煤矿作业规程

目录

第一章地质概况

第一节工作面位置及井上下关系------------------------------3

第二节煤层情况--------------------------------------------3

第三节煤层顶底板情况--------------------------------------4

第四节地质构造--------------------------------------------4

第五节水文地质--------------------------------------------4

第六节影响回采的其它因素----------------------------------5

第七节煤层储量--------------------------------------------6

第八节存在的问题与建议------------------------------------6

第二章采煤方法和回采工艺

第一节采煤方法的选择--------------------------------------6

第二节回采工艺--------------------------------------------7

第三节设备配备--------------------------------------------9

第三章顶板控制

第一节支护设计--------------------------------------------10

第二节控顶方法--------------------------------------------12

第三节矿压观测--------------------------------------------15

第四章一通三防

第一节通风系统--------------------------------------------16

第二节瓦斯防治--------------------------------------------17

第三节综合防尘系统----------------------------------------23

第四节防灭火系统------------------------------------------23

第五节通风安全监测系统------------------------------------24

第五章生产系统

第一节出煤系统--------------------------------------------25

第二节运料系统--------------------------------------------25

第三节供水系统--------------------------------------------25

第四节排水系统--------------------------------------------25

第五节供电系统--------------------------------------------26

第六节通讯信号系统----------------------------------------26

第六章劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织--------------------------------------------27

