9101综采回采工作面规程.doc

山西南娄集团阳泉盂县大贤煤业有限公司采煤工作面作 业 规 程编号：DXG-2010-01号工 作 面 名 称：9101综采工作面编 制 人：生技科主 管 矿 长：高金钟技 术 矿 长：侯顺年批 准 日 期： 年 月 日 执 行 日 期： 年 月 日目 录第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系第二节 煤层第三节 煤层顶底板第四节 地质构造第五节 水文地质第六节 影响回采的其他因素第七节 储量及服务年限第二章 采煤方法第一节 巷道布置第二节 采煤工艺第三章 顶板控制第一节 支护设计第二节 工作面顶板控制第三节 矿压观测第四章 生产系统第一节 运输第二节 设备配置第三节 “一通三防”与安全监控 第四节 排水第五节 供电第六节 通讯照明第七节 瓦斯抽放第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 主要技术经济指标表第三节 煤质管理第六章 安全技术措施第七章 灾害应急措施及避灾路线附 表设备配备表（1）劳动组织表（2）主要技术经济指标表（3）附录作业规程学习和考试记录作业规程补充学习和考试记录附图9101工作面巷道布置及生产系统示意图（图一）9101工作面供电系统图（图二）9101工作面设备布置图（图三）各生产工艺平行作业距离示意图（图四）端头斜切进刀示意图（图五）9101工作面支架布置示意图（图六）最大最小控顶距示意图（图七）末采停移支架支护平、剖面示意图（图八）卧底炮眼布置图（图九）机头尾开帮炮眼布置图（图十）顺槽成面支护示意图（图十一）循环作业图表（图十二）9101工作面瓦斯电闭锁示意图（图十三）9101综采工作面安全监测设备布置图（图十四）9101综采工作面避灾线路示意图（图十五）大贤煤业规程会审意见书施工队组9#煤层综一、二队会审时间规程名称9101综采作业规程参审单位签 名会审意见技术矿长安全矿长生产矿长机电矿长调度主任通风科长生技科长机电科长安全科长矿长批示意见第一章 工作面概况及地质情况第一节 工作面位置及井上下关系 表1 煤层名称9#煤层水平名称917m采区名称一采区工作面名称9101地面标高（m）1040工作面标高（m）860m埋藏深度（m）160-180米地面位置位于陈家沟村以北，主斜井以西，地面为荒山、耕地，无建筑物井下位置及四邻采掘情况 本规程所掘巷道以东为主斜井井筒保护，与辰通煤业相邻，以西为实体煤田，与上社、晋玉煤矿相邻以北为旧采巷道和采空区，以南为实体煤田。回采对地面设施影响回采过程中会对地面耕地造成下沉，对通往主斜井和陈家沟地面公路有一定影响。走向长（m）120 m倾斜长（m）600 m面积72000第二节 煤层 9#煤层俗称丈二煤或九尺煤，代号为S1，位于太原组上部，在本井田南部及东部有分层现象。9号煤层厚度0.856.00m，平均2.62m，结构简单复杂，顶板为砂质泥岩、泥岩、砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩。9下号煤层厚度1.052.10m，平均1.36m，结构简单，顶板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩。9下号煤层下距15号煤层65.50-94.85m，平均75.73m。可 采 煤 层 特 征 表表2含煤地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构可采性稳定性视密度（t/m3）岩 性最小-最大平均最小-最大平均结构夹矸层数顶板底板太原组90.85-6.002.620-2.601.70简单-复杂0-3全区可采稳定1.35砂岩泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩9下1.05-2.101.36简单0全区可采稳定1.35砂质泥岩泥岩粉砂岩砂质泥岩泥岩65.50-94.8575.7315号5.10-9.567.20简单-复杂0-4全区可采稳定1.4石灰岩泥岩砂质泥岩泥岩煤质及用途：9号煤层物理性质和煤岩特征基本相近，颜色为黑灰黑色，具有金刚和似金刚光泽，具有梯形棱角状断口，有一定韧性，硬度3左右，条带状、线状结构，块状或层状构造。宏观煤岩类型，以半亮型煤为主，少量为光亮型和暗淡型煤，煤岩组分以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。9号煤层确定为贫煤。为特低灰中灰、特低硫，高特高热值之贫煤（PM）第三节 煤层顶底板9号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，在开采中采用全部跨落法管理顶板。底板为砂质泥岩、泥岩，开采中未发现底鼓现象。