巷通风通道畅通。

二、工作面安全出口的管理

工作面安全出口宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m。 三、支护材料管理

1、工作面进、回风巷经常备用一定数量的材料：

单体柱：DW42-250/110X和DW35-300/110X型单体柱各不少于20根、DW28-250/100X和DW25-250/100X型单体柱各不少于10根；

板梁：R150mm34200mm板梁10根、R110mm33000mm板梁10根、R110mm32200mm板梁10根，R110mm31200mm板梁40根；

工字钢梁：5000mm工字钢梁不少于10根、4500mm工字钢梁不少于10根、4200mm工字钢梁不少于10根；

圆木：φ18033400mm圆木10根、φ18033200mm圆木10根、φ18033000mm圆木10根、φ18032800mm圆木10根；

金属网：1.237000mm金属网40卷、1.2310000mm金属网40卷；

其他：背板20块、木楔50个，道木20根，塑料柱帽100个、柱鞋100个。 备注：各种材料分类挂牌，码放整齐。

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2、单体柱、板梁运至工作面后，按照规定码放整齐，并竖立管理牌板，不允许乱扔乱放。

3、单体柱、板梁只能用于支护，生产，不允许挪作它用。

4、单体柱、板梁要派专人定期检查情况和清点数量，未使用的要码放整齐，不得乱扔乱放，防止造成丢失、损坏。

5、单体柱要全部回出全部复用，严禁随意丢弃。

6、板梁根据现场情况回收复用，在确保安全的情况下，才能回收复用。 7、所有施工人员要严格按规程要求去施工，不得滥用支护器材。 插图二：5301综放工作面、两巷及端头支护示意图

第四节 矿压观测

一、矿压观测的内容

巷道矿压观测由工作面电脑圆图仪及压力表数据采集和巷道离层仪监测分析。 电脑圆图仪和电子压力表的安设位置：本工作面采用支架工作阻力YHY60(B)型电脑圆图仪监测系统进行顶板监测，工作面安设10块压力分机，机头安设1块，中间安设8块（均匀布置），机尾安设1块。电子压力表每架一块，共计131块。

巷道离层仪位于顶板，间隔30-50m； 二、矿压观测的方法：

1、支架工作阻力监测系统总机安设在生产技术科，由生产技术科矿压组进行数据观测和进行数据分析，发现矿压显现异常要及时通知基层队组，并协助采取相应处理措施。

2、压力表的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员进行，发现矿压显现异常要及时向生产技术科和区队汇报，并协助采取相应处理措施。

3、顶板离层仪的监测由兼职矿压观察人员负责，距工作面50m以内的顶板离层仪要每天观测一次，如果采取套棚加强支护，不再进行观测，其它地段的顶板离层仪每周观测1-2次，如顶板离层不明显，可停止测读具体数据，改为观察两个刻度坠的颜色，离层仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，蓝色表示顶板松动离层值较小，处于较稳定的状态，黄色表示顶板松动已达到警戒值，红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态，如发现异常，应及时撤出人员，并向调度室汇报，采取套棚方式进行加强支护。如有较大离层需观测数据，则由验收员负责数据观测、记录。观测数据由技术员进行及时分析，如发现异常，应及时向生产技术科汇报，采取相应措施进行处理。

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第四章 生产系统

第一节 运输

一、运输设备及运输方式

（一）5301工作面运煤设备及装、转载方式

1、5301工作面运煤设备及装、转载方式：MG450/1020-WD型双滚筒采煤机→SGZ880/23400型前、后刮板输送机→SJZ1000/400型转载机→PLM3000型破碎机→DSJ140/250/33400型胶带运输机→SZZ1000/400型入仓溜→溜煤眼→二五胶带机→二盘区胶带机。

2、设备检修要求、完好标准及安全操作规定: 2.1采煤机 2.1.1一般规定

采煤机司机必须熟悉采煤机的性能及构造原理，通晓本操作规程，按完好标准维护、保养采煤机，懂得回采基本知识和工作面作业规程，经过培训考试并取得合格证后方可持证上岗。

要与工作溜司机、支架工、端头支护工、控制台司机等密切配合，按规定顺序开、停机。

不准强行割矸。

采煤机司机必须佩带便携式瓦检仪，机组附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理。

采煤机无冷却水或内外喷雾不完好不得开机作业。 2.1.2准备、检查与处理

采煤机司机必须携带扳手、钳子、改锥等工具，并准备有截齿、齿套等备件，随时更换。

做好交接班工作，认真检查煤壁、煤层厚度和顶底板情况，以及支护等情况，发现问题及时向班长和有关人员报告处理。

对采煤机进行下列检查：

检查采煤机的隔离开关、离合器、操作手把灵活可靠，如果隔离开关损坏无法处理时，在采取有效安全措施的情况下可临时进行生产，但必需在24小时之内时进行更换；螺栓紧固、截齿齐全锋利；各部油位符合要求，无漏油现象。

拖缆装置、电缆及水管应完好无损，无挤压、无刮卡现象。 冷却水、内外喷雾符合规定要求。

人员进入煤壁和采煤机司机离开采煤机时，必须将采煤机离合器打在“脱离”状态，闭锁控制台的开关。

开机前先开喷雾，检查内外喷雾雾化效果，佩戴防护眼镜和防尘口罩，方可开机。

检查机载断电仪完好，检测口畅通。 2.1.3操作

采煤机起动前，司机必须巡视采煤机周围，确认机道内无人员和障碍物时方可开按下列顺序起动采煤机。

解除工作溜闭锁，待工作溜开动正常后，合上采煤机隔离开关，合上离合器。 打开水阀门供冷却水及喷雾。

按下起动按钮，起动采煤机，检查滚筒旋转方向及摇臂调高动作情况。

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根据煤质和采高情况选择合理的牵引速度。

在割煤过程中，采高不超限，顶底板、煤壁保持平直，不得出现马棚，并在两刀之间不得留有未割的煤线。

随时注意电缆、水管的维护，不能落在槽外，更不得挤压、卡绊、碰伤。

随时注意行走机构运行情况，采煤机前方有无人员和障碍物，有无大炭块、矸石或其它物件从采煤机下通过。

严禁强行用采煤机摇臂破碎大块矸、炭。 有下列情况之一时，应及时停机处理。

顶底板、煤壁有透水预兆，冒顶危险，片帮严重时； 采煤机闷车或有异常声音时； 采煤机按钮失灵时；

采煤机电缆或水管卡住时； 无冷却水或冷却水不足时； 危及人身安全时；

采煤机滚筒上缠上铁器时，要根据情况及时停机处理。 2.1.4安全注意事项

司机要严守工作岗位，不能私自离岗。

采煤机的电气调整好的参数，严禁非专业人员调整。 在修理和维护电气设备时，必须避开水管和喷雾。

更换截齿和滚筒，滚筒上下3m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁，采煤机和工作溜控制开关闭锁、挂牌、上锁或设专人看护。

交接班时，必须向下班讲清本班运行情况及注意事项，同时认真填交接班单。 当采煤机遇到断层等地质构造时，严禁强行切割。要马上通知值班干部及时写出措施采取其它落煤方式。

2.2刮板运输机、破碎机、转载机、入仓溜 2.2.1一般规定

刮板运输机司机必须熟悉刮板运输机的性能及构造原理、通晓本操作规程、按完好标准维护保养刮板运输机，懂得回采基本知识和本工作面作业规程，经过培训考试并取得合格证后方可持证上岗。

作业范围内的顶帮支护有危及人身和设备安全时，必须报告班长，及时处理后方可作业。

电机及其工作地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止运转、撤出人员、切断电源，进行处理。

禁止人员乘坐刮板输送机。

转载机司机在了解PROMOS控制系统的启动停止顺序后，可以操作PROMOS控制系统。

2.2.2准备、检查与处理

刮板输送机司机上岗必须携带扳手、钳子、改锥、大锤、尖椎等工具。 机头、机尾处的支护完好可靠，电机处顶板是否有淋水。 电机、减速器的冷却水是否畅通，流量是否符合规定。 工作面运输机与转载机的搭接是否合理。

