12#层81216面规程

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程

第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

表1 工作面位置及井上下关系表 水 平 名 称 1045 采区名称 12#412盘区 地面标高（m） 1211.0-1360.1/1285.5 井下标高（m） 1016-1030/1023 地面的相对位置 地面位于我矿火药库以南，小窑头以西的山谷山梁上，大西沟横穿本面中部。 回采对地面地面无设施。 设施的影响 井下位置及本面为12#412盘区首采面，西邻本盘区系统巷，东部为我矿11#层四邻关系 410盘区81001面（受断层影响）12#层采空区，南部为罗家辛窑12#层采空区，北部相邻81218工作面正在掘进施工。 走向长度（m） 1726.6 倾斜长度（m） 102/180 面积（㎡） 第二节 煤 层

表2 煤层情况表

煤层厚度（m） 开采煤层 煤层情 况描述 0.75-2.7 煤层结构 煤层倾角 （m） 单一 （°） 2.08 12# 煤 种 RN2 稳定程度 1-4 2.5 煤硬度 （f） 2-3 251751.8 较 稳 定 本工作面煤层属12-1#层，平均厚度为2.08m，工作面煤层整体北高南低，工作面中部局部向斜和背斜，中部低两翼高，煤层平均倾角为2.5°。本工作面上覆为8#层红梁山矿和三台湾矿采空区：层间距最小62m，最大70m，平均66m。 第三节 煤 层 顶 底 板 表3 煤层顶底板情况表 厚 度（m） 2.51 0-7.59 1.53 0-4.59 2 顶、底板名称 老 顶 岩石名称 细砂岩 中细砂岩 互层 粉细砂岩 特 征 直 接 顶 直 接 底 灰白色，含有多量石英，少量植物化石，微水平层理。局部为粉细砂岩及中砂岩互层。 灰白色，成分石英，云母，且夹煤线，局部为细砂岩。 深灰色到灰白色，含植物化石，水平层理，性脆。局部为粉细砂岩 综采二队编制 第1页

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第四节 地 质 构 造

一、断层情况以及对回采的影响

表4断层情况表 构 造 走向倾向倾角性 质 落差 名 称 （°） （°） （°） （m） 断 层 186 96 75 正断层 0.15

二、冲刷情况以及对回采的影响

根据掘进过程中揭露，12层81216面无大的地质构造，自81216切巷起21216巷煤层变化较大，走向大约长200m，倾向长40m，煤层最薄为0.75m，51216巷自81216切巷1240m处至1480m止为煤层变化异常区域，煤层厚度最薄为1.3m，对回采工作造成一定影响。另外回采至660m处51216巷将遇一冲刷，宽4m，深度1m，对回采影响不大，在回采过程中注意观察顶板变化，加强顶板管理。

表5冲刷情况表 对回采的影响范围及程度 影响范围约为走向长87m，倾向长25m，对回采影响不大 #

位 置 （m） 81216（二切） 对回采 的影响 较小 构造名称 冲刷 宽度 4 深度 1 三、褶曲情况及对回采的影响

工作面煤层整体北高南低，工作面中部局部向斜和背斜，中部低两翼高，对回采影响不大。

（附图2：12#层412盘区81216工作面51216巷实测剖面图） （附图3：12#层412盘区81216工作面21216巷实测剖面图） （附图4：12#层412盘区81216工作面切巷地质剖面图） （附图5：12#层412盘区81216工作面巷道断面图） （附图6：12层412盘区81216工作面层间对照图）

第五节 水 文 地 质

一、工作面涌水量

正常涌水量：0.25m3/min 最大涌水量：0.75m3/min

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#

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二、本面上覆有8#层红梁山和三台湾矿采空区，具体采空范围和面积不详。但根据

8#层煤层等高线并结合12#层煤层等高线推测，为了确保安全回采，彻底排除水患对回采的影响，回采前设计施工17个，至目前已施工1~9#孔，其中1#孔打通有水，涌水量约40m3，2#、3#、4#、5#、8#、9#、10#孔打在实煤上，6#、7#孔打通无水，其余孔正在施工中。为此，根据钻孔涌水分析，预计本面上覆采空积水主要集中在中部（950~1200米处），积水量约约15万立方左右，现正在施工井下探放水孔并在排放中，截止目前共释放积水约1万立方。

为了确保本面安全回采，队组在回采过程中必须严格执行《12#层412盘区81216面防治水安全技术组织措施》，工作面必须配备45千瓦水泵，并保持两顺槽4寸排水管路畅通，能够及时排水。另外回采过程中要注意观察巷道顶板淋水及两帮煤岩层渗水情况，如发现异常及时向矿调度汇报。

第六节 影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

表6 影响回采的其它地质情况 瓦 斯 CO2 煤 尘 煤的自燃 地 温 地 压 普氏硬度 (f) 属高瓦斯矿井，绝对涌出量3.2m3/min，相对涌出量1.2 m3/t 绝对CO2涌出量： 2m3/min 相对CO2涌出量：0.52 m 3/t 煤尘具有爆炸性，爆炸指数＞30% 本煤层有自燃发火倾向，自然发火期六个月 正常 正常 煤 层 类 矸 直 接 顶 直 接 底 3--4 7--10 7—10 二、地质部门的建议

