22609工作面作业规程

1、22609综采工作面作业规程 第一章第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1。表1工作面位置及井上下关系表水平名称1051 m水平米区名称中六米区地面标高（m16101755井下标高（m）9801018地面相对位置22609综采工作面地面位于黄冶沟支沟东北侧，植被发育，灌木丛生。盖山厚度：612n752m 平均厚度682m回采对地面设施的影响地面无重要构筑物及建筑物，但回采可能对地表造成裂隙。井下位置及与22609综采工作面井下位于中六采区，工作面东北部为22607工作面采空四邻关系区，与本工作面相距56m南部为未采区，东北方向距离3#煤瓦斯底抽巷9m走向长度（m591662倾

2、斜长度（m）165面积（m2）105133第二节煤层赋存情况表2。表2煤层赋存情况表煤（矿）层总厚（m2.70-3.403.02煤（矿）层结构（m0.27 (0.18 )2.57煤层倾角（度）2。101开采煤层2#煤种贫煤稳定程度稳定煤层情况描述该工作面煤层节理不发育，煤层结构复杂，距顶板00.35m处含一层平均厚度为0.100.30m的泥岩夹石层。煤层类型为半光亮性，可用于工 业及动力用煤。第三节煤层顶、底板、顶底板情况表表3顶底板情况表顶板名称岩石名称厚度（m岩性特征老顶中粒砂岩1.12灰白色，以石英长石为主，暗色矿物次之，分选、 磨圆中等，块状构造，交错层理发育，含煤屑。直接顶泥岩3.1

3、2灰色，质纯，含植物化石，贝壳状断口。伪顶泥岩0.40灰黑色，含植物化石，上部含砂较多，贝壳状断口。直接底中粒砂岩1.12灰白色，以石英长石为主，暗色矿物次之，分选、 磨圆中等，块状构造，交错层理发育，含煤屑。老底砂质泥岩4.80灰黑色，上部含砂较多，下部较少，贝壳状断口。 含植物化石，云母片。柱状图（见附图1）第四节地质构造情况一、概况1、褶曲：该面整体呈背斜构造，轴向 165 ,两翼倾角210。2、断层：工作面掘进时12#点前6m揭露落差1.3m的正断层。3、陷落柱：根据坑透异常区钻探验证资料，预计工作面内将揭露Z6-34陷落柱。断层情况分布表表4断层情况分布表构造名称走向倾向。倾角。性质

4、落差（m对回米影响程度F120029080正断层1.3无陷落柱情况分布表第五节水文地质表5陷落柱情况分布表编号位置长轴（m短轴（m面积（m）Z6-34工作面内85423253该工作面2#煤层顶部为一套砂岩含水层，预计开采过程中，会有少量岩层水沿裂隙渗 出。措施：1、在两巷低洼处建临时水仓，配备排水能力不低于30m/h的排水设备并对工作面积水及时排放。2、回采中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及 有关部门进行处理。最大涌水量 4m/h，正常涌水量1.5m3/h。第六节影响回采的其它因素、影响回米的其它地质情况斯：瓦斯绝对涌出量18.00m3/min煤尘爆炸指数：16.6

5、9%煤层自燃倾向性：2#煤层为不易自燃煤层二、冲击地压和应力集中无冲击地压和应力集中区。三、地质部门的建议1、回采中（特别是遇到断层、陷落柱等地质构造时），要采取相应的安全措施,加强煤帮及顶板管理，确保安全生产。2、在工作面及巷道低洼处配备排水能力不低于30 m3/h的排水设备，加强排水。3、回采中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。4、回采过程中应注意抽采钻孔及构造钻孔卡钻情况，根据地测科及时下发卡钻杆警报采取措施，确保正常回采。第七节储量及服务年限一、储量表6储量计算表储量计算块段号走向长(m倾斜长(m面积(m2)煤厚(m容重(t/m 3 )工业储