第二节循环作业图表----------------------------------------27

第三节主要技术经济指标------------------------------------29

第七章煤质及资源管理-------------------------30

第八章安全技术措施-----------------------------31

第九章灾害应急措施与避灾路线------------------61

第十章其它内容---------------------------------62

附图-------------------------------------------65

附件：

1.工作面地质说明书

2.有关报告、设计、措施及批复、意见等

3.巷道隐蔽工程记录

4.作业规程复查记录

5.工作面地质预报

6.工作面平面图、剖面图、素描图

7.采煤工作面供电设计

8.工作面补充安全技术措施

9.工作面安装（装面初放）、拆除（收作）措施

第一章地质概况

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（表1）

水平名称380采区名称南二区

地面标高741.5~871.0m工作面标高359.0〜461.0m

地面相对S1826工作面对应地面位于石壕填高山村，地名，由东向西：陈家沟、沟头、

位置桐子顶、土角房。多为坡地。无大型建筑和大的水体，有少量水田及民房。

井下位置S1826工作面位于羊叉滩背斜西翼，对应上部为S1626、S1627工作面采空区。

及与四邻该工作面东以轴部巷保护煤柱为界；南面8*煤层尚未布置工作面；西以下水

关系平隔离煤柱为界；北面为S1825工作面采空区。

6\G煤层回采后，累计采高3.8m,根据《水文地质规程》计算8*煤层采空区

回采对地

冒落裂隙带高度约65.5m左右,而工作面与地面的高差约为382.5〜410.0m。

面设施的

预计6晨8,煤层回采后对地面设施，有一定影响，局部地段地表有开裂、下沉

影响

现象。

走向长度m154〜181倾斜长度m455〜526面积m275596.0

第二节煤层情况

工作面煤层情况表（表2）

开采煤层8"煤层煤层厚度0.65-3.60煤层倾角7〜13

（m）平均2.70（°）平均9

煤层结构简单硬度0.2~0.4煤类低磷无烟煤

可采指数外1.0变异系数外25稳定程度稳定

煤层情况51826工作面煤厚0.65~3.60111,平均煤厚2.70m。黑色，块状，金属光泽,

描述以亮煤为主。在煤层增厚及遇构造地段，煤层较松软，呈粉末状。

煤岩综合柱状图（附图1）

第三节煤层顶底板情况

工作面煤层顶底板情况（表3）

类另U岩石名称厚度m岩性特征

基本顶砂质泥岩6.47深灰色，具泥质条带,含黄铁矿结核石。

直接顶细砂岩0.80深灰色，显水平层理，含黄铁矿结核石。

伪顶砂质泥岩0.35黑灰色，断续缓波状层理，含黄铁矿结核。

类另U岩石名称厚度m岩性特征

直接底泥岩0.60黑灰色，微波状层理，含黄铁矿结核。

基本底砂质泥岩1.20深灰色砂质泥岩，富含黄铁矿结核。

第四节地质构造

S1826综采工作面位于羊叉滩背斜西翼，南二盘区中部。工作面煤厚0.65〜3.60m,平

均2.70m。煤层产状：297°,倾角7°〜13°,平均9°,工作为煤层赋存稳定。S1826I

作面机巷、回风巷及切割巷共揭露断层2条，落差2.30~1.90m,预计两条断层是同一断层，

断层影响较大。根据对S1825工作面回采情况的总结、分析，S1825工作面断层延伸至S1826

回风巷、切割巷，影响工作面的正常推进，对工作面的回采有较大的影响。该断层下盘煤厚

3.60m左右，进入上盘煤层压薄到1.3〜0.90m。由于受挤压影响，煤层顶板较破碎，裂隙发

育，顶板易垮落。采煤一队在割煤时应及时移架支护，以确保安全生产。断层产状及位置见

下表和工作面平面图。

主要断层情况表（表4）

断层名走向倾向倾角落差

性质对回采的影响

称（度）（度）（度）（m）

fl24615661正2.30对回采有一定影响。

f224415460正1.90对回采有一定影响。

第五节水文地质

一、水文地质情况及探放水措施

S1826工作面对应上伏地层长兴组一、二段，总厚49.67m。玉龙山组一、二、三段，总

厚134.62m。飞仙关组一、二段，总厚121.08m。

长兴组石灰岩岩溶裂隙发育。8*煤层开采后导水裂隙带高度为65.5m,已超过长兴组石

灰岩含水层；为煤层顶板直接充水含水层，是采面主要水源。

玉龙山组富水性弱。

飞仙关组为隔水层。

S1826工作面对应地表无大型水体，有少量农田，对开采无影响。该工作面主要水害为

长兴水和对应地表部份水沿裂隙渗透采空区。当相邻采面采空区高于本工作面时.，还应特别

注意上覆岩层之间离层水，如遇断层或裂隙导通工作面，工作面涌水量将在极短时间内快速

增加,影响S1826工作面回。

对6*煤层采空区积水，工作面回采前要在切割巷低洼处，两巷施工2组（每组2〜3个）

探放水孔，探放6"煤层采空积水，在确认6,煤层采空水放净后方能回采。

S1826工作面开采，采空区水通过放水孔和尾排立眼排水。工作面排水方向：采空水通过

放水孔和尾排立眼自流至S1626瓦斯巷和瓦斯联络巷，进入南二区水仓，由南二区水仓泵排

入南二运输大巷，自流入中央水仓后，再用水泵排出地面。

最大涌水量为：35.0n?/h正常涌水量：20.5mVh。

二、放水孔坐标

放水孔坐标（表5）

放水孔开孔坐标终孔坐标

备注

编号XYXY

1*孔3161067.4336371796.973161067.4336371821.94管孔

通风兼

2"孔3161061.4036371796.903161061.4036371796.90

放水孔

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况表（表6）

8,煤层具有煤与瓦斯突出危险，根据地勘报告，8*煤

层瓦斯含量为21.34m7t„在遇断层附近及煤层增厚或变

薄地段，由于受挤压影响，顶板较破碎，裂隙发育，裂隙

瓦斯

内储藏的游离瓦斯和煤层本身的吸附瓦斯含量均较高。瓦

斯涌出量较大。所以，工作面要有足够稳定风量。

煤尘无爆炸性（2009年鉴定）。

煤的自然8’煤层为n类，属自燃煤层。

低温Tn=(Hn-h)/s+t=(396.3-160)/53.8+19=23.4°C.

