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综放工作面回采作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

15104综放工作面是15#煤一采区第六个回采工作面，位于15104A采空区以西，南为矿界保安煤柱，西为15106采空区。

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

工作面名称

15104综放工作面

煤层名称

太原组15#煤层

采区名称

15＃煤一采区

地面位置

位于井田东北部，地面为丘陵、山脉覆盖，无村庄和公路等。

井下位置

东为15104A采空区，南为矿界保安煤柱，西为15106采空区，北起采区三条下山。

回采对地面的影响

回采对地面的山脉会造成一定塌陷、裂缝，无耕地，对生产生活没有太大影响。

地面标高（m）

+1278～+1289

工作面标高（m）

+910～+1020

走向长度（m）

1650

倾向长度（m）

200/150

面积（m2）

262500

第二节煤层

本工作面开采煤层为15#煤层，15#煤层位于太原组底部，上距K2灰岩18m左右，上距11号煤层底板35.01-54.83m，平均39.50m。

煤层厚度5.5m。

含0-3层夹矸，为泥岩夹矸，可采性指数Km=1，变异系数为18%，属稳定全区可采煤层。

具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度（m）

5.5

煤层结构

简单

煤层倾角（°）

10-14

开采煤层

15#煤

煤种

稳定程度

稳定

煤层情况描述

光亮型煤为主，少量半亮型和淡暗型煤，煤岩组份以亮煤、镜煤居多，少量暗煤。

皆呈黑色、灰黑色，金属光泽，节理、层理发育，断面平整，细—中条带状结构、块状或层状构造。

煤层中夹有层状或透镜状的黄铁矿，尤以15号煤为甚。

.15号煤层属特低灰分-中灰分、中硫分-中高硫分、特高热值之瘦煤。

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）

岩性特征

老顶

石灰岩

4.5

深灰色，裂隙发育，致密坚硬。

直接顶

细粒砂岩

泥岩

中粒砂岩

18.2

灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状，致密，页理不发育的粘土岩，灰白色细砂岩。

直接底

中粒砂岩

泥岩

砂质泥岩

10.5

灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状，致密，页理不发育的粘土岩。

灰黑色，性脆，夹有泥土泥岩。

附图一：

15104工作面柱状图

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

该区域煤层整体为一单斜构造，工作面东高西低，煤层倾角10-14°，平均12°。

根据15104工作面掘进切眼资料，切眼掘进约130米处遇一正断层，断层落差3米，该断层对回采影响较大，初采过程中需采取打眼放震动炮进行推进，推进时需加强顶板管理，及时移架进行支护，回采时需编制专项过断层安全技术措施。

断层情况表表四

断层

名称

走向

倾向

倾角（°）

断层

性质

断层落差（m）

对回采的影响

正断层

正

有影响

陷落柱

无

火成岩

无

第五节水文地质

一、含水层分析：

该工作面水文地质条件简单，工作面周围揭露的断层均不含导水；影响工作面正常回采的含水层主要是15#煤顶板石灰岩含水层，厚度4.5m，岩性以石灰岩为主，水量以静储量为主，补给条件差，回采过程中预计以滴淋水形式涌水，对安全生产不会造成威胁。

二、涌水量

15104综放工作面按类比法预计正常涌水量为5m3/h，最大涌水量15m3/h。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况表表五

影响

回采

的

其他

因素

瓦斯

相对涌出量

1.53m3/t

绝对涌出量

4.3m3/min

煤尘

具有爆炸性

煤的自燃

Ⅲ级不易自燃

地温

12.6°C～15.8°C

地压

594kg/cm2

第七节储量及服务年限

一、工作面储量计算

根据工作面开采范围和煤层参数，计算工作面的工业储量，即

ZG=Shγ

=262500×5.5×1.35

=19449062.5t

式中ZG—工作面工业储量，t；

S—工作面面积，262500m2；

H—工作面煤层厚度，5.5m；

γ—煤层的密度，1.35t／m³。

根据工作面的工业储量和规定的回采率计算可采储量

ZK=（ZG一P）C

=（1949062.5-111375）×93%

=1709049.4

式中Zk—工作面可采储量，t；

P—工作面永久煤柱损失，t；

C—工作面回采率，15#煤层属于厚煤层取93%。

二、工作面服务年限计算

工作面服务年限＝可采推进长度／设计月推进长度＝1550/72=21.5（月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、回风顺槽

15104综放工作面东侧顺槽为回风顺槽，沿煤层底板布置，延巷道中间铺设轨道，轨道规格为24kg/m，轨距600mm。

巷道采用矩形断面,净宽4.2m,净高3.0m,断面积12.6m2。

采用锚网索联合支护。

顶板锚杆为φ18×220Omm左螺纹钢树脂锚杆，排距×间距=1000×90Omm。

帮锚杆锚杆为φ16×180Omm圆钢锚杆，排距×间距=1000×80Omm。

托盘为正方形，规格为长×宽120×120mm，用8mm厚钢板压制成拱形。

金属网由10#铁丝制作，网孔规格25×25mm，顶板网片规格4200×1100mm，两帮网片规格3000×1100mm。

锚索采用Ф15.24左旋预紧力钢绞线截制，长度6000mm，锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于2.5m，锚索锚固力不小于100kN，排距×间距=1000×2000mm。

