9105工作面作业规程.docx

1、9105工作面作业规程 第一章 工作面概况一、工作面位置及井上下关系9105综放工作面可采长度943.6m，工作面长度为295m，回采面积为278362m2。工作面位于井工三矿，北靠一采区东翼回风巷。南与9104工作面相临，东临煤层不稳定带，西为一采区南翼辅运大巷。工作面对应地面标高14551475m，工作面标高为1228.01277.5m，地表为黄土丘陵，大部分被森林覆盖，沟谷发育。见附图1：9105工作面井上下对照图。二、煤层9105工作面所采煤层为石炭系上统太原组9#煤层，煤层结构复杂，煤层厚9.1810.86米，平均厚度10.25米，煤层倾角14-5。煤层含夹矸35层。夹矸厚度0.05

2、m-1.8m之间。夹矸岩性多为高岭质泥岩炭质泥岩及砂质泥岩。较厚层夹矸位置主要集中在工作面北部切眼附近。岩性以砾石为主。长石次之。其中砾岩大小不等。磨圆度较差,钙泥质胶结在工作面中部。煤层呈黑色，中厚层状，亮型-半亮型，内生裂隙发育，含黄铁矿结核，质轻，污手。三、煤层顶底板顶板：直接顶为中沙岩，厚度为0.61.5m平均厚度为1.10m,灰白色，中厚层状，成份以石英长石为主，暗色矿物质少量，磨园度分选一般。泥质胶结。局部见伪顶，岩性为沙质泥岩和炭质泥岩易于脱落, 厚度一般在0.20.4m。老顶为粗砂岩，厚度在11.516.3m之间，平均厚度为14.85m，灰白色厚层状结构，成份以石英长石为主，裂

3、隙较发育，无充填，裂隙面见铁锈。底板：直接底为细沙岩，厚度在1.9m3.0m，平均厚度2.50m 。灰白色，中厚层状结构。成份以石英长石为主，暗色矿物质少量，钙质胶结。质较硬 园度分选好。含条带状灰黑色泥岩及煤线。老底为泥岩厚度在3.52m5.85m，平均厚度4.73m，灰黑色块状易碎,中厚结构，主要成份以粘土为主，含沙质成份,平坦状断口，断口面有水锈染,易风化破碎。见附图2：9105工作面综合柱状图。四、地质构造9105工作面地质构造相对较复杂，掘进时揭露大小断层4条，在切眼处可见夹矸，有风氧化煤。断层均为正断层，落差在0.6m至1.1m之间，由于底板突起，影响回采。在木瓜界背斜核部经过的区

4、域推测煤层和周围岩层裂隙发育，该区域可能有多处淋水。工作面钻孔有332，313，安6，09补-01。未见封孔资料。五、水文地质特征根据地测科所提供资料，该工作面水文地质条件较复杂，在辅运巷发现3条断层，并且煤层相对较破碎，有淋水现象。另外推测木瓜界背斜核部区域的煤层较破碎，煤层和周围岩层裂隙发育，可能会出现淋水现象。在辅运巷有淋水35m3/h,主运巷2m3/h。随着工作面回采，顶板砂岩水的疏放，地面钻孔抽排，掘进时巷道长期排放，涌水量可能变小。但煤顶板砂岩水各向异性特征明显，联通性较差，窝状储水优为明显。在回采过程中如顶板淋水较大，必要时进行控放水。该区域阴雨天过后，水量有增加的趋势，说明该区

5、域煤含水层和地表水及第四系存在水力联系，正常涌水量5m3/h，最大涌水量300m3/h。六、影响回采的其它因素1、影响回采的其它地质情况表1-1 影响回采的其它地质情况表瓦斯涌出量属低瓦斯矿井煤尘爆炸指数易爆炸地温危害地温及地压均属正常煤层自燃发火期最短自燃发火期为3个月2、地质部门的建议（1）、要建立完整的排水系统，排水能力不小于300m3/h。（2）、过氧化煤和断层区域要采取相应措施加强巷道顶板的支护。（3）、过氧化煤和无煤区要加强煤质管理。七、储量及服务年限1、几何尺寸：工作面长度：9#煤层9105工作面净煤长度为：295米；工作面可采长度：943.6米；综采放顶煤一次采全高，机采高度3