根据开采经验，9号煤顶底板平整、较坚硬，裂隙不发育，较容易管理。 顶底板岩石力学性质表 煤层号顶板岩性底板岩性抗压强度（Mpa）抗拉强度（Mpa）抗剪强度（Mpa）9砂质泥岩砂质泥岩7.41.71.380.723.02本矿亦未做过试验。下面为邻矿振兴煤矿的化验资料。见附图：工作面地层综合柱状图第四节 地质构造井田范围内构造简单，主要为褶皱构造，在井田北部发育S1向斜，走向北东东向，两翼倾角不大，倾角一般810。在中部偏北发育S2背斜，在井田南部主要表现为S2背斜的南翼，为一单斜构造，倾角一般310。另在开采过程中发现了7条正断层及4个小型陷落柱。均分布在井田北部。F1断层：位于原井田的北部边缘，走向北东东向，倾向北北西，倾角70，落差20m，贯穿于井田东西。为隐伏断层，在开采过程中发现。F2断层：位于F1断层的南部，走向北东东向，倾向北北西，倾角70，落差40m。为隐伏断层，在开采过程中发现，在井田内延伸长度为1200m左右。F3、F4、F5、F6、F7断层落差425m，在井田内延伸长度不大，均在开采过程中发现。对采煤有一定影响。4个小型陷落柱面积不大，无规律性。在井下开采中发现。井田断层特征一览表 表4断层名称性质走向倾向倾角（）落差（m）备注F1正断层N70EN702040延伸长度3300mF3正断层N70WNE15延伸长度600mF2正断层EWN8440延伸长度1250mF4正断层N80WNE10延伸长度580m另未见岩浆岩侵入。综上所述，该井田构造属简单类型。第五节 水文地质一、涌水量本工作面正常情况下最大涌水量： 8 m3/h；最小涌水量：6 m3/h。二、含水层9号煤层：直接充水含水层为太原组下部灰岩含水层，根据本矿历年来的开采，上部含水层富水性不强，矿井水文地质条件为中等类型。三、防范措施本井田已有多年的开采历史，9号与15号煤均有一定采空区，矿井在生产过程中要坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，以确保矿井安全生产。第六节 影响回采的其他因素表5 影响回采的其他地质情况表瓦 斯绝对涌出量：9.74 m3/min 相对涌出量： m3/t煤 尘具有煤层爆炸性煤的自燃有自燃发火倾向，级。地 温属地温正常区域地 压属地压正常区域抗压强度（MPa）煤层夹矸直接顶老顶直接底第七节 储量及服务年限一、储量计算表6 储量计算表走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）120600720002.551.3524786095211920工业储量=面积煤厚煤的密度247860=720002.551.35可采储量=（工业储量-停采储量）回采率211920=（247860-24786）95%二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采走向长度/月设计推进长度4.3个月=540m /126 m第二章 采煤方法和回采工艺第一节 巷道布置本规程所掘进工作面位于主斜井以西，属一水平，所掘巷道全部开掘于9#煤层中，9号煤回采工作面采用一进一回加外错尾巷布置方式，在外错尾巷向工作面侧布置倾斜穿层抽放钻孔，外错尾巷二次复用作下一工作面的运输顺槽，顺槽和尾巷均沿9号煤底板布置。巷道掘进断面。 第二节 采煤方法本面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，一次采全高，全部垮落法处理采空区。第三节 回采工艺一、回采工艺顺序：1、进刀：本面采用MG160/375-W 型采煤机在端头斜切进刀。即采煤机割至机头（机尾）拉架后，调换采煤机前后滚筒上下位置，机组返回25m处斜切进刀，把生产溜机头（机尾）顶至煤帮，机组调刀。返回割三角煤，然后空刀返回至25m处正常割煤。（见附图十）2、落煤：采煤机沿工作面全长双向穿梭式割煤，并利用滚筒上的螺旋叶片将煤装入生产溜中，煤帮浮煤靠铲煤板装入生产溜。3、运煤：工作面使用SGZ-630/180型生产溜，把采煤机落下的煤运出工作面，顺槽使用刮板溜、皮带运煤。4、拉架：采煤机割过15m后，开始拉架，移架采用本架操作方式，移架顺序为1（ 81 ）、2（ 80 ）、3（79 ）、 （1）81，如果工作面顶板破碎、滚帮严重，端面距大于0.34m时，且拉过架后，开始顶溜。移溜时，每次操作相邻2-3个推移千斤配合顶溜，溜子弯曲段保持在12-15m，移溜采用渐进式，不得一次将生产溜顶至煤帮。二、人工做缺口工艺及其支护形式：当采煤机割不透机头（尾）或采煤机更换大件时，需人工做缺口或壁龛，缺口长度视实际需要长度而定，超前煤壁1.2m，爆破落煤，人工清煤。缺口采用人工支设走向板梁棚管理顶板，梁为厚不低于14cm长1.6-1.8m的板梁。一头插入支架顶梁上，另一头顶彻煤帮，梁头下支设单体柱，梁棚距0.75m。