东11-2综放工作面回采作业规程

靖远煤业有限责任公司

回采作业规程

矿名：魏家地煤矿

工作面名称：东1102综放工作面

回采单位：综放二队

编制日期：二0一一年十二月

编审人员签名

编制人员会审人员

专业签名单位签名

地质张喜采掘赵四海

采掘闫克信部长地质赵才生（代）

通灭冯青琦采煤队长何生宝

机电王恒机电部长马黎峰

地质赵才生通灭部长谢亚东

审采掘李培成安检部段君成

核通火刘云峰采掘副总王爱礼

机电柳吉祥安全副总刘振学

打字张辉平机电矿长刘广勤

制图闫克信杨振东生产矿长高耀权

安全矿长王青旦

总工程师马志鹏

矿长马忠元

会审意见:

编制依据：

《东1102综放面回采作业规程》依据新的《煤矿安全规程》、《煤矿安

全技术操作规程》、《煤矿安全质量标准化标准》、《靖远煤业有限公司回采

作业棚呈（样本）》及《东1102工作面回采期间危害因素评价报告（地质部

分）》、《东1102综放工作面安全开采及灾害防治技术方案》、《东1102综放

工作面设计》、《东1102综放工作面回采地质说明书》而编制。

目录

第一章工作面倾情况

第一节工作面位置及井上下关系cc1111℃1

第二节煤层赋存及顶底板情况c℃CC11C111

第三节地质构造crC℃C℃,C℃℃℃r℃5C,C3

第四节水文及瓦斯地质情况C111r4

第五节影响回采的其他因素ccc℃℃℃rr15

第二章采煤方法

第一节巷道布置CrCC℃℃'C℃'C℃t℃℃℃,C5

第二节设备配备'C11CC℃℃℃℃℃℃℃℃℃6

第三节回采工艺CrCrC℃,C℃℃rtCCC6

第四节储量及可采期tr℃℃℃℃℃℃℃℃℃18

第三章顶板控制

第一节工作面顶板控制cr°c℃℃cc℃℃℃5crio

第二节两道及上下端头顶板控制ccctccc11

第三节矿压及支护质量综合监测c℃℃℃tt℃ll

第四章生产及辅助系统

第

节

一运输cc℃℃℃ccccc℃℃r℃℃℃14

节

第

二通风、降尘tC℃℃℃8C℃℃℃℃℃℃℃15

节

第

三

压风、排水t℃tCdC22

节

第

四

供电C℃℃℃℃℃℃CC,C℃'CrCC℃℃23

第五节注氮、灌浆C℃℃℃℃℃t℃℃℃℃℃℃24

第六节照明与通讯CC℃℃℃℃℃℃℃℃C℃℃25

第七节冷监测C℃℃℃℃5C℃℃,C℃℃CCCC25

第八节工作面区域解突情况C℃℃℃℃℃℃℃128

第九节瓦斯抽放11■℃℃℃℃℃℃℃℃℃℃30

第五章劳动组织及技术经济指标

第一节劳动组织c℃ccc*c'C℃℃℃℃℃r℃3i

第二节作业循环c℃℃℃,c℃℃℃℃℃℃℃r℃32

第三节主要技术经济指标cCC℃'CrCCCC33

第六章安全技术^^

第一节试运转、初采初放、末采安全技术措施C33

第二节运输顺槽设备移动安全技术措施cCCC36

第三节防水、火、瓦斯、煤尘安全技术措施CC37

第四节顶板控制安全技术措施11℃℃rbet42

第五节工作面机运设备管理措施CCC℃5CrC44

第六节煤质管理措施C℃℃"CCC℃CrCC℃50

第七节其它安全技术管理措施11℃t℃51

第埒避婚线»c℃℃℃℃tCtC,C℃,C℃℃cCtCtC,C53

第一章工作面位置及地质情况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面基本情况表1-1

煤层名称一煤层水平名称1070采区名称东一采区

工作面名称1102地面标高(M)1665〜1698工作面标高1182〜1245

工作面地表为山间丘陵和农田，部分丘陵基岩裸露，小冲沟发育，无民用建筑

地面位置

物。工作面东段靠近切眼150m范围为农田。

井下位置及四工作面南部为未采动一煤层Fi-2断层组构糜0崎；北部为未采动的原虻煤

邻采掘情况层；西部为西一、东一采区东边界煤柱；东部为东一采区东边界煤柱。

可采走向长(m)920倾斜长(m)135面积(nV)124200

平均可采厚

5〜39.88m煤层可采厚度(m)5〜36.69m11.2

度(m)

煤层总厚(m)

