东洼南煤矿9#层8301工作面作业规程

第一章工作面地质概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系

8301工作面位于矿井煤田东部，901运输大巷和902回风大巷北端，走向长度1400米，工作面倾向长（切眼长）120米。

第二节煤层

第三节煤层顶底板

煤层伪顶为炭质泥岩，会随采随落，直接顶、老顶为黄砂岩，较难跨落。底板为炭质页岩，局部会发现底鼓现象，下部为黄砂岩。

第四节地质构造

根据9109运输顺槽和9110回风顺槽开掘过程分析，在450米和600米附近经过二条东西向的溪流冲刷带，顶部岩石杂乱，层理不明；下部煤质多为风化。

考虑到开采过程中此两处煤质难以保障，矿方研究决定在600米位置处停采，外面的进行炮采回收。因此此工作面实际开采走

向长度800米，倾向长度120米。

第五节水文地质

一、工作面涌水量

现有情况分析，顺槽和工作面低洼处正常涌水量在10 m3/d 以下，主要为底板渗水，其余各处未见出水。但据矿井掘进经验表明，上覆岩层主要为砂岩含水层，导水性良好，因此在开采过程中存在涌水增大的可能性。

二、含水层

本井田局部区段煤层的直接含水层或间接含水层含水性较强，涌水量较大。

三、其它水源分析

对应地表为山坡平缓区，水文地质条件基本为裂隙充水矿的简单型，下游煤矿开采会使含水层的水量释放。在工作面开采过程中需进行勤观测，留心涌水变化，预先探放水，其次是防止雨季地表裂隙渗水。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况

第七节储量及服务年限

一、储量

a、工业储量Q I=800312031231.50=1728000(t)

其中：800—可采长度m

120—工作面长度m

12煤层厚度m

1.50煤层密度t/m3

b、计算损失量：

(1)工作面放顶煤损失率约为40%(根据放顶煤经验数据)

Q损=可采走向长3工作面长度3顶煤厚度3煤层密度340% =800312039.131.50340%

=524160(t)

(2)割煤损失按5%计算

Q割=可采走向长度3工作面长度3割煤高度3煤层密度3

5%

=800312032.931.5035%

=20880(t)

c、工作面可采储量

Q可=Q1－Q损－Q割损=1728000－524160－20880=1182960(t)

d、工作面回采率

C=Q可/Q工业3100%=1182960/17280003100%=68.5%

e、工作面服务期限（工作月按正常生产30天计算）

工作面服务期=可采走向长度/月计划推进长度

=800/（0.634330）

≈11个月

第二章生产工艺过程

第一节巷道布置

8301工作面设计为低位放顶煤工作面，采用两巷布置形式。两条顺槽沿9#层底板掘进。9109巷为进风和运输顺槽，长度为1400米，为机轨合一巷，与901皮带运输大巷联通，巷内靠工作面一侧设900mm轨距轨道，巷道断面形状为矩形，锚杆、锚索混合支护，锚杆间距1.0m，排距1.5m，锚索间距5m，巷道断面规格为宽4.2m，高3.1m；局部破碎地段为钢结构背板支护。

9110巷为回风运料顺槽，经绕道通向902回风大巷，顺槽长度为1430m。巷内设900mm轨距轨道，断面形状为矩形，锚杆支护。锚杆间距为1.0 m，排距1.5 m。断面规格为宽3.5 m，高2.9 m。局部破碎地段为钢结构背板支护。

工作面切眼垂直于9109顺槽，总长度为120 m，矩形断面，规格为2.938.0m2，锚杆、锚索、排柱混合支护，锚杆间距为1.5m，排距1.3m，锚索布置两排，间距5m，排距2m，点柱两排，柱距1.5m，排距分别为2m、2.8m、3.2m(考虑不防碍设备运输)。

见巷道布置图。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

采煤工艺：走向长壁后退式综采低位放顶煤采煤法。

采煤方法：采用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机采煤，双向穿梭式割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机螺旋滚筒装煤，自移式液压支架支护顶板和推溜，采煤机进刀采用端头斜切进刀方式，斜切进刀段长度30米，进尺为0.6米。

