P41102综放工作面采煤作业规程

1、第一章 工作面概况及地质第一节：工作面概况 (附煤层柱状图)P41102工作面位于平四采北翼，南至预定停采线，北至P41102中切眼，倾斜上方有P31112（与P41102中回巷平距04m）、P31112采空区；顶部有P30712、P40702采空区及三采井筒、采区石门等老巷；顶部斜下方有P40704工作面正在回采，其外段已回采完毕（受构造影响，最小层间距约29m）。P41102工作面掘进期间中回多段与小窑掘透。根据1：2000井上下对照图，该面地表无建筑物，为山坡地，地表标高为：+1950+1810m, 工作面回巷标高为：+17171691m水平，运巷标高为+1649.41670.5m水平，

2、该面距地表最大高差为300.5m, 最小高差为108m。该工作面走向长度（平均）为615m，倾斜面长为（平均）172m，煤层倾角16.5o(平均值)，煤层厚度平均7.2m。该工作面预计于2008年1月份投产，2009年2月份回采结束。第二节 工作面地质一、煤层特征：该面煤层结构复杂，煤层容重为1.4吨/m3，煤层厚度最大为：7.7 m,最小为5.5 m，平均7.2m。煤层编号为C409， 煤质牌号：焦煤，其生产能力为10.92吨/m2，煤为黑色半暗型夹部分半亮型，少量暗淡型，条痕黑褐色，油脂光泽弱玻璃光泽，松软性坚硬，以暗煤、亮煤为主，少量镜煤，煤层下部含丝炭较多。二、顶底板岩石性质：工作面煤

3、层顶板为深灰色泥质粉砂岩,夹鹅卵状磷铁矿结核，老顶：灰白色细砂岩。底板为灰褐色粘土质粉砂岩。三、地质构造：该面主要受f1、f2、f3、 f4 、f7、f8、 f9 、f10、 f11、f12、f13、 f14 、f20、f21断层及层间滑动构造影响，伴生构造发育且极为复杂。由于煤层有变薄分叉现象，煤层结构复杂，在回采期间需加强顶板及煤质管理。四、水文地质：该面主要受中段斜上方P3112、P31112（里）工作面采空区积水，顶部P30712、P40702采空区积水及小窑、顶板采动裂隙水、断层裂隙水影响，回采放顶期间，如遇顶板淋水增大，应停止拉架，确认已疏干积水后方可回采，运、回巷低洼段应开设临时

4、水仓，做好排水工作，避免拉水煤。回采期间应加强防治水工作，预计该面回采期间最大涌水量为100m3/h。五、瓦斯地质：P41102运回巷掘进期间，最大瓦斯涌出量为4.28m3/min，煤尘具有爆炸危险性和自然发火倾向，自燃发火期为6个月，综合以上因素，在回采期间，必须加强“一通三防”工作。 六、储量计算:开采厚度7.2米平面积105952m2斜面积109195.5m2地质储量1112057吨工作面回收率 0.93可采储量1034213吨 七、煤质情况:煤层编号灰份硫份水份发热量大卡/kg煤层稳定性媒质牌号变化情况C40922.0422.30.830.770.936000以上较稳定焦煤复杂第二章

5、工作面设备布置及生产系统 第一节 工作面设备布置（附设备布置示意图）1、前部溜子一部，型号为：SGZ764/400（175m），电机功率2×200KW，运输能力为：900t/h。2、后部溜子一部，型号为：SGZ764/400（175m），电机功率2×200KW，运输能力为：900t/h。3、转载机一部，型号为：SZZ764/160(42m)，电机功率为：160KW。4 、采煤机一部，型号为：MG300/720-AWD。采煤机主要技术参数表：（型号：MG300/720-AWD）名称技术参数名称技术参数适宜采高1.63.3m电机型号牵引电机YBC55B2，截割电机YBC4300

6、G滚筒直径1.4m电压系数1140V牵引与调速型式齿轨式、交流变频调速防尘方式内外喷雾卧 底 量267mm重 量45吨牵引速度014.5m/min牵 引 力649KN截 深0.63m适合倾角45°5 、液压支架117台,其中基本架110台，型号为ZF5400/16/26，其中端头架7台，型号为：ZF5600/17/28。ZFSB5400/16/26主要技术参数：项目数值单位高度16002600mm宽度14301600mm中心距1500mm初撑力42484504KNP=31.5Mpa 工作阻力5600KNP=40.42Mpa 支护强度0.820.86MpaP=31.5Mpa f=0.2

7、底板比压(前端)0.671.84MpaP=31.5Mpa f=0.2前端供液压力31.5,Mpa质量17503Kg操纵方式本架适宜倾角206、皮带共计五部：（415#）长度70m, 型号为：SDJ75P,张紧绞车11KW一台；（414#）长度540m, 型号为：SDJ150P,张紧绞车11KW一台；(413#)长度120m, 型号为：SDJ75P；（412#）长度520m, 型号为：SDJ150P,张紧绞车11KW一台；（411#）长度为：380m，型号为：SDJ150P。7、运巷：37KW水泵两台,型号为：BQW（SL）90-60-37， 单台排量90m3/h。备用水泵1台45KW型号为：B