6、.4米。煤层厚度：9.1810.86m，9105工作面煤层总厚度平均为10.25m，容重1.46g/cm3。2、工作面储量： 295943.610.251.46=4165687.3T3、设计采出煤量计算：按初次放煤步距20米，停采线前30米不放顶，割煤回采率97%，放煤回采率85%计算：割煤采出量：943.62953.41.4697%=1340335.2T放煤量：(943.6-30-20)(295-9)(10.25-3.4）1.4685%=2172558.6T 4、设计出煤量：1340335.2+2172558.6=3512893.8T5、工作面设计回采率：3512893.8/4165687.

7、3100%=84.33%6、工作面服务年限：n=(943.6/8)/30=3.9月回采时在运输机的靠近机头地段安设核子称，衡量工作面实际采出煤量。第二章 采煤方法及回采工艺1、采煤方法9105工作面采用走向长壁综采放顶煤方法，顶板处理为全部垮落法。2、采放工艺2.1.采煤工艺：9105工作面为综采放顶煤工作面，放煤工艺定为两采一放。设计采高为3400100mm。煤机割煤两刀，放煤一次，循环进度0.80m。专职放煤工双轮顺序放煤。2.2.进刀方式：端头斜切进刀，进刀长度为30m，截深0.80m，单向割煤。附图3，进刀方式图2.3.工艺过程：煤机割煤移架回刀 推前溜放煤清理拉后溜现以煤机从机头通刀

8、开始运行为例说明采煤工艺流程：煤机割通机头返刀到机尾，从机尾向机头割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒扫底煤，并滞后煤机滚筒46架开始移架；当煤机正常往机头进刀时，专职放煤工从197#支架开始第一轮向机头方向放顶煤(机尾3架、机头3架不放)，逐架放煤；煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向机尾返刀走空刀，走空刀时专职放煤工从4#支架开始第二轮向机尾方向放顶煤(机尾3架、机头3架不放)；在依次从机尾方向推前溜至机头，推前溜机头，同时放煤到197架，并依次向机头方向拉后溜，拉后溜机头。煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割煤；调整左右滚筒位置，割通机头后返刀；煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，

9、向机头方向割煤，同时滞后煤机左滚筒46架移架；推拉好前、后溜机尾。重复机尾向机头割煤工艺过程。2.4采放比：工作面煤厚最大10.86米，最小9.18米，平均煤厚10.02米。工作面设计采高为3.40.1米，采放比为：9.1810.863.4=1:1.702.19 故工作面采放必确定为：1:1.702.192.5层位控制严格沿9#煤底板回采，使工作面层位控制合理。2.6.工艺要求2.6.1割煤采用艾科夫SL750-3.3D型双滚筒采煤机，并自行装煤。采用端部斜切进刀方式，单向割煤，往返一次割一刀。煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿煤层底板回采，顶、底板要割平，严禁出现台阶，煤壁要齐直，严禁出现割

10、底板、留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内，工作面采高控制在3.40.1m。2.6.2工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行移架,采取分组追机移架，及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距为0.8m。支架要移到位，接顶要严实有力，移架时不准停后溜。2.6.3在煤机返空刀到机尾后，开始推前溜，并依次按顺序推溜,严禁由两头向中部或由中部向两

11、头推溜，一律在溜子运行中推溜,辅运顺槽端头斜切进刀段外，严禁紧随煤机推溜或停溜时推溜。2.6.4放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、两采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面推出原切眼后,老顶来压后开始放煤，停采线前30m停止放煤。机头、机尾三架不放煤。由两名专职放煤工滞后移架，190架开始放煤，煤机从机尾割煤后，滞后煤机10架开始第一轮放煤，第一轮放出顶煤的1/3，煤机割通机头后返刀时，滞后煤机10架，开始第二轮放顶煤，见到矸石停放。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，放煤点严禁超过两处，防止压死后溜。2.6.5工作面前部溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的

