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4303作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

43下103（南）综采工作面位于四采区中部，工作面倾斜长245.5m，走向长：

轨顺1118.3m，运顺1130.8m；自北向南推进。

具体位置及井上下关系如表一所示。

工作面位置及井上下关系表表一

水平名称

-660

采区名称

四采区

地面标高

（m）

+44.0～+45.67

+44.85

井下标高

（m）

-656～-580

-618

地面的相对位置

该工作面停采线位于邹鲍公路以北约450m，切眼位于泥河以南约480m。

回采对地面设施的影响

地面无建筑物及积水区，回采对地面设施无影响。

井下位置及与相邻关系

43下103（南）综采工作面位于四采区中部，北起开切眼（轨顺侧较运顺向南调斜12.5m），南至设计停采线。

北邻43下03（北）综采工作面采空区，西邻43上04综放工作面采空区，东邻43上02综放工作面采空区；上部为43上02、43上03、43上04综放工作面采空区。

走向长度（m）

轨顺：

1118.3

运顺：

1130.8

倾斜长度（m）

245.5

面积（m2）

276077.0

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为山西组3下1煤层，煤层情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度（m）

1.00～3.10

1.75

煤层

结构

复杂

煤层倾角

（°）

0°～10°

4°

开采煤层

3下1煤

煤种

气煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

本工作面回采山西组3下1煤层，3下1煤层，黑色，厚层、块状，油脂光泽，以暗煤为主，夹镜煤条带，内生裂隙发育，参差状断口。

煤层厚度1.00m～3.10m，平均1.75m；3下1煤层顶板之下1.05m～1.70m含一层厚度为0.03m～0.50m的泥岩夹矸；煤层结构复杂、厚度变化较大。