地压无冲击地压。

第七节煤层储量

储量计算（表7）

块工作面工作面斜面积煤厚容重工业回采率可采

段走向长倾斜长(m2)储量储量

号(m)(m)(m)(t/m3)(万t)(%)(万t)

I-111b154371571342.801.5024.009522.80

II-lllb18166〜138184622.801.507.75957.36

合计/////31.75/30.16

第八节存在问题与建议

一、由于该工作面对应上部为S1626、S1627工作面采空区，预计采空区内有积水。S1826T

作面回采前，必须先从S1826工作面一次切割两巷向上部6”煤层采空区进行探放水，确

认上方采空区无积水威胁后，方能开采S1826工作面。

二、在S1826切割与回风巷交岔点处，对应下方的瓦斯巷已施工有•个放水孔；Cm（转点）

点向东6.0m左右施工有直径1.2m尾排通风兼放水立眼，解决S1826工作面采空区积水

问题。保证S1826工作面的开采不受水害影响。

三、S1826工作面回采时，应架木躲及用排材和芭片保护好放水孔，确保放水孔孔口不被堵

塞，从而保证放水孔畅通。

四、在回采中，由于切割巷、回风巷断层影响较大，煤层受断层挤压，断层上盘煤层变薄,

下盘煤层增厚。煤层最厚达3.60m,最薄处只有0.65-0.90m。预计断层从回巷延伸至切

割巷影响工作面的正常推进，所以，在工作面回采过断层地段，采煤一队应编制好过断

层的安全技术措施，加强工作面的顶板管理，以确保安全生产。

五、由于工作在面南高北低，当煤壁垂直两巷时，机巷比回风巷高24米.煤壁坡度达9。.

建议机尾超前缓解煤壁坡度。

第二章采煤方法和回采工艺

第一节采煤方法的选择

一、采煤方法：倾斜长壁综合机械化采煤法

二、确定依据：依据煤层赋存条件，现有管理、装备水平及工人的熟练程度,

旨在提高采煤机械化程度和单产水平，减轻工人劳动强度及物料损耗。

三、推进方式：后退式倾斜长壁开采

四、采高确定：本工作面煤层厚度0.65〜3.60m,平均2.7m。所选采煤机型号为

MG150/375-W,所使用的液压支架型号为QYS1700-14/31掩护式液压支架进行支撑。通过一

次采全高，采高控制在2.0-2.8。当每层小于2.0m时，采取破低不伤顶的原则。

五、区段巷道布置剖面示意图：

区段巷道剖面布置图（附图2）

第二节回采工艺

一、工艺流程：S1826工作面为综合机械化采煤工作面，其基本工艺有破、装、

运、支、控五项，辅助工艺有设备维护、两巷回撤、运送物料等。

二、破煤方式：

机组落煤。

1、割煤方式：双向往返割煤

2、进刀方式：端部斜切式进刀

3、进刀过程：

A、采煤机在输送机机头或机尾，沿输送机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入

煤壁为止；

B、将输送机机头或机尾推近煤壁；

C、升后滚筒降前滚筒，返回装我浮煤并割下（上）端头三角煤至输送机机头（尾）；

D、再次调整采煤机换上、下滚筒，上（下）行正常割煤，直至另一端。

附图3：采煤机进刀方式示意图

图A斜切进刀

图D上行割煤

图E抵车

三、装、运煤：

煤机装煤为主、运输机铲煤板和人工装煤为辅，刮板输送机运煤。

四、工作面支护及采空区处理：

工作面由液压支架支护顶板

1、支架操作方式：本架手动操作。

2、移架方式：是顺序移架，追机移架，滞后采煤机3-5m。

3、采空区处理：采用全部陷落法。

第三节设备配备

一、工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术

参数和数量）

工作面主要机电设备及技术特征表（8）

设备名

规格型号单位数量功率备注

称

采煤机MG-150/375-W1375KW

运输机SGZ-630/400部1400KW

转载机ZGD-630/75部175KW

破碎机LPS-1000K部1110KW

乳化液

XRXT台1

箱

台

乳化泵XRB2B-80/350255kw一台备用

移动变KBSGZY-800/6/1140台1

电站

液压支QYS1700-14/31架130工作面

架

皮带机DSJ-80-2X75部1150kw

扩音电

ZX-2台7

话

回柱机JH-14台111KW

二、工作面设备配置的生产能力及问题分析:

本工作面所安装的设备生产能力配套较为合理，在生产过程中，要加大机电检修力度,

以及在使用中的爱惜程度，避免无谓的损坏，减少机电事故的发生；其次，运输下山因局部

角度较大，为一不确定因素，可能会制约生产能力的充分发挥。

三、工作面设备布置示意图（附图4）

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架支护强度校验

1、按经验法计算支护强度

p,=9.81hYk=9.81*2.7*2.5*6=397.30kN/m2

2

式中：Pl------工作面支护强度，kN/m；

h-----采高（m）；

Y----顶板岩石容重，kN/m'。一般可取2.5kN/m%

k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4〜8,应该根据

具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选取低倍数；反之

则采用高倍数。

2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度

参考工作面矿压观测与本面矿压预计表（表9）

序号项目单位参考面实测本面预计

顶直接顶厚度m6.47m6.47

1底基本顶厚度m0.80m0.80

板直接底厚度m0.35m0.35

2篁接顶初次垮落步距m10-1210-12

来压步距m12-1512-15

初

最大平均支护强度kN/m2580610

次

3最大平均顶底板移近

来旦mm380380

里

压

来压显现程度明显明显

来压步距m99

周

最大平均支护强度kN/m」430430

期

4最大平均顶底板移近

来mm260260

里

压

来压显现程度不明显不明显

最大平均支护强度kN/m2290290

平

5最大平均顶底板移近

时mm160160

里

6直接顶悬顶情况m00

7底板允许比压MPa0.960.96

8直接顶类型类IIII

9基本顶级别级IIH

机m1212

10巷道超前影响范围

风m1818

3、选择本工作面支护强度：p>397.3KN/m2

4、支护设备的选择：根据目前集团公司现有装备水平，选择QYS1700-14/31型支

架。

二、液压支架适应性分析

按工作面条件与支架适应条件进行对比分析其适应性。

工作面条件与支架适应条件对L匕表(表10)