1、本面上覆8#层红梁山和三台湾矿采空区，与本面层间距最小62m，最大70m，平均66m。望队组在回采过程中注意观察顶板压力变化，发现异常及时向矿调度汇报。

2、由掘进过程中揭露，本面煤层厚度局部变化较大，最薄为：0.75m。望队组加强顶板管理，提前做好生产技术组织措施，确保安全回采。

3、对顶板淋水及煤壁渗水注意观察。

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第七节 储量及服务年限

一、储量

工作面 走 向 倾 斜 名 称 长 度 长 度 （m） （m） 81216 748.9 977.7 102 180 面 积 （㎡） 75863.6 175888.2 煤 厚 工 业 可 采 储 量 储 量 （m） （t/m3） （﹪） （t） （t） 容 重 回采率 1.98 2.08 1.3 1.3 95 95 195272.8 185509.2 475601.7 451821.6 二、工作面服务年限 1、可采储量

除盘区保护煤柱，本工作面设计走向长度（748.9+977.7）=1726.6m，实际可采走向长度1650m，倾斜长度102m（180m），实际可采出量为：

Q=L× L1 ×M × R×95﹪ Q—实际可采出量，t L—实际可采长度，m L1—倾斜长度，m M—工作面采高，m R—煤容重，t/m3

Q1 =749×102×1.98×1.3×0.95≈186816t Q2 =901×180×2.08×1.3×0.95≈416608t 2、工作面正规循环生产能力

循环产量 W=L×S×h×γ×c

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—工作面循环进尺，m; H—工作面设计采高，m;

γ—煤的容重t/m3 ,取1.3； c—工作面采出率，%

W1=102×0.8×1.98×1.3×95%≈200（t/循环） W2=180×0.8×2.08×1.3×95%≈370（t/循环）

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同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 日生产能力

W1=W1×N1=200×12=2400t W2=W2×N2=370×10=3700t

3、月生产能力

W01=W1×D=2400×30=72000t W02=W2×D=3700×30=111000t

实际可采出量 186816 416608

可采期 = ——————— = ————+————≈6.4（月） 设计月产量 72000 111000

第二章 采煤方法

一、采煤方法的选择

根据煤层的赋存条件以及工作面设备选型情况， 确定本工作面采用单一长壁后退式采煤方法，全部垮落法辅助人工强制放顶管理顶板。 二、采高的确定

根据所选液压支架的支撑高度、工作面煤层厚度以及采煤机的最大采高等主要因素综合考虑，确定工作面采高为1.9-2.7m。当煤层厚度小于1.9m，必须保证采高为1.9m。 三、循环进度的确定

电牵引采煤机最大截深0.8 m，考虑到工作面地质构造情况及设备的配套情况，确定循环进度为0.8m。

工作面倾斜长度为102/180m，设计走向长度为1726.6m，实际可采走向长度为1650m。开采时沿81216工作面两顺槽巷见顶见底开采。在工作面开采过程中，工作面头尾各四个架的长度采高必须保持在2.3-2.5 m，防止支架挤压工运机头尾电机、减速机。

第一节 巷道布置

一、盘区设计、盘区巷道布置概况

本工作面位于12#层412盘区东翼，采用三巷布置，其中一条盘区轨道巷；一条盘综采二队编制 第5页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 区皮带巷；一条盘区回风巷。

二、本工作面为机轨合一双巷布置，切巷与两顺槽垂直，顺槽沿东西方向布置，工作面切巷沿南北方向布置。81216切巷为稳设备巷，21216巷为进风、运煤顺槽，51216巷为回风、运料顺槽。

1、巷道规格及支护方式：

(1)51216巷支护方式为锚索、锚杆、钢带支护，四排锚杆，排间距为0.9×1.0m，两排锚索，排间距为1.5×3.0m。断面为矩形宽×高=3.8×2.7m。

(2)21216巷支护方式为锚索、锚杆、钢带支护，四排锚杆，排间距为1.0×1.0m，两排锚索，排间距为1.4×3.0m，断面为矩形宽×高=4.5×2.7m。

(3)切巷支护为锚索、锚杆支护。四排锚索，排间距1.3×2.0m；六排锚杆，排间距1.0×1.0m，断面为矩形，巷道规格：宽×高=6.5×2.8m。 2、顺槽掘进顶底板情况

两顺槽巷是沿12#层见顶起底掘进的 三、室及其它巷道 1、皮带硐室

位于21216巷皮带头，长15m，宽6.5m，高2.8m，锚杆、锚索合支护，锚杆六排，排间距1.0×1.0m；锚索四排，排间距1.3×2.0m，用于皮带头的设备稳装及日常检修、维护。 2、运料巷车场

位于51216巷距工作面10m有长50m，宽4.5m，高2.8m车场，锚杆锚索支护，锚杆四排，排间距1.1×1.0m，两排锚索，排间距1.5×2.0m。用于工作面的设备稳装时车辆的调配。

3、运料巷回风绕道

位于51216巷距风门5m处，长10m，宽3.5m，高2.5m，锚杆支护，锚杆三排，排间距1.0×1.0m。用于工作面回风巷与盘区回风巷的联接通道。

（附图7：12#层412盘区81216工作面底板等高线实测图）

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第二节 采 煤 工 艺

一、采煤工艺

该工作面选用MG300/700-AWD双滚筒电牵引采煤机割煤，ZZS5600/14/28型支撑掩护式支架控制顶板，SGZ-830/630型刮板运输机工作面运煤，SZZ-830/200型转载机皮带巷运煤，SSJ1000/200型皮带输送机（两部）运煤至盘区皮带。 1、生产工艺过程：割顶煤→拉架→割底煤→推溜。具体工艺如下： (1)割煤、装煤

采煤机采用双向割煤，以截齿旋转破煤，螺旋叶片旋转装煤，割刀时前滚筒沿顶开采，后滚筒割底刀，两滚筒旋转方向相背，往返一次进两刀。采煤机进刀方式采用两端头斜切进刀，即机组在头部沿溜子弯曲段向尾部斜切进刀，进刀长度30m，进刀后，把头部溜子推出，然后向头部割完三角煤，最后机组向尾割煤、移架、推溜。滚筒割下的煤通过滚筒旋转甩至工运机上运走。 (2)移架