8、QS（QBK）50-150-45/N，单台排量50m3/h。回巷：7.5KW水泵1台,型号为：BQS（QBK）50-30-7.5/N， 单台排量50m3/h。备用水泵1台11KW型号为：BQW（SL）80-20-11，单台排量80m3/h。9. 乳化液泵站一套： 乳化液泵主要技术参数（BRW315/31.5）公称流量315/min公称压力31.5Mpa柱塞直径50mm柱塞行程64mm柱塞数目5曲轴转速548r/min电机功率200KW电压1140/660V泵组外型尺寸2900×1200×1300泵组重量3900Kg配套液箱容积2500L工作介质含3-5%乳化油中性水溶液第二

9、节 生产系统 一、运输系统 1、原煤运输路线：P41102工作面前后溜子P41102运巷转载机P41102运巷415#皮带P41102运巷414#皮带三片口北瓦斯巷413#皮带三片口瓦斯巷运煤通道412#皮带三片口运石门皮带411#三片口运石门小眼平四采运输机下山平四采煤仓1700运输副巷（电机车运输）地面翻煤笼洗煤厂。 2、材料运输： （1）、采用3吨矿车或专用平板车运输。（2）、 回巷使用JH-22绞车3部。（3）、 运输路线：地面平硐井口1700大巷平四采上部车场P二片口车场P41102回巷P41102工作面运巷。二、 供电系统1、由平四采配电所6KV电源供到P41102移动变电站高爆开

10、关，再分别串联到各移动变压器高压侧。2、每台移动变压器低压侧输出1140V电压，分别接到每台馈电开关电源侧，再经馈电开关负荷侧送出，供到泵站及工作面。3、移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧，再经馈电开关负荷侧送出，供到运巷的皮带及水泵。4、平四采二片口配电所移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧，再经馈电开关负荷侧送出，供到回巷的绞车及水泵。5、具体供电系统（详见供电系统图）。三 、 供水供液及排水系统1、供水系统：（1）、P41102工作面回巷供水管路：从地面净化站平四采加压泵三采三片口蓄水池用6"管经平四采辅助回风井平四采回风通道平四采回风井平四采总回风石门平四采

11、回风下山P41102补回风通道经二片口瓦斯巷用4管分岔P41102回风下山P41102回巷用2接到P41102工作面上出口供回巷防尘喷雾及支架喷雾和煤机内外喷雾用。 （2）、运巷（泵站）：从P三片口回风通道（4寸管）P三片口轨道石门（4寸管）P三片口北瓦斯巷（4寸管）（2寸管到泵站）4寸管到P41102运巷，铺设一趟管路, 供皮带、转载机机头、前后溜机头防尘喷雾及前后溜机头机尾电机冷却水用。 2、供液及回液：（1）、 供液：从泵站至工作面下出口用Ø32高压管铺设一趟管路, 供工作面液压支架及支设单体用。（2）、 回液： 从泵站至工作面下出口用Ø50无缝钢管铺设一趟管路, 供

12、工作面液压支架回液用。3、 排水（工作面最大涌水量100m3/h）： （1）、回巷：P41102回巷水经水沟流到5#导线点往南10m的水仓，由此处水泵（用4寸铁管铺设一趟长约210m的排水管路）抽排到P41102回风下山东帮的水沟内。排水路线为： P41102回巷P41102外回下山P二片口北瓦斯巷P二片口轨道石门二片口截水仓1700大巷地面污水处理站。（2）、运巷：从运巷下帮挖水沟将水引淌到P41102运巷9#导线点往北20m水仓内，在此处安设两台37KW的潜水泵（其两台水泵用一趟专用电源，各用一台启动开关，各用一趟6寸排水管并在往北距此处水窝10m处另一水仓内安设一台备用45KW的潜水泵，

13、安设一趟专用水泵电源，其排水管路可与两台37KW水泵中任意一台水泵共用一趟排水管）。排水路线为：P41102运巷P三片口北瓦斯巷P三片口轨道石门平四采轨道下山1500水仓、平四采主排水系统地面污水处理站。（3）、排水能力计算：、6寸管排水能力计算： X=2（d/0.0188）2其中X-最大涌水量； d-管路直径（150mm）经计算X=113m3/h 工作面最大涌水量100m3/h 所选管路符合要求37KW潜水泵排量为：90m3/h45KW潜水泵排量为：50m3/h：50m3/h 90m3/h140 m3/h工作面最大涌水量100m3/h 所选潜水泵符合要求四、 通讯与照明（1）.在转载机机头和

