三八制090101高档普采作业规程

目录

第一章概况..................................................1

第一节工作面位置及井上下关系..............................1

第二节煤层................................................1

第三节层顶底板............................................1

第四节地质构造情况........................................2

第五节水文地质............................................2

第七节工作面储量及服务年限................................3

第二章采煤方法...............................................4

第一节巷道布置............................................4

第二节采煤工艺............................................5

第三节设备配备............................................7

第三章顶板管理.............................................7

第一节支护设计............................................7

第二节工作面顶板管理......................................9

第四章生产系统.............................................14

第一节运输系统...........................................14

第二节“一通三防”与安全监控..............................14

第三节探放水.............................................28

第四节排水...............................................28

第五节供电系统...........................................29

第六节通信照明...........................................29

第五章劳动组织和循环作业图表.................................29

第一节劳动组织..............................................30

第二节作业循环...........................................31

第三节技术经济指标表.....................................31

第六章煤质管理..............................................31

第七章安全技术措施..........................................32

第一节一般规定...........................................32

第二节六大安全避险系统...................................34

第三节顶板管理...........................................39

第四节防治水...........................................44

第五节“一通三防”及安全监测..............................47

第六节爆破.............................................50

第七节运输.............................................51

第八节机电管理...........................................53

第九节其它.............................................59

第八章灾害预防及避灾路线....................................59

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、工作面位置

090101工作面位于位于回风大巷以北，东为实体煤约80m为井底车场,

西为10,煤采空区，北为北翼旧巷道。该工作面标高为530-541m,走向长度

为246,工作面倾向长度为130m,面积31980m1

二、地面相对位置及对地面的影响

地表相对位于位于田村西北，距田村1200m,无任何建筑，形态为丘陵,

地面标高为730.0-780.8m,工作面上覆基岩厚202-239mo

三、回采对地面及其它工作面的影响

因工作面上覆盖基岩较厚，回采过程中不会对地表产生影响。回采不

会对其四邻造成任何影响。

第二节煤层

一、煤层厚度:本工作面范围内煤层厚度0.93—1.35m,平均厚度1.18m,

煤层变化情况不大。

二、煤层产状：本工作面煤层走向NW150-SE15°,倾向NE105°,煤

层倾角在3°-9°之间，平均6°左右。

三、该工作面为太原组9"煤层，煤层为半亮型煤，煤种牌号为瘦煤。

煤层普氏系数F=2。

四、煤质指标：Mad=1.26%Ad=18.25%Vadf=12.10%Qgr.d=27.70%

GRI=71.1St.d=2.86%Y=8mm容重为：1.36t/m3

第三节层顶底板

9号煤顶板为K2灰岩，平均为7.13m,底板为泥岩。

位于太原组下部，距2#煤层底86.58m,煤层厚度为0.93-1.35m,平均

为1.18m。不含夹开，结构简单，层位、厚度稳定，为稳定的全区可采煤层,

顶板为“灰岩，底板为泥岩。

第四节地质构造情况

工作面总体为单斜构造，煤层倾角3-9。，经顺槽掘进至167nl时揭露,

有一条走向15。，倾向75°落差8m的正断层，对回采造成一定的影响。

在过断层期间必须制定《过断层安全技术措施》。

第五节水文地质

该工作面水文地质情况简单，上覆岩层中属富水性弱的含水层，下覆

奥灰岩的静水位标高低于煤层底板该工作面水文地质情况简单，上覆岩层

中属富水性弱的含水层，不受影响。下覆奥灰岩的静水位标高低于煤层底

板，本井田奥灰水位高为526m,9"煤层底板标高最低分别为530m、由此看

来，内开采9*号煤层，位于奥灰水位之上，不存在带压开采。不受奥灰水

影响，西北部紧邻的山西介休大佛寺煤业有限公司已形成2处采空区。

090101工作面以留设隔水煤柱，不影响回采。

地表水体不会对回采造成影响，本区沟谷平常无水，只有雨季才有洪

水，来去迅速，煤矿井口均位于历年最高洪水位线以上，不会对煤矿开采

造成威胁。

第六节影响回采的其他因素

1、根据晋中市2011年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果批复表。

瓦斯：绝对涌出量0.69m：7min

二氧化碳：绝对涌出量1.38m7min

2、山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9,煤尘火焰长度55mm,

岩粉用量30%,煤尘有爆炸性。

3、据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9"煤吸氧量0.68ml7g,

自燃等级为H级，为容易自燃煤层。

4、矿井生产过程中未发现地温、地压异常现象

第七节工作面储量及服务年限

一、储量计算：

可采走向长度：246m可采倾向长度：130m

工作面可采面积：246X130=31980m2

容重：1.35t/m3回采率：95%

工业储量：31980X1.35X1.18=50944t

可采储量：50944X95%=48396t

二、工作面正规循环生产能力：

1、DfrLXMXHXYXK

式中：L=工作面长度130m

M=采高1.18m；

H=采煤机截深0.6m

Y=容重1.35t/m3

K=回采率95%；

D循=130X1.18X0.6X1.35X0.95=118t

2、日循环数:

联合试运转期间暂定为1个。

3、日产量：

118Xl=118t

4、月产量

118X25=2951t

三、服务年限

服务年限=可采储量/设计月产量=48396/2951=16.3个月X25=409天

第二章采煤方法

090101工作面采用高档普通机械化开采，全部垮落法管理顶板，用

MG132/300-W型采煤机落煤装煤，工作面回采选用SGZ-630/150型封底式可

弯曲刮板输送机，外注式单体液压支柱配合HDC-3000型五型梁支护顶板，

高度为0.93m〜1.35m(平均1.18m),一次采全高。

第一节巷道布置

090101工作面运输顺槽全长335m,可采长度246m。向风顺槽全长415m,

可采长度246m,开切眼长度130m。

090101工作面由运输顺槽、回风顺槽及开切眼构成完整的生产系统，

运输顺槽敷设一台SGB-630/110型刮板输送机运煤，原煤通过93煤与11’

煤顺槽之间的溜煤眼，溜到11,煤顺槽的输送机中，铺设静压洒水管路和电

缆，运输顺槽还用于进风，回风顺槽用于回风和铺设洒水管路，回风等；

回风顺槽铺设轨道和安装绞车，用于运料•，工作面所需物料的运输，从

090101回风顺槽运输。

巷道名称净宽(m)净高(m)净断面积(一)长度(m)支护材料

运输顺槽3.51.86.3335工字钢挂网架棚加背板

回风顺槽3.51.86.3415工字钢挂网架棚加背板

开切眼3.51.86.3130带帽点柱

巷道特征表如下:

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

该工作面采用走向长壁高档普采采煤法，全部垮落法管理顶板。采煤

机斜切进刀，自开缺口，采煤机双向割煤，截深0.6m,采煤机滚筒与运送

机上的铲煤板自行装煤，割一刀移一次支柱，支护方式为跟机作业。

采煤双向割煤，沿工作面往返一次进一刀。其生产工艺流程为：采煤

机沿工作面端部斜切进刀一采煤机由工作面端部上行（或下行）割煤至机尾

（或机头）一随及移机尾（或机头）和推输送机。采煤机割过后，及时移梁支

柱、移溜。

二、采高、循环进度

本工作面煤层厚度为0.93—1.35m,平均厚度1.18m,高档普通机械化

开采，一次采全高，循环进度为0.6m。

三、各工序施工工艺：

1、割煤方式

工作面采煤机型号为MG132/300-W型双滚筒采煤机，滚筒直径1.0m,

滚筒宽度0.63m,采煤机功率300KW,割煤方式为双向割煤，采煤机往返一

次割一刀，沿运行方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，便于装煤。

9"煤顶板凹凸不平，且为石灰岩，在割煤时必须严密注视，上滚筒随顶

板情况及时调整，以防损坏截齿与产生大量火花，引发事故。

2、进刀方式

利用采煤机在工作面机头、机尾处割三角煤斜切进刀方式：其操作过

程为:①将采煤机前滚筒割至工作面机头（或机尾）；②把采煤机后面的输

送机推移到煤壁处，采煤机降前滚筒，升后滚筒，反向牵引；③采煤机前

后滚筒沿运输机弯曲段逐渐切入煤壁，直至采煤机完全进入输送机直线段

后，采煤机停止牵引，并将输送机机头、机尾推至煤壁；④再次变换前后

滚筒的上下位置，反向牵引，割三角煤，直至前滚筒进入吸槽；⑤最后变

换滚筒上下位置，反向牵引，开始正常割煤。斜切进刀的长度为25—30m,

在斜切进刀时，采煤机牵引速度控制在2m/分以内。

附图3：采煤机进刀示意图。

3、装运煤

装煤方式：采煤机落煤后，由滚筒上的螺旋叶片与工作面刮板输送机

挡煤板配合，把煤装入刮板输送机，工作面少量浮煤，由安装在输送机上

的铲煤板在移输送机时铲入输送机内运出，工作面刮板输送机的型号为

SGB-630/150C型,功率2X75KW,小时运输能力450吨/h。

4、支柱工作方式

工作面采用DZ14—30/100型单体液压支柱配合HDC-3000型兀型梁支

护工作面顶板，“三、四”排控顶。详细内容见第三章（顶板管理）。

5、移溜方式

当采煤机从工作面机头或机尾割煤10m后，开始利用液压移溜器推移

刮板输送机，移溜器的前端顶住刮板机，后端顶住单体液压支柱下部的横

梁。使用5个移溜器，前后交替移溜，推移刮板输送机的顺序为：从工作

面机头或机尾依次推移输送机。一次推移输送机的距离为0.6m,前后刮板

输送机的弯曲段长度不得小于15m,水平弯曲度不得超过3。，垂直弯曲度

不得超过2°。

第三节设备配备

工作面设备配备表

序号设备名称型号（规格）单位功率KW数量备用

1采煤机MG132/300-W套3001

2刮板运输机SGB-630/150C75X21

3刮板运输机SGB-630/110台1101

4单体液压支柱DZ14-30/100根694116

5n型顶梁HDC3000根36758

6单体液压支柱DZ22-30/100根14020（超前、端头支护）

7n型顶梁HDC4000根15220

8乳化液泵BRW200/31.5台1252备用1台

9乳化液箱RX200/16A个2备用1个

10回柱绞车JH-8介7.52

11调度绞车JD-25台252

12注液枪DZ-Q台10

13小水泵KWQB12-45-4台43备用1台

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面支护设备选型

1、工作面顶板管理方式

9’煤层采用高档普通机械化开采，工作面顶板选用DZ14—30/100型单

体液压支柱配合HDC-3000型冗型梁支护顶板，一次采全高，全部垮落法管

理顶板。

2、支护设备选型

9,煤层设计选用DZ14—30/100型单体液压支柱配合HDC-3000型n型梁

支护顶板。选择依据支柱承受的荷载，按下式计算：

P=8X9.8yMcosa

式中：8——煤层采高8倍的岩柱；

P——单位面积顶板压力，kN/m2；

Y---顶板岩石视密度；取2.6kg/cm3

M----煤层平均采高；1.18m,

a——煤层倾角，4-8°；

经计算：支柱承受的最大荷载P=240kNV支架工作阻力300kNo9*煤层设计

选用DZ14-30/100型单体液压支柱。

3、排距、柱距的确定

DZ14-30/100型单体液压支柱配合HDC-3000型n型梁支护支护，采用

“三、四”排管理顶板，靠近采空区的一排支柱增加密集支柱，最大控顶

距3.8m,最小控顶距3.2m,循环进度0.6m,柱距、梁距0.2m、0.75m,确

定排距1.2m。柱距、梁间距按下式计算：

柱距、梁间距计算：设工作面顶板压力与工作面支柱的支撑力相等

L•c,P=L•N,Pe/a

式中：L——工作面长度，130m；

c----最大控顶距，3.8m

a——柱距、梁距

Pe——支柱额定工作阻力，Pe=300KN；

P——单位面积顶板压力，240KN/m2；

N——最大控顶距时支柱排数，4；

柱距：a=N-Pe/P•c=(4X300)4-(240X3.8)=1.31m,实际柱距、梁

距0.2m、0.75m0

顶板所需支护密度：m=P/Pe=240+300=0.8

Pe——支柱额定工作阻力，Pe=300KN；

实际支护密度龟=N2/(a・c)=4/(0.95X3.8)=1.1

式中：N2一一最大控顶距时一行支柱数

n2>Qi

柱距、梁距取0.2m、0.75m合理。工作面支护方式满足支护要求。

4、工作面需要支柱数量：N=K・P・b-L/Pe=1.2X240X130X3.8/300

=475

式中：P——单位面积顶板压力，240KN/m2；

K一一为支柱承受荷载不均匀系数，L2

L----工作面长，130m；

c----最大控顶距，3.8m

Pe一一支柱工作阻力，Pe=300KN；

实际支柱数为130+0.96X4=578根，n型钢梁数为130+0.96X2=

289根，满足支护要求。

第二节工作面顶板管理

一、工作面常规支护

根据以往回采93煤的经验，93煤工作面采用单体液压柱配合n型梁管理

顶板即可，因为93煤的石灰岩顶板为8—10m厚，且整体性很好。支柱型号

为DZ14-30/100型,最大高度1.4m,最小高度为0.9m,初撑为120KN。

支柱的排距为L2m,柱距为0.7m,遇断层或顶板破碎时，要适当缩小

柱距。采用“三・四”排控顶，见工作面支柱布置图，最大控顶距为3.8m,

最小控顶距为3.2m,放顶步距0.6m。靠近采空区的一排支柱增加密集支柱,

