1210綜采工作面作業(yè)規(guī)程

1210綜采工作面作業(yè)規(guī)程

第一章1210綜采工作面地質(zhì)概況

第一節(jié)工作面位置及井上下關系

工作面名稱1210綜采工作面

地面標高1587-1628m井下標高1180-1390m

地面相對位置及地面位置為石仙巖溝及東、西部山梁，地表為山地森林

建筑物覆蓋區(qū)，無公路、建筑物、水體等，開采對地面設施無影響。

井下相對位置及1210綜采工作面：南部間隔30米為1208回風順槽，

掘進時對地面設東部為北采區(qū)運輸、回風順槽；北部為實體煤，西部距法定

施的影響邊界線120米探明有采空區(qū)。整體位于井田西北部。因地表

為山地森林所覆蓋，無公路、建筑物、水體等，開采對地面

設施無影響。

走向南一北走向長150m傾向西-東傾向長1460m

第二節(jié)煤層賦存情況

一、煤（巖）層產(chǎn)狀、厚度、結(jié)構(gòu)、堅固性系數(shù)、層間距

9+10#煤層位于太原組下段的頂部,厚度1.83?2.87m,均厚2.35m,9號

和10號之間夾一層0.1m厚的泥巖層，9+10#煤為中灰、高硫特低磷、發(fā)熱量

高的貧瘦煤，是較好的動力用煤；主要物理性質(zhì)：黑色、強玻璃狀光澤，條

帶狀結(jié)構(gòu)，層狀構(gòu)造，階梯狀與參差狀斷口，性脆，裂隙較發(fā)育。

9+10#煤層頂板為％石灰?guī)r，灰色，厚層狀，質(zhì)堅硬,性脆，一般含有燧石層

及透鏡體。厚度為2.50~10.00m,平均厚7.05m?？箟簭姸?9.5?136.6MPa,

均值32.2-53.9MPa；抗拉強度0.85~4.70MPa,均值3.30~4.10MPa；抗剪

強度4.54?12.35MPa,均值5.87?10.82MPa,為難冒落的堅硬頂板。局部

L石灰?guī)r與煤層之間夾1.0?1.4米的黑色泥巖層（俗稱“小青頂”），極不穩(wěn)

定，易垮落。

9+10'煤層底板多為泥巖或黑色粉砂巖，有時為細砂巖，厚度為8m。當?shù)?/p>

板為粉砂巖時，抗壓強度為54.5-73.8MPa,均值66.5MPa,抗拉強度3.04?

4.65MPa,均值3.64MPa；抗剪強度5.366?5.73MPa,均值5.50MPao

附煤巖層綜合柱狀圖（見圖一）

二、煤層瓦斯涌出量、瓦斯等級、發(fā)火期、煤塵爆炸指數(shù)

該煤層絕對CHq涌出量為3.04nr7min,相對CH”涌出量為4.63m7t,絕對

CO?涌出量為0891n"min,相對CO2涌出量為1.42n?/t,鑒定及批復均為低瓦

斯礦井。根據(jù)煤層煤樣鑒定報告，9+10’煤層具有煤塵爆炸危險性，自燃傾向

性為IH級，屬不易自燃煤層。

第三節(jié)工作面現(xiàn)狀與地質(zhì)構(gòu)造

本工作面呈南北走向，運輸與回風順槽從入口起200米處屬黃背

嶺向斜構(gòu)造。工作面自向斜構(gòu)造以西呈上坡，西東傾向，傾角平均8?

12°；200米?1655米屬于傾斜俯采煤層；向斜構(gòu)造以東前200米呈

仰采，傾角在6?10°。

巷道有落差不同的9條正斷層構(gòu)造，其中以回風順槽1224米處與

運輸順槽1390米處的兩條正斷層最大，落差均在2.4米，經(jīng)過該地段

將會影響生產(chǎn)。其余的斷層構(gòu)造落差均在1.0米以下生產(chǎn)過程中可直

接通過。

根據(jù)巷道煤層揭露情況該工作面運輸順槽660米處有“無炭柱”

構(gòu)造。工作面在1390米、990米有2條空巷，經(jīng)過時據(jù)情制定過空巷

安全措施。

第四節(jié)水文地質(zhì)情況及防治措施

一、含水層

根據(jù)《礦井水文地質(zhì)補充勘探報告》9+10"煤層頂板含水層的賦存

特征，影響工作面開采的含水層主要為“石灰?guī)r直接充水含水層，存

在弱富水區(qū)，確定為頂板淋水為“石灰?guī)r巖溶裂隙水，但涌水量不大,

約50nl3/d,概算富水系數(shù)在1?2之間，但水質(zhì)不好，S0「離子較高，一

年內(nèi)即可將鋼軌蝕穿成缺口。

二、導水斷層

煤層頂板巖層含水性與裂隙發(fā)育有關，涌水量呈弱一中等，出現(xiàn)

斷層個別會有滲水現(xiàn)象，裂隙水與斷層水均對開采有影響。

三、雨季防水

雨季時，頂板淋水受地表自然裂隙滲漏影響會增大，需做好防治

水工作。預計本工作面最大涌水量為2.5nr7h,正常涌水量為1.Sm'/h。

四、防治水措施

1、建立暢通的排水系統(tǒng)，在運輸巷和回風巷的低凹處各安設兩路

中69mm排水管，兩臺排水能力不低于3m、'/h,揚程不低于401n的水泵。

2、做好巷道局部積水的疏導工作，設專人及時清理巷道中的淤

煤，保證巷道整潔。

3、一旦發(fā)生水淹巷道事故，要按既定避災路線撤人，及時向安全

指揮中心匯報。

4、加強礦壓觀測和水文地質(zhì)觀測，做好預測預報。

第五節(jié)可采儲量及服務年限

兩順槽全長1660米，開采長度1622米（包括減去保安煤柱30米

以及2條空巷8米），截至8月20日已推進690米，開采長度剩余932

米。工作面長150米，煤層厚度2.4米，容重1.35t/m3,回采率98%,

儲量計算如下：

可采儲量：932X150X2.4X1.35X98%=44.3893（萬t）

可采期還有：9324-（0.6X3）=517（天）

式中：0.6為循環(huán)進度，3為日循環(huán)數(shù)。

第二節(jié)采煤方法

第一節(jié)采煤方法及確定依據(jù)

一、采煤方法

采用走向長壁式采煤方法

二、確定依據(jù)