14、泵站及各部皮带机头各安一部隔爆程控电话与工区及调度其它单位联系。（2）. 在转载机机头、泵站及各部皮带机头各安装照明灯一盏，在工作面上每距15米各安装照明灯一盏。（3）.通讯系统图：矿调度 其它单位 工区超溜机头 乳化液泵站第三章 采煤方法及采煤工艺流程第一节 采煤方法采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法一次采全高，全部垮落法管理顶板。采煤机采用中部斜切进刀方式进刀。（附进刀方式图） 第二节 采煤工艺一、采煤工艺：采用一刀一放，专职放煤工双轮顺序放煤。即煤机在煤壁割煤一刀，分双轮放煤，循环进度0.6m。二、工艺过程：煤机在中部穿刀上行割煤到机尾跟机拉架从机尾返回清理浮煤到工作面中部移上半段溜子放

15、中下部顶煤煤机下行割煤到机头跟机拉架从机头清理浮煤上行到中部吃满刀移下半段溜子到机头放中上部顶煤拉后溜。三、工艺要求：(1)、割煤：煤机单向割煤，自行装煤，沿煤层底板回采，顶底板割平，不出现台阶、煤壁平直、无伞檐。工作面采高不低于2.6m。(2)、移架：移架滞后机组后滚筒46架，进行跟机移架立即支护顶板，拉架必须是在后溜运行过程中，拉架时要随时观察后溜的运行情况，发现后溜运行负荷增大时，必须及时停止拉架，待后溜开空后，方可继续拉架（尤其是作为原端头架的67#69#，拉架必须拉一台，后溜开空后，在拉下一台）若煤壁松软、顶板破碎时，应及时拉超前架，伸出前探梁打出护帮板护顶、护帮，支架要移成一条直线

16、，初撑力达到要求，支架接顶严实，移架步距为0.6m，端头架超前基本架0.6m。(3)、推前溜：在煤机割煤扫底到中部后，滞后煤机1015m依次按顺序移溜到机尾（机头），推溜一律在溜子运行中进行。推溜使用液压支架推溜千斤顶进行。(4)、放煤：放煤采用双轮顺序放煤，放煤步距0.6m，第一轮在机组反向扫浮煤时从机尾第4架（机头第架）开始逐架顺序向机头（机尾）方向放煤到中部。每架先约放顶煤1/4，以松动顶部煤体，第二轮顶煤全部放完，矸石含量超过1/3时就停止放煤，全工作面最多只允许两人同时放煤，放煤量不能过大，放煤过程中必须随时观察后溜运行情况，严禁放煤量过大，造成后溜开不动。(5)、拉后溜：拉后溜在放

17、完后部煤，清理干净后溜前方浮煤后进行拉移且必须拉移到位。拉溜时，依次按顺序拉溜到机头（机尾），且必须在溜子运行中拉移、严禁停溜时拉溜，拉溜步距0.6m，拉移必须到位，且不得将溜子拉脱节或拉搭桥。拉溜采用架间拉溜千斤顶进行，每两台支架安装一只拉溜千斤顶。(6)、清理：工作面前部溜子推移过后，必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤及四连杆机构内外的浮煤清理干净，后溜拉移前，必须将其前方浮煤（矸）由人工用铲攉入后溜中运走，大块矸石丢入老塘。第四章 顶板管理第一节 顶板管理一、支护型式的选择： 根据煤炭科学研究总院北京开采所对汪家寨煤矿综采放顶煤液压支架选型设计及汪家寨煤矿（1998）171号文“关于呈

18、报汪家寨煤矿综放设备选型及布置的请示”,黔煤生字（1998）331文“关于对汪家寨煤矿综放改造设计及工作面生产安全技术措施的批复”等设计文书，根据煤层赋存条件及回采要求，采用型号为ZF5400/16/26型放顶煤支架，ZF5600/17/28型放顶煤过渡架进行工作面顶板支护，采用全部跨落法管理顶板。二、支护方式：（附：工作面及两巷支护平、剖面图）1、工作面基本支护：采用ZF5400/16/26型放顶煤液压支架支护顶板，支架中心距1.5 m , 机头、机尾使用ZF5600/17/28型放顶煤过渡架，放顶步距0.6m。(1)、液压支架最大控顶距4.993m，最小控顶距4.053m，放顶步距0.6m

19、。(2)、支架顶梁与顶板平行支设（顶梁倾俯角7o），支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤、不咬，架间间隙不大于200mm。(3)、支架要拉成一条直线，其偏差不超过±50mm，中心距偏差不超过±100mm。(4)、支架端面距最大值340mm，并要垂直顶底板（歪斜不超过±5 o）。2、上、下出口管理及上、下隅角的支护：工作面上、下出口必须安全畅通无阻，出口高度不低于1.8m，行人侧宽度不低于1m。在工作面机尾最后一台过渡架侧护板上侧0.3m的位置架设一对顺向抬棚，在距上端头上帮煤壁0.30.5 m的位置架设一对顺向抬棚。在工作面机头1#架侧护

20、板下侧（转载机的两侧）支设两对顺向抬棚（即：一对抬棚支设在靠1#架下侧护板0.3m处，另一对支设在距下帮0.30.5m处），在前溜机头电机的两侧各架设一对顺向抬棚，前溜机头电机下侧的抬棚必须架设为跨溜棚，在上出口距上下两帮煤壁0.30.5 m的位置各架设一对顺向抬棚。抬棚均采用4.2m长的11#花边工字钢配合2.52.8m长的单体作腿架设，并且保证“一梁三柱”。每对抬棚必须交错迈步前移，步距为0.6米。在下端头转载机机尾并距机尾0.5m位置支设木垛，随工作面推移，按相距2.0m支设一个木垛加强下端头后溜机头及转载机机尾老塘侧的支护，出口抬棚支护单体支柱的初撑力不低于90KN，且单体支柱必须垫铁