复杂'夹肝1〜7层，

26.2m煤层结构煤层倾角(°)0〜25

厚度0.32〜7.01m

采高(m)3放煤高度(m)8.2采放比1：2.73

第二节煤层赋存及顶底板情况

1、煤层情况

工作面开采范围内的煤层基本为单斜煤层，工作面开采面积的3/4布置

在F1一2断层组构造影响带内，地质构造复杂。该区域煤层受到B一2断层组的

挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，属典型的构造煤，煤层厚度变

化较大。同时口一2断层组构造影响带内的煤层为煤与瓦斯突出煤层。煤层顶

底板沿走向、倾向起伏较大，但煤层底板基本呈西高东低之势。煤层倾角为

0。〜25。，沿走向西段煤层倾角陡，东段煤层倾角缓，切眼煤层倾角为近水平。

工作面煤层总厚度5〜39.88m，平均厚度26.2m；有益厚度5〜38.31m，

平均厚度23.12m；可采厚度5〜36.69m,平均厚度11.2m。工作面煤层沿走向

东段较厚，西段较薄；沿倾向东段向南逐渐增厚，西段变化不大。煤层结构复

杂5夹砰1—7层，厚度0.32〜7.01m，基本位于煤层下部，沿走向向东夹砰

层数厚度逐渐增多、夹肝分层厚度逐渐变薄，沿倾向向南夹开层数夹砰较少，

夹砰分层厚度逐渐增厚。煤层硬度系数F=0.5〜1.0。

附：煤层特征明细表（表1-2）

2、煤层顶、底板情况

工作面煤层顶底板岩性分别是：伪顶为灰黑色、深灰色，炭质含量较高，

局部夹煤线，有滑腻感，厚度0.2m〜0.4m；直接顶为粉砂岩、含砾粗砂岩,

灰黑色，成份以石英为主，次为长石，含煤屑，厚度4.73m〜8.83m；老顶

为粉砂岩、砂砾岩，灰白色，成份为石英，次为长石，钙质胶结，较坚硬，厚

度1.86m〜5.1m；直接底为泥岩、粉砂岩，深灰色、灰黑色，上部为泥岩，

下部为粉砂岩，含白云母、植物化石碎片、煤屑，厚度2.49〜7.21m，老底

为粉砂岩、含砾粗砂岩，灰白色有黄铁矿及白云母片，胶结致密，块状构造，

厚度51〜6.63m。

附：煤层顶底板情况表（表1-3），东1102工作面煤层综合柱状图。

煤层特征明细表表1-2

项目参数项目参数

因

含煤地层侏罗系正常涌水量（m）min）0.008

工

煤层编号一煤层地温（C）27.34作

煤层可采平均厚度（m）11.2煤层结构复杂面

区

煤层倾角（°）0〜25煤层稳定程度较稳定域

夹阡厚度（m）0.32-7.01变异系数钻

孔

夹肝层数1-7普氏硬度（）0.5-1.0

f无

煤层原始瓦斯含量（m4）10.17容重(t/m3)1.39煤

二氧化碳含量（％）自然发火期（月）4〜6质

参

最大涌水量（m夕min）煤尘爆炸指数（％）29.25数

可采指数（％）故

取

水分灰分挥发分固定炭发热量含硫量胶质层厚度工业牌号

煤矿

质1.43%13.1%29.3%86.66%68860.51%2.3mmBN、RN井

一煤层煤质参数平均值为工作

面煤质参数。根据我矿煤质部在工作面两道掘进期间化验的煤层煤质灰分为

23.75%，南部已回采结束的102西工作面生产煤样灰分32%，结合工作面夹

砰厚度和层数及顶板破碎情况，预计工作面生产煤样灰分为36.5%o

煤层顶底板情况表表1-3

反

岩石名称厚度(m)岩性特征

名称

粉砂岩、砂砾

老顶1.86〜501灰白色，成份以石英为主，次为长石，钙质胶结，较坚硬。

石t-U

粉砂岩、

直接顶4.73〜8.83灰黑色，成份以石英为主，次为长石，含煤屑。

含砾粗砂岩

灰黑色、深灰色，炭质含量较高，局部夹煤线，有骨滑腻

伪顶炭质泥岩0.2〜0.4

感。

泥岩、粉深灰色、灰黑色，上部为泥岩，下部为粉砂岩，含白云母、

直接底2.49〜7.21

砂岩植物化石碎片、煤屑。

粉砂岩、含砾

老底5.1-6.63灰白色，有黄铁矿及白云母片，胶结致密，块状构造。

粗砂岩

工作面开采面积的3/4布喉节2断硼睡勿向带内，地质构造复杂。

工作面东北部和东部有三维勘探DF6断层和DF3断层。根据机道、回风巷

和瓦斯排放巷掘进情况分析，该区域由于受F1-2断层组的影响，工作面煤

层顶底板起伏变化大，小断层、小褶曲较发育，F1-2断层组构造影响带内发