12、浮煤清理干净。后溜前方如堆煤较多，影响放煤视线，要用铁锹将其铲入后溜中运出。2.6.6拉后溜在第二轮放完煤后滞后15架进行拉移。煤机从机头向机尾回刀时，先拉后溜机头,依次从机头向机尾方向拉后溜；煤机从机尾向机头吃刀时与之相反,溜子弯曲长度严禁小于22.5m。拉移步距0.80m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时严禁拉后溜。2.6.7拉移转载机 工作面每推进两个循环,必须及时拉移转载机，严禁滞后，以避免转载机尾伸入进风隅角采空区侧过多，而造成进风隅角难以维护。2.7放煤步距的确定放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定:该面割煤步距为0.80m

13、，每割煤两刀放煤一次，确定放煤步距1.6m。2.8放煤要求2.8.1初次放煤时，应在工作面刷帮试采，出切眼8米后视实际情况进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。2.8.2 放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石（黄泥）急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁升起。2.8.3 放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落.2.8.4 放煤时要加强煤质管理，见矸石即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。2.8.5

14、应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。第三章 顶板管理工作面采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部垮落法管理顶板。1、支架选型选型原则和要求：1)支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；2)支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；3)支架底座要适应底板岩石的抗压强度；4)支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；5)支架的安全性能要好。工作阻力理论估算法以支护强度大于1Mpa为前提，采用两种科学的计算方法，确定工作阻力。（1）利用充填采空区的跨落岩石厚度来计算支架的支护强度，然后再计算支架的工作阻力： 式中：q 支架支护顶板所需的支护强度，KN/

15、m 下位岩石的容重，KN/m，取=20 Kp岩石松散系数，一般为1.251.5，Kp=1.25 M 采高，m，取M= 6.85m n 动载系数，综采放顶煤工作面n=1.4 经计算 q=767KN/m 支架的工作阻力 P = q(+a)B 式中 P = 支架工作阻力，KN L1 = 支架前梁长度，1.575m L2 = 支架顶梁长度，3.405m a = 支架的梁端距，0.34m B = 支架的宽度，1.5m 经计算 P = 6120KN（2）按“放顶煤液压支架”通用公式确定支架工作阻力： P = K(P1+ P2) 式中P 支架工作阻力，KNK 动载系数，取K=1.4 P1 支架上顶煤重，KN

16、 P2 下位岩石作用于支架上的静载荷，KN 式中 煤体容重 KN/m3 下位岩石容重 KN/m3，取=25 L1 = 支架前梁长度，m L2 = 支架顶梁长度，ma = 支架的梁端距，m h = 下位岩石高度，m，取h=10.25m = 顶煤高度，6.85m =顶煤跨落角，按同类综采放顶煤工作面的情况，取= 51 =下位岩层跨落角按同类综采放顶煤工作面的情况，取=45B = 支架宽度，m经计算 P1=2716KN P2 =3323.9KN P =6039.9KN 综合二种计算支架工作阻力的方法，两种方法所选定的支架工作阻力比较接近，取其较大值，液压支架的工作阻力最大为6120KN。所选支架工作

17、阻力为10000 KN，符合要求。故支架的工作阻力符合要求，确定支架的型号为ZFS10000/23/37型放顶煤液压支架。安装ZFS10000/23/37基本支架193台，ZFG10000/23/37端头支架8台。2、工作面控顶距：附图4最大控顶距为6134mm，最小控顶距为5334mm，端面距不大于424mm。3、工作面支架支护顶板的基本要求：要求割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑力24MPa，支架接顶要实要平。所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。端面距大时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，

18、做到少降快移，严禁大降慢移。端面距大时要打出护帮板做到及时护顶或者移超前支架，端面距严禁大于424mm，确保支护质量和控顶效果。4、主、辅运顺槽超前支护4.1 主运顺槽支设20米超前支护，采用长度1000mm铰接顶梁作梁，沿工作面两道方向平行布置，采用DZ3500型或DZ4000型单体液压支柱作腿，棚距1.0米，支柱初撑力90KN。主运巷超前支护布置三排，两长排不小于20米，短排不小于10米。4.2 顶板来压或破碎时要加长加密支护。人行道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m。4.3 主运顺槽中间的超前支护距离不小于10m(主运顺槽中间一排至破碎电机处)，主运顺槽右帮的超前支护距转载机右侧