自然垮落法管理采空区顶板。工作面由切眼向901大巷方向推进，推进到800米位置时停采回撤设备。

根据所选支架支护高度和采煤机采高等因素，确定工作面机采高度为2.9米，顶煤以自然跨落式放出。

配套设备固定循环进度为0.6m 根据本煤层的特征和实际经验总结，以及参考设计说明，采用两循环放一次顶煤，即“两刀一放”每放一次煤采用顺序多轮放煤法作业。

二、 回采工艺

走向长壁后退式综采放顶煤开采方法，放顶煤工艺为“两刀一放”，放煤步距为 1.2m 。采放分步作业，即：采煤机割煤时不放煤，支架放顶煤时采煤机不割煤。

其工艺流程为：

①

（1） 割煤—采煤机采高控制在2.9±100mm

（2）移架—滞后采煤机后滚筒3~4.5米顺序移架,移架后立即支护,使支架达到初撑力。移架步距0.6m 。

（3）推前刮板输送机

准备 割煤 进刀打回头 进刀打回头 割煤 放煤

a、推前刮板输送机：滞后采煤机后滚筒15米，分段移前刮板输送机，推前刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。

b、拉后刮板输送机：顶煤按顺序放完后，随着拉后刮板输送机，拉的过程中不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。

（4）移机头、机尾

当采煤机割通机头或机尾退出30米停机后，才可进行移机头或移机尾工作，移机头或移机尾要停止运输机运转。

（5）放顶煤

放顶煤靠自然跨落放煤，工作面采用割一刀放一刀顶煤和割完两刀放完全部顶煤的作业方式，放煤的循环进度为0.6米。随机进行放煤顺序为从头部4#、5#、6#……支架的顺序进行放煤或从尾部76#、75#、74#……每次放出顶煤量的1/3，割完两刀后再从头部或尾部放第三轮，将顶煤全部放完。

注意事项：（1）放顶煤时不得一次将尾梁收回最大角度，且放煤过程中要相互配合，尽量不让或少让顶煤流入刮板输送机之外。（2）当有大块煤影响放煤时，则反复动作放煤插板，使大块煤破碎，当发现矸石时要及时将插板伸出，防止矸石混入煤中。

三、循环产量及日产量

1、割煤产量：12032.930.631.50395%=297吨

2、循环产量：297+11039.130.631.50360%=837吨

3、日产量：83734=3348吨

4、工作面月产量：3348330=100440吨

第三章工作面支护与顶板管理第一节支护设计

一、支护设备选型

（一）工作面顶板压力估算：

P1=6倍采高顶板压力+顶煤厚度3顶煤容重

岩石平均容重2.54吨/m3

P1=632.932.54＋9.131.50=57.9t/m2

（二）工作面选用支架技术说明书如下：

1、支架型号ZF5600/19/31S型放顶煤液压支架

2、支架中心距：1.5m

3、支架初撑力（P=28.0Mp）：4652KN

4、支架工作阻力（P=33.7Mp）：5600KN

5、支架支护强度：0.77-0.78Mpa

6、支架高度：1.9-3.1m

7、操纵方式：手动控制

8、泵站压力：31.5Mpa

9、移架步距：0.6m

支架支护压力计算

支架支护面积S=1.534.725=7.08m2

支架支护压力P2=5600/7.0839.8=80.7t/m2

因为P2>P1，故工作面支架能满足支护要求。

二、乳化液泵站

乳化液泵站选用BRW400/31.5型，两泵一箱。泵站布置在运输巷。

第二节顶板管理

一、工作面支护

8301工作面共安装ZF5600/19/31支架76架。6架ZFSG过渡支架。1套ZFSG端头支架。工作面最大控顶距4.725米，最小控顶距4.125米。

二、工作面上、下端头支护

工作面下端头支护用1套ZFSG支架支护，工作面上端头支护支架占巷宽的2/3，其余用单体液压支柱带波纹工字钢梁、木棚支护，柱距不大于1.0米。

第三节运输、回风顺槽及安全出口的管理

一、工作面运输、回风顺槽的顶板管理

在开采过程中，对两顺槽进行超前支护，超前支护长度9109顺槽为20米，9110顺槽为20米。支护两排液压单体支柱，单体液压支柱带波纹工字钢梁，柱距不大于1.0米，排距以不影响设备移动、运送材料确定。