检查减速器、机头（尾）轴油量是否符合要求。

在拉转载机前必需检查转载机两侧轨道是否垫实，如轨道不实要加以垫实，以防在拉转载机过程中转载机掉道。

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转载机的行走部在轨道上是否平稳、可靠，桥身部是否有异常情况。

破碎机的防护装置是否安全可靠，液力偶合器的易熔塞、防爆片必须完好。禁止使用不合格的易熔塞、防爆片。

试运转：发出开机信号，待刮板输送机启动后，检查牵引链的松紧程度，是否有跳动、漂链现象，同时，倾听各部运转声音是否正常，确认无误后方可正式运转。

对以上检查发现问题，必须妥善处理后，才能进行正式开机。

开机前，检查设备的除尘喷雾雾化效果是否达标，必须戴防尘口罩，方可开机。 2.2.3操作

刮板运输机司机要集中精力，站在错开机头的安全地点，开机要做到“眼不离机头”，按钮或闭锁键应放在司机伸手可及的地方，严禁躺着开机。

正式运转：打开冷却水，发出开机信号后打开喷雾阀门，按照顺序开机。 运转中发现以下情况时要立即停机处理，处理后方可继续作业： 超负荷运转，发生闷车时； 刮板链有漂链、绊链或断链时；

电机、减速器温度超限或运转声音不正常时； 信号不明确或有人身危险时；

遇到不能直接进入转载机入口的大块矸、炭时； 转载机上有锚杆或其他铁器。

在刮板运输机运转时严禁人员横跨运输机，严禁清理转动部位的杂物，必要时停机处理。

拉移转载机

闭锁转载机，控制台司机要配合监护转载机头电缆、液管，防止其被挤、挂、压。 检查皮带机尾和老汉杠是否固定牢固，老汉杠戗柱不得少于三根。

在转载机两侧进行仔细检查，整理好电缆、液管等，保证跑道平整，无杂物，并保证设备突出处与两侧的单体柱有100mm的间隙后，方可推移。

拉移转载机时不得少于两人操作，一人操作阀组，一人到转载机机头5m外观察指挥，操作阀组人员要缓慢送液，如遇阻力大时，必须停下来查找原因，处理后方可作业。

转载机拉过后，要检查机头是否正确搭接在跑道上，转载机是否压皮带机尾护罩，发现问题及时处理。

拉转载机时，除操作人员和监护人员以外，无关人员严禁在转载机两侧停留或通过。

2.2.4安全注意事项

处理故障时，必须把相应的控制开关隔离手把打到零位，挂上停电牌，并有专人看护。除停送电负责人外，看护人员不服从其他任何人的停送电命令。需停送电时，必须由停送电负责人亲自向操作人下停送电指令。

人员进入刮板运输机或转载机内作业时，必须闭锁不少于两处有效闭锁键。若其它运输机临时需要运转，输送机内人员必须撤出机道，解开闭锁，在确认本机控制开关确实停电后，方可继续作业。但是其它运输机停机后，必须及时恢复闭锁。

转载机机头与皮带机尾保持搭接良好。

用工作面运输机运送木料、金属网等，必须符合煤矿安全规程的规定。 拉转载机时不得磨、擦、挤、压进风巷的瓦斯抽放管路。

拆泄液力偶合器的易熔塞、防爆片时，必须先闭锁控制开关，挂牌、上锁或设专人看护后，戴手套，面部躲开喷油方向，先将其拧松几扣，停一会，待放气后再拧下。

2.3胶带运输机

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2.3.1一般规定

带式输送机司机必须熟悉带式输送机性能、构造及其原理，通晓本操作规程，按完好标准维护保养带式输送机，经过培训考试合格，持证上岗。

任何人不得乘坐带式输送机。

带式输送机巷道应有消防灭火及喷雾灭尘设施，并保证完好有效。

带式输送机的电动机、开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，进行处理。

多台带式输送机连续运行，在未实现集中控制时，应按逆煤流方向逐台开动，顺煤流方向逐台停车；实现集中控制时，也可按顺煤流方向逐台依次开动，依次停止。

2.3.2操作前准备

机头、机尾及整台带式输送机范围的支护完好、牢固，无浮煤、杂物。否则必须经班长，支护工处理完好后，方准进行工作；

将带式输送机的控制开关手把扳到断电位置并锁好，挂上停电牌，然后对下列部位进行检查：

先检查瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度低于1%的情况下，方可开机。

检查通讯控制系统的工作是否正常，检查各种保护装置、联接装置是否齐全可靠，检查各种手把、按钮、仪器仪表是否灵敏可靠。

检查各润滑部位的油质、油位是否符合规定。

检查各驱动滚筒、导向滚筒、卸载滚筒、各种托辊的润滑磨损情况，检查胶带的磨损情况和接头的连接情况。

检查各部位清扫器和挡煤皮，保持位置正确、压紧力适当、磨损不超限。

检查冷却、喷雾降尘系统；打开各冷却管路的阀门，保证冷却水流量、压力符合规定，管路连接正确；胶管、接头无损坏；喷嘴齐全，不堵塞；冷却风扇运转正常。

检查胶带张紧系统，确保张紧系统工作正常。 检查皮带卡是否良好、完整。 2.3.3操作 开机：

开机时，取下控制开关上的停电牌，合上控制开关，发出开机信号，让人员离开带式输送机转动部位。先点动二次，再转动一周以上，然后检查下列各项：

各部位运转声音是否正常；输送带有无跑偏、打滑、跳动或刮卡现象；输送带松紧是否合适和张紧力指示是否正确；

控制按钮、信号、通讯等是否灵敏可靠；

上述各项经检查与处理合格后，方可正式操作运行。

检查油泵有无漏油现象，除铁器开关、抱闸电机开关是否已经送电。 运行时操作

检查皮带的运行情况，所有托辊应转动灵活，机头、尾无浮煤。皮带是否跑偏。

运行时，司机先空开皮带空转一圈。检查卡子是否良好完整。

对大块炭、矸石要及时处理，防止损坏皮带或造成皮带跑偏及堵眼情况的发生。

司机集中注意观察CST“控制箱”的各种菜单，时刻注意减速器的油温、油压；电机电流以各部的油温、油压，确保皮带机正常运行。

本布罗中普瑞莫斯的各种保护必须灵敏可靠，确保紧急情况下立即停车。

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严禁随意割断皮带。

发现下列情况之一时，必须停机，妥善处理后，方可继续运行。 输送带跑偏、撕裂、接头卡子断裂； 输送带打滑或闷车；

电气、机械部件温度超限或运转声音不正常； 输送带上有大块炭、长材料等； 危及人身安全时；

信号不明或下台输送机停机时； 任一急停闭锁无效时。

点动开车和处理输送带跑偏时，严禁用手、脚直接触动输送带，且按规定着装 。

输送带运转时，禁止清理机头、机尾滚筒及其附近的煤粉。不许拉动输送带的清带器。

在带式输送机上检修、处理故障或其它工作时，必须闭锁输送机的控制开关，挂上 停电牌、上锁或设 专人看护。严禁站在 带式输送上点动。

在检修机头卸载滚筒部分时，必须将上部皮带或小溜停车停电并闭锁挂停电牌。 除了控制开关的接触器触头粘住外，禁止用控制开关的手把直接切断电动机电源。

每班必须对皮带机挡煤板进行重检，发现螺栓松动及时处理，严禁带问题交班。

皮带机检修时，必须停电闭锁、挂牌、上锁或设专人看护，并闭锁两个以上有效闭锁键，严禁喊话停送电。

（二）辅助运输设备及运输方式

1、辅助运输设备及运输方式：5105巷至5301面泵站、53011巷、采用小绞车运输；53011巷采用小绞车和无极绳绞车运输；53012巷采用小绞车和胶轮车运输。