用于切顶和挡肝。机头和机尾分别支设一个木垛。

二、端头支护、超前支护

端头采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合HDC-4000型长钢梁四对八

梁、一梁四柱交替掩护支护，端尾采用HDC-4000型长钢梁二对四梁、一梁

四柱交替掩护支护。

超前支护20m采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合HDC-4000型的兀

型顶梁支护，距煤壁10m为双排，10m外为单排。支护20m范围内巷道高度

不低于1.6m,行人侧宽度不小于0.7m。

运输顺槽超前支护：

两排均靠溜子边打，与溜槽之间距离保持在0.15—0.2m,靠煤柱侧一

排超前支护与煤柱侧应留0.7m以上的人行通道。

回风顺槽超前支护：

距巷道中心线0.6m的上下两帮个架设一排支柱。

超前支护工程质量如下：

①单体支柱必须支在实底下，且必须排成直线，迎山有力。

②单体支柱初撑力不小于80KNo

③单体支柱的三用阀注液口统一朝向采空区方向。

④兀型梁必须接顶严密，若接顶不严须用勾木或柱帽等勾严背实。

⑤超前支护范围内无浮煤，杂物和淤泥等，电缆悬挂整齐。

⑥发现漏液或失效支柱要及时更换。

⑦两顺槽必须各备用10根单体液压支柱和10根型梁。

三、初次来压及周期来压期间的顶板管理

1、顶板来压前，要避免在工作面采煤、放顶同时作业。

2、初采期间技术人员、安全人员要到现场跟班监督，严把支护质量和

工程质量关，发现问题及时处理。

3、顶板来压期间，要加大支护密度且沿工作面每隔15nl支设一个木垛。

确保工作面人员及设备的安全。

4、必须保证泵站及液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于30MPa,

支柱初撑力不小于lOOKNo

5、必须加强端头及两顺槽超前支护，保证安全出口畅通。

6、顶板来压期间，9,煤两顺槽超前支护距离不得少于40m,支护方式

改为一梁四柱方式。

7、因该工作面是上下联合布置的工作面，在实践中要逐步探索并掌握

初次来压及周期来压距离，因该顶板为厚层状石灰岩周期来压会比较强烈,

是否是缓慢下沉，有待实践中探索掌握。

四、回柱放顶方法及回柱工艺

采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下

而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不

小于20m,在分段交接处必须提前沿走向打好挡砰支柱，坚持先支后回，回

柱时必须超前回柱6—7m打好俄棚，并保持后路5.0m内畅通，放顶处用0.8

XIm?的荆笆挡在新打好的支柱处，防止大块肝石垮落后滚下伤人。

回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，防止下滑伤人，回柱放顶距

回收采空区舍帮煤的最小距离不小于6m,回柱放顶在回收舍帮煤上段时，

必须在其上段打一牢固的闭子。

五、运输巷、回收巷支架的回撤

工作面支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶

线整齐。运输巷回棚在缩短输送机后进行，采用人工回撤棚子，用单体支

柱托住棚梁然后拉出棚腿，在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定

后用长把钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，必须要对工作面回风巷支架可超

前切顶线一排或半排进行回撤，回I撤后回风巷上帮以下4m范围内的切顶线

要加特殊支柱，柱距为0.25m,以确保上出口行人安全。

六、上下工作面错距的确定

首产采区为一采区，一采区为单翼采区，回采方式为采区内采用前进式

开采，工作面采用走向长壁后退式回采。设计9#、11#两层煤采区巷道联合

布置，9#、11#煤层采煤工作面同时开采，9#工作面超前11#工作面55m。

9#、11#煤层工作面错距按下式计算：乂而^^+人匕

tanb

式中：xmin——上、下煤层工作面的安全错距，m；

M---两煤层间距，1.20m；

8——层间岩石移动角，取50°；

L——考虑到两层工作面推进速度不均衡所附加的备用距离，一般为下

煤层工作面一个月的推进距离；50m

b——上煤层工作面的最大控顶距，3.8mo

经计算，上、下煤层工作面的安全错距为55m。

七、初次放顶

1、初次放顶

工作面推进到16m后，顶板仍不垮落或垮落不充分（垮落高度小于采

高的1.5倍），则必须采取措施，进行放顶，工作面、下隅角顶板不能及时

垮落时，必须采取措施进行放顶，直至顶板全部垮落。

2、正常放顶

工作面正常生产时,每移一次梁，放一次顶，并必须符合控顶距要求。

工作面上端头处为实体煤，顶板难以垮落，当距煤壁线超过9m时-，必须进

行强制放顶。

3、末采放顶

当工作面推至停采线时,结束工作面回撤时,进行末次放顶（另行制

定专门措施）。

八、支护质量及顶板动态监测

1、工作面每推进一个循环，由队长负责监测工作，并做好记录，观察

一次支柱初撑力及工作阻力，班后向技术部汇报。

2、技术部对所汇报情况进行分析处理，及时掌握工作面顶板活动规律

及工作面管理现状，并将处理结果及时反馈到队组，队组要及时采取有效

的支护措施，加强工作面支护强度，保证安全生产。

3、由安监部负责定期或不定期对回采工作面顶板压力进行监测，并做

好记录。根据顶板压力规律，提出合理化建议。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

（一）运煤设备及装、转载方式

工作面选用1台SGB-630/150C刮板输送机，运输采煤机截割的煤，运

输顺槽经SGB-630/100刮板输送机到溜煤眼，经溜煤眼到11*煤运输顺槽可

伸缩皮带输送机集中外运。

（二）辅助运输设备及运输方式

辅助运输采用矿车运输方式。设备为It矿车、材料车和平板车。

二、运煤线路

工作面一090101运输顺槽一溜煤眼一110101运输顺槽一一采区运输

巷一南运输巷一煤仓一主斜井一地面

三、运料系统

地面一副斜井一井底车场一南轨道巷一一采区轨道巷一090101运输绕

道一一采区回风巷一090101回风顺槽一工作面

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

1、在090101运输顺槽距运输绕道100m的位置、090101回风顺槽距一

采区回风巷100m处各设一测风站。

2、在回采工作面回风巷测风站处安设风速传感器（FS）一个。

二、工作面风量、风速计算：

1、按瓦斯涌出量计算:

Q=100qk

式中：Q—工作面实际需要风量，mVmino

100一单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%,取100计

算。

q一工作面瓦斯绝对涌出量0.69m7min

k一工作面瓦斯涌出不均匀的各用风量系数，取k=1.2—L5,取k=1.5

Q=100X0.69X1.5=103.5m'/min

2、按二氧化碳涌出量计算：

Q=100qk/l.5

式中：Q—工作面实际需要风量，mVmino

100一单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%,取100计

算。

q一工作面二氧化碳绝对涌出量1.383/min

k一工作面二氧化碳涌出不均匀的各用风量系数，取k=1.2—1.5,取

k=l.5

Q=100Xl.38X1.5/1.5=1387min

3、按工作面适宜风速计算

Q=60VS=60XVX（L大+L小）H/2

式中：Q—工作面实际需要风量。

V一工作面平均风速。

H一工作面采高，取1.18m

L大一最大控顶断面面积；取3.800m2

L小一最小控顶断面面积；取3.200m2

Q=60X1.4(3.800+3.200)XI.18/2=347m3/min

工作面平均风速按人员舒适条件取1.4m/so

4、按工作面每班工作最多人数计算：Q=4N

式中：Q—工作面实际需要风量，m7inin

N—工作面同时工作的最多人数

Q=4X21=84m3/min

经过上述计算，工作面配风量取最大值3477min。取整数值3503/min,

风速符合规定能满足要求。

5、按工作面风速验算：

(1)按最低风速进行验算：

丫小=Q采+(HXL大X60),m/s

式中：V小一工作面最低风速，m/s

Q采一工作面配风量，取350m7min

L大一最大控顶断面面积；取3.800m

H一工作面采高，取1.18m

V小=350+(1.18X3.800X60)=1.3m/s>0.25m/s,符合规定

(2)按最高风速进行验算：

丫大=Q采+(HXL小X60),m/s

式中：V大一工作面最高风速，m/s

Q采一工作面配风量，取350m7min

L小一最小控顶断面面积；取3.200m

H一工作面采高，取1.18m

V大=350+（1.18X3.200X60）=1.5m/s<4m/s,符合规定

经验算工作面配风量在350m3/min时，风速符合规定，能满足通风要求,

3

所以回采工作面需要风量为350m/mino

三、通风系统

新鲜风流：

副斜井（行人副斜井）一南轨道巷一一采区轨道巷一110101运输绕道

-090101运输顺槽-*工作面

乏风流：

工作面090101回风顺槽f一采区回风巷南回风巷-*二采区回风巷

-*同风立井-*地面

四、瓦斯防治

（一）瓦斯检查

在090101回风顺槽距离工作面10m的位置、工作面、上隅角及液压泵

站处分别布置瓦斯检查地点，每班检查3次。检查地点要悬挂瓦斯牌板，

标明检查日期、时间、地点、温度、CH」、及（XL浓度。瓦检员检查瓦斯后,

要及时填写手册及牌板，并要由带班长签字，签字后要及时向通防部、调

度室汇报，通风科要求每天上午8时前将前一天有害气体情况汇总后，由

通防部长、总工程师、矿长审阅、签字。

当工作面风流中瓦斯浓度达到1%时工作面必须停止生产，带班长、瓦

检员必须将所有人员撤到进风侧新鲜风流处，并及时上报调度室，查明原

因进行处理。只有瓦斯浓度降到1%以下，方可恢复生产。

（二）瓦斯监测

（1）安设瓦斯探头三个：

在回采090101回风顺槽距工作面10-15m范围内安设一个瓦斯探头

（To）,监测工作面瓦斯浓度，其瓦斯报警浓度20.8%,断电浓度20.8%,

复电浓度＜0.8%o断电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设

备。

在090101工作面上隅角封口柱处安设一个瓦斯探头（「），监测工作面

瓦斯浓度，其瓦斯报警浓度20.8%,断电浓度21.3%,复电浓度V0.8%。

断电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备。

在090101回风顺槽巷口往里安设一瓦斯探头（Tz）,监测工作面风流

中的瓦斯浓度，其报警浓度20.8%,断电浓度20.8%,复电浓度V0.8%。

断电范围为工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备。

（2）安设一氧化碳传感器一个：

在110101回风顺槽巷口往里10-15m范围内安设风速传感器、温度传

感器、一氧化碳传感器，一氧化碳传感器监测工作面回风流一氧化碳浓度,

一氧化碳报警浓度为0.0024%。

当瓦斯探头、一氧化碳传感器报警后，瓦检员立即将工作面及回风巷

