1325SX综采工作面作业规程（新版）

1325SX综采工作面作业规程

目 录

第一章 概况————————————————————————————3 第一节 工作面位置及井上下关系———————————————————3 第二节 煤层————————————————————————————3 第三节 煤层顶底板—————————————————————————4 第四节 地质构造——————————————————————————5 第五节 水文地质——————————————————————————5 第六节 影响回采的其他因素—————————————————————6 第七节 储量及服务年限———————————————————————6

第二章 采煤方法——————————————————————————7 第一节 巷道布置——————————————————————————7 第二节 采煤工艺——————————————————————————7 第三节 设备配置——————————————————————————9

第三章 顶板控制——————————————————————————12 第一节 支护设计——————————————————————————12 第二节 工作面顶板控制———————————————————————13 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制————————————————13 第四节 矿压监测——————————————————————————16

第四章 生产系统——————————————————————————17 第一节 运输————————————————————————————17 第二节 “一通三防”与安全监控———————————————————21 第三节 排水————————————————————————————26 第四节 供电————————————————————————————28 第五节 通信照明——————————————————————————33

第五章 劳动组织和主要技术经济指标—————————————————33 第一节 劳动组织——————————————————————————33 第二节 主要技术经济指标——————————————————————34

第六章 煤质管理——————————————————————————35

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第七章 安全技术措施————————————————————————36 第一节 一般规定——————————————————————————36 第二节 顶板控制——————————————————————————36 第三节 防治水———————————————————————————40 第四节 爆破————————————————————————————40 第五节 “一通三防”与安全监测———————————————————44 第六节 运输————————————————————————————46 第七节 机电————————————————————————————50 第八节 其它工种安全技术措施————————————————————56

第八章 灾害应急及避灾路线—————————————————————60

第九章 安全避险“五大系统”————————————————————61 第一节 监测监控系统———————————— ————————————61 第二节 人员定位系统————————————— ———————————62 第三节 压风自救系统———————————————— ————————65 第四节 供水施救系统———————————————— ————————65 第五节 通信联络系统—————————————— ——————————65

会审意见——————————————————————————————66

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第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系（表1） 十二煤层煤 层 名 称 水平名称 下 工作面名称 1325SX 一水平 +28.63 采区名称 工作面标高（m） 南三 -240.0 -280.0 ~ 地面标高（m） 地 面 地面有塌陷坑、果园、机井 概 位 置 工作面南部为1431轨道上山，东部为1323SX设计工作面，北 井下位置 部为1335、1331上山。上覆1325S（1994年回采完毕）、1327S况 及四邻采掘 （2002年回采完毕）、1427N（1995年回采完毕）工作面。下伏一情况 水平大巷。 走 向 长 （m） 倾 斜 长 （m） 面 积 （m2） 1038 173.6 180197 第二节 煤层

工作面煤层情况（表2） 煤（矿）层 总 厚 （m） 0.6~2.1 1.57 煤（矿）层结构 简单结构 煤层倾角 （゜） 7~10 9 0.97 变异系数（%） 42.6 稳定程度 不稳定 煤 可采指数 层 情 本工作面煤层厚度不稳定，变化较大，煤层最厚2.1米，最薄0.6米，平均 厚度为1.57米，工作面内煤层倾角变化不大，最大10゜，最小7゜，平均倾角况 9゜。工作面内12煤层下与12煤层间距到切眼位置逐渐变小至合区。

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第三节 煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况（表3） 顶底板 煤岩石名称 名称 ︵ 矿 老 顶 细砂岩 ︶层直接顶 粉砂岩 顶底直接底 粉砂岩 板情老底 细砂岩 况 附图1：工作面地层综合柱状图

厚度（m） 1.41 1.95 2.82 1.73 岩 性 特 征 黑灰色，砂页岩互层，含菱铁矿结核。 灰黑色，块状，岩性均一，含菱铁质结核。 灰黑色，块状，含植物根化石及黄铁矿结晶体。 灰色，层理发育，层理面上含有炭质物。 灰色，含大量植物根化石。灰白色，高岭土胶结，易风化。黑灰色，钙质胶结，较坚硬，含少量植物碎屑化石。黑灰色，贝壳状断口，细腻较破碎，含炭质结核。黑色，油脂光泽，贝壳状断口，褐色划痕灰黑色，含植物根化石。黑灰色，砂页岩互层，含菱铁矿结核。灰黑色，块状，岩性均一，含菱铁质结核。灰黑色，块状，含植物根化石及黄铁矿结晶体。灰色，层理发育，层面上含炭质物。

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第四节 地质构造

一、断层情况及其对回采的影响（表4）

本工作面位于井田中部单斜区域，共揭露19条断层， 其中影响回采的共有10条。 断层情况表（表4） 走向倾向倾角构造名称 性质 落差（m） 对回采影响程度 （°） （°） （°） F1 F2 F3 F4 F5 F6 F7 F8 F9 F10 80 66 54 114 36 93 49 49 28 38 350 336 324 24 306 3 319 319 298 308 47 37 36 33 28 41 36 34 37 50 正 逆 逆 正 逆 正 逆 逆 正 3.5 3.5 1.8 1.6 1.0 2.0 1.7 1.2 1.5 2.5 有较大 影 响 有 较大 影 响 有 较 大 影 响 有 一定影 响 有 一定 影 响 有 较大 影 响 有 较大 影 响 有 较大 影 响 有 一定 影 响 有 较大影 响 正 二、褶曲情况及对回采的影响

无。

第五节 水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

1325SX回采工作面位于一水平南三石门以南，上覆1325S、1327S和1427N采空区，面内有一条1427N泄水巷；该工作面内有一地面钻孔范57孔，切眼外侧50米有一地面钻孔74-3孔；此区域12煤层下与12煤层间距1.5～5.5米。

1325S采后有一定积水空间，在1327S面施工时已打钻疏放，因时间较长，有可能形成二次积水，对1325SX面回采重新构成一定水患威胁。

1427N采空区与1427泄水巷联通完好，并且在1325SX远道施工时，打钻探测1427泄水巷此

NSX

处无积水，说明1427采空区无积水，对1325工作面回采无水害影响。

1427泄水巷中部低洼处有积水空间256m3，对1325SX工作面回采存在一定水害影响。 地面钻孔范57及74-3孔均已封孔，封孔质量良好。

预计：回采过程中将会有顶底板裂隙水出现，并会袭夺上覆1325S、1327S和1427N采空区老塘动水及局部残余少量积水，致使该面老塘涌水量会逐步递增，对1325SX回采有一定水害影响. 建议：

1、施工单位按最大涌水量建立排水系统，并保证排水系统完好，及时排水。

2、回采前地质科会适时对1325S采空区及1427泄水巷打钻探测，施工单位配合地质科完成探测。

二、其他水源的分析

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无。 三、涌水量

1、正常涌水量 0.2m/min

2、最大涌水量 0.5m3/min

回采过程中按照最大涌水量在风道、运道及时建立排水系统，低洼处备泵。

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第六节 影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况（表5）

瓦 斯 煤（矿）尘 煤的自燃 绝对瓦斯涌出量0.05 m3/min 煤尘爆炸指数41.0 % Ⅱ类自然发火煤层 二、冲击地压和应力集中区 无。

三、地质部门的建议

1、本工作面12煤层下厚度不稳定，变化较大，其中风道在6-12测点之间煤层较薄，厚度在1.0米左右，运道在4-10测点之间煤层较薄，厚度在1.0米左右。

2、本工作面12煤层下与12煤层间距到切眼位置逐渐变小至合区，其中切眼40米-70米间距较小，约0.4米，运道1070米-1105米间距较小，约0.3米，该区域回采中应严格控制采高，避免采面进入老塘。

3、F1断层在风道实见落差1.2米，运道实见落差3.5米，将12煤层下底板上错。临近断层时，应提前制定过断层措施，避免采面在揭露断层时撞到顶板上。

4、F2断层在风道实见落差3.5米，运道实见落差2.0米，将12煤层下顶板断下来，迫使巷道沿顶板掘进。临近断层时，应提前制定过断层措施，避免采面在揭露断层时撞到底板上。

5、运道在掘进过程中，630米-670米丢底煤，造成巷道全岩，沿顶板掘进，其中在653米见12煤层。

第七节 储量及服务年限

一、储量

工作面工业储量： 390414吨 工作面可采储量： 370893吨 二、工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度

=1038m/168m/月=6.2月

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第二章 采煤方法

第一节 巷道布置

一、采区巷道布置概况

1325SX综采工作面位于一水平南三采区12煤层下，工作面南部为1431轨道上山，东部为1323SX设计工作面，北部为1335、1331上山。上覆1325S（1994年回采完毕）、1327S（2002年回采完毕）、1427N（1995年回采完毕）工作面。下伏一水平大巷。 二、工作面风道

1、支护形式：巷道采用金属拱形支架支护顶板。

2、巷道净断面：巷道净宽4.5m，净高2.8m,断面积10.4 m2

3、管路敷设：巷道敷设4寸供水管路、4寸压风管路和4寸排水管路。 4、巷道用途：工作面的进风、材料供应、行人等。 三、工作面运道

1、支护形式：巷道采用金属拱形支架支护顶板。

2、巷道净断面：巷道净宽4.5m，净高2.8m,断面积10.4 m2。

3、管路敷设：巷道敷设4寸供水管路、4寸排水管路、4寸压风管路、2寸高压供液管路、2寸回液管。

4、巷道用途：工作面的回风、行人、运煤等。

第二节 采煤工艺

一、采煤工艺

1325SX综采工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，采空区采取全部垮落法控制顶板。

1、工艺顺序：割煤→运煤→移架→推溜→割煤

2、落煤：采用采煤机滚筒截割落煤，滚筒截深700mm。 3、装煤：采用采煤机滚筒与刮板输送机配套装煤。

4、运煤：工作面采用SGZ-764/630刮板输送机，运道采用1部SZZ-730/200转载机，1部SSJ-1000/2*250输送机， 运道外口小川采用1部SZZ-800/315转载机，2323下山采用1部SSJ-1200/2*250输送机。

5、工作面支护：工作面采用ZY3600-11/28液压支架支护顶板。最大采高2.6m，最小采高1.5m，平均2m，循环进度0.7m。 二、采煤方法：

1、采煤机的进刀方式：采用端头斜切进刀方式，往返一次进2刀，每刀进度0.7m。 ①采煤机向上（下）割透端头煤壁时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段上（下）部煤。

②调换滚筒位置并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线为止，然后将输送机移直。

③在调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机上（下）机头。 ④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，反程正常割煤。

2、采煤机正常割煤：采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。 3、工作面割煤及采煤机牵引方式：工作面采用双向割煤，往返一次进两刀；采煤机牵引方式为电牵引。

附图2：工作面端部斜切进刀图

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工作面端部斜切进刀图

（a） 起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤

1—综采工作面双滚筒采煤机；2—刮板输送机

A-AA--A21(a)A-AA-21-A(b)A-AA--A21(c)A-AA--A21(d)

三、工作面正规循环生产能力 W=LShrc

式中：W-----正规循环生产能力，t L-----工作面长度， 173.6m S-----正规循环推进长度，0.7m h-----采高， 平均2m

r-----煤的容重， 1.38 t/m3

c-----工作面采出率， 95%

W=173.6×0.7×2×1.38×95%=318.6t

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第三节 设备配置

设备 型号 参数 采高 2m 电机功率 2ⅹ40+2ⅹ250KW MGTY-250/580-1.1D 截深 700mm 牵引速度 0-13.9m/min 牵引方式 电牵引 数量 114 初撑力 3090KN ZY3600-11/28 工作阻力 3600KN 支护强度 0.51-0.62 底座比压（前端） 0.93-1.22MPa 数量 4 初撑力 3877KN ZY4800-13/32 工作阻力 4800KN 支护强度 0.67—0.78MPa 底座比压 0.37—2.15MPa 电机功率 315/160KW 输送能力 1000t /h SGZ-764/2×315 链速 1.28m /s 中部槽尺寸 764 mm 电机功率 315KW SZZ-800/315 （长度：45米） 输送能力 链速 中部槽尺寸 电机功率 输送能力 链速 中部槽尺寸 电机功率 输送能力 带速 电机功率 输送能力 带速 功率 功率 输出压力 功率 输出压力 1000t/h 1.33m/s 800mm 200KW 1000t/h 1.33m/s 730mm 2ⅹ250KW 700t/h 2.5m/s 2ⅹ250KW 1000t/h 2.5m/s 110 KW 250KW 31.5MPa 90 KW 10MPa 采煤机 采面液压支架 端头液压支架 刮板输送机部 刮板运输机 运道外口小川 转载机 下运 SZZ-730/200 （长度：36米） SSJ-1000/2×250 （长度：1110米） 皮 带 输 送 机 下运 2323下山 破碎机 SSJ-1200/2×250 （长度：780米） PCM-110 DRB-315/31.5 HPB-315/10 液压泵站 喷雾泵