根據(jù)工作面煤層賦存情況、頂?shù)装鍘r性選擇ZZ2800/14/27Z型支

架及配套綜采設備。從安全技術管理和提高資源回收率，提高工作面

單產(chǎn)和勞動生產(chǎn)率的角度考慮，采用綜采機械化采煤。

三、工作面推進方式

該工作面受黃背嶺構(gòu)造影響，根據(jù)順槽出露煤層傾角分布分為：

從切眼起665米屬于近水平煤層略呈俯采，傾角在-5?9°；從990米

到200米處屬于傾斜俯采煤層，傾角在-9?13°；向斜構(gòu)造以東前200

米呈仰采，傾角在6?9°。

采用后退式回采。在推進過程中必須加強對支架、采煤機的管理,

防止割煤過程中采煤機前傾下滑。

四、采高確定

煤層厚度為2.0-2.6m,使用支架最大、最小允許支撐高度為2700

-1400mm,推進過程中必須將采高控制在最大不得超過2.6m；特殊地

段最小不得低于1.8m。

經(jīng)過地質(zhì)變化地段時：根據(jù)支架最大支撐高度2700mm與最小支撐

高度1400mm的界限，超過2.6米的地段割煤時必須適當留設底煤，支

架擦頂推移作業(yè)，嚴禁割煤超過2.6米造成支架不接頂作業(yè)；經(jīng)過地

質(zhì)構(gòu)造帶最低不小于1.8米，否則必須采取挑頂或拉底措施。

第二節(jié)巷道布置

一、工作面巷道布置及支護特征

運輸順槽：沿煤層布置，錨桿錨梁護頂、錨桿塑料網(wǎng)護幫，巷道

為矩形斷面，凈寬4.0m,凈高平均2.4m,凈斷面平均9.6m?。用于進

風、運煤、進出物料、行人。

回風順槽：沿煤層布置，錨桿錨梁護頂、錨桿塑料網(wǎng)護幫，巷道

為矩形斷面，凈寬4.0m,凈高平均2.4m,凈斷面平均9.6而。用于回

風、進出物料、行人。

切眼：沿煤層布置，巷道為矩形斷面，斷面5X2.4=12m2,已安裝

完善綜采設備。

附工作面巷道布置圖（見圖二）

二、工作面設備布置

運輸順槽布置：皮帶機、轉(zhuǎn)載機、電氣列車、水泵、慢速絞車、

調(diào)度絞車、防塵灑水管路兩趟、壓風管路一趟、機電線路、排水管路

一趟。

回風順槽布置：調(diào)度絞車、瓦斯監(jiān)控線路、信號線、水泵、排水

管路一趟、防塵灑水管路一趟、壓風管路一趟。

工作面布置：液壓支架、采煤機組、大溜。

附巷道斷面支護和布置圖（見圖三）

附工作面設備布置圖（見圖四）

附工作面主要機電設備技術特征表（表一）

第三節(jié)采煤工藝

一、工藝流程

采煤機落煤一裝煤一運煤一移架（端頭與超前支護）一移大溜一

頂板自行垮落。

二、工藝詳細說明及要求

1、落煤方式

采煤機割煤：采用雙滾筒采煤機割煤，滾筒直徑1.6m,截深0.6m,

牽引方式為液壓牽引。

2、進刀與割煤方法

⑴割煤方式：雙向往返一次割兩刀煤。

⑵進刀方式：端部割三角煤斜切進刀，進刀距離為30米，

附端部割三角煤斜切進刀示意圖（見圖五）。

⑶進刀過程：（以端尾為例）

①斜切進刀：采煤機從大溜機尾處向上牽引，利用大溜彎曲段牽

引切入煤壁，直至后滾筒全部進入煤壁為止。

②移機尾部分：采煤機后滾筒完全進入煤壁后，將采煤機后滾筒

至機尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一條直線。

③返刀：大溜移直后，將兩個滾筒的上下位置調(diào)換，往后返，向

下割三角煤至割透端尾煤壁。

④進行割煤：割完三角煤以后，將兩個滾筒的上下位置調(diào)換，采

煤機空機返回，進入正常割煤狀態(tài)。

⑤順序移架：在向前割煤時，滯后采煤機滾筒一定距離順序拉架、

移架。

⑷割煤要求：

①割煤時要求不留頂、底煤，保證采高在2.6-2.4%割煤后煤墻

成一直線。

②采煤機牽引速度要均勻，不得過載運行，不得強行牽引，不得

頻繁啟動，并注意觀察大溜運行情況，嚴防壓溜事故。

③司機要隨時觀察頂?shù)装迩闆r，及時調(diào)整工作面采高。嚴防漂刀、

啃底，保證大溜平整度。

④仰、俯采時，司機要根據(jù)底板變化情況及時調(diào)整采高，防止采

高過低造成機組無法通行，或采高過高，支架接頂不實，造成架前漏

頂事故，并注意及時打出逼幫板，防止煤墻片幫。

3、裝煤

主要由采煤機螺旋葉片裝入大溜，少量煤在頂溜時被鏟煤板裝入

大溜內(nèi)，極少數(shù)散落在支架與大溜之間的浮煤，由人工裝入大溜內(nèi)。

4、運煤

工作面采煤機割下的煤由刮板運輸機經(jīng)轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)入膠帶運輸機運