两巷超前支护随推进而前进。在顶板破碎地段采用3.1米单体支柱架设勾木覆顶，棚木直径不小于18公分，柱距0.8米，单体柱距临近帮0.6米。

柱型：DZ31.5—28/100型单体液压支柱

柱帽：96003110390㎜30003110390型；波纹型工字钢

支设时，柱帽平行工作面方向，三用阀的出液口指向古塘侧；初撑力不小于14.5Mpa。

二、安全出口的管理

1、超前20米范围内每班设专人进行清理维护，巷道支护完好无失效，无零皮、片帮、无浮矸浮煤堆积，严禁堆放任何闲置费旧物品和设备。

2、闲置费旧物品要及时出井，备品备件和不能及时出井的费旧物品和设备要堆放在9110巷距工作面100米外的顺槽人行道另一侧，顶板完整，无片帮并码放整齐，留名挂牌，设专人管理，不得影响行人，运料，通风，人行侧净宽度不得小于0.7米。

3、备用支柱的存放地点和管理办法，为了更好地维护两巷顶板，在两顺槽，距工作面100米处巷道内存放备用单体支柱20根和波纹工字钢柱帽20根、3米长木料40根。备用柱要码放整齐并立标志牌，标明数量和规格，并且不得影响通风运料行人，随工作面推进而向外倒运。

第四节矿压观察

1、本工作面采用KBJ—60III—2矿用压力仪对顶板进行压力观察，压力仪分别布置于7#、13#、27#、70#、支架的前、后柱各一块。

2、泵站压力必须达到30 Mpa；乳化液浓度保证3—5%。

3、支架初撑力要求不低于额定值的80%。

4、液压管路必须使用4层以上钢丝编织的胶管。

5、如发现有损坏的仪表必须立即更换。

6、本工作面采用矿压仪表进行顶板动态监测的同时采取宏观观察，即通过顶板破碎程度和片帮程度、古塘悬板等对顶板压力进行宏观观察，根据宏观观察和矿压表显示压力情况及时采取预防措施。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

（一）、运煤设备、转载方式

工作面采用前部、后部两部刮板输送机（SGZ764/400）分别运输，采煤机载割的煤和放顶煤，经过桥式转载机SZZ764/160到9109伸缩皮带SJJ1000/200再到901皮带大巷。