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JD-40KW JD-25KW 绞车 JD-11.4KW JH-8型 牵引力 绳径 绳速 容绳量 牵引力 绳径 绳速 容绳量 牵引力 绳径 绳速 容绳量 牵引力 绳径 绳速 容绳量 25KN 18mm 1.115~1.63m/s 1000m 18KN 18mm 1.15 m/s 200m 9.8KN 12.5mm 1.115-1.63m/s 360m 80KN 18mm 0.117 m/s 50m

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附图3 设备布置示意图：

1325SX工作面设备布置图

170m 风道1120 SGZ-764/630 MGTY-250/580 SX工作面 1325 运道1177 乳化液泵DRB-315/31.5 干变放在泵站下放

SZZ-800/315(45m) SSJ-1000/2×250(1110m) SZZ-730/200(36m) PCM110

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一水平大巷 SSJ-1200/2×250(780m) 1325SX综采工作面作业规程

第三章 顶板控制

第一节 支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、经验计算支护强度

Pt=9.81HRK

式中：Pt—工作面合理支护强度，kN/m2

H—采高，m（2m）

R—顶板岩石容重，T/m3（2.5）

K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低度倍数（4）；开采煤层顶板条件破碎、周期来压明显时，应选用高度倍数（8）。本工作面取4。

Pt=9.81HRK=9.81*2*2.5*4=196.2kN/m2 因此工作面支护强度应大于196.2kN/m2。 2、支护设备选择：

1325SX工作面选用ZY3600-11/28型支架114组，端头支架采用ZY4800-13/32型支架4组，从运输巷到回风巷依次编号为1—118号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表（表6）可以看出，选用ZY3600-11/28型支架型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

表6工作面条件与支架适应条件对照表 项目 采高 倾角 煤厚 底板比压 支护强度 顶板种类 工作面条件 2米 7-10度 06-2.1米 20MPa 支架适应条件 1.1~2.8米 ﹤25度 1.1~2.8米 0.93—1.22 MPa 510~620kN/m 二类二级 2196.2kN/m2 二类二级 通过对比、验算，证明选用ZY3600-11/28型支架能满足要求。 二、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

乳化液泵型号为DRB-315/31.5，数量为3台；乳化液箱1台（即2泵1箱），备用泵1台；输液管选用高压钢管，耐压40MPa以上。 主要技术参数如下： 乳化液泵型号 DRB-315/31.5 公称流量 公称压力 电机功率 315L/min 31.5Mpa 250KW （二）泵站设置位置 泵站安设：边眼

（三）泵站使用规定

1、卸载阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

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2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，防止跑、冒、滴、漏、串液现象。

第二节 工作面顶板控制

工作面安装ZY3600-11/28型支撑掩护式支架114组，端头安装ZY4800-13/32型支撑

掩护式支架4组，工作面共安装118组支架。最小控顶距为3.6m，最大控顶距为4.3m。 一、 正常生产时期顶板支护方式

采用及时移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤--移架—移输送机；采取及时移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒4～6架。顶板破碎时工作面铺设单层金属网，必要时可联双网，超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后在进行其他操作，工艺为移架---割煤---移输送机。移架步距为0.7m。 支护要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二通畅”的质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不小于4-6组支架。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 5、工作面支架严禁歪斜、咬架、挤架；否则要及时调整。 二、特殊时期的顶板控制

（一）来压及停采前的顶板控制

1、工作面老顶初次来压和周期来压期间，加强来压的预测预报。

2、巷道所有支柱初撑力不低于90KN，特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，防止冒顶。

3、加强上、下端头顶板控制，打好超前支护，拴好柱绳。 4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板控制 根据地质资料分析，1325SX工作面12煤层下厚度不稳定，变化较大，其中风道在6-12测点之间煤层较薄，厚度在1.0m左右，运道在4-10测点之间煤层较薄，厚度在1.0m左右；12煤层下与12煤层间距到切眼位置逐渐变小至合区，其中切眼40米-70m间距较小，约0.4m，运道1070m-1105m间距较小，约0.3m；F1断层在风道实见落差1.2m，运道实见落差3.5m，将12煤层下底板上错；F2断层在风道实见落差3.5m，运道实见落差2.0m，将12煤层下顶板断下来，迫使巷道沿顶板掘进。临近断层时，应提前制定过断层措施，避免采面在揭露断层时撞到底板上；运道在掘进过程中，630m-670m丢底煤，造成巷道全岩，沿顶板掘进，其中在653m见12煤层。断层附近顶板破碎，煤层变薄，所以在回采过程中，必须加强顶板控制工作，要控制好采高。对落差大于或等于1m的断层编写有针对性的补充措施。工作面局部地段片帮超过0.7m时，采取超前移架方式，及时支护顶板；在顶板破碎地段，为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。

第三节 风道、运道及端头顶板控制

一、工作面巷道的顶板控制 ㈠、支护要求：

1、工作面上端头采用1组ZY4800-13/32型液压支架支护顶板，下端头采用3组

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ZY4800-13/32型液压支架支护顶板。

2、风道支护方式及支护强度验算： ⑴、风道为金属拱型支架支护顶板。超前替棚子采用3m半圆配合单体液压支柱支护顶板，在替好的半圆下方沿走向打三排1.2m双轴梁。具体布置方式为：上帮1.2m双轴梁距上帮板头300mm，一梁一柱；下帮1.2m双轴梁距下帮板头300mm，一梁一柱，中间1.2m双轴梁距下帮板头1450mm，一梁一柱。工作面上超前替棚子超前工作面不小于2m，替棚子往外至距采面煤壁10m范围内采取在每架棚梁下打双排单体液压支柱加强支护， 10—20m范围内每架棚子下打一颗单体液压支柱支护，单体液压支柱打在棚梁中间。局部压力大顶板破碎时，在棚梁空打板或∏形钢加强支护。

⑵、上出口（煤壁至老塘）合理支护强度： ①、采用经验公式计算： Pt=9.81HRK 式中：Pt—上出口合理支护强度，kN/m2

H—采高，m（2m）

R—顶板岩石容重，t/m3（2. 5 t/m3）

K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4~8，应根据

具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。（本工作面选取低倍数：4） Pt=9.81HRK=9.81×2×2. 5×4=196.2kN/m2

②、支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbR 式中：Rt—支柱实际支撑能力，KN； kg—工作系数，取0.99；

kz—增阻系数，取0.95； kb—不均匀系数，取0.9；

R—支柱额定工作阻力，KN，取180KN。

Rt= kgkzkbR =0.99×0.95×0.9×180=152.36KN

③、上出口合理的支柱密度：N=Pt/Rt 式中：N—支柱密度，棵/㎡；

Pt—上出口合理支护强度，kN/m2； Rt—支柱实际支撑能力，KN/棵。 N=196.2 /152.36=1.29棵/㎡

④、上出口（煤壁至老塘）支护验算： Ⅰ、当上机头第118组支架托住风道3m半圆小于或等于200mm时，在第118组支架上帮煤壁以里打一排3m托板，一板四柱，上出口总计打1排托板，3排1.2m双轴梁。

2块双轴梁支护最大面积：S大=3×1.2×2=7.2 m2。

实际的支护强度为：N实=13/7.2=1.81棵/㎡；N实﹥N，符合要求。

Ⅱ、当上机头第118组支架托住风道3m半圆大于200mm且小于300mm时，上出口打3排1.2m双轴梁。

2块双轴梁支护最大面积：S大=（3—0.2）×1.2×2=6.72 m2。 实际的支护强度为：N实=10/6.72=1.49棵/㎡；N实﹥N，符合要求。

Ⅲ、当上机头第一组支架托住风道3m半圆大于300mm且小于等于1450mm时，上出口打2排双轴梁。

2块双轴梁支护最大面积：S大=（3—0.3）×1.2×2=6.48 m2。 实际的支护强度为：N实=9/6.48=1.39棵/㎡；N实﹥N，符合要求。 Ⅳ、当上机头第一组支架托住风道3m半圆大于1450mm且小于等于2600mm时，上出口打一排双轴梁。

2块双轴梁支护最大面积：S大=（3—1.45）×1.2×2=3.72m2。

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1325SX综采工作面作业规程

实际的支护强度为：N实=6/3.72=1.61棵/㎡；N实﹥N，符合要求。 Ⅴ、当上机头第一组支架托住风道3m半圆大于2700mm时。 2块双轴梁支护最大面积：S大=（3—2.7）×1.2×2=0.72m2。 实际的支护强度为：N实=4/0.72=5.56棵/㎡；N实﹥N，符合要求。 ⑶、上超前（煤壁至距煤壁20m）支护验算：

依据下列公式对超前20m范围内顶板压力进行估算：

Q=4/3×r×a2/f

式中：r—岩石重力密度，取25KN/ m3； a—巷道跨度的1/2； f—岩石坚固系数，取4。

Q=4/3×r×a2/f=4/3×25×（3×1/2）2/4=18.75KN/m。 Q采= Q×20=18.75×20=375KN

选用工作阻力为180KN的单体液压支柱应支单体柱数（理论数）为： N= Q采/F支=375/180=2.08棵

按规程规定应支最少数量为49棵，远远超过理论数值，因此支护符合要求。 3、运道支护方式及支护强度验算：

⑴、运道超前替棚子采用3m大板配合单体液压支柱支护顶板，在替好的大板下方沿走向打两排1.2双轴梁，一梁一柱。布置方式为：在转载机两侧距转载机100—300mm处各打一排1.2双轴梁。工作面下超前替棚子超前工作面不小于2m，替棚子往外至距煤壁20m范围内采用在棚梁空打板加强支护。

⑵、下出口（煤壁至老塘）合理支护强度： ①、采用经验公式计算： Pt=9.81HRK 式中：Pt—上出口合理支护强度，kN/m2

H—采高，m（2m）

R—顶板岩石容重，t/m3（2. 5 t/m3）

K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4~8，应根据

具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。（本工作面选取低倍数：4） Pt=9.81HRK=9.81×2 ×2. 5×4=196.2kN/m2

②、支柱实际支撑能力计算： Rt=kgkzkbR 式中：Rt—支柱实际支撑能力，KN； kg—工作系数，取0.99；

kz—增阻系数，取0.95； kb—不均匀系数，取0.9；

R—支柱额定工作阻力，KN，取180KN。

Rt= kgkzkbR =0.99×0.95×0.9×180=152.36KN

③、下出口合理的支柱密度：N=Pt/Rt 式中：N—支柱密度，棵/㎡；

Pt—上出口合理支护强度，kN/m2； Rt—支柱实际支撑能力，KN/棵。 N=196.2/152.36=1.29棵/㎡

④、下出口（煤壁至老塘）支护强度验算：

要求采面第一组支架托住运道大板不小于2000mm计算： 2块双轴梁支护最大面积：S大=（3—2）×1.2×2=2.4m2。

实际的支护强度为：N实=5/2.4=2.08棵/㎡；N实﹥N，符合要求。 ⑶、下超前（煤壁至距煤壁20m）支护验算：

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1325SX综采工作面作业规程

依据下列公式对超前20m范围内顶板压力进行估算：

Q=4/3×r×a2/f

式中： r—岩石重力密度，取25KN/ m3； a—巷道跨度的1/2； f—岩石坚固系数，取4。

Q=4/3×r×a2/f=4/3×25×（3×1/2）2/4=18.75KN/m。 Q采= Q×20=18.75×20=375KN

选用工作阻力为180KN的单体液压支柱应支单体柱数（理论数）为： N= Q采/F支=375/180=2.08棵

按规程规定应支最少数量为58棵，远远超过理论数值，因此支护符合要求。 ㈡、支护质量标准：

1、两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm，拴好铅丝。

2、支柱要打的迎山有劲，软岩或不见底的工作面必须穿鞋,且巷道所有支柱初撑力不低于90KN。

3、两巷的高度不低于1.8m，行人道宽度不得小于0.7m。 4、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。 二、支护材料的使用数量和存放管理