内所有人员全部撤到进风巷中的安全地点，并及时上报通防部、调度室进

行彻底处理，确认无任何危险后方可进入工作面。

（三）束管监测系统

采用KSS-200型井下火灾气体束管采样系统，选用与该采样系统配套

的GC6800型煤矿专用火灾气体色谱仪。

1）测点布置

①在工作面进回风顺槽按50m间距布置束管采样器，测定采空区范围大

约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各

三个探头，上下顺槽同时观测，待距工作面最远测点进入采空区150nl后,

即可结束观测,测点布置如下图。

采空区束管

o

八o

停

采o切

采空区

线o

no眼

束管采样点

以

采空区

眼

采样泵

②工作面开采完毕后，在进、回风侧密闭分别设观测孔，并在密闭内各

布置一个测点，测点布置如下图，对于与采空区相连（尤其是与火区相通）

的闭墙内也应设置测点进行监测。

2）地面色谱分析

井下通过束管采样仪采样并送至地面色谱分析，分析参数主要有CO、

CH4、C02、C2H4、C2H6、C2H2O正常情况下，每天早班检测一次，工作面

异常时，每班检测二次。

五、综合防尘系统

1、防尘供水系统

供水水源来自于地面高山水池(容量800m3),经4寸主管路到110101

工作面运输顺槽、回风顺槽巷口，然后变径为2寸管路到正、副巷安全出

口，再通过高压软管及采煤机到工作面，运输顺槽管路负责机组内、外喷

雾，回风顺槽管路负责溜子喷雾。

090101运输顺槽供水路线：

高山水池一副斜井一副斜井井底车场一南轨道巷一一采区轨道巷一运

输绕道-090101运输顺槽一工作面

090101回风顺槽供水路线：

高山水池一副斜井一副斜井井底车场一南轨道巷一二采区轨道巷一联

络巷一二采区回风巷一南回风巷一采区回风巷一090101回风顺槽一工作

面

2、防尘措施

1、采煤机内外喷雾降尘。采煤机必须安装内外喷雾装置，截煤时必须

喷雾降尘。内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,内喷

不能正常使用时，外喷供水压力不小于4Mpa。喷雾流量应与机型相匹配。

无水或喷雾装置损坏是必须停机，并使用二次负压降尘装置。

2、综合防尘设施布置和安装要求：

(1)转载点喷雾：

090101运输顺槽皮带机头、转载溜子机头、工作面前、各安设一个转

载喷雾并配有不小于20m洒水软管，转载喷雾应安装在机头专门架子上，

迎风45°固定。上、下隅角封口柱处设净化喷雾一道。

(2)风流净化水幕：

090101运输顺槽距顺槽皮带机头后50-80m的两道覆盖全断面风流净化

水幕；

090101回风顺槽距工作面煤壁20-25-55-85m的四道覆盖全断面风流净

化水幕，其中20-25m的两道风流净化水幕佩带防尘网。

(3)巷道洒水

在巷道内的洒水管路每隔50m安设一个“三通”阀门，配备一条不小

于20nl长的洒水软管供巷道洒水灭尘，设专人对巷道进行冲洗，保证巷道

内没有浮尘。

3、隔爆设施

(1)隔爆水袋位置：090101运输顺槽、090101回风顺槽距工作面

60-200m处各安设一组隔爆水袋。

(2)隔爆水袋用水量：按巷道断面计算每平方米需200L水量。回采

工作面正巷净断面9m2,经计算得正巷用水量1800L,每个水袋容量为40L,

需45个水袋；副巷净断面9m1用水量1800L,需45个水袋，在此统一用

48个。

(3)水袋棚距：每组四个，共12组。

(4)水袋区长度：不小于20m。

4、注水工艺、参数及设备

(1)、注水方式选择

设计采用长孔下向钻孔动压注水方式。

(2)、注水参数的确定

①、钻孔直径

孔径大小与煤的硬度、要求的注水量，封孔技术和钻具条件有关。煤

硬，要求较大注水流量，封孔技术好，孔径可取较大，反之，宜取较小的

钻孔直径。

设计采用MAZ-200型钻机打孔，孔径取50mmo

②、钻孔的长度：L=LC-M

式中：L——钻孔长度，m；

Lr.——工作面长度，9煤130m

M——与煤层透水性和钻孔方向有关的系数，根据该矿煤层透水性，采

用从9号煤层下向打孔，M取20m。

则孔长L9=110m,

③、钻孔间距

根据本地区煤层特点和钻孔注水实践经验，设计钻孔间距为20m。

④、钻孔角度

钻孔角度与煤层倾角保持一致，考虑到钻杆的下沉，开口位置可从回

风顺槽顶部往下1/4巷道高度处开口。煤层有夹石时，应使钻孔穿透夹石,

以使各自燃煤层均被湿润。

⑤、注水系统及注水参数

1)、注水系统

矿井设有静压洒水管网，注水系统采用动压注水。

2)、注水压力

煤层注水压力主要取决于煤的透水性，与此相关的煤层的埋藏深度，

支承压力状态，煤的裂隙发育程度，煤的硬度和碳化程度等，对注水压力

大小也有一定影响。

设计采用动压注水。

3)、注水量计算

单个钻孔注水量：Q=B•L•M•Y,(W-W2)•K

3

式中：Q------个钻孔注水量，m;