1.1进车：5105无极绳梭车牵引车辆将车辆停放到Z0阻车器处，J2绞车上提将车辆停放到阻车器Z1处（站岗位置：A:5105巷/52052巷阻车器Z0后以东25米处，B:5105巷/53101巷出煤横川以里2米外站岗，C:5105巷/52052巷以西2米处，D:J2绞车拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿5105巷、52052巷、1#横川途经A—B—C—D各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；J3绞车上提将车辆停放在Z2阻车器处（站岗位置：A:阻车器Z1后25米处，B:5105巷/53101巷出煤横川以里2米外站岗，C:5105巷/52052巷以西2米处，D:J3绞车拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿52052巷、1#横川途经A—B—C—D各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；J4绞车上提将车辆停放于Z3处（站岗位置：A:阻车器Z2后25米处，B:J4绞车拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿53011巷、1#横川途经A—B各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；无极绳梭车牵引车辆将车辆停放在Z4处，J7与J9绞车对拉将车辆停放在Z5处（站岗位置：A:阻车器Z5后25米处，B:J7绞车拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿53011巷途经A—B各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；J8绞车将车辆下放到Z6处（站岗位置：A:阻车器Z6后25米处，B:53011巷切眼后方2米外，C:J8绞车拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿53011巷途经A—B—C各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；J11绞车与J13绞车对拉将车辆

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放至Z7处（站岗位置：A:53013巷距切眼2米外，B:53011巷切眼以北2米外，C:53011巷切眼以南2米外，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿运输线路途经A—B—C各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）；J4绞车上提至卸车地点（站岗位置：A:Z7后方25米外，B:拨绳人员可代替站岗，清人路线：班长或安全负责人从A处出发，沿运输线路途经A—B各站岗点清人，确保运输区域内无无关人员后，信号联系向绞车司机发出开车指令）。

1.2出车：与进车反之。

1.3轨道线路：轨道型号22kg/m,轨距600mm，枕木规格12003150mm3120mm。 1.3.1.轨道安装标准

轨面以上净高不小于2.3m,轨道外沿净宽不低于0.7m。

轨道接头悬接；接头处轨面及内侧错差不大于2mm；接头枕距为480mm，过渡枕距为550mm，中间枕距为700mm，误差不大于50mm；轨枕靠行人侧一端对齐，端头距轨底边为220-240mm。

轨距符合设计要求，允许偏差+6、-2mm；两股钢轨应水平，误差不大于5mm；轨缝不大于5mm。

轨道线路目视直顺无硬弯，轨枕完好无空、吊板现象，扣件齐全、紧固有效，道钉齐全、无“八害”现象，沿重车方向成“八”字。

轨道必须按标准铺设，水平超限地段轨枕下垫背板、柱帽、枕木，不允许垫木楔。同一线路无杂拌道。

轨道必须铺设在实底上，不允许铺在浮煤上。道心和轨枕两端填煤末，道渣高度不低于轨枕高度的2/3,但不得埋没轨枕面。

1.4绞车安装标准

绞车位置应选择在安全（顶底板稳定、支护完好）且便于摘挂钩的地方，相邻两部绞车间的距离不得大于200m，对拉运输的绞车安装位置距变坡点不得小于20m。

绞车安装采用锚固法安装，遇底板松动无法锚固时采用砼基础法安装。

设在轨道中心延长线上的单向牵引绞车，应保证绞车提升中心线与轨道中心线一致；巷道拐弯处的牵引绞车提升中心线，应对准拐弯处道心的导向五星轮，双向牵引绞车要尽可能保证绞车提升中心线与轨道中心线相平行。

绞车的最突出部位距钢轨外沿大于0.7m。

绞车安装符合完好标准；底座无变形、无开焊、无裂纹，并与绞车连接牢固、可靠，联结螺丝加平、弹垫；底座与底板或基础面接触要实在、牢固。

地锚应安装压板，并戴双帽紧固，螺杆外露不少于一扣，不大于20mm。

绞车要施工绞车硐室，硐室尺寸：2（长）32（高）31.5m（深），绞车应安设在硐室中心线上（两侧均方便人员躲入硐室）。

每部绞车都必须有牌板架、牌板、信号、操作按钮、护绳栏、拨绳器，并固定在绞车旁边，便于绞车司机操作的地方。

双向操作的11.4kW绞车手把限位销应取掉。

绞车绳头及钩头必须固定牢靠，以避免发生抽绳事故。

绳头固定必须使用标准压板和螺栓，螺栓要拧紧，但不得伸进缠绳滚筒内；压绳板必须有两处。绳端要用细铁丝绑紧，绳端伸出第二道压板50-100mm。两压板之间的钢丝绳不得有松驰现象。绞车滚筒上有两个及以上绳孔时，必须使用靠近滚筒轴的绳孔。绳孔不得有锐利的边缘和毛刺，进入绳孔的绳头严禁有松股或剁股现象，钢丝绳的弯曲不得形成锐角。

钢丝绳应在滚筒轴上打环扣（即猪蹄扣），并必须保证放到终点时，滚筒上至少留三圈绳。单向牵引的绞车钢丝绳从滚筒下侧出绳（慢速绞车例外）。钢丝绳在滚筒

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上缠绕整齐，不咬绳、不爬绳，磨损、锈蚀、断丝不超规定、不挽疙瘩，钢丝绳锈蚀严重、断丝断股超限时必须立即更换。

钢丝绳钩头必须使用套环（俗称绳皮），且钢丝绳与套环的规格要一致。固定绞车钢丝绳钩头，必须使用钢丝绳夹（又称绳卡），钢丝绳夹U型螺栓扣在钢丝绳的尾段上，钢丝绳夹不得在钢丝绳上交替布置。钢丝绳夹数量不少于4个，钢丝绳夹间的距离等于6～7倍钢丝绳直径，两道绳夹之间加装防捋绳套管。紧固钢丝绳夹时须考虑每个绳夹的合理受力，离套环最远处的绳夹不得首先单独紧固。离套环最近处的绳夹（第一个绳夹）应尽可能地紧靠套环。绳夹拧紧时应使尾段钢丝绳直径被压扁约1/3左右时为止。钢丝绳受力后，应再拧紧一次。钢丝绳头用细铁丝绑紧，超出最后一个钢丝绳夹的长度不得大于50mm。

1.5安全设施

摘挂钩点处必须安装一挡阻车器，距绞车的距离22-25m。

起伏巷道对拉的下部绞车，应在绞车的上坡方向7m左右处设置一挡车器。 轨道端头处必须设置一挡阻车器，距轨道端头不小于2m。

阻车器基座无变形、无开焊、无裂纹，与轨道连接牢固可靠；压板、螺栓、平垫、弹簧垫齐全有效；阻车器挡块和轨面接触宽度不小于轨面宽度的3/4，挡块和轨面接触实在，不能有仰头现象。

因巷道坡度、方向变化及绞车牵引中心线与轨道中心线不一致，造成绞车钢丝绳锯轨道、轨枕、鱼尾板螺栓、风门、绞车底座、巷壁棚腿、底板、转辙器等现象的地方，均须安装灵活有效的导绳装置。

巷道每个拐弯处轨道上安装2-3个五星轮及3根轨道拉杆，巷帮安装立辊。五星轮、帮辊转动灵活，位置合理，钢丝绳不锯底座、轮轴，磨损不超限，并且配件齐全有效。五星轮底座与轨道连接牢固可靠，压板、螺栓、平垫、弹簧垫齐全有效，五星轮不得安装在钢轨的接头处。五星轮、地滚高度合理，不影响矿车通过。