工作面风道超前支护20m，需49棵单体液压支柱。 工作面运道超前支护20m，需58棵单体液压支柱。 工作面进风巷料场要常备有：3.0m大板不少于30块，3.0m半圆不少于30块，DZ—3.15m单体液压支柱不少于30棵，DZ—2.5m单体液压支柱不少于30棵。

1、各类物料要统一管理，现场牌板与实物相符。 2、各类物料要码放整齐，损坏的柱子及时更换上井。 3、支护材料存放于风道，距轨道距离不少于0.4m。

第四节 矿压观测

一、矿压观测内容

1325SX综采工作面的矿压观测主要有：工作面液压支架观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱压力观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特征、超前支护压力影响范围和巷道压力变化等进行定期分析，并进一步了解煤体力学参数等基础数据，便于采取针对性的支护措施。 二、矿压观测方法

（一）工作面的矿压观测

工作面每10组支架安装一块压力表均匀布置，观测支架立柱的压力情况，支架工在操作支架时必须将支架升实，保证支架的初撑力。 （二）巷道的矿压观测

两巷的单体液压支柱的压力观测采用单体测力计进行监测，每班打完超前后对单体液压支柱的初撑力进行测量。 三、支护质量监测

每周由我单位顶板管理小组对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，责令有关人员立即整改。

监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体柱初撑力，超前支护质量等。 四、矿压观测时间要求

1、对于工作面，整个生产期间都要进行观测。

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1325SX综采工作面作业规程

2、支护质量监测，整个生产期间都要进行监测。

第四章 生产系统

第一节 运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面采用MGTY-250/580-1.1D型双滚筒采煤机落煤，其滚筒配合工作面输送机前移装煤，运煤由工作面刮板输送机SGZ-764/630输送到SZZ-730/200转载机，至下运SSJ-1000/2*250带式输送机，运道外口小川SZZ-800/315，2323下山SSJ-1200/2*250带式输送机输送到放煤井。

2、辅助运输设备及运输方式 工作面需要用的材料、设备等物资，采用矿车或叉子车、JD-40KW、JD-25KW、JD-11.4KW或8吨绞车，通过轨道巷运进、运出工作面。 二、推移刮板输送机方式

采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.7m，推移刮板输送机距采煤机不小于15m，输送机弯曲度不得超过3-5度，推移方向自下（上）而上（下）顺序进行。

1、采煤机向下（上）正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板输送机，距离至采煤机后滚筒不小于15m。

2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。 三、运煤路线

工作面→1325SX运道→2323下山皮带巷→放煤井 四、辅助运输路线

一水平大巷---1300正石门---1331轨道上山---二中车场---横川---1325边眼---风道

一水平大巷---1300正石门---1325运料巷---1325运料小川---1325边眼---下运 附图4：1325SX综采工作面运输系统图 附图5：1325SX综采工作面通风系统图 附图6：1325SX综采工作面避灾路线图

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1325SX综采工作面作业规程

附图4：1325工作面运输系统图

SX

SX1325 工作面运输系统图总回风巷绞车房二中车场1331轨道上山1325边眼风道1325 1403回风巷面作SX 工一水平大巷1300正石门运道图运 煤运 料风门调节风门挡风墙防 火墙例2323下山放煤井2335回风巷

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1325SX综采工作面作业规程

附图5：1325工作面通风系统图

SX

SX1325 工作面通风系统图总回风巷绞车房二中车场1331轨道上山1325边眼风道 52311403回风巷面作SX 工一水平大巷运道1300正石门图新 风乏 风风门调节风门挡风墙防 火墙例2323下山放煤井2335回风巷

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1325SX综采工作面作业规程

附图6：1325工作面避灾路线图

SX

SX1325 工作面避灾路线图总回风巷绞车房二中车场1331轨道上山1325边眼风道1325 1403回风巷面作SX工 一水平大巷1300正石门运道图避 水避 火风门调节风门挡风墙防 火墙例2323下山放煤井 火灾或瓦斯爆炸避灾路线：工作面→风道→1325边眼→二中车场→1331轨道上山→1300 石门→一水平大巷→副井→地面 水患避灾路线：工作面→风道→1325边眼→二中车场→1331轨道上山→一中车场→总回风巷→中央风井→地面

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2335回风巷

1325SX综采工作面作业规程

第二节 “一通三防”与安全监控

一、工作面通风系统

1325SX综采工作面采用“U”型通风方式。 1325SX综采工作面的通风路线： 1）新风：

副井—→一水平大巷—→1300正石门—→1331轨道上山—→二中车场—→1325边眼—→风道—→工作面

2）乏风：

工作面—→运道—→2323下山—→12槽横川—→2335回风巷—→1403回风巷—→1505回风巷—→毕各庄风井 二、工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×KCH4/(C-CO) （m3/min）

式中：Q采—回采工作面实际总需要风量，m3/min;

q采—采煤工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）的绝对涌出量，0.05m3/min; KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数（1.5）。 C：回风流瓦斯浓度。（1%） CO：进风流瓦斯浓度（0）。

Q采=100×0.05×1.5/(1-0)=7.5m3/min=0.125m3/s 2、按工作面温度计算：

Q采= 60×V采×S采 （m3/min）

式中 V采—采煤工作面风速，m/s；1.0 m/s

S采—采煤工作面的平均断面积，m2

a、适宜气候的风速和温度表中未列出的温度和风速，可按平均插入法找出适宜

的风速。

b、有效通风断面是指平均控顶距与平均采高的乘积。（有效断面是去掉工作面的

支架等设备占用的断面后的过风断面。其系数一般为0.8。最大控顶距是平均控顶距的1.2倍。两者乘积近似于1不再修正）

c、工作面的温度取工作面上出口的回风温度。设计工作面的温度按同等条件的工

作面取值。

表7 采煤工作面空气温度与风速对应表 工作面空气温度工作面风速V/（m.s-1） /℃ 煤层厚度<1.5m 煤层厚度1.5～3.5m 煤层厚度>3.5m <15 0.3～0.4 0.3～0.5 15～18 0.5～0.7 0.5～0.8 0.8 18～20 0.8～0.9 0.8～1.0 0.8～1.0 20～23 1.0～1.2 1.0～1.3 1.0～1.5 23～26 1.5～1.7 1.5～1.8 1.5～2.0 26～28 2.0～2.2 2.0～2.5 2.0～2.5 Q采= 60×1.0×（3.6+4.3）/2×2=474m3/min=7.9m3/s 3、按工作面每班工作最多人数计算： Q采=4×N ×K （m3/min）

式中：N——工作面同时作业人数，取43人

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1325SX综采工作面作业规程

K：备用系数。取1.25

4—每人每分钟供风标准，4m3/min。

Q采=4×43×1.25=215m3/min=3.59m3/s 4、按炸药量计算

Q采=10×A （m3/min） 式中 A—一次爆破炸药最大用量，（kg） Q采=10×9=90 m3/min=1.5m3/s

经上述计算，风量Q取最大值7.9m3/s进行验算 5、按风速进行验算：

经上述计算，风量Q取最大值7.9m3/s进行验算。 Qmin≥15s=15×12.6=189m3/min=3.15m3/s Qmax≤240s=240×12.6=3024m3/min=50.4m3/s Qmin≤Q≤Qmax

通过验算可知，7.9m3/s满足风速要求，因此确定1325SX综采工作面实际需风量为7.9m3/s。

三、工作面防尘供水系统

㈠、1325SX综采工作面防尘供水路线：

工作面上风道供水管路为ф108mm内径无缝钢管，每隔100m设一个瓦路，下运供水管路为ф108mm内径无缝钢管，每隔50m设一个瓦路。

东风井—→总回风巷—→1331轨道上山—→二中车场—→1325边眼—→风道 东风井—→总回风巷—→1331轨道上山—→二中车场—→1325边眼—→运道 ㈡、防尘供水设计 1、工作面用水计算： ①、采煤机耗水量Q1

双滚筒采煤机，每个滚筒安装12个PZA-2/55型喷嘴，每个摇臂安装5个PZA-3.5/70型喷嘴,按喷嘴水压为2.0MPɑ计算,根据喷嘴“压力-流量”特性，则机组耗水量为：

Q1＝8.7L/min×12×2+12L/ min×5×2=328.8 L/ min ②、支架架间喷嘴耗水量Q2

每组支架安装2个PAA-3.5/70型喷嘴，按同时有3组支架移架,喷嘴水压按2.0 MPa计算，则移架时最大耗水量为:

Q2＝12L/ min×3×2=72 L/min

③、运输巷道各转载点、电机冷却、冲刷巷帮耗水量Q3

按运输巷道安装一部转载输送机（每组2个喷嘴）、3部胶带输送机（每组2个喷嘴）、一部电机冷却、一条φ25mm胶管冲刷巷道, 则最大耗水量:

Q3=7L/ min×2×4＋20L+30L/min=106L/min

④、工作面风道安设净化水幕、防尘帘及冲刷巷帮耗水量Q4

工作面风道安设2组净化水幕和一道防尘帘,每组8个喷嘴，一条ф25mm胶管冲刷巷道，则最大耗水量为:

Q4=7L/ min×8×3 +30L/ min=198L/min ⑤、风道煤层注水耗水量Q5

风道煤层注水时，单孔注水流量为30 L/min，按5孔同时注水计算，则每分钟耗水量为:

Q5＝30×5=150 L/min ⑥、工作面冲洗支架耗水量Q6

工作面用一条ф10mm胶管冲洗支架,其耗水量按30L/ min计算则Q6=30L/ min。

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1325SX综采工作面作业规程

2、供水管路系统能力校核：

工作面风道最大需水量Qmax1

Qmax1＝Q4＋Q5＋Q6＝198+150+30=378 L/min 工作面运道最大需水量Qmax2

Qmax2＝Q1＋Q2＋Q3＝328.8+70+106=504.8L/min

采区主管路为ф108mm内径静压水管，风道为ф108mm内径静压水管、运道供水管路为ф108mm内径静压水管，按经济流速1.8m/s校核：

风道、运道管路校核：

Q运供＝[（0.1×0.1×3.14/4）×1.8×60×1000]＝847.8 L/min Q风供＝[（0.1×0.1×3.14/4）×1.8×60×1000]＝847.8 L/min

Q风供> Qmax1＝378 L/min，工作面风道供水管路可满足工作面及工作面风道用水。 Q运供> Qmax2＝504.8 L/min，工作面运道供水管路可满足工作面及工作面运道用水。 由上述计算可知，工作面管路选型能够满足供水要求。 四、监测系统

1、甲烷传感器的安装：

1、在距工作面下出口距离煤壁10m范围内安装安全监测系统的甲烷传感器T1，甲烷传感器布置在巷道的上帮，距顶板不大于300mm，距上帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电器设备。

2、在距工作面回风巷外出口10-15m范围内安装甲烷传感器T2，布置在巷道的上帮，距顶板不大于300mm，距上帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，断电范围为工作面及回风巷内的全部非本质安全型电器设备。

3、在工作面下隅角垂直悬挂便携式瓦斯报警仪，距上帮不小于200mm，距顶板不大于300mm。

4、在下运皮带外出口10-15m处安装烟雾传感器。 5、在工作面回风巷安装一氧化碳和温度探头。 附图7：1325SX综采工作面监测设备布置图

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1325SX综采工作面作业规程

SX1325 工作面监测设备布置图总回风巷绞车房二中车场1331轨道上山1325边眼风道1325 1403回风巷面SX 工作一水平大巷1300正石门运道电源分站2335回风巷2323下山放煤井

种类 型号 报警断电浓度和范围 报警浓度≥1.0% 断电浓度≥1.5%； 复电浓度<1.0% 报警浓度≥1.0% 断电浓度≥1.0% 复电浓度<1.0% 报警浓度≥0.0024% 报警温度≥28℃ 数图标 量 1 所在位置 工作面下出口不大于10米 运道外口10～15m 运道外口10～15m 运道外口10～15m 运道外口10～15m 下运皮带机头 编号 T1 CH4探头 KGJ16 CH4探头 KGJ16 CO探头 温度探头 烟雾探头 烟雾探头 KGA5 KG3007A KGN1 KGN1 1 1 1 1 1 T2 YW2 YW1 YW YW - ２４ -