育的小构造对工作面开采有影响。

F1-2断层组为井田南翼边界掩盖滑动性质的收敛逆断层组合，走向

N50~60°W,倾向南西、中深度平缓、浅部变高大呈陡立状。

F1-2断层组构造影响带，由于F1-2断层组在形成过程中，巨大的压扭

力作用致使下盘之煤层(采区南翼上段正常沉积煤层)由浅入深受到不同程

度的挤压、推覆与叠加，破坏甚为严重的区域。

DF6断层和DF3断层为三维地震勘探探明的可靠断层。DF6断层延展

长度90m，DF3断层延展长度130m，DF2断层延展长度152m。

表1-4

工作面地质构造表

构造

走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度

名称

F1-2断层N50。〜60WSW逆断层伴生构造对回采有影响

DF3N76°W断面南倾46°逆断层0〜10m对回采有影响

DF6SN断面东倾60°逆断层0〜14m对回采影响不大

DF2N75°E断面北倾51。逆断层0〜10m对回采影响不大

第四节水文及出地质情况

一、工作面水文地质

工作面位于东一采区中部F1-2断层组构造影响带内，水文地质条件较

复杂。工作面一煤层老顶粗砂岩为矿井富水性极弱的第C含水层。根据西一

采区102后期、1114、1115工作面回采F1-2断层组构造影响带储量的情况

来看，回采期间水害影响不大，但在东H02回风巷及顶板巷掘进过程中窝

头淋水较大，随着巷道延伸淋水逐渐减小，因此该工作面在回采时，有一定

的水害影响。

工作面充水因素主要有：

C、工作面顶板第C含水层静贮水。

℃、雨季期间有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面的雨水。

工作面回采期间必须要编写防治水措施坚寺’有疑必探”的原则。工作面

回采期间如遇到有突水预兆时,及时向有关部门及领导汇报，以便采取相应的

措施。

二、工作面瓦斯情况

根据《东1102综放工作面一通三防“设计》，魏家地煤矿一、三层煤为

煤与瓦斯突出煤层，煤层原始瓦斯含量一般为8.1~10.17m3/t，东1102工作

面处于F1-2断层组构造影响带，煤层原始瓦斯含量按10.17m3/t管理。工作

面瓦斯涌出来源于本煤层，位于其下的三煤层，煤层厚度小于2.0m且部分

缺失，对区域瓦斯涌出影响不大。

自2005年1月至2011年8月，东1102工作面共抽放瓦斯2257.82万

nP，同期风排瓦斯量1213.66万n?，合计3471.48万m3；预计至2012年元

月底，抽排瓦斯总量达3576.48万m3，煤层瓦斯抽排率为57.26%，工作面

煤层残余瓦斯含量降至4.35m3/to

第五节影响回采的其它因素

1、工作面开采面积的3/4在F1-2断层组构造影响带内回采，地质构造

复杂，小断层、小褶皱发育，煤层赋存条件差，受到F1-2断层组及其派生

构造的挤压、推覆与叠加，煤层构造破坏甚为严重，多成粉沫状、鳞片状，

属典型的构造煤。煤层顶板较破碎，回采期间要做好顶板及煤帮管理工作。

2、工作面布置在F1-2断层组构造影响带内，F1-2断层组构造影响带内

的煤层为煤与瓦斯突出煤层，且工作面局部煤层特厚，达36.69m，工作面回

采期间必须加强防突管理工作。

3、工作面东部开采范围内有三维地震勘探探明DF3断层，工作面回采

期间要编制过DF3断层安全技术措施。

4、工作面东部回风巷和切眼区域煤层特厚，达15〜36.69m，要制定工

作面科学、合理的采煤工艺，努力提高资源回收率。同时工作面两道局部地

段巷道下底煤较厚，回采期间根据两道底煤厚度情况，尽量要下底回采，加

大工作面煤层生产能力，提高工作面回采率。

5、虽然工作面水文地质条件较简单,但工作面回采期间要做好防治水工

作，必须坚持“有疑必探”的原则，防止一煤层顶板含水层静贮水和雨季期间

地面洪水有可能沿地面裂隙或F1-2断层裂隙面涌入工作面。

6、工作面平均垂深470m左右，根据西一采区一煤层工作面的开采对地

表影响情况，预计工作面开采后，地表有塌陷裂缝，为了防治地表雨水沿塌

陷裂缝溃入井下，造成水害，要及时填埋、夯实地表的塌陷裂缝。

由于存在以上危害生产的因素，回采期间严格按《东1102工作面回采期