出。

5、移架

⑴移架滯后采煤機后滾筒4架進行（頂板破碎時可緊跟前滾筒移

架），操作順序為：收逼幫板、側(cè)護板、升縮梁一落后柱一落前柱一移

架。支架移到位后，立即升緊前后立柱，然后升出升縮梁，最后打出

逼幫板、側(cè)護板。最后把各手把復零位。

⑵移架要求：

①正常作業(yè)，頂板完好時，支架滯后采煤機后滾筒5米前移，頂

板破碎時，要在前滾筒割煤后立即移架。

②移架后要及時升架，并保證足夠的送液時間，同時要注意防止

垛架、倒架，保證架與架的中心距為1.25m,偏差不超過±50mm。

③移架后，要求支架成一條直線，拉線誤差不超過±50mm。

④支架操作完畢后，各手把必須復零位。

⑤坡度增大時，移架過程中要注意調(diào)架、擺架、嚴防倒架。

6、頂溜

頂溜滯后采煤機后滾筒15米進行。頂溜時要用相鄰幾組支架千斤

頂交替前移，嚴禁輸送機出現(xiàn)急彎（其斜段長度不得小于15米）。頂

溜完畢后，支架手把要及時回零。嚴禁停機時進行頂溜，防止大溜帶

回煤、發(fā)生壓溜、卡溜、飄鏈事故。嚴禁由兩頭向中間頂溜，以防損

壞設備。

7、采空區(qū)管理采空區(qū)采用全部垮落法管理頂板。

第三章頂板控制管理及支架說明書

第一節(jié)支護設計

一、支架強度校驗

1、支架的最大高度

hmax=Hnax+a=2.6+0.2=2.62m

式中：H儂一煤層開采的最大高度，取2.6m,

a一考慮偽頂，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撐力所需要的支撐高

度的補償量；中厚煤層可取200毫米，厚煤層可取300毫米；薄煤層

適當減??；

支架的最小高度

_

Hn,ins-g-e=2.0-0.2-0.1-0.1=1.6m

式中：Hmin一煤層開采的最小厚度；取2.0m

S一頂板最大下沉量(一般取支架后排立柱處頂板的下沉量，可借

鑒鄰近工作面的觀測資料選取，若無這方面資料，可按100-200毫米

選取，I級老頂取大值，IV級老頂取小值；

e一支架卸載前移時，立柱伸縮余量，煤層厚度大于L2米時，取

80-100毫米；

g一支架頂梁上存留的浮煤和碎汗石厚度，一般取50-100毫米。

我們選擇的支架支護高度為1.4-2.7m,能滿足支撐高度要求。

2、支架的工作阻力及初撐力的校驗

⑴根據(jù)采高及上覆巖層碎脹系數(shù)計算垮落帶高度

M=SHi(L-l)=0M=SHi(L-l)HK=SHi

2.7=SHi(l.2-1)HK=SHi=13.5m

Hi-上覆巖層第i分層厚度(m)；

M-煤層最高厚度，取最大采高2.7m；

L-上覆巖層第i分層的巖石碎脹系數(shù)，取1.2；

理論垮落帶高度(m)。

⑵根據(jù)垮落帶高度計算支護強度

o2

Pt=HKXykXcosa=13.5X24.5Xcos9=301.4KN/m

式中：Pt-工作面支護強度，KN/m2；

垮落帶高度(m)；丫卜一頂板平均容重，24.5KN/m3；

a—煤層傾角，取9"。

所選支架支護強度為650KN/m3,大于301.4KN/m2,滿足支護要求。

3、對底板比壓的確定

我礦的底板為泥巖或粉砂巖，當?shù)装鍨闉榉凵皫r時，抗壓強度為

54.7-73.8MPa,大于支架的對底板比壓(0.17-0.9MPa)。

4、護幫板的選擇

由于所采煤層厚度在2.0-2.6m之間,必須在割煤后及時打出支架

設置的護幫板，防止煤幫片幫。

綜上所述，ZZ2800/14/27Z支架的初撐力、工作阻力、采高及防止

片幫方面滿足本面生產(chǎn)的需要，選擇該架型是合適的。

二、ZZ2800/14/27Z型支架說明

項目參數(shù)項目參數(shù)

