第1章工作面概況

1.1工作面位置及井上下關系

該面位于斜四采區北翼二片口至三片口之間，南至斜四采區井筒保護煤柱線，北至

采區技術邊界線；該面傾斜上方有X4H02工作面采空區，頂部有X40804、X40702、X40102、

X2019、X20110.X2011KX20H2工作面采空區（見工程平面圖）。

該面地表為山坡耕地，地表有民房，正在辦理搬遷避讓工作，地表最大標高2090m,

最小標iW）1980m；該面回巷最低標tWj為1446.5m,最圖標圖為1464.2m；運巷最低標tWj為

1408.8m,最高標高為143L4ni,該面與地表最大高差為681nl最小高差為515.8m。

工作面走向長度最大為270m,最小為230m,平均走向長度為250m,最大傾斜長度為

156m,最小傾斜長度為152m,平均傾斜長度154.5m；煤層傾角最大16°,最小12.5°,

平均14°o

1.2工作面煤層及地質

1.2.1煤層情況及特征

1.工作面煤層編號為1r，煤質牌號為氣肥煤，煤層較穩定，變化復雜。煤為黑色

半暗型夾部分半亮型，少量暗淡型，條痕黑褐色，油脂光澤?弱玻璃光澤，性軟松?堅

硬，以暗煤、亮煤為主，少量鏡煤，煤層下部含絲炭較多。灰份20.14%,硫份1.6版

水份0.93%,發熱量為6000大卡/依以上。

2.煤層結構復雜，煤層容重為1.4"，煤層厚度最大9.6m,最小5.6m,平均6.9m,

煤層生產能力為10.78"小。

1.2.2頂、底板巖石性質（見地層柱狀圖）

工作面直接頂為深灰色泥質粉砂巖，含豐富的腕足類動物化石；老頂為灰色細砂巖。

底板為粘土巖至細砂巖。

1.2.3地質構造

該工作面主要受fl、f2、f3等斷層影響。

1.2.4水文地質

該面主要受傾斜上方X4H02工作面采空區，頂部X40804、X40702,X40102、X2019、

X20H0、X20111.X20112工作面采空區積水及斷層裂隙水影響，預計回采期間最大涌水

量為150機3/%,2010年11月25日，在X4H04回巷19#導線點處對X4H02工作面采空區積水

進行探放，所施工的9個放水鉆孔共放出凈儲水量11674m3,積水標高由+1469m降到了

1462.1m,其采空區剩余積水量為14606m、頂部X40804采空區積水面積為21829.3m?,積

水量為11132.9m',積水標高+1451.7m,回采前必須完善好排水系統，安裝好有足夠能力

的排水設備。

1.2.5瓦斯地質

1.該面埋藏深度大，瓦斯含量高，頂部有X40702、X40804作為上保護層已開采，

但該煤層屬于煤與瓦斯突出煤層，且有自燃性爆炸危險。

2.該面掘進期間瓦斯最大涌出量為8.37///min,最小瓦斯涌出量為2.55機'/min,

故在回采前應先實行“先抽后采”措施并加強瓦斯，煤塵及通風管理（抽放情況及消突

評價報告由通風工區另出）。

1.3儲量計算

1.工作面參數如表1.1所示

表1.1工作面參數

7

參\n走向長傾斜長開采厚傾角容重回采開采面積（機）

、征

、^數\度（祖）度（相）度（相）（°）（〃加3）率

平面積斜面積

最大27015616

最小2081522.412.51.40.9333835.534960

平均219154.514

2.儲量計算：

地質儲量=219x154.5x1.4x6.9=326850.93(r)

可采儲量=326850.93x0.93=303971.360)

