3205综放规程(2)

目 录

第一章 概 况 ................................ 5 第一节 工作面位置及井上下关系......................... 5 第二节 煤 层 .................................. 6 第三节 煤层顶底板 ..................................... 6 第四节 地质构造 ...................................... 7 第五节 水文地质 ...................................... 8 第六节 影响回采的其它因素 ............................ 8 第七节 储量及服务年限 ............................... 10 第二章 采煤方法 ....................................... 10 第一节 巷道布置 ...................................... 10 第二节 采煤工艺 ...................................... 11 第三节 设备配置 ...................................... 12 第三章 顶板管理 ....................................... 15 第一节 支护设计 ...................................... 15 第二节 工作面顶板管理 ................................ 16 第三节 两巷及端头顶板管理 ............................ 18 第四节 矿压观测 ...................................... 22 第四章 生产系统 ....................................... 22 第一节 运输系统 ...................................... 22

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第二节 供排水系统 .................................... 24 第三节 供电系统 ...................................... 25 第四节 通讯照明系统 .................................. 27 第五章 通 风 .................................... 28 第一节 通风系统 ...................................... 28 第二节 瓦斯监测监控及管理 ............................ 30 第三节 综合防尘 ...................................... 34 第四节 隔绝煤与瓦斯爆炸措施 .......................... 35 第五节 煤层注水 ...................................... 38 第六节 瓦斯抽采 ...................................... 43 第六章 劳动组织和主要经济技术指标 ...................... 48 第一节 劳动组织 ...................................... 48 第二节 主要经济技术指标 .............................. 48 第七章 灾害预防及避灾路线 ............................... 49 第八章 安全技术措施.................................... 54 第一节 一般措施 ...................................... 54 第二节 顶板管理 ...................................... 55 第三节 “一通三防” ................................... 59 第四节 质量标准化 .................................... 59 第五节 运输管理 ...................................... 61 第六节 机电设备 ...................................... 64

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第七节 其 它 ........................................ 72 附图一 井上下对照图 附图二 综合柱状图

附图三 工作面底板等高线及储量计算图 附图四 工作面示意图 附图五 采煤机机头机尾进刀图 附图六 主要机电设备技术参数表 附图七 工作面设备布置图

附图八 工作面最大最小控顶距剖面图 附图九 工作面运输示意图 附图十 供水系统图 附图十一 排水系统图 附图十二 供电系统图 附图十三 通风系统示意图 附图十四 避灾路线图 附图十五 监测监控示意图 附图十六 防尘系统示意图 附图十七 压风自救图

附图十八 掘进工作面抽采钻场钻孔布置示意图、

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附图十九 3205工作面预抽钻孔施工示意图 附图二十 3205工作面采空区抽采平、剖面图 附图二十一 3205工作面瓦斯抽采管路敷设示意图 附图二十二 工作面正规循环图表 附图二十三 工作面劳动组织图表 附图二十四 主要技术经济指标表 附图二十五 爆破警戒示意图 附件一 西王内村保护煤柱设计书

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第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

3205工作面位于井田的二盘区，西侧为南辅运、南主运、南回风三条集中巷， 北侧为未掘的3203回采工作面，南侧为正在掘进的3207工作面。工作面按倾向布置，其长度为726m，设计可采长度634m，工作面切眼长度为199m。 二、地面相对位置

从井上下对照图上看出，西王内村位于3205工作面切眼东南约219m，工作面留设有按规定设计的村庄保护煤柱。

附件一：西王内村保护煤柱设计书 三、回采对地面的影响

从井上下对照图上看出，3205工作面地表多为黄土覆盖，无村庄、高压线、河流、建筑物、铁路和国家文物保护区。 附图一：井上下对照图

工作面位置及井上下关系表

水平名称 地面标高 地面位置 回采对地面设施的影响 井下位置及与相邻关系 走向长度 一水平 918.73—920.26m 采区名称 工作面标高 二盘区 426— 477m 东侧219m处为西王内村 从井上下对照图上看出，西王内村位于3205工作面切眼东南约219m，西王内村在保护煤柱内，回采对民房及设施无影响。 西侧为南辅运、南主运、南回风三条集中巷， 北侧为未掘3203回采工作面，南侧为正在掘进的3207工作面。 634m 倾斜长度 199m 面 积 126166m2

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第二节 煤 层

据地质测量科提供资料显示：3205工作面煤层最小厚度3.7m，最大厚度5.73m，平均5.38m。在煤层下部有一层夹矸，其平均厚度为0.2m。顶板为砂质泥岩，厚度为8.96m。底板为泥岩，厚度为0.98m。该煤层厚度稳定，结构简单。煤层情况表如表所示：

煤 层 厚 度 3.70-5.73m 平均5.38m 煤 层 结 构 简 单 4.10(0.2)1.08 煤 层倾 角 0-15° 平均5° 可 采 85% 指 数 变 异 9 系 数 稳 定 稳定 程 度 煤层物理性质为黑色或黑灰色，条痕为深黑色，参差状及贝壳状断口，玻璃—金刚光泽，内生裂隙较发育。宏观煤岩类型以光亮型煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带。细-中条带状结构，层状构造。宏观煤岩组分以半亮-光亮型煤为主，中间夹矸，岩性为炭质泥岩。 第三节

煤层顶底板情况如表所示：

顶底板名称 岩石名称 厚 度 煤层顶底板

岩 性 特 征 伪 顶 泥岩 0.38m 灰黑色，硬度中等，薄层状、水平层理 直接顶 砂质泥岩 8.96m 层呈明显接触，产丰富不完整化石 灰色，中厚层状，参差状断口，半坚硬，与下伏岩老 顶 中粒砂岩 5.86m 胶结，参差状断口，半坚硬 浅灰色，中厚层状，以石英为主，长石次之，泥质

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直接底 泥岩 0.98 状断口 浅灰色，中厚层状，以石英为主，长石次之，均匀灰黑色，硬度中等，断口见大量植物茎化石，参差老 底 细粒砂岩 3.36 层理，断口参差状，半坚硬 第四节 地质构造

一、断层揭露情况

掘进过程中共揭露断层情况：揭露断层5条，其中正断层3条，逆断层2条：

断层名称 倾向 81° F10 81° F11 260° 253° F12 265° 30° 2m 3205辅助进风巷里程470m 25-30° 30° 30° 8-9m 1.5-2m 2.3m 3205回风顺槽里程431.9m 3205辅助进风巷里程332m 3205运输顺槽里程450m 倾角 25-30° 落差 8-9m 揭 露 位 置 3205辅助回风巷里程422.9m 二、陷落柱揭露情况