1.6信号

所有的绞车及其远方摘挂钩点之间必须有直通的双向声光信号。 各绞车之间的信号不得相互串联,各运行区段的信号要相互独立。

一部绞车担负两条及其以上巷道的运输任务时,须设置多组相互独立的双向声光信号，并标注清楚。

绞车信号必须安装在便于司机和信号工操作、观察的地方，且能保证司机和信号工的安全处。

1.7其它执行《小绞车运输》专业技术管理规范。 二、运输线路 （一）运煤线路

煤由工作面SGZ880/23400型前、后刮板输送机→SJZ1000/400型转载机→PLM3000型破碎机→DSJ140/250/33400型胶带运输机→SZZ1000/400型地沟溜→溜煤眼→二五胶带机→二盘区胶带机。

（二）辅助运输路线

材料由地面材料场→副斜井→640辅运石门→640南大巷→2101巷→ 53012巷1#运输横川→53012巷→皮带机头 2102巷→二五联络二巷→ 5105巷→53013巷巷口→泵站 5105巷→53011巷→工作面 插图三：5301综放工作面53011巷运输系统示意图

插图四：5301综放工作面53012巷和53013巷运输系统示意图

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第二节 “一通三防”与安全监控

一、通风系统

（一）瓦斯基本情况

5301综放工作面原始瓦斯含量为：8～13.6m3/t。工作面分别从53011巷、53013巷、5301切导向工作面施工了顺层钻孔，总抽采量为1247.28m3。经过预抽后理论计算可解析量范围为1.79-3.89m3/t，回采前对5301工作面全部区域进行可解析瓦斯量测定，实测值为1.85m3-3.84m3/t，符合抽采达标要求。

由于5301工作面回采的煤层为3#煤，下部9#煤、15煤分别距3#煤46m、80m，则判定工作面瓦斯主要来源为本煤层和采空区瓦斯，所以工作面相对瓦斯涌出量为2.85m3/t，工作面日产8346t计算，则工作面绝对瓦斯涌出量为：834632.85/1440=16.5m3/min。

每天对工作面绝对瓦斯涌出量进行收集，每月进行分析总结，并根据每月的绝对瓦斯涌出量对工作面配风量进行调整。

（二）风量计算

根据晋煤集团企业标准（Q/JM1.0001-2013）《煤矿矿井风量计算方法》要求，对5301综放工作面配风量进行计算。5301工作面实际需要风量，按照工作面气候条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时作业的最多人数和爆破后的有害气体产生量等要求分别进行计算，然后取其中最大值。

1、按气候条件计算

Q采=Q基本2K采高2K采面长2K温(m3/min)

式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；

Q基本=603工作面控顶距3工作面实际采高370％3适宜风速(不小于1.0m/s) K采高——采煤工作面采高调整系数(见表1)； K采面长——采煤工作面长度调整系数(见表2)； K温——采煤工作面温度调整系数(见表3)

工作面控顶距——取工作面的最大和最小控顶距的平均值。 Q基本=603(5.535+4.670)/233370％31.0=643 m3/min

表4-1 采煤工作面采高（K采高）调整系数 采高（m） 系数(K采高) 采煤工作面长度(m) 长度调整系数(K采面长) <2.0 1.0 15～80 0.8-0.9 2.0～2.5 1.1 80～120 1.0 120～150 1.1 >2.5及放顶煤面 1.5 150～180 1.2 >180 1.3～1.5 表4-2 采煤工作面长度（K采面长）调整系数 表4-3 采煤工作面温度（K温）与对应风速调整系数 采煤工作面空气温度（℃） 〈20 20-23 23-26 26-28 28-30 采煤工作面风速（m/s） 1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 配风调整系数（K温） 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.40 1.40～1.60 相邻工作面5303工作面温度一般为17～18℃，故5301工作面温度取18℃，所

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以5301工作面风速V取1.0m/s。

则：Q采=64331.531.531.0=1447m3/min。 2、按照瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 根据《煤矿安全规程》规定，按采煤工作面风流中瓦斯浓度不超过1.0％(二氧化碳浓度不超过1.5％)的要求计算：

Q面=1003qCH43KCH4 Q面=673qCO23KCO2

式中：Q面——采煤工作面实际需要风量，m3/min；

qCH4——采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯绝对涌出量（工作面上个月正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为12.03m3/min）。

qCO2——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量（工作面上个月正常

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生产时平均二氧化碳绝对涌出量为2.4m/min）；

KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，工作面上个月正常生产时日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值为1.3；

KCO2——采煤工作面二氧化碳涌出不均衡通风系数，工作面上个月正常生产时日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值为1.3；

则：Q面=100312.0331.3=1564m3/min

Q面=6732.431.3=210m3/min

3、按采煤工作面同时作业人数计算需要风量 按每人供风量不小于4m3/min计算： Q采＞43N

式中：N采—— 采煤工作面同时工作的最多人数，取80人； 则：Q采=4380=320 m3/min 4、按风速进行验算： ①按工作面风速验算：

6030.25S最大＜Q面＜6034S最小

式中：S最大=工作面最大控顶距3工作面实际采高370％

S最小=工作面最小控顶距3工作面实际采高370％； Q面——通过采煤工作面的实际风量，m3/min；

则：6030.25312=180m3/min

式中：S——进、回风巷净断面面积，m2。

则：6030.25315=225m3/min

53011巷：Q53011巷=Q面=1564m3/min，计划配风1600m3/min；

53013巷：需要满足1个风门、1个避难硐室、1个行人横川和正头风量，按最低风速配风，即Q53013巷=225+28533=1080m3/min，计划配风1200m3/min；

53012巷：，即Q53012巷=2800m3/min。

由上面计算过程可见，5301综放工作面计划配风量2800m3/min，符合《规程规定》。

表4-4 5301工作面配风情况表 巷道名称

用途 净断面（m） 2配风量（m/min） 3风速（m/s） 34

53011巷 53013巷 5301切眼 53012巷 主要进风巷 辅助进风巷 工作面 回风巷 15 15 23.3 19 1600 1200 1600 1400 1.8 1.3 1.1 1.2 （三）通风线路 53011巷 工作面 回风横川 53012巷 5104巷 53013巷 二、瓦斯防治 （一）瓦斯检查

1、工作面必须派专职瓦斯检查工对指定的地点进行瓦斯检查。

2、瓦斯检查工使用经过检定合格的光干涉甲烷测定器，配备不少于2m长的吸气胶管和检查杆，携带便携式甲烷检测报警仪、瓦斯检查计划图表、瓦斯检查手册、记录笔、棉纱、粉笔、温度计和机械式计时器等。

3、日常瓦斯检查的主要内容为瓦斯浓度、二氧化碳浓度、风流温度，对检查区域内所有安全监控系统的甲烷传感器进行对照检查。

4、瓦斯检查执行“三八制”，工作面每班至少检查4次，每次巡回检查间隔时间不超过2h，检查时间误差不超过20min；栅栏外风流中的瓦斯浓度每天至少检查1次；永久闭墙每周至少检查1次，其它地点检查时间按瓦斯检查计划规定次数和时间执行。瓦斯检查工若在检查过程中发生特殊情况不能按规定时间到达下一检查地点时，及时汇报通风值班干部，由值班干部根据时间长短和情况采取必要措施。

5、瓦斯检查工每完成一个检查地点的检查内容后，及时将有关内容记入瓦斯检查手册和现场瓦斯检查牌，瓦斯检查手册要填写规范，内容齐全准确，字迹清楚，保存完好，不得随意涂改；每班班中至少汇报一次检查结果，出现异常情况时，应立即汇报。瓦斯检查工在现场或指定地点进行交接班，并在瓦斯检查手册上相互签字认可。 瓦斯检查工班后对重大的通风、瓦斯问题向接班人员、通风值班干部和调度员进行专门汇报。瓦斯检查工汇报内容由相关人员形成瓦斯检查台账及瓦斯检查日报并按程序进行审批签字。