间危害因素评价报告与防范措施》执行。

第四采煤方法

第一节布置

1、巷道布置

东1102工作面沿一煤层顶底板之间分别布置一条进风巷（机道）、一条

回风巷，沿一煤层顶板布置一条瓦斯排放巷道。

附工作面巷道布置平面示意图（图2-1），卷1参数表（表2-1）。

巷道参数表表2-1

类产邈东H02进风巷（机道）东1102回风巷东H02抽放巷备注

净断面12.86m212.86m211.48m2

支护形式锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护锚网索喷联合支护

作用进风、运煤、运料、行人回风、运料、行人抽排瓦斯

2、采煤方法：走向长壁恒底分层综采放顶煤采煤方法。

经2005年至2011年抽采及风排瓦斯，至2012年1月回采前，吨煤抽

采钻孔量达到0.0573m/t，预计东1102工作面煤层残余瓦斯含量降至

4.35m3/t，且东1102工作面赋存煤层平均厚度为11.2m，最薄处近为5.0m，

符合放顶煤开采技术要求。同时根据《煤矿安全规程》对综采放顶煤采放比

的规定，参考我矿西一采区一煤层综采放顶煤回采经验，东1102工作面采

煤方法确定为走向长壁综采放顶煤采煤方法。

第二节设备配备

工作面安装ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架83副、

ZFG5200/20/32过渡支架3副、ZZFT12000/22/35端头支架一组进行顶板支

护和放煤，安装MG250/600-QWD型采煤机一台割煤，安装一台

SGZ-764/630前部刮板输送机和一台SGZ-764/315后部刮板输送机运煤；机

道安装一台SZZ-764/200型转载机、一台DSJ-1000/160型皮带机进行运煤

至1150东三材上煤仓。在进风巷设备列车处安设两台BRW—315/31.5型的

乳化泵（两泵一箱）以供工作面液压支架生产需要。附工作面设备布置图

（图2-2），工作面设副覆表（表2-2）。

第三节回采工艺

根据我矿现有设备和东1102工作面煤层实际情况，参考以前本矿工作

面回采经验，东1102工作面回采工艺为上下端部斜切进刀自上（下）而下

（上）双向割煤。

工作面回采工艺流程：下行割通机3上行割煤（滞后采煤机15m推移

前部刮板机到煤帮）一追机移架（拉后部刮板机）一割通机尾后下行25m

（推移机尾段煤帮）一上行进刀并割通机尾一下行割煤（滞后采煤机15m

推移前部刮板机到煤帮）一追机移架（不拉后刮板机）一割通机头后上行

25m（推移机^段^煤帮）一下行进刀一放顶（拉图版机）一滞孚煤（文

工作面每完成一个割煤、移架、推（拉）前（后）刮板机工序为一个小

循环，完成放煤一次为一个大循环。附：上下端部斜切进刀自上（下）而下

（上）双向割煤循环作业流程图

东1102综放工作面设备配置表表2-2

序

号设备名称型号单位数量使用地点备注

1端头支架ZT12000/22/35组1工作面

2过渡支架ZFG5200/20/32架3工作面

3中间支架ZF4800/16/30架81工作面后期增加7副

4采煤机MG250/600-QWD台1工作面

5前部刮板机SGZ-764/630台1工作面

6后部刮板机SGZ-764/315台1工作面

7转载机SZZ-764/200台1机道

8皮带机DSJ1000/160台1机道

9乳化泵站BRW-315/31.5套1机道二泵一箱

10移动变电站KBSGZY-1000/1.14台1机道

11移动变电站KBSGZY-800/1.14台1机道

12干式变电站KBSG-315/0.69台1机道

13矿用组合开关QJZ-4*315/1.14P台2机道

14矿用组合开关HT6LI-400Z/U40台1机道

15真空软启动器QBR-400台2机道皮带机控制

16真空启动器BQZ-80N台5机道/回风潜水泵、张紧绞车

17真空启动器BQZ-200N台2回风无极绳绞车

18真空启动器BQZ-120N台6机道/回风绞车

19真空馈电开关KBZ-500台3

20照明综保ZBZ-4.0/Z台3机道

21煤电钻综保ZBZ-4.0/M台1机道

22潜水泵台4机道/回风