项目工作面条件支架适应条件

采高2.0〜2.8m2.0-2.8

倾角9°>9°

煤厚0.65〜3.6m0.65〜3.6

煤层硬度0.2-0.40.2-0.4

底板比压0.960.86

支护强度397.3KN/m2400KN/m2

顶板种类中等稳定顶板中等稳定顶板

三、乳化液泵站

1、泵站选型、数量：根据工作面液压支架要求及现有装备情况选用XRBzB-80/350

型泵站两台。

2、泵站位置：根据综采工作面生产实际使用情况将泵站安装在机巷移动设备列车上。

3、泵站使用规定。

(1)、泵站司机须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度。

(2)、泵站周围不得有积水、杂物，严禁开清水泵，并有乳化液配比和检验手段。

(3)、乳化液配比按3〜5%执行，水质为中性，乳化油为油包水型。

(4)、过滤器应定期清洗，防止堵塞，乳化液泵箱每周清理一次。

（5）、液压管应排放整齐，不得拖在地上，密封圈和管路损坏应及时更换，防止乳化液

流失。

（6）、泵压由检修工调定，其它人员不得随意调整。正常情况下，只准开一台，另一台

备用，如果有一台损坏应及时修复。

第二节控顶方法

一、工作面支架主要技术特征：

液压支架主要技术特征表（表11）

项目内容

支架架型QYS1700-14/31

支撑高度（m）2.0~2.8

支架宽度（m）1.5

支架中心距（m）1.5

初撑力（KN）1122-1224

额定工作阻力（KN）4800

支护强度（MPa）0.78

对底板比压（MPa）0.86

泵站压力（MPa）31.4

支架重量（t）17.4

二、工作面支护与采空区处理

1、支架操作方式：本架操作。

2、移架方式：追机顺序移架。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护

顶板，确保端面距不大于340mm；移架滞后煤机滚筒3〜5m。

3、移架步距：0.6m。

4、推溜方式：滞后煤机10〜151n推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为

600±50mm,确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至

煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾推溜方式与机头处

相同。

5、采空区处理：全部陷落法。

6、两巷支架的回撤：使用拔柱器和放水手把人工回柱。回柱前先整改支架、清理

后路，确保过顶严密、支柱正规有劲，后路安全畅通；并备回柱工具、材料，回柱时先在待

回顶梁下方插齐水平销，再挂好大笆，将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，钩头挂牢待回支柱

的手把及柱鞋链，拉紧拔柱器绳，松掉拔柱器手把，回柱工严禁正对钩头操作，防止脱钩伤

人；然后按山里向外、山下向上的顺序逐棚卸载单体支柱并拉出，最后再回收顶梁。

两巷回撤支架时挡肝要严密，严禁窜轩，必须与工作面放顶线回成一条直线，必要时可

超前回收一端，隅角悬顶走向超过1m或瓦斯积聚空间超过0.5m：'以上时必须充填，必要时

采取措施强制放顶。

三、端头支护方法：

1、上、下端头支护：普通支架支护端头顶板，上端头支架下侧或下端头支架匕则采用

DZ28-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁走向支护，一梁一柱，跨机头

（机尾）需架棚时采用2对4m金属“X”型钢梁配合单体架设迈步式走向棚。

2、上下端头架设的单体棚与支架或两巷抹帽棚之间间距不大于500mm,且顶板必须接

实过严，严禁留有台阶或裸棚现象存在。

3、移机头（尾）时，要按“先支后回”的原则替柱：限位梁棚必须先支设好临时支柱，

再插紧水平销，然后方准替柱，必要时使用4米的“五”型钢梁临时辅助支护，支护方法:

在每两棚单体棚之间使用单体配合“五”型钢梁一梁两柱跨运输机架设•临时棚，架设好临

时棚后再替柱移机头，机头推移到位后，按要求及时补齐支柱。“n”型钢梁棚必须先支设

好前步钢梁棚后方准替掉后步钢梁棚。

4、端头支架的单体必须棵棵穿鞋，铁鞋直径为300mm,如底软或支柱钻底量较大时必

须在铁鞋下面加放方木，确保支护系统的强度符合要求，单体的初撑力不小于50KN/棵。

5、端头架棚时，煤壁和人行道要有不小于700mm的安全人行通道。

四、特殊支架

1、顺山挑棚：当煤壁出现片帮、端面距大于340nlm且小于500mm又不能够及时移架

支护时，必须采用顺山挑棚及忖维护，支护形式为：采用0200X1600mm半圆木配合

DZ28-25/100型单体一梁两柱顺山支设。

2、俄柱：工作面上、下端头单体棚受压变形较大、有推棚、钻底等现象时要加打俄

柱，支设俄柱时，要根据压力方向确定其支设的角度。

3、点柱：在顶板压力较大，支架可能被压死的情况下，用单体液压支柱在支架顶梁

下打点柱。

4、走向超前棚：当工作面顶板来压造成煤壁片帮大于500mm或出现端面冒顶等现象

时，必须及时架设走向超前棚。其支护方式为：采用0200X1600mm半圆木配合DZ28-25/100

外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距750±50nnn,半圆木支架侧一端插入支架顶梁

上方，搭接长度不小于200m®,单体支设在煤壁侧距梁端200mm处，并用板皮、小笆将顶板

过严接实，冒顶时其上方要用半圆木按“井”字型接顶，严禁空顶幔笆现象存在。

五、三巷及超前管理方法

1、超前管理的形式：为了确保巷道在生产过程中符合安全生产要求，巷道超前管

理的形式为：①抹帽；②挑棚；③套棚。

2、超前支护的范围：三巷自工作面煤壁向外0〜20nl范围内必须超前支护，其中：

0〜12m范围内必须超前抹帽，12〜20m范围内必须架设挑棚；另外要根据三巷压力及巷道支

护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取

套棚、撕帮的形式超前支护。

3、超前支护的方法：（1）抹帽:采用DZ28-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000

金属限位梁四梁四柱走向架设，中定位；（2）挑棚：采用DZ28-25/100外注式单体液压支柱

配合0200X3000mm半圆木•梁三柱走向架设,支柱补在工字钢棚梁或U型钢棚梁的正下方;