根据三维地震勘探显示：3205辅助进风巷勘探X11陷落柱未揭露，回采过程中要注意其附近区域的富水情况。 三、其它地质情况

（一）2802号钻孔在3205工作面回采范围内，切眼往西450m处，距运输顺槽35m处。2802钻孔坐标：

X：38403728.273，Y：3997283.520；

（二）根据邻近矿井揭露情况：本矿隐伏性地质构造较发育。

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（三）巷道顶板裂隙、节理处均有不同程度的破碎、离层、塌矸冒顶，巷帮煤层裂隙、节理处易片帮。回采期间必须加强支护，及时超前拉架，防止片帮、冒顶。

第五节 水文地质

一、工作面水文地质情况

3205工作面水文地质条件相对简单，根据精查地质报告及防治水总体规划分析，结合井巷施工中实际揭露情况，煤层涌水来源主要是3#煤层顶板砂岩裂隙水及K8、K10含水层，在掘进中有顶板砂岩裂隙水流向工作面。煤层顶板砂岩富水性及导水性不均衡，将会造成涌水地段不同，淋水通道以锚索（杆）孔、顶板裂隙为主，淋水形式为顶板裂隙水。巷道施工进度越快，揭露断面越多，淋水量就越大，大部分地段顶板淋水随着巷道向前掘进逐渐疏干，少部分地段顶板淋水疏干时间较长。同时随着巷道掘进，矿压逐渐显现，煤层顶板裂隙增大，进一步沟通上部含水层，增强导水性，造成淋水量要比预测的要大。根据地测资料显示：现阶段3205工作面四条顺槽及切眼的正常涌水量为14 m3/h，最大涌水量为25 m3/h。 二、工作面涌水量

根据西安研究院为我矿编制的《一、二盘区带压开采安全性评价》，开采3#煤时，k2灰岩突水系数为0.035Mp/m，O2灰岩突水系数为0.0244～0.0277Mp/m，皆在临界突水系数0.06 Mp/m以下。一般情况下，没有大的导水构造导通情况下，煤层底板强含水层不会参与矿井充水，属于安全带压开采。3205工作面属于带压开采，回采过程中严格执行《3#煤层带压开采安全技术措施》和《防突水安全技术措施》。根据地质测量科提供的水文地质资料，预计回采期间正常涌水量：70m3/h，最大涌水量：120m3/h，回采过程中应严格执行“预测预报、有采必探，先治后采”的原则。工作面及巷道低洼处需安泵排水。

附图二：综合柱状图附图三：工作面底板等高线图及储量计算图

第六节 影响回采的其它因素

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一、 影响回采的其它地质情况:

影响回采的其他地质情况表

瓦斯 绝对涌出量22.98m/min 二氧化碳 3绝对涌出量4.2m/min 3煤尘 具有爆炸性 煤的自燃 不自燃 地 温 12--18℃ 地 压 13.1-19.2MPa 煤 层 夹 矸 直接顶 普氏硬度（f） 0.37-1 2.5 3-4 直接底 二、 其它问题及建议：

1、本井田3#煤层瓦斯含量较高，在开采时应加强对瓦斯的监测，搞好通风管理，确保安全生产。

2、详查及勘探阶段施工的2802号钻孔未进行启封检查，封孔质量难以评定，况且井田内奥灰水水位高于3#煤层的底板。在煤矿生产过程中应注意防止奥灰水沿此封闭不好的钻孔、构造破坏地带突水而发生的淹井事故。回采至该钻孔位置时，编制专项安全技术措施。

3、该工作面煤层部分地段伪顶厚，顶板砂岩裂隙水弱化顶板岩石强度，顶板易破碎，同时煤质较软，煤层易片帮，建议回采期间要及时超前拉架，加强顶板支护，发现顶板破碎、煤壁片帮或异常，严格按作业规程要求及时加强支护。

4、该工作面3#煤层顶板砂岩裂隙水较发育，回采期间涌水量比较大，综采队要配备强有力的排水设备（水泵、管路、水仓），加强排水，具体排水见《3205工作面防治水方案》。

5、由于3205工作面回采后形成采空区，对采空区积水防治应引起重视，加强观测，做好防范措施。

6、由于该工作面三维地震揭露的断层等地质构造比较复杂，伴生构造仍然存在，特别受掘进过程中揭露地质构造（断层、陷落柱、

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节理、裂隙等）影响，接近这些地质构造时，工作面回采前方可能存在隐伏性陷落柱、断层、节理、裂隙、牵引褶曲、煤层产状急剧变化、煤系地层沉积形成的锅底构造，工作面淋水增大等异常现象，回采期间煤层顶板及煤壁压力大，裂隙发育处顶板易破碎、塌顶，煤质软硬发育不均，容易片帮。

第七节 储量及服务年限

一、储量

工业储量：Q工业=A3L3H3γ=199363435.3831.41

=957070.04t；

A:倾斜长度 L:走向长度 H:采放高 γ:容重 可采储量：工作面回采率参考值为85%，可采储量813509.54t。 二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 =634/（7.2325）=3.52个月

日循环进度7.2m，按月正常生产时间25日考虑，可采时间约为4个月。

第二章 采煤方法

第一节 巷道布置

一、 采区巷道布置概况

工作面巷道共布置四条，分别是3205运输顺槽、3205回风顺槽、3205辅助进风巷及3205辅助回风巷，四条巷道均沿煤层顶板布置。

附图四：工作面示意图 二、工作面各巷道参数

运输顺槽、回风顺槽、辅助进风巷、辅助回风巷、工作面切眼都是沿煤层顶板留底煤掘进。运输顺槽、回风顺槽设计净断面为

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4.8*3.1m，辅助进风巷、辅助回风巷设计净断面为5*3.1m。开切眼设计净断面为7.5*2.9m，后通风眼设计净断面为3*3m。

第二节 采煤工艺

一、采煤工艺

3205综放工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，综合机械化放顶煤采煤工艺。

双滚筒采煤机割煤，采高2.8米±O.l，循环进度为0.8米。 液压支架尾梁插板伸缩、升降尾梁放顶煤，放煤高度2.58米,采放比为1:0.92。采取一采一放，采放平行作业的回采方式进行回采，放顶煤步距为0.8米。由于工作面开始回采时是沿顶板推进，所以随着工作面推进，工作面不断下卧（机头机尾不下卧），每刀煤下卧100mm,当顶煤厚度达到2.0m时开始放煤；工作面两端头6m范围内不下卧，以便于工作面前后部刮板机机头与转载机机身的合理搭接。

二、落煤方法 1、采煤机的进刀

采煤机的进刀采用端头斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为15-20米，进刀深度0.8米。具体操作如下：

（1）工艺顺序（机头）：采煤机端头斜切进刀→落、装、运煤→采煤机回刀割三角煤→伸出前伸缩梁→采煤机向机尾方向正常割煤→收回前伸缩梁、前移1#、2#、3#过渡架→拉后部溜头→前移端头架→推前部刮板输送机机头→前移基本架→推前部刮板输送机→放基本架顶煤→拉后部刮板输送机。