23无极绳绞车SQ-120台1回风巷

24慢速绞车JM-I4台2机道/回风

25调度绞车JD-25台1机道/回风

26调度绞车JD-11.4台2tJlii

1、割氟选用MG250/600-QWD型电牵引双滚筒采煤机，截深0.65m，

割煤高度2.5m。

2、采煤机进刀：工作面采用上下端部斜切进刀，自上（下）而下（上）

双向割煤。即前部刮板机头（尾）段25m推移至煤壁后，采煤机自上（下）

而下（上）进行割煤，在弯曲段（不少于15m）逐渐使滚筒切入煤壁后，将

前溜子弯曲段推直，采煤机牵引割煤，两滚筒均切入煤壁后，完成进刀工序。

若前部刮板机和支架出现下滑上窜，也可采用机头（机尾）斜切进刀，

自下（上）而上（下）单向割煤的方式进行推帮。

3、移架顺序和方式：采用自下（上）而上（下）带压擦顶追机移架。

追机移架时，采煤机割煤与移架的距离不能大于3m，避免因割煤出现的空

顶面积过大。

拉移支架时，降架与拉架同时操作，待支架移动时停止降架，做到带压

擦顶移架。降架高度不得超过侧护板高度的1/3；移架到位后，及时升起立

柱，同时操作平衡千斤顶，使支架顶梁与顶板充分接实，支架有1°-3。的迎

山角，初撑力达到要求。

4、推溜方式：工作面煤层倾角为。〜25。（平均13。），工作面应嘴交小

伪斜推进（下出口匕出口超前5m左右），煤机双向割煤，故推、拉前后部

刮板输送机应依煤机割煤的方向依次推拉，溜子弯曲段不得小于3。。

随着工作面回采，在每月召开的《作业规程》复查会上，复查人员根据

工作面坡度的变化及支架、溜子的上窜下滑情况，确定采煤机的割煤工艺和

移架、推溜顺序。

5、试：东1102工作面为综采放顶煤回采，根据工作面煤层可采

厚度及移液压支架的步距，放煤步距确定为1.3m（即两采一放）。放煤方式

按自下而上多轮间隔顺序放煤（先放双号支架，后放单号支架）。每架每次

放煤时间控制在2分钟以内，每循环放煤两次，严格控制放煤量，使顶部剩

余煤体整体均衡落下充填密实。

6、清煤：工作面采煤机停止割煤后，将工作面架前、架后、架间、架

内、四联杆处的浮煤全部清干净。

7、初采初放期间，工作面为非正规循环作业，在初采初放安全技术措

施中要明确初采初放回采工艺和有关注意事项。

第四节储量及可采期

1、储量计算及回采率规定

（1）、工作面工业储量193.4万吨。

Q=LxlxhxR=193.4万口屯

L一工作面走向长度920m;1—工作面倾斜长135m；

h——工作面煤层平均厚度11.2m；R——煤层容重1.39t/m3o

(2)、工作面损失煤量39.9万吨，主要为厚度损失和落煤损失。

(3)、厚贸肤32.16万吨。主要为底煤损失、上下端头、过渡支架无法

放煤的损失和初采损失、末采损失。

℃Qdi=LxlxhixR=8.63万吨

hi-----工作面平均留底煤厚度0.5m；

'C上、下端头端头支架顶煤损失：16.85万吨

QD2=(L-L1-L2)xl]Xh3xR=16.94万吨

li——工作面上、下端头无法放煤倾斜长度10.5m

H2一工作面端头支架顶煤平均厚度12.9m；

C初采损失：4.37万吨

QD3=Lixlxh3xR=4.37万吨

Li——工作面初采长度,10m，

h3——工作面初采顶煤厚度23.3m；

C末采损失：2.31万吨

QD4=L2-lxh4xR=2.31万吨

L2一工作面末采长度,15m，

H4——工作面末采顶煤厚度8.2m；

℃落煤损失：7.74万吨。

QL=(L-L2-L3)x(1-h)xh5xR=7.74万吨

H5——工作面落煤高度,0.5m；

(4)、版回采率：K=l-(Qdl+QD2+QD3+QD4+QL)/QX100%=85%

(5)、工作耐采龌QK=LxlxhxRxK=164.4万吨。

式中：走向长L=920，倾斜长l=135m,厚度h=11.2m,容重R=1.39t/m3

储量计算表表2-3

块段走向长倾斜长斜面积煤厚工业储量回采率可神量

号L(m)l(m)(万n?)h(m)r(t/rr?)Q(万t)k(%)Qk(万t)

192013512420011.21.39193.485164.4

2、可采期限

可采期：164.4万T/9.115万T=18.04(个月)