6、量回米率()可采储量(t)1570165907972.841.3434553795328260煤柱89165110832.841.3442177储量计算时，已扣除Z6-34陷落柱面积3253 m2。二、工作面服务年限可采储量/设计月产量=328260t /85920t =4 月第二章采煤方法本工作面采用倾斜长壁后退式全部跨落的综合机械化采煤方法，跟顶跟底开采，采高 为 2.84m。第一节巷道布置和工作面基本参数其中北本工作面由22609综采工作面正巷、22609综采工作面副巷及工作面切眼构成。九副巷走向长度为591m北十正巷走向长度为662m工作面长度为165m第二节采煤工艺、回采工艺主要生产

7、工序：割煤运煤拉架推移运输机(推溜)630mm1.害煤：采用MGTY250/601.1D型双滚筒采煤机双向穿梭式割煤，截深为采用采煤机无线电遥控的操纵形式来操纵采机。根据工作面综合运输能力、拉架速度、板条件等确定采煤机的牵引速度，控制在07.7m/min。随着滚筒的旋转将煤破落，装入工作面可弯曲刮板运输机。30m处停止，调换采煤机滚筒上进刀方式为采煤机端头斜切进刀割三角煤自开缺口，返刀距离不小于50m当采煤机割 通机头（机尾）后，推移刮板运输机距运输机机头（机尾） 下位置，沿刮板运输机弯曲段向机尾（机头）方向切入煤壁，直至两个滚筒完全切入一个 截深时，采煤机进入运输机直线段后停止采煤机；推移刮

8、板运输机机头（机尾）段，将运 输机弯曲段顶至煤帮成一条直线，并拉出机头（机尾）三个支架，调换采煤机滚筒上下位 置，向机头（机尾）割通三角煤；调换采煤机上下滚筒位置，向机尾（机头）正常割煤,随后拉架、推溜完成进刀。进刀方式示意图（见附图2）割煤注意事项:（1）要根据顶底板、煤层、煤质变化情况及刮板输送机的运输能力及时调整滚筒高度和割煤速度，保证顶平、底平、不留伞檐和底煤。（2）采煤机的截割速度要根据煤层厚度、煤质、煤层倾角变化、瓦斯涌出情况以及运输能力及时进行调整，防止速度快造成瓦斯超限；若发现有不安全情况时，应立即停止牵引 和切割，并打开采煤机离合器手把，闭锁工作面输送机进行处理。采煤机司机要

9、远距离操作，注意观察周围环境，以防炭块、石头飞出伤人。当行 至两端头作业时，必须将管线等物件摆放整齐并设置警戒，防止人员随意通过造成伤害。运煤：工作面采用SGZ-764/630型可弯曲刮板运输机，顺槽采用SZZ-764/200型转载机（破碎机为PCM- 110型）和 DSJ1000/1000/2 X 200型胶带输送机及转载溜子SZZ-764/200 型运煤。3.拉架：选用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式液压支架维护顶板，采用及时支护方式拉移支架。在正常情况下，超前采煤机前滚筒 56个架收回支架护帮板，当采煤机割过煤后，距采煤机后滚筒35个架开始追机拉移支架，按顺序逐架进行。在顶

10、板破碎，悬顶 面积大时可在采煤机割完顶煤时，在支架上穿梁，及时维护煤帮顶板，保证其完整性。拉 出后的支架必须升紧，将支架所穿梁挑起，使支架初撑力不低于24Mpa移架时要做到“快、 够、正、严、紧、平、细、净”拉架注意事项：（1）操作支架前，要仔细做好移架前的准备工作，底板的浮煤、矸石必须清理干净。（2）操作支架时,要做到及时迅速，移架距离、移溜步距要够，且要一次完成，保证支架前移时不上下歪斜、左右偏移、前倾后仰。支架间要靠严，必须有足够的初撑力，使顶梁紧贴顶板，呈面接触，保证初撑力达到 24MPa为加强支架接顶管理，拉架时要注意利用支架侧护板进行调架，防止倒架。4.推溜：采用ZZ5200/19