21、鞋使用。3、两巷超前支护： (1)、U型棚支护段：运、回巷采用距上、下出口煤壁35m提前换棚。 A、每小班根据本班的推进度提前替换原掘进棚。换棚时，运巷采用2.52.8m单体作腿配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护，单体靠两帮支设并距梁端150200mm;回巷采用2.52.8m单体作腿配3.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护，单体靠两帮支设并距梁端150200mm; B、换棚后，换棚段采用2.52.8m单体配33.5m长的11#工字钢梁架顺向抬棚加强支护，运巷顺向抬棚单体靠转载机两侧0.20.5m支设;回巷顺向抬棚间距1.0m。 C、运巷超前支护从换棚点往外至转载机机头段，即：首先在相邻两

22、架U型棚的中间，采用2.52.8m单体作腿配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护，单体靠两帮支设并距梁端150200mm;顶部用半圆木及板皮接实。运巷超前支护：在每架11#工字钢梁下距转载机两侧0.20.5m的位置，用2.52.8m单体配铁鞋支设。 D、锚网支护段，运巷先采用2.52.8m单体配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护，单体靠两帮支设并距梁端150200mm;顶部用半圆木及板皮接实。超前支护：采用2.52.8m单体距转载机两侧0.20.5m，支设在每架11#工字钢梁下。（2）、回巷超前支护：从上出口煤壁往外20米段。A、 U型棚支护段用2.52.8m单体单排支护，单体支设在U型

23、棚中间; B、锚网支护时，用2.52.8m单体配3.03.5m的11#工字钢梁单排支设顺向棚，支设在巷道正中，柱距1.0m。若巷道超高不能采用单体支护地段，采用（180200mm）长度适宜的优质圆木在巷道正中打设木点柱作超前支护，加固长度不少于30m。第五章 劳动组织循环与经济指标第一节 作业方式（附循环作业图表）本工作面采用正规循环作业方式组织生产，实行追机平行作业，每完成（割煤、放煤、移架、推前溜、拉后溜）一刀为一个循环，每天4个循环。作业方式：采用“三·八”作业制，三班出煤，班内检修。第二节 劳动组织配备表(见表)工 种 班次 在 册出 勤夜班早班中班合计夜班早班中班合计验收员

24、11131113跟班区长11131113班排长22262226机组司机444123339溜子司机444123339泵站司机11131113端头工1212123610101030移架工33392226放煤工33392226电钳工11131113看工具工11131113液压工11131113浮煤工1212123610101030皮带维护工22262226皮带司机5551544412第三节 主要经济技术指标表(见表)序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1工作面倾斜长.m平均：17214月 产 量t900002工作面走向长.m61515地质储量t11120573煤层厚度m7.216可采储量t103

25、42134煤层倾角度16.517回 采 率%935煤层容重t/m31.418在册人数人1916煤层生产能力t/m210.9219日出勤人数人1457循环进度.m0.520出 勤 率%768循环产量t86621支架数量架1179采 高.m7.022工 效t/工2110日 产 量t/d300023单 体棵28011日 进 度.m1.7524顶 梁块10012月 进 度.m52.52511#工字钢花边梁棵1613循 环 率%83%26回采期限月约12个月第六章 移架工、放煤工操作程序第一节 移架工操作程序一、移架工操作注意事项:1、拉架工与放煤工要密切配合好,待顶煤放完后,把后溜拉到位后,再进行移架

26、工作。2、每次移架前要先检查本架管路，不得刮卡，各连接头必须连接牢固，卡子必须插到位，各连接头及管路无严重漏液现象，清出架前、架间的浮煤（矸）及其它障碍物。3、移架时上下相邻两台支架的拉架油缸，应处于伸出状态，后再操作本架的拉架油缸。4、割煤后应立即伸出前探梁支护顶板，若工作面煤壁松软有偏帮现象，拉架工应及时伸出护帮板支护煤壁。拉架时边收回前探梁边拉架，如煤壁坚硬无偏帮现象，此时将护帮板同时收回。5、降架幅度低于邻架侧护板时，升架时先收回邻架侧护板，待升柱后再伸出邻架侧护板。6、移架受阻达不到规定步距，要将操作阀手柄置于断液位置，查出原因并处理后再继续操作。7、本架操作时站在支架中部安全地点，