回风顺槽主要用于工作面的回风、运料和行人。

回风顺槽内布置有φ54mm的防尘管路、Ф87mm的供风管路、Ф87mm的排水管路并安装轨道和无极绳绞车等设备。

二、运输顺槽

15104A综放工作面西侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。

巷道采用矩形断面,净宽4.6m,净高3.0m,断面积13.8m2。

采用锚网索联合支护。

顶板锚杆为Ф18×220Omm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆，排距×间距=1000×100Omm。

帮锚杆锚杆为Ф16×180Omm圆钢锚杆，排距×间距=1000×80Omm。

托盘为正方形，规格为长×宽120×120mm，用8mm厚钢板压制成拱形。

金属网由10#铁丝制作，网孔规格25×25mm，顶板网片规格4600×1100mm，两帮网片规格3000×1100mm。

锚索采用Ф15.24左旋预紧力钢绞线截制，长度6000mm，锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于2.5m，锚索锚固力不小于100kN，排距×间距=1000×2000mm。

胶带顺槽主要用于进风、运煤和行人。

运输顺槽内布置一路Ф54mm的防尘管路、Ф87mm的供风管路、Ф87mm的排水管路，并设置有转载机、破碎机和胶带输送机。

三、切眼

切眼采用锚索网W型钢带支护，矩形断面，该巷道净宽7m，净高2.8m，断面积19.6m2。

锚索采用Ф15.24mm7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度为8000mm，金属网采用10#镀锌经纬网，网孔规格25×25mm网片规格为3600mm×11000mm；钢带采用W型钢带，厚度不得小于3.0mm，宽度不得小于150mm；锚索托板规格为250mm×250mm×16mm；排距×间距=1000×110Omm。

帮锚杆锚杆为Ф16×180Omm圆钢锚杆，排距×间距=1000×110Omm。

托盘为正方形，规格为长×宽120×120mm，用8mm厚钢板压制成拱形。

金属网由10#铁丝制作，网孔规格25×25mm，顶板网片规格4600×1100mm，两帮网片规格2800×1100mm。

附图二：

巷道布置图

附图三：

15104运输、回风、切眼断面支护图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

15104综放工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。

采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤，采高2.6m，割煤深度为0.6m。

液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤高度2.9m，采放比为1：

1.11。

放煤采用“一刀一放”,单轮顺序放煤，放煤步距0.6m。

工作面推进7m时初次放顶煤，距停采线13m时停止放顶煤，工作面两端头不放顶煤。

二、采煤工序

采煤工序为：

割煤、装运煤→移架→推前输送机→放顶煤→拖后输送机

三、回采工艺详细说明

1、进刀方式附图四：

采煤机进刀方式示意图

采用端部（机头或机尾）斜切进刀方式，进刀长度为30m。

采煤机割通机头（机尾）后，推移工作面输送机距采煤机后滚筒15m时停止。

调换采煤机滚筒上下位置，沿工作面前输送机弯曲段向机尾（机头）方向切入煤壁，使前后两滚筒达到0.6m截深后，停止牵引，推移工作面输送机（包括机头或机尾传动部），使其成为一条直线。

工作面必须保证三直、一平、两畅通。

调换采煤机滚筒上下位置，向机头（机尾）割通三角煤然后向机头（机尾）正常割煤，完成进刀。

2、割煤：

采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机，双向穿式割煤，装煤由采煤机螺旋叶片向工作面输送机随采随装。

①割煤：

采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤，滚筒直径2.0m，截深0.6m。

a、割煤：

采煤时要求不留底煤，保证采高为2.6m±0.1m，割煤后，煤壁成一直线。

b、采煤机牵引速度要均匀，不得超载运转、强行牵引、频繁启动，并注意观察工作面输送机运行情况，防止工作面输送机过负荷。

c、司机要随时观察顶底板情况，及时调整采高。

严防漂刀、啃底，保证工作面输送机平整度。

d、仰斜开采时，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，并注意及时伸出前探梁，防止冒顶。

e、俯斜开采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采高过高，支架接顶不实，造成架前冒顶事故。

②装煤：

落煤主要靠滚筒螺旋叶片装入，推溜后底板上的浮煤由工人用铁锹装入。

3、移架

本工作面采用追机移架方式。

随割煤，滞后采煤机移架，及时管理顶板，后推溜。

①移架程序：

先收侧护板、稍降后柱，再降前柱（小梁）,再扳下移架手把向前移架，到位后，将移架手把复零位，先升（小梁）前柱，后升后柱，再打出侧护板。

最终将各手把复零。

②移架要求

a、正常作业时，移架滞后采煤机后滚筒2～3架前移；顶板破碎时，要在前滚筒割煤后立即移架。

b、移架时，要注意观察支架尾梁及插板情况，防止插板绊住后溜刮板。

c、移架后要及时升架，并保证足够的送液时间。

同时要注意垛架、倒架，保证架与架的中心为1.5m，偏差不超过±100mm。

d、移架后，要求支架成一条直线，误差不超过±50mm.