本工作面支架操作方式为手动本架操作，采用及时支护方式，随着采煤机割煤及时顺序移架追机作业，移动步距0.8m。在顶板完整、压力小的情况下，移架滞后采煤机后滚筒4—6架，在顶板破碎、压力大的情况下，移架滞后采煤机前滚筒1-2架，进行超前移架，若移架速度赶不上采煤机运行时，必须降低采煤机速度或停机移架。支架初撑力不得小于24MPa。

作业过程中，移架降柱时，支架顶梁与顶板保持150-200mm距离，不得太大，移架后，支架空顶距不得大于340mm移架过程中应随时调整支架，架移好后，及时升紧，并呈一直线，各操作手把及时打至“0”位。升柱时，必须保证支架主梁与顶板接触严密，达到初撑力。支架降柱顺序为：先降后柱，再降前柱。升柱顺序为：先升前柱，再升后柱。 (3)推溜

工作面推移工运机距采煤机后滚筒不小于15m，保证刮板运输机弯曲段长度不小于18 m，严禁工运机出现急弯，弯曲段最大不超过3°。推溜要在工运机正常运转中进行，保持弯曲段圆滑，移后溜子要保持一条直线。 （附图8：割三角煤斜切进刀示意图）

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第三节 设 备 配 置

一、工作面设备布置表 编号 工作面 设备名称 采煤机 支撑掩护式支架 刮板输送机 转载机 破碎机 皮带输送机 移变 干变 乳化液泵 21216 回柱车 调度绞车 调度绞车 拉紧车 潜水泵 潜水泵 回柱车 干变 51216 调度绞车 调度绞车 调度绞车 JH2—14 ， JH—14 JD—11.4 JD—25 YBS-11 BQW20-35-4 4KW 45 KW 18.5 KW KBSG-500KVA JD—11.4 JD—25 JD—40 开关 QJZ1-1200/1140-6 QJR-400/1140（660） 2台 2台 2台 2台 2台 1台 2台 1台 6台 6台 6台 乳化液箱 型号功率 MG300/700-AWD ZZS5600/14/28 SGZ-830/630 SZZ-830/200 PCM-160 SSJ1000/200 KBSGZY-800KVA KBSG-500KVA BRW-400/31.5 RX400/25 数量 1台 71/123架 1部 1部 1台 2部 3台 2台 2台 1个 3台 2台 备注 综采二队编制 第8页

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潜水泵 潜水泵 回柱车

二、主要机电设备技术特征

1、采煤机（1台，上海创力有限公司）

型 号：MG300/700-AWD 采 高：1.7-3.3 m 滚筒直径：1.8m 截 深：0.8 m 滚筒转速：34.04 r/min 摇臂长度：2.2289 m 牵引速度：0-7.28—12m/min 牵 引 力：580 /350KN 总装机功率：700 Kw 机面高度：1.2 m 电 压：1140 V 降尘方式：内、外喷雾

最大卧底量：0.297 m 摇臂摆角：上摆37.6°，下摆14° 机身总长：(摇臂平直，两滚筒中心距)12.709 m 2、液压支架（同煤集团中央机厂）

型号: ZZS5600/14/28

重量: 17.3t 工作阻力: 5600KN 初撑力: 4810KN 支护方式：支撑掩护式 支架高度：1.4～2.8m 适应煤层倾角：≤15° 外形尺寸：长×高×宽为4800×1450×1400㎜ 3、工作面刮板运输机（1部，山西忻州通用机械有限公司）

型 号：SGZ—830/630 运 输 量：1000 t/h 链 速：1.07 m/s 传动方式：头尾双传动 电机功率：315 kw 电 压：1140 V 链环规格：φ30X108 链条中心距：200 mm 中部槽规格(整体铸造)：长×宽×高=1500×1559×680 mm 4、转载机（1部，山西鑫拓煤机设备制造有限公司）

型 号：SZZ-830/200 功 率：200 KW 运 输 量：1800 t/h 链 速：1.8 m/s 速 比：24.225 电 压：1140 V 综采二队编制 第9页

BQW20-35-4 4KW 45KW 18.5 KW 2台 1台 1台 同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程

链条间距：160 mm 刮板间距：1008 mm

中部槽尺寸：3000×830×865 mm

5、破碎机（1部，河北省张家口煤机厂）

型 号：PCM-160 功 率：160 KW 可调整煤流间隙：0.3—0.1 m 破碎能力：2000 t/h 最大输入块度：0.8 ×0.8 m 锤 头：8个 最大输出粒度：0.3（0.25，0.2，0.15）m

冲击速度：20 m/s 重 量：15.9 T 外型尺寸：长×宽×高 = 3.54×1.93×1.722 m 6、皮带机（2部）

型 号： SSJ1000/200 带 宽：1 m 带 速： 3.15m/s 电 压 ：660V 功 率： 2×200KW 生产能力 ：1200t/h 胶带输送机尾使用ZY2300型自移装置 7、乳化液泵(2台，浙江中煤矿业有限公司)

型号：BRW-400/31.5 柱塞个数：5个 流量：400L/min 功率：250KW 柱塞直径：φ45 电压：1140V 8、泵箱（1台）

型号： RX400/25 公称容量 ：2500L 外形尺寸：3720×1274×1547㎜ 公称流量 ：400 L/min 9、自动配比装置

型 号：RP—J40 流量范围：100——400L/min 工作压力：0.2—1MPa 外型尺寸：0.7×0.6×0.24 m 生产厂家：晋城市凤鑫贸易有限公司 重 量：47Kg （附图9：工作面设备布置图）