3.工作面預計2013年10月中旬投產，2014年1月份回采結束。

第2章采煤方法及采煤工藝

2.1采煤方法

原X4U04工作面采用走向長壁后退式綜采放頂煤法一次采全高，由于工作面頂板來

壓大；頂板破碎嚴重，造成支架倒架、歪架、擠架；后溜與支架后尾梁間隙小，容易造

成較大肝石卡死后溜，后溜無法運轉，以及后溜常被支架后尾梁壓死，無法采用走向長

壁后退式綜采放頂煤法一次采全高進行順利回采，故根據工作面現在的條件采用走向長

壁后退式綜采法一次采2.4米高，使用原工作面煤機、支架、前溜、轉載機等其它設備

進行繼續回采。

1.工作面采高

工作面煤層厚度最大9.6m,最小5.6m,平均煤厚為6.9m,由于現工作面與煤層底板

落差為3米，故在回采期間到60米需進行提溜，提溜高度為3米，平均每米提溜50mm（工

作面推進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

根據所選支架性能及我礦開采11#煤層的經驗，以及現無法對原用煤機進行回收和安

裝新煤機，故延用原綜放工作面MG300/700-AWD型交流電牽引采煤機落煤。

3.裝煤及運煤方法

采煤機割煤后，采煤機滾筒通過螺旋葉片將煤裝入前輸送機運出工作面，工作面選

用SGZ764/500型刮板輸送機運煤。

2.2采煤工藝

煤機從中部斜切進刀往機尾割煤，從機尾掃浮煤到中部，從中部斜切進刀往機頭割

煤，從機頭掃浮煤到中部，循環進度0.6m。

1.進刀方式

采用中部斜切方式進刀，見煤機進刀方式圖。

2.工藝流程

煤機中部穿刀上行割煤到機尾一跟機拉架一從機尾返回清理浮煤到工作面中部一

移上半段溜子一煤機下行割煤到機頭一跟機拉架一從機頭清理浮煤上行到中部吃滿刀

一移下半段溜子。（以此循環、每班按2刀組織）

3.工藝要求

（1）割煤：煤機單向割煤，自行裝煤，沿煤層頂、底板回采，頂底板割平，不出現

臺階、煤壁平直、無傘檐。工作面采高不低于2.4m。

(2)移架：移架滯后機組后滾筒4?6架，進行跟機移架立即支護頂板，拉架必須

在溜子運行過程中進行，拉架時要隨時觀察溜子的運行情況，發現溜子運行負荷增大時,

必須及時停止拉架，待溜子開空后，方可繼續拉架，若煤壁松軟、頂板破碎時，應及時

拉超前架，伸出前探梁打出護幫板護頂、護幫，支架要移成一條直線，初撐力達到要求,

支架接頂嚴實，移架步距為0.6勿。

(3)推溜：在煤機割煤后，滯后煤機10?15〃依次按順序移溜到機尾(機頭)，推

溜一律在溜子運行中進行。推溜使用液壓支架推溜千斤頂進行。

(4)清理：工作面面溜在推移過后，必須將支架底座前方和支架間空隙的浮煤及連

桿機構內外的浮煤清理干凈，拉架前，必須將其前方浮煤(砰)由人工用鏟摧入溜子中

運走。

第3章生產系統

3.1工作面設備布置

X41104工作面機電設備安裝系統圖。（使用原工作面機電設備）

1.工作面前溜一部，型號：SGZ764/500,電機功率2X250kW,輸送量900t/h。

2.轉載機一部，型號：SZZ630/2X132,電機功率2義132kW,長度42.5m。

3.破碎機一部，型號：PLM1000,電機功率132kW

4.交流電牽引采煤機一部，型號：MG300/700-AWD,電機功率300X2+40X2+7.5kW

主要技術參數如表3.1所示：

表3.1采煤機主要技術參數

名稱技術參數名稱技術參數

最大開采高度3200mm搖臂長度1950mm

滾筒直徑①1600mm滾筒轉速39.26r/min

交流變頻調速齒輪銷排截割電機AC1140V

調速和牽引方式電壓

式無鏈牽引牽引電機AC380V

臥底量310mm重量36t

牽引速度0~7.7~12.8m/min牽引力550~320kN

截深730mm機面高度1238mm

4-M48X3液壓拉桿聯

搖臂擺動中心距6200mm對接面連接方式

接

6.液壓支架101臺，其中基本架96臺，型號：ZF5400/17/27,端頭架5臺，型號:

ZFG5400/17/27,基本架主要技術參數如表3.2所示：

表3.2ZF5400/17/27型低位放頂煤液壓支架主要技術參數

項目數值單備注

位

高度1700--2700mm

寬度1430—1600mm

中心距1500mm

初撐力4362KNP=31.5MPa

工作阻力5400KNP=39MPa

支護強度0.64-0.68(f=0.2)MPa采高

底板比壓1.95?3.3(f=0.2)MPa平均值

泵站壓力31.5MPa

采高2.0~2.4m

重量19766Kg

操縱方式本架操縱

適宜煤層傾角W15°

7.運巷可縮皮帶一部，型號：DTL100/2X90,長度800m;三片口運輸石門311#皮帶一

部，型號:SDJ150P

8.18.5kW潛水泵四臺，型號：BQS100-35-18.5/N,排量為100//人

9.乳化液泵站按“三泵二箱”配置，型號：DRB315/31.5o主要技術參數如表3.3

所示：

表3.3DRB315/31.5乳化液泵主要技術參數

公稱流量3151/min公稱壓力31.5MPa

柱塞直徑50mm柱塞行程64mm

柱塞數目5個曲軸轉速548r/min

電機功率200kW電壓U40/660V

泵組外型尺寸2900X1200X1300泵組重量3900Kg

含3-5%乳化

配套液箱容積2500L工作介質

油中性水溶液

3.2生產系統

3.2.1運輸系統

1.原煤運輸路線

X4H04工作面溜子一X4n04運輸巷轉載機一X4n04運輸巷可縮皮帶一三片口運輸

石門3H#皮帶一三片口小眼一斜四采運輸機下山一地面。

2.材料運輸

（1）采用3T礦車或專用花車（平板車）運輸。

（2）運輸路線：①回巷：地面一斜井副井井口一副井底彎道一一片口車場一二

片口車場一二片口軌道石門-X4n04回風通道-X4n04回巷一使用地點

②運巷：地面一斜井副井井口一副井底彎道一一片口車場一三

片口車場一三片口軌道石門-X41104材料道-X4U04運巷f使用地點

3.2.2“一通三防”與安全監控

X41104運回巷掘進期間，最大瓦斯涌出量為8.37nl7min,煤塵具有爆炸危險性和

自然發火傾向，自燃發火期為4-6個月，綜合以上因素，在回采期間，必須加強“一通

三防”工作。

第一節、通風瓦斯管理安全技術措施

一、瓦斯涌出量及配風量計算

（一）、X41104綜采面開采保護層、進行區域瓦斯預抽后煤層瓦斯含量計算：

1、煤層瓦斯抽采量

從2010年8月份起，該工作面在掘進期間在運巷及回巷施工超前鉆孔及本煤層

3

鉆孔對煤層瓦斯進行預抽，至2011年8月31日，共抽采瓦斯1367807.4mo

2、工作面釋放范圍：

根據地測科編制的《水城礦業集團有限責任公司汪家寨煤礦斜井X41104工作面

回采說明書》可知：X41104工作面的大部分回采范圍均處在X40804采空區、X40702

采空區的保護范圍，未保護范圍內均采取本煤層抽放鉆孔進行預抽煤層瓦斯。

3、工作面未解放范圍原始瓦斯含量計算

根據《水城礦業集團有限責任公司汪家寨煤礦瓦斯賦存規律研究研究報告》對斜

井11#煤層考察得出：11#煤層的瓦斯含量為：11.58n?/t。

4、工作面地質儲量

根據《水城礦業集團有限責任公司汪家寨煤礦斜井X4U04工作面回采說明書》，

X41104工作面地質儲量為1037266.7噸。

5、工作面煤層瓦斯儲量：

q儲=人W

=1037266.7X11.58

=12011548.4m3

式中：

A一工作面地質儲量t

W一原始煤層瓦斯含量11.58nr'/t

6、開采解放層時11#煤層的瓦斯涌出量

①、X40702工作面回采期間11#煤層瓦斯涌出量

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工作面時11#煤層受采動影響瓦斯排放率

q2-7一回采X40702工作面時11#煤層瓦斯涌出量

A7一回采X40702工作面時11#煤層的保護面積m2

W一回采X40702工作面時11#煤層的瓦斯涌出量m3

②、X40702工作面回采后11#煤層的瓦斯含量

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

=10.41m3/1

③、X40804工作面回采期間11#煤層瓦斯涌出量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工作面時11#煤層受采動影響瓦斯排放率

q2-8一回采X40804工作面時11#煤層瓦斯涌出量

A8一回采X40804工作面時11#煤層的保護面積m2

W一回采X40702工作面時11#煤層的瓦斯涌出量m3

④、X40804工作面回采后11#煤層的瓦斯含量

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

=8.17m3/t

⑦、開采解放層后11#煤層的瓦斯儲量

q儲后=AW1『8

=1037266.7X8.17

=8474468.9m3

7、抽采后煤層瓦斯含量

Wh=(q儲后-q抽)/A

=(8474468.9-1367807.4)/1037266.7

=6.85(m3/t)

3

經計算，X41104工作面抽采后煤層殘余瓦斯含量為6.85m/to

(二)、回采期間瓦斯涌出量：

1、X41104工作面開采期間瓦斯涌出量：

⑴、臨近層瓦斯涌出量：

①、開米11#層時，7#層的瓦斯涌出量：

K7=l-47/50

=0.06

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

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

=0.04m3/t

②、開采11#層時，8#層的瓦斯涌出量：

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#層瓦斯涌出量：

K14=l-ll/50

=0.78

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

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

=0.49m3/1

開采期間臨近層瓦斯涌出量

q2=q2-7+q2-8+q2—14

=0.04+0.08+0.49

=0.61m3/t

④、X41104工作面開采期間本煤層瓦斯涌出量:

ql=KlXK2XK3Xm/MXWh

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

=7.76m3/t

⑤、X41104工作面開采瓦斯涌出總量為

q3<=ql+q2

=7.76+0.61

=8.37m/t

⑥、開采期間的絕對瓦斯涌出量為

Q采=AqXq采/1440

=1866X8.37/1440

=10.8m3/min

2、瓦斯來源分析：

⑴、臨近層絕對瓦斯涌出量

7#、8#、14#層瓦斯涌出量：

Q采臨=AX0.61/1440=1866X0.61/1440

=0.79m3/min

⑵、本煤層絕對瓦斯涌出量

q2?=AXq2/1440=1866X7.76/1440

=10m3/min

X41104米面回米時瓦斯來分析表

臨近層合計

地點本煤層備注

7#、8#、14#(m7min)