1325SX综采工作面作业规程

1325综采工作面监测设备断电系统图（附图8）

SX

断路器 BGP45 -6/300 MVV323×50+3× 25/3+3×2.5-1200m 1#KBSG -800/6/11.4 MYP3×70 5m

1# MYP3×70 BKZ1 800/11.4 2# QJZ2× 400/11.4 SGZ-764/630运输机

5m Id1=6711A 2#KBSG -1000/6/11.4 MYP3×70 5m BKZ1 1000/11.MYP3×70-150m 3# MYP3×70 5m MG580采煤机

4# QJZ2× 800/11.4 SZZ-730/200 下运转载机 破碎机 PCM-110 Id2=6711A MYP3×35-50m 5# QJZ- 300/11.4 MYP3×35-10m 喷雾泵 KJB16B T1 电源 分站 T2 断路器 来自1300 正石门 变电所 KBZ- KBZ- 630/660 400/660 运道及回风 巷设备 T1动作浓度： T2动作浓度： 报警浓度≥1.0% 报警浓度≥1.0% 断电浓度≥1.5%； 断电浓度≥1.0%； 复电浓度<1.0% 复电浓度<1.0%

SX

T1安装于工作面下出口10米以内 断电范围：1325工作面及回风巷所有非本质安全型电气设备

SX

T2安装于下运外口10－15米 断电范围：1325工作面及回风巷所有非本质安全型电气设备 信号电缆，电源电缆敷设：所有检测设备都由1300正石门变电所外安设的主站和分站提供电源，信号、和电源由一根四芯小线提供，沿巷道铺设。

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1325SX综采工作面作业规程

第三节 排水

一、1325sx工作面水文地质情况：

1、回采预计正常涌水量：0.2m3/min，最大涌水量：0.5m3/min。（排水设备选型时，按最大涌水量的1.2—2.0倍选用。） 二、水泵的选择计算：

1、最大涌水量时水泵必须的排水能力：（下运） QB=1.2Qmax=1.2×(0.5×60)=36m3/h 其中：Qmax——最大涌水量

最大涌水量时，排水泵采用KGQ-50×50泵2台（1台备用）,安装在下运洼点处，随回采外导。

2、正常涌水量时水泵必须的排水能力：（下运） QB=1.2Qx=1.2×(0.3×60)=21.6m3/h 其中：Q——正常涌水量

正常涌水量时，排水泵采用BQS-30-30泵2台（1台备用）,安装在下运洼点处，随回采外导。

3、风道排水设4寸排水管1趟。采用BQS-30-30泵2台（1台备用）排水泵窝设在风道洼点，随回采外导。 4、设备型号及参数 型号 KGQ-50-50 BQS-30-30 流量(m3/h) 50 30 扬程(m) 50 30 电机功率(KW) 37 5.5 5、下运采用外径108mm，壁厚4mm的无缝钢管(4寸管)1趟。 污水经下运~~边眼~~1300正石门水沟~~一水平大巷。

风道采用外径108mm，壁厚4mm的无缝钢管(4寸管)1趟。 污水经风道~~边眼~~1300正石门~~一水平大巷。 三、管路选择及阻力损失计算略 四、供电图见图-1。 五、排水管路图见图-2。 六、其它排水设施及事项

1、由于1325sx风道、下运局部有起伏，因此需在各洼兜修好水窝、水沟等排水设施。 2、每班排水时需由专人负责，水排干后，及时关泵，防止泵吸空造成烧泵等事故。 3、水排干关泵后，需将泵水管路接口外瓦路及时关闭，防止污水回流。 4、排水时，进水口处需有过滤装置，防止杂物进入泵体。 5、污水排至1300正石门水沟内后，水沟内煤粉定期清挖。

6、下运排水供电线路及电气设备必须定期检修，搞完好，保护排水可靠性。

来自1300正石门变电所 干变。 U3×70-800m U3×25 -50m 1# QBZ- 200/0.66U3×25 -5m 2# QBZ- 80/0.66下运排水供电系统图 37KW 排水泵KGQ-50-50 5.5KW 排水泵BQS-30-30 - ２６ -

1325SX综采工作面作业规程

风道排水供电系统图 来自1300正石门变电所 干变。 U3×70-800m U3×25 -50m 3 QBZ- 200/0.66#U3×25 -5m 4# QBZ- 80/.66 5.5KW 排水泵BQS-30-30 5.5KW 排水泵BQS-30-30 1325sx综采工作面排水设备布置图

下运 1325sx工作面 风道

一水平大巷 1300正石门 放煤井 排水管路布置图。图－2

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1325SX综采工作面作业规程

四、防治水措施

1、回采过程中作好排水准备，正常生产期间在风道、运道低洼处安装排水设施。 2、水泵保持完好，并有备用泵。

3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。

第四节 供电

一、 供电系统

1、高压来自1300正石门变电所。

2、1140V供电系统：采面及下运皮带、下运外口转载机、泵站等设备均为1140V，分别由1#、2#、3#、4#变压器供电。

3、660V供电系统：风道、运道内绞车、水泵等设备均为660V，由1300正石门变电所内干变供电。

4、供电系统图见图9

二、 负荷统计及被要求选择结果：见表8 三、 供电计算：见表9

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1325SX综采工作面作业规程

Id3=4456A KBSG-800/6/1.14Id1=6711AMVV323×50+3× 1#MYP3×9525/3+3×2.5-1200m -5m1#MYP3×95 -5m2# QJZ2×400/1.14MYP3×70-350mMYP3×35-350m160KWSGZ-764/630运输机MYP3×70-150m315KWMYP3×35-150m160KWId4=2339A315KWId5=4456ABGP45-6/300安放风道外口来至1327变电所 KBSG-1000/6/1.14Id2=6711A3# 2#MYP3×95 -5mMYP3×70-350m4#MYP3×95 -5mMYP3×35-50m5#Id6=3639AMYP3×50-400m580KWMG580采煤机Id7=2339AId8=2339A×25-10m90Kw喷雾泵200KWSZZ-730/200转载机110KwPCM110破碎机MYP3×35-400mMVV323×50+3×25/3+3×2.5-800mQJZ-300/1.14Id2=5111AMYP3×70 -10m6#MYP3×70 -10m KBSG-MVV323×50+3×630/6/1.1425/3+3×2.5-500m 3#1327变电所7#MYP3×70 -5mBKZ-630/1.14MYP3×70 -5m8#MYP3×70 -5m9#MYP3×70 -5m10#BKZ-630/1.14BKZ-400/1.14BKZ-400/1.14BKZ-400/1.148#MYP3×70 -50m11#MYP3×70 -5m12#QJZ-2×315/1.14Id10=4614AMYP3×50-10m BKZ-400/1.14315KW 200KWSGZ-730/200SZZ －800/315 刮板输送机转载机

9#MYP3×70 -50m13#MYP3×70 -5m14#QJZ-2×315/1.14Id10=4614AMYP3×50-10m200KW BKZ-400/1.14

SGZ-730/200刮板输送机

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1325SX综采工作面作业规程

来至1300变电室 KBSG-1000/6/1.14 4#Id2=5111AMYP3×70MYP3×70 -10m -10m安放石门横川16#15#MYP3×7020#MYP3×7017#MYP3×7018#MYP3×7019#MYP3×70 -5m -5m -5m -5m -5mBKZ-BKZ-BKZ-BKZ-BKZ-BKZ-630/1.14400/1.14400/1.14400/1.14400/1.14630/1.1421#22#Id11=4614AMYP3×70-50m250KWSSJ-1000/2×250下运皮带机副启17#MYP3×70 -50mMYP3×70 -5mBKZ-400/1.1423#QJZ-2×315/1.1418#MYP3×50 -50mMYP3×50 -5m24#Id12=4614AMYP3×35-50m125KWBKZ-400/1.14MYP3×70 -50m25#MYP3×70 -5mQJZ-300/1.1426#MYP3×70-50m乳化液泵DRB-315/31.5Id11=4614A250KWSSJ-1000/2×250下运皮带机副启19#BKZ-400/1.1427#QJZ-2×315/1.1420#MYP3×50 -50mMYP3×50 -5m28#Id12=4614AMYP3×35-50m125KWBKZ-400/1.14QJZ-300/1.14乳化液泵DRB-315/31.5供电系统图－图9

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1325SX综采工作面作业规程

1325工作面负荷统计及变压器选择结果：

表8

设备 名称 工作面运输机（双速） 型号 数 电机容量 量 （KW） 设备总功率（KW） 额定电压（V） 整定电流（A） 备注 SX

315高速 2×315 2×220.5 1140 160低速 2×160 2×112 小结功率及变压器：Σpe=630KW，由1#KBSG-800/6/1.14干变供电 250 2×250 2×175 采煤机 MGTY250/580 1 1140 40 2×40 2×28 SGZ764/630 1 SZZ-730/200 1 PCM-110 HPB-315/10 1 1 200 110 90 200 110 90 1140 1140 1140 140 77 63 下运转载机 破碎机 喷雾泵 小结功率及变压器：Σpe=980KW，由2#KBSG-1000/6/1.14干变供电 下运溜子 SZZ-800/315 1 315 315 1140 192 小结功率及变压器：Σpe=315KW，由3#KBSG-630/6/1.14干变供电 下运皮带机主启 下运皮带机副启 乳化液泵 SSJ-1000/2×250 SSJ-1000/2×250 DRB-200/31.5 1 1 2 250 250 125 250 250 2×125 1140 1140 1140 175 175 2×87.5 三泵一箱 一泵备用 小结功率及变压器：Σpe=750KW，由4#KBSG-1000/6/1.14干变供电

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1325SX综采工作面作业规程

1325低压开关整定及灵敏系数校验：

sx

表9

开 关 编 号 1# # 开关型号 开关 额定 保 护 最小短路电流电流 方 式 （A） （A） 800 400 400 800 400 300 400 400 400 400 400 电子 电子 电子 电子 电子 电子 电子 电子 电子 电子 电子 Id1Id3Id4Id2Id5Id8Id9 (2) (2)短路保护整定（A） 3072 1536 1104 1263 830 1104 630 1536 630 378 1027 灵敏系数校验 BKZ1-800/1140 QJZ-2×400/1140 （面溜高速回路） QJZ-2×400/1140 （面溜低速回路） =6711 =4456 =2339 =6711 =4456 =2339 =4614 =4614 =4614 =4614 6711/3072=2.2>1.5 4456/1536=2.9>1.5 2339/1104=2.1>1.5 6711/1263=5.3>1.5 4456/830=5.3>1.5 2339/1104=2.1>1.5 4614/630=7.3>1.5 4614/1536=3.0>1.5 4614/630=7.3>1.5 4614/378=12.2>1.5 4614/1027=4.5>1.5 2 (2)3457# # BKZ1-1000/1140 BQZ1-400/4/1.14 (机组回路) QJZ-300/1.14 BKZ-630/1.14 # (2) (2)# # # (2) (2)9、10 17 18 1920## ##BKZ-400/1.14 BKZ-400/1.14 BKZ-400/1.14 BKZ-400/1.14 Id10Id12Id13 (2) (2) (2)Id17=4614 (2)注： 1、表－1中计算、整定和校验严格按照《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》执行。

2、变压器保护由机电科负责计算、整定和校验。 3、图中各高、低压开关、线路中不得接入其它负荷。 4、设备应符合国家标准GB3836-2000及完好要求。 5、各种保护要齐全、灵敏、可靠。

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1325SX综采工作面作业规程

第五节 通信、照明

一、通信系统

1、1325SX工作面转载机机头、各部带式输送机机头各安装一台直通地面调度室的生产电话。

2、工作面及运输系统通讯：采用常州联力自动化科技有限公司生产的扩音电话（KTT3型），工作面7台，风道三机开关处1台，下运转载机机头1台，下运皮带机头1台，泵站处1台，下山皮带机头1台，共计12台。运料系统每部绞车处各设置1台扩音电话。 二、照明系统

