15205回采工作面作业规程文档格式.docx
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描述
该面15号煤为结构复杂煤层，含夹矸2～4层，一般为泥
岩及砂质泥岩，底层夹矸距底板2.9米左右，厚0.05～0.15米，
层位较稳定。
第三节煤层顶底板
顶板
名称
岩石名称
厚度（米）
岩石特征
老顶
中粒砂岩
4.3
灰色，成分：
石英、长石，胶结差，分选一般，棱角断口。
直接顶
砂质泥岩
2
深灰色，致密，细腻，参差断口，棱角断口。
伪顶
泥岩
0.3
局部存在，呈黑色、易风化。
底板
直接底
5.7
黑色，致密，细腻，光滑，岩芯破碎，棱角断口，夹高碳泥岩。
老底
1、工作面煤层顶底板情况见表3.
2、附图1：
工作面地层综合柱状图。
第四节地质构造
该工作面地质构造情况:
1、掘进过程中共揭露8个陷落柱，对回采影响较大。
2、掘进过程中共遇到断层3处，最大落差为4米，对回采有一定影响。
本矿15号煤无冲刷现象，无煤尘爆炸危险性。
15号煤自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
地温正常，地压正常。
第五节水文地质
根据井上下对照及周边调查情况显示工作面上覆为夏庄村山地。
工作面地面位置由北向南15205进风顺槽926米处，15205回风顺槽813米处，流经一条约3米宽的河流（北河，为季节性河流。
冬季干枯，夏季逢雨季时，会形成河流）。
注意观察顶板淋水、煤层渗水情况，防止河流通过裂隙带导入到巷道，影响正常回采。
三、问题及建议
1、在回采过程中要注意监测瓦斯及有害气体异常涌出及观察顶板淋水、煤层渗水情况，发现异常及时向矿调度室汇报，且要及时跟进排水管路，排清巷道低洼处积水。
2、由于本工作面地质构造较复杂，在过构造时要提前制定相关安全技术措施，做好超前支护，加强顶板支护及瓦斯管理。
第六节影响回采的其他因素
1、影响回采的其他地质情况（表5）
表5影响回采的其他地质情况表
瓦斯
预计回采期间瓦斯绝对涌出量为46.2m³
/min左右，相对涌出量19.78m³
/t左右。
煤尘爆炸指数
15号煤无煤尘爆炸危险性。
煤的自燃倾向性
15号煤自燃倾向性为III级，属不易自燃煤层。
地温危害
地温正常
冲击地压危害
冲击地压正常
第七节储量及服务年限
1、工作面长度为1173米，工作面走向长度为171米，可采长度1055米，保护煤柱长度为118米。
2、采煤工作面年推进度
采煤工作面采用“一采一放”工艺，采煤机割一刀进0.6m，日循环次数为6次，则日循环进度为3.6m。
3、工作面产量及服务年限
（1）割煤日产量：
Q＝Q1+Q2
其中：
Q——工作面日产量，t
Q1——采煤机割底煤产量，t
Q2—放顶煤产量，t
1Q1=L×
S×
h1×
r×
C1
L——采煤机割煤长度，取171m
S——采煤机日进度，取3.6m
h1——底煤高度，取2.6m
r——煤的容量，取1.42t/m3
C1——工作面底煤回采率，取95%
Q1=170×
3.6×
2.6×
1.42×
0.95≈2147t
②Q2=L1×
S×
h2×
r×
C2
M2——放顶煤高度，取3.1m
Cf——放顶煤回采率，取80%
Lf——工作面放顶煤长度，取164m
其它符号意义同上Q2=164×
3.1×
0.8≈2079t
则Q=Q1+Q2=2147+2079=4226t
考虑80%循环率，工作面日产能力为3381t。
（3）工作面月产量
矿井年工作日330d，每月工作日按27d计算，则工作面月产量为
Qm=QR×
27=3381×
27=91287t
4、工作面可采期
可采储量：
Z可=1306493t
可采期：
Z可采=Z可/Q月=14.3月
第2章采煤方法
第一节巷道布置
1、工作面布置及巷道布置方式
15205工作面沿走向长壁式布置，工作面巷道采用一进一回布置方式，工作面胶带顺槽、轨道顺槽均沿15号煤层底板布置，胶带顺槽与574胶带大巷沟通，形成了采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。
2、巷道断面、支护形式及主要用途
工作面进风顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度4°
进风顺槽设计铺设一台带宽1.0米的可伸缩胶带输送机和一条胶带检修轨设计。
胶带检修轨轨距600mm，轨型24kg/m。
巷道采用矩形断面，顶板w六眼钢带、6根Φ17.8mm×
5.2m锚索配10mm厚的W托盘加经纬网联合支护，两帮为Φ18mm×
2m锚杆加经纬网支护，并且每隔1.6米打两根Φ17.8mm×
7.2m长的锚索补强支护。
巷道净宽4.60m，净高3.00m，断面13.80㎡。
工作面回风顺槽沿15号煤层底板布置，巷道坡度6°
，回风顺槽断面按通过液压支架设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。
巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型24kg/m。
7.2m锚索配10mm厚的W托盘加经纬网联合支护，两帮为Φ18mm×
9.2m长的锚索补强支护巷道净宽4.40m，净高3.00m，断面13.20㎡。
工作面开切眼沿15号煤层底板布置，采用矩形断面，顶板w六眼钢带、全锚索挂网、与单体液压支柱支护，并且每隔1.6米打两根Φ17.8mm×
9.2m长的锚索挂钢带补强支护。
巷道净宽7.3m，净高2.8m，平均断面20.44㎡.
