X41104工作面采煤作业规程4

第1章工作面概况

1.1工作面位置及井上下关系

该面位于斜四采区北翼二片口至三片口之间，南至斜四采区井筒保护煤柱线，北至

采区技术边界线；该面倾斜上方有X4H02工作面采空区，顶部有X40804、X40702、X40102、

X2019、X20110.X2011KX20H2工作面采空区（见工程平面图）。

该面地表为山坡耕地，地表有民房，正在办理搬迁避让工作，地表最大标高2090m,

最小标iW）1980m；该面回巷最低标tWj为1446.5m,最图标图为1464.2m；运巷最低标tWj为

1408.8m,最高标高为143L4ni,该面与地表最大高差为681nl最小高差为515.8m。

工作面走向长度最大为270m,最小为230m,平均走向长度为250m,最大倾斜长度为

156m,最小倾斜长度为152m,平均倾斜长度154.5m；煤层倾角最大16°,最小12.5°,

平均14°o

1.2工作面煤层及地质

1.2.1煤层情况及特征

1.工作面煤层编号为1r，煤质牌号为气肥煤，煤层较稳定，变化复杂。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，性软松〜坚

硬，以暗煤、亮煤为主，少量镜煤，煤层下部含丝炭较多。灰份20.14%,硫份1.6版

水份0.93%,发热量为6000大卡/依以上。

2.煤层结构复杂，煤层容重为1.4"，煤层厚度最大9.6m,最小5.6m,平均6.9m,

煤层生产能力为10.78"小。

1.2.2顶、底板岩石性质（见地层柱状图）

工作面直接顶为深灰色泥质粉砂岩，含丰富的腕足类动物化石；老顶为灰色细砂岩。

底板为粘土岩至细砂岩。

1.2.3地质构造

该工作面主要受fl、f2、f3等断层影响。

1.2.4水文地质

该面主要受倾斜上方X4H02工作面采空区，顶部X40804、X40702,X40102、X2019、

X20H0、X20111.X20112工作面采空区积水及断层裂隙水影响，预计回采期间最大涌水

量为150机3/%,2010年11月25日，在X4H04回巷19#导线点处对X4H02工作面采空区积水

进行探放，所施工的9个放水钻孔共放出净储水量11674m3,积水标高由+1469m降到了

1462.1m,其采空区剩余积水量为14606m、顶部X40804采空区积水面积为21829.3m?,积

水量为11132.9m',积水标高+1451.7m,回采前必须完善好排水系统，安装好有足够能力

的排水设备。

1.2.5瓦斯地质

1.该面埋藏深度大，瓦斯含量高，顶部有X40702、X40804作为上保护层已开采，

但该煤层属于煤与瓦斯突出煤层，且有自燃性爆炸危险。

2.该面掘进期间瓦斯最大涌出量为8.37///min,最小瓦斯涌出量为2.55机'/min,

故在回采前应先实行“先抽后采”措施并加强瓦斯，煤尘及通风管理（抽放情况及消突

评价报告由通风工区另出）。

1.3储量计算

1.工作面参数如表1.1所示

表1.1工作面参数

7

参\n走向长倾斜长开采厚倾角容重回采开采面积（机）

、征

、^数\度（祖）度（相）度（相）（°）（〃加3）率

平面积斜面积

最大27015616

最小2081522.412.51.40.9333835.534960

平均219154.514

2.储量计算：

地质储量=219x154.5x1.4x6.9=326850.93(r)

可采储量=326850.93x0.93=303971.360)