1、风、运道各设2台照明综保；采面设1台照明综保负责工作面照明；边眼设置1台照明综保。

2、下山皮带照明系统采用现有照明系统。

第五章 劳动组织和主要技术经济指标

第一节 劳动组织

一、作业方式

1325SX综采工作面采用“三八”作业制，两采一准，每班作业8小时。 附图9：工作面正规循环作业图表

两采一准图表面长十点班170160150140130120110100908070605040302010六点班两点班图例割煤 移架 推溜检修

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1325SX综采工作面作业规程

二、劳动组织

每班有1名点班区长、2名班长负责组织安全生产，配有采煤机司机、支架工、端头支护工、机电维护等相关工种的操作人员，合计117人。

工作面人员配备见表10 类别 工种 采煤机司机 工作面范围 生产班 支架工（含清箱） 端头支护工 液压泵司机 机电维护工 刮板运输机司机 转载机司机 班长 工作面以外范围 皮带运输机司机 刮板运输机司机 机电维护 灭尘工 出口超前替棚子工 班长 运料工 合计 小十 六 计 2 6 7 1 1 1 1 1 2 1 2 1 4 1 2 4 6 12 7 14 1 1 1 1 1 2 1 2 1 1 4 2 2 2 2 2 2 4 2 4 2 2 8 3 区 直 准 备 班 点班 类别 工种 液压支架检修工 采煤机检修工 机电检修工 机电搬运工 班长 井下杂活 巷道修理 矿压监测 打板替棚子 合计 核算员 材料员 设备员 下跟料（件）工 点柱工 合计 小计 3 2 8 6 3 3 4 1 4 34 1 1 1 4 1 8 117 看工具（料）背水工 1 10 10 32 43 75 总计（生产班+检修班） 第二节 主要技术经济指标

工作面主要技术经济指标见表11 序号 项目 1 工作面倾斜长度 2 工作面走向长度 3 采高 4 煤层倾角 5 每刀进度 6 每刀产量 7 日进度 8 日产量 9 月产量 10 出勤人数 11 出勤率 12 全员效率 13 坑木消耗 14 雷管消耗 15 火药消耗

单位 参数 m 173.6 m 1038 m 2 度 7~10； 平均9 m 0.7 吨 318.6 m 5.6 吨 2548.8 吨 76464 人 117 % 62 吨/工 21.79 m3/万吨 8 个/万吨 120 千克/万吨 45 - ３４ -

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第六章 煤质管理

一、成立煤质管理小组

组 长：刘世坤、任 昕 副组长：陈善永

成 员：刘福生、满维涛、姜善学、张文贺、刘军、吕彦龙、马修志、王亚军

侯文轩、刘建会、张起顺

二、组织结构职责

1、煤质管理小组每旬召开一次工作会议，根据煤质科提供的煤质简报，总结过去一旬的煤质管理工作，总结成绩与不足以便于在今后工作中扬长避短，并根据本旬工作的具体条件，制定下一步煤质管理的具体措施指导下步的工作。

2、煤质管理小组成员利用班前会经常向职工通报，宣传区毛煤煤质完成情况和煤质管理工作。

3、煤质管理小组成员中三个点班班长，分别负责本班煤质管理措施的具体实施，其他小组成员及职工根据自身工作特点，按照煤质管理规定，最大努力降低毛煤灰分。

4、现场班长在开工前，要仔细检查工作面顶板、煤壁及支护情况，针对具体问题采取有效措施及时支护顶板，减少矸石混入煤中。

5、煤质管理小组成员在生产过程中，负责监督，检查煤质管理措施的落实情况，对不按措施执行的行为及时制止，并对责任者给予教育或相应处罚：对在煤质管理工作中表现积极，成绩显著的职工给予表扬及相应奖励。 三、责任制的考核与奖惩

1、区煤质管理小组依据煤质简报提供的数据，对班组长按月考核，毛煤灰分降低1%，对班组长加奖应得奖金的10%，毛煤灰分比计划每超标1%，扣款应得奖金10%。

2、区煤质管理小组对职工的考核，依据本月灰分指标完成情况，根据日常工作表现，由小组成员评定，对在煤质管理中成绩突出的职工，加奖应得奖金的5%；对日常工作中不按煤质管理规定作业，责任心不强，忽视煤质管理的职工，扣罚本月应得奖金的5%。 四、各工种、工序保证煤质措施

1、机组司机

①机组司机在操作机组割煤过程中，密切注意顶板、底板情况，正常情况不割顶、底板。当出现地质变化时，要合理控制采高，在保证支架最小高度及机组通过的情况下，最大限度的减少割顶、底板量，以减少毛煤中矸石混入。

②机组司机要合理控制机组运行速度，使支架工在机组割煤后能及时移架支护顶板，防止顶板掉落矸石。

2、支架工

①支架工在机组割煤后及时移架支护顶板，达到规定的初撑力，做到及时有效支护顶板。

②当煤壁片帮时，要及时伸出前探梁，超前移架，防止冒顶事故发生。顶板破碎时，要坚持带压移架、打板后移架，有效控制顶板，工作面也可联网控制顶板。工作面出现冒顶时，采取超前控制顶板，减少矸石量。

3、端头支护工

①上、下出口按规定打好超前支护，上端头支架与风道上帮及下端头支架与下帮要支护好，防止矸石冒落及片帮。

②上、下端头三角区顶板要控制好，顶板破碎时，要超前做好，防止矸石冒落。当上、下机头及采面有矸石冒落时，要将矸石拣出，填入老塘侧。

③支设的单体柱要迎山有劲，初撑力不低于90KN，发现失效退山柱要及时更换或改好。

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1325SX综采工作面作业规程

4、运输机司机

①毛煤运输过程中，发现有矸石及杂物随煤运出，要及时拣出,集中存放，集中处理。 ②负责本机段范围内巷道支护状况检查，对支护状况不好地点及时处理，或汇报区里，以便迅速处理，防止顶板矸石掉落。

第七章 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《1325SX

综采工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。 二、安全技术措施

1、所有上岗人员都必须经过培训后上岗，严格执行岗位责任制。

2、工程质量和顶板控制，要按照《煤矿安全质量标准化》以及“6S”的各项内容要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。

3、所有上岗人员上岗前必须学习作业规程，学习后签字考试，不合格不得上岗。

4、加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态。

5、工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通信系统，人员定位系统应时时保证其完好，并坚持正常使用。

6、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的行人过桥。

7、严禁在工作面输送机运行时进入机道工作，如确需进入，则输送机必须闭锁。并严格执行敲帮问顶找掉制度。

8、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀或通知泵站司机停泵，严禁带压作业。 9、人员在使用8T绞车时严禁将绞车钮用铁丝、绳等拴住或卡住。

10、使用8T绞车回撤单体柱时，必须使用5分以上绳爪并配合沙勾螺丝满扣连接。 11、多人作业时，要做好自主保安和相互保安，人员在运输单体柱、大板、金属网、棚梁或棚腿时要用力均匀、协调一致，防止发生安全事故。 三、交接班安全检查内容和有关规定

1、交接班时，上班必须向下班交清工作面存在的安全隐患及本班的处理方法、进展情况，下班接班后要对上班存在的安全隐患要立即处理。

2、开工前，班长必须对工作面的安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面工作。所有人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等的安全牢固情况，发现问题及时处理。

第二节 顶板控制

一、工作面及两巷的支护质量要求

1、工作面支架排成一条直线，偏差不超过±50mm，工作面支架中心距符合规定，偏差不超过±100mm。支架严禁出现歪扭、咬架等情况，否则要及时调整，支架确保达到初撑力。

2、工作面支架要及时调整，不得出现支架歪倒，相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板的2/3）支架不挤、不咬；架间空隙不超过规定（小于200mm）。

3、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角小于7°，支架顶梁接顶严密，支架垂直顶板。支架顶梁以上空顶高度不大于300mm。

4、工作面发生片帮时，要采取超前移架支护，超前移架后梁端距仍超过340mm时，及时采取措施控制顶板。

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1325SX综采工作面作业规程

5、工作面在回采时，机组过后要将前梁及时伸出，封住煤壁，防止造成片帮或冒顶。 6、工作面割煤时，要将煤壁割直，割齐，防止片帮。如煤壁片帮较远，可在支架前沿倾向打板，封住煤壁，或在支架上带走向板，支护好暴露的顶板。

7、工作面及时支护顶板，减少空顶时间，减小对工作面煤壁的压力，防止片帮。 8、两巷超前支护的支柱必须打成一条直线，偏差不超过±100mm。 9、所打的支柱要拴好柱绳，防止倒柱伤人。

10、软岩或不见底的工作面必须穿鞋，且所有支柱的初撑力不小于90KN。 11、采空区采用全部垮落法控制。

12、上下毛窝及时回撤，毛窝最大不能超过切顶线后5m，最小不超过切顶线。毛窝过大时，要班中掏窝，以保证毛窝长度不超规定。

二、工作面及两巷冒顶、煤壁片帮的处理方法及安全技术措施 （一）、工作面及两巷冒顶

1、处理冒顶工作要由班长统一指挥。

2、处理冒顶前首先敲帮问顶，人员站在安全地点用长把工具处理悬矸、危岩，要有专人监护，确定无掉顶危险后方可作业。

3、处理前应采取临时支护措施，严禁空顶、空帮作业。要看清后路，确保发生意外时能够及时躲避。

4、处理前必须将上下相邻的5组支架的手把打零位，无关人员不得在冒顶区域下方行走或逗留。

5、处理时必须将工作面输送机闭锁，并设专人看管。 6、使用单体液压支柱时，必须进行远距离控制，所打支柱必须迎山有劲，拴好防倒绳。 7、要专人操作支架，并与处理冒顶人员协调一致，防止误操作支架。

8、必须在顶板稳定后再进行处理，若工作面出现压力增大，片帮、顶板掉渣等现象，严禁进行处理。

9、高度较大时必须搭设牢固的脚手架。 10、处理冒顶按以下步骤进行：

①首先在冒顶处支架上架设两个木板梁，梁的一端与前梁搭接，另一端挤紧煤帮。 ②在煤壁侧挖柱窝，用合适的单体液压支柱作腿打牢板梁，并用小料逼好煤帮。 ③然后在板梁上方码放木垛，将顶板结实，木垛要挤紧煤帮，以防片帮。 ④对单体液压支柱进行远方注液直到升实顶板。

⑤冒顶处理完后沿倾斜方向用2.4m或3.0m大板打好托板，托住板梁。

⑥先移顶板完好处的支架，托住倾斜大板，后移冒顶处支架，最后回撤单体液压支柱。 （二）煤壁片帮的处理方法及措施

1、工作面片帮深度超过0.7m时，要及时超前移架支护顶板。

2、工作面片帮超前移架后端面距超过340mm时，要利用大板，一端插入支架的前梁上方，另一端抵住煤壁，当梁头距大板末端大于1.0m时要在大板末端打点柱，防止大板折损。

3、串梁时要严格执行敲帮问顶找掉制度，并将工作面输送机闭锁，由专人操作支架，并设专人观察顶板。 三、两巷维护 1、端头支护

①毛窝回柱应先清理好后路，用放液钩子将单体液压支柱放液后用千倍拉或绞车拉出，严禁人员进入空顶区作业。

②回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况，支柱受煤帮压力较大时，人员必须站在可靠的安全地点回柱，严禁人员站在支柱弹出、歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。

③改柱时，严格执行先支后回制度，人员要站在支护完好的安全地点。

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1325SX综采工作面作业规程

④使用绞车前，首先检查绞车的各部件、绞车绳、信号的完好及绞车稳固情况是否牢固等，确认无问题后再开车。绞车运行中，严禁用手脚拨绞车绳。开车前人员要躲开绳道及绳道射线方向，需要使用滑轮时人员必须躲开滑轮三角区到5m以外的安全地点。绳头和绞车之间严禁有人。各通路口设专人截人，严禁人员通过。

⑤信号规定“一停、二开、三松车”， 30m范围内可使用口笛，超过30m使用绞车信号，严禁用口喊或晃灯代替。 2、超前支护

①严格按规程规定的两巷超前支护方式和超前支护距离施工，确保两巷无积水、污泥、杂物，物料码放整齐，各类图、牌板齐全。

②禁止使用折损、变形、失效的支柱，经常检查两巷顶板及支柱的完好情况，发现问题及时处理。

③两巷回出的单体液压支柱必须运到超前支护以外的安全地点，码放整齐不影响行人。 ④超前支护距离内的单体液压支柱必须打成直线，软岩或不见底的工作面必须穿鞋，且所有支柱的初撑力不小于90KN。 四、无网开采安全技术措施

1、无网开采时，支架工要采取带压移架，降架时以能移动支架为准，减少对工作面顶板的破坏。移动支架时要使用好调架，减少支架间的空隙。

2、机组割煤时，要选择合理的牵引速度，以便支架工能及时移架支护好新暴露的顶板。煤壁片帮或空顶距超过规定时，要将支架超前过，控制好顶板。 3、工作面的高度控制合理，减少支架间的错茬。