11、.5/42(A)型液压支架的推移千斤顶推溜。推溜注意事项：移架后，距采煤机1015m开始推移运输机，推溜步距 600mm推溜和拉架要协调,其弯曲度不可过大，弯曲段长度应不小于 15m推移机头、机尾时，必须停机作业，专人指挥，作业人员必须选择安全的区域操作，操作时禁止人员通行，严禁硬顶硬推，防止损坏 设备。必须保证推移步距，使运输机处于“平、直、稳”的运行状态，顶机头时与转载机 司机协调配合，并注意观察转载机的运行情况。当顶机头时与转载机司机协调配合，检查 机头与转载机机尾搭接和转载机机头与皮带机尾搭接位置，保证出煤畅通。当顶机尾时, 要先摆顺吊挂好电缆、管线等，防止挤破和窝住电缆、管线等。辅助

12、生产工序 推移转载机-移皮带机尾-拉移电气系列车-(预做缺口-端头劈帮)采空区处理。1.推移转载机 桥式转载机的拉移采用1#、2#、3#架同时顶推运输机机头的方式,并配合转载机机头自移装置，实现转载机的拉移，每循环拉移一次，步距为600mm推移转载机步骤及注意事项:移转载机前，首先检查转载机槽子有无错口，清理转载机四周、破碎机前后及桥式部分底下的浮煤及杂物，并整理好水管、电缆等防止卡挂；其次必须停止工作面刮板输送 机、转载机和破碎机，并闭锁电气开关。另外，在移转载机前要将破碎机前妨碍移转载机 的中间单体支柱回掉，移过转载机后再将支柱打好。推移输送机机头和移转载机必须同步进行，工种之间要相互配合

13、好，保证0.5m搭接高度。移转载机时，由支架工操作机头支架推移千斤顶，机头维护工观察转载机机尾，转载机司机观察转载机机头行走小车在胶带输送机尾轨道上的滚动情况，一旦发现异常，立 即发出停机信号，停止推移，进行处理，严禁强行推移。2.拉移电气系列车随着工作面的推进，电气系列车拉移由检修班负责此项工作，出煤班负责拉移将机尾 的电缆、水管，保证机尾出口安全畅通。（1）电气设备系列车的连接：电气设备系列车之间采用硬连接装置将每两辆车之间连接起来。为防止将电缆、水管拽断，发生跑车事故等，在控制台设备系列车下面穿一根26mm的钢丝绳，一端与输送机机尾嘴子连接，另一端与控制台外最后一个车连接，并用钢丝绳和绳

14、卡子将每节车的车轴同所穿的钢丝绳连接起来。钢丝绳各连接处全部使用 26mm的合格的、无毛刺、无断股的钢丝绳和与之配套 的绳卡子，在钢丝绳两端头连接处，绳卡子加设至少七道，与各节车连接处绳卡子加设至 少两道，所有加设绳卡子的螺丝必须带满扣拧紧。（2）拉（放）移注意事项:为防止设备系列车下滑，在控制台系列车下山方向每个干变车之间支设两根戗木（ 180mm的优质红松圆木），戗木支设的要求：材料必须是细头 180mm的优质红松圆木，戗木必须穿铁鞋，铁鞋要放在硬底上，上部戗入人工刨制的窝内，戗木与底板夹角 75，并用双股8#铁丝将戗木拴好固定在顶锚上。拉（放）移时松开，移过后及时打好,并架设防跑车铁马。

15、拉（放）移前，必须将电缆、液管等摆顺，并将道心杂物清理干净；同时检查绞车 的完好、稳固情况以及戗木支设的安全有效性；设备列车有无落道；有无卡挂阻挡列车行 进的物体；各列车之间联接是否紧固可靠（各设备之间用连接板、竖销连接，竖销必须安 全可靠到位，若列车之间用锚链、U型环配合螺丝连接时，所用螺丝必须带满扣），检查无 误后方可拉移。拉（放）移时，人员要站在安全位置上操作，同时必须放好警戒，警戒范围内严禁 人员通行。机尾维护工负责看好电缆、液管等的拖移情况，由跟班副队长现场组织，指派 一名责任心强的职工负责观察设备列车的运行情况，坐台电工负责操作绞车，三人协作进 行。同时要有可靠的联络信号（一次长铃