3.工作面预计2013年10月中旬投产，2014年1月份回采结束。

第2章采煤方法及采煤工艺

2.1采煤方法

原X4U04工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤法一次采全高，由于工作面顶板来

压大；顶板破碎严重，造成支架倒架、歪架、挤架；后溜与支架后尾梁间隙小，容易造

成较大肝石卡死后溜，后溜无法运转，以及后溜常被支架后尾梁压死，无法采用走向长

壁后退式综采放顶煤法一次采全高进行顺利回采，故根据工作面现在的条件采用走向长

壁后退式综采法一次采2.4米高，使用原工作面煤机、支架、前溜、转载机等其它设备

进行继续回采。

1.工作面采高

工作面煤层厚度最大9.6m,最小5.6m,平均煤厚为6.9m,由于现工作面与煤层底板

落差为3米，故在回采期间到60米需进行提溜，提溜高度为3米，平均每米提溜50mm（工

作面推进1米提一次面溜）；以便工作面沿底板回采，工作面采高不低于2.4m。

2.落煤方式

根据所选支架性能及我矿开采11#煤层的经验，以及现无法对原用煤机进行回收和安

装新煤机，故延用原综放工作面MG300/700-AWD型交流电牵引采煤机落煤。

3.装煤及运煤方法

采煤机割煤后，采煤机滚筒通过螺旋叶片将煤装入前输送机运出工作面，工作面选

用SGZ764/500型刮板输送机运煤。

2.2采煤工艺

煤机从中部斜切进刀往机尾割煤，从机尾扫浮煤到中部，从中部斜切进刀往机头割

煤，从机头扫浮煤到中部，循环进度0.6m。

1.进刀方式

采用中部斜切方式进刀，见煤机进刀方式图。

2.工艺流程

煤机中部穿刀上行割煤到机尾一跟机拉架一从机尾返回清理浮煤到工作面中部一

移上半段溜子一煤机下行割煤到机头一跟机拉架一从机头清理浮煤上行到中部吃满刀

一移下半段溜子。（以此循环、每班按2刀组织）

3.工艺要求

（1）割煤：煤机单向割煤，自行装煤，沿煤层顶、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2.4m。

(2)移架：移架滞后机组后滚筒4〜6架，进行跟机移架立即支护顶板，拉架必须

在溜子运行过程中进行，拉架时要随时观察溜子的运行情况，发现溜子运行负荷增大时,

必须及时停止拉架，待溜子开空后，方可继续拉架，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，初撑力达到要求,

支架接顶严实，移架步距为0.6勿。

(3)推溜：在煤机割煤后，滞后煤机10〜15〃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)清理：工作面面溜在推移过后，必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤及连

杆机构内外的浮煤清理干净，拉架前，必须将其前方浮煤(砰)由人工用铲摧入溜子中

运走。

第3章生产系统

3.1工作面设备布置

X41104工作面机电设备安装系统图。（使用原工作面机电设备）

1.工作面前溜一部，型号：SGZ764/500,电机功率2X250kW,输送量900t/h。

2.转载机一部，型号：SZZ630/2X132,电机功率2义132kW,长度42.5m。

3.破碎机一部，型号：PLM1000,电机功率132kW

4.交流电牵引采煤机一部，型号：MG300/700-AWD,电机功率300X2+40X2+7.5kW

主要技术参数如表3.1所示：

表3.1采煤机主要技术参数

名称技术参数名称技术参数

最大开采高度3200mm摇臂长度1950mm

滚筒直径①1600mm滚筒转速39.26r/min

交流变频调速齿轮销排截割电机AC1140V

调速和牵引方式电压

式无链牵引牵引电机AC380V

卧底量310mm重量36t

牵引速度0~7.7~12.8m/min牵引力550~320kN

截深730mm机面高度1238mm

4-M48X3液压拉杆联

摇臂摆动中心距6200mm对接面连接方式

接

6.液压支架101台，其中基本架96台，型号：ZF5400/17/27,端头架5台，型号:

ZFG5400/17/27,基本架主要技术参数如表3.2所示：

表3.2ZF5400/17/27型低位放顶煤液压支架主要技术参数

项目数值单备注

位

高度1700--2700mm

宽度1430—1600mm

中心距1500mm

初撑力4362KNP=31.5MPa

工作阻力5400KNP=39MPa

支护强度0.64-0.68(f=0.2)MPa采高

底板比压1.95〜3.3(f=0.2)MPa平均值

泵站压力31.5MPa

采高2.0~2.4m

重量19766Kg

操纵方式本架操纵

适宜煤层倾角W15°

7.运巷可缩皮带一部，型号：DTL100/2X90,长度800m;三片口运输石门311#皮带一

部，型号:SDJ150P

8.18.5kW潜水泵四台，型号：BQS100-35-18.5/N,排量为100//人

9.乳化液泵站按“三泵二箱”配置，型号：DRB315/31.5o主要技术参数如表3.3

所示：

表3.3DRB315/31.5乳化液泵主要技术参数

公称流量3151/min公称压力31.5MPa

柱塞直径50mm柱塞行程64mm

柱塞数目5个曲轴转速548r/min

电机功率200kW电压U40/660V

泵组外型尺寸2900X1200X1300泵组重量3900Kg

含3-5%乳化

配套液箱容积2500L工作介质

油中性水溶液

3.2生产系统

3.2.1运输系统

1.原煤运输路线

X4H04工作面溜子一X4n04运输巷转载机一X4n04运输巷可缩皮带一三片口运输

石门3H#皮带一三片口小眼一斜四采运输机下山一地面。

2.材料运输

（1）采用3T矿车或专用花车（平板车）运输。

（2）运输路线：①回巷：地面一斜井副井井口一副井底弯道一一片口车场一二

片口车场一二片口轨道石门-X4n04回风通道-X4n04回巷一使用地点

②运巷：地面一斜井副井井口一副井底弯道一一片口车场一三

片口车场一三片口轨道石门-X41104材料道-X4U04运巷f使用地点

3.2.2“一通三防”与安全监控

X41104运回巷掘进期间，最大瓦斯涌出量为8.37nl7min,煤尘具有爆炸危险性和

自然发火倾向，自燃发火期为4-6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、瓦斯涌出量及配风量计算