爆破图表及人工做缺口支护示意图附后。（附图二）、（附图三）第三章 顶板管理第一节 支护设计一、确定巷道支护形式根据初步设计及施工组织设计9#煤层9101工作面运输、回风、尾巷顺槽采用矩形断面，锚杆+网+锚索+W钢带联合支护；具体资料详见掘进规程。第二节 工作面顶板管理一、工作面顶板管理：本面使用ZY2800/14/32型支撑掩护式液压支架支撑管理顶板，采用全部垮落法处理采空区。1、9号煤为单一综采工艺，其顶板压力可用下列公式计算： W=（68）hrcos式中：W回采工作面每平方米的顶板压力，t；h采高，取9号煤h=2.55m； r岩石容重，取2.4t/m3； 煤层倾角，取5度； 68顶板岩柱的重量，是采高的68倍，取8。 W9=82.552.4cos5=48.8t预计9号煤回采工作面每平方米的顶板压力为48.8t。2、9号煤层选用ZY2800/14/32型支撑掩护式液压支架对回采工作面顶板进行支护。该支架主要技术特征为：初撑力：1972kN工作阻力：2800kN支撑强度：0.530.6MPa泵站压力：31.5MPa支撑高度：1.43.2m重量：9.05t二、基本支架形式：工作面支架最大控顶距为4.36m，最小控顶距为3.76m，端面距为0.34m，放顶步距0.6m。工作面支架布置图及最大、最小控顶距剖面图附后。（附图四）三、端头支护及回进风顺槽管理：（附图四）1、9号煤选用DZ25-25/100型单体液压支柱，均配DFB-3800型型钢梁组成“过溜抬棚”对回采工作面端头进行维护，按“一梁三柱”支护。顺槽超前工作面10m范围内在W钢带下支设两排单体柱，工作面前方10-20m范围内在W钢带下支设单排单体支柱。 2、回进风顺槽管理：（1）回进风顺槽超前工作面煤壁20m维护顶板。（2）回进风顺槽超前支护采帮侧采用交错抬棚，一梁三柱支设，交错长度为梁长的1/2。梁使用20cm3.8m厚不低于18cm的型钢梁，腿用单体柱。对梁距不大于0.3m，里侧一架距巷道采帮侧0.5m支设。煤柱帮侧采用单托棚。顶板压力大时，支设3-5路托棚（棚梁规格同交错抬棚）。（3）回进风顺槽落山侧支打单排密柱，每米4根。（4）回进风顺槽超前支护必须拴防倒绳同。（5）正常开采时，回进风隅角顶板不塌，超过10m2时，支打一梁三柱戗棚。棚梁规格：16cm1.8m-2.4m厚不低于14cm一面见平的板梁，腿为单体柱。四、回进风顺槽特殊情况的顶板管理：1、当工作面支架缩回工作面距离大于0.5m时，采用人工支设走向棚管理顶板，一梁三柱，呈对棚形式交错迈步前移，步距0.6m，对梁中心距0.3m，同排梁距0.7m。梁使用20cm3.8m厚不低于18cm一面见平板梁，并要求落山侧支打单排密柱，柱距0.3m（附图五）。2、如果因支架缩回工作面，造成生产溜机头缩回，转载机影响超前支护时，允许把超前支护支在煤柱帮侧转侧机溜边，其它支护形式不变。3、如果工作面支架占巷距离大于1.0m时，在煤柱帮距帮0.5m，支设一梁三柱单托棚，超前煤壁距离不小于10m，且延至落山切顶线。单托棚梁规格同交错抬棚（附图六）。4、以上特殊支护只允许短期存在，生产队组尽快调整巷道，使超前支护恢复正常。5、如果生产溜机头压力大，必须在转载机溜边（靠煤柱侧）超前工作面煤壁20m加支一排一梁三柱单托棚，此单托棚延至落山切顶线。梁用20cm3.8m厚不低于18cm一面见平板梁。五、回进风顺槽支架的回撤：1、进风落山的密柱允许滞后工作面支架切顶线4m，回风放顶随采随放，始终与支架切顶线对齐。2、回进风放顶前，通风区瓦检工现场检查落山角瓦斯，严禁超限作业。3、放顶前，必须先在放顶区段支打临时柱，并将放顶地点的杂物清理干净，保证退路畅通。4、放顶时，必须由两人配合进行，并有一名有经验的老工人观察顶板，同时生产溜和转载机停止运行并闭锁开关，挂停电牌，严格执行敲帮问顶和先支后回的原则。5、退锚安全措施：（1）退锚范围：回采工作面两端头密柱排往外到生产溜机头（尾）落山侧。回风顺槽横贯及前后3m不需退锚，以保证瓦斯排放。（2）临时支护：退锚前的临时支护采用板梁棚支护，有抬棚的区段不进行支护，无抬棚的区段在原锚杆或锚索前后平行于钢带支设板梁棚。板梁棚规格为：长1.6-2.2m，厚16cm一平面板梁，柱是单体柱，采用一梁二柱。（3）退锚：锚索退锚采用TM-50型退锚机，锚杆退锚用套管扳手人工进行退锚。（4）退锚前，必须由通风区瓦检工检查作业点的瓦斯情况，瓦斯不超限方可作业。（5）退锚范围临时支护完善后，用退锚机穿入钢绞线后，应使其前端与锁具保持50mm的距离，供给压力，将锁具顶起后，松开锁母，解开索圈，将锁具与托梁回收。回收锁具、托梁时，应在退锚机卸压后，必须两人以上进行。回收锁具时，用退锚机卡住锚索后，所有人员在加压前撤至离所退锚索2m以外，且所退锚索落山侧不得有人。退锚机应用小链与钢带连接，以防掉下伤人。