工作面中南部局部发育有3下2煤层，厚度为0~1.50m，极不稳定。

煤层普氏硬度系数f=2～3。

附图1：

43下103（南）综采工作面地层综合柱状图。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表三

顶、底

板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性及物理力学性质

老顶

中细砂岩

14.65～21.30

17.97

浅灰～灰白色，为3上煤层顶板冒落的松散破碎岩块，以中细砂岩为主，成分以石英为主，西厚东薄。

直接顶

粉砂岩

1.60～7.40

4.35

深灰色，钙质胶结，含细砂岩条带，较硬，f=4～5。

直接底

粉砂岩

3.60～12.10

6.15

灰黑色，泥质胶结，局部含薄层炭质泥岩和植物化石碎片，性脆易破碎，f=2～5。

老底

中细砂岩

15.62～20.70

16.84

灰白色，钙质胶结，夹粉砂岩条带，致密、坚硬，f=6～7。

第四节地质构造

一．褶曲以及断层情况对回采的影响

工作面内地质构造受C4向斜影响，两翼煤层波状起伏，产状变化较大，断层、裂隙较为发育。

工作面内的主要地质构造分述如下：

1、C4向斜

轴向N65°～80°E，为一宽缓的褶曲构造，向斜轴位于工作面南部（轨顺侧距停采线180m,运顺侧距停采线220m）,对工作面回采有较大影响。

2、断层

工作面两顺槽掘进过程中共揭露断层13条（包括落差小于0.7m以下断层2条），其中WF69、WF3x04为逆断层，其余均为正断层。

依据3上煤工作面揭露资料预计，WF75断层沿工作面回采方向延伸距离较长，为近走向断层。

断层情况表表四

断层名称

走向

（°）

倾向

（°）

倾角（°）

断层性质

落差

（m）

预计延展长度

（m）

WF66-1

308

正断层

3.4

WF66

313

正断层

2.8

113

WF59

328

正断层

1.4

WF75

113

203

正断层

1.2

贯穿工作面

WF75-1

133

223

正断层

1.2

WF3X03

135

正断层

0.7

WF3X02

158

正断层

0.8

WF75

160

250

正断层

1.5

贯穿工作面

WF64

320

正断层

1.1

WF69

154

逆断层

0.7

WF3X04

339

逆断层

1.2

二．其它因素对回采的影响

工作面内无古河流冲刷、岩浆岩侵入、陷落柱。

附图2：

43下103（南）综采工作面顺槽切眼剖面图。

第五节水文地质

一．涌水量

正常涌水量：

5.0m3/h。

最大涌水量：

30.0m3/h。

二．充水因素分析

（1）充水含水层分析

43下103（南）综采工作面位于四采区中部，开采3下1煤层。

上部为43上04、43上03、43上02采空区；西邻43上04采空区，南部为四采扩大区轨道巷，东邻43上02采空区。

该工作面回采过程中的直接充水水源为相邻的43上04、43上03、43上02采空区老空水和3煤底板砂岩水。

43上04、43上03、43上02采空区局部低洼地段经超前探放治理，未见有老空积水现象。

3煤底板砂岩厚度15.46m～18.87m，裂隙受构造影响局部较发育，富水性主要受岩性及构造影响，总体富水性较弱。

（2）其它水源分析

①由于煤层埋藏深，不受地表水及第四系砂层水的影响。

②上侏罗统砂岩含水层底界下距3下1煤顶板125m～213m，而且中间间隔有下石盒子组隔水层，其含水层不会对工作面回采造成水害威胁。

③该面上部及相邻工作面回采前，封闭不良钻孔均已启封，不存在封闭不良钻孔导水的可能性。

④该面掘进过程中揭露的断层，均为不导水断层。

通过对以上各含水层、隔水层特征，断层富水性、导水性及相邻采面涌水（积水）情况形式分析评价，43下103（南）回采工作面的开采无突水危险。

第六节影响回采的其它因素

一．影响回采的其它地质情况见表五。

影响回采的其它地质情况表表五

瓦斯

根据2010年瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。

煤尘爆炸指数

煤尘有爆炸危险性，爆炸指数为37.42%。

煤的自燃倾向性

煤层有自然发火倾向，发火期一般3-6个月。

地温危害

第一水平地温平均28.5C°。

冲击地压危害

无冲击地压危害。

二.冲击地压危险性评估

（一）顶底板冲击发生可能性分析

43下103（南）工作面位于四采区中部，其上部为43上02和43上03工作面采空区，本面为开采采空区下近距下煤层，不存在坚硬岩层老顶的影响，相当于保护层下开采，综合分析在工作面回采期间顶板或底板不存在发生冲击的可能性。

（二）顺槽及切眼冲击性分析

43下103（南）综采工作面两顺槽相互平行，西侧的顺槽作为轨道顺槽，东侧的顺槽为运输顺槽；工作面轨顺巷中与原43下04（北）运顺巷中一致；工作面运顺与43下03（北）运顺巷中一致，切眼轨顺侧较运顺侧向南调斜12.5m，均沿3下1煤布置，均属于布置在保护层下，综合分析顺槽、切眼不存在发生冲击的可能性。

（三）煤层的冲击倾向性

根据煤科总院对东滩煤矿3煤冲击倾向鉴定结果，东滩煤矿3煤具有弱冲击倾向。

根据东滩煤矿以往经验分析，东滩煤矿冲击地压类型属于煤柱型冲击地压，此工作面回采期间不存在邻近煤柱及应力集中区域回采，综合分析回采期间煤层不存在发生冲击危险的可能性。

（四）工作面回采过程中，该区域无其它采掘活动。

通过以上分析可看出，在43下103（南）综采工作面正常回采过程中不存在发生冲击的危险性。

第七节储量及服务年限

一．储量

储

量

计

算

计算方法

计算方法采用地质块段法：

Q=S×M×d，其中Q为块段储量；S为块段水平面积（煤层倾角小于15°）；M为块段煤层平均厚度；d为煤层视密度。

块段号

走向长

（m）

倾斜长

（m）

水平面积（m2）

平均

煤厚

（m）

视密度

（t/m3）

基础

储量

万吨）

回采率（%）

可采

储量

万吨）

111b-1

309.5

245.5

75983

1.20

1.37

12.5

97.0

12.1

111b-2

815.1

245.5

200094

1.96

1.37

53.6

97.0

52.0

合计

1124.6

245.5

276077

1.75

1.37

66.1

97.0

64.1

计算

范围

111b-1块段北起开切眼，南至储量块段界限线（1.3m煤厚等值线为111b-1块段边界线），西起运顺内帮，东至轨顺内帮，平均长度309.5m，宽度245.5m；煤层平均厚度1.20m。

111b-2块段北起储量块段界限线，南至设计停采线，西起运顺内帮，东至轨顺内帮，平均长度815.1m，宽度245.5m,煤层平均厚度1.96m。

本工作面回采率按97.0﹪计算。

二．采煤工作面服务年限

（1）循环进度：

0.75m

（2）循环产量

245.5×1.75×1.37×0.75×0.97＝428.2（吨）；

（3）日产量

428.2×12＝5138.4（吨）

（4）月产量

5138.4×29×0.85＝12.67（万吨）

（月生产不均衡系数取85%，生产时间29天。

）

（5）可采期：

64.1÷12.67＝5.1（月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一．采区设计、采区巷道布置概况