瓦斯涌出量（m7min）100.7910.79

占總量的外92.677.28100

（三）、瓦斯治理方案：

1、瓦斯抽米：

（1）、開放式抽采

①、瓦斯抽采量：

回采期間，臨近層瓦斯及本煤層采空區瓦斯從采空區涌出，采取上隅角采空區

埋管抽采，抽采量為臨近層瓦斯涌出量4ni7min。

②、抽采能力及瓦斯抽采系統：

抽采量為4m3/min,抽采濃度按5%計算，抽采混合量為80nT'/min。

X41104采面回風巷開放式抽放系統采用我礦中心泵房現有的兩臺SKA-520型水

環式真空泵作為抽放泵，該泵最大抽速為：197m3/min,電機功率為：220KW。已安

裝抽放管道采用6350mm螺旋焊管自中心泵房一斜四采回風井一斜四采回風下山，

用6300mm螺旋焊管從回風下山與二片口回風通道交岔點分岔，經二片口回風通

道、二片口軌道石門、X4H04材料道、X41104回巷接到采面上隅角采空區。斜四采

區開放式抽采系統只抽采X41104采空區及斜四采密閉，抽采能力滿足抽采需要。

④、抽采方法：

在回風巷上幫安裝瓦斯抽放管道，管道每隔50m安裝一個三通（帶閘閥），抽采管

路主端抽采能力下降，不能對上隅角瓦斯進行抽采時，在三通上及時接邁步管進行

抽采。

2、回采期間的配風量：

①、回采期間的風排瓦斯量為煤層開采期間本煤層瓦斯涌出量減去本煤層抽放瓦斯

量，即：

q風=q絕一q抽=10.79—4=6.79m3/min

因此，X41104綜采面開采時風排瓦斯量應不小于1.75m3/mino

則配風量為：Q=q風X100XK

式中：Q---工作面配風量，m7min；

q風一風排能稀釋的瓦斯涌出量，mVmin；

K—瓦斯涌出不均衡系數，K=1.2。

貝ll：Q=q風X100XK=6.79X100X1.2=814m'/min

根據計算X4U04綜采面生產期間的配風量不得低于814m7min。

②、風速驗算：

根據巷道斷面驗算風速：

V=Q/(60XS)

式中：V——巷道風速，m/s;

Q---工作面配風量，m7min,

S---回風斷面，m2

V=814/(60X8)

=1.7(m/s)

0.25m/s<V<4m/s,巷道風速符合要求。

B、工作面風速

①、按工作面最小控頂步距計算最大風速

V^Z=Q/(60X(h-0.3)Xb小)

式中：V大---最大風速，m/s;

h——平均采高，2.4m；

0.3——支架頂梁厚度，0.3m；

b小---最小控頂距，5.03m。

X大=01/(60X(h-0.3)Xb小)

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

=1.2(m/s)

②、按工作面最大控頂距計算最低風速

V^=Q/(60X(h-0.3)Xb大)

=814/(60X(2.4-0.3)X5.97〕

=1.08m/s

式中:

b大---最大控頂距，5.97m；

0.25m/s<V<4m/s

根據風速驗算，配風量符合要求。

③、根據最高允許風速計算巷道斷面:

S=Q/(60XV最)

=814/(60X4)

=3.39m2

式中:

V最----采煤工作面允許的最高風速，4m/s；

在實際生產過程中，應根據實際瓦斯涌出量適當增減風量，以滿足生產的需要；在

保證瓦斯不超限的情況下，應減少配風量。

第二節、防治煤與瓦斯突出措施

防治煤與瓦斯突出措施由通風工區另行編制。

第三節、防治粉塵措施

一、防治粉塵技術措施

1、需要的防塵供水壓力

①、根據《煤礦井下防塵綜合防治技術規范》AQ1020-2006技術規范，煤機噴

霧壓力不得小于2MPa,外噴霧壓力不得小于4MPa,

②、架間噴霧水壓不得小于1.5MPa。

根據以上規定，41104工作面防塵水壓力不得小于4MPa,

2、防塵水量計算：

采煤機需水量：3.0m7min;架間噴霧需水量：2.5mVmin；運、回巷水幕需水量:

0.95mVmin；沖洗巷道的防塵水管需水量：0.018mVmin；

Q=3.0+2.5+0.95+0.018

=6.47mVmin

X41104綜采工作面防塵用水總水量為6.47m7min

①、管徑計算：D=(Q+(900JTV))1/2

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

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

=0.034m=34mmV50mm

式中：D—防塵管路管徑，m;

Q----總需水量，

n——圓周率，取n=3.14；lmH20=9806Pao

v——水管經濟流速，取1.5——2.2m/s

根據驗算2〃供水管能滿足供水量要求。

3、供水管路系統:

X41104工作面回巷供水管路：地面凈化站清水池用6〃鐵管經副井、X1500大巷、

一片口車場、斜四采軌道下山，運輸巷用4〃管從軌道下山分岔經二片口車場、二片口

軌道石門，從二片口軌道石門，用2〃管從二片口軌道石門分岔，經X41104材料道接

到X41104工作面上出口；運輸巷用2〃管從軌道下山分岔經三片口車場、三片口三片

口進風通道、三片口運輸石門，用2〃管從三片口運輸石門分岔，經X41104運煤通道、

X4n04運巷接到X4n04工作面下出口。

4、供水壓力：(HO-H)X9806

=(1700-1464)X9806

=2.3142164Pa

=2.3MPa

0.39MPa<2.3MPa<4MPa

式中：HO---蓄水池標高，m

H41104回巷最圖標IWJ,m

9806---lmH20=9806Pa

通過計算，靜壓供水壓力不能滿足防塵需要，故需要安裝加壓泵，在采煤機啟動、

工作面拉移支架時，開啟加壓泵給采煤機及防塵水幕供水。

5、運、回巷各設三道水幕，第一道距工作面煤壁<30m,第二組距第一組30—40m,

第三組距第二組30—40m。工作面每臺支架必須安設一組自動噴霧。

6、防塵管路的“三通”及閥門必須完好、靈活可靠。

7、在距工作面煤壁60-200m的運、回巷各安裝一組隔爆水袋，隔爆水袋的總水

2

量不得小于200L/mo

8、運輸系統各轉載點都必須安設噴頭，噴頭安裝在運輸機機頭上方，距機頭

300-400mm。噴頭必須霧化良好，開動運輸機運煤前，必須將噴頭打開。

二、防塵安全技術組織措施

1、X41104工作面運回巷的防塵管路由安裝工區安裝后交回采單位維護；防塵水幕

由通風工區安裝后交由回采單位維護；各轉載地點的噴頭由轉載機使用單位安裝并維

護；隔爆水袋由通風工區安裝，通風工區維護；其他防塵管路由機電工區維護。

2、X41104運巷、回巷噴霧必須能覆蓋巷道全斷面，工作面架間噴霧霧化必須良好。

在割煤、移架、放頂煤之前，先將工作面及運、回巷噴霧打開。

3、X41104在回采期間，X41104各個轉載點噴頭霧化效果必須良好，運輸機在運煤

過程中，必須開啟噴霧灑水降塵。

4、工作面架間水幕的使用由移架工負責，回風巷凈化水幕的使用由瓦檢員負責，

各轉載點的噴霧使用由各轉載機司機負責。

5、X4U04回巷、X41104運巷的粉塵每天安排人員沖洗一次，工作面支架上的煤塵,

由回采單位每班安排人員沖洗，不得出現粉塵堆積、超限。

6、放頂煤時，在能放下頂煤的情況下，應盡量降低后尾梁，并將后尾梁防塵水幕

打開，減少粉塵產生量。

7、通風工區安排人員按規定定期對采煤工作面及回風巷的粉塵進行測定，并上報

有關部門及領導，發現粉塵超限時，停止生產，及時向有關領導匯報，責令有關單位嚴

格執行防塵措施。

8、隔爆水袋由通風工區經常檢查、維護，發現水量不足或水袋損壞，要及時加水

或更換。

9、防塵管路由回采單位經常檢查、維護，保證不間斷供水，當防塵管路不能供水

時，水壓達不到要求時，采面不準生產、割煤。

三、防滅火技術措施

1、注氮防滅火：

斜四采封閉式瓦斯抽采系統只抽采X4U04運巷，在41104采面回采期間、41104運

巷已進入40804采空區保護范圍，不進行超前瓦斯預抽，將注氮管路在地面與斜四采區

封閉式瓦斯抽采系統合岔，合岔點用閥門控制，當41104采空區出現煤層自燃發火征兆

時，立即停止封閉式瓦斯抽采，將封閉式抽采系統改成注氮系統。

2、注灑阻化劑

工作面回采期間，工作面每推采25m,在工作面注灑一次氯化鈣，注灑氯化鈣的數

量不少于1噸，注灑氯化鈣的范圍為：回風巷往下20m的工作面。

3、工作面隔離墻必須按照質量要求建筑，保證嚴密不漏風，減少采空區漏風引起

采空區遺煤氧化自燃。

4、工作面下出口頂板不冒落，造成采空區漏風較大時，在下山角施工隔離墻，采

取減少采空區漏風一致采空區遺煤氧化自然。

5、控制采空區瓦斯抽采量：在滿足安全生產需要情況下，當采空區瓦斯抽采管路

中一氧化碳濃度超過50Ppm時，必須控制抽采量，減少因抽采造成采空區漏風引起采空

區遺煤氧化自然。

四、隔絕煤層爆炸的措施

1、在距工作面煤壁60—200m范圍內的X4n04回巷、X41104運巷各安裝一組隔

爆水袋，隔爆水袋的規格為40L/個。隔爆水袋的總水量不得少于200L/m2

2、需安裝隔爆水袋數量的計算

N=200S/40=200X12/40=60個取整雙數為60個

即X41104運、回兩巷各安裝隔爆水袋60個。

五、安全監控措施

1、回采41104綜采工作面期間瓦斯傳感器的安設

①、安設位置：瓦斯傳感器T1安設在距工作面煤壁5—10m的回風巷內。瓦斯傳感

器T2安設在X41104材料道與41104回巷交岔點往北10—15m的X41104回巷；瓦斯傳

感器T3安設在距X41104工作面煤壁5—10m的運巷，瓦斯傳感器T4安設在上隅角。

②、瓦斯傳感器報警值的設置及斷電范圍：瓦斯傳感器T1的報警值為三建，斷電

值為21.0船復電值為＜1.0%,斷電范圍為X4H04工作面及X41104回巷、X4H04運巷

一切非本質安全型電氣設備的電源；T2的報警值、斷電值均為N1.0%復電值為＜1.