支架型號ZZ2800/14/27Z支護強度650KN

支撐高度14002700mm泵站壓力31.4Mpa

支架寬度1200-1340mm對底板比壓0.170.9Mpa

支架中心距1250mm伸縮梁形式內(nèi)伸縮

工作阻力2800KN伸縮梁行程600mm

初撐力2525KN整機重量7900kg

第二節(jié)工作面頂板管理

本工作面采用ZZ2800/14/27Z型掩護式液壓支架125組。

一、支架最大、最小控頂距及放頂步距

最大控頂距：3324+600+340=4164mm；

最小控頂距：3224+340=3564mmo

放頂步距：600mmo

二、工作面頂板管理具體要求

1、工作面支架前梁接頂嚴實。

2、采煤機司機必須保證工作面煤壁割直割平，頂板無臺階下沉。

3、正常作業(yè)時，機組割煤后，必須追機移架，頂板破碎時采取帶

壓超前移架，并及時將逼幫板打出，如果出現(xiàn)支架不能接頂時，要及

時在支架上充填木料接頂管理。

4、移架時要少降快移。要先降后柱，微降前柱，快速將支架移出。

5、液壓支架排成一條直線，其偏差不超過±50mm,支架中心距偏

差不超過±100mm；相鄰支架不能有明顯差錯。

6、移架后，支架頂梁與頂板必須平行支設，其最大仰俯角小于7。，

保證支架接頂嚴密。移架后支架間無明顯錯差（不超過頂梁側(cè)護板的

2/3）,支架不擠不咬，架間空隙不超過200mm。

7、升架時，必須保證足夠的送液時間，升緊后，及時將各手把復

零位。

8、生產(chǎn)過程中，機組司機與支架工要相互配合好，嚴禁空頂距離

過長，頂板破碎時，要在前滾筒割煤后及時移架支護。

9、加強支架檢修質(zhì)量，保證無串液、漏液現(xiàn)象，支護狀態(tài)良好，

初撐力和工作阻力符合支架設計要求。

三、初采初次來壓頂板安全技術管理

1210切眼掘進時所揭露的頂板情況為：切眼內(nèi)均屬堅硬穩(wěn)定的石

灰?guī)r層。根據(jù)以往綜采工作面回采推進情況來看，當工作面出現(xiàn)小青

頂頂板破碎帶時，工作面推進到15-20米時會出現(xiàn)頂板初次來壓。若

無小青頂時，初次來壓時間與長度會有所延長。頂板垮落厚度在2.5-4

米，之后每隔20-25米會出現(xiàn)一次周期來壓。

頂板管理措施具體如下：

1、初采來壓前成立礦壓觀測小組，礦壓組要在工作面設礦壓觀測

點，實行現(xiàn)場連續(xù)觀測，對兩順槽及端頭的頂板情況天天抽查，并及

時向礦初次來壓和初次放頂領導小組預報頂板動態(tài)和頂板懸空情況，

指導頂板管理工作，保證安全生產(chǎn)。

2、上、下順槽超前支護的單體支柱一定要達到初撐力，支在實底

上，防止來壓時兩順槽支護達不到要求，必要時要加密支護，加強支

護強度。

3、初次來壓前，每班必須安排管理人員跟班負責協(xié)調(diào)處理生產(chǎn)中

的一切工作。

4、每班應指派專人對工作面及上、下順槽支護情況進行巡回檢查,

發(fā)現(xiàn)情況及時向班長及安全指揮中心匯報。

5、初次來壓前，行人在立柱與支架掩護梁間，刮板機機頭、機尾

及上下順槽超前支護區(qū)不準人員停留。

6、初次來壓期間工作面所有人員要注意安全，發(fā)現(xiàn)有來壓情況影

響安全時，立即停止作業(yè)，撤到安全地點。

7、初次來壓時，工作面及順槽均要清洗煤塵，防止老頂大面積垮

落造成煤塵飛揚引起更大的災害。根據(jù)來壓情況，各崗位工作人員應

隨時停止設備運轉(zhuǎn)，切斷工作面供電電源。

8、工作面初次來壓之前，采高保持在2.4-2.6m,工作面所有人員

作業(yè)過程中要時刻注意頂板來壓情況，一旦發(fā)現(xiàn)有異常聲響，要立即

躲在支架行走間，同時抓緊支架液管。

9、支架初撐力必須達到25MPa,接頂嚴實。

10、通風科必須派專職瓦檢員跟面作業(yè)，監(jiān)測工作面通風與瓦斯

情況，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。

11、安全科要把工作面初次來壓作為監(jiān)督檢查的重點，安全員配

合綜采隊做好安全檢查工作。

12、采煤機司機必須割平頂、底板，調(diào)節(jié)好支架中心距，達到“三

直、一平、兩暢通”的要求。

13、在工作面初次來壓前，必須在工作面入口處設柵欄懸掛“閑

人免進”牌，來壓前嚴禁非作業(yè)人員進入工作面進行參觀。

14、嚴禁任何人進入支架后方的采空區(qū)內(nèi)停留或作業(yè)。

15、綜采隊要對所屬職工進行初次來壓頂板管理的預防知識貫徹

學習，同時切實抓好現(xiàn)場的安全管理和生產(chǎn)技術管理工作，杜絕來壓

時頂板事故的發(fā)生。

四、周期來壓及日常頂板管理措施

根據(jù)以往綜采工作面的初次、周期來壓情況來看，來壓顯現(xiàn)主要

是頂板垮落時將采空區(qū)瓦斯涌出，導致瞬時上隅角瓦斯?jié)舛壬撸?/p>

成短時間停產(chǎn)。工作面初次、周期來壓前，必須加強上下端頭空檔支

護與超前支護，頂板破碎時采用帶壓移架，以免上下端頭空檔處發(fā)生

冒頂事故。

1、成立頂板管理領導小組，由隊長負責每周召開安全會議討論施

工現(xiàn)場頂板情況和頂板管理有關常識。

2、綜采隊長必須根據(jù)《作業(yè)規(guī)程》規(guī)定，并結(jié)合實際情況，將頂

板注意事項等向當班班長、班組成員交代清楚，同時要對全體職工進

行頂板管理基礎知識教育，切實抓好現(xiàn)場的安全管理和生產(chǎn)技術管理

工作。

3、如發(fā)現(xiàn)頂板有異常情況時，應及時向有關領導匯報，并立即停

止作業(yè)，采取措施處理。

4、工作面頂板無臺階下沉，頂板冒落高度大于300mm時要及時處

理。

5、超前支護不少于20m,支柱要排成一條直線。

6、上、下出口與超前支護的單體支柱一定要達到初撐力，支在實

底上，防止來壓時推到支柱。必要時要加密支護，加強支護強度。

7、組織嚴密，及時推進，盡量避免長時間的停產(chǎn)。

8、不論生產(chǎn)或檢修過程中，必須及時支設護幫板。護幫板必須緊

貼工作面煤壁。

9、采煤機司機要掌握好工作面頂、底板，保證頂、底平整，以便

于支架接頂嚴實。

10、采煤機司機要與支架工相互配合作業(yè)，支架工保持拉架滯后

采煤機后滾筒不超過5架。

11、工作面所有支架要保持完好狀態(tài)，杜絕液壓系統(tǒng)跑、冒、滴、

漏現(xiàn)象，嚴禁支架自動卸液。

12、嚴禁留頂煤作業(yè)，一旦局部發(fā)生漏頂要采用道木或厚度適宜

的木板充填進行控制。

13、工作面遇有其它地質(zhì)構(gòu)造時，要及時制定有關頂板方面的安

全技術措施。

五、放頂

初采推進進度超過25米，頂板仍未初次來壓時，應停止推進采取

人工強制放頂?shù)姆椒ㄟM行放頂，具體放頂措施另行制定。

第三節(jié)順槽超前支護及端頭頂板管理

一、工作面回風、運輸順槽的超前支護

1、支護要求：回風、運輸兩巷超前20米支護：使用4.0米n型

鋼梁或礦11#工字鋼梁與2.6?2.8米單體液壓支柱棚架。根據(jù)頂板巖

性規(guī)定如下。

頂板堅硬穩(wěn)定時棚距L0米：鋼梁與頂板之間上4塊木楔，分別

設在兩梁頭、中部點柱對應的梁上上1塊木楔，梁上其余地段上1塊

分布均勻打設。頂板巖性復雜的破碎地段棚距0.5米，并用鐵絲網(wǎng)鋪

頂：隨著割煤，嚴格按“邊撤邊支”的順序進行撤除一架，及時前移

支設一架，循環(huán)作業(yè)始終保持超前支護達到20米。

具體支護方式分為：

(1)回風巷：從工作面煤壁起20米內(nèi)，在4.0米n型鋼梁梁下中

間打一棵單體液壓支柱形成“一梁三柱”式。

(2)運輸巷：從工作面煤壁起20米內(nèi)，在4.0米n型鋼梁梁下中

間打一棵單體液壓支柱，形成“一梁三柱”式支護。

注意：中間的點柱根據(jù)巷道設備及運輸情況可適當左右調(diào)整距離。

2、超前支護支護質(zhì)量控制標準

⑴支柱縱橫成線，偏差小于±100mm,并拴好防倒器；單體柱應編

號管理。

⑵支柱應支到實底，并做到迎山有力(迎山角度為2°左右)。單體

液壓支柱初撐力不小于90kN。

⑶所有單體液壓支柱三用閥方向一致，朝向老塘。

⑷兩巷的支撐凈高度不得低于1.8m,兩巷行人道寬度不得小于

0.7m,單體支柱活柱行程不得小于150mm。

二、工作面端頭的管理

本面沒有端頭支架，支架與煤幫兩端空檔采用單體柱、門型鋼梁

邁步棚進行管理，具體方法為：垂直工作面架設鋼梁棚(由單體液壓

支柱與n型鋼梁組合成鋼梁棚)，呈一梁三柱邁步式支護，步距0.6米。

棚間距根據(jù)頂板巖性情況分為：

⑴在頂板屬堅硬穩(wěn)定的石灰?guī)r層時：鋼棚平行與支架支設，兩根鋼

梁交錯形成邁步式支護，步距0.6米。根據(jù)移架及時交替前移。鋼梁棚排

距0.5米。

⑵在頂板破碎地段或者頂板壓力增大時：應縮小鋼梁棚排距，并鋪

鐵絲網(wǎng)。鋼棚平行與支架支設，鋼梁棚交錯形成邁步式支護，步距0.6米。

根據(jù)移架及時交替前移，鋼梁棚排距0.3米。

⑶另外在老塘側(cè)和支架尾部切頂處要打設切頂點柱，間距不大于0.3

米，以便切頂并能防止老塘頂板冒落傷人。

⑷安全出口必須符合《煤礦安全規(guī)程》要求，凈高：不得低于1.8

米，凈寬：轉(zhuǎn)載機無軌道一側(cè)不小于0.7米，有軌道一側(cè)不小于1.0米，

并隨時清理浮煤雜物，保證兩安全出口暢通。

附端頭及兩巷超前支護示意圖(見圖六)