27、面向煤壁操作，严禁站在本架上下侧操作。8、移架时，支架周围不准有其他人员工作，移动端头支架时，除移架工站在支架中部安全地点面向煤壁操作外，其余人员一律撤到安全地点。9、割煤前，必须及时将前探梁及护帮板收回，防止挖坏设备。割煤后，必须及时移架，不得长时间空顶。如此时煤壁有偏帮危险时，还必须及时打出护帮板，支护煤帮。10、如顶板破碎，需用单体打柱协助拉架时，必须掌握好单体支设角度，使用自动枪时，将人员撤到架间，从支架上操作注液枪，防止单体弹跳伤人。二、操作程序：1、 收回前探梁及侧护板。2、 操作拉架手柄，使之处于拉架供液状态，同时降柱使顶梁略离顶板，当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定的

28、步距。3、调架时，推移油缸与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面排成直线.4、支架升起，等3-5秒后，再将操作手柄复位，使支架达到初撑力要求。5、伸出护帮板、前探梁护帮、护顶。6、伸出侧护板使其紧靠相邻下方支架。7、升高支架尾梁，伸出插板，确保插板距后溜高度不低于300mm。8、将各操作手把板到零位。第二节 放煤工操作程序一、在放顶煤前，先检查放煤操纵阀管路，操纵阀的连接卡子是否正常完好，防止卡子松动、脱落，在操作操纵阀时，高压管脱出弹伤人或高压液冲出伤人。二、放煤应在机组扫浮煤推前溜时进行，并应在拉架点往下3-5台支架以下放煤，严禁在拉架点往上放煤。三、放煤时分双轮顺序放

29、煤。即：1、煤机由中部下行割煤时，移上半段溜子放中上部顶煤的1/4，以松动顶煤。2、 煤机下行割煤到机头后反向扫浮煤时，放中上部后部顶煤。3、 煤机由中部上行割煤时，移下半段溜子，放中下部顶煤的1/4，以松动顶煤。4、 煤机上行割煤到机尾后反向扫浮煤时，放中下部后部顶煤。5、放煤时从机尾第4台（机头第4台）开始逐架顺序向机头（机尾）方向放煤到中部。6、当矸石含量超过1/3时就停止放煤。四、放煤时先打开喷雾，放完煤后再及时关闭。五、放煤时，煤量要均匀，后溜不开时，必须停止放煤，防止煤量过大，造成溜子开不动。六、若顶煤冒落不充分，采取反复升降尾梁，直到顶煤放完为止。七、放完后，及时升尾梁， 伸插板

30、，避免漏矸影响煤质。八、将各操作手把板到零位。第七章：“一通三防”安全技术措施P41102运回巷掘进期间，最大瓦斯涌出量为4.28m3/min，煤尘具有爆炸危险性和自然发火倾向，自燃发火期为6个月，综合以上因素，在回采期间，必须加强“一通三防”工作。第一节、通风瓦斯管理安全技术措施一、预计P41102综放工作面回采期间瓦斯涌出量：1、预计煤层瓦斯含量W含= 式中：W含每吨煤的瓦斯含量(760mmHg，0)，m3/ta瓦斯含量系数m3/m3·at1/2，我矿C409煤层为4.49 P煤层瓦斯压力(绝对压力)，（大气压）实测压力1.45Mpa即14.78Kgf/cm2煤层容重，t/m3则

31、：WT= 12.33m3/t则P41102综放工作面煤层瓦斯含量为12.33m3/t。2、预计回采期间瓦斯涌出量煤层瓦斯储量：W储=Q地×W含 式中：W储煤层瓦斯储量， m3Q地煤层地质储量， t， W含煤层原始瓦斯含量，m3/t，地质说明书计算为114.6万吨W储=Q地×W含 =103.4213×12.33=1275.18万m34、已抽放瓦斯量：P41102采面中段从2005年元月份抽放，截止2008年9月30日止，P41102综放工作面中段共抽瓦斯量4954717.06 m3，即495.47万m35、煤层瓦斯预抽率： N=（Q已/W储）×100 式中

32、：N煤层瓦斯预抽率， W储煤层瓦斯储量， m3 Q已已抽放瓦斯量，m3 N=（495.47÷1275.18）×100 38.856、经抽放后的煤层瓦斯含量为：W含1W含×（100N）式中：W含1开采层开采时的瓦斯含量（经抽放后的煤层瓦斯含量），m3/t，W含112.33×（10038.85）7.54m3/t回采期间总的瓦斯涌出量：q 采q1+q2式中：q1:开采层瓦斯涌出量 m3/tq2:临近层瓦斯涌出量 m3/t、开采层瓦斯涌出量q1K1·K2·K3·(m/M) ·(W抽-Wc)式中：K1：围岩瓦斯涌出系数 1.

