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93309作业规程

第一章工作面概况

一、工作面位置：

1、井上位置：

寺河村西南1200米。

2、井下位置：

该面东为93101巷、93103巷，南为93311工作面，西为矿界，北为93307工作面。

3、回采对地面设施的影响：

经调查前井沟村已无人居住，回采对地面无影响。

附图一：

93309工作面井上下对照图

二、四周工作面开采情况：

该面东为93101巷、93013巷（已掘），南为未采区，西为矿界，北为93307工作面（已回采）。

三、工作面要素：

1、工作面倾斜长：

净长168.9米。

2、工作面走向长：

632米（煤壁~停采线）。

工作面煤厚：

1.51—1.7米。

平均厚度1.6米。

四、开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环（作业）方式、回采率、可采储量、循环产量、日产量及月产量（生产能力）：

1、工作面开采程序为一次采全厚开采，所采煤层为9#煤层，可采储量为235266吨，平均煤厚为1.6m。

2、根据设备选型及相邻面回采经验，正常情况下，该面采高确定为：

最低1.55m，可适当割顶，平均1.60m。

3、循环方式采用浅截深多循环作业方式，循环进度为0.6m，每班4个循环，日推进12个循环。

为提高煤炭回收率，根据相邻工作面回采经验，本工作面回采率确定为95%。

4、循环产量：

Q=L×B×H×D×C=168.9×0.6×1.6×1.45×95%≈223.3（吨）

式中：

Q——循环产量吨

L——净长度m

B——循环进度取0.6m

H——平均采高取1.6m

D——煤体容高取1.45吨/m3

C——回采率取95%

5、日产量：

A=Q×N=223.3×12≈2679.6（吨）

式中：

A——日产量吨

N——日循环个数12个

6、月产量（生产能力）：

B=A×M×E=2679.6×30×95%=76368.6（吨）

式中：

A——日产量吨

M——月生产天数取30天

E——月正规循环率根据相邻工作面回采经验取95%

插图一：

93309工作面示意图

第二章地质及水文情况

一、盖山厚度：

工作面盖山厚度：

544m~593m。

二、煤层构造特征：

本工作面煤层发育基本稳定,巷道揭露的煤层厚度在1.51—1.70米之间,平均1.6米,另根据相领工作面揭露情况分析,工作面中部煤层厚度变化较大,局部地段煤层厚度变薄,厚度在1.2米左右。

煤体容重1.45吨/m3。

煤质指标：

水分Mad:

2.079%灰分Ad:

19.72%挥发分Vdaf:

6.93%

发热量Qgr.ad:

34.65Mj/Kg硫分St.d:

2.38%工业牌号:

三、顶板岩石构造特征:

老顶:

细砂岩厚5.3米灰色,以石英为主,显波壮层理。

直接顶:

粉砂岩厚3.93米黑灰色，质密，具水平层理及缓波壮层理，局部地段相变为石灰岩。

伪顶：

无

四、底版岩石构造特征：

直接底：

细砂岩厚2.45米黑灰色，显波壮层理，局部地段相变为石灰岩。

老底：

粉砂岩厚5.09米黑灰色，水平层理。

五、地质构造情况：

本工作面煤层构造简单。

六、煤层厚度：

该面煤厚1.51~1.70m，一般（平均）1.6m左右。

七、水文情况：

本工作面地质水文情况条件简单，主要涌水来源为上覆岩层裂隙水，因上部3#煤为小窑破坏区，在工作面形成后进行探放水工作，结合物探报告综合分析；上部3#煤层无大面积回采，但不排除局部地段就无积水，所以回采过程中要及时观察，尤其在初采期间，要随时注意涌水量的变化情况，发现异常及时汇报，以便采取相应措施。