（2）工艺顺序（溜尾）：采煤机刮板输送机机尾斜切进刀→落、装、运煤→采煤机回刀割三角煤→伸出前伸缩梁→采煤机向刮板输送机机头方向正常割煤→收回前伸缩梁、前移137#、136#、135#、134#过渡架→拉后部溜尾→推前部溜尾→收回前伸缩梁、前移基本架→推前部溜子→放基本架顶煤→拉后部溜子。

附图五：采煤机机头机尾进刀图。

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2、采煤机正常割煤

正常割煤长度为199米，采煤机以1～4m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

3、放煤

放煤工艺采用一采一放顶煤,放煤步距0.8米，顺序放煤，采放平行作业。回采时拉基本架、推出前部刮板输送机后进行放顶煤，放完煤后拉后部刮板输送机。

由于3205运输顺槽、回风顺槽沿顶板掘进，为便于刮板输送机与转载机搭接，刮板输送机机头机尾10架支架不放煤。

三、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天9个循环，每循环进尺0.8米，机采高度2.8米，放煤高度2.58米，煤层综合回收率按85%计：

循环产量=19930.835.3831.41385%=1026.5吨 循环割煤量=19930.832.831.41=628.5吨 循环放煤量=1026.5-628.5=398吨 日产量=1026.539=9238.5吨

月产量=9238.5325=230962.5吨（月正常生产天数按25天计算）

第三节 设备配置

一、采煤机

采煤机选用MG300/700-WD型交流电牵引双滚筒采煤机。采煤机滚筒直径为1.6m，其主要技术参数如下：

采 高: 2.0-3.5m

电机功率: 30032+4032+7.5 KW 截 深: 800mm

牵引速度: 0～8.6～13.9 m/min 二、 液压支架的主要技术特征：

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（一）支架型号

端头支架 ZFT12400/21/34 1组

过渡支架 ZFG7600/20/34 7组 （排头三组、排尾四组） 中间支架 ZF6400/17/32 129组 （二）支架参数 1、端头支架

支架型号 ZFT12400/21/34型端头支架 支架型式 两架一组中置式 额定初撑力 10471kN 额定工作阻力 12400kN 支撑高度 2100mm-3400mm 支护强度 ≥0.51MPa 底板比压 ≤1.21MPa 2、低位放顶煤过渡支架

支架型号 ZFG7600/20/34型支架 支架型式 低位放顶煤过渡支架 额定初撑力 6185kN 额定工作阻力 7600kN 支撑高度 2000mm-3400mm 支架中心距 1600mm 支护强度 ≥0.89MPa 底板比压 ≤0.9-2.0MPa 3、低位放顶煤支架

支架型号 ZF6400/17/32型支架 支架型式 低位放顶煤支架 额定初撑力 5232kN 额定工作阻力 6400kN 支撑高度 1700mm-3200mm 支架中心距 1500mm

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支护强度 ≥0.82-0.88MPa 底板比压 ≤1.2-2.2MPa 三、运输设备

（一）3205工作面采用两部SGZ800/750型中双链刮板输送机： 总装机功率：750kw 电动机功率：375kw 减速器功率：400kw 运 输 量：1500t/h （二）3205运输顺槽采用SZZ960/375中双链型刮板转载机： 总装机功率：375kw 电动机功率：375kw 减速器功率：400kw 运 输 量：2000t/h （三）3205运输顺槽二部皮带采用DSJ120/150/23400型可伸缩带式输送机：

主电机功率: 23400kw 运输能力：1500t/h 皮带宽度：1200mm 电机转速：1484r/min 皮带机头打地基螺栓固定，二部皮带机尾安装DY1200皮带自移机尾移动，转载机安装MY800转载机自移系统。 （四）运料采用无轨胶轮车运输。 四、泵 站

（一）泵站及管路选型、数量

乳化液泵选用BRW315/31.5型3台，喷雾泵选用BPW315/6.3喷雾泵;输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。

主要技术参数如下: (1)乳化液泵:

型 号: BRW315/31.5 公称流量 : 315L/min 公称压力 : 31.5MPa

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电机功率 : 200kW （2）高压喷雾泵: 型 号: BPW315/6.3 公称流量: 315L/min 公称压力: 6.3MPa 电机功率: 45kW （二）泵站设置位置

泵站安设在运输顺槽距离采煤面150m—200m的设备列车上，随工作面推进向外移动。

（三）泵站使用规定

要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 附图六：主要机电设备技术参数表 附图七：工作面设备布置图

第三章 顶板管理

第一节 支护设计

一 、矿压参数预测

1、 根据3201工作面的矿压数据，直接顶初次垮落步距为8～14m，老顶初次垮落步距为25～30m，周期来压步距为7～16m。回采期间采场最大压强547kN/m2。

2、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算，采场最大压强为：P＝9.8Nhγ／1000

其中：P——采场压强

N——取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算） h——煤层的采高，取3.0m γ——顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3 故：P＝9.83833.032500／1000＝608kN/m2

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综上所述，本工作面支架的支护强度应大于608kN/m2。 二、工作面支护强度验算：

支架工作阻力：6400kN＞60837.02＝4268.6kN 符合要求 支架初撑力：5232kN＞60837.02380％＝3414.5kN 符合要求 支护强度：0.82MPa＞0.608MPa 符合要求 根据计算，工作面选取ZF6400/17/32型液压支架符合工作面顶板支护和安全的要求。 三、支护设备选择

3205综放工作面选用ZF6400/17/32型支架作为低位放顶煤基本支架,共129架, 运输顺槽端头选用ZFT12400/21/34型端头支架和两端头选用ZFG7600/20/34型过渡支架7架（机头三组、机尾四组）。从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1～137号支架。

根据工作面条件与支架适应条件可以看出，选用ZF6400/17/32型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

通过对比、验算，证明选用ZF6400/17/32型支架能满足要求。

第二节 工作面顶板管理

本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配置129架低位放顶煤液压支架,运输顺槽端头配置1架端头支架和两端头配7架过渡支架,共137架支架，对工作面顶板实行完全支护法管理。 一、正常生产期间顶板支护方式

采用追机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，再移刮板输送机，即采煤机割煤→移架→移刮板输送机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：移架→割煤→移运输机。移架步距0.8m，工作面低位放顶煤支架最大控顶距和最小控顶距。

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最大控顶距:L=L1+L2+L3=2920＋1580+800+340＝5640mm 最小控顶距:L=L1+L2=2920＋1580+340＝4840mm

式中: L——控顶距 L1——顶梁 L2——前梁 L3——截深（端面距按≤340计算） 附图八：工作面最大、最小控顶距剖面示意图 （一）移架顺序为：

1、采煤机向下（上）端割煤时,滞后采煤机后滚筒3-5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。

2、采煤机割煤并移架后，及时升紧支架，并将支架的护帮板打出维护煤壁及顶板。

3、采煤机割煤过程中，超前前滚筒3架将前插板及护帮板收回，并滞后前滚筒3架,顺序将支架前插板及护板伸出。

（二）工作面支护要求：

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、二畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并前移支架维护顶板或打贴帮柱对顶板进行维护。