（3）套棚根据压力情况可采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合工字钢或半圆木架设

在原支护每两棚之间。

六、顶板管理参数

顶板管理参数表（表12）

项目底板

控顶距（m）端面距

初撑力（KN）放顶步距（m）比压

最大最小（mm）

阶段（MPa）

支架

3.352.8011220.63400.86

支护

七、支护质量要求

1、工作面支架应编号清晰，初撑力不低于规定值80%。

2、支架应拉成一条直线，其偏差不得超过±50mm,中心距偏差不超±100mm。

3、支架顶梁与顶板平行支撑，其最大仰角小于±7°。

4、相邻支架间不能有明显错茬(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤不咬，架间

空隙不超过规定(200mm)。

5、三巷抹帽棚单体支柱要棵棵穿鞋,支架架设正规，迎山合理，确保初撑力不低于50KN/

棵。严禁架设在浮煤、浮阡上。

6、三巷单体支架必须架设成一直线，其偏差不大于±50mm。

7、加强腰帮过顶，顶板破碎处要重新过顶或用料接实，上、下帮要用大笆吊挂整齐并

背帮背实，以防片帮、漏顶，严禁空帮、空顶。

8、挑棚与原棚之间必须接实，否则用木料垫平接实。

9、挑棚必须对接，严禁存在漏打挑棚现象。

10、三巷维护人员对断梁等现象应及时处理，超前支护用的梁、腿要符合规定，变形缺

板的梁子，柱帽少爪或自动卸载的单体及时更换。

八、支护平、剖面布置图(附图5)

包括工作面纵向、横向剖面图，横向分为最大控顶距、最小控顶距剖面图；车窝、上下

出口及超前管理纵向、横向剖面图。

第三节矿压观测

一、矿压观测内容：矿压监控工作必须按局(91)淮煤技字第108号文件要求执行,

把监控工作纳入安全技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，把好安全关

二、矿压观测方法：

1、本工作面支架实行编号管理，从机巷处第•架开始，直到风巷处最后一架依次为：1、

2、3……101、102、103。矿压监测安装两套测压表:(1)双针表:每隔10架安装一架,

端头两架必须安装，每架2块，共安装26块表。其架号依次为：1、2、10、20……70、80、

90、102、103；(2)矿压连续观测表：1#、103#架各安装一块表，中部均匀布置，共安装

10块表。

2、初放及正常回采期间泵站压力不小于30MPa,支架初撑力不小于设计的80%,单体支

柱初撑力不小于6MPa,乳化液浓度3~5%o

3、采区班班安排专人观测矿压，并严格按“检测、补改、验测、填报、处理”五个过

程进行，监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。验测后填写原始记录表并

将监控情况及时向技术科报送，技术科将处理图表交采煤矿长阅示后交区值班向职工贯彻落

实。

4、加强工作面特殊点、异常段的矿压监控。确保支架的初撑力和支架状态符合有关要

求。

5、班队长进入工作面后，与安监员一起巡视后，认真填写《班评估表》和安全确认牌

板，并将班评估表交安监处汇总处理。

6、技术科和安监处分别建立监控图表簿和班评估表供值班领导参阅，每月资料均应装

订成册存档备查。

第四章一通三防

第一节通风系统

一、风量确定

采煤工作面风量确定表（表13）

项目计算单位

QQIOOXq^XKcm=100X1.5X

按瓦斯涌出量计算m'7min

5=750

Q采二60XV栗X(Sinax+SOin)/2=60X1.2

按工作面温度计算m3/min

X13.5=972

按同时工作最多人数计算QQ4XN=4X100=400mVmin

按同时一次爆破炸药最大量计

QQ25XAm3/min

算

按公司规定500mVmin

初次选择1000m3/min

最低风速Q采>15S=202.5m3/min

按风速验算

最高风速Q^<240S=3240mVmin

风量确定1000mVmin

说明:

Q«——回采工作面实际需要风量；

q«——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，预计本工作面经抽放

后最大瓦斯绝对涌出量为5.Om7min；

说

K(“,——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5；

明

V采——采煤工作面风速，取1.2m/s；

栏

S采一采煤工作面的平均有效断面积，取13.5nA

N一工作面最多人数，按100人计算；

A-----次爆破炸药最大量；

二、通风路线

新鲜风流:主副斜井f南区运输大巷一南二皮带大巷一S1826机巷进风行一S1826机巷

-工作面。

污风风流：S1826工作面fS1826回风巷f南二区总回风巷一D1613上下瓦斯行fS1614

上下瓦斯行一北三集中回风下山f北风井一地面。

三、进回风巷道布置方式

1、进、回风：

进风：S1826工作面机巷，布置在本煤层中。

回风：S1826工作面回风巷，布置在本煤层中。

2、工作面风流方向：上行风。

3、工作面通风系统型式：u型。

四、通风系统示意图(附图6)