服务年限为19（个^）。

3、探顶底煤措施

由于工作面煤层厚度变彳四顶底板起伏变化较大，因此工作面回采期间

每周探两次顶、底煤，间隔10副支架各打一个探顶、底煤的钻孔，及时掌

握工作面的顶、底煤情况，调整推采坡度，使工作面尽量跟底板回采，底煤

平均厚度不超过0.4m,减少煤炭损失量。

第三章制

第一节工作面崛^制

1、工作面支护方式

工作面支护方式参照我矿近年来回采综放面支护实践及目前魏家地煤

矿使用的综放支架情况，结合西一采区工作面煤层赋存状况，并考虑满足通

风断面要求的情况下，东1102工作面支护方式采用ZF4800/16/30两柱掩护

式低位放顶煤液压支架为基本支架支护。附：工作面支架参数

工作面支架参数表表3-1

高度（m）控顶距（m）工作

架宽初撑力自重数

名称支架型号阻力

mKN（T）量

最大最小最大最小KN

基本ZF4800/16/301.531.65.144.45387848001881

支架

过渡

ZFG5200/20/321.53.172.055.144.45395652003

支架

端头ZZFT12000/22/352.33.22.2前314212000前17.251

支架后2638后14.499

2、特殊时期的支护方式

工作面在初采初放、初次来压、周期来压、过地质构造带、末采收尾等

特殊时期，除采用ZF4800/16/30两柱掩护式低位放顶煤液压支架支护外，对

顶板破碎、煤帮片帮段采取打贴帮单体支柱配合园木、板梁、荆芭及铺挂金

属网进行支护，必要时可对煤体打孔加注“马丽散”固化剂强化煤帮。特殊条

件下控制采煤机的牵引速度不大于3m/min，及时带压擦顶移架控制煤帮，

同时加强上下出口的维护和超前支护的架设质量。附：工作面支护平、剖面

图（图3-1）

第二节两道及上下端头顶艇制

1、工作面上、下端头支护

工作面下出口采用3副ZFG5200/20/32型过渡支架支护，一组（前、后

架）ZZFT12000/22/35型端头支架支护。

如果上口支架与回风巷上帮距离达L2m以上时，上端头空帮处的支护

采用4.0m长的花边钢梁配合单体支柱，架设一梁四柱走向迈步对棚支护，

对棚间距0.6m，梁间距0.3m，梁腿用DZ-2.5~3.18型单体支柱,迈步距

1.1m。

如果上口支架与回风巷上帮出现挤架时，采取人工用镐钎扩掘上帮的办

法,使拉架不受到限制。抬棚下及超前范围内净高达1.8m以上,确保上出口通

风和行人畅通。

2、两道超前支护方式

工作面在回采期间两道超前支护长度按100m架设。

℃、机道采用DZ—2.8〜3.18m单体支柱，机道配合3.2m花边钢梁，间

排距0.6mx3.0m、端头支架前到转载机头后30m加打中心点柱50根，支柱

均要求穿靴，一靴三柱（柱靴用1.2m的油道木代替）。空顶部分用旧道木及

废圆木加工的背板绞实。

℃、回风巷采用DZ—2.5m〜3.18m单体支锤哈（'C18〜20）cmx3.6m

的圆木及1.0m的双排钱接顶梁支护，支柱间排距0.6mx3.0m、支柱穿靴及

绞顶同机道。

第三节矿压及支护质量综合监测

东1102工作面采用KJ24矿压监测系统进行矿压及支护质量监测。即在

工作面支架立柱进液管路安装YHY60无线综采支架数字压力计，机道两帮

安装锚杆应力传感器、钻孔应力传感器，顶部安装锚杆应力传感器、围岩移

动传感器，无线接收机（安装在机道）接受各无线传感器发出的监测信号后，

经通信线传输到井上光端机与服务器。

1、监测目的与观测设计

（1）监测目的：东H02综放工作面矿压观测的目的在于掌握该工作面

老顶来压特点、步距和强度，分析回采空间内支架与不同围岩情况相互作用

关系，合理安排工作面回采工序，为加强顶板管理提供技术资料。

(2)监测设计

监测内容：东1102综放工作面液压支架的支护阻力和工作面机道围岩

变形量。

为保证监测的准确性，要求泵站压力不低于31.5MPa；支护额定工作

阻力4800KN，初撑力28MPa；测区内支架支撑高度要求在2.2〜2.5m之间，

以免活柱缩完影响监测数据质量。测区内原则上不得抽冒顶，若有抽冒顶必须

注明情况,以便对观测数据进行针对性分析。

t工作面支护阻力监测：

利用安装在液压支架立柱进液管路上的YHY60无线数字压力计进行监

测。

东1102工作面共布置9个测区，1测区为1#架，2测区为11#架，3测

区为21#架，4测区为31#架，5测区为41#架，6#测区为51#架，7#测区为61#

架，8#测区为71#架，9#测区为84#架，每个测区在左右立柱上安装两块压

力计，分别与支架左右立柱连接。其中1、9测区主要观测两道顶板来压规

律，2、3、4、5、6、7、8测区主要观测工作面老顶来压步距及规律。

t变形监测

在机道设置9个监测断面，每个断面布置传感器如附图所示。

a）锚杆拉力监测：

距离切眼位置30m处布置一个断面，其余断面按间距100m布置，每个

断面安装一套锚杆监测设备，包括1台压力分机、3台锚杆应力传感器，9

个监测断面共计9台分机、27台传感器，实现对两帮、顶板锚杆拉力的实时

监测。

b）围岩应力监测：

每个断面安装一套围岩应力监测设备，包括1台压力分机、3台围岩应

力传感器。以每个断面为中心，设置3台围岩应力传感器分别监测5m、

7m、9m深度煤体应力情况，9个监测断面共计9台分机、27台传感器，实

现对煤体应力的实时监测。

c）离层监测：

每个断面在顶板安装1台围岩移动传感器（顶板离层仪），共计9台，

可实现顶板离层实时监测；（打安装孔时最好用直径为①30mm的钻头，综