16、停车，连续两次铃开车，连续三次铃倒车松绳） 信号不清，不准开车，发现问题立即发出停止拉移信号，待故障排除后方可拉移。拉移到 位后必须及时加齐可靠的铁马、戗木等阻车设施，防止系列车下滑。工作面采上山时，回柱绞车置于控制设备列车前方进行拉移，采下山时，回柱绞车 置于控制设备列车后方进行放移。移回柱绞车后必须及时加打四根老汉木并加设地锚固定绞车。在拉（放）控制台系 列车时，必须将系列车上所有电气设备开关打至零位，严禁带电拉（放）（3）设备性能及参数JM-14回柱绞车的参数:电机功率：18.5kw、传动方式:牵引力：140KN 绳速：5.65-10.75m/min 钢丝绳径：？26mm 涡轮传动、容绳

17、量：？26mm/150m外型尺寸：2697X 988X988 mm 重 量：2621.5kg。按绞车牵引力计算：a、 G PL(sin P + f2 cos P)(sin P + f1 cos P) gsin P + cos P按钢丝绳破断力总和及安全系数进行校验:b GWQP L(si nP+f2C0sP)(sin P + f1 cos P )mg sin P + f1 cos P上述公式来自于1988年版煤炭工业出版社煤矿固定机械及运输设备一书。F绞车牵引力（N） : JM-14型为140000NQ-钢丝绳破断力总和：？ 26mm% 473000Ng重力加速度，9.81m/s2f1 平板车

18、运行阻力系数，取 0.015。f2 钢丝绳运行阻力系数，按局部支承地轮考虑，取0.4。m钢丝绳安全系数，按煤矿安全规程第400条之规定取6.5。P-钢丝绳每米重量：？ 26mm% 2.47Kg/mL钢丝绳最大长度（米）：？ 26mn为150m使用JM-14型回柱绞车配合 26mn钢丝绳在8坡段提升（绳长1500）：a G b选取b作为钢丝绳牵引力性能指数所以：JM-14型回柱绞车配合 26mnl冈丝绳在8坡段提升Gmax= 46863(kg)根据绞车最大拉运能力、各设备重量及运输条件都符合规定。所以选用JM-14型回柱绞车进行拉移控制台系车。移皮带机尾拉移工作由各班转载机司机根据生产情况，循环

19、不够时，及时进行拉 移，采用ZY2700型皮带自移机尾装置进行拉移。拉移步骤及注意事项:(1)拉移前，首先清除皮带机尾周围的障碍物，检查油缸是否完好，管路是否漏液及各连接点是否合格，确认无误后方可拉移。(2)拉移时，工作人员要站在安全位置上操作阀组手把，并随时注意观察转载机机头在跑道上的移动情况以及两边油缸的拉移速度同步情况，发现异常，立即停止拉移，并进 行处理。将ZY2700型皮带自移机尾装置液压行程拉完为止后，开机观察皮带机尾的运行情况，发现皮带机尾跑偏，就利用自移装置的上下、左右四个油缸进行调试，直到正常运 行为止。杜绝皮带运行时拉移，必须停机作业。预做缺口当机头、机尾割不通时，需要人工

20、预做缺口:(1)做缺口采用人工打眼放炮方法，由三人协作进行并由班长指派专人监护。使用湿式风煤钻打眼，炮眼布置在巷道煤帮侧距工作面煤壁0.6m处，且平行于工作面，炮眼深度根据做缺口长度而定，最长不超过1.5m，最短不低于0.8m，最小抵抗线不得小于0.5m。使 用毫秒延期电雷管、乳化炸药，装药量为：100g200g,封泥应用水炮泥和专用炮土充填, 圭寸泥长度不得小于0.5m，必须采用一次串联正向起爆法。(2)放炮前，在工作面煤壁侧靠输送机边且距正(副)巷煤帮 0.6m处加打一根单体戴帽点柱，柱帽平行于工作面且采用 600mm长的n型钢梁。放炮后，首先“敲帮问顶”处理活石活矸，检查点柱是否松动，若