43下103（南）综采工作面两顺槽相互平行，西侧的顺槽作为轨道顺槽，东侧的顺槽为运输顺槽；工作面轨顺巷中与原43下04（北）运顺巷中一致；工作面运顺与43下03（北）运顺巷中一致，两顺槽都沿3下1煤布置。

工作面回采过程中将通过44岩集轨2#提斜、轨顺侧溜煤通道、运顺侧溜煤通道、43岩集运1#提斜及44岩集轨1#提斜，回采前需提前对其进行改造充填。

同时工作面下部的43岩集运南段掘进过程中揭露3下1煤层（区段长度130m），44岩集轨南段局部巷顶距3下1煤层底板间距最小处仅有1.9m，对工作面回采有一定影响，回采前已采取充填加固措施。

二．工作面轨道顺槽

轨道顺槽采用矿工钢梯形棚、钢带联合支护，上净宽3330mm，下净宽4500mm，中净宽3960mm，净高2900mm，净断面积11.35m2，架棚棚距600mm；巷道顶、帮部铺联金属菱形网，顶部按照排距1200mm，隔棚敷设一条长3000mm钢带，均匀布置4根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆；帮部按照排距1200mm，隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮。

三．工作面运输顺槽

运输顺槽断面和支护形式与轨道顺槽相同。

四．采煤面切眼

根据区内3下1煤厚度情况及原43下03（北）工作面停采位置，43下103（南）综采工作面切眼轨顺侧较运顺侧向南调斜12.5m。

导硐在整个切眼的北部施工，采用矿工钢梯形棚、锚网联合支护方式，巷道上净宽3300mm，下净宽4500mm，净高2600mm，净断面积10.14m2；巷道顶部和北帮铺联金属菱形网，架棚棚距500mm；巷道顶部隔棚打注4根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆，巷道北帮隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮，并在导硐侧棚梁上均匀布置5根直径不小于16mm的钢丝绳。

切眼导硐扩宽后中净宽6500mm，净断面积达18.89m2。

切眼扩宽部分采用工字钢棚配合单体液压支柱支护，切眼扩刷前，在导硐侧南帮棚梁下支设一排单体支柱，切眼扩刷时，回掉导硐侧南帮工字钢棚腿，栽到扩宽侧南帮，扩宽侧北帮与导硐结合处支设单体支柱；巷道顶部、南帮铺联金属菱形网，巷道顶部隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆，架棚棚距500mm；南帮隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮，并在棚梁上均匀布置3根直径不小于16mm的钢丝绳。

五．溜煤眼：

圆形断面，直径2.5m,深3.5m，断面积4.9m2，锚网喷支护。

六.联络巷

采用半圆拱断面、锚网喷支护，巷道净宽4000mm，净高3300mm，净断面积12.2m2。

附图3：

43下103（南）综采工作面位置及巷道布置图。

第二节采煤工艺

一．采煤工艺

（一）采煤工艺

1.工序：

割煤→移架→推溜

2.工艺说明

割煤:

割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.75m。

3.采高

本工作面回采3下1煤层，煤厚1.0m～3.1m，平均1.75m，煤层厚度变化较大，综合考虑将工作面采高确定为2.0m；对煤厚小于2.0m的区域，以割底为主，对于煤厚超过2.0m的区域，在保证安全和设备正常工作的前提下尽可能加大采高，以利于多回收煤炭资源。

二．采煤方法

1．采煤方法

采用走向长壁顶板垮落一次采全高采煤法，普通综采回采工艺。

2．割煤方式

割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.75m。

具体操作如下：

（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁，同时自下（上）向上（下）推移刮板运输机，并在煤机后将刮板运输机推出不少于15m的弯曲段，将煤机两个滚筒上下调换位置，向下（上）进刀，通过弯曲段使得煤机达到正常截割深度（即0.75m）后，按要求推移运输机至平直状态。