（一）、X41104综采面开采保护层、进行区域瓦斯预抽后煤层瓦斯含量计算：

1、煤层瓦斯抽采量

从2010年8月份起，该工作面在掘进期间在运巷及回巷施工超前钻孔及本煤层

3

钻孔对煤层瓦斯进行预抽，至2011年8月31日，共抽采瓦斯1367807.4mo

2、工作面释放范围：

根据地测科编制的《水城矿业集团有限责任公司汪家寨煤矿斜井X41104工作面

回采说明书》可知：X41104工作面的大部分回采范围均处在X40804采空区、X40702

采空区的保护范围，未保护范围内均采取本煤层抽放钻孔进行预抽煤层瓦斯。

3、工作面未解放范围原始瓦斯含量计算

根据《水城矿业集团有限责任公司汪家寨煤矿瓦斯赋存规律研究研究报告》对斜

井11#煤层考察得出：11#煤层的瓦斯含量为：11.58n?/t。

4、工作面地质储量

根据《水城矿业集团有限责任公司汪家寨煤矿斜井X4U04工作面回采说明书》，

X41104工作面地质储量为1037266.7吨。

5、工作面煤层瓦斯储量：

q储=人W

=1037266.7X11.58

=12011548.4m3

式中：

A一工作面地质储量t

W一原始煤层瓦斯含量11.58nr'/t

6、开采解放层时11#煤层的瓦斯涌出量

①、X40702工作面回采期间11#煤层瓦斯涌出量

K11=1-47/50

=0.06

q2-7=(WO-WC)Xml/MXk

=(11.58-2)X6.9/2.2X0.06

=1.8m3/1

Qll=q2-7*A7=l.8X676200=1217160m3

式中：

Kll一回采X40702工作面时11#煤层受采动影响瓦斯排放率

q2-7一回采X40702工作面时11#煤层瓦斯涌出量

A7一回采X40702工作面时11#煤层的保护面积m2

W一回采X40702工作面时11#煤层的瓦斯涌出量m3

②、X40702工作面回采后11#煤层的瓦斯含量

W11-7=(q储-QU)/A=(12011548.4-1217160)/1037266.7

=10.41m3/1

③、X40804工作面回采期间11#煤层瓦斯涌出量④⑤

K14=l-40/50

=0.2

q2-8=(WO-WC)Xml/MXk

=(10.41-3)X6/2.2X0.2

=4.04m3/1

Qll=q2-7*A8=4.04X573804=2318168m3

式中：

K11一回采X40804工作面时11#煤层受采动影响瓦斯排放率

q2-8一回采X40804工作面时11#煤层瓦斯涌出量

A8一回采X40804工作面时11#煤层的保护面积m2

W一回采X40702工作面时11#煤层的瓦斯涌出量m3

④、X40804工作面回采后11#煤层的瓦斯含量

W11-8=(Wil-Qll)/A=(10794388.4-2318168)/1037266.7

=8.17m3/t

⑦、开采解放层后11#煤层的瓦斯储量

q储后=AW1『8

=1037266.7X8.17

=8474468.9m3

7、抽采后煤层瓦斯含量

Wh=(q储后-q抽)/A

=(8474468.9-1367807.4)/1037266.7

=6.85(m3/t)

3

经计算，X41104工作面抽采后煤层残余瓦斯含量为6.85m/to

(二)、回采期间瓦斯涌出量：

1、X41104工作面开采期间瓦斯涌出量：

⑴、临近层瓦斯涌出量：

①、开米11#层时，7#层的瓦斯涌出量：

K7=l-47/50

=0.06

q2-7=(WO-WC)Xml/MXk

=(9.1205-2)X0.6/6.9X0.06

=0.04m3/t

②、开采11#层时，8#层的瓦斯涌出量：

K14=l-40/50

=0.20

q2-8=(WO-WC)Xml/MXk

=(5.7-2)XO.8/6.9X0.20

=0.08m/t

③、14#层瓦斯涌出量：

K14=l-ll/50

=0.78

q2-14=(WO-WC)Xml/MXk

=(9.27-2)XO.6/6.9X0.78

=0.49m3/1

开采期间临近层瓦斯涌出量

q2=q2-7+q2-8+q2—14

=0.04+0.08+0.49

=0.61m3/t

④、X41104工作面开采期间本煤层瓦斯涌出量:

ql=KlXK2XK3Xm/MXWh

=1.1X1X1.03X6.9/6.9X6.85

=7.76m3/t

⑤、X41104工作面开采瓦斯涌出总量为

q3<=ql+q2

=7.76+0.61

=8.37m/t

⑥、开采期间的绝对瓦斯涌出量为

Q采=AqXq采/1440

=1866X8.37/1440

=10.8m3/min

2、瓦斯来源分析：

⑴、临近层绝对瓦斯涌出量

7#、8#、14#层瓦斯涌出量：

Q采临=AX0.61/1440=1866X0.61/1440

=0.79m3/min

⑵、本煤层绝对瓦斯涌出量

q2®=AXq2/1440=1866X7.76/1440

=10m3/min

X41104米面回米时瓦斯来分析表

临近层合计

地点本煤层备注

7#、8#、14#(m7min)