33、3K2：工作面丢煤瓦斯涌出系数 1.03K3：准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数K3（L-2h）/L 式中：L：工作面长度 172m h：掘进巷道预排等值宽度 9.0mK3（L-2h）/L （172-2×9.0）/172 0.94W0:开采层煤层原始瓦斯含量 12.33m3/minWC:运出矿井后煤的残余瓦斯含量 2m3/tq1K1·K2·K3·(m/M)·(W11- Wc) 1.3×1.05×0.94×（7.2/7.2）×（7.54-2） 7.11m3/tk1=1-hi/hp式中hi：邻近层与开采

34、层垂直距离 mhp：受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m(50m)、邻近层瓦斯涌出量、开采11#层时7#层瓦斯涌出量K7=1-hi/hp =1-44/50 =0.88Q2-7=(W07-WC7) ×(m7/M7)×k7 （6.56-2）×1.2/6）×0.88 0.8（m3/t）、开采11#层时8#层煤瓦斯涌出量k1=1-hi/hp =1-34/50 =0.32q2-8=(W08-WC8) ×(m8/M)×k （12.38-2）×（1.2/6）×0.32 0.66（m3/t

35、）、开采11#层时12#层煤瓦斯涌出量k1=1-hi/hp =1-5/50 =0.90q2-12=(W012-WC12) ×(m12/M)×k （10.35-2）×（1.32/6）×0.90 1.65（m3/t）、开采11#层时13#层煤瓦斯涌出量k1=1-hi/hp =1-14/50 =0.72q2-13=(W013-WC13) ×(m13/M)×k （13.11-2）×（1.5/6）×0.90 2.50m3/t）、开采11#层时14#层煤瓦斯涌出量k1=1-hi/hp =1-20/50 =0.60q2-13=(

36、W013-WC13) ×(m13/M)×k （10.61-2）×（0.76/6）×0.60 0.65（m3/t）回采时的相对瓦斯涌出量为：qq1+q2 7.11+0.80+0.66+1.65+2.50+0.6513.37m3/t7、开采P41102综放面时的瓦斯涌出瓦斯量合计为13.37m3/t：开采P41102综放面时的绝对瓦斯涌出瓦斯量合计为 换算成绝对瓦斯涌出量，平均日产3000吨，则：q绝=27.85m3/min8、瓦斯来源分析：根据对P41102采面开采时的瓦斯涌出量的计算，统计各种瓦斯涌出量，如表：回采P41102综放工作面时瓦斯来源统计表围

37、岩及本煤层瓦斯涌出量（m3/t）临近层瓦斯涌出量（m3/t）合计（m3/t）7.116.2613.37根据上表可以看出，围岩及本煤层的瓦斯涌出量占总量的53.22%；临近层的瓦斯涌出量占总量的46.86%；因此，P41102外段回采时瓦斯涌出量主要来源于本煤层及临近层。（二）、瓦斯治理措施:1、瓦斯抽放措施：（1）、瓦斯抽放系统:、P41102采面回风巷低负压抽放系统采用三采泵房现有的SKA-520型水环式真空泵作为抽放泵，该泵实际最大抽出量为：100m3/min，电机功率为：220KW，安装管路路线:抽放管道采用400螺旋焊管自三采泵房平四采回风井平四采回风石门平四采回风下山二片口回风通道门

38、子口，然后采用350螺旋扣管自二片口回风通道门子口二片口回风通道二片口补回风通道二片口瓦斯巷门子口，最后采用300螺旋焊管自二片口瓦斯巷P41102中回巷P41102中切眼P41102外回巷P41102采面上隅角。、P41102运巷高负压抽放管道采用400螺旋焊管自三采泵房平四采回风井平四采回风石门平四采回风下山二片口回风通道二片口轨道石门，然后采用200螺旋扣管从二片口轨道石门与41102材料道交岔点经41102高位巷P41102中运巷P41102外运巷各个钻场；用200螺旋扣管从P41102下水道与P41102运巷交岔点分岔，经41102下水道接到P41102外回巷。、用三采的泵房采用SK

39、A-520型水环式真空泵作为高负压抽放泵，该泵实际最大抽量为：100m3/min，电机功率为：220KW，主要抽P41102外运巷、高位钻场等。（2）、抽采瓦斯方法：、P41102采面开采时采用抽放采空区瓦斯的抽采方法。即在回风巷上帮安装瓦斯抽放管道，管道每隔30m安装一个三通(带闸阀),利用三采泵房低负压抽放系统在工作面上隅角埋管抽放采空区瓦斯。、将41102综放工作面采空区瓦斯转移到31112采空区，利用31112回巷、回风下山、31112运巷密闭进行抽放；推采超过41102运煤通道后，利用40802运巷、40704回风通道作为尾巷进行抽放；推采超过40704回风通道后，利用40802运巷

40、或504下山密闭进行抽放采空区瓦斯。、采取在运输巷钻场沿煤层倾向施工本煤层钻孔，抽采本煤层瓦斯；如果回采过程中瓦斯涌出量增大，则同时采取向C409煤层底板施工底板抽采瓦斯钻孔，抽采下临近层涌向工作面及采空区瓦斯的方法即在P41102外运巷的下水道往里的钻场内施工本煤层钻孔和底板钻孔抽采底板临近层瓦斯抽放。、在运输巷上帮开钻场施工顶板钻孔抽采顶板邻近层涌出的瓦斯。（3）、回采P41102综放工作面时预计抽放瓦斯量:我矿三采泵房的两台SKA-520型水环式真空泵正常运转期间实际的抽放混合流量最大为80-100m3/min。一台抽放P41102综放面、上隅角采空区，最低抽放瓦斯混合量为80m3/mi