加压时，专人观察锁具及顶板情况。锁具松动至能取出锁具时，立即停止加压，以防压力过大，将锚索拉断。（6）回收必须遵循先支后回的原则，退锚施工必须坚持密柱排往外逐排进行，严禁两排或两排以上同时进行。（7）如果工作面端头顶板完整，压力小，退锚率应达于85%以上。如果端头压力大，顶板破碎，退锚后，端头支护必须增至4-5路交错抬棚加强支护，并在密柱排外支打三花柱，或支打一梁三柱戗棚管理，规格同前。（8）回风严禁剁切锚杆螺母。（9）使用退锚机的注意事项：退锚操作人员应受过退锚培训，熟悉退锚机结构和操作方可作业。退锚机液压系统应采用N32号或N46号机械油，但不可混合使用。快速接头一般不能卸开，以防进入煤粉，退锚机使用期间应定期清理，清洗保养。退锚机使用前要对工具锚、液压管路、快速接头等进行检查，确认完好后再空载行走几次，排除液压管路中的空气后，方可使用。操作要缓慢升压，严禁高压换向，中缺行程不得超过150mm，超过时要多次退锚。6、回撤进度棚由里向外逐架进行，用回柱机回棚时，用专用绳环（用锚链时，必须使用配套联接环和螺丝，且螺丝要戴满扣）拴好棚腿，紧绳前设好警戒，开动回柱机时用信号联系好，回柱机牵引区域严禁有人。7、回收密柱时，严禁全回全支，必须先间隔两根柱撤两根柱，然后开始支设新密柱排，回柱时用长柄工具卸载后拉出来，新密柱排必须留有0.5m以上的出口，待原密柱、棚梁及临时柱全部回出后，再将新密柱排补齐。8、机头、机尾允许超前5m收采帮侧棚腿，取掉棚腿后，紧贴采帮支柱单体帽柱，每米一根。9、回收下的梁腿、托棚、钢带必须运至距回收地点30m以外的指定堆放整齐。六、初采安全措施：1、初采期间，每班必须有一名有经验的老工人观察顶板情况，直至顶板塌落为止。2、初采时，泵站压力达到规定30MPa以上，支架要给足初撑力，当大顶未落悬顶距离超过5m时，在顺槽落山侧支打双排密柱，并支打一梁三柱戗棚管理顶板，戗棚梁规格为：18cm2.4m厚不低于16cm一面见平板梁，直至老顶塌落为止。3、初采期间，严禁任何人进入落山。七、未采工艺及安全措施：1、未采材料的规格及数量：（1）金属网400卷，规格：101.0m。（2）DZ-25-28型单体柱350根。（3）20cm1.6m的两半木270根。（4）16cm2.4m厚不低于14cm的板梁270根。（5）20cm3.6m厚不低于18cm的板梁300根。2、铺网工艺：（1）严格掌握末采距离，当煤壁距停采线10m时，开始铺网。（2）第一、二、三道网铺单网，第一、二、三道长边搭接不小于0.2m，从第四道网开始铺双层网，网卷长边平行工作面，网与网长边间搭接0.5m，使之交错变成双网，短边搭接长度不小于0.2m，网间搭接处用14#铁丝扭接好，每0.1m一道。（3）铺第一道网时，采煤机自开缺口割煤滞后采煤机10-20m铺网拉架推移生产溜。（4）铺每二、三道网，先将网与前一道网扭接，然后抬起网的另一端，吊在支架前探梁下，再进行割煤、拉架、顶溜。（5）在铺第一道网时，拉架前，在支架前探梁与金属网间平行工作面掩13cm1.4m的坑木，坑木掩在架与架之间。当工作面推进到距停采位置5m时，开始在支架与金属网间掩板梁，板梁规格为18cm2.8m厚不低于16cm的一面平板梁。平行工作面掩两排，每隔一米掩一排，且排与排间要交错布置。掩梁时保证净高2.0m。（6）铺网阶段生产工艺为：铺网割煤拉架移溜铺网。（7）铺网阶段，机组每隔15-20m要停机、停溜进行上网、联网，当所铺网进入落山被矸石压住1.0m后，停止支架前进。3、拉架道工艺：（1）拉架道净宽不低于3.0m，净高不低于2.4m（1#-35#或65#-100#拉架道见顶见底，净高不低于2.0m）。拉架道高度不够的区段采取爆破起底的措施，炮眼深度根据起底厚度现场确定。（2）支架停止前进后，采煤机继续割5刀煤，必须保证每刀0.6m截深，5刀煤割过后拉架道净宽必须达到3.0m。（3）支架停止前进后，生产溜使用单体柱推移，顶溜单体柱柱底放入齿轨座凹窝内，柱头顶在底座上，柱与底座间垫柱帽。生产溜弯曲段保持在12-15m。（4）支架停移后的顶板管理。第一道煤割过后，先联网，然后采用人工打走向棚管理顶板，一头插入支架顶梁上，另一头顶死煤帮，呈悬臂梁，每架不小于2根，如果顶板不好，要在煤帮悬臂梁下支柱，柱距0.75m。棚梁规格：20cm1.6m的两半木。第二刀煤割过后，先联网，然后将第一刀煤后所挑的板皮外移至煤壁，并在煤帮侧距梁头0.2m处支单体柱，棵距0.75m。第三刀煤割过后，先联网，然后用16cm2.4m厚不低于14cm的板梁替换第二刀煤后支设的走向棚，并在距煤帮侧梁头0.2m处支单体柱，棵距0.75m。第四刀煤割过后，先联网，然后用20cm3.4m厚不低于18cm的板梁替换第三刀煤后支设的走向棚，并在距煤帮侧梁头0.2m处支单体柱，棵距0.75m。