三、回撤錨梁、錨桿部件、塑料網(wǎng)和鋼梁與單體液壓支柱

隨著割煤推進，超前支護的延續(xù)與巷道支護材料必須及時回撤形成

循環(huán)作業(yè)?；爻贩椒ň唧w如下：

(-)巷道支護材料的回撤

1、回撤的材料種類：錨梁、錨桿螺帽、塑料網(wǎng)、錨索鎖具與托盤。

2、回撤要求：打設超前支護后，必須回撤巷道頂板的錨梁、托盤，

巷道兩幫的錨梁、托盤與塑料網(wǎng)。正常割煤作業(yè)前，必須隨著割煤推進

度進行提前回撤，嚴禁隨意放棄回撤材料，造成損失。

3、回撤方法具體如下：頂板錨梁回撤時，必須用專用工具旋轉(zhuǎn)松開

錨桿螺帽，取下托盤，最后摘下錨梁。

煤幫材料回撤時，操作人員先回撤下部錨梁，再中部錨梁，最后上

部錨梁，根據(jù)巷道高度回撤上部錨梁時必須踩穩(wěn)定可靠的凳子或梯子，

用專用扳手旋轉(zhuǎn)松開錨桿螺帽，取下托盤摘取錨梁，然后將塑料網(wǎng)沿煤

壁卷成小捆。

4、回撤注意事項：⑴只回撤錨梁、托盤、錨桿的螺帽、塑料網(wǎng)，錨

桿體不予回撤。回撤的材料必須及時運輸?shù)街付ǖ攸c。

⑵對錨索的鎖具、托盤能回撤的必須回撤，如確實不能回撤的必須

將鎖具以下伸出的部分用專用工具除掉。防止影響移動支架。

⑶端頭的支架在經(jīng)過頂板有錨桿、錨索的地段時，必須在支架上墊2

根木料，防止出露的錨桿與錨索在移架時刮壞、頂壞支架頂部。

（二）回撤安全措施

1、由于煤幫用塑料網(wǎng)錨桿控制，在割煤前必須對塑料網(wǎng)，錨桿錨

梁提前進行回收?；厥臻L度根據(jù)推進度，回收的材料必須由當班班長

或材管員安排人工運到指定地點，掛牌管理。

2、回出的物料應放在指定地點分類碼放整齊，不得影響通風與行

人，需要出井的必須及時升井。

3、回撤頂部錨梁時，嚴禁下部有人。卸下錨梁時要有專人接料，

接料人員要踩牢踩穩(wěn)，每次只能傳（接）一件物料，并相互喊醒叫知。

4、隨著割煤推進，超前支護的延續(xù)與巷道支護材料的回撤形成循環(huán)

作業(yè)。

5、回撤煤幫網(wǎng)時，注意先處理活幫。如活幫在塑料網(wǎng)內(nèi)已形成“網(wǎng)

兜”時，必須先卸下底部錨梁，用鐵棍將活煤從下部漏掉，方可進行回

撤上部、中部錨梁。

6、回撤錨索鎖具、托盤時，應使用專用錨索張拉機具。

（三）超前支護回撤前移方法與安全措施具體如下

1、隨著循環(huán)割煤作業(yè)，必須及時回撤支架前的鋼梁棚進行移架。撤

除鋼梁棚后及時前移架設，始終保持超前支護不少于20米。

2、超前支護材料必須有不少于5架棚的備用（預防頂板變化時使

用）。隨著割煤，超前支護撤除一支護呈循環(huán)作業(yè)。架設鋼梁棚時：

將準備好的單體柱插入兩幫挖好的硬底柱窩立起，然后將鋼梁扛起放

在單體液壓支柱柱齒上，再分別將鋼梁兩端梁口對準柱齒后擺正棚架,

插入液槍慢慢加液升緊。上好一端上一端，依次進行。注意：鋼梁、接

近頂板有8?10cm時，分別在梁頭、點柱對應的梁上、其它兩處，分

布均勻撐木楔再升緊，形成“一梁四楔”。

3、經(jīng)過頂板破碎地段，架設鋼梁棚時，必須預先鋪設鐵絲網(wǎng)，并

在鐵絲網(wǎng)與鋼梁之間上背板。

4、撤除方法：

⑴撤除鋼梁棚時要先對相鄰棚架進行加固，然后方可撤除棚架，

撤除棚架后及時移架，支架前梁端頭距超前支護棚架最大控頂0.6米,

嚴禁超控頂作業(yè)。

⑵回收人員首先要選擇好退路與操作位置，扶柱單體液壓支柱插

入放液把慢慢放液，降落8?10cm后由一人將鋼梁上的木楔全部敲掉,

然后扶住鋼梁，再對兩側(cè)液壓支柱慢慢放液，待鋼梁緩緩落到一定高

度時，由2人扛住鋼梁抬到指定地點。嚴禁用絞車強行硬拽回收單體

柱。

⑶回撤端頭單體柱：卸載前必須詳細觀察支柱的傾斜方向，判明支

柱與支柱上的木楔跌落方向，摘下防倒鏈。然后，一人護住柱體，一人

將卸載手把插入三用閥的卸載孔中，轉(zhuǎn)動手把，支柱卸載活柱下降，撤

出支柱。注意：放液前，喝退液體噴射方向的人員。

⑷在回收頂板破碎或垮落巖石埋沒柱缸的危險地段時，先將所回的

單體液壓支柱用繩子或回柱器拴好，再用長把工具撞擊已插好的卸載手

把進行卸載，卸載后，拽繩子或用回柱器拉出支柱。

⑸回撤死柱必須先支設一根臨時支柱，然后采用局部掏底的方法挖

空柱缸底部，再用回柱器拉出死柱。嚴禁采用炮崩或用絞車強行回撤。

⑹頂板破碎時，撤除鋼梁棚架時，必須堅持“先支后撤”的原則

打設替柱進行作業(yè)，必要時增設大板棚，控制好頂幫，并對周圍的鋼梁

棚進行加固，方可撤除棚架。

第四章生產(chǎn)系統(tǒng)

第一節(jié)通風系統(tǒng)

一、通風路線

本工作面采用全風壓通風系統(tǒng)，即：新鮮風：主斜井一東運輸大巷

一北運輸巷-1210運輸順槽->1210工作面；

污風：工作面一1210回風順槽一北回風巷一總回風巷一地面；

附通風系統(tǒng)圖（見圖七）

二、風量計算

1、按瓦斯涌出量計算

Q?=100qai4K=100Xl.64X1.6=262.4m7min

式中：Q采工作面需用風量，m7min；qm工作面瓦斯絕對涌出量來

源于1208綜采回風瓦斯絕對涌出量，為1.64m7min；K---工作面瓦斯涌

出不均衡系數(shù)，取1.6。

2、按工作面溫度與風速關系計算，即：Q#=60-V-S

按最大、最小平均控頂距計算：

最大控頂斷面積9.I61A最小控頂斷面積7.84mZ,平均斷面積為：

(9.16+7.84)4-2=8.5m2

式中：Q采工作面需用風量，m7min；V采煤工作面風速，

根據(jù)工作面溫度18—20°,取對應風速1.0m/s；S——回采工作面平均

斷面積，m2

Q采=60VS=60X1.0X8.5=510m7min

3、按人數(shù)計算

Q#=4N=4X38=152m3/min

式中：N——工作面最多人數(shù)，取38(交接班時人數(shù))；4——每人每

分鐘應供給的最小風量(nf7min)。

4、按風速驗算

《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，回采工作面最低風速為0.25m/s,最高風

速為4m/s。其中工作面最大凈斷面為9.16inz,最小凈斷面為7.84m2。

按最高風速驗算，工作面的最大風量為：

QM<240S=240X7.84=1881.6(m-Vmin)

按最低風速驗算，工作面的最小風量為：

Q?>15S=15X9.16=137.4m7min

經(jīng)上述計算，本工作面風量取510m'/min較為合理。

三、瓦斯檢查

1、工作面必須有專職瓦檢員負責瓦斯?jié)舛葯z查，每次檢查地點不

少于五點，且根據(jù)情況隨時進行檢查。并填寫好瓦檢記錄牌板。瓦斯

檢查牌板應設置在回風順槽中距工作面50m附近，檢查結(jié)果要及時填

寫，并及時向現(xiàn)場作業(yè)人員通報瓦斯情況。

2、工作面機尾上隅角每班吊掛便攜式瓦斯報警儀，報警點為2

1.0%,生產(chǎn)班由端尾維護工負責，檢修班由班組長負責。

3、采區(qū)回風巷風流中：瓦斯?jié)舛?1.0%或二氧化碳濃度21.5%時,

必須停止作業(yè)，采取措施，進行處理，同時報告調(diào)度中心。

4、工作面及其它作業(yè)地點風流中：瓦斯?jié)舛?1.5%時，必須切斷

電源，停止作業(yè)，撤出人員，采取措施，進行處理，同時報告調(diào)度中

心。

5、跟班領導、班組長、電工、采煤機司機必須攜帶便攜式瓦檢儀,

報警點為21.0%。

第二節(jié)瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)

