1、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距。
本工作面开采煤层为9+10号煤层，该煤层位于太原组下段的顶部，通过两顺槽、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，厚度2.3～2.6m，均厚2.
45m，9号和10号煤之间夹一层约0.1m厚的夹矸，9+10＃煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。
#煤层顶板为k2石灰岩，灰色，厚层状，质坚硬，性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.50～10.
00m，平均厚7.05m。抗压强度29.
5～136.6mpa,均值32.2～53.
9 mpa;抗拉强度0.85～4.70 mpa,均值3.
30～4.10 mpa;抗剪强度4.54～12.
35 mpa，均值5.87～10.82 mpa,为难冒落的坚硬顶板。
局部k2石灰岩与煤层之间夹1.0～1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。
9+10号煤层上部分布有2号煤层和6号煤层。2号煤层距9+10号煤层60.85～99.
86m，平均80.35m，煤层厚度0.00～1.
18m，平均0.63m，含0～1m夹矸，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主，底板以泥岩、粉砂岩。
6号煤层位距9+10煤层49.05～64.36m，平均58.
18m，煤层厚度0.60～1.68m，平均1.
07m，含0～0.1m夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。
#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.5～73.
8 mpa,均值66.5 mpa, 抗拉强度3.04～4.
65 mpa, 均值3.64 mpa;抗剪强度5.366～5.
73 mpa,均值5.50mpa。
附煤岩层综合柱状图（见图一）
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘**指数。
根据2024年瓦斯鉴定报告该煤层绝对ch4涌出量为1.25m3/min,绝对co2涌出量为0.59m3/min，鉴定及批复均为瓦斯矿井。
相邻9102掘进工作面绝对ch4涌出量0.33m3/min,绝对co2涌出量为0.25m3/min。
根据2014煤层煤样鉴定报告，9+10#煤层具有煤尘**危险性，自燃倾向性为ⅲ级，属不易自燃煤层。
工作面煤层赋存状况：工作面煤层整体呈近水平状态，倾角平均在±5°之间。
断层分布情况：根据两顺槽出露显现，未发现有断层，但巷道局部地段存在小青顶顶板破碎带，在回采推进过程中必须加强两顺槽内的顶板管理。
陷落柱状况：根据两顺槽煤层揭露情况分析：本工作面内无陷落柱构造。
一、水文地质情况。
本工作面水文地质情况比较简单，主要为顶板k2石灰岩岩溶裂隙淋滴水，积水主要集于运输、回风顺槽各段低凹处的小水仓内，根据防治水科涌水量观测记录，本工作面最大涌水量为1.34m3/h,正常涌水量为1.06 m3/h。
二、防治水措施。
1、建立畅通的排水系统，在运输、回风顺槽内各安装两趟φ76mm排水管，在顺槽内各处低凹处安设bqs50-30-9.2nkw水泵。
2、做好巷道局部积水的疏导工作，设专人及时清理巷道中的淤煤，保证巷道整洁。
3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避灾路线撤人，及时向安全指挥中心汇报。
4、加强矿压观测和水文地质观测，做好**预报。
两顺槽全长1230米，可采长度1200米。工作面长196米，煤层厚度2.45米，容重1.35t/m3，回采率97%，储量计算如下：
可采储量：1200×196×2.45×1.4×97%=78.25(万t)
可采期：1200÷（0.6×6）=333(天)
式中：0.6为循环进度，6为日循环数。
一、采煤方法。
该工作面采用走向长壁综合机械化采煤法，一次采全高。
二、确定依据。
根据工作面煤层赋存情况、顶底板岩性选择zy4000/17/35型液压支架和zyg4800/18/35型过渡支架、mg200/500-wd型采煤机、sgz764/500型刮板输送机、szz764/132型**机、plm110型破碎机、dsj100/80/2×110型伸缩带式输送机及其它配套综采设备。
三、工作面推进方式。
采用走向长壁后退式回采。
四、采高确定。
1、正常情况下，煤层厚度平均为2.45m，使用支架最大、最小允许支撑高度为3500－1700㎜。推进过程中必须将采高控制在最大不得超过3.
4m；特殊地段最小不得低于1.9m。
2、经过地质变化地段时：根据支架最大支撑高度3500㎜与最小支撑高度1700㎜的界限，超过3.4米的地段割煤时必须适当留设底煤，支架擦顶推移作业，严禁割煤超过3.
4米造成支架不接顶作业；经过地质构造带时最低不小于1.9米，否则必须采取挑顶或拉底措施。
一、工作面巷道布置及支护特征。
运输顺槽：沿煤层布置，螺纹钢锚杆、钢筋网片护顶，玻璃钢锚杆与塑料网护帮，巷道为矩形断面，净宽4.5m，净高平均2.