第二节瓦斯防治

一、瓦斯防治方案：

㈠回采工作面瓦斯涌出量预测

回采期间瓦斯涌出主要来源于本煤层瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出和临近层瓦斯涌出。

按公式Q=QB+QN计算

Q-开采层瓦斯涌出量，m：'/t

=

Qu开采层本煤层瓦斯涌出量，m'/1；QBK«K<IKZKS(m/mo)W(,

Qv---临近层瓦斯涌出量,m7t；QN=E(mi/mo)biKsW,

K.——围岩瓦斯涌出系数，取1.2

Kd——丢煤损失系数；KD=100/（100-0,C——损失率，%

K”——掘进巷道瓦斯预排系数；Kz=（L-2h）/L,L工作面长度，h掘进预排宽度

Ks——瓦斯涌出程度系数，•般0.8（运到地表的煤中残存瓦斯量占煤层瓦斯含量的

20%）

m------开采层厚度，m

Mo——回采高度，m

Wh——本煤层瓦斯含量，按预抽后的瓦斯含量6.75m'/t

nii------邻近层厚度，m

W,——邻近层瓦斯含量，m7t

b.—邻近层瓦斯涌出程度系数

计算得工作面相对瓦斯涌出量Q=6.6m7to

日产量与瓦斯涌出量关系（表14）

日产量⑴300040005000

预计瓦斯涌出量（n?/min）13.9618.623.3

㈡工作面瓦斯治理

根据瓦斯涌出来源及涌出量预测，本着“分级治理”、“高投入”、“大流量”的原则，工

作面风巷敷设双路抽放管，高位钻场与老塘埋管和顺层孔实现高低浓度分开。主要采用高位

钻场、老塘埋管、上隔角插管等立体抽放技术。

（1）高位钻场

钻场设计位于煤层顶板，倾角30°,斜长10m,钻窝规格深X高X宽=4mX3.0mX4.0m,

钻场间距100m。钻场内采用高压水射流供风。钻场内布置3〜5个孔，终孔位于煤层顶板上

10〜15米、终孔间距5To米，孔深150m,压茬长度50米。

根据公式计算工作面裂隙带发育高度为33m,但由于工作面推进较快（日进5m）,顶板

冒落等不充分，钻孔孔位必须降低。钻孔位于冒落拱的顶部（冒落拱一般为3〜4倍的采高）、

采空区流场中的瓦斯聚集区，位于风巷下5〜10米左右，高度上保证有效的钻孔抽放区间为

3〜6倍的采高（10〜20米）。

由于煤层顶板发育有煤线及破碎泥岩，为防止钻孔塌孔，可在钻孔内安设护孔套管。

⑵老塘埋管、立孔抽放

老塘埋管沿回采工作面的回风巷的.上帮敷设一条的瓦斯管，瓦斯管路每隔一定距离设一

个三通，并安设阀门，随着工作面的推进，将三通接上抽放站管，埋入采空区•抽放站管的

高度为2.0m。站管随工作面的推进每20m布置一个，当工作面回采抽放器滞后20m时，关

闭老塘内的抽放器连入新的抽放器，以次不断向前延接。

为弥补埋管抽放不足,利用顶板裂隙钻孔抽放原理在工作面风巷打立孔,安设抽放站管，

加大站管的高度（•般4倍的采高），让其处于顶板离层区、冒落带上部的裂隙带内，抽上

隅角高浓度瓦斯。

施工工艺：先垂直巷顶施工15m,后垂直底板施工2m。下入108mm套管15m（上段凿5m

花眼），下段用水泥浇灌。各站管间距20m,站管下部焊接三通与埋管连接好后合茬抽放。

⑶上隅角插管瓦斯抽放

后退式采煤工作面U型通风方式容易在工作面上隅角易造成瓦斯积聚，利用工作面上

隅角插管抽放方法，将聚集在上隅角的瓦斯抽出。具体做法：每班工作面上隅角超前回收,

并用编织带冲装碎肝石等，从支架边缘至风巷上帮垒放成一个封闭的空间。用直径108mm

的钢管凿成花管连接抽放软管后插入上隅角，用黄泥堵住缝隙以免漏气影响抽放效果。

⑷边采边抽

利用卸压增流效应，在工作面采动形成的卸压带内煤层膨胀变形，透气性明显增大。