一、1210綜采工作面瓦斯監(jiān)控系統(tǒng)電源取自綜采變電碉室總饋電,

監(jiān)控分站控制甲烷傳感器3、丁2、Too

二、安設位置：監(jiān)控維護工必須按要求安設三臺甲烷傳感器「、

丁2、To,并與監(jiān)控中心聯(lián)網(wǎng)。位于回風順槽距工作面5?10m范圍內(nèi)安

設「甲烷傳感器；距回風順槽口10?15米處安設T2甲烷傳感器；在工

作面上隅角安設T。甲烷傳感器；饋電傳感器安設在被控開關負荷側(cè)電

纜上。

三、報警指數(shù):Ti：1.0%T2^1.0%To^l.0%

斷電指數(shù)：121.5%T2^1.0%To^l.O%

復電指數(shù)：「VI.0%T2<1.0%TO<1.0%

四、傳感器使用要求：

1、傳感器吊掛距巷道頂板不大于300mm,距巷幫不小于200mm,

并掛牌管理。

2、每10天必須使用標準氣樣和空氣氣樣調(diào)試一次，日常若有故

障應及時處理。

3、每7天必須對甲烷超限斷電功能進行一次測試。

4、4、T。傳感器應隨工作面推進及時按規(guī)定移位。

5、因瓦斯超限斷電的電氣設備必須在瓦斯?jié)舛冉档揭?guī)定值以下時

方可人工復電。

6、監(jiān)控維護工每天負責對甲烷傳感器與光干式瓦檢儀進行校對，

確保靈敏可靠。

7、傳感器斷電范圍為工作面及回風巷道內(nèi)全部本質(zhì)安全型電器設

備。

五、班長、安全員、采煤機司機下井時必須攜帶便攜式甲烷報警

儀，并實時監(jiān)測作業(yè)地點的瓦斯?jié)舛?，當報警時，停止作業(yè)，進行處

理。

六、電鉗工必須攜帶便攜式甲烷報警儀，在檢修工作地點20m范圍

內(nèi)檢查甲烷氣體濃度，有報警現(xiàn)象時，不得通電或檢修。

附監(jiān)控系統(tǒng)示意圖（見圖八）

第三節(jié)防塵系統(tǒng)

一、防塵供水系統(tǒng)

1、工作面的防塵用水：由地面蓄水池f安全行人井f井底車場一

東運輸巷一北運輸巷一兩順槽一工作面。

2、運輸順槽鋪設兩趟供水管路，一趟為3.0寸水管，專供工作面泵

站及支架噴霧使用；一趟為3.0寸水管，每隔50m設一個三通閥門，供巷

道與各轉(zhuǎn)載點灑水?；仫L順槽鋪設一趟3.0寸水管，每隔50m設三通閥門,

供巷道灑水使用。

二、防塵方式

1、為保證防塵用水的清潔，在井下東運輸巷總風橋處的總管路上

安設一過濾器，防止雜物堵塞進入順槽的噴水裝置。

2、采煤機內(nèi)外噴霧，要求噴霧嘴完好不堵塞，內(nèi)噴霧壓力不得小

于2MPa,外噴霧壓力不得小于1.5MPa,如果內(nèi)噴霧裝置不能正常噴霧，

外噴霧壓力不得小于4MPa,無水或噴霧裝置損壞時必須停機。

3、架間噴霧降塵，采煤機割煤時，下風口20m范圍內(nèi)必須保證有3

架以上的噴霧裝置正常工作，并保證霧化效果良好，覆蓋全斷面。

4、轉(zhuǎn)載點的噴霧裝置，工作面運輸機機頭及轉(zhuǎn)載機頭各設一組噴

霧裝置，運輸皮帶機機頭設一組噴霧裝置。

5、順槽防塵水幕，在回風順槽中距工作面煤壁30m處，安設第一道

水幕,在第一道以外50nl處安設第二道水幕，兩道水幕均隨工作面的推

進而向外移動，在距回風順槽口50m處安設第三道水幕。每道水幕的噴

霧噴頭不少于10個，且霧化艮好，覆蓋全斷面。

6、順槽煤塵沖刷，對回風順槽每周沖刷一次，運輸順槽每旬沖刷

一次，工作面、支架閥組及其它部位每班沖刷一次。

7、個體防護，所有作業(yè)人員必須佩戴防塵口罩。

三、隔絕瓦斯煤塵爆炸措施

1、在回風順槽、運輸順槽各安裝集中式兩組軟質(zhì)隔爆水棚。

2、隔爆水棚安裝質(zhì)量要符合《煤礦安全規(guī)程》要求。

3、棚區(qū)長度20m,每棚間距1.2m,設計水量200升/m2,隔爆水袋25L

/個，做到經(jīng)常清刷，保證水量。

4、第一組隔爆水棚距工作面60?200m,并隨工作面推進而移動，

第二組隔爆水棚距回風、運輸口不小于60m。

附防塵系統(tǒng)圖（見圖九）

第四節(jié)防滅火

1、工作面防火重點是防機械摩擦生熱、電纜線和人為火災。順槽內(nèi)

各運轉(zhuǎn)電器處必須備有消防沙、滅火器、消防鍬等防滅火設施。

2、機油和潤滑油的使用管理，嚴格按《規(guī)程》第224條執(zhí)行。

因檢修使用的潤滑油、棉紗、布頭、和紙廢油等必須存放在蓋嚴的

鐵桶內(nèi)。用過的棉紗、布頭和紙必須集中存放在規(guī)定鐵箱內(nèi)并由專人定

期運送到地面處理，不得亂扔。嚴禁將乘J油、廢油潑灑在井巷或碉室內(nèi)。

3、皮帶機頭配備砂箱一個、消防鍬一把、兩臺干粉滅火器；電氣列

車前配備砂箱一個、消防鍬兩把、四臺干粉滅火器。

4、所有施工人員必須熟悉滅火器材的使用方法，并熟悉工作區(qū)域

內(nèi)滅火器材的存放地點。

5、井下一旦發(fā)生火災，必須嚴格按照《規(guī)程》第244條執(zhí)行。

任何人發(fā)現(xiàn)井下火災時，應視火災性質(zhì)、災區(qū)通風和瓦斯情況，

立即采取一切可能的方法直接滅火，控制火勢防止范圍擴大，同時將

火災的類型、性質(zhì)、災區(qū)的通風情況立即匯報安指中心，

調(diào)度室與安全指揮中心接到井下火災報告后，應立即按《災害預

防和處理計劃》通知有關人員組織搶救災區(qū)人員和實施滅火工作。

6、電氣設備著火時，必須先切斷電源，切斷電源前只能用不導電

的滅火材料進行滅火。

第五節(jié)運輸系統(tǒng)