8m，净断面平均12.6m2。用于进风、运煤、进出物料、行人。
回风顺槽：沿煤层布置，螺纹钢锚杆、钢筋网片护顶，玻璃钢锚杆与塑料网护帮，巷道为矩形断面，净宽4.0m，净高平均2.
8m，净断面平均11.2m2。用于回风、进出物料、行人。
切眼：沿煤层布置，巷道为矩形断面，断面6.5×2.8=18.2m2。
附图2：工作面巷道布置示意图。
二、工作面设备布置。
运输顺槽布置：**机、破碎机、皮带机、电气列车、水泵、慢速绞车、调度绞车、防尘供水管路两趟、压风管路一趟、排水管路一趟、机电线路。
回风顺槽布置：调度绞车、瓦斯监控线路、信号线、水泵、排水管路一趟、防尘供水管路两趟、压风管路一趟。
工作面布置：液压支架、采煤机组、大溜。
附图3：工作面设备布置示意图。
一、工艺流程。
采煤机落煤─装煤─运煤─移架（端头与超前支护）─移大溜─顶板自然垮落。
二、工艺详细说明及要求。
1、落煤方式。
采煤机割煤：采用双滚筒采煤机割煤，滚筒直径1.8m,截深0.63m,牵引方式为交流变频调速、齿轮一销轨式牵引系统。
2、进刀与割煤方法。
割煤方式：双向往返一次割两刀煤。
进刀方式：端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为30米。
附图4：端部割三角煤斜切进刀示意图。
进刀过程：（以端尾为例）
斜切进刀：采煤机从大溜机尾处向上牵引，利用大溜弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。
移机尾部分：采煤机后滚筒完全进入煤壁后，将采煤机后滚筒至机尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一条直线。
返刀：大溜移直后，将两个滚筒的上下位置调换，往后返，向下割三角煤至割透端尾煤壁。
进行割煤：割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。
顺序移架：在向前割煤时，滞后采煤机滚筒一定距离顺序拉架、移架。
割煤要求：割煤时要求不留顶、底煤，一次采全高，保证采高在2.6-2.4m，割煤后煤墙成一直线。
采煤机牵引速度要均匀，不得过载运行，不得强行牵引，不得频繁启动，并注意观察大溜运**况，严防压溜事故。
司机要随时观察顶底板情况，及时调整工作面采高。严防漂刀、啃底，保证大溜平整度。
仰、俯采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采高过低造成机组无法通行，或采高过高，支架接顶不实，造成架前漏顶事故，并注意及时打出护帮板，防止煤墙片帮。
3、装煤。主要由采煤机螺旋叶片装入大溜，少量煤在顶溜时被铲煤板装入大溜内，极少数散落在支架与大溜之间的浮煤，由人工装入大溜内。
4、运煤。工作面采煤机割下的煤：由刮板运输机运入**机后再转入顺槽胶带运输机分段**运出。
5、移架。移架滞后采煤机后滚筒3架（4.5m）进行(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)，移架步距0.
63m。操作顺序为：收护帮板、侧护板、收顶梁→落柱→移架。
支架移到位后，立即升紧立柱，然后升出顶梁，最后打出护帮板、侧护板，最后把各手把复零位。
移架要求：正常作业，顶板完好时，支架滞后采煤机后滚筒4.5米前移，顶板破碎时，要在前滚筒割煤后立即移架。
移架后要及时升架，并保证足够的送液时间，同时要注意防止垛架、倒架，保证架与架的中心距为1.50m，偏差不超过100mm，支架间间隙不超过200mm。
移架后，要求支架成一条直线，立柱前后偏差不超过±50mm。
支架操作完毕后，各手把必须复零位。
坡度增大时，移架过程中要注意调架、摆架、严防倒架。
6、顶溜。顶溜滞后采煤机后滚筒10架（15m）进行。顶溜时要用相邻几组支架千斤顶交替前移，严禁输送机出现急弯（其斜段长度不得小于15米）。
顶溜完毕后，支架手把要及时回零。严禁停机时进行顶溜，防止大溜带回煤、发生压溜、卡溜、飘链事故。严禁由两头向中间顶溜，以防损坏设备。
7、采空区管理。
采空区采用自然垮落法管理顶板。
一、支架强度校验。
1、支架的最大高度。
hmax= hmax+a =2.6+0.2=2.82m
式中：hmax—煤层开采的最大高度，取2.6m，a—考虑伪顶，煤顶接触薄皮层冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；按：
中厚煤层可取200mm，厚煤层可取300mm，薄煤层适当减小。取200mm。
2、支架的最小高度。
hmin=hmin-s-g-e=2.2-0.2-0.1-0.1=1.8m
式中：hmin—煤层开采的最小厚度；取2.2m。
s—顶板最大下沉量（一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资料，可按100-200毫米选取，i级老顶取大值，ⅳ级老顶取小值。
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