煤矿作业规程(66页).doc

《煤矿作业规程(66页).doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤矿作业规程(66页).doc（65页珍藏版）》请在得力文库 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、-煤矿作业规程-第 64 页目 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

2、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

3、井上下关系（表1）水平名称380采区名称南二区地面标高工作面标高4地面相对 位 置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、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。井下位置及与四邻关系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。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；西以下水平隔离煤柱为界；北面为S1825工作面采空区。回采对地面设施的影响6#、8#煤层回采后,累计采高，根据水文地质规程计算8#煤层采空区冒落裂隙带高度约左右，而工作面与地面的高差约为382.5 m。预计6#、8#煤

4、层回采后对地面设施,有一定影响，局部地段地表有开裂、下沉现象。走向长度m154181倾斜长度m455526面积m2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(m)煤层倾角() 7 13 平均9煤层结构简单硬 度煤 类低磷无烟煤可采指数%变异系数%25稳定程度稳定煤层情况 描 述，平均煤厚。黑色，块状，金属光泽，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 别岩石名称厚 度m岩性特征 基本顶砂质泥岩深灰色, 具泥质条带,含黄铁矿结核石。直接顶细 砂 岩深灰色，显水平层理，含黄铁矿结核石

5、。伪 顶 砂质泥岩黑灰色，断续缓波状层理，含黄铁矿结核。类 别岩石名称厚 度m岩性特征 直接底泥 岩黑灰色，微波状层理，含黄铁矿结核。基本底砂质泥岩深灰色砂质泥岩,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，平均。煤层产状：297，倾角713，平均9，工作为煤层赋存稳定。S1826工作面机巷、回风巷及切割巷共揭露断层2条，落差2.30m，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

6、左右，进入上盘煤层压薄到1.30.90m。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)断层名称走向(度) 倾向(度) 倾角(度) 性质落差(m)对回采的影响f124615661正对回采有一定影响。f224415460正对回采有一定影响。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。玉龙山组一、二、三段，总厚。飞仙关组一、二段，总厚。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m，已超过长兴组石灰岩含水层；为煤层顶板直接充

7、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23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

8、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。m3/h m3/h。二、放水孔坐标放水孔坐标（表5）放水孔编 号开孔坐标终孔坐标备注XYXY1#孔管孔2#孔通风兼放水孔第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表（表6）瓦 斯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3/t。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#煤层为类，属自燃煤层。低 温Tn

9、=(Hn-h)/s+t=(396.3-160)/53.8+19=23.4C。地 压无冲击地压。第七节 煤层储量储量计算（表7）块段号工作面走向长（m）工作面倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工 业储 量 （万t）回采率(%)可 采储 量（万t）-111b154371571342.80095-111b18166138184622.80095合计/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。S1826工作面回采前，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S

10、1826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一个放水孔；C16（转点）点向东6.0m左右施工有直径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，最薄处只有m。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，

11、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m，平均m。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

12、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，返回装载浮煤并割下（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

13、A 斜切进刀图B 抵机头部分图C 回刀图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）设备名称规格型号单位数 量功率备 注采煤机MG-150/375-W台1375KW运输机SGZ-630/400部1400KW转载机ZGD-630/75部175KW破碎机LPS-

14、1000K部1110KW乳化液箱XRXT台1乳化泵XRB2B-80/350台255kw一台备用移动变电站KBSGZY-800/6/1140台1液压支架QYS1700-14/31架130工作面皮带机DSJ-80-2X75部1150kw扩音电话ZX-2台7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

15、一、液压支架支护强度校验1、按经验法计算支护强度 ptk=9.81*2.7*2 kN/m2式中：pt-工作面支护强度，kN/m2； h-采高（m）；-顶板岩石容重，kN/m3。一般可取2.5 kN/m3。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48，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1顶底板直接顶厚度mm基本顶厚度mm直接底厚度mm2直接顶初次垮落步距m10-1210-123初次来压来压步距m1

16、2-1512-15最大平均支护强度kN/m2580610最大平均顶底板移近量mm380380来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m99最大平均支护强度kN/m2430430最大平均顶底板移近量mm260260来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kN/m2290290最大平均顶底板移近量mm1601606直接顶悬顶情况m007底板允许比压MPa8直接顶类型类9基本顶级别级10机巷道超前影响范围m1212风m18183、选择本工作面支护强度：pKN/m24、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