预计该面最大涌水量约80m3/h，正常涌水量20m3/h左右。

在回采前队组要安装一套扬程不小于80米，排水量不小于80m3/h的排水设备。

八、其它：

该面煤尘无爆炸性，无自燃性，瓦斯绝对涌出量为18m3/min，无突出危险倾向性，无冲击地压危险，地温为14—18℃，地压为6.1—8.8MPa

附图二93309工作面煤层底板等高线实测图构造素描图

附图三93309工作面进风巷地质剖面图

附图四93309工作面回风巷地质剖面图

附图五93309工作面煤层结构图

附图六93309工作面煤层底板岩性综合柱状图

第三章采煤方法及巷道布置

一、采煤方法：

本工作面采用走向长壁、一次性采全厚、全部垮落法综合机械化采煤。

二、巷道布置

该面采用一面两巷的布置方式。

93217巷与93101巷、93103巷连接，解决工作面运煤及进风问题；93218巷通过93101巷、93103巷风桥与93102巷相连，解决工作面回风、运料及设备运输问题。

主要巷道技术特征详见下表：

名称

特征

93217巷

93128巷

切眼

皮带机

头硐室

中间段

采煤机

组装硐室

机头到组

装硐室段

毛断面（m2）

8.8

7.92

16.72

13.42

净断面（m2）

7.98

7.14

15.54

12.39

支护形式

锚杆钢带联合支护（局部顶板破碎段挂金属网）

三、回采工艺：

中间段：

割煤→移架→移刮板运输机→清煤

机头（尾）段：

割煤→移刮板运输机机头（尾）→清煤→移端头架

四、主要工序介绍：

1、（装、运）煤：

使用MG250/600—AWD型采煤机，采用端部斜切进刀，双向穿梭的割煤方式，往返一次为两个循环，即采煤机从工作面机头（尾）向机尾（头）沿弯曲段溜子行走30m左右，待采煤机完全进入直线段，前后滚筒全部切入煤壁达到0.6m时，移过机头（尾），采煤机返回割三角煤，割透后采煤机再反向牵引开始正式割煤，到达机尾（头）后，再进行下一个循环。

采煤机在割煤过程中同时进行装煤，经工作面刮板运输机（SGB-730/400型）运至进风巷转载机上皮带运输机（DSP-1063/1000）上地沟溜到93103巷皮带入三号煤仓。