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图3-3背板支架前方冒顶超前支护示意图板梁或背板工作面顶板3000煤壁 5、工作面生产以前要编制初次开采专项措施。 二、特殊时期的顶板管理

(一)初次或周期来压及停采前的顶板管理 :

1、工作面支架以及回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。

2、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头支架背顶质量,防止出现端头冒顶。

3、工作面停采时要编制专项措施,加强顶板管理。 (二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：

3205工作面内及靠近工作面两巷有断层，因此必须加强断层附近及过断层时工作面的顶板管理工作。受断层影响范围，两巷超前支护必须保证支护强度，当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时维护顶帮；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。

第三节 两巷及端头顶板管理

一、回风顺槽、运输顺槽的超前支护 （一）、超前支护方式:

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3205运输顺槽、3205回风顺槽超前支护采用4.5m长的π型钢梁配DW35—300/110单体液压支柱支护，工作面超前支护距离为20m，支护棚距为0.8m，每排超前支护使用三根液压支柱配1根π型梁支护顶板，3205回风顺槽每排超前支护居巷中支设一根单体液压支柱、距离巷道两帮0.2m处各支设一根单体液压支柱，柱间距为2.1m；3205运输顺槽每排超前支护距离巷道两帮0.2m处各支设一根单体液压支柱、距离巷道北帮1.6m处支设一根单体液压支柱，柱间距分别为1.3m、2.8m。

（二）两巷超前支护作业：

由巷道超前维护工在每次前移端头架或机尾过渡架前完成，为生产做好准备工作。

1、 超前支护时，由三人协同作业。作业时，首先将π型梁两端用铁丝拴挂在顶网，并尽可能在巷中支设单体液压支柱将π型梁升起放正，然后分别支设两帮支柱，作业时，如果需要借助转载机机身时，必须闭锁转载机开关。

2、 支设单体液压支柱：平台下作业人员将单体支柱移至π型钢梁下，将单体液压支柱升起，垂直顶底板支设牢固。

3、支护要求：单体液压支柱要靠巷帮，升正升直，初撑力符合要求，三用阀方向和巷道方向一致，并将单体液压支柱的防倒链挂在顶网上，π型梁上方要平整，支撑均匀有力，不得出现空顶现象，必要时在架设单体液压支柱时使用道木、板梁等将π型梁上方垫实。

4、如遇底板松软，单体液压支柱钻底量超过规定或单体液压支柱初撑力达不到要求时必须穿铁鞋，铁鞋规格：300mm3300mm310mm。

5、π型钢梁的回撤作业：π型钢梁回撤在前移端头支架或过渡支架前回撤，超前端头支架或过渡支架0.7-1.5m进行。

回梁作业：回梁时,由端头维护工4人协同作业。回撤时，两人站在转载机封顶板上抬住π型钢梁，一人扶住单体液压支柱，一人用长柄工具使两端单体柱分别卸载，然后将单体液压支柱、π型钢

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梁回撤抬放到指定地点。

（三）、支护质量控制标准 （1）铁鞋要放平、放正、放实。

（2）巷道平直时，单体液压支柱必须垂直于巷道顶底板，初撑力不小于90KN；当巷道倾斜时，支柱必须迎山有力，迎山角度β=（1/6～1/8）α，α为巷道倾斜角度。

（3）单体液压支柱要支成直线，棚距不超过规定要求的±100mm。支柱钻底量不大于100 mm。

（4）在用单体液压支柱完好、不漏液、不自动卸载、无外观缺损；在用π型钢梁无断裂和变形严重现象。不得存在“两爪柱”“三爪柱”及漏液单体液压支柱。

（5）严禁π型钢梁单挑。

（6）支柱时三用阀嘴朝向老空侧，同时手提把朝向老空相反的方向。

（7）超前支护单体液压支柱必须栓好防倒链，防止倒柱伤人。 （8）转载机头上方一梁三柱的π型钢梁要在π型钢梁两端各栓一道保险绳。

（9）单体液压支柱正上方，π型钢梁与巷道顶板之间要用木垛刹实、接顶要严密。

二、工作面端头的管理

3205工作面在回采过程中，采用端头架与切顶支柱维护工作面端头顶板。工作面分别在上端头过渡架、下端头端头支架后立柱正对处支设切顶支柱，随着工作面上端头过渡架、下端头端头支架的前移切顶支柱也随即前移。 （一）切顶支柱的支设

1、使用单体液压支柱配板梁在上端头过渡架、下端头端头支架和煤柱帮之间支设切顶支柱，切顶支柱由西向东支设，第一排切顶支柱支设在两端头支架后立柱往南（北）800mm处；第二排切顶支柱支设在上端头过渡架、下端头端头支架后立柱正对处。两排支柱排距

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为800mm，第一排切顶支柱的柱间距为400mm，第二排切顶支柱的柱间距为100mm。然后在第二排切顶支柱的西边支设戗柱，戗柱的柱头紧挨第二排切顶支柱，戗柱底端与第二排切顶支柱距离为350mm。

2、切顶支柱的支设顺序：由西向东支设，先支设第一排切顶支柱然后支设第二排切顶支柱，最后支设戗柱。

3、支设第一排切顶支柱程序：当上、下端头支架至煤柱帮的距离达到300mm时，支设一根切顶支柱，每增加500mm增设一根切顶支柱，支设顺序从煤柱帮向支架侧支设，第一根切顶支柱距离煤柱帮的间距为200mm，切顶支柱的柱间距为400mm。

4、支设第二排切顶支柱程序：当支架至煤柱帮的距离达到300mm时，支设一根切顶支柱，每增加200mm增设一根切顶支柱，支设顺序从煤柱帮向支架侧支设，第一根切顶支柱距离煤柱帮的间距为200mm，切顶支柱的柱间距为100mm。

5、戗柱的支设程序：戗柱支设数量与第二排切顶支柱数量相同，根据第二排切顶支柱的支设情况，当第二排切顶支柱数量为1时，支设一根戗柱，戗柱柱头紧挨第二排切顶支柱；当第二排切顶支柱数量≥2时，支设两根戗柱，戗柱要从煤柱帮至支架侧支设，戗柱居中支设，柱间距不小于100mm。戗柱底端与第二排切顶支柱底端距离为350mm。

（二）切顶支柱的回撤

1、回撤切顶支柱顺序：必须先支后撤，由北向南回撤。 移架后第一排切顶支柱的支设：切顶支柱的前移紧随两端头支架，两端头支架每次移架后，根据移架后端头支架至煤柱帮的距离，按照支设第一排切顶支柱程序在端头支架后立柱往前800mm处支设第一排切顶支柱。