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第三章 顶 板 管 理

第一节 支 护 设 计

本工作面与已采空的81103工作面同属12#层，根据同煤层矿压观测总结得：我们观测到的最大工作阻力为5590.2KN，最小工作阻力为5236KN，因此来压强度平均为1.10，历次来压强度最大为1.14，最小为1.02。根据上述分析可知该工作面来压时的支架支护阻力较低，动载系数较大，故本支架适合本工作面使用。 一、支架选型

1、本工作面来压强度值估算为： P = 9.81×M ×r× K 式中：M—工作面采高 2.7m r—顶板岩石容重2.5 T/m3

K—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，8 P额—支架额定支护强度0.85MPa

PMax = 9.81×2.7×2.5 ×8 = 529.74(KN/m2)=0.52974MPa＜0.73 MPa

由上述可知：工作面支架额定支护强度大于顶板来压强度，故支架能满足安全支护要求，选用ZZ5600/14/28型支架可以维护采场顶板。本工作面倾斜长度102/180m，工作面布置71/123架液压支架，中心距1.5m。 2、工作面支架初撑力：

工作面在开采过程中，泵站压力不得小于30Mpa，支架初撑力不得小于24MPa。 3、选用“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为615.7KN/m2。根据上述计算工作面合理支护强度为615.7KN/m2 。 二、选择合理的支护材料

本工作面选用ZZ5600/14/28型支撑掩护式液压支架支护顶板，端头支护、超前支护均采用DZ31.5、DZ35型单体柱配2.4m和0.8 mπ型的花边梁进行支护。 三、乳化液泵站

1、泵站型号： BRW-400/31.5型 数 量：两台（其中一台使用，一台备用） 2、泵站设备位置：位于21216巷靠工作面侧轨道上的串车中。

3、使用规定：严格执行“谁通知停泵，谁通知开泵”制度，泵站压力必须保持30MPa综采二队编制 第11页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 以上。乳化液配制必须使用自动配比器，必须使用折射仪检查配比浓度使其达到规定值 3﹪-5﹪。

表6 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号 顶底板条件 项 目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 单位 m m m m m KN/m2 mm m KN/m2 mm KN/m2 mm m2 MPa 类 级 m 支架参数对照表

项 目 采高/m 倾角/゜ 煤厚/m 硬度/f 工作面实际条件 1.9—2.7 0.3゜—4.5゜/2.4゜ 0.75-2.7 2—3 支 架 参 数 1.4—2.8 ≤15゜ 1.9—2.6 同煤层实测 4.4 13.06 9.66 27 51.5 605.2 50 33.5 615.7 50 较明显 524.5 35 6×5 Ⅲ Ⅱ 40 本面选取或预计 1.53 2 27 51.5 605.2 50 33.5 615.7 50 较明显 524.5 35 6×5 Ⅲ Ⅱ 40 1 2 直接顶初次跨落步距 初 次 来 压 周 期 来 压 平时 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶板移近量 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 最大平均顶板移近量 直接顶悬挂情况 底板允许比压 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 3 4 5 6 7 8 9 10 综采二队编制 第12页

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支护强度/KN/m2 底板比压/KN/m2 顶 板 级 别

第二节 顶 板 管 理

一、顶板管理

本工作面采用ZZ5600/14/28型支撑掩护式支架管理顶板，采用及时支护，自然垮落法辅以人工强制放顶的方法处理采空区，最小控顶距5.14m，最大控顶距5.94m。 二、放顶工作

（1）当工作面采宽达到15m时，古塘悬板还不发生垮落，工作面停止割煤，由技措队在工作面布置初次放顶眼，当工作面煤壁距切巷古塘侧煤壁18m时，炮眼距支架切顶线1.2-1.5m时，开始放顶作业。 （2）放顶要求

为保证放顶效果，工作面两顺槽内的锚栓托板、锚索板在进入放顶线前必须拆除，具体规定为端头裸露的锚栓托板及锚索板在进入切顶线前拆除，进入支架的托板、锚索板在进入前探梁前拆除。若顶板破碎，压力增大的情况下可以不拆。初次放顶后，要求在古塘侧顶板拉开3-4m的槽，顶板的冒落高度普遍大于采高的1.5倍以上，以破坏古塘顶板的完整性。

（3）放顶作业开始前，必须对放炮地点进行瓦斯检查，如爆破地点20m范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。通风区必须制定专门措施，采取措施，确认无任何隐患方可放炮作业。

（附图10：初次放顶炮眼布置图） 2、循环放顶

根据我矿实际情况，工作面尾端头上隅角瓦斯浓度高不进行循环放顶，若尾端头悬板面积超过2×5㎡，必须加强端头支护，增加单体支柱数量，确保安全生产。初次放顶完成后，随工作面推进，循环放顶眼只布置在皮带顺槽顶板上，回风顺槽不布置炮孔放顶，如需放顶，必须制定专门措施，方可进行。循环放顶步距6m。当炮孔距切顶线1.2-1.5m时，进行放炮作业。

（附图11：循环放顶炮眼布置图）

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529、7 Ⅱ 730 Ⅱ 同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 3、局部放顶