2、移架：

割过煤后距采煤机后滚筒6~9m开始正常移架。

如遇顶板破碎或煤壁有片帮时必须进行超前移架、带压移架、间隔移架或及时（停机）移架。

当移架速度跟不上采煤机的牵引速度时，可隔一架移一架，但距采煤机最大不超过30m，否则必须停止割煤进行移架。

3、移刮板运输机：

移刮板运输机时，要在运输机正常运转的情况下进行，但移机头、机尾时必须停机闭锁进行。

移刮板运输机距采煤机后滚筒距离不小于12m，最大不超过30m，同时要保持运输机的弯曲长度不小于15m，严禁出现急弯，移过的刮板运输机要达到平、直、稳的要求。

4、清煤：

移过刮板运输机后开始清理浮煤，将浮煤清理至刮板运输机上，矸石全部清至落山。

插表一：

93309工作面主要机电设备技术参数表

插图二：

采煤机进刀方式示意图

插表一：

93309工作面主要机电设备技术参数表

MG250/600-AWD型采煤机：

项目

技术参数

项目

技术参数

采高范围（m）

1.4--2.9

机面高度（mm）

1080

适用倾角（度）

≤18

下切深度（mm）

163

截深（mm）

630

供电电压（V）

1140

最大采高（mm）

2897

截割功率（KW）

2×250

两摇臂回转中心距（mm）

5800

配套滚筒直径（mm）

1400

喷雾方式

内、外

冷却方式

水冷

SGB--730/400型刮板运输机：

项目

参数

项目

参数

输送量

700t/h

刮板链型式

边双链

刮板链速度

1.14m/s

链环规格

Ø26mm×92mm

电机功率

2×200KW

链环中心距

550mm

减速器型号

16JS-2000P

中部槽型式

整体铸焊封底溜槽

减速器传动比

87.635

中部槽规格

1500×680×290mm3

中部槽间连接形式

链造长环

牵引方式

无链牵引

WRB--200/31.5型乳化液泵：

序号

名称

参数

序号

名称

参数

进口压力

常压

曲轴转速

561r/min

公称压力

31.5MPa

电机转速

1480r/min

公称流量

200L/min

电机功率

125KW

柱塞直径

50mm

工作液

乳化液

柱塞行程

66mm

总重量

2.6t

外形尺寸

2300×980×1040mm3

安全阀出厂调定压力

34.7--36.8MPa

卸载阀出厂调定压力

31.5MPa

卸载阀恢复工作压力

卸载阀调定压力的80--90%

DSP--1063/1000型皮带：

序号

名称

参数

序号

名称

参数

输送能力

630-800t/h

张紧电机功率

4KW

皮带速度

1.88-2.5m/s

张紧电机电压

660/1140V

带宽

1000mm

最大张紧绳速

9.104m/m

储带长度

50--100m

卷带电机功率

4KW

H架高度

1000mm

卷带电机电压

660/1140V

H架宽度

1600mm

卷带绳速

0.42转/m

电机功率

125KM

机头调高架长

27m

供电电压

660/1140V

机头外形尺寸

4183×2495

×1665mm2

转速

1480rpm

机尾外形尺寸

16280×1620

×676mm2

传动滚筒直径

630mm

SZB---764/132型转载机

项目

参数

项目

参数

机头高度

1629mm

电机功率

132KW

机头最大宽度

2083mm

电机型号

YBYa--132

总长度

29.2m

供电电压

600/1140V

输送量

700t/h

减速器型式

圆锥圆柱齿轮三级

皮带可伸缩长度

11.44m

传动比

21.11

液压支架：

项目

单位

ZZ4000--1.2/2.3

ZZ4000--0.9/2.1

ZZ3600--1.3/2.5

初撑力

千牛

3516

工作阻力

千牛

4000

3600

支护高度

米

1.2--2.3

0.9--2.1

1.3--2.5

支护面积

平方米

6.62

支护强度

兆帕

0.54

底板比压

兆帕

1.2

中心距

米

1.5

泵站压力

兆帕

移架步距

米

0.6

操作方式

领架操作

端面距

毫米

340

第四章顶板管理

一、工作面支架布置形式及支架说明书：

1、工作面支架布置形式：

本工作面使用ZZ4000--1.2/2.3型、ZZ4000--0.9/2.1型及ZZ3600--1.3/2.5型三种支撑掩护式液压支架，共铺设114架。

其中1#、114#架为ZZ3600--1.3/2.5型；中间架2#--77#架为ZZ4000--1.2/2.3型；78#---113#架为ZZ4000--0.9/2.1型。

1#、2#、113#、114#架可滞后中间架600mm。

所有中间架最大控顶距为5.355m，最大控顶距为4.755m。

2、支架说明书：

支架说明书详见：

插表一。

3、工作面支护设计计算（均按8倍采高进行计算）：

3.1、支护强度验算：

3.1.1、中间架（ZZ4000-1.2/2.3型、ZZ4000-0.9/2.1型）：

a、工作面上覆岩层所需支护强度为：

P1=8Mrg=8×1.6×2.53×9.8≈317.36（KN/m2）

b、中间架达到额定工作阻力时的支护强度为：

P=F/S=F/（L×H）=4000/（4.755×1.5）≈1261.83（KN/m2）

经比较：

P>P1

3.1.2、前端头架〔ZZ3600--1.3/2.5型〕:

P2=8Mrg=8×2.1×2.53×9.8≈448.15（KN/m2）<504（KN/m2）

3.1.3后端头架〔ZZ3600-1.3/2.5型、ZY-1.3/2.5（改）型〕:

P3=8M′rg=8×2.1×2.53×9.8≈448.15（KN/m2）<504（KN/M2）

式中：

P——中间架达到额定工作阻力时的支护强度KN/m2

P1——中间架上覆岩层所需支护强度KN/m2

P2——前端头架上覆岩层所需支护强度KN/m2

P3——后端头架上覆岩层所需支护强度KN/m2

M——中间架及前端头架支护强度计算采高取进风巷净高1.6m

M′——后端头架支护强度计算采高取回风巷净高2.1m

r——岩石容重取2.53吨/m3

F——工作面中间架额定工作阻力KN

S——工作面中间架最小控顶距时的护顶面积m2

L——工作面中间架最小控顶距m

H——支架中心距取1.5m

注：

504KN/m2为ZZ3600-1.3/2.5型支架设计支护强度。

3．2、工作阻力验算：

3．2．1、中间架（ZZ4000-1.2/2.3型、ZZ4000-0.9/2.1型）：

F1=8MrS1g=8×1.6×2.53×（4.755×1.5）×9.8≈2263.59（KN）<4000（KN）

3．2．2、前端头架〔ZZ3600-13/25型〕：

F2=8MrS2g=8×2.1×2.53×（4.775×1.5）×9.8≈2970.97（KN）<3600（KN）

3．2．3、后端头架〔ZZ3600-1.3/2.5型〕：

F3=8MrS3g=8×2.1×2.53×（4.755×1.5）×9.8≈2970.97（KN）<3600（KN）

式中：

F1——工作面中间架上覆岩层所需工作阻力KN

F2——前端头架上覆岩层所需工作阻力KN

F3——后端头架上覆岩层所需工作阻力KN

S1——中间架最小控顶距时的护顶面积m2

S2——前端头架的设计支护面积m2

S3——后端头架的设计支护面积m2

M、M′、r同支护强度计算式中含义

注：

4000KN为ZZ4000-1.2/2.3型、ZZ4000-0.9/2.1型支架的额定工作阻力，3600KN为ZY-1.3/2.5型支架的额定工作阻力。

3．3、初撑力验算：

根据工作面顶板岩性及相邻工作面回采经验，为使相邻支架错差不超过顶梁高的2/3，从而达到整体支护要求，支护顶板所需初撑力取不低于采煤安全质量标准化标准规定值（30MPa）的80%，即30MPa×80%=24MPa。

F初=4×[（πD2）÷4]×24×106=4×[（3.14×0.22）÷4]×24×106

=3014.4（KN）<3053KN<3077.2KN<3516KN

式中：

D——工作面所用三种支架立柱油缸直径

注：

3053KN为ZZ3600-1.3/2.5型支架的额定初力，3516KN为ZZ4000-1.2/2.3型及ZZ4000-10.9/2.1型支架的额定初撑力。

通过以上验算，本工作面所选型支架能满足支护要求。

二、机头、机尾及进、回风巷超前支护布置情况：

1、端头支护：

1.1、机头、机尾采用端头架与单体柱相结合的方式进行支护。

1.2、当机头、机尾端头架与煤柱间距大于0.9m时，在此处离开支架50~200mm打一行单体柱（影响行人的那根柱可不打，但必须架设木料控顶），该处距离每增大900mm，增打一行单体柱，所打单体柱柱距不大于800mm（当该处距离大于2.5m时，届时另写补充措施）；当机头、机尾端头架距相领支架间距大于0.5m时须打柱或架设木料控顶。

1.3、在前后端头切顶线处各打一排切顶密集柱，柱距不大于300mm，密集柱位置与机头、机尾端头架后立柱打齐，允许有±200mm的偏差。

每次放顶（步距0.6m），将密集柱前移过后，再移端头架。

2、进、回风巷超前支护：

进、回风巷均超前煤壁10m支设双排戴帽点柱，10m~20m支设单排戴帽点柱。

进风巷：

长排超前柱支设于工作面侧，短排超前柱支设于煤柱侧，进风巷所打单体柱要离开设备50mm及其以上；回风巷：

长排超前柱支设于工作面侧，短排超前支设于煤柱侧（回风巷长、短排超前柱支设可根据现场两帮压力及人行道畅通情况进行调整），回风巷超前柱距两帮800mm（现场可根据实情进行适当调整）。

