西山煤電馬蘭礦綜采工作面作業(yè)規(guī)程

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

第一章工作面概況

第一節(jié)概況

一、工作面位置及上、下層的采掘情況

工作面位于南五采區(qū)2號煤層右翼，皮帶巷由02號煤皮帶下山開口，軌

道巷由南五2號煤進風軌道下山開口，工作面軌道巷西北側間隔38?106m

為12312、12315、10315、10316采空區(qū)及南三采區(qū)泄水巷，軌道巷西面實體

間隔12m為南五補補回風巷。工作面上部間隔2.9?7.0m為10503采空區(qū)，

其它方位暫無工程。

二、地表位置及影響

工作面地表位于宋家坡及武洼梁東部，玉米溝及端端比垛東南部，后梁上北

部，后頭溝從開口處附近橫穿工作面。地表出露地層以Q2+3（第四系更新統(tǒng)地層）、

N2（新近系上新統(tǒng)地層）、P2s2（二疊系上統(tǒng)上石盒子組上段地層）為主，蓋山厚度

304?484m,平均391m,地表兩組高壓線塔經(jīng)皮帶巷1052m、1076m、軌道巷H段

710m、738nl穿過工作面。

工作面對應地表兩組高壓線塔，回采對其影響較大。

三、頂、底板情況

頂?shù)装迕Q頂?shù)讕r性厚度（m）巖性特征

1.98?6.50淺灰色，致密堅硬，緩波狀層理，含泥質包

老頂中砂巖

3.50裹體。

0.80?1.20深灰色，含炭質較多，夾條帶狀細砂巖及黃

直接頂粉砂質泥巖

0.90鐵礦結核

偽頂///

0.80?1.40黑灰色，夾有鏡煤透鏡體，層面含炭質，底

粉砂巖

1.00部有厚0.3m的炭質泥巖。

直接底3號煤層0.30-0.90光亮型，主要由鏡煤、亮煤組成，粉末狀。

0.53

粉砂質泥巖0.62黑灰色，層理不顯，塊狀。

灰色，主要由石英組成，具不明顯微波狀層

老底細沙巖1.00?6.70理。局部相變?yōu)榉凵皫r及粗砂巖，頂部發(fā)育

3.50?層厚0.65m的粉砂質泥巖。

附：綜合柱狀圖（見附圖1）

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四、煤層賦存情況

工作面所采煤層為二疊系下統(tǒng)山西組2號煤層，煤層厚度2.60?3.50m,平均

3.02m,煤層結構復雜，結構為0.27（0.19）2.56,屬穩(wěn)定可采近水平中厚煤層。

其上部間隔2.9?7.0m為02號煤層（采空區(qū)），平均4.0m。工作面開采煤層下部

間隔1.3m左右為3號煤，3號煤煤厚0.4m。根據(jù)鄰近工程資料分析，預計皮帶巷

380?460m工作面內(nèi)有一個坳陷區(qū)受其影響，煤巖層傾角變化較大。

工作面工業(yè)儲量為7394403可采儲量為6326463煤的容重為1.32t/n）3°

五、地質構造情況

㈠褶曲：工作面整體呈單斜構造，煤巖層傾角5。?11°,平均5。。

㈡斷層：工作面巷道在掘進中共揭露6條斷層，其中2條逆斷層，落差在0.8?

2.0m,4條正斷層,落差0.5?3.5m,其中心5。3-5斷層對回采影響極大。

㈢陷落柱：根據(jù)鄰近采掘情況分析，工作面內(nèi)陷落柱不發(fā)育，但發(fā)育一個坳

陷區(qū)，對回I采有一定影響。

斷層一覽表

性對回采影響

斷層傾向（°）傾角（°）落差（D1）

走向（°）

質程度

F125O3-1正26116562.1較小

F12503-2逆41311302.0較小

F12503-3逆276-285186—19540-540.8~1.0較小

F12503-4正35125731.6較小

F12503-5正20?38110—12845-500.5~3.5極大

F12503-6正2911950?760.8~1.5中等

六、水文地質

（-）2號煤老頂S5砂巖為承壓裂隙弱含水層，局部含水豐富，預計回采過程中頂

板局部有淋滴水現(xiàn)象，正常涌水量3m3/h,工作面上部實體間隔2.9?7.0m為10503

采空區(qū)，采空區(qū)內(nèi)積水已由皮帶巷探放，剩余積水12568.7m:積水區(qū)位于切眼外

側16m,對回采有一定影響。受采空區(qū)局部底板低洼處少量滯水影響，回采過程中

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皮帶巷里程1180?1254m,軌道巷I［段825?843m范圍頂板裂隙發(fā)育處有淋滴水現(xiàn)

象，最大涌水量35nl3/h,回采初期涌水在工作面機頭低洼處積聚，隨回采向前推

進，涌水大部分甩入采空區(qū)，少量在皮帶巷里程1040?1020m、440?415m、75?

65m,軌道巷H段100?85m處匯集，對運輸和行人有一定影響。

㈡本區(qū)域奧灰水靜水位標高910m,工作面2號煤底板標高892?953m,距奧

灰頂界面間距163m,工作面部分帶壓，根據(jù)帶壓開采突水系數(shù)公式T=P/M計算，

工作面最大突水系數(shù)0.0111MPa/mo

㈢防治水措施：

1、回采前完善排水系統(tǒng)，保證工作面排水能力不小于70nl3/h；

2、回采前根據(jù)《12503工作面探放水設計》對工作面上部10503殘余采空積

水進行探放。

3、回采過程中加強工作面涌水觀測，發(fā)現(xiàn)異常及時匯報、處理；

4、回采中加強工作面低洼處排水工作，確保工作面正常回采。

4、回采至Ml鉆孔附近時，提前對鉆孔含水性進行探測，確定無異常后方可

繼續(xù)回采。

七、工作面瓦斯涌出量、煤塵爆炸指數(shù)