工作面前方10〜251n的顺层钻孔有效地阻止瓦斯涌向工作面。

二、回采工作面瓦斯涌出治理其它常规方法

1、合理配风，加强通风管理。考虑日产煤量、瓦斯涌出量等因素，条件允许时合理加大工

作面风量。

2、严格控制割煤速度和工作面推进速度，防止瓦斯超限。

3、上下隅角堵漏、及设置采空区风障，消除瓦斯局部积聚。

4、加强初放期间瓦斯管理。提前退锚采取顶板松动爆破，避免采空区爆破强制放顶。

5、其他强化工作面瓦斯管理措施

①加强支护以减小瞬时瓦斯涌出量，移架放顶期间要加强瓦斯监测；

②加强瓦斯监测监控，确保瓦斯传感器断电功能灵敏可靠；

③加强工作面上下出口管理，确保通风断面符合要求；

④定期进行电气设备检查，杜绝失爆现象；

⑤隔爆水袋安设齐全，各种防尘设施正常使用；

⑤综采工作面必须实现快运，以减少落煤放散瓦斯；

⑥顺层孔封孔应尽量采用塑料管，不应采用钢管封孔。

三、其它

工作面每推进30~100米按照工作面突出危险性预测方法对工作面连续进行预测，确

保工作血安全回采。

四、抽放系统

因现有地面抽放系统能力不足、煤层低透气性、瓦斯预抽时间短等因素，必须建立井

下局部抽放系统实施高负压强化瓦斯抽放，工作面回采期间利用移动抽放系统实施采空区

抽放。（泵的选型按照回采时计算）

1、抽放管径计算

根据抽放经验，风排按5m%nin计算，则采空区抽放量为13.6m7min,其中高位钻孔

抽放为10m7min(抽放浓度按40肮十算)，老塘埋管及立孔抽放插管抽放为3.6d/min(抽放

浓度按10%计算)。

D高=0.1457•(Q/V)1/2

D埋=0.1457•(Q/V)1/2

式中：D——抽放管路内径，m；

Q——混合瓦斯流量，m7min；

V——瓦斯管内的瓦斯平均流速，取12m/s。

经计算得D高=0.21m,D埋=0.25m,依据合适的钢管标准，选择两路直径为

0250mm的薄壁管。

2、泵的选型

⑴抽放管路系统阻力计算

抽放管路系统阻力系统包括进、排气管摩擦阻力、局部阻力和孔口负压。

管道阻力按下列公式计算

①摩擦阻力Hi=35316(Q2rL/KD5)

式中：H.——管路的摩擦阻力，Pa;

L——管路长度，m

r——混合瓦斯气体的相对密度，查表得

K——系数，查表得

D----瓦斯管内径，cm

>1300m,查表可得r=0.722、K=0.71,D=15cm.

带入公式计算可得HF2148.6Pa

②局部阻力按照摩擦阻力的10%〜20%计算，取摩擦阻力的15%,AH,=15%

X2148.6=322.3Pa.

③孔口负压，高位抽放、埋管抽放为一趟管路，孔口负压应不小于20Kpa,即乩

=20Kpao

④抽放泵压力计算Hp=(Hi+AHi+HK)Kp

Hi——管路的摩擦阻力；Pa;

△II.——管路的局部阻力，Pa;

Hk——孔口负压，取20000Pa

KP——备用系数，这里取1.2。

把以上数据带入计算可得Hp=26965.IPao

⑤泵的流量计算QP=QKQ.kv/c.n

式中：Q,.——瓦斯泵的工作流量

Q---抽放的瓦斯纯量，10m3/min

C——泵吸气口瓦斯浓度，40%

n----泵的机械功率，n=80%

Ko——抽放流量备用系数，Kg=1.2

kv——瓦斯压缩系数。k»=1013/（1013-HK）=1.246

带入数据可得Q，=46.75nf/niin。按实际抽放为额定抽放率的75%计算，抽放泵

的能力为62.3m7min,才能满足高位钻孔抽放的需要。老塘埋管Qp=67.28m7min„

考虑到抽放泵有效功率等问题，通过以上分析，选择两台西门子2BE1-303水环式真

空泵