瓦斯涌出量（m7min）100.7910.79

占总量的外92.677.28100

（三）、瓦斯治理方案：

1、瓦斯抽米：

（1）、开放式抽采

①、瓦斯抽采量：

回采期间，临近层瓦斯及本煤层采空区瓦斯从采空区涌出，采取上隅角采空区

埋管抽采，抽采量为临近层瓦斯涌出量4ni7min。

②、抽采能力及瓦斯抽采系统：

抽采量为4m3/min,抽采浓度按5%计算，抽采混合量为80nT'/min。

X41104采面回风巷开放式抽放系统采用我矿中心泵房现有的两台SKA-520型水

环式真空泵作为抽放泵，该泵最大抽速为：197m3/min,电机功率为：220KW。已安

装抽放管道采用6350mm螺旋焊管自中心泵房一斜四采回风井一斜四采回风下山，

用6300mm螺旋焊管从回风下山与二片口回风通道交岔点分岔，经二片口回风通

道、二片口轨道石门、X4H04材料道、X41104回巷接到采面上隅角采空区。斜四采

区开放式抽采系统只抽采X41104采空区及斜四采密闭，抽采能力满足抽采需要。

④、抽采方法：

在回风巷上帮安装瓦斯抽放管道，管道每隔50m安装一个三通（带闸阀），抽采管

路主端抽采能力下降，不能对上隅角瓦斯进行抽采时，在三通上及时接迈步管进行

抽采。

2、回采期间的配风量：

①、回采期间的风排瓦斯量为煤层开采期间本煤层瓦斯涌出量减去本煤层抽放瓦斯

量，即：

q风=q绝一q抽=10.79—4=6.79m3/min

因此，X41104综采面开采时风排瓦斯量应不小于1.75m3/mino

则配风量为：Q=q风X100XK

式中：Q---工作面配风量，m7min；

q风一风排能稀释的瓦斯涌出量，mVmin；

K—瓦斯涌出不均衡系数，K=1.2。

贝ll：Q=q风X100XK=6.79X100X1.2=814m'/min

根据计算X4U04综采面生产期间的配风量不得低于814m7min。

②、风速验算：

根据巷道断面验算风速：

V=Q/(60XS)

式中：V——巷道风速，m/s;

Q---工作面配风量，m7min,

S---回风断面，m2

V=814/(60X8)

=1.7(m/s)

0.25m/s<V<4m/s,巷道风速符合要求。

B、工作面风速

①、按工作面最小控顶步距计算最大风速

V^Z=Q/(60X(h-0.3)Xb小)

式中：V大---最大风速，m/s;

h——平均采高，2.4m；

0.3——支架顶梁厚度，0.3m；

b小---最小控顶距，5.03m。

X大=01/(60X(h-0.3)Xb小)

=814/(60X(2.4-0.3)X5.37]

=1.2(m/s)

②、按工作面最大控顶距计算最低风速

V^=Q/(60X(h-0.3)Xb大)

=814/(60X(2.4-0.3)X5.97〕

=1.08m/s

式中:

b大---最大控顶距，5.97m；

0.25m/s<V<4m/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/(60XV最)

=814/(60X4)

=3.39m2

式中:

V最----采煤工作面允许的最高风速，4m/s；

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。

第二节、防治煤与瓦斯突出措施

防治煤与瓦斯突出措施由通风工区另行编制。

第三节、防治粉尘措施

一、防治粉尘技术措施

1、需要的防尘供水压力

①、根据《煤矿井下防尘综合防治技术规范》AQ1020-2006技术规范，煤机喷

雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于4MPa,

②、架间喷雾水压不得小于1.5MPa。

根据以上规定，41104工作面防尘水压力不得小于4MPa,

2、防尘水量计算：

采煤机需水量：3.0m7min;架间喷雾需水量：2.5mVmin；运、回巷水幕需水量:

0.95mVmin；冲洗巷道的防尘水管需水量：0.018mVmin；

Q=3.0+2.5+0.95+0.018

=6.47mVmin

X41104综采工作面防尘用水总水量为6.47m7min

①、管径计算：D=(Q+(900JTV))1/2

=(6.474-(900nv))1/2

=(6.474-(900X3.14X2.0))1/2

=0.034m=34mmV50mm

式中：D—防尘管路管径，m;