斷電范圍為X4U04綜放工作面及X4U04回巷的一切非本質安全型電氣設備的電源；T3

的報警值、斷電值均為20.5%,復電值為＜0.5%,斷電范圍為X4H04外運巷一切非本

質安全型電氣設備的電源。T4的報警值為N1.0%,斷電值均為21.0%,復電值為＜1.0%o

斷電范圍與T1相同

3、在X41104回巷T2的位置安設風速傳感器、溫度傳感器和C0傳感器。風速傳感

器的報警值為三4m/s,溫度傳感器的報警值為三26℃,CO傳感器報警值為三24ppm。

4、各被控饋電開關負荷安裝饋電傳感器，以便對被控開關的饋電狀態實行實時監

控。

5、X41104運巷材料道永久風門安裝風門開關狀態傳感器。

6、安全監控分站的安設：X41104運巷安全監控分站按設在三片口運輸石門內，電

源取自X41104移動變電站電源側；回風巷監控分站安設在二片口運輸石門內。

7、監測信號必須在監測屏幕上顯示，瓦斯監測主控中心值班人員及通風工區調度

員必須經常注意監測屏幕上顯示的監測數值，當發現監測異常時，必須立即向礦調度及

通風調度匯報。通風調度員必須立即調清原因，采取措施進行處理，并向礦調度匯報。

8、監測工每天必須對監測電纜進行吊掛，對監測傳感器進行調校、維護、每七天

作一次斷電實驗，保證其靈敏、準確、可靠。

9、安全監控系統出現故障不能對X41104工作面實時監控時，安全監控中心值班人

員必須立即向礦調度及通風調度匯報，由礦調度通知X41104工作面立即停止生產，通

風工區調度員立即調清原因，采取措施進行處理，并向礦調度匯報。待系統正常后，方

可恢復生產。

10、進入X4U04工作面的管理人員必須按照規定佩帶便攜式瓦檢儀并打開，不得

關閉。

11、X41104工作面的供電必須實行瓦斯-電閉鎖，嚴禁任何人甩掉瓦斯電閉鎖不用，

保證當風流中瓦斯濃度超限時，能自動切斷瓦斯超限影響范圍內一切非本質安全型電氣

設備的電源。

12、因瓦斯超限而停電的電氣設備，只有當瓦斯濃度降到規定值以下時，方可人工

復電，恢復工作。

3.2.3供電系統

1.工作面及運巷供電系統：

由斜四采三片口配電所6kV電源供到X41104移動變電站高爆開關，再分別串聯到各

移動變壓器高壓側，移動變壓器低壓側輸出1140V和660V電壓，分別接到每臺饋電開關

電源側，再經饋電開關負荷側送出，供到X41104工作面、運巷及泵站。

2.工作面回巷供電系統：

（1）由斜四采二片口配電所6kV電源供到高爆開關，再分別串聯到各變壓器高壓側，

移變低壓側輸出660V電壓接到饋電開關電源側，再經饋電開關負荷側送出，供到回巷的

水泵及絞車。

3.具體供電系統：見X41104工作面供電系統圖。

3.2.4供水、供液及排水系統

1.供水系統

（1）工作面及回巷：地面凈化站清水池（4寸管）一總回風井一中央泵房一一片

口車場一軌道下山（4寸管分岔）一二片口車場一二片口軌道石門，在二片口軌道石門

與X41104回風通道三岔門處，用2寸管（650無縫鋼管）接一趟管路到回巷，供回巷防

塵噴霧及工作面支架噴霧、煤機冷卻水和前、后溜機頭機尾冷卻水用。

（2）運巷及泵站：從軌道下山（4寸管分岔）一三片口車場一三片口軌道石門，

在三片口軌道石門與X41104運巷材料道三岔門處，用2寸管（650無縫鋼管）接一趟管

路到運巷，供運巷皮帶，轉載機，前后溜機頭防塵噴霧用。在X40804材料道與三片口軌

道石門三岔門處（4寸管分岔），用2寸管（650無縫鋼管）接一趟管路到泵站，供泵站

用水。

2.供液及回液

（1）供液：從泵站到工作面下出口用632高壓管鋪設一趟管路，供工作面液壓支

架、支設單體用。

（2）回液：從工作面下出口到泵站用2寸管（650無縫鋼管）鋪設一趟管路，供