17、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比表（表10）项 目工作面条件支架适应条件采 高m倾 角90 90煤 厚m3.6煤层硬度底板比压支护强度 KN/m2400 KN/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XRB2B-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35执行，水质为中性，乳化

18、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）支架宽度（m）支架中心距（m）初撑力（KN）1122-1224额定工作阻力（KN）4800支护强度（MPa）对底板比压（MPa）泵站压力（MPa）支架重量（t）二、工作面支护与采空区处理1、支架

19、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35m。3、移架步距：0.6m。4、推溜方式：滞后煤机1015m推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为60050mm，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

20、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；然后按由里向外、由下向上的顺序逐棚卸载单体支柱并拉出，最后再回收顶梁。3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上侧采用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“”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500

21、mm，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“”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“”型钢梁一梁两柱跨运输机架设一临时棚，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。“”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

22、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340mm且小于500mm又不能够及时移架支护时，必须采用顺山挑棚及时维护，支护形式为：采用2001600mm半圆木配合DZ28-25/100型单体一梁两柱顺山支设。2、戗柱：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戗柱，支设戗柱时，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2001600mm半圆木配

23、合DZ28-25/100外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距75050mm，半圆木支架侧一端插入支架顶梁上方，搭接长度不小于200mm，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：抹帽；挑棚；套棚。 2、超前支护的范围：三巷自工作面煤壁向外020m范围内必须超前支护，其中：012m范围内必须超前抹帽，1220m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

24、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2003000mm半圆木一梁三柱走向架设，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 阶段控顶距（m）初撑力（KN）放顶步距（m）端面距（mm）底板比压（MPa）最大最小支架支护1122340七、

25、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23），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、浮矸上。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

26、，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，从机巷处第一架开始，直到风巷处最后一架依次为：1、2、3101、1

27、02、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、2070、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35%。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

28、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 位按瓦斯涌出量计算Q采=100 q采KCH4 1005=750m3/min按工作面温度计算Q采=60V采（Smax+Smin）/2601.213.5972m3/min按同时工作最多人数计算Q采4N=410

29、0=400m3/min按同时一次爆破炸药最大量计算Q采25Am3/min按 公 司 规 定500m3/min初 次 选 择1000m3/min按风速验算最低风速Q采 m3/min最高风速Q采240S=3240m3/min风量确定1000m3/min说明栏说明：Q采回采工作面实际需要风量；q采3/min；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5；V采采煤工作面风速，取1.2m/s；S采2；N工作面最多人数，按100人计算；A一次爆破炸药最大量； 二、通风路线新鲜风流：主副斜井 南区运输大巷南二皮带大巷S1826机巷进风行S1826机巷工作面。污风风流：S1826工作面S1826回风巷南二区总

30、回风巷D1613上下瓦斯行S1614上下瓦斯行北三集中回风下山北风井地面。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：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，m3/tQB开采层本煤层瓦斯涌出量，m3/t；QB=KwKdKzKs（m/m0）WhQN临近层瓦斯涌出量，m3/t；QN=（mi/m0）b

31、iKSWiKwKd丢煤损失系数；KD=100/（100-C），C损失率，%Kz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，一般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，mM0回采高度，mWh3/tmi邻近层厚度，mWi邻近层瓦斯含量，m3/tbi邻近层瓦斯涌出程度系数3/t。日产量与瓦斯涌出量关系（表14）日 产 量（t）300040005000预计瓦斯涌出量（m3/min）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

32、层孔实现高低浓度分开。主要采用高位钻场、老塘埋管、上隅角插管等立体抽放技术。20m立孔上隅角插管采空区立 体 抽 放 示 意 图漏风210 (1)高位钻场钻场设计位于煤层顶板，倾角30，斜长10m，钻窝规格深高宽4m3.0m4.0m，钻场间距100m。钻场内采用高压水射流供风。钻场内布置35个孔，终孔位于煤层顶板上1015米、终孔间距5-10米，孔深150m，压茬长度50米。S1825采空区S1826风巷1015m工作面钻孔机巷S1826风巷顶板走向钻孔抽放管路冒落带S1826风巷高位钻场钻孔布置示意图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