6、每月由矿通风部门编制瓦斯检查地点设置计划，制定瓦斯检查地点巡回检查线路报矿总工程师审查签字后执行；月间瓦斯检查地点如有变动，应修改后在日报表中标明并经矿总工程师审签执行。

7、工作面瓦斯检查地点包括进风巷、工作面、上隅角、回风巷。

工作面进风巷风流是进风巷口至距采煤工作面煤壁线以外10m间的风流；工作面风流即为距煤壁、顶、底各200mm和以采空区切顶线为界、进回风巷距煤壁线10m以内的空间的风流；采煤机附近是指在两滚筒之间和上、下风流侧20m内的范围；工作面电动机及其开关附近20m内范围；工作面上隅角指回风侧最后一排支架（柱）切顶线靠工作面侧的空间；工作面回风流是指距煤壁线10m以外的回风巷内不与其它风流汇合的一段风流。

8、瓦斯检查地点的检测点在检查范围内应至少选3个，检测点应包括各地点中瓦斯浓度最高的位置，每一检测点选上、下部的左、中、右各三处进行检查；工作面分别在工作面前、后半部的煤壁侧、输送机道（距溜槽上部不大于200mm）、支架侧及上隅角至少选三个检测点。

9、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0％或二氧化碳浓度超过1.5％时必须停止作业、撤出人员、采取措施、进行处理；工作面及其它巷道内，体积大于0.5立方

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m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，附近20m内必须停止工作，撤出人员切断电源，进行处理；撤离工作面的人员必须到进风巷道。

10、当工作面瓦斯浓度达到0.8%时，由当班瓦检员负责向调度室、通风科等有关部门汇报后，同时采取措施（挂风障、风筒导风、充填消除积聚空间等方法）处理瓦斯，直至瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可恢复正常生产，并由监控员做好记录备查。

11、当工作面上隅角瓦斯浓度达到或超过1.5%时，工作面必须停止生产，切断工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备电源，撤出工作面所有工作人员，向调度室、通风科等有关部门汇报，并组织人员采取措施进行处理，直至瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可恢复正常生产，并由监控员做好记录备查。

12、当工作面回风巷回风流中瓦斯浓度达到1.0%时，工作面必须停止生产，切断工作面及回风巷所有非本质安全型电气设备电源，撤出工作面所有工作人员，向调度室、通风科等有关部门汇报，并组织人员采取措施进行处理，直至瓦斯浓度降到0.6%以下时，方可恢复正常生产，并由监控员做好记录备查。

（二）瓦斯监测

本工作面安装5台瓦斯传感器，3台断电仪，3台馈电传感器，1台一氧化碳传感器，1台风速传感器，1台开停传感器，1台烟雾传感器，3台干线扩展器，1台区域控制器。

1、瓦斯传感器

WS0安设在53013巷回风隅角距切顶线不大于0.8m处；WS1安设在53013巷距工作面不大于10m处；WS中安设在53012巷中部，待回风巷长度小于1000米时，将WS中回收；WS2安设在53012巷距回风巷口10-15m处；WS5安设在53012巷距回风横川不大于10m处；

报警值：WS0≥0.8% WS1≥0.6% WS中≥0.6% WS2≥0.6% WS5≥0.8% WS6≥0.6%

断电值：WS0≥1.2% WS1≥0.8% WS中≥0.8% WS2≥0.8% WS5≥1.0% WS6≥0.8%

复电值：WS0＜0.8% WS1＜0.6% WS中＜0.6% WS2＜0.6% WS5＜0.8% WS6＜0.6%

探头断电范围：工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备。 2、一氧化碳传感器

安设在53013巷皮带机头驱动滚筒下风侧10-15m处，报警浓度为≥0.0024%CO。 3、风速传感器

安设在53012巷距测风站上风侧10m处，当风速低于0.25m/s或超过4m/s时报警。

KT卡在5301皮带开关负荷侧，YW安装在皮带驱动滚筒下风侧10--15m处；KD1卡在五盘区2#变电所12#高开负荷侧,KD2卡在五盘区2#变电所18#高开负荷侧，KD3卡在五盘区2#变电所21#高开负荷侧，WB1、WB2、WB3安设在五盘区2#变电所，用于闭锁工作面12#、18#、21#高开。

五盘区2#变电所P5000电源取自五盘区2#变电所监测专用综保，53013巷P5000电源取自配电点监测专用综保,

监测电缆挂在电缆钩的第一钩，型号为MHYVP。

传感器悬挂标准及要求：应用封闭钩垂直悬挂在顶板上，距巷道侧壁不小于200mm，距顶板（顶梁）不大于300mm。悬挂点前后5m内支护良好，顶板、两帮无片帮、淋水。

工作面瓦斯发生报警时，必须立即停止作业，查明原因，待瓦斯浓度降至规定范

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围以下，且已查明报警原因，并采取相应措施后方可恢复生产。

工作面瓦斯发生断电时，必须立即停止作业，撤出人员，派专人查找原因，并停产一个班。待瓦斯浓度降至规定范围以下，且已查明报警原因，并采取相应措施后方可恢复送电。

（三）瓦斯抽放

5301工作面瓦斯抽放采用本煤层和采空区双系统进行抽放，5301综采放顶煤工作53011巷布置一趟DN225抽放管路，53013巷17#横川以里至切眼位置布置一趟DN350抽放管路，服务于5301工作面顺层钻孔抽放；53012巷布置一趟DN350抽放管路，回采期间作为采空区顶板钻孔抽放。

5301综采放顶煤工作面采用ZDY-1900S/ZDY-6000S/SGZX-3型钻机施工，钻头：直径φ94mm；钻杆：直径φ50mm；封孔工艺采用囊带式注浆封孔配合水泥封孔，封孔长度10m；联控工艺采用新型PE管联孔装置将钻孔封孔管与巷道抽放管相联接。

53011巷于2007年1月17日开始施工，至2011年6月6日施工结束，共施工542个钻孔，施工总进尺86555m；53013巷于2013年8月22日开始施工，至2014年1月17日施工结束，共施工330个钻孔，施工总进尺32984m；5301切导抽放钻孔从2013年11月27日开始施工，2014年1月18日施工结束，共施工87个钻孔，施工总进尺8650m。顺层钻孔自2007年1月17日开始进行抽放，截止2014年7月31日，预抽孔口负压不小于13KPa，平均日抽放量约3977m3；53011巷、53013巷抽放总量分别为1167.12万m3、80.16万m3。

考虑到5301综放工作面相邻采空区较多，在回采期间采空区瓦斯涌出情况，仅靠风排难度较大，为此在5301综放工作面采取顶板走向钻孔及采空区埋管抽放等采空区抽放试验，并对现场数据进行实时监控与汇总，并最终确立最有效的采空区瓦斯抽采方案。5301采空区高位钻孔布置在53012巷，终孔层位选在50-60m，出53012/3巷煤柱抬升至50m以上，距53013巷选在30-50m区域，待工作面回采过后抽采空区瓦斯。随工作面回采，53012/3巷每推进回风隅角两个横川，在密闭墙体内预埋DN350采空区抽放管路，联入采空区抽放系统，实时测定管路浓度及负压，对数据及时分析，并做出合理调整，保证采空区抽放能力、抽放效率最大化。

（四）防治煤与瓦斯突出

成庄矿瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，不涉及此项。 三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统

1、5301综采放顶煤工作面进、回风巷各铺设一趟防尘管路，即53011巷、53012巷、53013巷各铺设一趟防尘管路。53013巷防尘管路每隔50m设一个三通及阀门，其它巷道管路每隔100m设一个三通及阀门，阀门完好、灵活、不冒水，设在巷道行人侧，并编号挂牌管理。