㈠I段絕對涌出量為:8.17m7min,相對涌出量為：2.94m7t；II段絕對涌出

3

量為:5.6m7min,相對涌出量為：2.02m/to

㈡煤塵具有爆炸性，爆炸指數(shù)為25.5%o

㈢屬于I類自燃煤層，自然發(fā)火期為3?6個月。

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工作面基本參數(shù)

回

塊

走向傾斜長面積煤厚容重基礎儲量采可采儲量

段

率

(m)(m2)(m)(t/m3)lllb(t)

號(m)111(0

(%)

187215185603.01.3273498

2324215696602.91.3226665895253325

38441281080322.81.3239928695379321

合

1255196252739440632646

計

備注：塊段I扣除2號煤空巷面積145m)

第二節(jié)巷道布置

一、采區(qū)設計、采區(qū)巷道布置情況

皮帶巷經(jīng)南五02,煤皮帶下山、南五02#煤煤倉、910東大巷、910南大巷形成

運煤系統(tǒng)。

軌道巷經(jīng)運料斜坡、南五02’煤進風軌道下山、南五2#暗斜、910東大巷、910

南大巷形成運料系統(tǒng)

附：工作面平面圖(見附圖2)

兩巷斷面圖(見附圖3)

二、軌道巷

軌道巷采用矩形斷面，凈寬4.0m,凈高2.8m,軌道巷I段、軌道巷II段里

程0m?86m、110m?130m,巷道采用全錨支護，頂板采用“中20X2200mm螺紋鋼

全長錨固樹脂錨桿+金屬菱形網(wǎng)+鋼筋鋼帶+錨索”聯(lián)合支護。頂錨桿間排距900X

1000mm；錨索長度5.3m,錨索排距3m,每排2根，布置在第第2、4根相對應的

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頂錨桿位置上。軌道巷II段里程86m?110m、130m?844m,頂板采用“中20X2200mm

螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+W托盤+鐵棚”的聯(lián)合支護形式，頂錨桿間、排距1200

X1200mm,棚距1.2m。軌道巷I段、軌道巷H段兩幫均采用兩排“①20X2000mm

螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+金屬菱形網(wǎng)+W托盤”聯(lián)合支護，錨桿間、排為1000X

1000mm,最上排幫錨桿距頂板400mm,矩形布置。

三、皮帶巷

皮帶巷采用矩形斷面，凈寬4.0m,凈高2.mm,皮帶巷里程0m?270m、280m?

600m,頂板采用“中20X2200mm螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+金屬菱形網(wǎng)+鋼筋鋼帶+

錨索”聯(lián)合支護。頂錨桿間排距900義1000mm；錨索長度5.3m,錨索排距3m,每

排2根，布置在第2、4根相對應的頂錨桿位置上。皮帶巷里程270m~280m、600m-

1255m,頂板采用“①20X2200mm螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+W托盤+鐵棚”的聯(lián)合

支護形式，頂錨桿間、排距1200義1200mm,棚距1.2m。皮帶巷兩幫采用兩排“中

20X2000mm螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+金屬菱形網(wǎng)+W托盤”聯(lián)合支護，錨桿間、

排為1000*1000mm,最上排幫錨桿距頂板400mll1,矩形布置。

四、切眼

切眼采用矩形斷面、全錨支護，凈寬6.0m,凈高2.8m,頂板均采用“中20義

2200mm螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿+W鋼帶+錨索+金屬菱形網(wǎng)”聯(lián)合支護。頂錨桿間

排距900X1000mm,錨索長度5.3m,錨索每3排打1對一，錨索布置在第二與第四

根頂錨桿位置上。切眼老山幫采用二排“①20X2000mm螺紋鋼全長錨固樹脂錨桿

+W托盤+金屬網(wǎng)”支護，回采幫采用兩排玻璃鋼錨桿支護，錨桿間排距1000X

1000mm,上排錨桿距頂板400mmo

五、停采線

停采線定于軌道巷、皮帶巷里程87nl處。

第二章采煤方法

第一節(jié)采煤方法

一、名稱

12503工作面采用走向長壁后退式一次采全高全部垮落法的綜合機械化

采煤方法。

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二、采高及層位控制

工作面所采煤層為二疊系下統(tǒng)山西組2號煤層，煤層厚度2.60?3.50m,平均

3.02m,煤層結構復雜，結構為0.27(0.19)2.56,采機在割煤過程中，跟頂跟底

回采，(當煤層厚度大于3.3m時，預留底煤跟頂采煤)。

三、工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力

W=LSh^

式中W-——工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力，t；

L——工作面平均長度，m；

5一工作面循環(huán)進尺，m；

h---工作面設計采高，m；

r——煤的視密度，t/m：'

c——工作面采出率，(%)o

延長前：

循環(huán)產(chǎn)量=128X0.6X2.8X1.32X95%=269.7t

延長后：

循環(huán)產(chǎn)量=215X0.6X2.9X1.32X95%=469.It

第二節(jié)回采工藝

一、工藝流程

雙滾筒采煤機割煤、裝煤一可彎曲刮板運輸機運煤一自移式液壓支架支護頂

板一推移運輸機一清掃浮煤。

二、工藝說明

㈠割煤方式：

采用雙向穿梭式割煤工藝，循環(huán)進度0.6m。

㈡采機進刀方式：

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工作面采用端頭斜切進刀方式，即采煤機在機頭（機尾）沿運輸機彎曲段向