第五刀煤割过后，先联网，然后将第四刀煤后所支的板梁外移至煤壁，并在煤帮侧距梁头0.2m处支单体柱，棵距0.75m，最后将网联至煤帮底板，煤帮挂单网。（5）在割第3-4刀煤时，先在生产溜靠落山侧支临时柱，然后回掉煤帮的单体柱，每次回15-20架，机组割过后，再替换棚梁重新卡住。（6）工作面最后五刀煤支设的走向棚，每组支架上不少于2架。最后五刀煤，要求机组每隔10-15m后停机、停溜维护顶板，并根据顶板情况先支打临时棚，然后再进行挑棚。（7）支架停止前进后，在机头、机尾支架前立柱与切顶线之间距支架侧护板50cm处各打一个木垛，木垛顺巷长2.4m，宽1.8m，用18cm厚不低于16cm的板梁支设。（8）末采支架布置图（附图七）。4、末采安全措施：（1）末采期间，人员进入电缆槽以里联网、挑棚，支柱或进行其它工作时，必须先拉掉急停闭锁装置，机组司机不得离开岗位，同时要有专人监护顶板，严格敲帮问顶制度，及时处理伞檐、探头及活煤、矸，先支打临时柱维护顶板，否则不允许工作。（2工作面支柱必须支在实上，严禁支在活煤、活矸上。（3挑棚或替棚时，若顶板不好，在降架前必须先维护顶板，再进行工作。（4）挑棚、替棚必须逐架进行，不得相邻两架同时降架，并遵守先支后回的原则。（5）末采完毕，严禁留底煤，浮煤必须清理干净，并在每组支架下卡一根单体柱或16cm高度适合的木柱。八、支护材料用量：1、单体柱用量：回风不少于80根，进风不少于100根，规格：DZ-25或DZ-25。2、回风顺槽距工作面煤壁50m外备用单体柱及各种规格的杭木：（1）单体柱30根，规格：DZ-25。（2）18cm2.4m厚不低于16cm的板梁各100根，1.4m-1.6m板皮各300根。（3）0.6m0.15m0.2m柱帽100块。（4）20cm3.8m厚不低于18cm一面见平板梁40根。第三节 矿压观测一、观测对象9101掘进工作面运输、回风、尾巷、工作面切巷二、观测内容用MYC-18型锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用YCD200型千斤顶检测锚索预紧力，用LBY3型顶板离层仪观察顶板位移量，在顶帮标注观察点，用钢尺实测巷道表面位移，及顶、底板和两帮移近量。具体观测内容见表。序号观测项目观测内容观测仪器1巷道围岩表面位移顶底和两帮相对移近量测枪、卷尺2巷道顶板深部位移顶板离层位移ZBY-3型顶板离层仪3锚杆锚索载荷顶、帮锚杆、锚索承载YGS-16型锚杆测力计4锚杆、锚固力锚索预紧力顶、帮锚杆（索）预应力MLJ-10/20型锚杆拉力计和KZB0.63/63型涨拉泵及配套千斤5巷道断面收缩及支护破坏情况变形破坏程度钢尺、宏观观测三、观测方法1、测点设置：正常情况下进风顺槽每100m设一观测点，辅助回风巷每150m设一观测点，回风顺槽和切巷每50m设一观测点，遇顶板破碎地段每50m设一观测站。每个观测站设2个观测断面并挂牌。每个观测站仪器安装见表测力计离层仪备注锚杆巷道全锚索巷道同时进行表面位移锚固、预紧力、扭矩测试顶加强锚索矩锚索加强锚索111112、观测办法：巷道掘进按方案设点布置，安装仪表、仪器即日起开始观测记录，掘进期间30天之内每2天观察一次，30天后每星期观测一次。四、观测要求每300根锚杆检测一次锚固力，每次检测不少于5根，其中3根顶锚杆，2根帮锚杆；每100根锚索检测一次锚索预紧力，每次检测不少于5根。第四章生产系统第一节 运输系统服务于本工作面的回采巷道共3条，其中一条进风巷；一条回风巷；一条尾巷。进风巷、回风巷、尾巷均沿煤层底板布置，进风巷、回风巷主要作用是运煤、运料和稀释工作面瓦斯，尾巷主要作用是排放瓦斯,安装抽放管路。进、回风顺槽均为锚杆锚索支护。参见生产系统图及避灾路线图（图一），进、回风顺槽断面图（图八、九）。一、运煤路线9101工作面-进风巷-9#煤皮带东大巷- 9#煤集中胶带巷-9#煤煤仓-主斜井主皮带-地面。二、辅助运输路线地面-运料井-9#井底车场-轨道集中大巷-轨道下上巷-轨道大巷-回风顺槽-工作面。 第四节 设备配置 工作面地质条件较复杂，根据本工作面的煤层赋存情况，参见主要设备配备表。（表一） 9号煤回采工作面设备配备表序号名 称型 号功 率（kW）数 量（台）备注1双滚筒采煤机MG160/375-W21605512刮板输送机SGB-630/220211013液压支架ZY2800/14/32804转载机SGB-630/11011015可伸缩胶带输送机SSJ800/24024016乳化液泵站BRW200/31.5C1251两泵一箱7喷雾泵BPW200/5.52218探水、注水钻机MYZ-2002219煤层注水泵7BZ-3/8010110回柱绞车JH2-14173第二节 “一通三防”与安全监控一、配风量的计算A、按回采瓦斯涌出量计算回采工作面本煤层剩余风排瓦斯从回风顺槽风排按瓦斯浓度不超过1%计算风量，邻近层剩余风排瓦斯从尾巷风排按瓦斯浓度不超过2.5%计算风量，且工作面风速不超过4m/s。