4、加强工作面液压支架的检修和维护，保证其对工作面顶板的有效支护。

5、工作面人员站位和工作时，不准站在两组支架间的空隙位置，防止上顶的矸石掉落伤人。人员在工作面内行走和工作时，严禁任何人手扶插帮。

6、 当人员站在插帮或机道附近工作时，要仔细观察好上顶架间的矸石，有掉时，要及时进行找掉，确认无掉落危险后，方可进行作业。

7、工作面人员工作时，必须佩带好各种劳动保护设施，提高自身的安全意识。 五、人工做超前的措施

1、做超前时，首先要坚持敲帮问顶制度，并找好掉，待顶板稳定后再开始作业，按照由条件好的地点向条件不好的地点作业的原则进行，范围大时可分段进行，相邻两段之间相距5组支架以上距离。上段或下段作业人员需要升降支架时，必须与另一段作业人员打好招呼。

2、做超前时使用大板做梁，一端放在支架顶梁上，一端放在事先刨好的梁窝内，在煤壁侧打好贴帮柱。

3、做超前时上、下五组支架不能操作，15m范围内不准开动机组，如果开动必须待人员撤出后方可开动，进入机道内打柱带板时，必须闭溜作业。

4、如工作面发生冒顶，人员要撤到安全地点，待顶板冒落稳定后，由现场班长负责指挥，根据顶板冒顶情况采取措施进行处理：

①首先准备好物料，将注液枪管路接好。

②如果冒顶面积较小时，可直接顺煤壁打板，然后降架挑板。

③如面积较大时，要先将冒落区两侧顶板处理好，采取顺煤壁打板，降架挑板或支架前梁串大板的方法控制顶板，以防止冒顶范围扩大。

④如片帮严重，可采用打水涨锚杆法来固帮。

⑤处理冒顶和片帮时，要坚持敲帮问顶制度，要有专人观山。

⑥操作支架准确无误，防止出现误动作，整个处理过程中要保持后路畅通，若需降架要通知周围人员撤到5m以外安全地点后，才可操作。

⑦人员进入溜子道作业时，必须闭溜作业。

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1325SX综采工作面作业规程

六、替棚子及回上、下毛窝措施 （一）、风道替棚子安全技术措施

1、替棚子前相邻两架棚子之间沿倾向打1块3m半圆，一板两柱，加强支护，支柱要打得迎山有劲，成排成线，并用铅丝拴好，以防倒柱伤人。

2、替棚子打倾向板时要将两腮找平，并用小板、木垛或旧料将半圆上顶背实。严禁使用折损、变形、失效的支柱。

3、回棚子时，由里向外依次回撤。首先将棚梁下打好单体液压支柱，并用铅丝拴好，先解一帮卡缆，严禁同时解两帮卡缆。松解卡缆时，人员严禁正对卡缆，要站在卡缆侧面操作，防止螺丝弹出伤人。回棚子时严禁生拉硬拽，需要导向时必须使用滑轮，滑轮挂在牢固可靠的地方。回完棚腿后检查顶板情况，无变化时回撤单体液压支柱，要使用专用的放液钩子进行远方操作，回出棚梁，浮煤及时清理，棚梁、棚腿及时外运，码放在宽敞地点，确保行人畅通。

4、回棚子量达到1.2m时，在倾向半圆下沿走向打好三排1.2m双轴梁。具体布置方式为：上帮1.2m双轴梁距上帮板头300mm，一梁一柱；下帮1.2m双轴梁距下帮板头300mm，一梁一柱，中间1.2m双轴梁距下帮板头1450mm,一梁一柱。不足1.2m时，在替好的半圆下打一颗点柱。

5、回柱、梁和棚腿需使用8t绞车时，首先检查绞车的各部件、绞车绳、信号的完好及绞车戗柱是否牢固等情况，确认无问题后再开车，使用不低于6分钢丝绳。绞车司机必须持证上岗，并遵守本工种操作规程，信号规定：“一停、二开、三松”， 30m范围内可使用口笛传递信号，严禁用口喊或晃灯代替。

6、开绞车前人员要躲开绳道及绳道射线方向，需要使用滑轮时人员必须躲开滑轮三角区到5m以外的安全地点。绳头和绞车之间严禁有人，各通路口设专人截人，严禁人员通过。绞车运行中，严禁用手脚拨绞车绳，每次只能回一棵柱或一个棚腿，回死柱时要用挖底根的方法，严禁生拉硬拽。

7、出现以下情况时，按以下措施执行：

①、当第118组支架托住半圆小于等于300mm时，在第118组支架上帮煤壁以里打一趟托板，一板三柱。

②、当第118组支架要吃住1.2m双轴梁时，移架或推溜前可将妨碍机头及支架移动的双轴梁回撤，必须吃一块回一块，严禁多回。

8、当两帮煤坚硬需要响炮时严格遵守“第四节”爆破措施。 （二）、运道替棚子安全技术措施

1、替棚子前相邻两架棚子之间沿倾向打1块3.0m大板，一板两柱，加强支护，支柱要打得迎山有劲，成排成线，并用铅丝拴好，以防倒柱伤人。

2、替棚子打倾向板时要将两腮找平，并用小板、木垛或旧料将大板上顶背实。严禁使用折损、变形、失效的支柱。

3、回棚子时，由里向外依次回撤。首先将棚梁下打好单体液压支柱，并用铅丝拴好，先解一帮卡缆，严禁同时解两帮卡缆。松解卡缆时，人员严禁正对卡缆，要站在卡缆侧面操作，防止螺丝弹出伤人。回棚子时严禁生拉硬拽，需要导向时必须使用滑轮，滑轮挂在牢固可靠的地方。回完棚腿后检查顶板情况，无变化时回撤单体液压支柱，要使用专用的放液钩子进行远方操作，回出棚梁，浮煤及时清理，棚梁、棚腿及时外运，码放在宽敞地点，确保行人畅通。

4、回棚子量达到1.2m时，在倾向大板下沿走向打好两排1.2m双轴梁。具体布置方式为：在转载机两侧距转载机100—300mm处各打一排1.2双轴梁，一梁一柱，两排梁向前至多打至破碎机入口处。当回棚子量不足1.2m时，在替好的大板下打一颗点柱。

5、回柱、梁和棚腿需使用8t绞车时，首先检查绞车的各部件、绞车绳、信号的完好及绞车稳固是否牢固等情况，确认无问题后再开车，使用不低于6分钢丝绳。绞车司机必

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1325SX综采工作面作业规程

须持证上岗，并遵守本工种操作规程，信号规定：“一停、二开、三松”， 30m范围内可使用口笛传递信号，超过30m使用绞车信号，严禁用口喊或晃灯代替。

6、开绞车前人员要躲开绳道及绳道射线方向，需要使用滑轮时人员必须躲开滑轮三角区到5m以外的安全地点。绳头和绞车之间严禁有人，各通路口设专人截人，严禁人员通过。绞车运行中，严禁用手脚拨绞车绳，每次只能回一棵柱或一个棚腿，回死柱时要用挖底根的方法，严禁生拉硬拽。

7、推移前溜前可将妨碍机头移动的单体柱及双轴梁回撤。 8、替棚子、打板或回柱等工作需要进入转载机内作业时，必须先将转载机停电或闭锁。 9、当两帮煤坚硬需要响炮时严格遵守“第四节”爆破措施。 （三）、回撤上、下毛窝安全技术措施

1、回撤工作面上下毛窝，先检查周围支护情况，如有问题先处理好后再开工。回撤时必须坚持先里后外，下出口先下帮后上帮，上出口先上帮后下帮的原则。回柱前先检查绞车稳固情况及绞车、绞车绳的完好情况，发现问题先处理后开绞车。回柱时，必须坚持由里向外逐棵回撤。开车前人员要躲到绳道和滑轮三角区以外支护完好地点，绞车和绳头之间严禁有人作业或逗留，每次只能回一棵柱，回死柱时要用挖底根的方法，严禁生拉硬拽。

2、单体液压支柱放液要用专用放液勾子，顶板压力大或顶板破碎及遇地质构造时，放液前，先用绳头把柱子拴牢，放液时人员必须站在支护完好的安全地点，用专用放液勾子远距离放液，回出的物料要及时外运，码放整齐，保持后路的畅通。

3、用绞车回柱时，信号规定：一停、二开、三松车，30米范围内信号用口笛，严禁用晃灯或口喊代替。

第三节 防治水

一、防治水重点区域

1、1325S采后有一定积水空间，在1327S面施工时已打钻疏放，因时间较长，有可能形成二次积水，对1325SX面回采重新构成一定水患威胁。

2、1427泄水巷中部低洼处有积水空间256m3，对1325SX工作面回采存在一定水害影响。

SSN

3、回采过程中将会有顶底板裂隙水出现，并会袭夺上覆1325、1327和1427采空区老塘动水及局部残余少量积水，致使该面老塘涌水量会逐步递增。 二、防治水应急措施

1、井下发生水灾征兆或者水灾事故时，在事故地点及附近的职工应认真分析判断灾情情况，并及时向可能受危害的区域的人员和调度室汇报，在加强防护、保证自身安全的前提下，积极妥善地组织抢救工作。

2、若为老塘涌水，现场人员应立即佩带自救器，在未确定所在地点的空气成分能否保证人员生命安全时，任何人不得摘掉。

3、若为其他涌水，且涌水量凶猛，现场无法急救时，所有人员应迅速组织起来，在现场班长或有经验的老工人的指挥下，沿着规定的避灾路线撤退到安全地点，并清查人数，及时向矿调度室汇报。 三、透水预兆

1、工作面顶底板压力增大，出现折梁断柱、顶板下沉、底鼓等现象，煤层变潮湿、松软，煤帮出现滴水、淋水现象，且滴、淋水由小变大明显，有时煤帮出现铁锈色水迹。这是一般透水征兆。

2、矿压增大，发生片帮、底鼓，工作面气温降低。有时可听到水的“嘶嘶”声或刺耳水声。这是岩溶水透水征兆。

3、突水部位发潮，滴水、淋水增大，仔细观察可发现水中含细沙，水色时清时混，具有水量变大、含沙增多的趋势。这是透冲积层水征兆。

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1325SX综采工作面作业规程

4、井下滴水、淋水增大，并含有大量硫化氢气体（臭鸡蛋味），这是老空积水透水征兆。

第四节 爆破

一、打眼

1、打眼工经培训考试合格后持证上岗。

2、打眼开始前应详细检查打眼范围内的顶板、煤壁及周围支护情况，发现不安全因素应处理后再工作，打眼整个过程严格执行敲帮问顶找掉制度。

3、使用电钻打眼前，首先检查电钻、电缆是否完好，否则不准工作，打眼时电缆必须吊挂好。

4、打眼工应该衣帽整齐，特别是袖口、扣子等应扎好、扣好，以免被电钻咬住，打眼过程中严禁戴手套。

5、使用电钻打眼时，首先用钻杆轻轻接触煤壁，然后开启开关，电钻开动后要注意钻杆进度，每隔一定时间要把钻杆往回拉一拉，以便排除煤粉。

6、炮眼不准打在旧眼、残眼内。电钻打眼完毕后，换另一眼时，必须停钻换位。电钻使用完后放到指定地点将电缆盘好。

7、进入煤壁侧打眼时必须闭溜进行，并设专人观山。

二、使用风镐、风钻、风锤打眼及使用风动扳手的安全技术措施

1、接风管、风钻、风锤、风动扳手等工作时，必须由专人负责。

2、安装风管时，必须用合格“U”型销连结各处接头，严禁用铅丝等代替。

3、接风管时，必须关严相关瓦路（瓦路必须灵敏可靠，有问题必须先处理，处理好后方准继续作业）；放净管路中的余风，接完管后，必须将新接铁管用风吹干净，安装完毕后，必须试风试机，达到完好。

4、打眼前，必须对打眼范围的顶板、支架状况进行确认，专人负责检查风钻、风锤完好以及与风管连接是否可靠。班组长在开工前指定专人对软管以里的管子接头及考克进行检查，发现问题及时处理，处理好后方允许打眼。

5、打眼时，操作人员必须精神集中，随时观察设备运转、顶板与煤帮、煤壁情况，发现异常，立即停止工作，进行处理。处理好后方允许打眼。

6、使用风动设备时，严禁带手套，袖口、衣物要扎紧、系好。

7、打眼时，领钎人员选好钻窝后，操作人员方可开机；岩石面光滑时，要先用手镐刨出钻窝，防止钎子打滑、跑偏伤人。

8、使用风锤、风钻打眼时，首先检查风锤、风钻的完好情况，管路连接是否使用专用的“U”型销连接。确认无误后先开水后开风，待钎子缓慢转进20—30mm后，再全风快进，并且要给水均匀、推力均匀。