Q----总需水量，

n——圆周率，取n=3.14；lmH20=9806Pao

v——水管经济流速，取1.5——2.2m/s

根据验算2〃供水管能满足供水量要求。

3、供水管路系统:

X41104工作面回巷供水管路：地面净化站清水池用6〃铁管经副井、X1500大巷、

一片口车场、斜四采轨道下山，运输巷用4〃管从轨道下山分岔经二片口车场、二片口

轨道石门，从二片口轨道石门，用2〃管从二片口轨道石门分岔，经X41104材料道接

到X41104工作面上出口；运输巷用2〃管从轨道下山分岔经三片口车场、三片口三片

口进风通道、三片口运输石门，用2〃管从三片口运输石门分岔，经X41104运煤通道、

X4n04运巷接到X4n04工作面下出口。

4、供水压力：(HO-H)X9806

=(1700-1464)X9806

=2.3142164Pa

=2.3MPa

0.39MPa<2.3MPa<4MPa

式中：HO---蓄水池标高，m

H41104回巷最图标IWJ,m

9806---lmH20=9806Pa

通过计算，静压供水压力不能满足防尘需要，故需要安装加压泵，在采煤机启动、

工作面拉移支架时，开启加压泵给采煤机及防尘水幕供水。

5、运、回巷各设三道水幕，第一道距工作面煤壁<30m,第二组距第一组30—40m,

第三组距第二组30—40m。工作面每台支架必须安设一组自动喷雾。

6、防尘管路的“三通”及阀门必须完好、灵活可靠。

7、在距工作面煤壁60-200m的运、回巷各安装一组隔爆水袋，隔爆水袋的总水

2

量不得小于200L/mo

8、运输系统各转载点都必须安设喷头，喷头安装在运输机机头上方，距机头

300-400mm。喷头必须雾化良好，开动运输机运煤前，必须将喷头打开。

二、防尘安全技术组织措施

1、X41104工作面运回巷的防尘管路由安装工区安装后交回采单位维护；防尘水幕

由通风工区安装后交由回采单位维护；各转载地点的喷头由转载机使用单位安装并维

护；隔爆水袋由通风工区安装，通风工区维护；其他防尘管路由机电工区维护。

2、X41104运巷、回巷喷雾必须能覆盖巷道全断面，工作面架间喷雾雾化必须良好。

在割煤、移架、放顶煤之前，先将工作面及运、回巷喷雾打开。

3、X41104在回采期间，X41104各个转载点喷头雾化效果必须良好，运输机在运煤

过程中，必须开启喷雾洒水降尘。

4、工作面架间水幕的使用由移架工负责，回风巷净化水幕的使用由瓦检员负责，

各转载点的喷雾使用由各转载机司机负责。

5、X4U04回巷、X41104运巷的粉尘每天安排人员冲洗一次，工作面支架上的煤尘,

由回采单位每班安排人员冲洗，不得出现粉尘堆积、超限。

6、放顶煤时，在能放下顶煤的情况下，应尽量降低后尾梁，并将后尾梁防尘水幕

打开，减少粉尘产生量。

7、通风工区安排人员按规定定期对采煤工作面及回风巷的粉尘进行测定，并上报

有关部门及领导，发现粉尘超限时，停止生产，及时向有关领导汇报，责令有关单位严

格执行防尘措施。

8、隔爆水袋由通风工区经常检查、维护，发现水量不足或水袋损坏，要及时加水

或更换。

9、防尘管路由回采单位经常检查、维护，保证不间断供水，当防尘管路不能供水

时，水压达不到要求时，采面不准生产、割煤。

三、防灭火技术措施

1、注氮防灭火：

斜四采封闭式瓦斯抽采系统只抽采X4U04运巷，在41104采面回采期间、41104运

巷已进入40804采空区保护范围，不进行超前瓦斯预抽，将注氮管路在地面与斜四采区

封闭式瓦斯抽采系统合岔，合岔点用阀门控制，当41104采空区出现煤层自燃发火征兆

时，立即停止封闭式瓦斯抽采，将封闭式抽采系统改成注氮系统。

2、注洒阻化剂

工作面回采期间，工作面每推采25m,在工作面注洒一次氯化钙，注洒氯化钙的数

量不少于1吨，注洒氯化钙的范围为：回风巷往下20m的工作面。

3、工作面隔离墙必须按照质量要求建筑，保证严密不漏风，减少采空区漏风引起