（2）将煤机两个滚筒上下调换位置，向上（下）割三角煤至割透端头煤壁。

（3）割完三角煤后，再次将煤机两个滚筒调换上下位置，采煤机向下空刀返回，进入正常割煤状态。

（4）采煤机正常割煤时，采用煤机前滚筒截割工作面煤层上部，后滚筒截割工作面煤层下部的割煤方式。

三．煤机司机操作、检修安全注意事项

1．煤机司机应严格执行《煤矿工人技术操作规程》中关于采煤机司机工种的相关规定。

2．煤机司机要熟练掌握煤机的结构原理、性能和一般维修技术、操作要求，并执行有关规定。

3．开机前仔细检查煤机截割部、牵引部、泵箱、电机牵引控制箱冷却水流量、压力是否正常，各喷嘴是否畅通；同时检查煤机各部位，确认各部位完好后发出信号，等人员躲至安全地点后，方可送水送电开机；严禁无水开机。

4.煤机截割时，煤机司机必须佩戴树脂防护眼镜，防止煤矸伤眼。

5.煤机司机在煤机截割期间的站位，正常生产条件下（无特殊地质条件），煤机司机站在滚筒以外至少5m以外的支架底座箱上（两端头支架除外），以便于观察煤机运行情况，煤机滚筒通过后尽量将护帮板打至垂直位置，防止滚筒甩出煤矸伤人。

煤机司机在开机过程中要集中精力，注意观察顶板情况，防止煤壁片帮伤人。

6．煤机割至工作面两端头时，应放慢牵引速度，煤机司机应集中精力，站在端头支架前操作，并在端头架前位置有专人观察煤机截割情况，防止割坏管线及单体，发现异常情况及时停机进行处理。

煤机在两端头截割期间顺槽内距滚筒5m范围内不得有人员进行作业，并禁止人员通行，防止煤机滚筒甩物及出现其它情况伤人。

7．工作面仰采角度超过8°时和顶板冒落严重时，煤机司机严禁站在煤机机身范围内的架前进行操作，防止机身滑落煤矸伤人。

8．煤机在断层区域破顶或割底，容易甩出大块矸石时，煤机司机应站在距离煤机滚筒3m以外的安全区域进行遥控操作。

9．在冒顶区域截割时应密切注意顶板情况，防止冒顶滚落矸石伤人，煤机司机应站在距离滚筒5m以外的安全地点进行遥控操作。

10．煤机运行期间无关人员不得在煤机机身上下5m范围内的支架前逗留和作业。

11．煤机司机在开机过程中应随时注意煤机的运行状态及周围环境，发现意外情况立即停机处理。

工作面人员通过采煤机时，采煤机应停止牵引。

12．采煤机运行中，设专人观察电缆、水管拖曳情况，若出现电缆、水管出槽、卡住、卡子脱节等异常情况，应及时停机处理。

13．煤机司机应与收护帮板人员密切配合，正常情况下收护帮板超前煤机滚筒不大于两组支架的距离，最近一组移架滞后煤机后滚筒不大于9m，否则应停机，严禁大面积空顶。

收护帮板人员，要观察好退路，确保安全畅通，面向煤壁操作，缓慢收回护帮板，操作过程中注意观察顶板及煤壁情况，发现异常立即退至安全地点。

14．煤机没有进窝时严禁强行推溜头溜尾，防止损坏煤机摇臂、行走部等重要部件；同时严禁在煤机机身处推溜。

15．不准带负荷启动煤机；煤机司机加强观察，出现大块煤、矸难以通过时，应及时采取措施进行处理，防止煤机处淤煤、卡矸，影响采煤机及运输机的正常运行。

16．煤机内外喷雾保持正常使用，做到开水开机，停机后及时停水。

17．煤机检修前，应在顶板完整地段造好条件，支架接实顶板，并伸出护帮板护好顶帮；刮板运输机及煤机应停电闭锁，摘掉煤机离合器。

18．煤机检修人员加强对制动闸的检查，确保制动闸灵敏可靠。

19．煤机必须安设能停止刮板运输机的闭锁装置，并正常使用。

20．煤机停机后需要重新开机时，煤机司机必须认真检查煤机前、后滚筒附近是否有人工作，必须等所有人员躲至安全地点，确认无危险后，方可重新启动煤机。

21．当检修人员需要进入煤壁侧时，必须打出护帮板护好顶帮，必要时要用板梁等进行腰帮。

22．更换截齿或检查煤机时，必须将运输机、煤机停电闭锁，护帮板打紧，找掉架间和煤帮的危煤（矸），以防架间漏煤（矸）、片帮伤人，然后在专人监护下进行操作。

附图4：

43下103（南）综采工作面采煤机进刀方式图。

第三节设备配置

一．液压支架

1.液压支架

本工作面中部选用ZY6200/13.5/28型两柱掩护式液压支架，上下两端头支架选用ZYG6400/18.5/38型和ZYG6200/13.5/28型两柱掩护式排头液压支架。