9、风锤打眼时，风锤的气腿要支在硬底实茬上，防止打滑支人；风锤操作人员必须站在风锤侧后面，双脚前后站开，操作好风锤；领钎人员要用双手托住钎子杆，严禁用手抓牢钎子杆；钻杆正常钻进后，领钎人员要迅速撤退到操作人员以外，观察钻进情况；其它无关人员必须撤到距风锤以外不少于2m的地点；眼打完后，要先停风后停水；风锤停止运转后，及时将钎子杆从风锤中拔出。

10、打眼工作结束后，必须将钻杆从钻孔中取出，将考克关严，并将风管盘放好。 11、风动扳手紧固螺丝时，要点动试转，然后正常开动，用完后及时关闭考克。 三、发爆器选型计算

1、炸药采用煤矿许用三级乳化炸药。 2、雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管。 3、发爆器选型计算

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1325SX综采工作面作业规程

R=（n1*r1+n2*r2*2）*1.6

其中：R：发爆器允许最大负载电阻 n1：爆破所需电雷管个数

n2：大线百米数，按最大截人距离105米计算，n2为1.05 r1：电雷管脚线电阻，2.5米脚线电雷管取6.8欧姆；

r2：百米大线单芯电阻，取2欧姆；

R=（n1*r1+n2*r2*2）*1.6=(15*6.8+1.05* 2*2)*1.6=169.92＜920 经查，MFd-150型发爆器允许最大负载电阻920欧姆，FD-150X型发爆器允许最大负载电阻920欧姆，所以本工作面的发爆器为MFD-150型或FD-150X型均可。 四、爆破

1、爆破工作由通风区专职爆破员进行，且必须使用MFD–150型或FD-150X型发爆器，到达工作现场后，必须将发爆器锁在炮机箱内。

2、爆破前应检查爆破地点顶板、煤帮、支架情况，电缆、液压支架、通信、照明设施等要妥善保护好，机组距放炮地点不得小于10m，并关闭响炮点附近支架的主管路。

3、爆破时，爆破地点20m范围内进行洒水灭尘，瓦斯浓度达到1％时严禁爆破。 4、爆破前必须在通向爆破地点的各通道设专人截人，由现场班组长负责，负责截人人员必须佩带袖标，工作面全煤爆破时直线截人距离不少于50m，拐一直角弯不少于30m，半煤岩或全岩爆破时直线截人距离不少于75m，拐一直角弯不少于50m.

5、爆破现场严格执行“一炮三检”制度，并执行好“三人连锁”放炮制度及其他有关规定。

6、装药时必须使用好水炮泥和炮泥，封泥长度必须符合《煤矿安全规程》的规定。 7、工作面出现底鼓或岩浆岩，每次响炮范围不超过15个眼；做机组窝顶眼响炮时一次不超过2组支架，爆破后及时按做超前措施进行支护顶板，支护好后方可进行下次顶眼响炮，腰眼、底眼响炮时一次不超过10个眼；上下机头响炮卧底或出现小面响炮时一次不超过10个眼；替棚子两帮煤坚硬响炮时一次不超过8个眼。

8、爆破后，待炮烟散尽且等待15分钟后方可进入响炮地点机型验炮工作，验炮工作必须由班组长、炮工和安全员共同负责，并由班组长检查顶板、煤帮、支架等情况，有不安全因素应立即处理，处理好后再开工。

9、工作面其它地方需要打眼响炮时,必须根据现场情况制定严密的安全技术措施, 所制定的措施必须符合《煤矿安全规程》及其它有关规定。

工作面爆破说明书

1、工作面出现底鼓或岩浆岩，岩性较硬时，要响炮处理，厚度达1.0米时，打单排眼，厚度达1.0米以上时打双排眼，底眼距溜沿以上0.4米，下扎角15°，双排眼排距0.8米。 厚度眼深眼距 药量(g) 封泥长联线 起爆 使用炸药 雷管 （m） (m) (m) /眼 度（m） 方式 顺序 三级煤矿许煤矿许用豪秒1.0 1.2 0.8 300-600 0.5 串联 同时 用乳化炸药 延期电雷管 大于三级煤矿许煤矿许用豪秒1.2 0.8 300-600 0.5 串联 同时 1.0 用乳化炸药 延期电雷管

0.8m 0.8m 75° 0.4m

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1325SX综采工作面作业规程

1.2m

2、工作面出现割不透的小面时，打三花眼布置；顶眼水平，底眼下扎角15°，距溜沿以上0.4m。炮眼与煤壁夹角75°。 眼深眼距排距 药量(g) 封泥长度联线 起爆 使用炸药 雷管 （m） (m) (m) /眼 （m） 方式 顺序 三级煤矿许煤矿许用豪秒1.2 0.8 0.8 300-600 0.5 串联 同时 用乳化炸药 延期电雷管 0.8m

0.8m 75°

1.2m

3、当工作面上下机头及巷道须卧底响炮时；眼深1.0m，眼距0.6m，排距1.0m，药量300g-450g/眼，水平夹角70°。 眼深眼距排距 药量(g) 封泥长度联线 起爆 使用炸药 雷管 （m） (m) (m) /眼 （m） 方式 顺序 三级煤矿许煤矿许用豪秒1.0 0.6 1.0 300-450 0.5 串联 同时 用乳化炸药 延期电雷管 0.6m 1.0m

70°

4、当替棚子两帮煤坚硬需要响炮时，眼深0.6m，每两架棚空上、下帮各打一个眼，每帮眼距0.8m，装药量不大于300g，水平夹角45°—60°。 眼深眼距药量使用 封泥长 联线 起爆 雷管 （m） (m) (g) 炸药 度（m） 方式 顺序

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1325SX综采工作面作业规程

0.6 0.8 /眼 不大于300 三级煤矿许煤矿许用豪秒用乳化炸药 延期电雷管 0.3 串联 同时

5、当工作面做机组窝需要响炮时，先在距顶梁400mm处打一排顶眼，眼距0.8m，上扎15°。爆破后按做超前措施进行支护顶板，待支护距离满足要求后，打三花眼布置炮眼顶眼水平，底眼下扎角15°，距溜沿以上0.4m。炮眼与煤壁夹角75°。 眼深眼距排距 药量(g) 封泥长度联线 起爆 使用炸药 雷管 （m） (m) (m) /眼 （m） 方式 顺序 三级煤矿许煤矿许用豪秒1.2 0.8 0.8 300-600 0.5 串联 同时 用乳化炸药 延期电雷管 0.8m

0.8m 75°

1.2m

以上每个炮眼装药结构如下：

炸药 水炮泥 封泥 第五节 “一通三防”及安全监测

一、通风管理的安全技术措施

1、合理选择工作面风量

根据开滦集团公司风量计算细则计算1325SX综采工作面风量为7.9m3/s，加强通风管理，

3

确保工作面风量达到7.9m/s以上，风速满足要求，各种气体浓度符合规程规定。

2、作业人员严禁在风门附近5m范围内堆积物料；人员在通过风门时要开一关一，严禁同时打开。

3、在运料过程中要注意保护好风门，开一关一，严禁同时打开，或撞坏风门，运料过

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1325SX综采工作面作业规程

后风门底坎要及时复位。

二、瓦斯管理的安全技术措施

1、瓦斯员要认真进行检查瓦斯、CO2等情况，每班至少两次。 2、加强对工作面的瓦斯监测

①、在距工作面下出口距离煤壁10m范围内安装安全监测系统的甲烷传感器T1，甲烷传感器布置在巷道的上帮，距顶板不大于300mm，距上帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电器设备。

②、在距工作面回风巷外出口10-15m范围内安装甲烷传感器T2，布置在巷道的上帮，距顶板不大于300mm，距上帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，断电范围为工作面及回风巷内的全部非本质安全型电器设备。

③、当班班长必须携带便携式瓦斯报警仪，垂直挂在工作面下毛窝上角，距巷道上帮不小于200mm，距顶板不大于300mm。如发现瓦斯浓度超过规定及时处理，并向矿调度室汇报，并与通风区联系。

3、当瓦斯超限或监测系统报警时，及时查明原因，进行处理。 三、综合防尘的安全技术措施 ㈠、防尘措施

1、煤层注水：由风道每隔10—15m向煤壁打深孔注水。钻孔沿煤层打，采用静压注水，水压不小于2Mpa。

2、采煤机内外喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷压力不小于2Mpa。外喷压力不小于4Mpa，雾化程度高。

3、转载点的喷雾：工作面各部输送机机头及转载机机头各设一组喷雾头。

4、防尘水幕：在工作面风道、运道中距煤壁30m的范围内各安设两道水幕，在工作面风道距煤壁50m的范围内安设一道防尘帘。每道水幕喷头不少于8个，且雾化良好，覆盖全断面，两巷水幕均随工作面的推进向外移动。

5、煤尘冲刷：风道防尘帘以外、运道超前支护以外每周冲刷一次；风道防尘帘内、运道超前支护范围内及工作面要求每班冲刷一次。巷道中不准有厚度超过2mm，连续长度超过 5m的煤尘堆积，并做好冲刷记录。

6、移架自动喷雾：工作面每组支架安装一组自动喷雾装置，各喷雾点能单独控制。 7、个体防护：进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。 8、打眼：使用风锤打眼时，必须湿式打眼。 ㈡、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

1、在风道和运道中各安设一组隔爆水槽，隔爆水槽距工作面60～200m。

2、每组隔爆水槽按200L/M2水量计算，要求风道至少挂72个隔爆水槽，运道至少挂72个隔爆水槽，每排水槽间距1.2～3m，隔爆水槽30L/个。

3、隔爆水槽安装质量要符合《煤矿安全规程》的要求。 4、每处隔爆水槽要做到经常冲刷，保证水量。 四、防灭火管理安全措施

1、各部皮带机头、油棚和移变处，要配备有沙箱、防火锹和2个灭火器。要求每个沙箱内沙子不少于0.2m3，灭火器要定期检查和更换。

2、风道和运道配有灭火管路。要求风道每隔100m出一灭火瓦路，并配有50m的防火胶管；运道每50m出一个灭火瓦路，并配有25m胶管，同时在家具房备有不少于25m的完好胶管两条和接头两个。

3、本工作面所属系统内所使用的设备必须为矿用隔爆型，指定专人定期查验、维修，并严格执行停合电制度。

4、当系统内发生火灾时，采取就近原则领取灭火设施积极救火。当出现人力不可控制

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1325SX综采工作面作业规程

的火灾时，立即关闭防火门，防止灾情扩大。

5、1325SX综采工作面停采后必须在45天内完成永久封闭。 五、防止煤层自然发火安全技术措施 1、采空区自燃发火征兆：

①风流中出现一氧化碳，其发生量呈上升趋势； ②风流中出现二氧化碳，其发生量呈上升趋势； ③煤、岩、空气和水温升高，并超过正常温度； ④风流中氧含量降低，其消耗量呈上升趋势。 2、1325SX综采工作面通风方式：

1325SX综采工作面采用双上山的通风方式，一条是轨道上山，专作运料之用，并兼作进风巷道；一条是运输上山，并作为回风巷道使用, 工作面采用“U”型通风方式。 3、建立注浆系统

1）注浆系统：本工作面采用地面注浆系统对采空区注浆，在地面注浆站制浆，此方法的优点是：灌浆工作在时间和空间上不受回采工作的限制。综合考虑材料的经济性，防灭火性能等因素选用电厂粉煤灰作为制浆材料。浆液浓度及输浆倍线的选择：

①备用注浆系统：

地面注浆站→东风井→总回风道→1331上山→二中车场→1325边眼→1325风道外口。 此系统作为备用系统，一旦发生自然发火，立即采用此系统向采空区注浆。 ②采后注浆系统：

地面注浆站→东风井→总回风道→1331上山→二中车场→1325边眼→1325风道外口。 此系统为采后注系统，回采结束后，对采空区进行预防性灌浆。

输浆管路综合考虑服务年限、成本、输浆量等因素选取φ108mm(4寸)无缝钢管。 灰水比选择1：8

输浆压力及输浆倍线：输送浆液选用加压输送的方式，输浆倍线控制在3~8之间，倍线过大时加压；倍线过小时，通过安装闸阀的方式进行增阻防止发生裂管跑浆事故。 2）正常回采及出现特殊情况时采取的措施