合考虑直接顶、老顶厚度及巷道高度，离层仪深、浅基点可取7m\3m）

d）断面监测子站

每个断面在帮上安装1台子站（浜蜘机），9个断面共计9台，用于

接收无线传感器发出的监测数据并通过通信线传至基站。

2、矿压监测工作组织

矿成立矿压监测小组，并生产技术部、调度室（监测中心）、综放二队相

关人员组成，具体负责KJ24矿压监测系统的日常运行管理、系统维护。

3、监测质量管理措施

（1）监测管理人员必须熟知监测系统的主要业务知识，明确所监测数

据的用途。

（2）监测系统管理人员和工作面施工人员都要爱护监测系统设施，并

且及时维护处理监测系统出现的故障。

（3）监测过程中一定要和工作面实际情况结合起来，掌握工作面矿压

显现一般特征，工作面初次来压、周期来压及基本顶来压规律。

为相关工作面的巷道布置提供设计及回采管理提供可靠的参考资料。

4、监测要求

(1)作业队根据监测系统提供的数据，在工作面矿压显现异常期间，

及时采取有效措施加强采场支护，确保安全正常生产。

(2)监测设施的管理：作业队必须将设施的保护责任落实到班组。同

时要求安装监测仪器的液压管路不漏液以降低监测误差。

(3)数据处理与预报要按时签字送出，并存备档案。所有原始记录资

料的交接必须登记专门表册，做到资料交接清楚、不丢失。

(4)矿压监测项目严格按《采煤工作面质量检查评分记录表》中“质量

管理”的分数落实到每周两次的验收评分项目中。

附：工作面矿压观测布置示意图(图3-2)

第四章生产及辅助系统

第一节运输

一、运输系统：

1)运煤：东1102工作面—东1102机道-1150东三煤仓一1150中巷一

西一运输机上山一1070运输大巷三号皮带一中央一号运输石门一主井煤仓

一地面。

2)运料:

机道:埴『副井一中央二号运输石门―西一轨道上山一1150运输中巷

->1150东三材上一东1102机道。

回风：地面一副井一中央二号运输石门—东一轨道上山一东一采区1240

车场—东1102回风。

3)行人路线：地面T副井一中央二号运输石门T西一轨道上山一1150

运输中巷一1150东三材上一东1102机道。附：运输系统示意图(图

4-1)

二、工作面正规循环生产能力及各运输环节能力校核。

工作面割煤生产能力：割煤高度3m，截割0.65m，煤机牵引速度1.5〜

6m/min，牵引速度取3m/min，煤容重1.39T/m3,放煤步距1.3m。

60x3x0.65x2.5x1.39=487.9T/h

工作面放煤生产能力：工作面斜长135m，书瑞享11.2m，回采率85%，

放煤时间2小时一。

135xl.3x（11.2-3）xl.39x85%=1700T/2h=850T/h（放煤生产能力）

运输环节能力校核：工作面割煤生产能力487.9T/h，放煤生产能力

850T/h,前、后刮板输送机和皮带机的运输能力（均900T/h）满足生产能力，

小于转载机输送能力1000T/h。在生产过程中，割煤与放煤不是同时作业，

所以各运输环节运输能力均可满足工作面生产能力的要求。

第二节通风、降尘

一、通风系统

东1102综放工作面沿一煤层顶底板之间布置一条进（机道）、回风巷，

沿一煤层顶板布置一条瓦斯抽放巷。

地面一副井一中央一、二号运输石门一东一轨道上山（西一轨道上山）

T东一采区1190车场（1150运输中巷一1150东三材上）T东1102机道T

东1102工作面一东1102回风巷----->东102总回风联巷一101边界上山

—>

东1102瓦斯抽放巷'C

1260回风中巷一西一回风上山t西一下部总回风一1181总回风一北风井一

地面。附：工作面通风系统示意图（图4-2）

通风设施

（1）现已在101边界上山、东一采区1240甩车场、东1102甩车场各

施工完成了两道隔绝风门。

（2）东1102工作面开采前，重新施工好1260东探巷的两道隔绝风门，

在东1102瓦斯排放巷四号联络巷施工两道隔绝风门。

（3）东1102工作面回采期间，在东1102工作面上隅角挂设风障、安

设局扇稀释上隅角积聚瓦斯。

通风设施工程表4-1

序号名称数量备注

101边界上山、东一采区1240甩车场、1260东

1隔绝风门12

探巷、东102甩车场、瓦斯排放一、四号联络

III巷各两道隔绝风门。

二、工作面风量计算及风速验算

1、工作面回采时瓦斯相对涌出量计算：

经回采前钻担由放前和掘进期间风排前，工作面回采前，工作面范

围内煤层残余瓦斯含量为4.35m3/t

1)工作面煤层原始瓦斯储量计算：

Wg=(L+60)x(B+60)xHxPxq

=(920+60)x(135+60)x23.12x1.39x10.17

=6245.75xl04(m3)

式中：

Wg—工作面煤层原始瓦斯储量，n?；

L—工作面走向长。

工作面长各加30m瓦斯释放带；

B—工作面倾斜宽。由于工作面均为原始煤体，故各加30m膜释放带；

H—工作面平均煤层有益厚度，为23.12m；

P——层煤的容重，为1.39m3/t；

q—原始煤层瓦斯含量，参照西一采区设计取10.17m3/to

根据以上计算，工作面煤层瓦斯储量为Wg=6245.75xl04m3o

回采时工作面煤层剩余瓦斯含量为4.35m3/t；

2)工作面回采煤层相对瓦斯涌出量：

根据《煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册》提供公式计算：

q=KrK2-K3・nv(X-Xc)/mo

=lxl.2xlx23.12x(4.35-2.73)/11.2=4.01(m3/t)