2、移架后第二排切顶支柱的支设：拆除移架之前的戗柱和第二排切顶支柱，把拆除后的切顶支柱回撤至移架之前的第一排切顶支柱处，将移架之前的第一排切顶支柱视为移架后的第二排切顶支柱，根据移架后支架至煤柱帮的距离，按照支设第二排切顶支柱程

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序重新支设第二排切顶支柱，最后根据戗柱的支设程序支设戗柱。

第四节 矿压观测

一、矿压观测内容

3205综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、巷道超前支护范围内单体液压支柱阻力动态监测。

根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析。

二、观测方法 1、工作面的矿压观测

综放工作面安装综采支架压力器，对工作面支架初撑力、工作阻力进行连续监测。综采队每班安排专职人员对支架与单体液压支柱压力进行检测。

2、 巷道的矿压观测

（1）、对工作面两顺槽超前支护段单体液压支柱合理选择10棵测量初撑力，并做好记录。

（2）、工作面顺槽掘进时安装顶板离层仪，由综采队负责每十天进行观测，并及时填写现场记录牌板，显示最近观测记录和结果。

根据监测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、支架对顶煤的适应性和控制效果、工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

第四章 生产系统

第一节 运输系统

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一、运输设备及运输方式

（一） 运煤设备及装煤、转载方式

采煤机破、落、装煤和前部刮板运输机前移配合装煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后，在利用自重自动溜入后部刮板输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下升降破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部刮板运输机平行运煤,集中到运输顺槽转载机内和通过胶带输送机运出。

（二）辅助运输设备及运输方式

工作面需用的材料、设备等物资，采用无轨胶轮车，通过辅助进风巷或辅助回风巷运进工作面。

二、移溜方式

采用固定在支架上的千斤顶推拉的方式，推移前部刮板运输机和拉移后部刮板输送机，推移步距 0.8m，弯曲段长度15—20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。

（一）推移前部刮板运输机

1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机。

2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部刮板运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。

（二）拉移后部刮板输送机

工作面后部刮板输送机在支架前移后处于放煤位置，待循环放煤工序结束后,将后部刮板运输机滞后放煤口5-10架拉移一个步距。

三、煤的运输路线

3205工作面→3205运输顺槽→南主运集中巷→主运集中巷→主运大巷→装载硐室→主井箕斗→地面煤仓（101）皮带输送机。

四、辅助运输系统路线：

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工作面所需的物料从地面装车后，经副井运至东辅运大巷，经南辅运集中巷，然后经3205辅助进风巷到达3205采煤工作面；或者经3205辅助回风巷，然后到达3205采煤工作面。具体路线如下：

地面→副井→井底换装站→东辅运大巷→辅运集中巷→南辅运集中巷→3205辅助进风巷→3205采煤工作面。

地面→副井→井底换装站→东辅运大巷→辅运集中巷→南辅运集中巷→3205辅助回风巷→3205采煤工作面。

附图九：工作面运输示意图

第二节 供排水系统

一、供水系统：

3205回风顺槽静压水管与南回风集中巷水管连接，每100m安装

消防栓和给水栓至工作面。

3205运输顺槽静压水管与南主运集中巷水管连接，每50m安装一个消防栓，每100m安装一个给水栓至工作面。

3205辅助进风巷静压水管与南辅运集中巷水管连接，每100m安装消防栓和给水栓至工作面。 附图十：供水系统示意图 二、排水系统：

（一）根据《3205工作面排水方案》排水系统分设为三个阶段： 第一阶段（90m下山回采）排水系统：

工作面、采空区→回风顺槽联络巷→3205辅助回风巷→1#水仓→2#水仓→东侧采区1#水仓→东辅运水沟

第二阶段（457m下山回采）排水系统：

1、工作面、采空区水→3205回风顺槽主水沟→5#水仓→3205辅助回风巷6#水仓→采区1#水仓→东辅运水沟

2、工作面→4#水仓→进风侧5#联络巷→辅助进风巷3#主水仓→

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采区1#水仓→东辅运水沟

第三阶段（91m上山回采）排水系统：

1、工作面、采空区水→3205回风顺槽主水沟→5#水仓→3205辅助回风巷6#水仓→采区1#水仓→东辅运水沟

2、工作面→4寸备用排水管路→南辅运集中巷排水管路→采区1#水仓→东辅运水沟

具体详见：《3205工作面排水方案》 附图十一：排水系统图

（二）本工作面最大涌水量120.0m3/h,正常涌水量70m3/h。回采过程中应采取如下措施：

（1）在正常生产过程中，巷道要保持正常的排水管路。 （2）在回采过程中随时掌握工作面水情，发现异常情况及时汇报调度室，并根据现场情况采取措施，做到安全生产。

（3）加强管理，做到管路畅通，排水设施运转正常，能够及时排水。

（4）加强巷道排水管道检查，防止“跑、冒、滴、漏”，并根据巷道情况设置好水泵、沉淀池等，截、滤巷道的顶底板水，减少底板软化程度。

（5）一旦出现涌水量较大，导致水灾的情况，班长要尽快通知调度室，并组织所有人员按避灾路线迅速撤出。

第三节 供电系统

一、供电系统 1、供电情况

地面变电所（电压等级为35kV）→中央变电所（电压等级：一次侧10kV）→采区变电所（电压等级：一次侧10kV）→工作面（电压等级：一次侧10 kV，二次侧1140V）

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工作面设备由两台移动变电站，一台十二组合开关，一台六组合开关。十二组合开关给转载机、破碎机、后部刮板机、1号乳化泵、2号乳化泵、1号喷雾泵设备供电；八组合开关给前部刮板机、3号乳化泵、2号喷雾泵、采煤机供电。

附图十二：供电系统图 2、机电设备以及供电电缆 配套设备表

设备名称 移动变电站 矿用隔爆兼本质安全型组合开关 矿用隔爆兼本质安全型组合开关 矿用隔爆真空馈电开关 型号 KBSGZY-1600/10/1.14 QJZ8-1500/1140-12 QJZ8-2000/1140-8 BKD-630 数量 两台 一台 一台 两台

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工作面供电电缆的选型及长度表

整定序号 用途 规格型号 长度 数量 电流 工作面前部刮板机下1 电机 工作面前部刮板机上2 电机 工作面后部刮板机下3 电机 工作面后部刮板机电4 机 MCPR1.2kV 3395＋5 工作面采煤机电源线 1370＋4310 mm 6 转载机电源线 MYP-3395＋1335 mm2 250m 1根 245A 2MYP-3395＋1335 mm2 240m 2根 245A MYP-3395＋1335 mm 2450m 2根 245A MYP-3395＋1335 mm2 250m 2根 245A MYP-3395＋1335 mm2 460m 2根 245A 460m 2根 455A 7 8 9 10 11 破碎机电源线 乳化泵电源线 喷雾泵电源线 MYP-3370＋1325 mm2 MYP-3370＋1325 mm2 MYP-3350＋1310 mm 2240m 60m 60m 20m 20m 1根 130A 1根 130A 2根 30A 2根 800A 3根 800A 1#移动变电站低压侧 MYP-33120＋1370 mm2 2#移动变电站低压侧 MYP-33120＋1370 mm2 第四节 通讯照明系统