高抽巷布置在12号煤层顶板中，采用矩形断面，锚网支护。
巷道净宽2.6m，净高2.4m，净断面6.24㎡.
断面，详见附图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
工作面采用走向长壁后退式放顶煤一次采全高综合机械化采煤法，要求工作面支架尾部顶煤全部冒落。
二、回采工艺
㈠落、装、运、支的工艺
1、进刀方式：
采用机组端头斜切进刀方式，即机组割至工作面端头后，调换机组滚筒位置，反向斜切进刀返回24～30米进刀完成时停止割煤，随机拉架，按顺序向端头逐一拉架推溜（溜头、溜尾过渡架为滞后支护方式）,而后机组调换滚筒上下位置第二次向工作面端头切割，停机调换滚筒上下位置，反向割机身长度下刀煤后至进刀处，从端头开始逐次拉架推溜至机组后滚筒3～4.5米处，正常割煤。
2、落煤方法：
选用MG300/700WD型电牵引采煤机割落底分层煤，ZF5400-19/30型放顶煤液压支架放落顶分层煤的落煤方法。
割煤:
机组端头斜切进刀，双向割煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀。
进风侧滚筒为右旋，回风侧滚筒为左旋，滚筒直径为1.6米，截深0.6米，割煤高度保持在2.7米左右，沿底板割煤。
运行速度为0～7.3m/min。
割至距离两端头10米处或煤质松软破碎及变硬时，速度适当减慢。
3、装煤：
采煤机前后滚筒及前工作溜的铲煤板相配合将截割下的煤装入前溜内，放下的顶煤通过放煤处直接装入后溜内，架间浮煤及两端头落下的煤由人工用铁钎攉入溜内。
4、运煤：
工作面割落与落山放下的煤，分别经工作面SGZ764/630型前部工作溜，SGZ764/630型后部工作溜，共经PLM1200型破碎机及SZZ764/200型转载溜，DSJ100/100/2×
160型硬架胶带输送机至西+574胶带大巷，运至井底煤仓，然后经主斜井运至地面。
5、移架方式：
采用本架操作，支架随机组割煤逐架前移，及时支护。
滞后机组前滚筒1.5～3m伸出伸缩梁托实顶板，据后滚筒3～4.5m开始移架，移架时降架幅度控制在10～15cm，边移架边收伸缩梁。
顶板破碎时，可采用带压移架。
移架后端面距不得大于300mm，支架移成直线状，升架时，顶梁升平，严密接顶，达到初撑状态。
6、移溜
⑴移前部工作溜：
利用液压支架的推移千斤顶，在工作溜运行中距采煤机10m外开始推移。
每次推移25cm左右，每节溜分三次均匀推移60cm，保证12～15m的弯曲段，不得将工作溜顶成急弯，不得由两端向中间推移，移溜后要形成直线。
⑵移后部工作溜：
移架后，后溜处于放煤位置，顶煤放净后，由放煤工负责移后溜，一次收后溜长度不得小于20m，后溜移置方法及注意事项同前溜。
7、移转载机（破碎机）、皮带机尾：
工作面每推进3.6米，利用转载机自身千斤油缸前移转载机（破碎机）；
皮带机机尾采用皮带机机尾自移装置前移。
8、缩皮带:
工作面每推进80～100米，皮带机头储带仓处拆除皮带80～100米。
9、清理浮煤:
机组割过煤后，要将支架推拉千斤处及支架底座前的浮煤攉入溜内，清理干净，为移架、推溜作好准备；
放顶煤后，要将架间浮煤清理干净，为拉后溜作好准备。
㈡综采放顶煤工艺
初采期间，老顶初次来压前不放煤，防止老顶初次来压时垮落下的大块矸石直接冲砸尾梁，造成支架损坏。