式中：

q—工作面煤层相对瓦斯涌出量，m%；

K—围岩、临近层瓦斯涌出系数；

根据重庆分院提交《魏家地煤矿抽放瓦斯可行性论证》报告，工作面围

岩顶板为粉砂岩，砂质泥岩或胶结程度较好的粗砂岩，底板为泥岩、粗砂岩

或坚硬的粉砂岩，煤层中瓦斯不易渗透和排放，故围岩及一层煤百斯涌出可

忽略不计,Ki=lo

K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数；K2=l/n=1.2，n—回采率85%；

K3—准备巷道预排瓦斯对开采煤体瓦斯涌出影响系数；已处理不考虑。

m—煤层有布厚度，平均为23.12m；

mL工作面平均煤层开采厚度，为11.2m；

X—煤层剩余瓦斯含量,4.35m3/t；

3

Xc—煤的残余瓦斯含量，根据我矿实际经验取2.73m/to

2、回采时工作面设计配风量

1)按瓦斯涌出量计算

根据工作面设计日产量为3646t/日，则回采时瓦斯绝对涌出量为：

QCH4=3646X4.01+1440=10.15(m3/min)

QCH4一瓦斯绝对涌出量m3/min

4.01-吨煤瓦斯相对涌出量m3/t

则工作面需风量为：

Q=100xQcH4k=100xl0.15xl.4=1421m3/min

式中：

QCH4-工作面回采时风排瓦斯涌出量。工作面绝对瓦斯涌出量为

10.15m3/min，抽放瓦斯量计7.0nrVmin，则风排瓦斯量为3.15m3/mino

k-瓦斯涌出不均衡系数取1.4

2)按工作面温度选择适宜的风速计算

Q采=60,采.S采=60xl.0x8.125=487.5m3/min

3)按同时作业人数计算

每人供风'C4

Q采〉4N〉4x50〉200m3/min

根据以上计算选取最大值，工作面供风量取1421m3/min。

4)风量验算

0.25m/s<V采<4m/s

经验算025m/s<2.92m/s<4m/s(1421-60^8.125~2.92m/s)

符合《规程》第101条要求。在回采正常后根据工作面实际测定的瓦斯

涌出量调整工作面供风量，使东1102工作面供风量更趋合理。

三、工作面降尘及隔爆设施

由于东1102综放工作面为一层煤回采工作面，工作面采用走向长壁综

采放顶煤、全部垮落法管理顶板的采煤方法。故该工作面采取以煤层注水预

湿煤体为主的综合防尘措施。附工作面防尘系统示意图（图4-3）

（一）防尘供水系统

南风井污水池一南风井一号风井一1260中巷—1260东中巷一1260东探

巷一东一轨上回风通路一东一轨道上山一1240甩车场一东1102回风巷各用

水点。

南风井清水池一南风井一号风井一1260中巷-1260管子道―西一皮带

上山—1150皮带通路—1150中巷一东三材上一东1102机道各用水点。

（二）煤层注水

工作面两道深弘主水

1、注水方式

根据我矿实际情况，在工作面两道预抽煤层瓦斯钻孔距开帮线不足

100m时，停止钻孔抽放瓦斯，改与巷道供水系统联接进行静压煤层注水，

以湿润煤体降低原生粉尘、提高煤体强度，充分发挥钻孔的价值。

1）、抽放钻孔改成注水钻孔的方法及封孔要求

东1102回风巷下帮与东1102机道上帮预抽煤层瓦斯钻孑醒巨开帮线不

足100m时，要将停抽的钻孔①57mm长度9m的PVC管里穿上①20mm长

度6m的钢管，采用聚胺脂、水泥砂浆、麻丝联合封孔，封孔长度不小于

5mo

2）、将停抽钻场下层的孔用水泥砂浆封堵，上层孔改成注水钻孔，采用

静压注水的方式预湿煤体。

3）、注水钻孔长度：根据煤层注水要求，注水孔长度应大于工作面长度

的三分之二，回风巷、机道的钻孔总长应大于（135x2/3）=90m。

2、注水系统

利用引自南风井污水池的巷道降尘①108mm水管，联网对钻孑U4行注水。

要求水管在每个钻场前加装一个①57mm三通，每个钻场加设闸阀、高压水

表1个。

3、注意事项

℃封孔必须严密且长度达到5m，以免钻孔跑水或孔旁煤层提前渗水，

致使煤层注水达不到预期效果。

C在注水时，注水人员必须随时检查注水管路是否完好，钻孔有无泄水、

渗水现象，出现问题及时处理；每小班注水量必须记录清楚，通灭队建立注

水台帐，每日将煤层注水日报表上报通风灭火部，从而摸清东1102工作面

煤层的注水特性。

工作面煤帮浅孔注水

1、注水方式

根据工作面的煤层结构特点以及已采1114、11