33、，钻孔孔位必须降低。钻孔位于冒落拱的顶部（冒落拱一般为34倍的采高）、采空区流场中的瓦斯聚集区，位于风巷下510米左右，高度上保证有效的钻孔抽放区间为36倍的采高（1020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。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

34、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（一般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。 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，并用编织带冲装碎矸石等，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

35、角，用黄泥堵住缝隙以免漏气影响抽放效果。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1025m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；加强瓦斯监测监控，确保瓦

36、斯传感器断电功能灵敏可靠；加强工作面上下出口管理，确保通风断面符合要求；定期进行电气设备检查，杜绝失爆现象；隔爆水袋安设齐全，各种防尘设施正常使用；综采工作面必须实现快运，以减少落煤放散瓦斯；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30100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，确保工作面安全回采。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5m3/min计算，则采空区

37、抽放量为13.6 m3/min，其中高位钻孔抽放为10m33/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，m3/min； 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250mm的薄壁管。2、泵的选型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摩擦阻力 HI=35316(Q2rL/KD5)式中：HI管路的摩擦阻力，Pa;L管路长度，mr混合瓦斯气体的

38、相对密度，查表得K系数，查表得D瓦斯管内径，cmL=1300m,查表可得r=0.722、K=0.71,D=15cm.带入公式计算可得HI局部阻力按照摩擦阻力的1020计算，取摩擦阻力的15， HI =15%2148.6=322.3 Pa。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Hk20Kpa。抽放泵压力计算 Hp=(HI+HI+ HK)KpHI 管路的摩擦阻力；Pa;HI管路的局部阻力，Pa;Hk 孔口负压，取20000PaKP 备用系数，这里取1.2。把以上数据带入计算可得 Hp26965.1Pa。泵的流量计算 QP=QKQ.kV式中：QP瓦斯泵的工作流量Q抽

39、放的瓦斯纯量，10 m3/minC泵吸气口瓦斯浓度，40n 泵的机械功率，n80KQ抽放流量备用系数，KQkV瓦斯压缩系数。kV1013/（1013HK带入数据可得QP3/min。按实际抽放为额定抽放率的75计算，抽放泵的能力为62.3 m3/min，才能满足高位钻孔抽放的需要。老塘埋管Qp=67.28 m3/min。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（最大流量80 m3/min）同时抽放，才能满足抽放设计要求。泵站及管路布置利用349回风联巷作为移动瓦斯泵站抽放采空区瓦斯。进气管路线：3410钻场抽放钻孔（管）349机风巷3410瓦斯泵站，排

40、气管路线：3410瓦斯泵站北翼辅助总回风巷，最后抽放瓦斯从北翼总回经中央风井排至地面。抽放泵站采用“双三专”供电。抽放管路的具体布置见抽放系统图。抽放管路按瓦斯抽放管理规范的要求敷设，在低洼处安设自动放水器。排放口在北翼辅助总回风巷，稀释后排放至北总回风道中。在排出口上风侧5m、下风侧30m各安装全断面栅栏，并揭示警标，栅栏间禁止行人和任何作业。在下风侧栅栏外5m内安装瓦斯传感器，断电瓦斯浓度为1.0，当瓦斯浓度超过1.0时，必须停止瓦斯泵的运转，采取措施进行处理。泵站内瓦斯浓度不得大于0.5，每小班检查不少于3次。五、瓦斯抽采系统示意图（附图7）第三节 综合防尘系统一、综合防尘措施本工作面煤层根据有关资料表明具有爆炸性、因此应综合防尘。1、完善防尘系统，防尘设施。2、实行煤体超前注水，润湿煤体，搞好综合防尘。3、在各运煤转载点，要架设喷雾装置，出煤则喷雾。4、机巷设喷雾泵对工作面各喷雾装置进行供水。5、采煤机内外喷雾完好，支架设架间喷雾，移架时打开。6、机电设备上的煤尘应做到班班清理，防止煤尘堆积。7、进风巷应设二道净化水帘，风巷设三道水幕。8、两巷定期冲刷，支架间保持班班洒水，防止煤