工作面液壓支架回液用。

3.排水

（1）回巷：從工作面上出口往外175m位置（19#導線點往北7m）挖水窩（水窩、

水泵隨工作面往前推采到一定距離，往前挖移)，靠回巷下幫挖水溝將水引淌到水窩內，

在水窩處安裝兩臺型號為BQS100—35—18.5/N的潛水泵，鋪設一趟長670m的管路(無

縫鋼管)到二片口軌道石門水溝處，將水抽到該處水溝內。

排水路線為：X4U04回巷一二片口軌道石門一二片口截水倉

(2)運巷：先在后溜機頭正對下幫的臨時水倉內安裝兩臺型號為BQS100—35—

18.5/N的潛水泵，靠運巷下幫挖水溝將水引入該水倉內，在水倉處鋪設一趟長830m的

管路(6159mm無縫鋼管)到三片口軌道石門水溝處，將水抽到該處水溝內。水窩、

水泵隨工作面往前推采到一定距離，往前挖移。

排水路線為：X4U04運巷一三片口軌道石門一三片口截水倉

3.2.5通訊與照明

1.在轉載機機頭和泵站及各部皮帶機頭各安一部隔爆程控電話與工區

(8176138/37039)、礦調度(8176039/9)及其它單位聯系。

2.在轉載機機頭和泵站各安裝照明燈一盞，在工作面及各部皮帶每隔15米安裝照

明燈一盞。

3.通訊系統圖如圖3.1所示：

|-----------轉載機機頭---------------1

工區*--------------?皮帶系統,<-------------?礦調度

-----------?液壓泵站?<-----------八

'-----------?其他單位?----------->

圖3.1通訊系統圖

第4章頂板管理

4.1液壓支架參數確定

根據《X41104工作面回采地質及瓦斯地質說明書》給定的頂、底板條件和我礦以。9

煤層開采過程中礦壓觀測結果及相關資料進行液壓支架參數的確定；結合各類支架對頂

板的適應性，及工作面現在條件無法下行支架進行安裝，因此延用原工作面現有支架，

液壓支架型號為ZF5400/17/27(主要技術參數見表3.2)。

4.1.1支護強度和工作阻力

頂板所需的支護強度取決于頂板的等級和煤層厚度(見第一章1.2工作面煤層及地

質)。

1.支護強度

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

式中：4一頂板所需的支護強度；MPa

&一作用于支架上的頂板巖石厚度系數，一般取5?8

H一采高；加

「一巖石密度，一般取2.5x103版/療

g一重力加速度，取10根//

貝I1</=8x2,4x2,5x103x10xIO6=QASMPa〈延用支架支護強度范圍。

2.支架支撐頂板的有效工作阻力°(與頂板作用于支架頂梁上的載荷等值)

e=^xl03(kN)(4.2)

式中：歹一一臺支架的支護面積，按下式計算。如圖4.1所示：

歹=(L+C)x(3+K)仇B(4.3)

式中：心一支架頂梁長度；m

C—梁端距；m

B一支架頂梁寬度；m

K一架間距；m

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

c

圖4.1支護面積計算簡圖

則：支架支撐頂板的有效工作阻力

Q=0.48x9.29x103=4459.2kN＜延用支架的工作阻力

3.初撐力

初撐力大小對支架的支護性能和成本都有很大影響。較大的初撐力能使支架較

快達到工作阻力，減慢頂板的早期下沉速度，增加頂板的穩定性，但對乳化液泵站

和液壓元件的耐壓要求也將提高。一般取初撐力為0.6~0.8倍的工作阻力。

所以，初撐力P=0.8x4483.2=3586.6SK初選支架的最小初撐力4362AN

4、底板比壓

(4.4)