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2、静压供水压力超过10MPa时，需设置不小于100m小水池或水箱减压；水压在4MPa～10MPa时，采用管路减压阀减压。

3、工作面巷口20m范围内在防尘管路上设置水质过滤装置，工作面防尘管路末端安装压力表。

4、进风巷防尘管路供水用于本巷道净化水幕、转载点喷雾、破碎机喷雾、工作面机组、支架喷雾、煤层注水、冲洗巷道；回风巷防尘管路供水用于本巷道净化水幕。

（二）防尘措施 （1）煤层注水 A注水方式

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利用抽放钻孔进行静压注水，将注水钻孔直接连接在进风巷防尘供水管路上进行注水。静压注水速度一般为0.001～0.027 m3/（h2m），采用静压注水方式对煤体进行渗透，加大煤体的湿度，从而降低工作面煤尘。如图1所示：

抽放钻孔工作面压力表截止阀流量表三通供水干路

图4-1 利用顺层瓦斯抽放钻孔进行煤层注水示意图

B注水钻孔参数

①钻孔间距：1.6m；②钻孔长度：钻孔长度设计为105m；③钻孔直径：钻孔直径为94 mm。

C注水参数

①注水压力：通常，透水性强的煤层采用低压（小于3MPa）注水，透水性较弱的采用中压注水（3～10MPa）注水，必要时采用高压注水（大于10MPa）。根据我矿煤质及煤层特性（瓦斯抽放使得煤体的孔隙率和破碎程度增大），选择低压注水。

②注水量：注水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素。它与工作面倾向长度、煤厚、钻孔间距、煤的孔隙率、含水率等多种因素有关。一般，厚煤层为0.025～0.04m3/t。机采工作面及水量流失率大的煤层取上限值。根据AQ1020-2006《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》有关标准，5301综采放顶煤工作面将利用抽放钻孔注水，注水后煤质水分增量至少为1.5％。

5301综采放顶煤工作面抽放钻孔间距为1.5m，注水孔间距取1.5m，后期采用施工注水孔，则单个注水孔注水量为：

M=L3H3L’3ρ3k=20035.7531.531.453100031.5％ ＝37.5183103kg即37.5m3 式中L——工作面煤壁长度，200m； H——采面平均厚度，5.75m； L’——注水钻孔间距，1.5m；

Ρ——工作面煤的密度，1.453103kg/m3； K——煤体水分增量，1.5％；

注水量及注水有关工作，由防尘队建立专门的煤层注水管理台帐，并监督实施。

③注水时间：每个钻孔的注水时间与钻孔注水量成正比，与注水速度成反比。在实际操作过程中，在预测的湿润范围内的煤壁出现均匀“出汗”现象，则可判定已达到预期效果，“出汗”后再过一段时间可结束注水。

D施工方法

①钻孔的拆除：根据工作面推进情况，在距工作面煤壁40～100m时拆除该区段的抽放钻孔进行注水。

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②注水钻孔的连接：每个抽放钻孔经蛇形软管、快速变径、截止阀并入高压液管。高压液管上安装注水压力表和注水流量表经过三通截止阀并入供水干管。

③注水：打开三通截止阀、各钻孔截止阀进行注水。当压力表稳定、流量表读数稳定或每组注水量大于41m3时或煤壁有“出汗”现象（煤壁大面积渗出水珠），即可关闭本组注水孔截止阀，进行下一循环注水。

④拆除：每组注水钻孔在注水量满足61m3或压力流量稳定两天时可提前拆除。 E相关注意事项

①连接注水钻孔时，首先在供水干路上接截止阀、注水压力表和注水流量表。供水支路由三通、高压液管和蛇形软管通过快速变径连接而成。在供水支管上安装截止阀，防止注满水后水往外溢。

②注水钻孔连接好后，安排专人每班对注水流量和注水压力进行观测二次并检查注水区的连接、注水情况，做好记录，发现有钻孔注水管脱落或溢水等情况时，及时进行处理。

③每个注水钻孔孔口必须悬挂钻孔参数说明牌板，内容符合集团公司及矿标准化有关要求。注水完毕的钻孔要及时用水泥进行封闭。

（2）净化水幕

1、53011巷、53013巷距煤壁30m内安设2组净化水幕，53012巷距回风口30-50m内各安设1组净化水幕。

2、53013巷（皮带巷）每隔300m安设1组净化水幕。

3、净化水幕安装要求及安全措施：①水幕安装高空作业系安全带；②水幕安装需专人扶楼梯；③所有净化水幕装置的供水压力不得低于0.7MPa。④净化水幕喷嘴间距300mm-900mm。⑤净化水幕应安设在支护完好、壁面平整的巷道内，避开电气设备。

（3）采煤机喷雾

采煤机割煤采用喷雾降尘，安装内、外喷雾装置。内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa，且内外喷雾必须雾化良好，能覆盖全滚筒，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa，无水或喷雾装置损坏时必须停机。

（4）支架喷雾

每个支架前梁下安装一组移架自动喷雾，且均匀布设。每个支架放煤口处设一组自动放煤喷雾。架间喷雾与放煤喷雾能实现与移架、放煤同步，并保持完好，喷雾压力达0.8～1.5MPa。

（5）转载点喷雾

前、后溜机头，转载机机头，各部皮带机头，安设转载点自动洒水喷雾装置，必须保证雾化良好，灵敏可靠，使用正常，喷雾压力不小于0.7Mpa。转载点喷雾落差不大于0.5m，且固定正确位置，罩住落煤点。

（6）破碎机安装防尘罩和喷雾装置或除尘器，原喷雾不能使用时，在入料口和出料口各安装一道净化水幕，每道水幕不少于3个喷嘴，并在破碎机入料和出料口各设一道挡帘或皮带。

（7）清洗巷道

综采二队需将工作面回风巷回风横川以里100m的尾巷段及回风横川以外至回风巷口认真冲洗，每周打报告（至少两次）进入回风横川以里冲洗100m范围，每天对回风横川以外至巷口段至少冲洗一次，回风巷长度超过1000m时，一天内无法覆盖冲洗的，必须保证每周至少冲洗3次。重点对巷道顶板及两帮认真冲洗，不得冲洗底板，巷道冲洗后沿途风水管路及抽放管等设施易辨识颜色，无残留粉尘覆盖管体表

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面等现象（管路上粘贴或悬挂的标识牌不得有蒙尘现象）。

（三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

沿空留巷采用木板喷浆的方式封堵隔绝瓦斯，每推过一个横川建永久密闭墙隔绝采空区。

煤尘爆炸方式，包括隔爆设施的设置、水量、管理等不涉及。 四、防治煤层自然发火技术措施 （一）防治煤层自然发火所方法选择 成庄矿3#煤为不易自燃，不涉及此项。 （二）监测系统

成庄矿3#煤为不易自燃，不涉及此项。 （三）综合防灭火措施

成庄矿3#煤为不易自燃，不涉及此项。 （四）防灭火要求

1、加强防火意识，严禁明火作业，每班电工要加强对工作面机电设备的巡检，确保皮带各种保护装置完好，保证机电设备完好，杜绝电器设备失爆。

2、皮带机头、泵站、移变、开关架、存放油脂处要在上风侧设置沙箱、灭火器、消防锹等灭火器材。皮带机头备用一根长度不小于25m的配套胶管。

3、及时更换机组滚筒截齿，以防钝齿截割产生火花。

4、坚持使用机组内、外喷雾，外喷雾增设喷头，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，供水系统压力低于2Mpa时使用加压泵，外喷雾罩全滚筒，内外喷雾不完好，不准生产。机组司机在采煤机开动前必须首先打开机组喷雾，确保使用正常后，方可开机，否则不能开机割煤。割煤时内喷雾堵塞时，必须停机处理。