機尾（機頭）牽引進刀，使采煤機前后滾筒均達0.6m的截深后停止牽引，推移運

輸機使其成為一條直線，然后調整滾筒，牽引采煤機向機頭（機尾）割通三角煤,

到機頭（機尾）割通后停止牽引，調整滾筒向機尾（機頭）通長割煤，端頭斜切

進刀距離不少于35m。

附：進刀示意圖（見附圖4）

㈢移架

1、移架方式

采用本架操作、追機移架方式拉架，拉架以滯后采機后滾筒3?4個架為準，

拉移步距為0.6m,支架要接頂嚴實，初撐力不小于24MPa。

2、移架工藝

⑴正常情況下：

a、在操作前，人員應站在支架前后立柱間，同時注意觀察動作部位情況。移

架順序應按照：先降后柱再降前柱，使支架頂梁略離頂板，操作推移手把通過推

移千斤頂將支架向前推移0.6m步距，再升前柱，隨后升后柱，支架達到初撐力要

求后，打出護幫板護幫。所有操作手把停止動作后，將操作手把打到“零”位。

b、移架時，盡可能要少降快拉，支架不得歪斜、咬架。移架后，支架成一直

線，其前后偏差和支架中心矩要符合質量標準要求。

c、支架頂梁與頂板接觸后，操作手把繼續(xù)供液3、5秒，使支架初撐力達標，

操作結束后及時將操作手把歸“零”位。

⑵頂板破碎帶及煤壁片幫帶的移架工藝：

實行追機作業(yè)，拉架工采用帶壓移架法，即同時打開降柱及移架手把，及時

調整降柱手把，使破碎砰石滑向采空區(qū)，移架達到規(guī)定步距后立即升柱。

㈣推移運輸機

距采機后滾筒10個架開始推移運輸機。推移時，同時操作兩個或兩個以上的

千斤頂，分兩次推溜，推移步距要平穩(wěn)，并隨時調整運輸機，使之處于平、直、

穩(wěn)的運行狀態(tài)，推移完畢，操作手把置于零位，運輸機彎曲段長度不小于15m。

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推移運輸機機頭、機尾：首先檢查作業(yè)地段周圍頂板、煤幫及端頭維護情況,

處理一切不安全隱患，并清理干凈煤幫側浮煤和雜物。推移時，要有專人指揮，

作業(yè)人員必須站在安全區(qū)域，嚴禁硬推、硬頂，以防損壞過渡槽等，但必須推移

到位。推移時無關人員必須遠離作業(yè)地段，作業(yè)人員必須站在安全區(qū)域。

㈤拉（推）移轉載機

采用液壓自移式拉移。拉移前，先清理干凈拉移段的浮煤、雜物，拉移時，

要停機閉鎖，無關人員遠離作業(yè)地段，作業(yè)人員必須站在安全區(qū)域后，方可遠距

離供液拉移，并有專人指揮，專人觀察，隨時觀察拉移情況，以防拉脫和拉不到

位。轉載機每循環(huán)拉移一次。

內(nèi)采空區(qū)處理

采用全部垮落法處理采空區(qū)頂板。

（七）拉移皮帶輸送機機尾

1、準備工作

⑴操作地點及設備周圍是否有不安全的因素，發(fā)現(xiàn)問題立即處理。

⑵檢查皮帶機尾的高壓液管及各種螺栓是否齊全完好，各潤滑部位的油質、

油位是否符合要求。

⑶檢查各液壓系統(tǒng)是否完好，各種u型銷及開口銷是否完好。

⑷清理皮帶機尾跑道下的浮煤及研石。

2、皮帶機尾的自移

⑴拆除中間架，并把拆除下的H架、拉條、上下拖餛放到指定地點。

⑵按要求把液管進行連接，操縱四個調高立缸的控制手柄，使立缸收縮，提

起滑架，使機架完全落于巷道底板上，完成自移機尾的準備工作。

⑶操縱推移套筒缸控制閥組上的相應的手柄，使高壓工作液進入推移套筒的

有桿腔，活塞桿縮回，由于推移套筒缸活塞桿和缸體與小車和機架相連，即可推

移整體機架前移。

⑷當推移缸活塞桿完全縮回后，即完成基架推移工作，這時即可進行調高及

調偏等工作。

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⑸當在調整機尾時,由于底板在垂直巷道方向傾斜角度太大，無法用機尾調