工作面在正常开采当中，落三角悬板和工作面悬板不得超过2×5m2，否则，工作面必须停止推进，进行局部放顶作业后，方可恢复正常生产。

4、具体放顶安全技术措施及初次放顶的措施，由技措队统一负责编制。

第三节 运输巷、回风巷及超前支护管理

一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理

1、51216巷支护方式为锚索、锚杆、钢带支护，三排锚杆，排间距为0.9×1.0m，两排锚索，排间距为1.5×3.0m。

2、21216巷支护方式为锚索、锚杆、钢带支护，四排锚杆，排间距为1.0×1.0m，两排锚索，排间距为1.4×3.0m 。

3、两顺槽超前支护

（1）工作面两顺槽巷的超前支护，均使用DZ31.5、DZ35型单体液压支柱和的2.4m及0.8m长π型花边梁进行支护。花边梁应垂直于巷道布置，巷道支护距离从工作面煤壁起20m范围内支设单体支柱，柱距1.0m，支柱防倒、钢梁防掉装置齐全有效，初撑力不小于90KN。当机组割通工作面头尾时，两巷超前支护距工作面最近的单体柱距工作面煤壁不大于1m。

（2）51216巷: 从工作面煤壁起距巷道中心线1.0m和中心线处开始支设,20m范围内支设三排，一梁三柱,排距1.0m，柱距1.0m，并均匀布置在巷中线及中线两侧，中间一排单体支在花边梁正中,共支设60根。

（3）21216巷：从工作面煤壁起靠工作面煤帮一侧支设两排单体柱,排间距0.8×1.0 m,一梁两柱,两排单体柱分别支在花边梁长度方向1/3处(2.4m长π型花边梁);靠煤柱侧支设一排单体柱，柱距1.0m 单体柱支在花边梁的的正中(0.8m长π型花边梁), 特殊情况可以支在花边梁长度方向2/3以内。在20 m范围内支设三排，每排单体支柱距同侧煤壁为0.8m,共支设60根。靠工作面侧距转载机最突出部分不小于0.5m，靠煤柱侧距转载机最突出部分不小于0.3m。超前支护要保证齐全有效。

4、加强支护

当工作面两顺槽顶板破碎、压力增大时，端头支护柱距调整为0.8m，超前支护距离调整为三排40m，柱距调整为0.8m。顶板严重破碎时，及时编写专项措施进行处理。 综采二队编制 第14页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 二、工作面安全出口的管理及要求

1、端头支护

工作面上下端头支护，均由工作面头尾各两个支架作为端头支架支设在巷中，端头支架至煤柱侧由DZ31.5、DZ35型和单体液压支柱和的0.8mπ型花边梁均匀支至端头支架与煤帮中间。花边梁应垂直于煤帮布置，单体支在花边梁正中，特殊情况花边梁可以倾斜布置。柱距1.0m，支设范围为切顶线至煤壁线，每循环回一次。工作面头、尾端头支架距煤帮小于0.8m时，端头将不采取加强支护；头、尾端头支架至煤帮为0.8-1.6m时，平行顺槽在支架与煤壁中间支设一排单体支柱，共6根，端头支架至煤帮为1.6-2.5m时，平行顺槽在支架与煤壁中间均匀支设两排单体支柱，排距为0.8m，共 9根；端头支架至煤帮为2.5m以上时，平行顺槽在支架与煤壁中间均匀支设三排单体支柱，排距为0.8m，共 13根。端头在切顶线位置必须支设两根以上关门柱，间距不大于0.5米。

2、端头支柱防倒、钢梁防掉装置必须齐全有效，初撑力不小于90KN。当端头顶板严重破碎时，由本班上岗干部根据现场情况增加支护，然后编制措施报矿审批。

3、工作面安全出口的要求：工作面安全出口每班必须设专人清理维护,确保巷道高度不低于1.8m,行人道宽度不小于0.8m，支护齐全，安全畅通且不影响通风行人。

4、超前、端头支护不能提前回收，每循环只回收一个循环距离的单体支柱。靠煤柱侧超前单体支柱在进入切顶线前进行回收。

5、端头支架前移与回端头单体液压支柱严禁平行作业，应先回出单体液压支柱再进行端头支架前移作业。回单体液压支柱必须在机组割通头尾前20m回出。

6、单体支柱防倒、钢梁防掉装置的使用要求

（1）单体支柱防倒装置统一安装在支柱1/2处。支柱卸载时，先将支柱防倒装置固定盒上的紧固螺栓松开，将固定盒推向支柱的一侧，然后将两根防倒片紧固螺栓松开，人工抬出工作面。升柱后，先将两根防倒片重合用螺栓紧固好，然后将固定盒推向两根支柱的之间并紧固螺栓固定好。

（2）钢梁防掉装置统一安装在单体支柱的柱头处。支柱卸载时，先将钢梁防掉装置的紧固螺栓松开，取下防掉装置，然后卸支柱。支柱时，先将支柱升紧，然后紧固防掉装置的螺栓。 三、工作面机道管理

1、工作面割煤采用双向割煤即两端头斜切进刀，往返一次进两刀。支架初撑力不得小于24MPa。 综采二队编制 第15页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 破 碎 机 PCM-160 转 载 机 SZZ-830/200 加 压 泵 BPW250/16K 液 泵 BRW-400/31.5 160 200 75 2×250 1.14 1.14 1.14 1.14 1 1 1 2 160 200 75 500 ∑PN1=700+160=860kW ∑PN1—采煤机、破碎机额定总功率(kW) ∑PN2=630+75=705kW ∑PN2—工运机、加压泵额定总功率(kW) ∑PN3=200+2×250=700kW ∑PN3—转载、液泵总功率(kW) 2、660V负荷统计 动力线负荷统计 负荷名称 皮带 拉紧车 绞车 水泵 照明综保 规格型号 SSJ1000/200 YBS-11 JD-11.4 JD-25 JD-40 JD-18.5 BXZ1-2.5kVA 额定容量 200kW 11kW 11.4kW 25kW 40kW 18.5kW 4kW 45kW 2.5kW 额定电压 660V 660V 660V 660V 660V 660V 660V 660V 660V 台数 2 2 16 8 6 4 4 2 2 计算负荷 400kW 22kW 182.4kW 200kW 240kW 74kW 16kW 90kW 5kW ∑PN（4）=202.5kW ∑PN（4）—21216巷Ⅰ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN4=238.5kW ∑PN4—21216巷Ⅰ段干线负荷总功率,kW