①正常回采时，出现标志性气体CO时：

⑴采用开区均压的方法，控制采煤工作面进回风侧压差，以改善向有发火危险的采空区的漏风供氧条件；

⑵加快工作面回采推进速度；

⑶加强对自燃发火区域的预测预报工作，每班对工作面回风巷、上隅角、工作面内进行CO检查工作。

②特殊情况，如在回采过程中遇地质条件变化造成推进度慢或其他原因停采时，使回采工作面不能在自燃发火期内回采结束并及时封闭时：

（1）要采取开区均压的方式，控制采煤工作面进、回风侧压差，以改善向有发火危险的采空区的漏风供氧条件；

（2）工作面发现自燃发火征兆，出现标志性气体CO时，利用接到1325SX风道外口的注浆管与风道水管对接，采取预防性灌浆的方法对采空区进行处理；

（3）加强对自燃发火区域的预测预报工作，每班对工作面回风巷、上隅角、工作面内进行CO检查工作。

4、防治自然发火预测预报制度

①在1325SX综采工作面设立自燃发火观测站，并悬挂好检查牌板，对工作面上角、工作面回风及工作面每周检查一次；在观测站附近5米范围内不得存放其他物料，必须保持清洁，并对每个工作面设预测预报记录本，填好记录。

②定期取气样进行气相色谱分析

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1325SX综采工作面作业规程

每周对1325综采工作面回风巷、上隅角、工作面内取样一次，进行气相色谱分析，分析内容包括CO、CH4、CO2、O2、C2H4、C2H2等。若发现气体发生变化，如出现CO并呈上升趋势时，可判断有高温点产生，就要每班监测，并采取相应措施。

③安全监测系统预测预报

在1325SX综采工作面回风道外口安设CO及温度传感器，利用安全监测系统传感器对工作面回风道的CO及温度情况进行连续监测。

④停采线位置及采后封闭

1325SX综采工作面停采线应避开地质条件复杂和压力集中区域，回采结束后，1325SX综采工作面必须在40天内好回撤完毕，撤面后必须在5天内完成永久封闭。 5、预先构筑封闭工作面用的防火门墙框

对于1325SX 综采工作面在投产和形成通风系统后，必须在风道和运道外口的位置构筑好防火门墙。防火门墙框的厚度不小于500mm；在防火墙处备好防火门，不得存放其他设备或材料，对于防火墙框要挂牌管理。 6、设立自然发火观测站

我公司设立有火区检查工，在1325SX综采工作面回风道设立自然发火观测站，并悬挂好检查牌板，对工作面上角、工作面回风及工作面每周检查一次；在观测站附近5米范围内不得存放其他物料，必须保持清洁，并对每个工作面设预测预报记录本，填好记录。 7、当采空区出现发火情况时的处理

应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火。当火势较大时，必须采取防止烟流逆退和旁侧风路风流逆转的措施；直接灭火不能取得效果时，应采取封闭隔绝灭火措施，封闭火区前，必须根据火区瓦斯情况、一氧化碳等气体变化慎重选择通风方法和封闭程序。 六、安全监控

1、瓦斯探头在有水的地方要挡盖好，使用和维护好瓦斯探头与电缆，严禁挤压和损坏，监测设备损坏或发生故障时要及时汇报公司调度室和通风调度及时组织处理。

2、监测系统应及时维护，定期校验，确保系统的灵敏可靠。

SX

第六节 运输

一、辅助运输安全技术措施 ㈠、物料重量 名称 2.5 （铁）水柱 3.15 （铁）水柱 金属网 2.4m板 3.0m板 3.5m板 金属拱型支架 矿车 叉子车 单位 Kg／根 Kg／根 Kg／捆 Kg／块 Kg／块 Kg／块 Kg／架 辆 辆 重量Kg 58 80 33 28 35 45 250 1500 1000 一车重量t 2.32（取40棵） 3.20（取40棵） 1.16（取35捆） 0.98（取35块） 1.23（取35块） 1.35（取30块） 3.00（取12架） ㈡、绞料计算: 1、1331轨道上山绞料计算：

在1331轨道上山安设一台40kw绞车，上7分钢丝绳、变坡点最大角=11度、运输最长距离500米、绞车及钢丝绳破断力验算：(w---指平车自重)

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1325SX综采工作面作业规程

由公式：F=(G+W)(sinα+μcosα)

式中 F表示绞车牵引力，N；F=25000 N α表示巷道倾角，度；α=11°

μ表示车辆运行阻力系数，一般取0.001-0.015；μ=0.007 w表示运输车辆重量,Kg； G表示物料的重量，Kg 得G=F/(sinα+μcosα)-W

=25000/(sin11°+0.007*cos11°)-W≈12.65t-W

取一辆矿车 G<12.65-1.5=11.15t 两辆矿车，G<12.65-3=9.65t 取一辆叉子车G<12.65-1.0=11.65t 两辆叉子车，G<12.65-2=10.65t 可以至少折合3.15m单体柱120颗，3.0m大板275块，3.5m大板214块，棚子38架。

′

由公式：ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μcosα)] g 式中 ma表示钢丝绳安全系数

Qq表示钢丝破断拉力总和，N 取236900 α表示巷道倾角，度 取11° μ表示车辆运行阻力系数， 取0.007 μ′表示钢丝绳运行阻力系数， 取0.4 z表示运输车辆数，辆 取1辆 P表示钢丝绳每m质量,Kg/m 取 1.4 Lc表示钢丝绳长度，m 取500 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg

g表示重力加速度,m/s2 取10

得ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μ′cosα)] g

=236900/[1*12650*（sin11°+0.007*cos11°）+1.4*500*(sin11°+0.4*cos11°)] *10≈8.99﹥6.5

钢丝绳破断力的安全系数满足《煤矿安全规定》的安全系数要求。 2、二中车场横川绞料计算：

在二中车场横川上口安设一台25kw绞车，上6分钢丝绳、变坡点最大角=5度、运输最长距离80米、绞车及钢丝绳破断力验算：(w---指平车自重)

由公式：F=(G+W)(sinα+μcosα)

式中：F表示绞车牵引力，N 取18000

α表示巷道倾角，度 取5° μ表示车辆运行阻力系数， 取0.007 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg

得G=F/(sinα+μcosα)-W=18000/(sin5°+0.007*cos5°)-W≈19.12t-W

取一辆矿 车 G<19.12-1.5=17.62t 两辆矿车，G<19.12-3=16.12t 取一辆叉子车G<19.12-1.0=18.12t 两辆叉子车，G<19.12-2=17.12t 可以至少折合3.15m单体柱201颗，3.0m大板460块，3.5m大板358块，棚子64架。

′

由公式：ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μcosα)] g 式中 ma表示钢丝绳安全系数

Qq表示钢丝破断拉力总和，N 取219000 α表示巷道倾角，度 取5° μ表示车辆运行阻力系数， 取0.007 μ′表示钢丝绳运行阻力系数， 取0.4

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1325SX综采工作面作业规程

z表示运输车辆数，辆 取1辆 P表示钢丝绳每m质量,Kg/m 取 1.2 Lc表示钢丝绳长度，m 取80 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg

g表示重力加速度,m/s2 取10

得ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μ′cosα)] g

=219000/[1*19120*（sin5°+0.007*cos5°）+1.2*80*(sin5°+0.4*cos5°)] *10 ≈12.16﹥6.5

钢丝绳破断力的安全系数满足《煤矿安全规定》的安全系数要求。 3、1325边眼绞车计算：

在1325边眼上口安设一台40kw绞车，上6分钢丝绳，最大角=11度、运输最长距离400米，绞车及钢丝绳破断力验算：(w---指平车自重) 由公式：F=(G+W)(sinα+μcosα)

式中 F表示绞车牵引力，N 取25000 α表示巷道倾角，度 取11°

μ表示车辆运行阻力系数， 一般取0.001-0.015；μ=0.007 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg 得G=F/(sinα+μcosα)-W

=25000/(sin11°+0.007*cos11°)-W≈12.65t-W

取一辆矿车 G<12.65-1.5=11.15t 两辆矿车，G<12.65-3=9.65t 取一辆叉子车G<12.65-1.0=11.65t 两辆叉子车，G<12.65-2=10.65t 可以至少折合3.15m单体柱120颗，3.0m大板275块，3.5m大板214块，棚子38架。

′

由公式：ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μcosα)] g 式中 ma表示钢丝绳安全系数

Qq表示钢丝破断拉力总和，N 取219000 α表示巷道倾角，度 取11° μ表示车辆运行阻力系数， 取0.007 μ′表示钢丝绳运行阻力系数， 取0.4 z表示运输车辆数，辆 取1辆 P表示钢丝绳每m质量,Kg/m 取 1.2 Lc表示钢丝绳长度，m 取400 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg

g表示重力加速度,m/s2 取10

得ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μ′cosα)] g

=219000/[1*12650*（sin11°+0.007*cos11°）+1.2*400*(sin11°+0.4*cos11°)] *10≈7.87﹥6.5

钢丝绳破断力的安全系数满足《煤矿安全规定》的安全系数要求。 4、风道绞车计算：

在风道外口和风道里口分别安设一台40kw绞车形成对拉，上6分钢丝绳，最大角=7度、运输最长距离900米，绞车及钢丝绳破断力验算：(w---指平车自重) 由公式：F=(G+W)(sinα+μcosα)

式中 F表示绞车牵引力，N；F=25000

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1325SX综采工作面作业规程

α表示巷道倾角，度；α=7°

μ表示车辆运行阻力系数，一般取0.001-0.015；μ=0.007 w表示运输车辆重量,Kg； G表示物料的重量，Kg 得G=F/(sinα+μcosα)-W

=25000/(sin7°+0.007*cos7°)-W ≈19.41t-W

取一辆矿 车 G<19.41-1.5=17.91t 两辆矿车，G<19.41-3=16.41t 取三辆矿车 G<19.41-4.5=14.91t

取一辆叉子车G<19.41-1.0=18.41t 两辆叉子车，G<19.41-2=17.41t 取三辆叉子车 G<19.41-3=16.41t

可以至少折合3.15m单体柱186颗，3.0m大板426块，3.5m大板331块，棚子59架。

′

由公式：ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μcosα)] g 式中 ma表示钢丝绳安全系数

Qq表示钢丝破断拉力总和，N 取219000 α表示巷道倾角，度 取7° μ表示车辆运行阻力系数， 取0.007 μ′表示钢丝绳运行阻力系数， 取0.4 z表示运输车辆数，辆 取1辆 P表示钢丝绳每m质量,Kg/m 取 1.2 Lc表示钢丝绳长度，m 取900 w表示运输车辆重量,Kg G表示物料的重量，Kg

g表示重力加速度,m/s2 取10

得ma=Qq/[z(G+W)*(sinα+μcosα)+PLC(sinα+μ′cosα)] g

=219000/[1*19410*（sin7°+0.007*cos7°）+1.2*900*(sin7°+0.4*cos7°)] *10≈7.15﹥6.5

钢丝绳破断力的安全系数满足《煤矿安全规定》的安全系数要求。 综合上述计算对于辅助运输车辆规定如下：

①、1325边眼、二中车场运料时，所有车辆必须一车一绞，返空车时一次返1个。 ②、1331轨道上山、风道运输时，所有车辆必须两车一绞，返空车时一次返2个。 ③、运输机组摇臂（滚筒）、采面溜子（转载机）电机（减速器）等必须1车1绞。 ㈢、运料工

1、绞车司机必须经过培训合格后方可操作，持证上岗。

2、开工前要检查绞车各部件及压戗柱、地锚、绞车绳、挡车器、信号等是否齐全可靠，发现问题及时处理。

3、运输过程中，严格执行集团公司关于矿井辅助运输八不准规定，坚持行人不行车，行车不行人。严格执行集团公司关于钢丝绳管理的有关规定，绳头插接长度不得小于300mm。 4、绞料时要挂好主绳、保险绳及连接绳扣，并由两人负责一人挂绳，一人检查，车销要转到正确位置，确无问题后，人员躲到安全地点后方可发信号开车，保险绳必须挂在尾车尾销子上，要挂牢靠。

5、运料时人员躲开绳道，松车必须带电松车，严禁断电松车。停绞车时需停好制动闸，松开工作闸后再停电。绞车运行过程中严禁用身体任何部位接触钢丝绳及机械转动部位，班末必须将绞车开关打零位，电门闭锁。

6、绞车信号确保灵敏可靠，距离30m以内时可用口笛代替，信号规定“一停、二开、三松

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