经观测老顶初次垮落步距一般为18——25m老顶初次来压，且直接顶垮落填充采空区方可正常放煤。
末采，距停采线20米时停止放煤，两端头各三架始终保持不放煤。
放煤方式：
双人分段间隔单轮放煤，甲放单号架，乙随后间隔两架放双号架，最后放完后，可再顺序放一遍，以提高对顶煤的回收率。
放煤顺序：
放煤与割煤平行作业，即割煤超过中间架后，从中间架开始与机组运行方向反向放顶煤。
放煤歩距：
0.6米，一采一放。
对放顶煤工艺的要求：
1、放顶煤点距机组截割点不得小于15米。
2、必须将采高控制在2.6米以下，机头、机尾20架放煤插板距后溜高度不低于0.5米，中间部分不低于0.6米，放顶煤段工作后溜成直线，严禁在弯曲段放煤。
3、放煤前先检查后溜的运行情况，支架内的管路是否吊挂合理，放煤插板是否关闭，尾梁是否有自降现象，发现问题要及时处理。
4、放顶煤工应站在架间人行道内操作，两眼紧盯放煤口，放顶煤时先收放煤插板，待煤量减小时再摆动尾梁，严禁先摆动尾梁，再收放煤插板，以防卡死后溜或蹩坏放煤插板及油缸。
5、放顶煤时，要控制好煤量，以防涌入架内或压住后溜。
6、放顶煤时如遇大块或放不下的顶煤，应伸放煤插板或摆动尾梁或升降后立柱破碎大块、顶煤。
7、放顶煤时不能一发现矸石就关闭放煤口，只有发现1∕3矸石涌出或大块矸石挡在放煤口上时，才能关闭放煤口。
8、放煤中要进行喷雾降尘工作，一旦无水，要停止放煤进行处理。
9、放煤插板处于伸出状态时，不得操作尾梁破碎溜中大块煤、矸石。
10、每架支架放完煤后，要根据采高调整好尾梁与顶梁的夹角，尾梁与铅垂线的夹角越小，受力状态越佳，并将放煤插板伸出关好，但一定要注意放煤插板与后溜的高度不得小于0.5米。
11、后溜司机应及时注意观察后溜的出煤情况，根据煤溜情况判断后溜是否堵塞，发现堵塞立即停溜，通知放煤工处理后再恢复生产。
人员进入尾梁下处理后溜、支架或其它问题时，必须闭锁后溜。
12、放煤工要根据顶板、煤帮变化及工作面地质构造情况，在顶板破碎或片帮严重地段可少放顶煤。
㈢工艺顺序
采煤机机头（尾）→自开缺口斜切进刀→向机尾（头）全长割煤→移支架及时支护→推移前工作溜→放顶煤→拉移后工作溜。
第三节设备配置
1、液压支架
15205综放工作面的液压支架为ZF5400—19/30型四柱支撑掩护式放顶煤液压支架。
端头支护配备6架ZFG6000—19/32H型过渡支架。
ZF5400—19/30型支架主要参数：
支架高度1700—2800mm，工作阻力4900KN，支架中心距1500mm，支架控制方式为本架手动操作，支架重量为16.9t。
ZFG6000—19/32H型液压支架主要参数
工作阻力5300KN,支撑高度2.2——3.3m。
2、采煤机
工作面采用MG300/700-WD型双滚筒采煤机，双向割煤，往返一次进两刀，每次进度0.6m，工作面采高控制在2.60m±
100mm，正常情况下采煤机牵引速度在1——2.5m/min.其主要参数如下：
采高范围：
2.0——3.5m，适应工作面倾角≤25°
，截深0.6m，总装机功率700KW,机面高度：
1548mm，牵引方式采用机载式交流变频调速，销轨式无链牵引，牵引速度0—7.7—12.8m/min,频率范围1.6～50～84Hz,牵引力750～450KN，喷雾方式：
采用内、外喷雾，供电电压1140V.