∑PN（5）=26.4kW ∑PN（5）—21216巷Ⅱ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN5=82kW ∑PN5—21216巷Ⅱ段干线负荷总功率,kW

∑PN（6）=200kW ∑PN（6）—21216巷Ⅲ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN6=211kW ∑PN6—21216巷Ⅲ段干线负荷总功率,kW

∑PN（7）=36.4kW ∑PN（7）—21216巷Ⅳ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN7=147kW ∑PN7—21216巷Ⅳ段干线负荷总功率,kW

∑PN（8）=80kW ∑PN（8）—51216巷Ⅰ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN8=192.8kW ∑PN8—51216巷Ⅰ段干线负荷总功率,kW 综采二队编制 第31页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 ∑PN（9）=84kW ∑PN（9）—51216巷Ⅱ段干线实际运行负荷功率和,kW ∑PN9=355.6kW ∑PN9—51216巷Ⅱ段干线负荷总功率,kW 三、变压器的选择

根据变压器二次侧实际工作负荷总容量来计算

Sb=

Kde??PeCOS?wm

式中:Sb—变压器计算容量,kVA ∑Pe—用电设备负荷功率和,kW Kde—需用系数 Kde=

Klo?Kk Klo—同时系数 yw—供电线路效率,取0.92 yw?y Kt—负荷系数 y—设备运行效率,取0.9

COSΦwm—加权平均功率因数,取0.8

1、1140V负荷变压器的选择 ?机组、破碎机变压器

由于机组单台起动,故Klo=1 Kde取0.73 根据Sb1=

0.73?860=785kVA 0.8根据计算，可选1台KBSGZY-800kVA/6kV/1140V变压器. ?工运机、加压泵变压器

同理,Kt取0.65 Sb2=

0.65?705=644kVA 0.8根据计算，可选1台KBSGZY-800kVA/6kV/1140V变压器. ?转载、液泵变压器

考虑到转载.破碎机,液泵顺序启动,故Kde3取0.65 Sa.c3=

0.65?700=639kVA 0.8根据计算,实际选1台KBSGZY-800kVA/6kV/1140V变压器 2、21216巷口660V负荷变压器的选择

202.5?26.4?80308.90.6?0.6==0.6 Kt=0.6 Kde==0.43

238.5?82?192.8513.30.92?0.90.43?513.3Sb5==276kVA

0.8KLO=

根据实际情况,可选1台KBSGZY-500kVA/6kV/660V变压器. 综采二队编制 第32页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 3、21216巷900m出660V负荷变压器的选择

200?36.4236.40.66?0.6==0.66 Kt=0.6 Kde==0.48

211?1473580.92?0.90.48?358Sb5==215kVA

0.8KLO=

根据实际情况,可选1台KBSG-500kVA/6kV/660V变压器. 4、51216巷700m处660V负荷变压器的选择

840.3?0.6=0.3 Kt=0.6 Kde==0.22

0.92?0.9355.60.22?355.6Sb5==98kVA

0.8KLO=

根据实际情况,可选1台KBSG-500kVA/6kV/660V变压器. 四、电缆的选择

根据电缆长时允许通过的工作电流来计算 Ic.a=

Kde??PN?1033?Ue?COS?a.c

其中,Ic.a—通过电缆长时允许工作电流,A Kde—需用系数

∑PN—通过该供电电缆的所有用电设备的额定容量之和,kW Ue—额定电压,kV COS?a.c—加权平均功率因数

1、高压电缆的选择

Ica1=

0.73?8600.65?7000.65?705++=75.7+54.7+55.2=185.6A

1.732?6?0.81.732?6?0.81.732?6?0.8可选2趟MYPTJ-6kV-3×50+3×25/3+JS型矿用橡套双屏蔽绝缘监视电缆,长度各20m。（移变串车串电缆）

可选1趟MYPTJ-6kV-3×95+3×25/3+JS型矿用橡套绝缘双屏蔽监视电缆,长度（1757－900－100）×1.05=795(21216巷900m处低压变压器至带机组变压器移变串车)

I ca2=

0.43?513.30.48?358+ +Ica1=26.5+20.7+185.6=232.8A

1.732?6?0.81.732?6?0.8可选1趟MYPTJ-6kV-3×95+3×25/3+JS型矿用橡套绝缘双屏蔽监视电缆,长度900×1.05=945m (巷口高压开关至21216巷900m变压器) 。

I ca3=

0.22?355.6=9.5A

1.732?6?0.8可选1趟MYPTJ-6kV-3×50+3×16/3+JS型矿用橡套绝缘双屏蔽监视电缆,长度（700+180）×1.05=924(51216巷700m处低压变压器至21216巷口高压开关) 综采二队编制 第33页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 I G= I ca3+ I ca2=233+9.5=242.5A

可选1趟MYPTJ-6kV-3×50+3×16/3+JS型矿用橡套绝缘双屏蔽监视电缆,长度（26+40）×1.05=70(变电所至21216巷口高压开关)。 2、千伏级电缆的选择 (1)机组电缆