高油缸進行調整時，可在機尾下加墊柱帽或背板后，再進行調整。

3、調高操作

當自移機尾跨越有起伏的巷道時，這時需操作底端的立缸，將底端做相應的

抬高，抬高立缸行程小于或等于350mm。

4、膠帶跑偏調整的操作

當皮帶機的膠帶向一側跑偏時，可操作相對應側的調高立缸或必要時需操作

側移水平油缸，把基架相應側抬高或校正，直到膠帶恢復正常位置為止。

5、自移機尾推移方向校正的操作

當轉載機機頭與工作面前進方向偏斜時，或當帶式輸送機與自移機尾偏斜時,

可進行校直，操作程序為：

⑴操作調高立缸使基架升起，完全離開順槽底板。

⑵操作側移水平缸向所要求的方向移動基架，調高立缸與基架及滑塊以滑架

為支點，沿滑架向預定方向移動。側移水平缸行程為200mm，水平缸在中間位置

安裝，故基架首次單側移動最大距離為lOOmmo此時，滑架偏向基架一方。

⑶操作調高立缸將基架落到順槽底板上，并繼續(xù)操作使滑架完全離開底板。

操作側移水平缸使滑架恢復中位。

⑷操作調高立缸，使滑架落在順槽底板上，根據(jù)需要調整基架的高度便可投

入使用。

⑸如果需要調整的距離較大，可重復進行上述過程，直到達到所要求的移動

距離。在中間階段的側移過程中可以充分利用200mm行程，每次將滑架移動到極

限位置，但最后應使水平缸恢復中位。

⑹既可同時向一個方向移動基架的前、后端，也可以在一定范圍內(nèi)單獨移動

基架的一端或同時向相反的方向移動基架的前、后端，后者俗稱“調角”。

6、浮動托輻組高度的操作

⑴由于順槽底板的起伏較大或自移機尾過上下坡時，皮帶機末端機架到自移

機尾高度不一定合適，造成無支撐或支撐高度不配套，導致膠帶成形不好，原煤

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外泄。

⑵在運行過程中，自移機尾的操作者可根據(jù)實際情況隨時操作浮動缸,調整浮

動托輻組的高低，以適應皮帶機和自移機尾的高度變化。

7、安全注意事項

⑴要按規(guī)定對各種潤滑部位進行注油。

⑵要及時清理皮帶機尾底下的浮煤及肝石。

⑶要定期對各種液管進行檢查，不得使用損壞的液管，發(fā)現(xiàn)損壞及時更換。

⑷在縮機尾時要在機尾滾筒護罩后面安放警戒人員，防止高壓液管崩脫傷人。

⑸縮完機尾后要及時檢查皮帶的運行情況。

⑹帶式輸送機司機必須熟悉帶式輸送機工作原理，通曉本工種操作規(guī)程，按

完好標準進行維護和保養(yǎng)。

⑺任何人不得乘座帶式輸送機，不得用帶式輸送機運送設備和笨重物料。

⑻帶式輸送機巷道應有消防滅火及噴霧滅塵設施，并保持完好有效。

⑼縮機尾前必須把皮帶輸送機拉空，扳動控制開關手把到斷電位置并閉鎖，

掛上停電牌。

⑩檢查語言信號裝置是否完好，且能正常使用。

(11)在遇下由巷道拉移轉載機時要在皮帶機尾支設單體老漢木，防止在拉移轉

載機時使皮帶機尾發(fā)生移動，單體老漢木一端與頂板接觸，另一端置于皮帶機尾

罩筒上面，并向皮帶機尾方向傾斜有一定角度，支設時要有三人以上人員配合進

行操作，一人負責觀察頂幫情況，一人抱柱，另一人升柱，并要支設牢固，有可

靠的防倒措施。

(內(nèi)移動副巷電氣系列車

1、系列車重量統(tǒng)計

系列車設計共23輛，總重量統(tǒng)計見下表：

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車號設備名稱重量(t)車號設備名稱重量(t)

Is電纜拖車0.5*62*?3*電纜車1.5*2

4"乳化液箱25‘?6’乳化液泵站3.2*2

78清水箱28‘噴霧泵1.2*2

9*降塵泵110°磁力啟動器1.5

11，?12"組合開關3.5*213"控制臺1.2

14*75*移變8.16*216*阻化劑泵1.2*2

17*阻化劑泵箱218=電抗器1.2*2

19"?20#變頻開關2*221"?22"電纜車1.5*2

23*自動加油車1

總重量=83.62(t)

2、系列車拉移用鋼絲繩選擇

(1)、計算公式及相關條件：

,>IQ,(sin6>-/cos<9)

°—R

[—1.二-KL(sin6-fcos0)

Ygm

式中：d——鋼絲繩直徑，mm；

Qo一一繩端荷重，kg；

?！壍纼A角；

L一鋼絲繩斜長，m；

f1——阻力系數(shù)，取0.015；

f2——摩擦系數(shù)，取0.2；

Kh,K,Ro,K-—鋼絲繩計算相關數(shù)據(jù)；

m——鋼絲繩安全系數(shù)(根據(jù)煤安規(guī)程拉移鋼絲繩取5)。

公式來源于《鋼絲繩標準培訓教材》

⑵鋼絲繩直徑選擇

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由地質說明書可得巷道內(nèi)最大下滑、上拉坡度均為12。，計算鋼絲繩直徑:

八I83.62X10'(sin12,-0.015cosl2.)…

d~,1.214x0.307x1670八、仆=367,加

V-----------------------------0.346x60x10(sin12-0.2cos12)

?9.8x5

選擇兩根6義19S+FC-628mm-1670MPa鋼絲繩。

3、系列車拉移最大靜拉力

⑴計算公式及相關條件：

Q.=gQo(sin6+/cos0)+gML(sin0+f2cos。)

式中：M--鋼絲繩質量，Kg/100m；

⑵最大靜拉力計算

Q=9.8x83.62xl0'(sinl2+0.015cosl2)+9.8x289x60xl0x(sinl2+0.2cosl2)

183076.3(N)=183(KN)=18.3(f)

4、系列車拉移絞車選擇

根據(jù)上式計算結果選擇兩臺川-14型回柱絞車，該絞車最大拉力=16X2(t)

=32>18.3,滿足使用要求。

5、系列車連接用硬連接選擇

系列車連接用硬連接選用A20優(yōu)質碳素鋼鋼板制作，鋼板寬度選擇150nlm,鋼

板厚度由下式計算：

式中：F計算最大靜拉力，N；

m—鋼板安全系數(shù)，(根據(jù)煤安規(guī)程取10)；

2

。--鋼板最小抗拉強度，N/mm;