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一、通讯系统及有关配置

3205综放工作面皮带机头、转载机头、设备列车、回风顺槽，各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面支架内、转载机、采煤机装设有本布罗集中控制的急停、信号和传话系统。

二、照明系统及有关配置

3205综放工作面照明电源引至设备列车ZBZ-4.0M照明信号综保，使用DGS-13/127隔爆型照明灯，工作面每15m安设一盏隔爆型照明灯， 3205运输顺槽每30m安设一盏隔爆型照明灯，供电电缆采用MYQ-0.5kV 332.5mm2型电缆供电。

第五章 通 风

第一节 通风系统

一、3205工作面的通风方式

本工作面的通风方式为两进两回（附图十三： 通风系统示意图）、（附图十四：避灾路线示意图）。

通风线路为：新鲜风流由东辅运大巷/主运大巷→主运集中巷/辅运集中巷→南主运集中巷/南辅运集中巷→3205运输顺槽/3205辅助进风巷→3205工作面/3205后通风眼→3205回风顺槽/3205辅助回风巷→3205回风顺槽→南回风集中巷→回风集中巷→总回风大巷→风井→地面

新鲜风流有3205运输顺槽和3205辅助进风巷进入3205采煤工作面和后通风切眼后，回风由工作面回风顺槽、工作面辅助回风巷排出，最终由工作面回风顺槽排至南回风集中巷。

二、采煤工作面配风量的计算

（一）采煤工作面需风量计算（以下采煤工作面风量计算均表示

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采煤工作面风量与后通风眼风量之总和）

3205采煤工作面按照抽放设计的抽放后开采标准，煤层残余瓦斯含量抽采到5.94 m3/t 以下，正常生产时风排瓦斯量见下表。

预抽后煤 层瓦斯含量 ( m3/t) 5.94 采面瓦斯 涌出量 ( m3/min) 24.75 采空区瓦斯 涌出量 ( m3/min) 3.80 矿井风排绝对 瓦斯涌出量 ( m3/min) 46.55 矿井风排相 对瓦斯涌出量 ( m3/t) 11.17 （二）按瓦斯涌出量计算

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%计算：

Q采＝q采3KC÷0.8%

式中：Q采―采煤工作面需风量，m3/min； q采―采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

KC―工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取1.25。

Q采＝24.7531.25÷0.8%＝3867.1 m3/min （三）按工作面温度计算 Q采＝603VC3SC3Ki

式中：VC―回采工作面适宜风速，m/s；

SC―回采工作面平均有效断面，工作面平均有效断面10.4m2；

Ki―工作面长度系数，正常综放工作面取1.3； Q采＝6031.5310.431.3＝1217m3/min （四）按工作面工作人员数量计算 按每人每分钟应供给4m3新鲜风量计算： Q采＝4N＝4350＝200m3/min （五）按风速验算

根据《煤矿安全规程》规定，我公司回采工作面采用了喷雾洒

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水、煤层注水等措施，工作面最大风速按不超过5 m3/min计算，故回采工作面风量应满足：

153Sc≤Q采＜3003Sc

即 156≤Q采＜3120（双切眼时前切眼）

根据上述计算得知，按瓦斯涌出量计算风量最大,故矿井一个正常综放工作面至少需要风量3867m3/min。

∑Q采＝3867m3/min

三、3205工作面回风顺槽与辅助回风巷联络巷拆闭顺序 为了保证3205采煤工作面通风系统可靠，采煤工作面瓦斯不报警、超限，通过3201工作面回采时的经验总结，3205工作面进、回风侧联络巷按以下顺序进行拆闭。

（一）当3205工作面开始回采时，随着采煤工作面的推进，采至2#联络巷，当后部溜子机尾采过2#联络巷1—2米时，打开2#联络巷，同时将1#联络巷密闭，而后根据采煤工作面的推进依次类推，直至回采结束。

（二）当3205工作面开始回采时,将进风侧一号联络巷密闭；当工作面回采至正对进风侧二号联络巷时，及时将二号联络巷密闭；以此类推直至3205工作面回采结束。

第二节 瓦斯监测监控及管理

瓦斯传感器工作电源来自采区变电所监测分站，通过控制工作面2台移动变电站，实现控制及回风巷工作面所有电气设备。

一、传感器的布置及安装位置

（一）根据《煤矿安全规程》的要求及3205工作面采用“两进两回”通风方式的特点，瓦斯传感器布置如：

表5-1-1 瓦斯传感器布置表

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甲烷传感器编号 T0 上隅角 最后一排支架切顶线处 3205回风顺槽距工作面T1 3205工作面 小于10米处 3205工作面回3205回风顺槽（距巷口T2 风顺槽 10--15米处） ≥0.8% ≥0.8% ＜0.8% ≥0.8% ≥1.2% ＜0.8% ≥0.8% ≥1.2% ＜0.8% 监测点 吊挂位置 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 3205工作面辅3205辅助回风巷联络巷T4 助回风巷 往西小于10米处 ≥0.8% ≥1.2% ＜0.8% 3205工作面及其回≥0.8% 助回风巷 往东小于10米处 ≥1.2% ＜0.8% 风巷全部非本安型3205工作面辅3205辅助回风巷（距巷T5 助回风巷 口10--15米处） ≥0.8% ≥0.8% ＜0.8% 电气设备 T5 3205工作面辅3205辅助回风巷联络巷T6 合风流 巷以西10—15米处） 3205工作面混3205回风顺槽（12#联络≥0.8% ≥0.8% ＜0.8% T7 隅角 对煤帮 3205工作面下3205下隅角后溜机头正≥0.5% ≥0.5% ＜0.5% 3205工作面负3205运输顺槽（负荷列T8 荷列车 3205工作面辅T9 助进风巷 辅助进风巷水仓设备处 ≥0.5% ≥0.5% ＜0.5% 车西10—15米处） ≥0.5% ≥0.5% ＜0.5% 31

T10 助进风巷 3205工作面辅辅助回风巷水仓设备处 ≥0.5% ≥0.5% ＜0.5% （附图十五：工作面瓦斯监测监控系统图）

（二）3205回风顺槽风速传感器设置在12#联络巷东10—15米处，3205辅助回风巷风速传感器设置在12#联络巷东10—15米处。前后10米内巷道平整无变化、无障碍物。风速传感器均设置为：报警下限<0.25m∕s，报警上限>4m∕s