在初選支架的底板比壓（1.95?3.3MPa）范圍內。

式中：/一支架底座長度；機

b一支架底座寬度；m

（以上計算式中L、C、B、K、I、b均根據延用液壓支架實測所得）

經過以上計算，主要技術參數均符合初選支架要求，再結合工作面設備配套尺寸,

故選用Z尸5400/17/27型低位放頂煤液壓支架。

4.1.2頂板控制

1.工作面采用Z/5400/17/27型放頂煤支架，Z/G5400/17/27型放頂煤過度架支護

頂板，支架中心距1.5相。上、下端頭缺口采用單體液壓支柱支護煤壁區。

2.工作面采用全部跨落法管理頂板。

4.2支護方法（見X4H04工作面支護平面示意圖）

4.2.1工作面基本支護

1.支架最大控頂距為5.97m,最小控頂距為5.03m。

2.支架頂梁與頂板平行支設［頂梁仰俯角＞7。，支架間不能有明顯錯差（不超頂梁

側護板高度的2/3）。支架不擠、不咬、架間間隙不大于200加機］。支架垂直頂底板，歪

斜〈±5°o

3.工作面拉線作業，支架要排成一條直線，其偏差不超過±50能他，中心距偏差不

超過±100機m。

4.及時移架伸前探梁，端面距最大值4340帆機。

4.2.2工作面上、下出口管理

1.工作面上、下出口支護

（1）工作面上、下出口必須安全、暢通，出口高度不低于2m,行人側寬度不低于

0.7機。

（2）上下出口的支護：運、回兩巷已提前采用全錨網噴支護，經相關礦領導研究

決定，不采用其他支護，如在回采過程中巷道局部地段頂板出現離層、破碎等特殊情況

時，采取補打錨索，架設大棚支護，安全技術組織措施再另行編制。

（3）工作面上下山角施工隔離墻，運巷距轉載機機尾0.5m打木垛，隔離墻木垛

隨工作面推采重新施工。

（4）現工作面上出口與回巷高差較大，需采用用軌道、11#工字鋼配合單體架順向

抬棚，頂板使用半圓木打木垛接頂。采用2.5~3.5m單體做腿配合1.5?2.4m長的11#工

字鋼做梁，一梁二柱架設抬棚；頂板掉空及超高處時，先用兩棵長度適宜的軌道軌道順

巷道架設，一頭搭在101#綜放支架前梁上部，兩棵軌道排距為L0米，另一頭2.5?3.5m

單體做腿配合1.5?2.4m長的11#工字鋼做梁，一梁二柱架設抬棚支護（棚距為1.0米）；

頂板掉空及超高處用半圓木進行打木垛接頂支護。

（5）工作面下端頭采用3.5m長的11*花邊工字鋼梁配合2.5?2.8m的液壓單體架設兩對

邁步抬棚；抬棚均為一梁三柱，邁步抬棚棚距為200mm,隨工作面推進交錯邁步前移0.6m（正

常情況）。11#花邊工字鋼棚梁距為（中一中）為0.5m,單體間距為1.0m。使用的棚梁嚴禁側向，

嚴禁缺腳。

4.2.3運、回兩巷超前支護

運、回兩巷超前支護由于已提前采用全錨網噴支護，故不再選用其它支護方式。如

在回采過程中巷道局部地段頂板出現離層、破碎等特殊情況時，采用2.5—2.8m單體和

3.5m長的工字鋼梁做頂梁配合使用作超前支護。運巷超前支護距離從煤壁到超前溜子機

頭（前10m為雙排，后10m為單排，和一梁三柱、柱距1m）,回巷超前支護從煤壁往外20m（前

10m為雙排，后10m為單排，和一梁三柱、柱距1m）。運巷超前支護為兩排，距超前溜子

兩側各0.3m支設，直至超前溜子機頭（超高地段采用L8m長的半圓木架木垛將頂板接

實）。回風巷超前支護為兩排，分別靠上、下幫支設。超前支護段人行道寬度不低于1.0m。

第5章勞動組織循環與技術經濟指標

5.1作業方式

為了提高工作面的生產效率，保證有固定的機械設備檢修時間，較好地保障工作面

開采設備的可靠性和完好性，工作面采用“三?八”工作制，三班出煤，班內檢修。（見

X4H04工作面正規循環作業圖）。

5.2勞動組織與勞動力配備情況

工作面勞動組織與勞動力配備情況如表5.1所示：

表5.1勞動組織與勞動力配備表

班次在冊出勤

夜班早班中班合計夜班早班中班合計

跟班區長11131113

班排長22262226

驗收員11131113

機組司機444123339

溜子司機33392226

泵站司機11131113

皮帶司機7782266618

移架工7661944412

端頭工91092888824

電鉗工22261113

液壓工11131113

浮煤工1010103088824

抽水工22262226

機電維護工19191818

皮帶維護工8888

巷道維護工10101010

合計509050195407640156

5.3工作面技術經濟指標表

根據工作面的基本條件、材料消耗定額和工作面的基本參數，計算并編制工作面的

技術經濟指標表。如表5.2所示:

表5.2工作面主要技術經濟指標表

項目單位數量項目單位數量

走向長度m250

傾向長度m154.5

工材

平均煤層厚度m6.911’工字鋼梁根36

作料

開采厚度2.4

面m消鐵鞋塊100

基煤層傾角(°)14耗坑木m3/kt0.35

本回采面積m2107377.5指截齒個/kt1.2

參地質儲量t1037266.標乳化油Kg/kt15

數7

可采儲量t964658液壓油Kg/kt10

回采率%93編織袋個/kt200

煤層容重t/m31.4其它

頂板類級2II工作制度三?八工作制

工循

地板分級II作業形式三班出煤班內檢修

作環

支護方式放頂煤液壓支架循環進度m0.6

面作

支架數量臺101循環產量t