B----孔间距，20m；

L——工作面长度，L=130m,

M——煤层厚度，M=l.18m,

Y——煤的容重，9号煤层为1.35t/m3,

W.——注水后要求达到的水分，取4%；

W2——煤层原有水分，9号煤层为1.26%；

K——考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。

经计算，9号煤层单孔注水量为242m二

T=Q_

4)、注水时间：v

式中：T------注水时间，h；

Q-----钻孔注水量，m3；

V-----注水流量，m7h；V=2m7h；

9号煤注水时间T=121h

经计算9号煤层注水时间为5天，把湿润范围内煤壁出现均匀的“出

汗”渗水作为煤体已全面湿润的标志，并以此作为控制注水时间的依据。

煤层注水时必须按照《煤矿安全规程》制定《煤层注水设计》及《安

全技术措施》并严格执行。

六、防灭火

9#煤层有自然发火倾向，自然发火期为6个月，属自燃煤层。

1、为落实防灭火措施，在工作面两道配备了消防器材;并布设了防尘

管路，灭火器不少于2台，消防砂不小于0.2m3°

2、在工作面两道安设隔爆水棚，连续长度不少于20m。

3、自燃发火防治

根据2010年7月由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心测定结果，

9号煤层自燃等级为II级，倾向性质为自燃。在回采过程中，必须加强防灭

火管理，采取黄泥灌浆、喷洒阻化剂等有效等措施，防止煤层自然发火事

故发生。根据实际情况黄泥灌浆不实用于9#煤层，以喷洒阻化剂为主。

（一）黄泥灌浆防灭火

1、灌浆系统

使用矿井地面集中灌浆站，采用随采随灌的灌浆方式，即随采煤工作

面推进的同时向采空区灌注泥浆。在灌浆工作中，灌浆与回采要保持适当

距离，以免灌浆影响回采工作。

2、灌浆方法

采用埋管灌浆法。在放顶前沿回风巷于采空区预先铺好灌浆管（一般预

埋5〜8m钢管），预埋管一端通采空区，一端接胶管,胶管长一般为20〜30m,

灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次

浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。

3、灌浆参数的选择

根据工作面劳动组织作业方式，灌浆工作也采用“两灌一准”作业方

式，每天灌浆时间为7-10个小时。

A、日灌浆需土量：Q,=K・G/V煤

式中：

3

QL日灌浆需土量，m;

G一矿井工作面日产量，1943t；

V煤一煤的容重，1.35〃1晨

K-灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，

参照经验，取0.05。

则:Q,=0.05X1943/1.35=72m3

3

B、日灌浆取土量:Q；=a-Qt=l,lX72=79m

式中：

Qt'一日灌浆取土量，t；

a—取土系数，a=1.1；

C、灌浆泥水比本矿取1：5

D、日灌浆需水量：Qs=Q./8=79X5=395m3

式中：

3

Qs一日灌浆需水量，m;

5一泥水比例数；

E、日灌浆耗水量：Qs'=Ks・Qs=L1X395=435013

式中：

Q；一日灌浆耗水量，m3；

Ks—水量备用系数，取1.1；

3

F、日灌浆渗水量:Qs'=n•Qs=0.3X435=130m

式中：

Qs一日灌浆需水量，m3；

n一灌浆水渗出系数，取0.3；

G、日灌浆量:Qj=（Qs'+Qt'）・M=（435+79）X0.88=452m3/d；

式中：

3

Qj一日灌浆量，m;