B--鋼板寬度，mm。

硬連接鋼板厚度計算：

12

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_183x10x10

=29.7（，〃〃?）

410x150

，取8=30mmo

6、使用硬連接注意事項

⑴使用隊組須制訂系列車拉移專向安全技術措施；

⑵安裝前核實軌道巷坡度，如有不符應重新進行計算；

⑶硬連接制作好后需進行拉力試驗，合格后方可投入使用。若不符合要求，

須將接頭加固，重新試驗直到合格為止。

7、準備工作

⑴系列車用2根繩徑不小于中28mm鋼絲繩固定在運輸機機尾。系列車采用回

柱絞車拉移。拉移選用兩臺JMT4回柱絞車，繩徑不小于⑦28mln,回柱絞車的開

關按鈕要靈敏可靠，閘把完好，剎車牢靠，鋼絲繩鉤頭完好，回柱絞車用兩俄兩

壓支柱固定牢。

⑵拉（放）移前，先將移變停電，開關手把扳到斷電位置，無關人員要撤離

到安全地點，嚴禁帶電拉移，清理干凈系列車前后及周圍的雜物，把所有的電纜

理順，軌道有問題要及時處理，防止掉道。

⑶檢查鋼絲繩卡子固定是否可靠，鉤頭連接是否可靠。

⑷檢查各設備之間、設備與車之間的聯(lián)結及車與車之間的軟、硬聯(lián)接是否可

靠，聯(lián)接銷必須使用正規(guī)插銷，有問題要及時處理。

⑸絞車信號采用語言打點信號裝置，其一位置安裝在回柱絞車司機便于操作

的地方，其二位置安裝在工作面機尾處，信號規(guī)定為：一聲停，二聲拉，三聲放,

四聲慢拉，亂鈴急停。

⑹系列車必須用兩根直徑不小于中28mm鋼絲繩與工作面運輸機機尾連接在一

起，其中一根與兩臺移變固定，另一根與系列車其它車輛固定，鋼絲繩長度要合

適，以防拉脫電纜。

⑺系列車拉移前先檢查作業(yè)地段的瓦斯?jié)舛?，在瓦斯?jié)舛鹊陀?.8%時，方可

進行作業(yè)。

⑻系列車拉移前先檢查小絞車控制開關、操縱按鈕、電機、語言打點信號裝

13

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

置等應無失爆現(xiàn)象。

⑼當系列車放移時，必須把鐵馬等擋車設施提前放到合適的位置支設牢固。

8、拉移時安全注意事項

⑴絞車操作人員必須持證上崗，無證人員不得操作。

⑵絞車滾筒鋼絲繩要纏繞緊密，定期檢查，不得有死彎、斷絲斷股、擠壓變

形等現(xiàn)象，發(fā)現(xiàn)問題及時更換。

⑶信號準確無誤后，慢慢漲緊鋼絲繩，然后停止絞車，取掉擋在系列車前、

后和中間的鐵馬、俄木等擋車器，并放置在系列車停車點，待人員站在安全區(qū)域

后，再啟動絞車。

⑷在拉（放）過程中，要有專人站在運輸機機尾安全區(qū)域觀察，隨時用信號

與絞車司機聯(lián)系。

⑸拉（放）前，要在拉移范圍的上、下方設好警戒，任何人嚴禁站在系列車

兩側、下方及鋼絲繩擺動范圍內(nèi)通過或停留，嚴格執(zhí)行“行人不行車，行車不行

人”制度。

⑹每次移動系列車前，工長和小絞車司機必須檢查系列車周圍頂、幫支護情

況，將電纜、液管擺放順暢、絞車壓俄柱必須固定可靠，信號清晰，軌道間無雜

物，阻車設施打開，軌道平穩(wěn)等。

⑺絞車司機必須精力集中，拉移平穩(wěn)，隨時注意系列車的拉移情況,發(fā)現(xiàn)異常,

立即停車。

⑻拉移系列車由多人協(xié)同作業(yè)，作業(yè)人員必須站在安全位置，并派專人看好

電纜、液管的正常托移，觀察系列車的運行情況。

⑼擋車器設置要求為系列車兩移變后各設一個鐵馬，變頻器后一個鐵馬，系

列車中部及液箱后各設一個鐵馬，整部系列車不得少于五個鐵馬擋車，并且在合

適位置加設可靠的俄木擋車。

⑩當系列車拉移到位后，運輸機機尾觀察人員應及時發(fā)出信號，絞車司機及

時停止并剎緊剎車，嚴禁拉脫電纜，當系列車停止后，重新將鐵馬等擋車器搬至

指定地點，將系列車阻擋牢靠。

（1D最后松開絞車鋼絲繩，并摘鉤，將絞車開關打到零位并閉鎖。

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

?系列車下方必須設擋車裝置。

?拉移結束后，詳細檢查各接線、管路等，確保安全后方可送電，并開機試

運轉。

?拉移結束后，及時懸掛和盤好各種高低壓電纜和管路。

?系列車的尾車距工作面不大于50m。頂板較破碎、壓力較大、巷道維護較困

難時一，在保證行人安全、操作運輸?shù)日Ｉa(chǎn)的前提下，可適當延長相應距離。

（16）系列車距煤幫支護的距離必須大于0.5m,以保證檢修正常進行。

?系列車附近頂板有淋水時，電器設備要有防護設施。

（18）其它未說明地方，嚴格按《山西省煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦

法》中的有關規(guī)定執(zhí)行，做到安全、文明衛(wèi)生生產(chǎn)。

第三節(jié)提高回采率措施

一、采機司機要高度負責，隨時注意煤層厚度變化情況及頂?shù)装迩闆r，跟頂

跟底回采，嚴禁隨意留設頂、底煤。

二、每個循環(huán)必須清掃工作面浮煤至運輸機，嚴禁將煤清掃至支架間或落山。

三、每天由檢修班將皮帶巷灑下的浮煤清理至皮帶上運走。

第四節(jié)提高煤質措施

一、水分控制

㈠、開機前，必須將工作面積水排凈，否則嚴禁開機。

㈡、各轉載點噴霧、采煤機內(nèi)外噴霧、架間噴霧做到停機停水，開機開噴霧,

以減少外在水分。

㈢、檢修時間，必須將各設備冷卻水關閉（檢查冷卻水系統(tǒng)除外）。