41、n，抽放浓度为20，抽放瓦斯纯流量为16m3/min;封闭式抽放地点较多，预计运输巷钻场抽采本煤层瓦斯最低抽放瓦斯混合量为20m3/min，预计抽放浓度为25，抽放瓦斯纯流量为5m3/min。则合计抽采瓦斯纯流量为：q抽16.05.021.0 m3/min（三）、回采期间的配风量：1、回采期间的风排瓦斯量应为煤层开采期间所产生的总瓦斯涌出量减去抽放瓦斯量，即：q风= q绝-q抽=27.85-21.0=6.85 m3/min因此，P41102综放面开采时风排瓦斯量应不小于6.85m3/min。则配风量为：Q= K·q风100/c式中：Q工作面配风量，m3/min；q风风排能稀释的瓦斯涌

42、出量，m3/min；K 瓦斯涌出不均衡系数，K =1.2。则： Q= q风×100×K6.85×100×1.2/0.81023m3/min根据计算，P41102综放面生产期间的配风量不得低于1023m3/min。2、风速验算：a、根据巷道断面验算风速：V=Q/（60×S）式中：V巷道风速，m/s;Q工作面配风量，m3/minS进、回风断面，m2V =1023/（60×10.0）=1.71（m/s）0.25m/sV4m/s，巷道风速符合要求。b、工作面风速、按工作面最小控顶步距计算最大风速V大=Q/60×（h0.3）×

43、;b小式中：V大最大风速，m/s;h平均采高，2.6m；0.3支架顶梁厚度，0.3m；b小最小控顶距，4.1m。V大=Q/60×（h0.3）×b小=1023/60×（2.60.3）×4.1=1.81m/s、按工作面最大控顶距计算最低风速V低=Q/60×（h0.3）×b大 =1023/60×（2.60.3）×5.0 =1.48m/s式中：b大最大控顶距，5.0m；0.25m/sV4m/s根据风速验算，配风量符合要求。3、根据最高允许风速计算巷道断面：S=Q/（60×V最）=1023/(60×4)=

44、4.3m2式中：V最采煤工作面允许的最高风速，4m/s；根据计算：工作面配风应不低于1023m3/min，当工作面进、回风巷巷道断面小于4.3m2时，要对其进行修复扩大其断面，在实际生产过程中，应根据实际瓦斯涌出量适当增减风量，以满足生产的需要；在保证瓦斯不超限的情况下，应减少配风量。二、瓦斯治理方案:（二）、瓦斯治理措施:1、瓦斯抽放措施：（1）、瓦斯抽放系统:、P41102采面回风巷低负压抽放系统采用三采泵房现有的SKA-520型水环式真空泵作为抽放泵，该泵实际最大抽出量为：100m3/min，电机功率为：220KW，安装管路路线:抽放管道采用400螺旋焊管自三采泵房平四采回风井平四采回风

45、石门平四采回风下山二片口回风通道门子口，然后采用350螺旋扣管自二片口回风通道门子口二片口回风通道二片口补回风通道二片口瓦斯巷门子口，最后采用300螺旋焊管自二片口瓦斯巷P41102中回巷P41102中切眼P41102外回巷P41102采面上隅角。、P41102运巷高负压抽放管道采用400螺旋焊管自三采泵房平四采回风井平四采回风石门平四采回风下山二片口回风通道二片口轨道石门，然后采用200螺旋扣管从二片口轨道石门与41102材料道交岔点经41102高位巷P41102中运巷P41102外运巷各个钻场；用200螺旋扣管从P41102下水道与P41102运巷交岔点分岔，经41102下水道接到P411

46、02外回巷。、用三采的泵房采用SKA-520型水环式真空泵作为高负压抽放泵，该泵实际最大抽量为：100m3/min，电机功率为：220KW，主要抽P41102外运巷、高位钻场等。（2）、抽采瓦斯方法：、P41102综放工作面开采时采用抽放采空区瓦斯的抽采方法。即在回风巷上帮安装瓦斯抽放管道，管道每隔30m安装一个三通(带闸阀),利用三采泵房低负压抽放系统在工作面上隅角埋管抽放采空区瓦斯。、将41102综放工作面采空区瓦斯转移到31112采空区，利用31112回巷、回风下山、31112运巷密闭进行抽放；推采超过41102运煤通道后，利用40802运巷、40704回风通道作为尾巷进行抽放；推采超过

47、40704回风通道后，利用40802运巷或504下山密闭进行抽放采空区瓦斯。、采取在运输巷钻场沿煤层倾向施工本煤层钻孔，抽采本煤层瓦斯；如果回采过程中瓦斯涌出量增大，则同时采取向C409煤层底板施工底板抽采瓦斯钻孔，抽采下临近层涌向工作面及采空区瓦斯的方法即在P41102外运巷的下水道往里的钻场内施工本煤层钻孔和底板钻孔抽采底板临近层瓦斯抽放。、在运输巷上帮开钻场施工顶板钻孔抽采顶板邻近层涌出的瓦斯。（3）、回采P41102综放工作面时预计抽放瓦斯量:我矿三采泵房的两台SKA-520型水环式真空泵正常运转期间实际的抽放混合流量最大为80-100m3/min。一台抽放P41102综放面、上隅角采

