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1、山西黄土坡鑫运煤业有限公司 9101综采工作面作业规程第一章 地质概况第一节 工作面位置及井上下关系工作面名称9101综采工作面采区名称1采区地面标高+1447m-1529.6m工作面标高12501268m地面位置该工作面对应地表为灌木丛，无建筑物、村庄、河流等。井下位置及与四邻关系该工作面东部为9102掘进工作面，南部为轨道大巷，西部为实体煤田，北部30m为矿界保安煤柱。走向长度（m）运输顺槽：1230倾向长度（m）196面积（m2）241080回风顺槽：1230第二节 煤层赋存情况一、 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
2、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2.32.6m，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。9+10#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2.5010.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5136.6MPa,均值32.253.9 MPa;抗拉强度0.854.70 MPa,均值3.304.10 MPa;抗剪强度4.5412.35
3、 MPa，均值5.8710.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部K2石灰岩与煤层之间夹1.01.4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60.8599.86m，平均80.35m，煤层厚度0.001.18m，平均0.63m，含01m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49.0564.36m，平均58.18m，煤层厚度0.601.68m，平均1.07m，含00.1m夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩
4、，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.573.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.044.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.3665.73 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、煤尘爆炸指数根据2012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#煤层具有煤尘爆炸危险性，自燃倾向性为级
5、，属不易自燃煤层。第三节 工作面现状与地质构造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。第四节 水文地质情况及防治措施一、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
6、，在运输、回风顺槽内各安装两趟76mm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，做好预测预报。第五节 可采储量及服务年限两顺槽全长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：12001962.451.497%=78.25(万t) 可采期：1200（0.66）=333(天)式中：0.6为循环进度，6为日循
7、环数。第二章 采煤方法第一节 采煤方法及确定依据一、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型转载机、PLM110型破碎机、DSJ100/80/2110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35001700。推进过程中必须将采高控制在最大不得超
8、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。第二节 巷道布置 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
9、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6.52.8=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：转载机、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第三节 采煤工艺 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
10、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
11、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，并注意观察大溜运行情况，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
12、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：由刮板运输机运入转载机后再转入顺槽胶带运输机分段转载运出。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
13、，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。第三章 顶板控制管理及支架说明书第一节 支护设计一、支架强度校验1、支架的最大高度hmax= Hmax+a =2.6+0
14、.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，级老顶取小值。 e支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2米时，取80-100mm。 g
15、支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50-100毫米。我们选择的支架支护高度为1.7-3.5m,能满足支撑高度要求。3、支架的工作阻力及初撑力的校验根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度M=Hi(L-1)=0 M=Hi(L-1) HK=Hi2.7=Hi(1.2-1) HK=Hi=13.5mHi-上覆岩层第i分层厚度（m）；M-煤层最高厚度，取最大采高2.7m;L-上覆岩层第i分层的岩石碎胀系数,取1.2;HK-理论垮落带高度(m)。根据垮落带高度计算支护强度Pt= HKkcos=13.524.5cos9=326.68KN/m2式中：Pt-工作面支护强度，KN/m2；HK-垮落带高度(m)； k顶板平均容重，24.5 KN/m3；煤层倾角，取9。所选支架支护强度为650 KN/m3，大于326