二、灰分控制

㈠采煤機司機要掌握好采高，禁止割破底板巖石，當工作面遇斷層時、嚴格

按照過斷層專項措施控制好割巖量。

㈡支架檢修工要檢修好支架，杜絕支架自降，使肝石滑落入輸送機。

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

㈢各轉載點應嚴格把關，出現(xiàn)大塊肝石或其它雜物必須停機處理。

三、煤流雜物控制

㈠切眼煤幫錨桿、金屬網(wǎng)，在回采前應全部回收后方可割煤。

㈡采煤機在兩端頭割通后，端頭作業(yè)人員必須在停機狀態(tài)下及時將割出來的

錨桿、托盤等清理干凈，放到指定地點派專人將回收材料出井，不得進入煤庫。

㈢每班交接班時“三機”司機必須檢查刮板緊固情況，螺絲松動時及時緊固，

變型損壞的E型螺栓及刮板及時更換。

㈣檢修班加強設備檢修，防止設備零部件松動掉入煤流。

㈤兩巷廢舊鋼絲繩、網(wǎng)、棉紗、廢舊零件、包裝紙、班中餐食品袋、塑料袋

等雜物垃圾必須清理干凈，嚴禁進入煤流。

伉）檢修時必須將輸送帶兩邊較長的邊毛割下放置于垃圾袋中，以防進入煤流。

（七）工作面的物料、設備配件、工具要分類碼放整齊，固定作業(yè)場所必須設置

垃圾箱，并正常使用，定期處理。

第三章頂板管理及支護

第一節(jié)頂板管理方法

采用全部垮落法管理頂板，即采空區(qū)頂板隨支架前移自行垮落充填采空區(qū)。

隨著工作面推進，每循環(huán)老山頂板垮落一次。如在上、下隅角段遇頂板不能順利

跨落時，要制定專項措施，采取淺孔預裂爆破的方式強制放頂。

第二節(jié)端頭維護

在端頭落山側支架頂梁與掩護梁絞接延長線下支設密集支柱，柱距0.3m,一

柱一帽，柱帽垂直于工作面布置，密集柱回I移步距為0.6m。柱帽為n型梁鐵柱帽。

當老山懸頂超過lOn?時，采用雙排密集，“三花型”布置，排距0.3m,柱距0.3m。

從密集柱起，在保險煤幫側支設一排貼幫點柱至超前支護處。柱距為1.0m,

從保險幫點柱起，以排距0.9m,柱距1.0m,向端頭支架側支設單體戴帽點柱。

端頭維護的單體必須迎山有力，單體的初撐力必須達到90KN,單體型號根據(jù)

煤層厚度確定，且單體串拴牢固。

16

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

第三節(jié)超前支護

一、兩巷超前支護距離

皮帶巷、軌道巷超前支護長度必須保持每班不少于20m。

二、兩巷超前支護形式

支護形式采用套3.6m的兀型梁（或使用原套棚的3.5m工字鋼，使用工字鋼

時，在梁與單體之間墊木楔防止打滑，使用工字鋼時柱距3.1m,單體挑梁端200mm）,

形成一梁兩柱支護形式，柱距3.4m,單體挑梁端100mm,棚距1m。距工作面煤壁

10m范圍內(nèi)，皮帶巷在滿足人行道寬度（0.8m）的前提下，在n型梁（或工字鋼）

下緊貼轉載機支設一排單體支柱，形成一梁三柱的支護形式，軌道巷在冗型梁（或

工字鋼）下距保險幫側單體0.9m處支設一排單體支柱，形成一梁三柱的支護形式。

套棚時由多人協(xié)調作業(yè)，兩人扛梁、一人抱柱，另一人升柱，并設專人觀察頂板

情況。

兩巷超前支護的單體必須垂直頂、底板，打成一條直線，單體支柱初撐力必

須達到90KN以上，單體串拴牢固。單體型號根據(jù)煤層厚度確定，當巷道高度超過

采高時，必須提前構頂以保證超前支護接頂嚴實有效。整個作業(yè)過程嚴格執(zhí)行“敲

幫問頂”制度。

第四節(jié)特殊條件下的頂板管理

一、初次來壓及周期來壓期間的頂板管理：

㈠工作面初采前，必須按規(guī)程要求支設好兩巷超前支護。

㈡初采、初放期間，各有關部門要派專人到現(xiàn)場跟班盯崗，嚴把支護質量和

工程質量關，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。

㈢必須保證泵站及支架液壓系統(tǒng)無跑冒滴漏現(xiàn)象，泵站壓力不低于30MPa,工

作面支架初撐力不小于24Mpa,單體支柱支護段支柱初撐力不小于11.5Mpao

㈣必須加強端頭及兩巷超前支護，保證安全出口暢通。

（五）工作面支架要隨采煤機割煤后及時拉出，并保證前梁接頂嚴密，若煤壁片

幫嚴重或頂板較為破碎，應在前滾筒割煤后及時伸出伸縮梁護頂，追機打開護幫

板護幫。必要時應在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超過規(guī)定，應在支

架前梁上挑板梁支護且在梁下支設貼幫柱。

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

（六）來壓期間，應積極組織生產(chǎn)，加快工作面推進度，盡快擺脫壓力影響。

（七）必須保證工作面直線度，以防產(chǎn)生局部應力集中。

二、過斷層期間的頂板管理

本工作面共揭露6條斷層，對工作面回采影響較大,因此必須加強過斷層期間

的頂板管理。

（一）斷層范圍內(nèi)，嚴格控制工作面采高，根據(jù)過斷層技術要求，斷層范圍內(nèi)支

架必須平緩過度，相鄰支架的錯差不得超過頂梁的2/3。

㈡在采煤機割過煤后，支架工必須立即帶壓拉架，并正確使用防片幫板。

三、工作面發(fā)生冒頂事故時的頂板管理：

工作面冒頂高度超過支架有效支護高度后，必須及時勾頂，勾頂前檢查作業(yè)

地點的瓦斯?jié)舛?，只有在瓦斯?jié)舛鹊陀谠试S范圍時方可作業(yè)。勾頂由跟班隊干統(tǒng)