所打戴帽点柱间距均不超过800mm，允许有±50mm的偏差。

3、对主要支护材料的要求：

3.1、工作面所用单体柱型号、规格、质量及性能要求：

3.1.1、该面使用DW--22型、DW--25型、DW--28型单体液压支柱（柱径均为100mm）。

3.1.2、在用单体柱必须完好，不漏液，不自动卸载，无外观缺损，三用阀符合要求。

3.1.3、单体柱供液压力为泵站压力，初撑力不低于90KN。

3.2、在回风巷距工作面煤壁50~80m范围内要备有木板料（规格：

∮160mm,长1.6m、2m,开一平面）各20根；柱帽（规格：

250mm×200mm×150mm）100~200块；单体柱（规格：

DW-22型、DW-25型、DW-28型）各15根，由验收员进行管理，必须保证数量充足，质量完好，否则要通知队值班进行补充。

3.3、工作面所打柱防倒绳可使用8#铁丝（或其它可靠的绳）。

3.4、所有支护材料在不影响使用、确保安全时，可依实际情况及材料使用相关规定进行复用，否则必须更换。

插图三：

工作面、机头机尾及进回风巷超前支架布置平面示意图

插图四：

工作面最大最小控顶距剖面示意图

三、初次来压、周期来压及初次放顶、末次放顶的支护形式及措施：

1、初次来压和初次放顶时支护形式不变，具体详见初采初放措施。

2、周期来压时支护形式不变，此时要加强顶帮管理，保证支护质量。

当顶板压力大、顶板破碎、片帮大时要采取超前移架或在支架上架设板料加强顶帮支护管理。

3、末次放顶时另写措施。

四、工作面过断层、顶压、老空等破碎顶板区段的支架布置形式及措施：

1、工作面过断层、顶压、老空等破碎顶板区及由K4石灰岩不稳定而造成的顶板破碎区时，支架布置形式不变，但要及时超前移架管理顶板，必要时在煤帮挑棚或采取在支架上架设板料等措施进行维护。

2、生产过程中过断层时，要加强顶帮管理，工作面支架要升紧，顶梁升平，接顶严密，支架均匀。

地测科要加强构造的观测及预测预报工作。

过落差小于0.4m的断层时，采取调整采高的方法通过；落差较大时，采用风钻打眼爆破通过，严禁机组强行硬割，及时另写补充措施。

3、工作面总体构造简单，对回采影响不大，如回采中有影响时，队及时组织制定专项措施。

4、根据相邻工作面回采经验，工作面经常出现顶板下栽、煤层变薄等情况，现场可采取调整采高的方法通过，如落差较大或岩石坚硬不能正常回采时，可采取风钻打眼爆破挑顶法通过。

五、采空区处理方法：

1、采用全部垮落法。

2、当两端头落山垮落不充分（悬顶面积>2×5m2）时，采取回取两巷顶板锚杆托盘、钢带措施，确保落山充分垮落。

2.1、随着回采推进，在锚杆托盘、钢带上支架顶梁前（提前1~3m）由各生产班端头工负责回取工作，回取时人工用套管拆卸（人员站在加工的平凳上，且必须放置稳固），螺丝锈蚀严重或变形较大拆卸困难时可不回取。

2.2、人员作业时首先要查处顶帮隐患，拆卸螺丝钢带、架设板料时不少于4人一起协同作业，必须由专人观帮观顶，发现异常必须立即停止作业，进行处理，确保安全后方可进行施工。