48、空区，最低抽放瓦斯混合量为80m3/min，抽放浓度为20，抽放瓦斯纯流量为16m3/min;封闭式抽放地点较多，预计运输巷钻场抽采本煤层瓦斯最低抽放瓦斯混合量为20m3/min，预计抽放浓度为25，抽放瓦斯纯流量为5m3/min。则合计抽采瓦斯纯流量为：q抽16.05.021.0 m3/min（三）、回采期间的配风量：1、回采期间的风排瓦斯量应为煤层开采期间所产生的总瓦斯涌出量减去抽放瓦斯量，即：q风= q绝-q抽=27.85-21.0=6.85 m3/min因此，P41102综放面开采时风排瓦斯量应不小于6.85m3/min。则配风量为：Q= K·q风100/c式中：Q工作面配风

49、量，m3/min；q风风排能稀释的瓦斯涌出量，m3/min；K 瓦斯涌出不均衡系数，K =1.2。则： Q= q风×100×K6.85×100×1.2/0.81023m3/min根据计算，P41102综放面生产期间的配风量不得低于1023m3/min。2、风速验算：a、根据巷道断面验算风速：V=Q/（60×S）式中：V巷道风速，m/s;Q工作面配风量，m3/minS进、回风断面，m2V =1023/（60×10.0）=1.71（m/s）0.25m/sV4m/s，巷道风速符合要求。b、工作面风速、按工作面最小控顶步距计算最大风速V大=Q

50、/60×（h0.3）×b小式中：V大最大风速，m/s;h平均采高，2.6m；0.3支架顶梁厚度，0.3m；b小最小控顶距，4.1m。V大=Q/60×（h0.3）×b小=1023/60×（2.60.3）×4.1=1.81m/s、按工作面最大控顶距计算最低风速V低=Q/60×（h0.3）×b大 =1023/60×（2.60.3）×5.0 =1.48m/s式中：b大最大控顶距，5.0m；0.25m/sV4m/s根据风速验算，配风量符合要求。3、根据最高允许风速计算巷道断面：S=Q/（60×V

51、最）=1023/(60×4)=4.3m2式中：V最采煤工作面允许的最高风速，4m/s；根据计算：工作面配风应不低于1023m3/min，当工作面进、回风巷巷道断面小于4.3m2时，要对其进行修复扩大其断面，在实际生产过程中，应根据实际瓦斯涌出量适当增减风量，以满足生产的需要；在保证瓦斯不超限的情况下，应减少配风量。三、防治煤与瓦斯突出措施(一)、区域性防突措施1、开采解放层：顶部煤层除7#层部分得到开采外，其它煤层未开采，工作面开采范围内煤层未得到解放。2、瓦斯预抽：P41102综放工作面（外段）从外运巷、下水道开掘起施工钻孔对工作面本煤层瓦斯进行预抽。截止2008年7月31日止，瓦

52、斯预抽率已达到38.85。（二）、防突措施1、根据P41102运回巷掘进期间的K1值考察情况及汪家寨煤矿平硐井41102综放工作面消除突出危险技术评价报告（正在上报中），41102工作面已无突出危险，P41102工作面煤层瓦斯已得到完全释放，预测为无突出危险。为了保证安全，在回采过程中必须采取安全防护措施。2、在回采期间，当测定K10.5mL/min1/2或Smax6kg/m时，在工作面在K10.5mL/min1/2或Smax6kg/m点15m范围上每隔10m施工一个深度为10m卸压钻孔。（三）、消除突出危险验证P41102综放工作面预测为无突出危险，在回采过程中必须对采煤工作面进行消除突出危

53、险验证，验证为无突出危险工作面后方可进行回采。1、回采单位必须在工作面上出口安一台电煤钻，电煤钻必须能拉到工作面刮板输送机机头，供验证消除突出危险用。2、进行消除突出危险验证的具体做法是：从工作面下出口往上15m开始，每隔15m测一组K1值及Smax值。3、进行防突消除突出危险验证时，钻孔深度为10m。当测定K10.5mL/min2/1及Smax6kg/m时，允许推采8m，当测定K10.5 mL/min1/2或Smax6kg/m时，消除突出危险验证人员必须立即通知现场班长，停止P41102采面的一切工作，向矿调度及通风工区汇报，采取措施进行处理。4、当预测k10.5或Smax6kg/m时，工作面采用防突钻机垂直工作面煤壁打钻孔进行卸压排放。具体做法是在k1值或Smax超限点上、下15m范围每隔1m打一个10m深的钻孔，钻孔距工作面底板1m。钻孔施工完后，再经消除突出危险验证，K10.5、Smax6kg/m时，方可进行推采。否则，再采取措施，直到采取的措施有效为止。（四）、安全防护措施。1、突出预兆：有声预兆：煤层在顶板变形中，发出劈裂声、闷雷声、机枪声