3、转载机
本工作面采用SZZ764/200型转载机，设计长度：
50m；
输送能力：
1500t/h,装机功率：
200kw;
圆环链规格：
34*126-C.
4、破碎机
PLM1200型轮式破碎机，电机功率132kw，转速1478r/min,冲击速度20m/s,破碎能力1200t/h，最大输入块度800×
800mm，最大排出粒度300mm。
5、胶带输送机
本工作面采用DSJ100/100/2×
160型可伸缩胶带输送机，铺设长度1100m，运输能力1000t/h,电机功率2×
160kw，带速为3.15m/s.
6、喷雾泵站
本工作面采用BPW315/10K型喷雾泵站，两泵一箱。
设备主要技术特征为：
公称压力:
10Ppa;
公称流量：
315L/min;
电动机功率：
75kw。
电动机电压：
1140V.
7、乳化液泵站
1、本工作面采用BRW—400/31.5×
4A型的乳化液泵（两泵一箱）。
2、位置：
安设在15205进风顺槽，距离工作面120m左右。
3、泵站使用规定
（1）卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。
（2）乳化液浓度保持在3%——5%之间，班班检查。
（3）液压系统必须及时检修，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
4、乳化液泵主要参数见下表：
乳化液泵参数表
型号
参数
BRW400/31.5×
4A
进水压力
常压
公称压力
31.5Mpa
公称流量
400L/min
曲轴转速
600r/min
柱塞直径
45mm
柱塞行程
84mm
柱塞数目
5
电机功率
250kw
外形尺寸（长×
宽×
高）
3380×
1235×
1360
总重量
4500kg
安全阀出厂调定压力
34.7～36.2Mpa
卸载阀出厂调定压力
卸载阀恢复工作压力
卸载阀调定压力的80%～90%
润滑油泵工作压力
＜0.1Mpa
工作液
含3%～5%乳化油的中性水混合液
配套液箱
RX400/25
8、附表
工作面主要设备配备表—1
序号
设备名称
数量
型号
功率
（kw）
电压（v）
1
中部架×
110
ZF5400—19/30
过渡架
6
ZFG6000—19/32
3
采煤机
MG300/700WD
700
1140
4
刮板输送机
SGZ764/630
2×
315
转载机
SZZ764/200
200
破碎机
PLM1200
7
胶带输送机
DSJ100/100/2×
160
660
8
乳化液泵
BRW400/31.5
250
9
喷雾泵
BPW-315/10
75
10
矿用隔爆型移动变电站
KBSGZY——1600/10
11
用真空馈电开关
KBZ16-1000/1140
（660）YA
12
矿用隔爆兼本质安全型
多回路真空电磁启动器
QJZ-4×
400/1140
13
矿用隔爆磁力
启动器
QBZ——120/660N
14
照明综保
ZBZ-4.0/1140（660）M
液压支架技术特征表——2
支架形式
支撑掩护式
支架高度
1.7——2.8m
采煤范围
2.2——2.6m
支架宽度
1.42——1.95m
中心距
1.5m
支架强度
0.67Mpa
支护初撑力
3956KN
支护工作阻力
4900KN
支架对底板比压
1.89Kpa
推溜力
306KN
移架力
484KN
拉后部溜
265KN
支架移架步距
800mm
操作方式
本架操作
泵站压力
31.5Kpa
支架重量
16.9T
带式输送机主要技术参数——3
规格型号
输送量
输送带速度
主电机功率
1000t/h
3.15m/s
160kw
采煤机主要技术特征——4
采高范围（米）
煤层倾角
煤质硬度
MG300/700-WD
1.8—3.8
≤16°
硬式中硬
转载机主要技术特征——5
爬坡角度
1500t/h
200kw
10°
刮板输送机主要技术特征——6
刮板链转速
1.03m/s
破碎机主要技术特征——7
破碎能力
主轴转速
破碎锤头冲击速度
1200t/h
370r/min
20m/s
第三节顶板控制
第一节支护设计
支护强度校核：
按8倍采高顶板岩体重量所需工作面支护强度校核。
工作面平均采高2.6米，最大采高2.8米，八倍采高顶板厚度为22.4米，平均容重为2.6t/m3,每平方米所需支护强度P=22.4×
2.6=58.24t/m3。