（1）中部支架

型号:

ZY6200-13.5/28

高度：

1350mm～2800mm

宽度：

1430mm～1600mm

中心距：

1500mm

初撑力：

4083kN～5078kN

工作阻力：

4998kN～6215kN

支护强度：

0.68MPa～0.84MPa

底板比压：

1.61MPa～2.62MPa（底座前端）

数量：

158组

（2）排头支架

①ZYG6400-18.5/38型

支撑高度：

1850mm～3800mm

中心距：

1500mm

宽度：

1410～1580mm

初撑力：

4952kN～5241kN

工作阻力：

6256kN～6621kN

支护强度：

0.88MPa～0.94MPa

底板比压：

2.3MPa～4.2MPa（平均）

适应煤层倾角：

≤15°

数量：

4组

②ZYG6200-13.5/28型

主要技术特征与中部支架基本相同。

数量：

3组

二．采煤机

型号：

MG400/920—AWD采煤机

采高范围：

1.8m～3.3m

截深：

800mm

装机总功率：

920kW

供电电源电压：

3300V

牵引速度：

0～8.7m～14.5m/min

卧底量：

467mm

滚筒直径：

1800mm

适应煤层硬度：

f≤4

三．刮板输送机

型号：

SGZ960/1050

输送量：

1800t/h

刮板链速度：

1.2m/s

电机功率：

2×525kW

中部槽规格：

1500mm×960mm×315mm（长×内宽×高）

电压等级：

3300V

四．桥式转载机

型号：

SZZ900/315

输送量：

2000t/h

电机功率：

315kW

电压等级：

3300V

五．破碎机

型号：

PCM200

破碎能力：

2200t/h

出口粒度：

300mm以下

最大入口断面：

900mm×800mm

电机功率：

200kW

电压等级：

3300V

数量：

1部

六．可伸缩胶带输送机

型号：

DSJ120/180/2×315

带宽：

1200mm

运输能力：

1800t/h

电机功率：

2×315kW

电压等级：

1140V

带速：

3.55m/s

数量：

1部

七．乳化液泵

型号：

BRW－315/31.5

公称压力：

31.5MPa

公称流量：

315L/min

电机功率：

200kW

电压等级：

1140V

配套液箱：

RX－315/25

安装台数：

3泵2箱

八．清水泵

型号：

BPW－315/16

公称压力：

16MPa

公称流量：

315L/min

电机功率：

110kW

电压等级：

1140V

工作液：

清水

配套液箱：

QX－400/30

安装台数：

3泵2箱

附图5：

43下103（南）综采工作面设备布置示意图。

第三章顶板管理

第一节支护设计

一．工作面支护设计

1．采用类比法进行设计：

参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。

（见表六）

同煤层矿压观测选择或预计工作面矿压参数参考表表六

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

顶

底

板

条

件

直接顶厚度

1.60～3.26

1.60～7.40

老顶厚度（冒落带）

15.28～18.12

14.65～21.30

直接底厚度

3.28～5.22

3.60～12.10

直接顶初次垮落步距

4～6

5～10

初次

来

压

来压步距

30～40

26～32

最大平均支护强度

MPa

0.433

0.57

最大平均顶底移近量

181～235

180～250

来压程度（动载系数）

1.0～1.2

周

期

来

压

来压步距

10～15

10～17

最大平均支护强度

MPa

0.380

0.57

最大平均顶底移近量

150～210

来压程度（动载系数）

1.0～1.2

平

时

最大平均支护强度

MPa

0.42

0.41

最大平均顶底移近量

105～150

直接顶悬顶情况

随采随跨

底板容许比压

MPa

直接顶类型

类

2类

老顶级别

级

IVb

巷道超前影响范围

轨顺：

35～55

轨顺：

40～70

运顺：

35～55

运顺：

35～50

2．工作面选用液压支架工作参数见表七

工作面条件与支架适应条件对照表表七

工作面条件

ZYG6200支架适应条件

ZYG6400支架适应条件

采高

2.0m

1.35m～2.8m

1.85m～3.8m

倾角

0°～10°

≤15°

煤厚

1.0～3.10m

1.35～2.8m

1.85～3.8m

煤硬度

2～3

≤4

底板比压

34MPa

2.34MPa～4.2MPa（平均）

支护强度

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