21、松动及时升紧，然后在有专人观察顶板的情况下，维护工站在有可靠支护的安全地点用铁锹由输送机边向煤帮攉煤，攉至0.6m处，加打第二根戴帽点柱，紧靠煤壁。打好后，人员在此支护下攉煤。移机头(尾)时，将输送机边第一根点柱回出，第二根点柱作为下一个循环做缺口时的临时支护。若顶板破碎压力大时，放 炮后还必须在支架上穿两根五尺板梁，板梁的位置视现场情况而定，并且板梁一端顶死煤 壁，另一端在支架上搭接不少于 0.4m。安全注意事项:在缺口内攉煤、支护过程中，严禁操作端头四个支架，并设专人观察顶板和煤帮情况，发现异常，立即撤出人员进行处理。在机头打眼放炮时，必须停止并闭锁工作面输送机和转载机，并且严格执行“一炮

22、三检”、“三人联锁放炮”和“放炮停电”制度。放炮前，炮线必须拉足100m各通道处由班长指派专人，放好警戒。放炮员接到命令后,必须大喊三声“放炮啦”，听到两通道外放警戒人员回复后，方可放炮。放炮前，要将易于崩坏的管线和设备，用废旧皮带包好，把瓦斯传感器及监控线撤 离到安全地点，并用废旧皮带遮掩好，停止液泵运行，方可放炮。放炮后，扶正阀组手把, 检查液管无破损后，方可送液，并再次升紧支架。放炮时，必须将一切非本质安全型电源切断，放炮后，检查瓦斯浓度和电缆无破口 后方可送电。严格执行，煤矿安全规程中有关爆破作业的相关规定。做缺口炮眼布置图以机头为例 (见附图3)5 端头劈帮当机头、机尾安全出口宽度不

23、够 0.8m时，需要人工劈帮:(1)劈帮由机头、机尾维护工负责，采用洋镐和风镐等工具，由落山向外进行劈帮,将浮煤攉到输送机或转载机内，每攉1.0m,加一根戴帽贴帮柱，确保安全出口净宽达到0.8m, 直到出口畅通为止。(2)劈帮注意事项:劈帮前，必须将顶板活石、片帮、额头煤等安全隐患处理后方可作业，严格执行“敲1m,帮问顶”制度和“先支后回”的原则，当高度高于 2m时，必须架设可靠的工作平台。劈帮后，人员站在有支护的侧面，用铁锹将煤攉到输送机或转载机内，每攉够靠保险帮加设一根戴帽贴帮柱，柱帽平行于工作面布置，柱帽规格为600mm长的n型钢梁且用柱帽一体化卡子联接固定，然后按 0.8m的排距加齐临

24、时支护，防止空顶作业，直至出口畅通符合规定。若顶板破碎或煤质松软时，必须加套板梁棚或进行攀帮，棚梁梁头必须紧贴保险帮, 板梁的规格方式视现场情况而定，棚距 1.0m，攀帮必须攀严攀实，棚腿使用单体液压支柱,必须打在实底上，迎山有劲。6.采空区处理采用移架后采空区顶板自行垮落法处理采空区。二、工作面正规循环生产能力工作面采高为2.84m,所有支架动作一次为一个循环，循环进度600mm3LHSyc= 165mx 2.84mX 0.6mX 1.34t/m X 95%= 358t式中：L:工作面长度取165mH:工作面采高取2.84mS:循环进度取0.6my：煤的容重取31.34t/mC：工作面回采率

25、95%第三节设备配置、设备配置情况1、采煤机：MGTY250/600-1.1D型交流电牵引采煤机，额定电压为 1140V,装机总功率为600KW/采高24.0m，滚筒直径2.20m （包括截齿），截深630mm机面高度1605mm摇 臂长度2114mm牵引力580/350KN,牵引速度07.712.8m/min，总重45.45t。2、刮板运输机：SGZ764/630型刮板输送机，额定电压1140V,电机功率2X 315KW/运输能力1000吨/小时，链速1.04m/秒，刮板链规格 30X 108，中部槽尺寸1500X 764X 300mm铺设长度166.5m,3、转载机：SZZ764/200型