一、運煤系統(tǒng)

采煤機割煤一工作面采裝溜一轉(zhuǎn)載溜一運輸順槽皮帶一北運輸皮

帶一東運輸皮帶一煤倉一主斜井皮帶一地面煤場。

二、運料系統(tǒng)。

主斜井一東運輸巷一北運輸卷一1210回風順槽一工作面。

附運輸系統(tǒng)圖（見圖十）

第六節(jié)壓風系統(tǒng)

一、風源由地面LG-20/8型110KW空壓機，配套①89mm壓風管經(jīng)主

斜井、東運輸巷、北運輸巷，再用①75mm專用壓風管向工作面供風。

地面風壓為0.75MPa,風管出口風壓最小為0.4MPa。

壓風管路鋪設系統(tǒng)：自地面空壓機一主斜井一井底車場一東運輸

巷f北運輸巷一1210運輸、回風順槽一工作面兩端頭。

二、壓風自救系統(tǒng)

1、井下巷道安裝ZYJ(A)礦井壓風自救裝置。

2、呼吸器結(jié)構(gòu)：ZYJ(A)礦井壓風自救裝置是由外管系統(tǒng)、壓風

接口、進氣閥、進氣連接管、供氣量調(diào)節(jié)裝置、氣動減壓閥、排水裝

置、面罩等構(gòu)成。

3、安裝、使用及維護：

在工作面所經(jīng)過巷道、碉室及流動人員較多的地方必須安裝壓風

自救裝置，安裝的個數(shù)必須大于在場的工作人員的人數(shù)。

呼吸器安裝時，需嚴格依照《煤礦自救系統(tǒng)標準要求》進行安裝。

應安裝在靠巷道邊沿或?qū)ｉT避災的碉室里。

安裝高度一般高于底板1.6米可讓避災人員能方便拿到呼吸面罩，

并能舒適的坐蹲為宜，安裝地點要選擇在巷道的兩幫頂、底板完好的

平坦處，防止摔跤或由于片幫、冒頂傷人達不到救災的目的。

壓風自救系統(tǒng)：主井一井底車場一東運輸巷一北運輸巷一1210運

輸(回風)順槽一安裝的ZYJ(A)礦井壓風自救裝置。

附壓風系統(tǒng)示意圖(見圖十一)

第七節(jié)排水系統(tǒng)

一、設備選型

所采9+10'煤層頂板為L石灰?guī)r含水層，易出現(xiàn)巖溶裂隙水。由于

運輸、回風順槽向斜構(gòu)造低凹處積水，因此在該處各安設一臺7.5KW

的潛水泵，保證積水能及時排出。

當推進到低凹地段時，必須加強水情觀察做好排水工作，防止排水

環(huán)節(jié)脫節(jié)造成水位上升影響生產(chǎn)。

二、排水系統(tǒng)路線

運輸、回風順槽積水點一采區(qū)水倉~主水倉~地面污水處理站。

附排水系統(tǒng)圖（見圖十二）

第八節(jié)供電系統(tǒng)

工作面的設備選用MG200-W型采煤機一臺，200KW；SGZ-630/220

刮板運輸機一臺，110KWX2；SZB-730/40型轉(zhuǎn)載機一臺，40KW；

BRW125/31.5型乳化液泵兩臺，75KW,一用一備；BPW250/6.3（5.5）Z

型噴霧泵兩臺，30KW,一用一備；運輸設備選用：SJ-800/80型膠帶輸

送機一臺，80KW；JM型絞車2臺，11.4KW；JM型絞車一臺，18.5KW；

潛水泵2臺，7.5KW,根據(jù)巷道布置圖，確定該工作面設備布置圖和供

電系統(tǒng)圖，具體設計如下：

附工作面設備布置（見圖十三）。

附供電系統(tǒng)圖（見圖十四）。

一、工作面配電點及移動變電站位置的選定

根據(jù)位置確定原則和該工作面的具體情況，選擇在中央變電所向

該工作面供電，工作面供電的移動變電站設置在距工作面200米處的

運輸順槽內(nèi)。向運輸順槽內(nèi)的設備及回風順槽絞車供電的變壓器設在

采區(qū)變電所內(nèi)。工作面配電點設在1210運輸巷內(nèi)。

二、供電系統(tǒng)的擬定

根據(jù)供電系統(tǒng)擬定的原則，初步確定供電系統(tǒng)。即從中央變電所

內(nèi)高壓隔爆配電裝置（10KV）、低壓饋電開關（660V）,經(jīng)東運輸巷、

北運輸巷到北采區(qū)變電所內(nèi)將10KV高壓電送至工作面配電點，在工作

面配電點設置高低、壓總開關（閉鎖開關）向工作面供電。

三、工作面負荷統(tǒng)計和變壓器選擇

負荷統(tǒng)計見附表

1、選擇向工作面機組供電的移動變電站

變壓器的計算容量為：

0.66x609=574.2KVA

COS（p\Km0.7

式中：Kfe=0.66；COS.=0.7（查表得）

選擇KBSGZY-2-800/10型移動變電站一臺。

2、因運輸、回風的設備不同時啟動，所以取一臺80KW膠帶輸送

機和一臺18.5KW絞車的負荷計算，選擇供電的干式變壓器:

PN_0.57x105

Sf==80.2KVA

COS（pwm07-

式中：Kt=0.57；COS?”.=0.7（查表得）

選擇KBSG-315/10/0.66型干式變壓器一臺。

四、供電電纜的選擇

1、確定電纜的型號和長度：

根據(jù)電纜型號和長度的確定原則，以及采區(qū)巷道布置圖，確定電

纜的型號和長度。

2、高壓電纜主芯線截面的選擇

所附綜采工作面負荷統(tǒng)計表中計算得：

移變的高壓側(cè)最長時工作電流為：

1=尸LPN=p6x609=33.2A<170A

J3xUNCOS^<3X10X0.7

選取MYJTP3X50+3X16/3+3X2.5高壓橡套軟電纜;

干變高壓側(cè)最長時工作電流為：

*J",%=257xl05=今93A<180A

V3xUNCOS(P.V3X10X0.7

選取YJLV223X50高壓電纜。

3、低壓電纜截面的選擇:

⑴采煤機干線

K&WPN0.66x200

=157.8A<215A

Ica=

址>UNCOSS73x0.69x0.7

選用MCP-3X70+1X35+4X10型采煤機屏蔽橡套軟電纜。

(2)220溜則支線

高速時：L產(chǎn)尸2尸加二戰(zhàn).66*?=104.1AG75A

13UNCOS6，3x0.69x0.7

選用MYP-3X50+1X25型礦用移動屏蔽橡套軟電纜;