采空区遗煤氧化自燃。

4、工作面下出口顶板不冒落，造成采空区漏风较大时，在下山角施工隔离墙，采

取减少采空区漏风一致采空区遗煤氧化自然。

5、控制采空区瓦斯抽采量：在满足安全生产需要情况下，当采空区瓦斯抽采管路

中一氧化碳浓度超过50Ppm时，必须控制抽采量，减少因抽采造成采空区漏风引起采空

区遗煤氧化自然。

四、隔绝煤层爆炸的措施

1、在距工作面煤壁60—200m范围内的X4n04回巷、X41104运巷各安装一组隔

爆水袋，隔爆水袋的规格为40L/个。隔爆水袋的总水量不得少于200L/m2

2、需安装隔爆水袋数量的计算

N=200S/40=200X12/40=60个取整双数为60个

即X41104运、回两巷各安装隔爆水袋60个。

五、安全监控措施

1、回采41104综采工作面期间瓦斯传感器的安设

①、安设位置：瓦斯传感器T1安设在距工作面煤壁5—10m的回风巷内。瓦斯传感

器T2安设在X41104材料道与41104回巷交岔点往北10—15m的X41104回巷；瓦斯传

感器T3安设在距X41104工作面煤壁5—10m的运巷，瓦斯传感器T4安设在上隅角。

②、瓦斯传感器报警值的设置及断电范围：瓦斯传感器T1的报警值为三建，断电

值为21.0船复电值为＜1.0%,断电范围为X4H04工作面及X41104回巷、X4H04运巷

一切非本质安全型电气设备的电源；T2的报警值、断电值均为N1.0%复电值为＜1.

断电范围为X4U04综放工作面及X4U04回巷的一切非本质安全型电气设备的电源；T3

的报警值、断电值均为20.5%,复电值为＜0.5%,断电范围为X4H04外运巷一切非本

质安全型电气设备的电源。T4的报警值为N1.0%,断电值均为21.0%,复电值为＜1.0%o

断电范围与T1相同

3、在X41104回巷T2的位置安设风速传感器、温度传感器和C0传感器。风速传感

器的报警值为三4m/s,温度传感器的报警值为三26℃,CO传感器报警值为三24ppm。

4、各被控馈电开关负荷安装馈电传感器，以便对被控开关的馈电状态实行实时监

控。

5、X41104运巷材料道永久风门安装风门开关状态传感器。

6、安全监控分站的安设：X41104运巷安全监控分站按设在三片口运输石门内，电

源取自X41104移动变电站电源侧；回风巷监控分站安设在二片口运输石门内。

7、监测信号必须在监测屏幕上显示，瓦斯监测主控中心值班人员及通风工区调度

员必须经常注意监测屏幕上显示的监测数值，当发现监测异常时，必须立即向矿调度及

通风调度汇报。通风调度员必须立即调清原因，采取措施进行处理，并向矿调度汇报。

8、监测工每天必须对监测电缆进行吊挂，对监测传感器进行调校、维护、每七天

作一次断电实验，保证其灵敏、准确、可靠。

9、安全监控系统出现故障不能对X41104工作面实时监控时，安全监控中心值班人

员必须立即向矿调度及通风调度汇报，由矿调度通知X41104工作面立即停止生产，通

风工区调度员立即调清原因，采取措施进行处理，并向矿调度汇报。待系统正常后，方

可恢复生产。

10、进入X4U04工作面的管理人员必须按照规定佩带便携式瓦检仪并打开，不得

关闭。

11、X41104工作面的供电必须实行瓦斯-电闭锁，严禁任何人甩掉瓦斯电闭锁不用，

保证当风流中瓦斯浓度超限时，能自动切断瓦斯超限影响范围内一切非本质安全型电气

设备的电源。

12、因瓦斯超限而停电的电气设备，只有当瓦斯浓度降到规定值以下时，方可人工

复电，恢复工作。

3.2.3供电系统

1.工作面及运巷供电系统：

由斜四采三片口配电所6kV电源供到X41104移动变电站高爆开关，再分别串联到各

移动变压器高压侧，移动变压器低压侧输出1140V和660V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X41104工作面、运巷及泵站。