Q采=Kq本/1%+ Kq邻/2.5%式中：K工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K=1.3；Q采回采工作面总风量m3/min；Q才风排瓦斯绝对涌出量m3/min，本煤层剩余7.64 m3/min、邻近层剩余6.38 m3/min； 经计算，Q9采= Q回+Q尾=993+331=1324m3/min。B、按回采工作面温度计算： Q采60VcScKi式中： Vc采煤工作面适宜风速，取1.5m/s； Sc采煤工作面的平均有效断面，6.8m2； Ki工作面长度系数，取1.1；经计算：回采工作面需要风量：Q采=674m3/minC、按回采工作面同时作业人数计算需要风量每人供风4m3/min，Q采=4N，m3/min；式中：N工作面最多人数；按工作面同时作业人数15人计算：Q采=60m3/min；综上所述，按照以回采工作面瓦斯计算的最大风量作为工作面风量，即：按照上述三种不同条件风量计算结果，取回采工作面瓦斯计算的最大风量作为回采工作面需要风量：Q9采=1324m3/minD、按风速进行验算按照煤矿安全规程规定，回采工作面风速应满足：15ScQ采240Sc式中：Sc回采工作面过风断面，m2，取6.8。 Q采回采工作面的实际风量，按照上面计算为1324m3/min。回采工作面风速验算为：157.2=10813242406.8=1632m3/min。按照回采工作面瓦斯涌出量计算的工作面风量符合风速要求。二、瓦斯防治1、瓦斯检查（设点、次数）（1）所有人员进出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，以免风流短路造成工作面瓦斯超限，若风门关闭不严或其他通风设施受损要及时通知通风部修复。（2）每班跟班队长、工长、采煤机司机、电工必须佩带便携式瓦检仪，工作面瓦斯浓度大于1.0%时，必须停电并撤出工作人员。（3）工作面投产前，必须具备正规的通风系统，本面配风量1324 m3/min，如遇瓦斯涌出增大等变化时，必须及时根据需要调整风量。（4）开采期间工作面设置两名瓦检员，一人跟随采煤机作业，一人巡回检查工作面各检测点的瓦斯浓度，瓦检员实行“三检查”、“三汇报”及工作面“手拉手”交接班制度，严禁空班、漏检、假检。（5）跟机瓦检工按规定要求检查瓦斯浓度，超限时立即停机处理，跟机瓦检工不在现场不得开机割煤。跟机瓦检工在开机前必须测试瓦斯电闭锁情况，否则严禁开机割煤。（6）所有人员必须爱护通风设施和监测仪器，非通风人员不得随便移动瓦斯传感器位置。（7）其他方面未提及的安全措施按煤矿安全规程中第136条至144条及149条执行。三、瓦斯监测系统1、9#煤综采工作面必须安装瓦斯监测断电仪及瓦斯传感器、一氧化碳传感器和温度传感器，监测工作面瓦斯、一氧化碳及温度变化情况，遥测组要及时安设瓦斯监测设备，配电室安设 一台二级断电监控分站，回风安设一台瓦斯监控站，并分别在工作面进风巷安设两枚开停传感器和一枚瓦斯传感器，工作面后部溜、回风上隅角、工作面机尾、回风巷及内错尾巷各安设一枚温度传感器；回风上隅角和内错尾巷各安设一枚CO传感器，回风巷和内错尾巷各安设一枚温度传感器。其中：上隅角传感器报警点：1.5%、断电点：1.5%、复电点1.5%，后部溜瓦斯传感器报警点：1.0%、断电点：1.5%、复电点1.0%，机尾传感器报警点：1.0%、断电点：1.5%、复电点1.0%，回风传感器报警点1.0%、断电点：1.0%、复电点1.0%，尾巷传感器报警点：2.5%、断电点：2.5%、复电点2.5%，CO传感器和温度传感器只对工作面环境参数进行监测不断电。2、机尾瓦斯传感器布置在距机尾10.0m内，后部溜瓦斯传感器布置在后部溜机头电机正上方，上隅角瓦斯传感器和CO传感器布置在切顶密柱20.0cm以内，回风瓦斯传感器和温度传感器布置在距回风通风横管10.015.0m的回风流中，尾巷瓦斯传感器布置在距尾巷能风横管的回风流中。悬挂标准为距顶板小于30.0cm距煤帮大于20.0cm，能够正确反映出当地瓦斯的位置。3、综采工作面要安装采煤机设备开停传感器及生产溜开停传感器，实时反映工作面采煤机及生产溜开停状态。设备开停传感器须卡在设备开关负荷侧。4、监测系统完善后，由通风部联系生产队组给监测系统接电源，队组派专职电工在监测工的监视下用万用表测量引出的电源为36V无误后，方可把电源接入监控站电源箱，36V电源必须取自专供电源。队组电工负责作面的所有被控制非本安电气设备的联锁连接，工作面照明通讯及生产煤溜、机组、转载机的联锁由通讯或照明急停控制。待电源和联锁接完后，监测工和队组电工同时在现场试验监测断电功能，监测系统功能正常工作后，监测工与队组维护电工互相签字。