5、机组上必须固定两具灭火器，工作面支架从1#开始每隔10个架放置一个灭火器，灭火器必须保证完好，工作面发生火灾时，能立即进行事故抢救。

6、溜煤斗上口，各转载点要有喷雾，并保证喷雾完好。

7、割煤过程中出现火花时，要立即停止割煤，查明原因进行处理。

8、发生火灾时，在场人员要迅速佩戴自救器，要立即向矿调度室和队值班室汇报，并积极采取措施，灾情严重时，迅速按避火灾路线撤出所有受灾害威胁人员。

插图五：5301综放工作面通风系统图

插图六：5301综放工作面综合防尘系统图

插图七：5301综放工作面安全监测监控系统布置示意图

第三节 压风、供水、排水

一、压风系统

地面→进风立井/进风斜井→5105巷→53011/3巷→工作面→53012→5104巷/东西回风巷→风井回风绕道→风井回风立井→地面

二、供水系统:

主井→640北大巷→3102巷→5102巷→5105巷→53011巷、53012巷、53013巷 三、排水系统：

53013巷

工作面→ 53012巷 →5105巷→5102巷→五盘区水仓→3102巷 53011巷

→3101巷→ 640北大巷→640大巷→副斜井→主、副水仓→地面 插图八：5301综放工作面压风、供水、排水系统示意图。

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第四节 供电

一、供电系统 1、供配电系统

晋煤集团成庄矿5301工作面走向长1528.2m，倾斜长194m（具体供电方式和设备布置详见供电系统图和设备布置图）。五盘区盘区2#变电所的三台高开，型号为PJG9L-400/6(Y)，其中12#高开带KBSGZY—2500/6/3.45kV变压器一台；21#高开带KBSGZY—2500/6/3.45kV变压器一台；18#高开带三台变压器，KBSGZY—1250/6/1.2kV变压器一台，KBSGZY—1000/6/1.2kV变压器一台，KBSGZY—500/6/0.66kV变压器一台。

根据负荷统计、负荷分配以及实际需要，选择一台KBSGZY—1250/6/1.2kV变压器带顺槽一部皮带；一台KBSGZY—1000/6/1.2kV变压器带乳化液泵、喷雾泵就、转载溜及各巷道绞车、水泵、照明；一台KBSGZY—2500/6/3.45kV变压器带破碎机、转载机、采煤机；一台KBSGZY—2500/6/3.45kV变压器带工作面刮板输送机；一台KBSGZY—500/6/0.66kV变压器带无极绳。

2、实际选择设备主要参数

带工作面前输送电机、工作面后输送电机的12#高开： PJG9L-400/6(Y)（1台），高压电缆选用MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5，长度600m。运输机电缆选用MYPT-1.9/3.3-3395-3325/3，长度1800m。

带破碎机、转载机、采煤机的21#高开： PJG9L-400/6(Y)（1台），高压电缆选用MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5，长度600m。破碎机、转载机低压电缆选用MYPT-1.9/3.3-3395-3325/3，长度1800m。采煤机低压电缆选用MYPT-1.9/3.3-3395-3325/3，长度1800m。

带皮带电源、巷道动力、泵站电源、乳化液泵、喷雾泵及转载溜、无极绳的18#高开：

PJG9L-400/6(Y)，高开与带无极绳变压器的高压电缆选用MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5，长度350m。带巷道动力、泵站电源、乳化液泵、喷雾泵变压器与皮带变压器的高压电缆选用MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5，长度20m。皮带变压器与无极绳变压器的高压电缆选用MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5，长度300m。巷道动力低压电缆选用MYP-3395+1325，三条巷道每条巷道长度1800m。转载溜低压电缆选用MYP-3395+1325，一根分别长度100m。 3、主要设备及负荷统计 工作面主要设备见下表：

表4-5 工作面主要设备

名称 采煤机 刮板输送机 破碎机 转载机 乳化液泵 喷雾泵 顺槽皮带机

型号 MG450/1020KW SGZ100/880KW PLM3500 SZZ1000/400 BRW-400/31.5A BPW315/12.5A SSJ-1400/3*400 功率 1020W 800kW 400kW 400kW 250kW 75kW 3*400 电压 3300V 3300V 3300V 3300V 1140V 1140V 1140V 台数 1 2 1 1 2 2 1 41

转载刮板输送机 SGZ1000/400 400 kW 1140V 1 电力负荷见下表： 表4-6 电力负荷详细表 序号 负荷名称 电压(kV) 3.30 3.30 3.30 3.30 1.14 1.14 1.14 1.14 设备功率(kW) 1020 1600 400 400 1200 250 150 400 设备数量 全部 1 1 1 1 1 2 2 1 工作 1 1 1 1 1 1 1 1 设备容量(kW) 全部 1020 1600 400 400 1200 500 75 400 8280 工作 1020 1600 400 400 1200 250 75 400 7120 1 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 采煤工作面（1个） 采煤机 刮板输送机 破碎机 转载机 胶带机 乳化液泵站 喷雾泵站 转载刮板输送机 小计 二、电器整定计算 （一）电缆选型计算

1、 带工作面前、后溜、机组、转载、破碎机、泵站、皮带等高压电缆的截面选择：按持续允许电流选择电缆截面

向单台或两台电动机供电的电流计算，其实际工作电流可取电动机额定电流或两

台电动机额定电流之和；向三台以上（包括三台）电动机供电的电流可按下式计算：

Iw??PNKr??PN?1000

3?UN?cos?——干线电缆所供的电动机额定功率之和，kW； Kr——需用系数，按K?0.4?0.6Pmax进行选取；

r?PN确定）；

——平均功率因素，按要求选取（或由

UN——电网额定电压，V。

1.1供工作面前输送电机、工作面后输送电机KBSGZY-2500/6-3450V变压器的高压电缆的电流选择按(2.1)计算，可以算出6KV侧电流为：

Iw?Kr??PN?1000=160A

3?UN?cos?查表知MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5的允许载流量为250A，大于160此选择MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5高压电缆完全满足要求。

1.2供破碎机、转载机、采煤机KBSGZY-2500/6-3450V变压器的高压电缆的电流选择按(2.1)计算，可以算出6KV侧电流为：

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Iw?Kr??PN?1000=162A

3?UN?cos?查表知MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5的允许载流量为250A，大于162因此选择MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5高压电缆完全满足要求。

1.3供泵站电源、乳化液泵、喷雾泵、转载溜及巷道动力KBSGZY-1000/6-1200V变压器的高压电缆的电流选择按公式计算，可以算出6KV侧电流为：

Iw?Kr??PN?1000?70A

3?UN?cos?查表知MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5的允许载流量为250A，大于70，因此选择MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5高压电缆完全满足要求。

1.4供皮带KBSGZY-1250/6-1200V的高压电缆的电流选择按公式计算，可以算出6KV侧电流为：

Iw?Kr??PN?1000?60A

3?UN?cos?查表知MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5的允许载流量为250A，大于60，因此选择MYPTJ-3.6/6-3350+3325/3+332.5高压电缆完全满足要求。

2、 低压电缆的选择

2.1顺槽皮带电缆选型计算

变压器低压侧干线电缆通过的电流为：

I?P?10001200?1000??799.6A

1.73UNcos??1.73?1140?0.8?0.95选择三根MYP-3395+1325的低压电缆并联，其长度为100。查表知该电缆的长

时允许载流量为260A。

2.2乳化液泵和喷雾泵电缆选型计算

Iw?Kr??PN?1000?217A

3?UN?cos?选择MYP-3395+1325的低压电缆，其长度为50m。查表知该电缆的长时允许载流量为260A，大于217A，满足要求。

按以上原则选出各电缆截面列表如下：

负荷名称 皮带 乳化液泵、喷雾泵 采煤机 刮板机 表4-7 电缆截面列表 长时负荷电流电缆型号、截面（mm2） （A） 799.6 210 157 90 三根MYP-3395+1325 MYP-3395+1325 MYPT-1.9/3.3-3370-3325/3 MYPT-3335-3316/3 电缆长度(m) 各100 50 330 340 （二）电气保护整定计算 1、工作面刮板运输机供电回路整定计算 线路末三相短路电流(A):