二、瓦斯监测监控设施的管理

（一）综采队负责瓦斯传感器的前移，保证随工作面的推进及时前移探头；信息科对监测系统的正常运行及各瓦斯传感器的报警点、断电点的设置及瓦斯传感器的准确度负责，至少每10天对该面所有探头进行一次断电试验，并根据各探头运行情况随时对井下误差超值瓦斯传感器进行现场气样调校，每10天对该面所有瓦斯传感器进行地面调校。综采队必须加强管理，搬移瓦斯传感器要稳摘轻放，必须由带班干部进行操作，防止振动进水，采取有效手段减少误报警。

（二）瓦斯传感器应垂直悬挂，其传感器距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。

（三）每班必须正确吊挂好瓦斯传感器并实行挂牌管理，按时填写瓦斯传感器说明牌，并确保实现瓦斯电闭锁。

（四）瓦斯传感器出现故障时，及时向调度室和信息科汇报，以便尽快采取措施处理。

（五）工作面瓦斯传感器随工作面回采向外移动，多余的线缆要上盘留架，并悬挂整齐。

（六）冲洗巷道时，严禁向监控设施洒水，以防损坏或误报警。 （七）采煤机机载断电仪由采煤机司机负责维护，经常检查。

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三、瓦 斯 （一）瓦斯检查制度

1、专职瓦检员每班分三次对工作面、回风流以及上隅角的瓦斯进行检查，填写瓦斯记录牌板，并向通风区汇报瓦斯浓度变化情况。

2、瓦斯检查要实行挂牌管理， 由专职瓦检员填写检查记录。 3、跟班队干、班长及采煤机司机、电钳工以及单岗流动人员必须携带便携式瓦检仪，报警浓度为1.0％。

（二）防止瓦斯超限措施 1、有关防止瓦斯超限的安全规定

工作面回风流中的瓦斯浓度一旦大于0.8％，必须停止作业，撤出人员，并由通风区负责采取措施进行处理，只有在瓦斯浓度降低小于0.8％时，方可恢复工作。工作面体积大于0.5m3空间，局部积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20m范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

2、回风上隅角管理：回风上隅角处易形成涡流区，瓦斯难于被稀释，易产生瓦斯积聚；回风侧联络巷必须按作业规程要求进行拆、闭，保证上隅角风流正常，必要时在工作面末端设置两道帆布风障，用于引导风流。最后一组排尾架后部安装喷雾装置，以冲淡局部瓦斯。

3、初次来压和周期来压期间瓦斯管理

（1） 工作面配备专职瓦检员负责瓦斯浓度检查，每班巡回检查三次。

（2） 工作面顶板初次来压和周期来压时，要采煤机牵引速度要低于2m/min，以免瓦斯涌出强度过大造成瞬间超限。

（3）工作面顶板初次来压和周期来压时，加强放煤管理，后溜放煤时必须控制好煤量，保证煤流均匀，尽可能减少采空区浮煤，以降低回风隅角处的瓦斯涌出量。

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（4）严格执行《煤矿安全规程》瓦斯管理有关规定。 4、尾巷管理

（1）尾巷两端提前使用板梁配木柱支护。

（2） 每日派专人对尾巷进行巡视，观察顶板有无变形情况，保证尾巷断面满足通风要求。

第三节 综合防尘

一、防尘设施

3205工作面防尘设施主要有：工作面各转载落煤点安装六道喷雾，四条顺槽内各安装2道风流净化水幕；工作面支架喷雾、采煤机喷雾等。

二、工作面综合防尘

（一）支架安设液控放煤、移架自动喷雾降尘系统，做到放煤和移架能自动开启喷雾降尘。

（二）采煤机要有完好的喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得低于2MPa，雾化效果要能罩住采煤机的前后滚筒，并且喷头雾化正常，不堵塞，采煤时能正常使用。无水或喷雾装置损坏时必须停机。

（三）采煤机外喷雾使用KCP-2F二次负压降尘器，最大压力为12Mpa，外喷雾采用喷雾泵供水，在割煤时严格执行“开机开水”制度，严禁无水作业。操作人员严格按照说明书操作，确保设备在良好的状态下运行。

（四）采煤机的截齿锋利，对磨损的截齿要及时更换，另外，要调整好牵引速度，使之与生产煤尘量最低的匹配关系达到最佳。

（五）采煤机的喷雾降尘系统要坚持使用喷雾泵，增强降尘、灭尘效果。

（六）各转载点和破碎机前后要有完好的喷雾降尘设施。

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（七）检修班必须对喷雾降尘系统进行全面检查维护，保证其正常使用。

（八）在生产过程中，采煤机司机、放煤工、移架工等必须按要求佩戴防尘口罩。

三、 顺槽综合防尘

（一）工作面的回风顺槽、运输顺槽、辅助进风巷、辅助回风巷四条巷道必须按标准安设防尘洒水管路，管路吊挂平直，接口严密，并且每隔100m设置一个“三通”阀门，其供水量满足工作面防尘用水要求。

（二）工作面的辅助进风巷、回风顺槽、运输顺槽、辅助回风巷距工作面30m处各安设一道风流净化水幕，要求开关灵敏可靠，正常使用，水幕能封闭全断面，回风顺槽风流净化水幕处必须安设捕尘网。

（三）巷道冲洗制度：

严格执行巷道和工作面煤尘冲洗制度。工作面及其50m范围内的巷道内必须班班进行冲洗；距工作面50～100m内的巷道每天冲洗一次；100m之外进回风巷道每周冲洗两次，胶带机头前后10m范围由皮带司机随时冲洗。

附图十六：防尘系统示意图

第四节 隔绝煤与瓦斯爆炸措施

一、隔爆设施

工作面回风顺槽、运输顺槽、辅助进风巷、辅助回风巷四条顺槽每200m安装一组隔爆棚。

（一）隔爆设施的安装

1、3205辅助隔爆水棚水量按200L/㎡计算，3205辅助进风巷断面为17㎡，共4组辅助隔爆水棚，每组辅助隔爆水棚共9排，每排5个水袋，水量为3600m3，排间距为3m，长度25m；

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Pr—上覆岩压力，MPa。

本矿井煤层埋藏深，瓦斯含量多，应采用较高压力注水。但是，由于3号煤较软，节理发育，压力太高又容易造成跑冒，因此，初定水压为7MPa，生产后可根据实际情况调节。

所选煤层注水泵最高压力可达15MPa，能够满足该项目单向长钻孔动压注水的需要。 3、注水时间T

单孔注水时间T（小时，h）取决于钻孔单孔注水量和单孔注水流量，按T=Q/V计算，根据所选设备，取6m3/h。 T=698/6=116h

每天注水时间按18个小时计算，得出注水的天数： Td=T/18=6.4d。

计算得出，在钻孔间距为12m时的注水时间为6.4d。 4、注水超前工作面的距离X X=Td2s+x

式中：s—工作面日推进进度为7.2m； x—停止注水时钻孔工作面的距离，取30m。

计算得出注水超前工作面的最短距离为76m，取80m。 5、封孔深度及封孔方法

由于该采面煤层注水时动压注水，煤层硬度较小，且裂隙较发育，封孔深度不得小于10m，封孔材料用水泥稠浆加膨胀剂，采用KFB型矿用封孔，以保证封孔深度和封孔质量。水泥稠浆水灰比为水泥：水=1：0.4，其密度约为2t/m3。 6、注水工艺技术及参数优化