5、与所有监测设备外接的联锁线，联锁三通及联锁继电器由队组负责维护，如需要对监测设备移动时，像拉进风设备列车等，要提前联系通风部调度站，并通知遥没组去人。6、监测设备投入使用后，严禁队组擅自打开、改动或损坏监测设备装置及传输电缆，队组要避免污物、水、煤尘等损坏监测设备装置。7、监测人员负责日常监测设备装置及线路的维护，综采工作面必须由专职监测工，每三天对该综采工作面各测点传感器的报警值、断电值、断电恢复值、回风断电功能及二级断电功能进行一次标榜和检验并进行记录。8、队组当班工长和瓦斯检查工每班必须不少于一次对监测装置及线路的外观检查，如发现问题及时汇报通风调度。9、综采工作面的上隅角和机尾探头随综采进度后撤，由瓦斯巡回检查工负责探头的移动，移动探头时不得损坏探头的任何部件，轻拿轻放，认真维护。10、当工作面回风监控分站由于人为因素在瓦斯超限时无法切断工作面动力电源，必须先启用二级断电，再江报通风调度及矿调，报请矿总工程师和矿当日值班长。11、凡因瓦斯浓度超限而断电的设备，送电前，必须有瓦检员检查，确认工作面瓦斯浓度降至规定值以内，方可人工恢复送电，所有被 控开关严禁自动复电。12、其它严格按照煤矿安全规程有关规定执行。三、瓦斯抽放系统四、综合防尘系统（一）防尘管路系统1、供液：轨道大巷主液管9101工作面进风巷-工作面。2、供水：轨道大巷主水管9101工作面回、进风巷工作面。3、排水系统：9101工作面9101工作面回、进风巷中条轨道大巷水仓。（二）防尘措施1、采煤机内外喷雾降尘。在整个防尘供水管线上安装过滤器，保证喷雾水质，配备喷雾泵，工作面进风采煤机、前后生产溜的供水必须配备压力泵，确保水压在3.05.0个MPa,采煤机必须安装内外喷雾装置，割煤时必须安装内外喷雾装置，割煤时必须喷雾降尘。内喷雾压力不得小于2.0MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量必须与机型相匹配。无水或喷雾装置损坏时必须停机，并使用二次负压降尘装置。2、架间喷雾降尘。在工作面每架支架安装一组不少于3个喷嘴的联动喷雾降尘装置，实现移架和采煤机割时其下风流能够联动打开5-10组喷嘴拦截粉尘。3、放煤移架时的降尘措施。在支架上必须安装移架、放煤喷雾系统，并要保证高州完好，雾化良好，正常使用。在工作面每架支架上安装不少于3个喷放煤口自动喷雾降尘装置，实现降柱、移架或放煤时本架和下风侧邻架同步喷雾，且喷嘴位置适当，喷雾方向正确。4、综合防尘措施（1）工作面进、回风巷均需铺设洒水消尘管路，进风巷洒水消尘管路管径不小于75mm，回风巷洒水消尘管路管径不小于50mm，且在洒水消尘管路的首尾必须安装过滤器。进风巷每隔50.0m回风巷每100.0m布置一个三通阀门，进、回风巷在距离巷口50.0m和距离机头、机尾30.0m范围内各道全断面喷雾。（3）进风顺槽各转载点安设内外喷雾装置，守旧 煤时必须喷雾降尘。支架安装手动喷雾降尘装置和移架、放煤喷雾系统，并要保证设施完好，雾化良好，正常使用。（5）9101工作面实施煤层注水，回风顺槽要配备注水泵，从源头上控制产尘。（6）要求工作面所有人员佩戴防尘口罩，工作面及两巷所有机电设备由包机人员负责打扫干净。（7）其他方面未提及的安全措施按煤矿安全规程中第152条及154条有关规定执行。（8）回、进风巷按规定吊挂隔爆水袋。五、防灭火措施（一）隔绝瓦斯爆炸的措施1、煤层注水9101工作面采用长孔动压注水，注水孔沿回风顺槽采帮单排布置，距底板1.6m，倾角随煤层倾角，钻孔浓度60.0-80.0m，钻孔间距15.0m，注水泵压力8.0-12.0MPa，封孔深度12.0m，每日检修班期间由通风部派专人连续6小时进行注水作业。具体见通风部注水措施。（钻孔布置见附图一）（二）防治煤层自然发火的技术措施1、工作面专职瓦检工要配备CO鉴定器，每班至少对回采工作面进风落山、后部溜风流、后部溜机尾、回风落山、回风风流、尾巷口风流进行三次观测，观测参数为瓦斯浓度、CO浓度、CO2浓度及温度，如有异常现象立即汇报通风部调度及有关领导。2、工作面进、回风顺槽要铺设消防管路，其中进风顺槽每隔50.0m，回风顺槽每隔100.0m要设一组三通阀门，同时配备一定数量的灭火器储存在配件库。3、通风部要定期进行防灭火系统设施的检查，及时进行整改落实。4、提高密闭工程质量，严格按防火闭墙规格质量要求进行施工，不合格的必须返工。5、要保证进回风巷有效断面，降低工作面通风阻力，减少采空区漏风。6、工作面尽可能提高放顶煤效果，提高回采率，做到采空区最大限度少丢煤。7、生产期间及时清理工作面各地点浮煤。8、发现高温着火点，首先采取洒水直接灭火，同时采取打钎注水，注凝胶等，并组织工作面快速推进，短时间内不能有效控制火情时，由通风部门制定专项措施灭火。9、工作面回采结束后，必须在规定的时间内拆除完毕，通风部必须在45天内进行密闭，必要时必须喷浆。