(3)220溜則干線

6

=丫*132X2=208.2A<215A

?JNCOSO、J3x0.69x0.7

選用MYP-3X70+1X35型礦用移動屏蔽橡套軟電纜。

⑷乳化液泵、噴霧泵、40型轉(zhuǎn)載溜干線

L_Kd^=0.66X(75+30+40)=1144A〈215A

△UNCOSO、，3X0.69X0.7

選用MYP-3X70+1X35型礦用移動屏蔽橡套軟電纜。

⑸40型轉(zhuǎn)載溜則支線

La=:0.65x40=31.1A<173A

6UNCOSO、V3x0.69x0.7

選用MYP-3X50+1X25型礦用移動屏蔽橡套軟電纜。

⑹運輸順槽內(nèi)膠帶輸送機、運輸設備的干線

7x105

Ic==O-—=87.9A<178A

△UNCOS婀73x0.69x0.7

選用MYP-3X50+1X25型礦用屏蔽橡套軟電纜。

4、按正常工作時允許電壓損失校驗電纜截面

⑴移動變電站的電壓損失為：

△UT%=^-(UMC0S@T+Ux%Sin<l)T)

SN.T

=—(0.61x0.7+4.458x0.71)=2.73

800

△UT=-^U2K.T=^X690=18.8V

100100

采煤機干線電壓損失為：

△U=KdeEPJixl()3=0.66x200x10、1()3

=0.64V

UmA690X42.5X70

采煤機支線電壓損失為:

△U=K*Z"X]03=0,66X200x200x103

=12.78V

U3也1690x42.5x709

采煤溜干線電壓損失為:

△U=xl()3=0,66X264x10x103

=0.84V

UmA690X42.5X70

采煤溜支線電壓損失為:

Kd,￡Pj2X103

0.66x132x200x10311

△U1==-----------------=11.9nVv

UNrsc42690x42.5x50

乳化液泵、噴霧泵、轉(zhuǎn)載溜干線電壓損失為:

AU=K*X￡V/X1()3=0.66x145x20x1()3

U/A690X42.5X70

40型轉(zhuǎn)載溜支線電壓損失為：

△U=心￡/\小103=0.66X40x100x103

=0.18V

UNrxcA2690x42.5x50

移變低壓電網(wǎng)電壓損失為:

△U=AUi+AUi+AU+AUa+AUt+AUs+AUe

=18.8+0.64+12.78+0.84+11.9+0.93+0.18=46.07V

690電網(wǎng)允許電壓損失63V>46.07V,故需將該變壓器高壓側(cè)抽頭

調(diào)至II檔。

五、短路電流的計算

查表得Si點最小兩相短路電流為2878A；S2點最小兩相短路電流為

8711A；S3點最小兩相短路電流為1276A；點最小兩相短路電流為

2225A；S5點最小兩相短路電流為3955A；

六、電氣設備的選擇

根據(jù)高低壓電氣設備的選擇原則，各類電氣的選擇結(jié)果見附表

七、保護裝置的整定

1、「移變低壓側(cè)饋電開關的整定計算：

過載整定：Iz=Is==更0_=15OA

^U2N.T后x0.69

短路保護的整定值為：Idl=8Ie=8X150=1200A

靈敏度校驗：人=瞿=業(yè)=6.3>1.5

L739.2

2、001.饋電開關的整定計算：

s

過載整定：L=Is=1*=_^_=i80.4A

△U?N.TV3X1.2

短路保護的整定值為:Idl=8Ie=114X6+76=760A

靈敏度校驗：（=望=%=3.78>1.5

*760

3、002#饋電開關的整定計算：

過載整定：Iz=L=淖=85.2A

△%酒,3X1.2

短路保護的整定值為：Idl=8Ie=95.5X6+0.7X32.6=595.8A

靈敏度校驗：Kr=2=±1=7.9>1.5

Idi595.8

4、003,饋電開關的整定計算：

過載整定：L=Is=*="一=17.8A

△UZN.TV3X1.2

短路保護的整定值為：Idi=8Ie=8X17.8=142.4A

靈敏度校驗：Kr=^=—=9>1.5

*142.4

5、004#饋電開關的整定計算：

s

過載整定：L=L=1*=~4^—=192.5A

Gu2M.7,3x1.2

短路保護的整定值為：Idl=8Ie=96.25X6+0.7X96.25=644.9A

靈敏度校驗：Kr=^=—=3.45>1.5

晨644.9

6、005'饋電開關的整定計算：

過載整定：L=L=四=/2_=i44A

收L.TV3x0.69

短路保護的整定值為：Idl=8Ie=8X82=656A

靈敏度校驗：（=瞿=股=1.24〉1.5

驍656

7、006#饋電開關的整定計算：

過載整定：―即一=嚴=194.5A

△LN.TV3x0.69

短路保護的整定值為：Idi=8L=8X82=656A

靈敏度校驗：氏.=望=些=6>1.5

，力656

8、007#饋電開關的整定計算：

過載整定：—=49.4A

V3t/2A,.rV3x0.69

短路保護的整定值為：Idl=8L=8X60.5=484A

靈敏度校驗：（=生=萼=3>1.5

驍484

9、008#饋電開關的整定計算：

過載整定：［大-外一=/—=62.7A

<3U2N,T73X0.69

短路保護的整定值為：Idi=8L=8X82=656A

靈敏度校驗：K產(chǎn)北=更%=9.3>1.5

驍656

10、其他開關的整定計算可根據(jù)設備額定電流計算，即過載整定

為設備額定電流值，短路整定為設備過載整定值的8倍，整定結(jié)果可

根據(jù)公式（=4皿校驗靈敏度。

1op.s

附整定值及靈敏度校驗結(jié)果（見表二）

附工作面設備負荷統(tǒng)計表（見表三）

第九節(jié)照明、通訊系統(tǒng)

一、照明

井下作業(yè)人員均采用KL4LM（A）型礦燈自行照明，運輸順槽內(nèi)每隔3

0m安設一盞DGG-20型防爆熒光電棍進行照明，工作面每隔15米安設一

盞防爆燈進行照明。

二、通迅

本工作面轉(zhuǎn)載溜機頭、大溜機尾及順槽口皮帶機頭處各安設一部

直通井下各作業(yè)點和地面各科室的程控電話，可以直接進行電話聯(lián)系。

第五章勞動組織與主要經(jīng)濟技術指標

第一節(jié)勞動組織

工作面采用“三八”制作業(yè)，每班配備19人，兩班生產(chǎn)，一班檢

修。

附勞動組織人員配備表（見表四）。

第二節(jié)循環(huán)作業(yè)

采用綜采正規(guī)循環(huán)作業(yè)，每班1.5個循環(huán)，循環(huán)進尺0.6米，日進

尺1.8米。工作面施工作業(yè)必須根據(jù)勞動組織的人員配備，合理安排工

序，以充分利用工作時間，提高工時利用率。附工序循環(huán)時間與循環(huán)

圖（見表五）

第三節(jié)主要技術經(jīng)濟指標

附主要技術經(jīng)濟指標表（見表六）。

第六章避災路線

發(fā)現(xiàn)災情的人員要沉著冷靜，利用就近電話及時向礦安指中心匯

報災情，內(nèi)容包括時間、地點、性質(zhì)、范圍、受災人員等，同時盡最

大努力采取措施營救人員或控制事故蔓延，或徹底處理事故，如無能

力處