M一灌浆制成率，取0.88；

4、灌浆管路的布置

地面灌浆管道选用铸铁管；井下灌浆管道采用无缝钢管，其钢管直径

取106mm；工作面管道直径取4寸胶管。

灌浆管路路线：地面灌浆站一副斜井一南运输大一090101回风运输绕

道一090101回风顺槽一090101工作面

5、对灌浆材料的要求

①颗粒要小于2mm,而且细小颗粒（粘土：WO.005mm者应占60〜70%）

要占大部分。

②主要物理性能指标

比重为：2.4~2.8t/m3,塑性指数为9〜11（亚粘土）

胶体混合物（按崛0含量计）为25〜30%：

含砂量为25〜30%,（颗粒为0.5〜0.25mm以下）

容易脱水和具有一定的稳定性。

③不含有可燃物

6、在灌浆期间注意溃水影响110101工作面放顶煤，控制黄泥浆的比例。

7、建立自然发火预测预报制度，对工作面每班都设有专职查火工检查。

对采空区密闭、工作面上下隅角、回风道等地点进行预测预报。并对上述各

点每旬取气样分析，报总工程师审阅。

8、回采完毕后及时对090101工作面两道打上永久密闭。

因本采区设计为090101工作面，110101工作面同时回采，设计上下工

作面错距为55m,如090101工作面采空区灌浆后，将会影响110101工作面

放顶煤。所以黄泥灌浆不实用090101工作面。采用以喷洒阻化剂为主。

(二)喷洒阻化剂防灭火

1、阻化剂喷洒工艺

采用WJ-24拉杆泵机动喷洒压注，阻化剂选用浓度20%的工业氯化钙

(CaCl2)0拉杆泵安装在运输顺槽，用直径50.8nlm钢管，从拉杆泵接耐压

胶管到防灭火处理地点，并与喷嘴和封孔器连接，由拉杆泵进行压注和喷

洒。

2、阻化剂喷洒参数

(1)喷洒地点：回采工作面。

(2)工作面一次喷洒量

工作面喷洒工作安排在放顶前，一次喷洒量主要为底板浮煤喷洒量。

计算如下：

G=K1K2LBh1A1=l.2X0.9X130X1X0.15X0.067=1.41t

式中：G一按重量计算浮煤一次喷洒量，t；

左一一次喷洒量系数，取1.2；

♦一松散煤(浮煤)的密度，0.9散m3；

L一工作面长度，130m；

B一一次喷洒宽度，1.0m；

hi—底板浮煤厚度，0.15m；

Ai—浮煤吸液量，67kg/to

（3）主要喷洒设备

①喷射泵：WJ-241台；

②钢管：650.8mm200m；

③耐压胶管：400m；

④喷枪：QWF-12支（备用1支）；

⑤溶液池。

第三节探放水

090101高档普采工作面实行“有采必探、先探后采、先治后采”的探

放水原则。在探眼时要严格按探放水设计进行探放水，确保无水患威胁方

可进行回采。

回采工作面探放水使用ZYJ-420/200型架柱式液压回转钻机钻探，钻

孔直径0.042m,探眼长度65m,钻孔距离底板高度1.2m。首先工作面在准

备初采前要在进、回风顺槽从停采线至开切眼每隔30nl布置一个探眼（包括

停采线），回采时从开切眼至停采线方向开始探眼，保证开切眼前方至少有

两个探眼，依次类推，直至工作面回采结束。

探眼具体方位与角度为：在两顺槽内向实体煤探眼，方位角与开切眼

方位保持一致，探眼长度不小于65m。

第四节排水

根据该工作面巷道揭露情况，回采过程中不会有大的涌水，施工中会

有少量洒水等，装煤（岩）过程中逐渐疏干，但回采过程中应做好排水准

备，正常生产期间可在巷道低洼处安装临时排水设施。水泵保持台台完好,

并有备用泵。认真观察涌水情况，水量增大时要及时采取有效措施。

排水系统：

工作面一090101运输顺槽排水点一110101运输顺槽排水点一采区运输

巷排水点一南轨道巷一中央水仓一地面

090101回风顺槽f一米区回风巷f南风巷二米区回风巷f二米区

轨道巷一南轨道巷一中央水仓一地面

第五节供电系统

1、090101工作面供电系统图（附图）

2、接地保护装置

本供电系统保护接地系统，由局部接地极、辅助接地母线，接地导线，

连接导线，电缆接地线组成，运输机道和材料道分别设一局部接地极，移动

变电站设一局部接地极，局部接地极用直径350nlm,长度1.5m,镀锌铁管制

成，管上至少钻直径5mm,20个透眼，垂直埋入底板。

第六节通信照明

1、照明

工作面照明采用照明综合保护装置，接127V矿用防爆矿灯。

2、通信

090101工作面中部（向两头每隔40m）、机头、机尾各安装有一部防爆

调度电话机，能直接与调度室等相关部门互相联系。

3、信号

各部设备设双向声光信号装置。

第五章劳动组织和循环作业图表

第一节劳动组织

一、作业方式

本工作面采用“三八”制作业。

日循环1个，日推进0.6m,生产天数25天，月生产原煤3035t。

二、劳动组织表

本队在册人数：45人

序出勤人数

人员类别

号

一班二班三班合计

1采煤二队16161042

2带班长（兼职）1113

3安全员1113

4采煤机司机224

5乳化泵司机112

6刮板机司机112

7转载机司机113

9跟班电工112

10支护工336

11端头支护工224

12移溜工（扩帮、移溜、清煤、其它劳力）224

13水泵工1113

14检修工22

15支架检修工22

16电器检修工11

17运料工22

在联合试运转期间090101普采工作面暂定为二班生产，三班检修，共

计26人。进入生产期间本工作面采用“三八”制作业。

第二节作业循环

每班上班后先做好交接工作，然后开始正常作业。采煤机沿工作面

端部斜切进刀一采煤机由工作面端部上行（或下行）割煤至机尾（或机头）一

随及移机尾（或机头）和推输送机。

第三节技术经济指标表

序号内容数量个位备注

1工作面走向246m

2工作面倾向长度130m

3工作面倾角3〜9(°)

4煤层厚