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I3dUe2??1988 1.732??Z线路末刮板运输机电机处两相路电流(A): 23Id?0.866?Id?1722 灵敏系数校验：

2Id1772Kr???1.67?1.5

6Ie6?176灵敏系数满足要求。

2、采煤机、转载机、破碎机供电回路短路电流计算 线路末三相短路电流(A):

3Id?Ue2?2098

1.732??Z线路末采煤机电机处两相路电流(A): 灵敏系数校验：

2Id1817Kr???1.65?1.5

7Ie7?157灵敏系数满足要求。

3、顺槽皮带供电回路短路电流计算 线路末三相短路电流(A):

23Id?0.866?Id?1817

I3dUe2??9324 1.732??Z线路末皮带电机处两相路电流(A): 23Id?0.866?Id?8075 灵敏系数校验：

2Id8075Kr???3.36?1.5

5Ie5?480灵敏系数满足要求。

4、泵站供电回路短路电流计算 线路末三相短路电流(A):

I3dUe2??7108 1.732??Z线路末喷雾泵电机处两相路电流(A): 23Id?0.866?Id?6113 灵敏系数校验：

2Id6113Kr???3.05?1.5

5Ie5?400灵敏系数满足要求。

三、各种电气设备的操作、使用、移动、维护标准、相关规定及安全技术措施（详细见第六章）

附图六：供电系统示意图。

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第五节 通信照明

一、通信系统

5301工作面共安装6部电话，分别为工作面开关架、工作面、皮带机头、泵站、无极绳机头、53011巷超前支护，可直接与井上调度台、区队值班室和井下各盘区作业地点直接联系。

二、照明系统

该工作面进风巷（53013巷）每隔25m安装一盏照明灯，工作面每隔5个支架安装一盏照明灯。巷道内每隔30m安装一盏照明灯，皮带机头每隔10m安装一盏照明灯。

附图七：通信系统示意图。

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第五章 煤质管理

第一节 煤质指标

煤质指标和要求具体如下：

灰份≤22% 水份≤7% 含矸率≤6% 硫份≤1%

第二节 提高煤质的措施

一、提高工作面原煤块率的措施

1、在各转载点根据现场条件加设缓冲装置，同时适当提高破碎机锤头距转载机刮板的高度。

2、采煤机割煤过程中，在保证安全的前提下，控制好牵引速度，力求提高块率。

3、采煤机必须保证滚筒、截齿完好，截齿要满足要求，保证锋利，数量按规定配置。

4、当遇到大块矸石时，要在工作面或顺槽皮带上及时捡出，严禁250㎜以上的大矸进入主运煤系统。

二、降低工作面原末煤灰分的措施

1、工作面过构造时实行煤矸分运，并制定分装、分运措施。

2、工作面冒落的矸石要尽量拣出，禁止割底，保证原末煤灰分≤22%，含矸率≤6%。

3、加强顶板管理减少顶板漏矸，放煤要放好，减少落矸量。 4、严格按规程要求控制采高，地测部门做好预测预报工作。

5、回采工作面生产过程中工作面遇特殊地质条件，顶板破碎，随采随落、冒顶或煤层厚度不够，都必须制定保证煤质的相应措施。

6、回采工作面底软，支架出现“啃底”现象，必须制定专门措施。 三、降低工作面原煤水分的措施

1、洒水降尘做到停机、停水，各转载点做到根据煤湿的程度适当调节喷雾，保证原煤水分在7%以下。

2、工作面各处的积水应设法排出，不得排入运煤系统中。 3、工作面杜绝冒泡滴漏现象，降低对煤质影响。

4、工作面必须有可靠完善的排水系统，坚持使用喷雾洒水，杜绝常流水现象，严禁将积水清入出煤系统。

5、正常情况下，工作面各转载点、机组必须坚持开机开水、停机停水的原则，因淋水涌入等原因造成煤质湿润时，可提出申请，经通风科、调度室、安检部同意后，可暂不开水，并由安检工现场把关。

6、加强工作面排、供水设备管理，杜绝跑、冒、漏、滴的现象。 四、工作面遇构造时保证煤质的措施

1、机组使用高效滚筒；过地质构造矸硬时，更换为重型割矸滚筒。 2、湿式打眼时尽力减少水分。

3、回采过程中，必须将杂物、铁器清理干净，材料、设备及时整理回收，严禁拉入运煤系统。

4、顺槽皮带必须安装除铁器，文明生产所清理的杂物必须作专门处理，严禁拉入运煤系统。

五、提高原煤质量的管理措施

1、对于煤质问题，班长、验收员和管理干部做到人人有指标，班组有考核。 2、严格制定煤质考核办法，做到人人皆知煤质重要性。

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3、针对当前煤炭市场低迷，煤质为企业生命线，全力保煤质。

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第六章 安全技术措施

第一节 一般规定

一、工作面安全制度

所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《5301工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。

二、安全技术措施 （一）总则

1、各工种都要严格执行本工种岗位责任制、操作规程、《煤矿安全规程》、《煤矿综采工作面安全技术规定》、《岗位作业标准》和本工作面规程及集团公司、矿有关规定。

2、各工种作业前，必须对作业地点的环境仔细检查，进行敲帮问顶，发现隐患及时报告班长进行处理，确认无危险后，再进行作业。

3、严禁任何人乘坐工作面各种运输设备，严禁任何人横跨工作面各种运输设备，否则必须停机闭锁，且有效闭锁键不得少于两个，上锁或设专人看护。严禁跨越皮带。进出工作面要走行人过桥，在工作面溜子机头、破碎机区段作业时，严禁正对溜子机头作业。进入转载机或者破碎机里作业必须停机闭锁，且有效闭锁键不得少于两个，上锁或设专人看护，同时控制开关打到零位、闭锁并挂停电牌，设专人看管（能上锁，可不设专人看管）。

4、进入煤壁和溜子内进行临时穿板梁、联网、拣杂物、量采高、量断面距时，首先要将支架护帮板打出，闭锁工作面溜子，且有效闭锁键不得少于两个，并派专人看护（能上锁，可不设专人看管），同时进行敲帮问顶，找掉活炭活矸。找掉时，必须清理好退路，确认无危险后，方可作业。作业时不准操作相邻2个支架，并上阀组套，设专人观山，若顶板不好，先维护好顶板，并在煤帮打柱护帮，每架两柱，并用背板背好帮。

5、各运输机司机要站在错开机头的位置操作，不准正对机头，时刻密切注意设备的运行状况，发现问题要及时停机处理。

6、拉架时，其它人员不准从正在移架的支架前方通过，移机组附近支架时，机组必须停机，机组司机要远离被移支架5m以外，机组附近10m不得放煤，严禁在支架和后部溜子间行走、休息。

7、所有设备停止使用及检修时，开关手把必须打到零位，并闭锁，挂停电牌，设专人看管（能上锁，可不设专人看管）。

8、生产过程中，各电气设备要完好，不得任意损坏或甩掉保护系统，保证安全生产。

9、53011巷提放车使用小绞车和无极绳运输系统，必须严格执行有关运输的规定。

10、送电、送液时要有专人统一指挥，不得随意停送电、停送液，以免机电设备和支架误动作伤人，坚持做到停电闭锁并挂停电牌，且设专人看管（能上锁，可不设专人看管），谁停电谁送电。

11、工作面所有油脂都必须符合标准，机械电气设备应处于完好状态，严禁带病作业。

12、登高作业过程中，作业人员要互相协调配合，服从负责人的统一指挥，做好自保互保工作，不够高时，可踩梯子或高凳进行，高度超过2m执行高空作业相关

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