根据Ic=

Kde?Pc?1033?Ue2?COS?a.c=

0.73?300?1033?1140?0.8=139A

根据计算,实际选MCP-1.14kV-3×95+1×25+4×10型绝缘屏蔽电缆,长度(180+100)×1.05=294m.1根 (2)工运机电缆

根据Ig=

Kde?Pg?1033?Ue2?COS?a.c=

0.73?315?1033?1140?0.8=146A

型绝缘屏蔽电缆,长度

根据计算,实际选MYP-1.14kV-3×70+1×25

(180+100)×1.05=294m,2根作为工运机尾机电缆,另100m2根作为工运机头机电缆. (3)转载机电缆

IZ=

Kde?Pz?1033?Ue3?COS?a.c=

0.73?200?1033?1140?0.8=93A

根据计算,实际选MYP-1.14kV-3×70+1×25型千伏级矿用橡套屏蔽电缆,长度100m. (4)破碎机电缆

同理,计算得IP==

Kde?Pz?1033?Ue3?COS?a.c=

0.73?160?1033?1140?0.8=74A

实际选MYP-1.14kV-3×70+1×25型千伏级矿用橡套屏蔽电缆,长度100m. (5)液泵电缆

同理,计算得IY=

Kde?Pz?1033?Ue3?COS?a.c=

0.73?250?1033?1140?0.8=116A

实际选MYP-1.14kV-3×70+1×25型千伏级矿用橡套屏蔽电缆,长度100m,2根. (6) 加压泵电缆

同理,计算得IJ==

Kde?Pz?1033?Ue3?COS?a.c=

0.73?75?1033?1140?0.8=35A

综采二队编制 第34页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 实际选MYP-1.14kV-3×70+1×25型千伏级矿用橡套屏蔽电缆,长度100m,1根. 3、低压电缆的选择及校验

?21216巷口变压器二次侧干线电缆的选择

根据Iz =

0.43?513.3=242A

1.732?0.66?0.8?21216巷Ⅰ段干线电缆的选择

KLO=

202.5?26.4228.90.6?0.72==0.72 Kt=0.6 Kde==0.52

238.5?82320.50.92?0.90.52?320.5?103Id1==183A

1.732?660?0.8可选1趟MY-0.38/0.66-3×70+1×25型低压橡套电缆,长度为30m. ?21216巷Ⅱ段干线电缆的选择

26.40.32?0.6=0.32 Kt=0.6 Kde==0.23 840.92?0.90.23?84根据Iz2 ==22A

1.732?0.66?0.8KLO=

可选1趟MY-0.38/0.66-3×50+1×16型低压橡套电缆,长度为（900－30）×1.05=914m.

?21216巷Ⅲ段干线电缆的选择

KLO=

2000.6?0.95=0.95 Kt=0.6 Kde==0.69

0.92?0.92110.69?211?103Id3==160A

1.732?660?0.8可选1趟MY-0.38/0.66-3×50+1×16型低压橡套电缆,长度为30m. ?21216巷Ⅳ段干线电缆的选择

KLO=

36.40.25?0.6=0.25 Kt=0.6 Kde==0.18 1470.92?0.90.18?147?103Id4==29A

1.732?660?0.8为保证后期增容需要，实际可选1根MY-0.38/0.66-3×50+1×16型低压电缆,长度（1757—900）×1.05=900m. ?51216巷Ⅰ段干线电缆的选择

KLO=

800.42?0.6=0.42 Kt=0.6 Kde==0.3 192.80.92?0.9综采二队编制 第35页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程

0.3?192.8?103Id5==64A

1.732?660?0.8为保证后期增容需要，实际可选1根MY-0.38/0.66-3×50+1×16型低压电缆,长度（180+700）×1.05=924m. ?51216巷Ⅱ段干线电缆的选择

KLO=

840.24?0.6=0.24 Kt=0.6 Kde==0.17

0.92?0.9355.60.17?355.6?103Id6==66A

1.732?660?0.8为保证后期增容需要，实际可选1根MY-0.38/0.66-3×50+1×16型低压电缆,长度（1831—700）×1.05=1188m 五、电缆的校验

根据低压电网的电压损失来计算 ΔU=ΔUT+ΔUms+ΔUN

ΔU—低压电网电压损失，V ΔUT—变压器电压损失,V ΔUms—支线电缆电压损失，V ΔUN——干线电缆电压损失,V

ΔUT=Ur%=

U2N?T?ST(Ur%.cosΦwn+Ux%.sinT)

100?SN?T?PN?T100 Ux%=(Us%)2?(Ur%)2

SN?T3.1经查表, Δ PN.T=3.1kW Us%=4 Ur%==0.62 Ux%=(4)2?(0.62)2=3.95

500sinT=1?cos?wn2=1?0.82=0.6 1、21216巷口变压器电压损失

ΔU1=

660?276( 0.62×0.8+3.95×0.6)=10.44V

100?500由于变压器二次侧电缆较短,电压损失几乎为零,故这里不予计算. ΔUN1=63-10.44=52.56V ①21216巷Ⅰ段干线电缆校验 满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

0.52?320.5?30=2.8mm2<70mm2 校验合格

0.66?53?52.56综采二队编制 第36页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 ②21216巷Ⅱ干线电缆校验

I段干线线电缆电压损失为 ΔU1=

0.52?320.5?30=2.04V ΔU2=63-10.44-2.04=50.52V

0.66?53?700.23?84?914=9.9mm2<50mm2 校验合格

0.66?53?50.52满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

③51216巷Ⅰ段干线电缆校验 满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

0.3?192.8?92422

=29mm<50mm 校验合格

0.66?53?52.562、21216巷900m处变压器电压损失

ΔU1=

660?215( 0.62×0.8+3.95×0.6)=8.13V

100?500由于变压器二次侧电缆较短,电压损失几乎为零,故这里不予计算. ΔUN1=63-8.13=54.87V ①21216巷Ⅲ段干线电缆校验 满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