煤层注水工艺参数的确定，应能保证在该工艺参数条件下，注水钻孔所承担范围的煤层得到最大可能均匀、充分的湿润，注水一段时间后，根据观察及实验数据，实施优化注水参数。 7、注水系统

本矿井回采工作面推进速度较快，所以采用分组注水，设计4个

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钻孔分成一组共同注水，以满足综放推进速度。

注水系统由煤层高压注水水泵、自动控制水箱、SGS型双功能高压水压表及截止阀等组成。 三、注水设备及仪表

注水设备及仪表配备见表1。

表 1 注水设备及仪表配备表 序号 设备名称 型号及规格 单位 YZ-200 MZB-100/150A 与泵配套 与泵配套 与泵配套 数量 备 注 1 煤层注水钻机 2 煤层注水泵 3 夹布压力胶管 4 冷拨无缝钢管 5 高压钢丝编织胶管 6 快速接头 7 安全阀 8 内螺纹升降止回阀 9 弹簧式压力表 10 叶轮湿式水表 11 高压注水水表 台 4 台 4 m 80 m 400 m 400 K型 单向阀 H41H-160 个 60 个 4 个 4 与高压钢丝编织胶管配套 DC-6.0/200 个 10 个 4 个 4 42

12 等量分流器 13 高压闸阀 14 铁制三通 15 便携式快速水分测定仪 16 水箱 17 封孔器 DF-3 J13H-160III K型 WM-B 个 10 个 10 个 10 台 2 10m3 KFB型矿用封孔泵 个 2 台 1 第六节 瓦斯抽采

一、抽采方法

3205回采工作面瓦斯抽采方法：3205工作面瓦斯抽采以煤层瓦斯抽采为主、采空区抽采为辅，预抽与边采边抽、边掘边抽相结合。

1、煤层瓦斯抽采 （1）边掘边抽

在瓦斯含量小于8m3/t的区域内，巷道掘进时每隔100米布置一个钻场，在钻场内向巷道前方施工6个定向长钻孔，预先抽取巷道内瓦斯。辅助回风巷、运输顺槽及辅助进风巷靠近联络巷时，可以在联络巷内施工钻孔，回风顺槽钻场必须布置在靠近工作面一侧（每100米布置一个），兼做采空区钻场。

在瓦斯含量大于8m3/t的区域内，在掘进巷道前方施工定向长钻孔，预先抽取煤层内瓦斯，煤层瓦斯含量小于8m3/t时方能掘进。

（2）煤层预抽

回风顺槽施工时，瓦斯管路及时敷设，煤层预抽钻孔及时施工，提前预抽煤层内瓦斯，3205工作面回采之前，进行瓦斯含量测定，

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瓦斯含量小于6.56m3/t时，方可回采。

（根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》确定的采面预抽率AQ1026–2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定，日产量在8001～10000 t的工作面回采时其可解吸瓦斯含量应不大于4.5 m/t。矿井3号煤层的瓦斯含量为16.96 m/t、残存瓦斯含量为2.06 m/t，按上述标准要求，通过预抽后矿井煤层的瓦斯含量应不大于6.56 m/t，）

2、采空区瓦斯抽采

对于3205工作面的采空区，采用钻孔法抽采采空区裂隙带瓦斯。 3205工作面采空区瓦斯采用顶板走向长钻孔抽采方式，在工作面的回风顺槽钻场内迎向工作面推进方向施工6个顶板扇形钻孔，钻孔终孔位置位于采空区裂隙带内，抽采采空区和邻近层的瓦斯。同时，通过抽采负压作用，改变工作面后方采空区流场，以此达到解决工作面采空区瓦斯涌出、上隅角瓦斯超限的问题。

二、抽采钻场及钻孔 1、抽采钻孔参数 （1）钻孔直径

常规的瓦斯抽采钻孔的直径一般为70～80 mm，由于本矿井的瓦斯抽采方法为本煤层预抽，且透气性较差，为提高抽采效果，需增大钻孔直径。设计确定钻孔直径为94 mm。

（2）钻孔长度

综放面的顺层抽采钻孔长度为102m，采空区顶板走向钻孔长度为130 m，掘进工作面的钻孔长度为60-140 m。

（3）钻孔间距

矿井综采面预抽钻孔间距2.5 m。 2、抽采钻孔布置

（1）回采工作面抽采钻孔布置

3205工作面抽采钻孔采用“一”字形布置方式。钻孔间距为2.5 m，以抽采后煤层瓦斯含量降到6.56m/t 以下为宜。

（2）裂隙带抽采采空区瓦斯钻孔布置

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3

3

3

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在综采面回风顺槽中按间距100 m、靠工作面一侧巷帮布置钻场，施工上向钻孔至工作面采空区裂隙带，对工作面采空区瓦斯进行抽采。抽采钻孔6 个，钻孔长130 m，钻孔水平覆盖范围(终孔点水平投影与回风巷煤壁距离)约为工作面长度的1/3，终孔点距离煤层顶板16～31 m。将采空区瓦斯抽出的同时使采空区气体向工作面后方流动，以此治理工作面采空区瓦斯涌出及上隅角瓦斯超限。

三、抽采管路管径计算及管材选择 1、瓦斯管道管径计算

根据抽采管道服务的范围和所负担抽采量的大小，其管径按下式计算：

D＝0.1457(Q 混/V)

式中：D——瓦斯管内径，m；

V——管道中混合瓦斯的经济流速，m/s，一般取V＝5～15 m/s；

Q 混——管内混合瓦斯流量，m/min。

按照大管径流速取大值、小管径流速取小值，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选取经济流速。根据3201工作面瓦斯抽采情况抽采瓦斯管径计算结果见下表。

预抽管道、采空区管道管径计算表

纯瓦斯 管路名称 预抽管道支管 采空区管道支管 流量 1.55 4.15 瓦斯 浓度 3.41 13.54 混合瓦斯 流量 45.34 31.95 气体 流速 6 8 管道 内径 备注 0.4 0.29 3

1/2

（m3/min） （%） （m3/min） （m/s） （m） 根据以上结果，3205工作面煤层预抽管路选用D450326.7mm和D315318.7mm矿用聚乙烯瓦斯管，采空区抽采管路选用D355321.1mm矿用聚乙烯瓦斯管。

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