按1.5米一架液压支架计算达到最大控顶距5.807米时，实际所需每架支架的支护强度为：
P=58.24×
103×
9.8×
10-6=0.57Mpa，已知ZF5400/19/30型液压支架允许支护强度为：
0.79Mpa，故:
支架满足支护强度要求。
第二节工作面顶板控制
1、工作面采用110架ZF5400—19/30型四柱支撑掩护式放顶煤液压支架和6架过渡架ZFG6000—19/32H型四柱支撑掩护式放顶煤液压支架，共116架，呈单列式布置覆盖全长工作面管理顶板，采空区采用全部冒落法管理顶板。
2、工作面支护方式：
两端头过渡架采用滞后支护方式；
中部架采用及时支护方式。
液压支架有关技术特征见表。
3、工作面支护要求
1工作面最大控顶距5.807米，最小控顶距5.207米。
2工作面端面距不得超过300毫米。
3工作面放顶煤歩距600毫米。
4支架中心距为1.5米。
4、工作面支护布置平面示意图及支架最大、最小控顶距示意图。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、端头支护工艺
1、切顶柱的支设
工作面上隅角、下隅角落山侧要求支设切顶柱，切顶柱不少于4根/米。
顶板不好，或压力大时酌情增加点柱数量。
要求支设两排切顶柱，排距0.6米。
上隅角切顶线距支架最大不超过1.2m，下隅角切顶线距支架最大不超过4.8m。
上隅角，沿后溜机尾落山侧边线支设新切顶柱；
下隅角沿转载机机尾支设新切顶柱。
原切顶柱未回收前，新切顶柱必须留有宽0.5—0.7米的出口；
原切顶柱回收完，新切顶柱必须不少于4根/米支设。
④切顶柱支设：
必须执行“先支后回”的规定，先支设新的切顶柱，再回收旧的切顶柱。
（2）端头支护：
①进风端头宽度小于3米时，支两排梁，转载溜与1#支架之间支设一排梁，距安全帮0.5m支设第二排梁；
当端头宽度大于3米时，必须加一排梁，距安全帮1.5米支设。
回风端头宽度小于3米时，支两排梁，距安全帮0.7米支设第一排梁，距支架0.3米支设第二排梁；
当端头宽度大于3米时，必须加一排梁，距支架1.3米支设。
钢梁支护形式为一梁四柱，在机尾移溜过程中可一梁三柱，但移溜结束后必须补充为一梁四柱。
端头及超前压力大的地方，如底板松软在单体支柱下穿靴，防止支柱钻底。
顶板压力大时，必须补柱加梁加强支护。
二、超前支护:
工作面煤帮侧至工作面煤壁至少20m范围内支设超前支护。
1、回风超前支护：
在回风巷平行顺槽各支设三排4.4米π型钢梁，要求一梁四柱，柱距不大于1.1米。
紧靠工作面采帮间距0.7米支设第一排钢梁，距采帮1.7米支设第二排钢梁，距安全帮0.7米支设第三排钢梁，支设范围：
从过渡架前梁端至超前煤壁不少于20米。
2、进风超前支护：
进风超前支护为三排4.4米π型钢梁，要求一梁四柱，柱距不大于1.1米。
转载机与安全帮间支设一排梁，转载机与采帮之间支设两排梁。
紧靠工作面采帮间距0.5米支设第一排钢梁，距工作面采帮1.5米支设第二排钢梁，距安全帮0.5米支设第三排钢梁，支设范围：
3、根据实际情况，超前支护的柱距、排距可适当调整。
超前巷道顶板压力大时，必须加梁补柱加强支护。
当巷道顶板超高，所用单体柱不够高时，可补打4.2m木梁并支设木垛以确保接顶。
在将单体柱升紧后初撑力不低于90KN，及时拴好防倒绳。
移梁时，要求交错迈步前移，一架移实再移一架，严禁多架同时前移或松动，顶板压力大时，要在落山侧打木垛。
第四节矿压观测
1、工作面每11架安设一台液压支架压力下缩自记仪，支架编号分别为：
8#、18#、28#、38#、48#、58#、68#、78#、88#、98#、108#，共计11台。
要及时采集数据，认真分析，掌握顶板压力情况，做好采煤工作。
2、支护质量监测
队组要不定期对工作面和两巷支护质量进行动态检查，对检查中存在的问题要及时整改。
监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况，两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。
第四章生产系统
第一节运输
1、运煤系统：
2、运料系统：
地面的运料→副斜井→574轨道大巷→15205轨道顺槽→工作面后端头。
第二节“一通三防”与安全监控
1、一通三防
1、通风系
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