2.工作面回巷供电系统：

（1）由斜四采二片口配电所6kV电源供到高爆开关，再分别串联到各变压器高压侧，

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

水泵及绞车。

3.具体供电系统：见X41104工作面供电系统图。

3.2.4供水、供液及排水系统

1.供水系统

（1）工作面及回巷：地面净化站清水池（4寸管）一总回风井一中央泵房一一片

口车场一轨道下山（4寸管分岔）一二片口车场一二片口轨道石门，在二片口轨道石门

与X41104回风通道三岔门处，用2寸管（650无缝钢管）接一趟管路到回巷，供回巷防

尘喷雾及工作面支架喷雾、煤机冷却水和前、后溜机头机尾冷却水用。

（2）运巷及泵站：从轨道下山（4寸管分岔）一三片口车场一三片口轨道石门，

在三片口轨道石门与X41104运巷材料道三岔门处，用2寸管（650无缝钢管）接一趟管

路到运巷，供运巷皮带，转载机，前后溜机头防尘喷雾用。在X40804材料道与三片口轨

道石门三岔门处（4寸管分岔），用2寸管（650无缝钢管）接一趟管路到泵站，供泵站

用水。

2.供液及回液

（1）供液：从泵站到工作面下出口用632高压管铺设一趟管路，供工作面液压支

架、支设单体用。

（2）回液：从工作面下出口到泵站用2寸管（650无缝钢管）铺设一趟管路，供

工作面液压支架回液用。

3.排水

（1）回巷：从工作面上出口往外175m位置（19#导线点往北7m）挖水窝（水窝、

水泵随工作面往前推采到一定距离，往前挖移)，靠回巷下帮挖水沟将水引淌到水窝内，

在水窝处安装两台型号为BQS100—35—18.5/N的潜水泵，铺设一趟长670m的管路(无

缝钢管)到二片口轨道石门水沟处，将水抽到该处水沟内。

排水路线为：X4U04回巷一二片口轨道石门一二片口截水仓

(2)运巷：先在后溜机头正对下帮的临时水仓内安装两台型号为BQS100—35—

18.5/N的潜水泵，靠运巷下帮挖水沟将水引入该水仓内，在水仓处铺设一趟长830m的

管路(6159mm无缝钢管)到三片口轨道石门水沟处，将水抽到该处水沟内。水窝、

水泵随工作面往前推采到一定距离，往前挖移。

排水路线为：X4U04运巷一三片口轨道石门一三片口截水仓

3.2.5通讯与照明

1.在转载机机头和泵站及各部皮带机头各安一部隔爆程控电话与工区

(8176138/37039)、矿调度(8176039/9)及其它单位联系。

2.在转载机机头和泵站各安装照明灯一盏，在工作面及各部皮带每隔15米安装照

明灯一盏。

3.通讯系统图如图3.1所示：

|-----------转载机机头---------------1

工区*--------------►皮带系统,<-------------►矿调度

-----------►液压泵站•<-----------八

'-----------►其他单位◄----------->

图3.1通讯系统图

第4章顶板管理

4.1液压支架参数确定

根据《X41104工作面回采地质及瓦斯地质说明书》给定的顶、底板条件和我矿以。9

煤层开采过程中矿压观测结果及相关资料进行液压支架参数的确定；结合各类支架对顶

板的适应性，及工作面现在条件无法下行支架进行安装，因此延用原工作面现有支架，

液压支架型号为ZF5400/17/27(主要技术参数见表3.2)。

4.1.1支护强度和工作阻力

顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度(见第一章1.2工作面煤层及地

质)。

1.支护强度

q=K]HQgxlO-6(MPa)(4.1)

式中：4一顶板所需的支护强度；MPa

&一作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取5〜8

H一采高；加

「一岩石密度，一般取2.5x103版/疗

g一重力加速度，取10根//

贝I1</=8x2,4x2,5x103x10xIO6=QASMPa〈延用支架支护强度范围。

2.支架支撑顶板的有效工作阻力°(与顶板作用于支架顶梁上的载荷等值)

e=^xl03(kN)(4.2)

式中：歹一一台支架的支护面积，按下式计算。如图4.1所示：

歹=(L+C)x(3+K)仇B(4.3)

式中：心一支架顶梁长度；m

C—梁端距；m

B一支架顶梁宽度；m

K一架间距；m

F=(5.030+0.34)x(1.43+0.30)=9.29m2

c

图4.1支护面积计算简图

则：支架支撑顶板的有效工作阻力

Q=0.48x9.29x103=4459.2kN＜延用支架的工作阻力

3.初撑力

初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响。较大的初撑力能使支架较

快达到工作阻力，减慢顶板的早期下沉速度，增加顶板的稳定性，但对乳化液泵站

和液压元件的耐压要求也将提高。一般取初撑力为0.6~0.8倍的工作阻力。

所以，初撑力P=0.8x4483.2=3586.6SK初选支架的最小初撑力4362AN

4、底板比压

(4.4)