进风巷拆卸及架设棚梁时，必须将刮板运输机、转载机停机闭锁，开关打至零位并挂牌。

2.4、回取的钢带、托盘及螺帽必须放到指定地点，码放整齐并挂标志牌。

回取钢带后，端头架距煤柱侧距离较大时可架设道木或板料控顶。

2.5、两巷顶板离层、破碎严重区段以及巷道顶板有明显下沉区段严禁回取。

3、如采取以上措施后，落山顶板垮落仍不充分（悬顶面积>2×5m2）时，执行强制放顶措施。

3.1、在两巷顶板距煤柱侧约0.3m每隔2~4m平行工作面打一组眼，每组眼最多不超过4个（端头架距煤柱侧间距较小时，可打两排眼每排1~2个、排距0.4~0.6m；间距较大时打一排眼3~4个），眼距0.4~0.8m，眼深为0.8~1.8m，眼深、眼距眼数可根据现场顶板稳定及间距情况适当调整。

3.2、当炮眼进入端头架前立柱以里（采空区侧）300mm~1.0m时开始进行强制放顶。

3.3、爆破前，端头切顶柱可外移到端头架前立柱向外300mm处。

3.4、爆破后，如顶板仍不能充分垮落，可将眼间排距加密。

3.5、执行强制放顶效果良好时，可不回取托盘、钢带。

3.6、端头强制放顶炮眼布置示意图及爆破说明书：

六、顶板支护质量监测：

1、工作面内圆图仪、压力表的安设、检查记录和动态分析要求：

1.1、在工作面两端头1#、31#、57#、73#、114#和中部架安设一组圆图仪，进行矿压观测；在工作面所有支架上都安设一组微表，监测、指导支护操作。

圆图仪、压力表管路均安设于支架对角立柱上。

1.2、每日由安全质量验收员负责圆图仪记录纸的收集、微表读数及两巷超前柱初撑力值的检查、记录。

1.3、技术员负责原始记录的收集整理和初步分析，根据结果初步指导支护操作。

并定期把原始记录送交生产科，由生产科技术人员作出系统分析，生产队组根据结果，结合现场具体指导监测支护操作。

1.4、本工作面所用支架设计泵站压力均为28MPa，为满足支护要求，故泵站压力规定为不低于28MPa。

2、两巷顶板离层仪的安设、监测、记录和分析要求：

2.1、在进、回风巷每隔30~50m处顶板正中安设有一组顶板离层仪，对巷道顶板的稳定性和锚杆支护效果进行监测。

2.2、生产队组由安全质量验收员负责距工作面100m范围内的顶板离层仪的日常观测和记录，观测记录数据必须记录在监测牌板上。

2.3、生产队组设顶板离层仪记录台帐，对每日的观测数据进行记录、整理、初步分析，并定时上报生产科。

2.4、生产科根据记录结果及现场情况进行动态分析，生产队组根据分析结果进行超前支护及两巷维护工作。

第五章通风、防尘、运输、供电、供水及排水系统

一、通风、防尘系统：

1、通风系统：

1.1、通风线路：

新鲜风流：

副立井（主斜井）→井底车场→西轨道大巷（西胶带运输巷--进风暗斜井）→93101巷/93103巷→93217巷→工作面

乏风风流：

工作面→93218巷→93102巷→回风暗立井→西二回风大巷→1#风井→地面

1.2、所需风量计算：

1.2.1、按工作面的温度进行计算：

Q采=60×V×S×K采

=60×0.9×6.528×1.2≈423.01（m3/min）

式中：

Q采——工作面配风量m3/min

V——工作面风速m/s；按工作面温度在18—20OC之间选取0.9m/s

S——工作面净断面积m2按下式计算：

S=[（L大+L小）/2]×H×K面

=[（5.4+4.8）/2]×1.60×0.8

=6.528（m2）

L大-------工作面最大控顶距，5.4m

L小--------工作面最小控顶距，4.8m

K面---------工作面有效断面系数，取0.8

H-------工作面平均采高，1.60m

K采---------通风系数取1.2

1.2.2、按工作面绝对瓦斯涌出量进行计算：

根

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