19、相距0.2米，主运顺槽左帮的超前支护距主运顺槽左帮0.7m。主运顺槽中间一排的超前支护距转载机左侧0.2米支设。长度不小于20米。4.4三向阀一律和巷道方向一致，卸液口向外。所有支设的单体要拴防倒绳，防倒绳使用6的钢丝绳，拴在手把处。并在单体的柱帽处用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。所有铰接梁必须用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。两道超前50米范围内严禁存放备用材料配件或设备。4.5辅运顺槽采用两架ZFDC10300/25/43超前支护支架组作为超前支护，支护时，顶梁要升平，接顶要严实，移架程序同端头支架。单轨吊一侧超前支护支架不能支护部分要加一排单体加铰结梁支护。4.6如

20、主、辅运顺槽矿压显现明显，要加长和加密超前支护，并另行补充专项安全技术措施。5、端头和出口支护5.1工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m。工作面上、下端头各采用ZFG10000/23/37型放顶煤端头过渡液压支架支护顶板，机头、机尾各安设4架。5.2正常情况下在1#支架上侧与转载机之间分别支设两排跨前、后部运输机机头的双楔梁抬棚（若1#支架底座与转载机距离0.3米时可用第一台端头支架作端头支护；若1#支架底座与转载机距离大于等于0.3米小于0.5米时，在1#支架与转载机之间支设一排双楔梁支护；若1#支架底座与转载机距离大于等于0.5米时，采用正常两排双楔梁支护

21、），双楔梁抬棚与支架间距为0.20.5m，抬棚之间间距0.10.3米，除跨越机头、机尾处的双楔梁外，其余双楔梁必须保持一梁一柱。双楔梁抬棚采用“九、十档”管理，后摘前挂，及时支护，两排抬棚错距0.6米，回风巷因第200台支架在巷道里，与199台支架交替迈步前移作端头支护。回风巷上帮一排单体和主运巷下帮一排单体一直延续到端头支架切顶线处，在煤机割到端头前，每排每次拆除一根单体和梁子，不得提前拆除或一次一排拆除多根梁子，及时移端头支架并将双楔梁抬棚挂设好，双楔梁抬棚与前方棚梁尾端的距离不得超过0.6m。（机头根据顶板情况，如顶板破碎要用2对连锁的4米花钢抬棚一梁四柱支护， 交替迈步前移，错距0.6

22、米，迈距1.2米）。在回风巷放顶线处用回风巷下帮超前和第200台支架后尾梁作切顶支护，回风巷下帮超前单体不得提前回撤，主运巷上帮超前与双楔梁最后一棵单体作切顶支护，在老塘切顶线处用两根4.5m长花边钢梁作梁，沿工作面放顶线布置，梁下支设34根单体支柱做切顶支柱。跨机头要支设双抬棚，一梁四柱支护，交替迈步前移。单体支柱采用DZ3500型或DZ4000型，支柱初撑力不低于90KN，单体支柱钻底时要穿铁鞋，戗柱或戗棚支柱的迎山脚为35。6、主、辅运顺槽放顶设计6.1工作面辅运顺槽放顶线与机尾端头支架切顶线一致，严禁超过支架尾梁距离。主运顺槽由于受转载机机尾的影响，主运顺槽放顶线滞后于机头端头支架插板

23、伸出时的尾端23米。在转载机拉移到位后即对主运顺槽进行回柱放顶，严禁提前和滞后。6.2在主运顺槽放顶线处用4.5米花边钢梁作梁，沿工作面方向布置，梁下支设3根单体做切顶支柱，并在每根切顶支柱旁支设戗柱或加扶戗棚。所有棚子与顶板要用方木、半圆木等接实、接平；切顶线支柱数量齐全，梁下基本柱不缺，无空载和失效支柱。切顶棚不少于两道。6.3工作面上、下隅角悬顶面积较大时，在瓦斯浓度不超限情况下进行人工强制放顶，强制放顶方法同初次放顶。进风、回风隅角悬顶面积不得超过30（纵深不超过6m）超过以上悬顶面积必须及时退锚,退锚作业人员站在切顶线以内。7、备用支护材料及存放：为维持工作面正常生产，辅运顺槽必须备