在初选支架的底板比压（1.95〜3.3MPa）范围内。

式中：/一支架底座长度；机

b一支架底座宽度；m

（以上计算式中L、C、B、K、I、b均根据延用液压支架实测所得）

经过以上计算，主要技术参数均符合初选支架要求，再结合工作面设备配套尺寸,

故选用Z尸5400/17/27型低位放顶煤液压支架。

4.1.2顶板控制

1.工作面采用Z/5400/17/27型放顶煤支架，Z/G5400/17/27型放顶煤过度架支护

顶板，支架中心距1.5相。上、下端头缺口采用单体液压支柱支护煤壁区。

2.工作面采用全部跨落法管理顶板。

4.2支护方法（见X4H04工作面支护平面示意图）

4.2.1工作面基本支护

1.支架最大控顶距为5.97m,最小控顶距为5.03m。

2.支架顶梁与顶板平行支设［顶梁仰俯角＞7。，支架间不能有明显错差（不超顶梁

侧护板高度的2/3）。支架不挤、不咬、架间间隙不大于200加机］。支架垂直顶底板，歪

斜〈±5°o

3.工作面拉线作业，支架要排成一条直线，其偏差不超过±50能他，中心距偏差不

超过±100机m。

4.及时移架伸前探梁，端面距最大值4340帆机。

4.2.2工作面上、下出口管理

1.工作面上、下出口支护

（1）工作面上、下出口必须安全、畅通，出口高度不低于2m,行人侧宽度不低于

0.7机。

（2）上下出口的支护：运、回两巷已提前采用全锚网喷支护，经相关矿领导研究

决定，不采用其他支护，如在回采过程中巷道局部地段顶板出现离层、破碎等特殊情况

时，采取补打锚索，架设大棚支护，安全技术组织措施再另行编制。

（3）工作面上下山角施工隔离墙，运巷距转载机机尾0.5m打木垛，隔离墙木垛

随工作面推采重新施工。

（4）现工作面上出口与回巷高差较大，需采用用轨道、11#工字钢配合单体架顺向

抬棚，顶板使用半圆木打木垛接顶。采用2.5~3.5m单体做腿配合1.5〜2.4m长的11#工

字钢做梁，一梁二柱架设抬棚；顶板掉空及超高处时，先用两棵长度适宜的轨道轨道顺

巷道架设，一头搭在101#综放支架前梁上部，两棵轨道排距为L0米，另一头2.5〜3.5m

单体做腿配合1.5〜2.4m长的11#工字钢做梁，一梁二柱架设抬棚支护（棚距为1.0米）；

顶板掉空及超高处用半圆木进行打木垛接顶支护。

（5）工作面下端头采用3.5m长的11*花边工字钢梁配合2.5〜2.8m的液压单体架设两对

迈步抬棚；抬棚均为一梁三柱，迈步抬棚棚距为200mm,随工作面推进交错迈步前移0.6m（正

常情况）。11#花边工字钢棚梁距为（中一中）为0.5m,单体间距为1.0m。使用的棚梁严禁侧向，

严禁缺脚。

4.2.3运、回两巷超前支护

运、回两巷超前支护由于已提前采用全锚网喷支护，故不再选用其它支护方式。如

在回采过程中巷道局部地段顶板出现离层、破碎等特殊情况时，采用2.5—2.8m单体和

3.5m长的工字钢梁做顶梁配合使用作超前支护。运巷超前支护距离从煤壁到超前溜子机

头（前10m为双排，后10m为单排，和一梁三柱、柱距1m）,回巷超前支护从煤壁往外20m（前

10m为双排，后10m为单排，和一梁三柱、柱距1m）。运巷超前支护为两排，距超前溜子

两侧各0.3m支设，直至超前溜子机头（超高地段采用L8m长的半圆木架木垛将顶板接

实）。回风巷超前支护为两排，分别靠上、下帮支设。超前支护段人行道宽度不低于1.0m。

第5章劳动组织循环与技术经济指标

5.1作业方式

为了提高工作面的生产效率，保证有固定的机械设备检修时间，较好地保障工作面

开采设备的可靠性和完好性，工作面采用“三•八”工作制，三班出煤，班内检修。（见

X4H04工作面正规循环作业图）。

5.2劳动组织与劳动力配备情况

工作面劳动组织与劳动力配备情况如表5.1所示：

表5.1劳动组织与劳动力配备表

班次在册出勤

夜班早班中班合计夜班早班中班合计

跟班区长11131113

班排长22262226

验收员11131113

机组司机444123339

溜子司机33392226

泵站司机11131113

皮带司机7782266618

移架工7661944412

端头工91092888824

电钳工22261113

液压工11131113

浮煤工1010103088824

抽水工22262226

机电维护工19191818

皮带维护工8888

巷道维护工10101010

合计509050195407640156

5.3工作面技术经济指标表

根据工作面的基本条件、材料消耗定额和工作面的基本参数，计算并编制工作面的

技术经济指标表。如表5.2所示:

表5.2工作面主要技术经济指标表

项目单位数量项目单位数量

走向长度m250

倾向长度m154.5

工材

平均煤层厚度m6.911’工字钢梁根36

作料

开采厚度2.4

面m消铁鞋块100

基煤层倾角(°)14耗坑木m3/kt0.35

本回采面积m2107377.5指截齿个/kt1.2

参地质储量t1037266.标乳化油Kg/kt15

数7

可采储量t964658液压油Kg/kt10

回采率%93编织袋个/kt200

煤层容重t/m31.4其它

顶板类级2II工作制度三•八工作制

工循

地板分级II作业形式三班出煤班内检修

作环

支护方式放顶煤液压支架循环进度m0.6

面作

支架数量台101循环产量t