10、移动变电站、油库、配件库、皮带机头尾各配备一个砂箱、两个灭火器。11、通风部火区观察工要定期进行检查和取样化验工作。第四节 排水一、设备选型使用三台MD155-675矿用耐磨离心式水泵型，一台工作，一台备用，一台检修；可以满足要求。二、疏排水线路1、排水系统： 9101工作面-9101工作面回、进风巷-轨道东大巷小水仓轨道大巷排水沟主副水仓地面。2、防水出机电队在进风巷铺好排水管，并在巷道低洼处打水泵窝，安装水泵排水，此项工作由机电队负责。第五节 供电中央变电所9#煤变电所9101工作面9101供电系统示意图（见附图2）第六节 通讯照明一、通讯系统工作面支架上每隔15.0m安装一部扩音器；转载机、设备列车岗位处分别安装一部扩音器，扩音器上闭锁装置必须灵敏可靠。转载机机头，胶带输送机机头各安装一条程控电话线路可与调度和井上下各工作地点联系。二、照明系统工作面支架每隔15.0m安装照明灯且照明灯上的闭锁装置必须灵敏可靠。进风巷每隔50.0m安装一盏照明灯。第七节 瓦斯抽放一、抽放系统的选型9号煤回采工作面采用本煤层预抽和邻近层卸压抽放相结合的抽放方法，对采空区采取全封闭的综合抽放方式。在回风立井工业场地建设地面瓦斯抽放泵站，泵站内共安装4台水环真空泵用于井下抽放（其中2台用于本煤层高负压抽放、2台用于邻近层和采空区卸压抽放）。设计选用四台水循环真空泵担负矿井瓦斯抽放任务，其中两台2BEC62型水环真空泵（额定流量217.04m3/min、电机功率355kW），一台工作，一台备用，担负矿井高负压抽放系统抽放任务。两台2BEC72型水环真空泵（额定流量460.85 m3/min、电机功率500kW），一台工作，一台备用，担负矿井低负压抽放系统抽放任务。二、管路的敷设及路线回风立井净直径4m，净断面12.56m2，装备有梯子间和本煤层的抽放管路，回风立井敷设一趟4266mm的螺旋焊缝钢管用于本煤层瓦斯抽放；在回风立井地面工业场地以南50米位置向井下打一个敷设瓦斯管的钻孔（直径800mm、深度216m）敷设一趟6306mm螺旋焊缝钢管用于邻近层瓦斯抽放。9号和15号煤高负压抽放管路系统为：回风立井（一趟4266mm的螺旋焊缝钢）回风大巷（一趟3256mm螺旋焊缝钢管）回采工作面回风顺槽（一趟2736mm螺旋焊缝钢管）。9号煤低负压抽放管路系统为：瓦斯管钻孔（一趟6306mm的螺旋焊缝钢与15号煤共用）回风大巷（一趟4266mm螺旋焊缝钢管）尾巷（一趟3256mm螺旋焊缝钢管）。四、瓦斯抽放方法（一）回采工作面本煤层瓦斯抽放本煤层抽放分为开采层未卸压抽放和卸压抽放两种方法。设计对回采工作面本煤层采用未卸压抽放（预抽）方法。回采工作面布置顺层平行钻孔方式进行本煤层预抽，孔间距3m。其优点在于：既可保证瓦斯预抽的均衡性，还可充分利用工作面超前采动卸压效应，实行边采边抽，提高本煤层瓦斯抽放率。其布置方式见图。回采工作面本煤层抽放布置示意图 （二）回采工作面邻近层瓦斯抽放1、9号煤回采工作面邻近层抽放9号煤的上邻近层瓦斯主要是1、2、3、4、5、8号煤层，9号煤平均厚度2.62m，根据“三带”理论，按照68倍采高计算，9号煤裂隙带高度在15.72m以上，根据9号煤上邻近层的层间距表，各邻近层中除8号煤位于冒落带外，其它均位于裂隙带中。9号煤回采工作面在工作面尾巷向工作面侧的上邻近层布置倾斜穿层钻孔对上邻近层瓦斯进行卸压抽放。倾斜穿层钻孔终孔位置选择在3号煤层，并超出3号煤1m。其布置方式见图 9号煤层与上邻近层垂直距离表 邻近层煤层与15号煤层距离（m）上邻近层164.13257.50343.50437.50531.0087.009号煤回采工作面倾斜穿层钻孔抽放邻近层瓦斯示意图 15号煤层与上邻近层垂直距离表 邻近层煤层与15号煤层距离（m）上邻近层884.00977.001152.001245.001335.00（三）掘进工作面瓦斯抽放1、9号煤掘进工作面瓦斯抽放本矿井的9号煤顺槽综掘工作面由于采用通风方式解决瓦斯不合理，因此需要对综掘工作面进行本煤层抽放。综掘工作面抽放设计采用边掘边抽。9号煤顺槽采用双巷掘进，在两条平行掘进的顺槽迈步式交替布置耳状钻场，在钻场内施工超前钻孔，利用钻孔抽放掘进工作面前方煤层中的瓦斯。9号煤掘进工作面同一巷道每隔80m布置一个耳状钻场（长宽高=44.32.6m），两侧钻场间距40m。每个钻场向工作面掘进方向布置单排共4个扇形钻孔，孔径94mm、间距1m，钻孔深度100m左右。钻孔与巷道的夹角分别为3、5、7和9。钻孔保持20 m超前距离。见图。9号煤顺槽掘进工作面边掘边抽示意图 （四）采空区抽放回采工作面结束后进行全封闭，在闭墙上进行插管抽放，使采空区瓦斯在抽放负压的作用下，经抽放管路而抽出。这样可以减少采空区瓦斯对相邻工作面开采的影响，但采空区抽放负压不宜过高，以免因抽放负压过高造成采空区漏风引发煤层自燃。本矿在进行采空区抽放时要经