24、有一定数量的常用支护材料：名称规格数量名称规格数量半圆木200200020(根)背板2500mm20块半圆木200400040(根)单体DZ35、DZ40各20根方木200200150040(块)花边钢梁4500mm20根材料存放在距设备列车50米外的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，严禁影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。第四章煤质管理1、加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。2、放煤时，顶煤必须放干净，要注意观察放煤的情况，第二轮见矸（或黄泥）后就及时关闭插板，严禁大量矸石（或黄泥）流入煤流系统，减少含矸量。3、严禁随意割底板矸石，减少含矸

25、率。4、工作面遇断层时编制专项管理措施。5、混入工作面的大矸石或杂物派专人及时捡出，抛入老塘。6、采煤机、运输机停止运转后及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流（夫伊特、电机冷却水）回收，严禁外排进入煤流系统影响煤质。7、煤流运行中严禁杂物混入煤流，已混入的及时拣出。8、煤仓上口要安设铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓。9、开机前，必须将两端头、工作面积水排净后，方可开机。10、各转载点喷雾、煤机内外喷雾、架间喷雾、做到停机停水，开机喷雾，以减少外在水分。11、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却系统时除外）。12、煤机在两端头割通后，维护人员及

26、时将割出来的煤壁以外的锚杆、托盘清理干净、严禁进入煤流。13、检修班检修后的棉纱、废油、旧件、损坏件按指定点存放。14、包装纸、塑料袋必须清理干净，严禁进入煤流。15、工作面的物料、设备配件（截齿、齿套、使用设备的紧固件）、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。工作面来压造成的巷道漏顶要及时清理。第五章工作面设备选型和技术特征1、采煤机采煤机选用德国艾科夫SL750-3.3D型采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式无链牵引，电源电压为3300V，以计算机操作、控制，并能中文显示运行状态、故障检测。其技术特征表如下：序

27、号技术指标技术参数1采 高2.03.5米2生产能力1500t/h3牵引速度0-7.7-12.8m/mim4装机功率750千瓦5滚筒水平中心距12.211m6采煤机高度1579mm7过煤高度762mm8有效截深800mm9滚筒直径2000mm10最大卧底量260mm11适应倾角2512用水量320L/min2、液压支架液压支架选用北京煤矿机械厂生产的ZFS10000/23/37型正四连杆四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架和ZFG/10000/23/37型反四连杆四柱支撑掩护式放顶煤端头过渡液压支架。技术特征表如下： 端头架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号ZFG10000/23/372支护高

28、度23003700mm3支架中心距1600mm4初撑力6185(P=31.5MPa)KN5工作阻力10000(P=40.8MPa)KN6支护强度(f=0.2)0.89-0.92MPa7对底板的平均比压(f=0.2)0.2-0.7MPa8适应煤层倾角209操作方式本架操作10自移步距800mm支架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号ZFS10000/23/372支护高度23003700mm3支架中心距1500mm4初撑力6150-6322(P=31.5MPa)KN5工作阻力10000KN6支护强度(f=0.2)0.967-1.027MPa7对底板的平均比压(f=0.2)2.956-3.139

29、MPa8适应煤层倾角209操作方式本架操作10自移步距800mm3、工作面前、后部运输机刮板输送机选用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ1000/21000型前部输送机、SGZ1200/21000型后部输送机，夫伊特控制。其技术特征表如下：前、后刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率机头1000KW 机尾1000KW2链条(260mm双中链)48152紧凑链3链 速1.3m/s4运输能力2500t/h4、转载机转载机选用张家口煤矿机械有限公司生产的SZZ1200/700型转载机，该机采用自移系统与皮带机尾连接,其技术特征表如下：转载机技术特征表序号技术指标技术参数1功 率700KW2运输能力3500t/h3链中心距500mm4链 速1.8m/s5链类型38137双中链6冷却方式水冷却7电 压3300V8长 度80m9转载机前移方式迈步自移10迈步自移行程2300mm5、破碎机破碎机选用张家口煤矿机械有限公司生产的PCM400型破碎机，其技术特征表如下：破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1型 号PCM4002功 率400KW3破碎能力3500t/h4电 压3300V5破碎形式锤式6破碎传动方式电机+偶合器+减速器+锤轴总成7可破碎物料硬度f48最大入料尺吋12001000mm(长度不限)9最大出料粒度300mm6、乳化液泵站浮化液泵站系统采用南