0.69?211?3022

=2.3mm<70mm 校验合格

0.66?53?54.87②21216巷Ⅳ干线电缆校验 满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

0.18?147?900=12.4mm2<50mm2 校验合格

0.66?53?54.873、51216巷700m处变压器电压损失

ΔU1=

660?98( 0.62×0.8+3.95×0.6)=3.7V

100?500由于变压器二次侧电缆较短,电压损失几乎为零,故这里不予计算. ΔUN1=63-3.7=59.3V ①51216巷Ⅱ段干线电缆校验 满足该段电缆电压损失最小截面为

Ams.min=

0.17?355.6?1188=34.6mm2<50mm2 校验合格

0.66?53?59.3六、开关的选择

1、变电所高压开关的选择 综采二队编制 第37页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 根据IG=242.5A，所内可选1台BGP9L-6AK-400A开关, 2、千伏级启动器的选择 ?机组、破碎机开关

根据Ic=139A、Ip=74A,可选1台QJZ1-1200 /1140（660）-4千伏级真空启动器. ?工运机、加压泵开关

根据Ig=146A、 IJ=35A 可选1台QJZ1-1200 /1140（660）-6千伏级真空起动器. ?转载机、液泵开关

根据Iz=93A、Iy=116A可选1台QJZ-1200 /1140-6千伏级真空启动器. 3、低压启动器的选择 ?绞车开关

0.73?25?103Ij1==20A,可选8台QBZ-80N真空启动器.

660?1.732?0.80.73?18.5?103Ij2==15A,可选4台QBZ-80N真空启动器.

660?1.732?0.80.73?11.4?103Ij3==10A,可选16台QBZ-80N真空启动器.

660?1.732?0.80.73?40?103Ij4==32A,可选6台QBZ-80N真空启动器.

660?1.732?0.8?皮带开关

Ip=

0.73?200=160A,可选3台QJR-400A/660V真空启动器,另一台

0.66?1.732?0.8QJR-400A/660V备用 ?皮带拉紧车开关

0.73?11?103IPL==10A,可选2台QBZ-80N真空启动器.

660?1.732?0.8?水泵开关

0.73?4?103IS==3.2A,可选4台KDSK-30A真空启动器. 660?1.732?0.80.73?45?103IS==36A,可选2台QBZ-80N真空启动器 660?1.732?0.8综采二队编制 第38页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 4、低压馈电开关选择

根据Iz= 242A,可选1台KBZ-400A开关作为该工作面低压总开关.

根据Iz1= Id3+ I d4=189A,可选1台KBZ-400A开关作为该工作面低压总开关. 根据Iz2= I d6=66A,可选1台KBZ-200A开关作为该工作面低压总开关.

根据I d2= 22A, I d4= 29A, I d5= 64A,可选3台KBZ-200A开关作为该工作面低压分路开关.

七、开关保护整定校验

1、变电所带工作面高压开关BGP9L-6AK-400A整定

根据IG=242.5 A，过载整定为320A(0.8倍)

根据Idj=64×6+(242.5-64)=562.5A，短路整定为640A(2.0倍) 2、21216巷口开关KBZ-400A整定 根据Iz=242A 过载整定:320A

根据Idzj=160×5+(242-160)=882A 短路整定:960A 当d1点发生短路时

L1=30×0.724=22m 经查表可得：I(2)d=7409A K1=7409/960=7.7>1.5 校验合格 3、21216巷口分路关KBZ-200A整定 根据Id2=22A 过载整定:40A

根据Idzj=20×6+(22-20)=122A 短路整定:160A 当d2点发生短路时

L2=914+22=936m 经查表可得：I(2)d=766A K2=766/160=4.7>1.5 校验合格 4、21216半巷总开关KBZ-400A整定 根据Iz1=189A 过载整定:200A

根据Idzj=160×5+(189-160)=829A 短路整定:1000A 当d3点发生短路时

L3=30×0.724=22m 经查表可得：I(2)d=7409A K3=7409/1000=7.4>1.5 校验合格 5、21216半巷分路开关KBZ-200A整定 综采二队编制 第39页

同煤集团四台矿 12#层81216工作面作业规程 根据I d4=29A 过载整定:40A

根据Idzj=32×6+(29-32)=189A 短路整定:200A 当d4点发生短路时

L4=900m 经查表可得：I(2)d=799A K4=799/200=3.9>1.5 校验合格 6、51216巷口分路开关KBZ-200A整定 根据I d5=64A 过载整定:80A

根据Idzj=32×6+(64-32)=224A 短路整定:240A 当d5点发生短路时

L5=924m 经查表可得：I(2)d=782A K5=782/240=3.3>1.5 校验合格 7、51216半巷开关KBZ-200A整定 根据I d6=66A 过载整定:80A

根据Idzj=36×6+(66-36)=246A 短路整定:300A 当d6点发生短路时

L6=1188m 经查表可得：I(2)d=608A K6=608/300=2>1.5 校验合格 8、工作面移变二次馈电开关 ?机组、破碎机移变

0.73?860?103根据 Ig==397A 过载整定:400A

1.732?1140?0.8 根据 Id=139×7+（397-139）=1231A 短路整定:1600A(4倍)

当d7点发生短路时

L7=294×0.724=213m 经查表可得：Id=2815A K7=2815/1600=1.7>1.5 校验合格 ?工运机、加压泵移变

0.73?705?103根据 Ig==325A 过载整定:350A

1.732?1140?0.8(2)

根据 Id=146×7+（325-146）=1201A 短路整定:1400A(4倍) 综采二队编制 第40页

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