26、刮板转载机，额定电压1140V,电机功率200KW/输送能力 1000吨/小时，链速1.33m/秒，刮板链规格 26X 92,中部槽尺寸1500X 764X 220mm铺设长度30m4、液压支架：ZZ5200/19.5/42（A）支撑掩护式液压支架，111架，支护强度0.89 MPa,工作阻力5200KN初撑力4364KN支撑高度1.954.2m，中心距1500mm支架宽度1420 1580mm顶梁（包括前梁）长 3.745mm泵站压力31.5MPa推移油缸行程600mm运输尺寸 6200X 1420X 1950mm 重量 16.5t。5、破碎机：PC110型，电机功率110KW电压1140V

27、,破碎能力1200吨/小时，外形尺寸 3540X 1785X 1741mm 重量 11.55t。6、胶带输送机：DSJ1000/1000/2X 200型胶带输送机，电机功率 2X 200KW/额定电压 1140V,带宽1.0m,带速3.5 m/s,铺设长度580m (皮带等级为7级，带自移机尾ZY2700)7、头部转载溜子：SZZ764/200型刮板转载机，电机功率 200KW/额定电压1140V,运输能力1000吨/小时，链速1.33m/秒，链规格26X 92,铺设长度38m& 乳化液泵：BRW200/31.5，公称压力31.5 MPa公称流量200L/min ,电机功率125KW/ 电压1

28、140V,本工作面安装2台。9、乳化液箱：型号RX200/16A容积1600L。10、喷雾泵：XPB-250/5.5两泵一箱，电压1140V,功率30KW/额定工作压力5.5 MPa额定流量250L/min。11、水箱：型号KPX/16,水箱容量1600L。12、加压泵 ZPZ-127,电压 1140V,功率 18.5KW4)第三章顶板控制第一节支护设计二、设备配备及布置图(见附图工作面采用ZZ5200/19.5/42(A)型支撑掩护式支架维护顶板，采用立即支护形式，采空 区顶板随着支架前移全部自行垮落。一、支架的设计选型计算:本工作面选用ZZ5200/19.5/42(A)型支撑掩护式支架，据

29、查 ZZ5200/19.5/42(A)型支撑掩护式支架的技术参数为：支撑高度 1.954.2m, 工作阻力Q支=5200KN中心距1.5m, 支护强度q支=0.89MPa初撑力4364KN1、支护强度和工作阻力:(1)支护强度由经验公式知:P c=72.3Hm+4.5L p+78.9Bc-10.24N-62.1式中：Pc额定支护强度下限，KN/m；Hm 煤层米咼，取2.84m；Lp 基本顶周期来压步距，由以往 2#煤层回采经验取20mBe控顶宽度，Bc=M梁长度加梁端距=3.745+0.3=4.045m ;N直接顶充填系数，N=直接顶厚度/煤层采高=3.12/2.84=1.1故：Pc=72.3

30、 X 2.84+4.5 X 20+78.9 X 4.045 10.24 X 1.1 62.12=205.3+90+319.1 11.26 62.1=541.04KN/m0.6Mpa0.89MPa(2)支架工作阻力Fs：Fs=Pc(SeX Bc/Ks)式中：Fs液压支架工作阻力，KNSe 液压支架中心距，mKs液压支架的支撑效率，支撑掩护式支架Ks=0.80.95 ;现取0.95故：Fs=541.04 X( 1.5 X 4.045/0.953456KN 0.8% 1.0% 0.6% 0.8% 0.6% 0.8% 0.8 %d.钻孔间距：钻孔间距确定为5me.工作面钻孔数量：该工作面可采走向长56

31、0m共设计施工110个钻孔，合计进尺 15400m吨煤钻孔进尺0.068m/t。2、邻近层抽放方法设计:上邻近层钻孔高位、低位钻孔抽放方法设计:1）钻孔施工方法22609综采工作面采用“ U型通风系统，裂隙带钻孔采用钻场方法布置，钻孔在正巷向工作面切眼倾斜布置；开孔位置在巷道顶、帮交界处的岩层中,切眼往外40m处布置第一个钻场，依次往外每个钻场间距40m所有钻场每个钻孔间距0.3m，每个钻场施工4个孔。2）钻孔施工设计a.钻孔倾角及方位角:根据岩层情况结合邻近22609综采工作面裂隙孔角度参数和抽放情况，钻孔水平距定为70m每个钻场的第四个高位钻孔终孔垂高取煤层厚度的12倍, 2.66 X 1