一指揮，先“敲幫問頂”，及時處理頂、幫危巖活石，待頂板穩(wěn)定后，用板梁等

按“#"字型層層碼垛，直到接頂嚴實。勾頂時一，必須設專人觀察頂板動向，由

有經(jīng)驗的老工人操作，發(fā)現(xiàn)異常情況要及時撤人處理。

四、巷道內(nèi)頂板破碎、壓力大時，在n型梁（工字鋼）間加套板梁或圓木棚,

板梁規(guī)格為小頭不小于1/2。200X3800mm,圓木規(guī)格為小頭不小于6180X

3800mm,板梁（或圓木）上方用背板、柱帽勾頂，保證接頂嚴實，有效護頂，單

體支柱的支設規(guī)定與超前支護中規(guī)定相同。

五、工作面初采初放、收尾擴循環(huán)時，另行編制專項措施。工作面過鉆場、

過斷層、過無炭柱、工作面延長另補專項安全技術措施。

第五節(jié)過地質構造帶的頂板管理

一、根據(jù)斷層資料調整坡度，使運輸機平緩過度。

二、嚴格控制采高，相鄰支架錯差小于側護板高度的2/3,以防擠架、咬架。

三、采機在通過地質構造帶時，控制好采機的速度，要緩慢通過。

四、采煤機司機站在距滾筒2.0m以外進行操作，無關人員不得在采煤機機身

范圍內(nèi)逗留和作業(yè)。

五、煤壁片幫達0.6m時，應超前帶壓移架，大于0.6m時在支架頂梁上鋪設

18

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

走向梁，防止端面冒頂。

六、當煤壁片幫嚴重，頂梁有漏渣預兆時，必須進行停機處理，并制定專項

安全技術措施。

七、過斷層期間，技術人員應及時掌握斷層落差及延伸方向，并制定出臥底、

挑頂尺度，指導安全生產(chǎn)。

八、加強支架、采煤機、輸送機、轉載機、皮帶機、液壓系統(tǒng)的檢修，嚴禁

帶病作業(yè)，保證設備的正常運轉。

第六節(jié)支架設計選型計算及最大、最小控頂距

采用液壓自移、支撐掩護式ZZ5200/1.7/3.5液壓支架支護，支架的活柱行程

為1802mln。最大控頂距4719mm,最小控頂距4119mln。本架操作，追機移架，及時

支護頂板，移架滯后采機后滾筒3?4個架為準，支架接頂嚴實，初撐力不小于

24MPa0

一、選型原則

㈠支護強度與工作面礦壓相適應；

㈡支架結構與煤層賦存條件相適應；

㈢支護斷面與通風要求相適應。

二、確定支架性能參數(shù)

㈠架型根據(jù)頂、底板巖性級別來確定。

㈡支架最大高度H曲和最小高度Hmin

Hmax=M^x+O.2=3.30+0.2=3.5m

Hmin=Mmi”一(0.25~0.35)=2.60-0.25=2.35m

式中MmaxsMmin---煤層最大、最小采高,3.30in/2.60mo

三、支護強度

P=n?Eh?r=2X11X25.48=560.56KN/m2

式中：

19

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

P一考慮直接頂及老頂來壓時的支護強度，t/m2

n一老頂來壓時與平時來壓強度的比值，稱增載系數(shù)，一般取2。

R一直接頂巖石容重，取2.6t/m3(即25.48KN/m3)

Eh一直接頂厚度，m

Sh=M/(K-l)=3.30/(1.3-1)=llm

M一米高，取最大值3.23m

K—碎脹系數(shù)，一般為1.25—1.50,取1.3

四、工作阻力

Q=Ps(b+L)B/n=560.56X(0.4+4.1)X1.5/0.98=3861kN

式中：Q——液壓支架額定工作阻力，KN/架

PS——支護強度，取計算值560.56kN/m2

b——梁端距，取0.4m

L——頂梁長度，取4.1m

B——支架中心距，取1.5m

n——支架效率，取0.98

五、支架選型

根據(jù)上述要求，選取ZZ500-17/35型液壓支架，其主要參數(shù)如下:

ZZ5200/1.7/3.5型支撐掩護式液壓支架的技術特征表

項目技術特征單位

型號ZZ5200/1.7/3.5

高度1700—3500mm

寬度1430/1600mm

中心距1500mm

工作阻力5200KN

平均支護強度0.73Mpa

對底板比壓1.46-1.68Mpa

20

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

供液泵壓30Mpa

操作方式本架操作

附：工作面平面支護示意圖（見附圖5）

第七節(jié)礦壓監(jiān)測

根據(jù)鄰近產(chǎn)煤工作面礦壓監(jiān)測資料預計：

直接頂初次垮落步距為8?10m；

老頂初次垮落步距8?12m；

老頂周期來壓步距為6?9m。

工作面每架支架安裝一組支架壓力表，工作面面平均分布布置5個圓圖儀，

壓力表液管與支架前后柱相連，以觀測工作面支架前后柱壓力，檢修班要對壓力

表進行定期保養(yǎng)、維護，發(fā)現(xiàn)損壞及時更換。每班由當班驗收員對工作面進行頂

板動態(tài)礦壓監(jiān)測，所測數(shù)據(jù)上交生產(chǎn)科經(jīng)處理后，匯報有關領導和單位并及時反

饋回隊組，發(fā)現(xiàn)問題，隊組現(xiàn)場及時采取措施處理。

第八節(jié)工字鋼棚、錨桿托盤、鋼帶、板梁、圓木的回撤規(guī)定、方法、步驟和措施

一、工字鋼棚、頂錨桿托盤、鋼帶、錨索的回撤

在套棚巷道段，每天由檢修班回撤超前段工字鋼棚，回撤后，如果滾幫嚴重,

必須在滾幫地段用單體打貼幫柱，并用背板背緊，回撤的棚腿存放于指定地點，集

中回收。

在全錨支護巷道兩巷頂板較完整地段，每天由檢修班回撤距工作面煤壁5m范

圍內(nèi)的頂錨桿托盤、鋼帶、錨索。回撤時至少有三人協(xié)調作業(yè)，一人扶梯，一人

觀察頂板動向，一人操作，用專用工具擰下錨桿螺帽、錨索鎖具，取下托盤。頂

板破碎地段，錨桿托盤、鋼帶不得回撤。錨桿托盤回撤時要停止采煤，并停機閉

鎖，嚴禁在開機狀態(tài)下回撤?；爻泛蟮耐斜P、鋼帶存放于指定地點，集中回收。

二、幫錨桿托盤的回撤

㈠兩巷采煤幫側的錨桿托盤在距工作面5m范圍內(nèi)回撤?；爻泛?，如果滾幫

嚴重，必須在超前兩單體間再加打一根貼幫柱，并用背板背緊，回撤的金屬托盤由

人工運至指定地點，堆放整齊，集中回收。

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

㈡當采機距回采巷道煤幫5m時?，采機司機控制采機速度，錨桿掉落后，立即

停機，摘開采機滾筒離合器，將運輸機停機閉鎖，由人工將金屬錨桿取出后，再

開啟運輸機，掛上采機滾筒離合器，牽引采機正常割煤。

回收的金屬錨桿由人工運至指定地點，堆放整齊，集中回收。

㈢兩巷保險幫側的托盤必須在距離密集柱不足0.6m時方能回撤，嚴禁提前回

撤。

㈣n型（工字鋼梁）、圓木或板梁的回撤

I、頂板完好地段

頂板完好地段，距支架前探梁不足一個循環(huán)，即小于0.6m時一，開始回撤弘型

（工字鋼）。

2、頂板不完好地段

頂板不完好地段，必須先支設帶帽點柱，在距支架前探梁不足一個循環(huán)，即

小于0.6m時一，開始回撤弘型（工字鋼）。

3、頂板破碎地段

當工字鋼梁距支架前探梁3?4m時套打板梁（或圓木）支護，采用一梁三柱

的支護形式，然后開始回撤冗型（工字鋼）。

回撤n型（工字鋼）、圓木或板梁必須三人協(xié)調作業(yè)，其中一人專職指揮，觀

察頂、幫情況，回撤前嚴格執(zhí)行“敲幫問頂”制度和先支后回的原則，確認無危

險后方可作業(yè)。在轉載機巷作業(yè)時，轉載機、破碎機要停機閉鎖?；爻返呢Ｐ土骸?/p>

圓木或板梁由人工抬至指定地點堆放整齊，集中回收。

第四章通風與抽采

第一節(jié)通風系統(tǒng)

一、該工作面采用“U”型通風方式，即皮帶巷進風，軌道巷回風，具體風流

方向如下：

新鮮風流：地面一麻家口進風立井一麻家口進風巷一南五2#煤進風下山一南

五023煤進風聯(lián)巷一南五023煤進風下山一12503皮帶巷-＞工作面

污風風流:工作面一12503軌道巷一12503回風聯(lián)巷一南五2’煤回風下山一麻

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

家口回風巷f麻家口回風立井f地面

二、通風設施

㈠在12503軌道巷內(nèi)南五2*煤皮帶下山與12503軌道回風聯(lián)巷之間施工風門

一組。

（二）在12503回風聯(lián)巷內(nèi)距南五2,煤回|風下山5-10m內(nèi)施工風窗一道。

第二節(jié)風量、風速計算

一、瓦斯來源分析

根據(jù)12503工作面掘進期間及同煤層鄰近12504工作面回采期間瓦斯涌出情

況，預計工作面I段絕對瓦斯涌出量8.52m3/min,相對瓦斯涌出量2.94n?/t；II

段絕對瓦斯涌出量6.45m7min,相對瓦斯涌出量2.OZm'/t。因該工作面位于煤

層，I段上鄰近02"煤層及10503采空區(qū)，下鄰近33煤層，故工作面瓦斯主要來源

于本煤層和上鄰近的02"煤層及10503采空區(qū)，預計I段本煤層瓦斯量5.2mVmin,

占63.65%；上鄰近02#煤層瓦斯量1.8mVmin,占22.03%；10503采空區(qū)瓦斯量

0.52m7min,占6.36%；下鄰近3*煤層瓦斯量0.55mVmin,占7.96%。II段上鄰近

10503采空區(qū)，下鄰近3#煤層，故工作面瓦斯主要來源于本煤層和上鄰近10503采

空區(qū)，預計^段本煤層瓦斯量4.56m3/min,占81.43%；上鄰近10503采空區(qū)瓦斯

量0.5m7min,占8.93%；下鄰近3#煤層瓦斯量0.54mVmin,占9.64%。因該工作

面回采期間II段、I段絕對瓦斯涌出量均大于5m3/min,根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》

規(guī)定該面必須進行瓦斯抽采，預計工作面II段瓦斯抽采量3.43m'/min,風排瓦斯

量3.02m3/min,抽采后相對瓦斯涌出量1.09m3/t；I段瓦斯抽采量4.9m7min,

風排瓦斯量3.62m7min,抽采后相對瓦斯涌出量1.14m7t0

二、風量計算

㈠按工作面溫度選擇適宜的風速計算

1、工作面n段

Q采=60X70%XV采XS采XK采高XK采面長

=60X70%Xl.0m/sX10.35m2X1.2X1.1

=574m3/min

式中：V采——采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度對應的風速，

23

西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

m/s；

S采——采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的

平均值計算，m2；

K初----采煤工作面采高調整系數(shù)，取1.2；

Kon長——采煤工作面長度調整系數(shù)，取1.1；

70%——有效通風斷面系數(shù)；

60——為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。

2、工作面I段

Q采=60X70%XV采XS采XK采高XK采而長

=60X70%X1.0m/sX10.35m2X1.2X1.4

=730m,!/min

式中：V采——采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度對應的風速，

m/s；

S采——采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的

平均值計算，m2；

K采高——采煤工作面采高調整系數(shù)，取1.2；

K采砒——采煤工作面長度調整系數(shù)，取1.4；

70%——有效通風斷面系數(shù)；

60——為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。

㈡按照瓦斯涌出量計算

1、工作面II段：Q^=200Xq^XK?=200X3.02X1.7=1027m7min

2、工作面I段：Q來=200Xq耒XKcm=200X3.62X1.7=123Im3/min

式中：

q采——采面回風巷風流中最大絕對瓦斯涌出量，mVmin；

KC,M——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，取1.7；

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西山煤電馬蘭礦12503綜采工作面作業(yè)規(guī)程

200——按采面回風流中瓦斯的濃度不超0.5%的換算系數(shù)。

㈢按照二氧化碳涌出量計算