（二）运煤路线

工作面→9109运输巷→901皮带巷→主井煤仓→主井皮带→地面

（三）运料路线

新井→1102回风大巷→绕道→9110顺槽巷→工作面

二、行人路线

新井、副井→1102回风巷、902回风巷→9110回风顺槽、9109运输顺槽→工作面

新井、副井→联络巷→1101运输巷→901运输巷→9109运输顺槽→工作面

第二节工作面通风、瓦斯、煤尘的管理

一、通风系统

（一）风量计算

1、按工作面最多人数计算：

Q采=4n=4360=240m3/min

4—每人每分钟供风量m3/min

n—采煤工作面同时工作最多人数

2、按气温劳动、气候条件计算：

Q采=2003K t3K h3K l3K m3K d

200—基本风量

K t—温度系数（根据实际经验数据1.1）

K h—采高系数。取2.2

K1—工作面长度系数，长度为116m，取1.1

K m—采煤方面系数。综采取1.6

K d—顶板管理系数，自然垮落取1.0，强制放顶取1.1

Q采=20031.132.231.131.631.0=851.8m3/min

3、按CH

4、CO2涌出量计算

Q采=1003Q CH43K

Q CH4—工作面平均瓦斯绝对涌出量0.48 m3/min

K—工作面平均瓦斯涌出平均的备用系数。低瓦斯矿井取2.0，高瓦斯矿井取2.5

Q采=10030.4832=96 m3/min

Q采=1003Q CO23K=10032.532=500 m3/min

4、按风速验算

按以上风速计算风量，取最大值为Q采值，即综采需风量为851.8 m3/min，为安全起见，取1200 m3/min

V小=1200÷（4.72532.8）÷60=1.5 m/s

V大=1200÷（4.12532.8）÷60=1.73m/s

规程规定最高风速4m/s，最低风速0.25m/s。

0.25＜1.73＜4，符合要求。

（二）通风路线

新鲜风：主井、新井→1101运输巷→绕道→901运输大巷→9109运顺槽巷→工作面

污风：工作面→9110回风顺槽→902回风巷→1102回风大巷→副井→地面

二、瓦斯防治

（一）瓦斯检查

1、本工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，减少或降低瓦斯浓度。

2、瓦斯员要持证上岗，携带的瓦斯仪要完好，灵敏可靠。检测上隅角时要注意自己的安全，防止片落煤块伤人。

3、瓦斯员认真填写瓦斯手册、牌板，严格执行瓦斯检查制度。必须做到无空班、漏检、假检，并执行现场交接班制度。

4、工作面当班跟班队长、班长、安检员、电工、采煤机司机必须配带完好的瓦斯报警仪，随时进行瓦斯检测。

（二）瓦斯监测

在工作面回风口10米外安设AJD-2型瓦斯自动报警断电仪。报警瓦斯浓度为≥1%，断电仪浓度为≥1.5%。

三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

地面蓄水池→新井→1101皮带巷→901皮带巷→9109顺槽

1、工作面运输顺槽、回风顺槽各敷设一趟防尘管路，管路敷设平直、牢固。距工作面煤帮不大于20米，运输巷每隔50米、回风巷100米设一组有阀门的三通支管及一组全断面净化水幕。

2、保持距工作面煤帮20米范围内两道各设一组全断面净化水幕，灵敏可靠，使用正常。

3、该工作面两道防尘管路同综合防尘管路系统连接。

（二）防尘措施

（1）采煤机捕尘措施：工作面的MGTY300/700采煤机外喷雾与内喷雾装置，要求雾化程度要好，做到喷头无堵塞及短缺现象，要加强管理，每天检查维护一次。

（2）液压支架的前后喷雾装置，在放煤割煤时全部打开。

（3）在运输巷各转载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾，消除飞扬浮尘，降低进入工作面风流中的含尘量。

（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

运输巷、回风巷各安设一组不少于80（60L/个）水槽，其布置方式为集中悬挂式。水棚总长度30米，保持距工作面煤帮100米，水槽盛满清水。每周对隔爆设施水量是否符合要求进行全面细致的检查。

四、防止煤层自燃发火计划措施

1、本工作面放煤高度平均9.1米，煤层易自燃发火，在工作面回采过程中，要加快采煤速度，少丢煤，提高煤炭回收率，停产及时封闭采空区，防止煤炭自燃。

2、工作面出现一氧化碳气体时要立即查明原因并汇报有关部门采取措施进行处理，否则不准生产。

3、有发火预兆时通知灭火主管部门必须查明原因，采取相应措施，其设计方案及安全技术措施由通风队制定并落实。

第三节供、排水系统

供水系统：地面蓄水池（弱碱性水，蓄水量400立方）→新井→1101

运输大巷→901轨道巷→9109运输顺槽→工作面

排水系统：9110回风顺槽安装一台WQ15-40-4水泵，2寸水管满足平时排水要求，为避免意外情况发生，再备用一台同样功率的水泵。排水路线为：

9110回风顺槽→绕道→1102回风巷→中央水泵房→地面

第四节供电及设备配备

从901大巷2#变电所10KV高压端口引线，经901运输大巷到9109中间（800米处停采点贯眼）移动变电站（综采A点），A点设高压控制开关，集中控制工作面所有设备。从A点引线到工作面设备列车上的两台移变，提供1140V电源，供工作面设备运行。见工作面供电系统图。

表2-1工作面设备配备表

第五节通讯照明

一、通讯系统

地面总机→新井→1101→901皮带头（防爆电话）→9109皮带头→工作面转载机头（防爆电话）

（赛瓦德系统）9109皮带头→二部皮带头→移动设备列车→转载机头→输送机头→工作面支架

二、照明系统

运输顺槽每50m设一根防爆灯管，工作面每15m设一根防爆灯管，刮板输送机头、转载机头、皮带头各设一根防爆灯管。

第六节综合监测、工业电视系统

一、综合监测系统

地面调度室→新井→1101、901皮带巷→9109顺槽→工作面

二、工业电视系统

地面调度室→新井→901皮带巷→9109顺槽皮带头

第五章劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、作业方式

工作面采用“三2八”班作业制度，每班作业八小时，每日由二个生产班一个检修班组成，每个生产班完成二个循环，放一次顶煤；检修班完成工作面及顺槽的检修维护工作。正规循环作业图表如下：

二、劳动组织

8301综采工作面由跟班队长负责组织生产、检修，配有采煤机司机、三机司机，泵站司机，检修工，移架工等相关作业人员54名，作业人员配备如下：

第二节主要技术经济指标主要技术经济指标