32、2=31.92m,第三个中位钻孔终孔垂高取煤层厚度的10倍, 2.66 X 10=22.6m,第二个中位钻孔终孔垂高取煤层6倍, 2.66 X厚度的8倍，2.66 X 8=21.285m,第一个低位钻孔终孔垂高取煤层厚度的 6=15.96m,第一个孔终孔水平投影距离距正巷10m方位角左偏27 ;第二个孔终孔水平投 影距离距正巷20m方位角左偏34;第三个孔终孔水平投影距离距正巷 30m方位角左偏 40;第四个孔终孔水平投影距离距正巷 40m方位角左偏45;所以钻孔倾角钻孔倾角P =-t ng（h/s）式中：P 钻孔倾角（）h终孔垂高（m）钻孔水平距（m）根据工作面煤层厚度变化，结合本工作面倾角

33、 4-70,利用上述公式可计算出1#钻孔倾角190，2#钻孔倾角200，3#钻孔倾角240，4#钻孔倾角27b.钻孔深度:L=S/COSL-钻孔深度。S-水平距经计算第一个孔孔深74m第二个孔孔深80m第三个孔孔深87m第四个孔孔深90m第一个钻孔C.钻孔直径:钻孔直径大，钻孔暴露煤的面积亦大，钻孔抽放量相应增大，根据钻机性能，施工速度与技术水平、抽放瓦斯量等因素确定钻孔开孔直径94mm终孔直径为94mmd.工作面钻孔数量:该工作面可采走向长560m共设计13个钻场，每个钻场4个钻孔，共设计钻孔4X 13=52个，每个钻场钻孔孔深分别为 74m 80m 87m 90m合计进尺为4303m所有钻

34、孔必须挂钻孔编号牌。3、底抽巷抽米设计在22609综采工作面副巷内错30m布置3#煤底抽巷，在底抽巷内向两侧施工顺层水平 钻孔，孔径：113mm孔长度：150m孔间距：5m,共设计施工130个钻孔，合计进尺19500m因22609综采工作面与22607工作面共用一条3#煤底抽巷，所以本煤层钻孔已在22607 工作面施工3#煤底抽巷时施工完毕。4、采空区上隅角埋管抽放设计:（1）工作面回采时，为有效治理回风上隅角的瓦斯，采用地面低负压抽采系统，在回风巷内敷设PE瓦斯抽放管路进行工作面沿空埋管抽放。即在工作面回风巷内沿空埋管，在 抽放管路上安设抽放三通和垂直钢管，进行工作面采空区抽放。以解决工作面

35、上隅角瓦斯。采空区埋管抽放时，错位20n埋设双管，抽放管路沿巷道底板布置。埋管头安装直径8寸、长度2.5m的垂直钢管并在顶部安装三通，三通两端出口用铁沙网包好，以防止煤矸进入抽22609综采工作面作业规程 22609综采工作面作业规程X 放管。同时，在钢管周围打圆木点柱进行支护，以防止压断抽放垂直管路。为防止采空区 冒落矸石砸坏埋入的抽放管，在埋管进入采空区时用厚石棉瓦盖住埋管，保护管路。(2)埋管布置法:埋管采用直径355mmP管，错位20m布置双管，埋管进入采空区20m左右时，敷设第二趟埋管，管头安设垂直钢管，待第 2趟埋管进入采空区冒落区时，将第1趟埋管甩掉，同时连接第2趟埋管进行抽放。保证抽放在工作面后部的 30m段采空区内进行。依照上述方法依次接入第3、第4等埋管进行抽放。三、圭寸孔设计;本煤层封孔设计:采用封孔泵、聚氨酯封孔，封孔管直径 2寸、长为12m的PVCt