e、支架操作完毕后，各手把必须复零位

f、坡度增大时，移架过程中要注意调架、摆架，严防倒架。

4、推溜

移架10-15m后，开始推前溜。

推溜要求：

①工作面输送机弯曲段不小于15m，严禁用一个千斤顶一次顶足，要用相邻千斤顶交替前移。

②推溜后，要保证工作面输送机成一条直线，30m拉线误差不大于±50mm.

③推溜只允许单向进行，不得从两头向中间推溜。

以防损坏设备。

5、放顶煤

采用一刀一放、单轮顺序不等量的作业方式。

放煤步距0.6m，放煤时见矸即止。

⑴放煤操作程序

先调整后溜位置，再操作尾梁插板千斤顶手把，适度收回尾梁插板然后收回尾梁进行放煤。

放完煤后，及时伸出尾梁插板。

⑵放煤要求

①放煤时不准将相邻支架的尾梁同时收回，严防大块煤矸涌入后溜。

②作业过程中，放煤工、支架工要相互配合，既要保证放煤质量，也要防止压溜。

③顶煤坚硬、完整，放不下来是，可反复升降掩护梁千斤挤压煤体协助放煤。

④后溜司机要随时观察负荷情况，发现异常及时通知放煤工停止放煤。

⑤上刀煤顶煤未放完，不得进行下一刀割煤循环。

6、拖后溜

顶煤放完后，及时拖出后溜。

拖后溜时要保证弯曲段长度不小于15m，拖出后溜后要保持后溜平直。

四、采煤工作面正规循环生产能力

工作面倾向长150m，放煤倾向长144m，煤层厚度5.5m，其中采煤机滚筒割煤2.6±0.1米，放煤厚度2.9米，循环进尺0.6m，每天生产4个循环，日进2.4m，煤容重1.35t/m3。

循环割煤产量：

Q1=L1×m1×b×r×R1=150×2.6×0.6×1.35×0.95=300t

循环放煤产量：

Q2=L2×m2×b×r×R2=144×2.9×0.6×1.35×0.85=287t

循环产量：

Q=Q1+Q2=587t

其中：

L1、L2：

分别为工作面长度，放煤区段长度。

m1、m2：

分别为割煤高度，放煤高度。

R1、R2：

分别为底煤回收率，顶煤回收率。

煤体容量，取1.35。

滚筒截深。

日产量=587×4=2348t

月产量=2348×30=70440t

第三节设备配置

工作面采支运设备配置情况表表六

序号

设备名称

型号

数量

电机

功率

容量

电压

备注

采煤机

MWG200/475-W

475KW

1140V

端头支架

ZFG4800/18/30

中间架

ZF4000/17/28

前溜

SGZ-764/400

2×200KW

400KW

1140V

后溜

SGZ-764/400

2×200KW

400KW

1140V

转载机

SZZ-764/200

200KW

1140V

破碎机

PCM-160

160KW

1140V

皮带输送机

SSJ1200/2×250

2×250KW

500KW

1140V

乳化液泵

BRW315/31.5

200KW

660V

备用一台

乳化液箱

RX400/25

软启动开关

QBR-400/1140（660）

组合开关

QJZ-4×400/1140（660）

移变

KBSGZY-1000/10

无极绳绞车

JW-950

18.5KW

660V

回柱绞车

JH-14

18.5KW

660V

附图五：

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、液压支架支护强度验算

1、采用经验公式计算：

Pt=k×g×h×γ=8×9.81×2.6×2.4＝489.71kN/m2=0.49MPa

式中：

Pt:

工作面合理的支护强度

k：

支架上方顶板的系数，取:

h：

采高，取:

2.6m

r：

顶板岩石容重，取:

2.4t/m3

重力常数，取:

9.81

2、参考同煤层矿压观测资料

同采区同煤层的15104A综放工作面矿压观测资料，可知最大平均支护强度为0.37MPa。

3、选择工作面支护强度

0.37MPa＜0.49MPa，因此，工作面支护强度应大于0.49MPa。

4、支护设备选择

根据工作面条件与支架适应条件对照表（表八）可以看出：

ZF4000/17/28型低位放顶煤支架支护强度为0.65MPa﹥工作面支护强度0.49MPa；支架适应底板比压为0.28-1.57MPa＜工作面底板比压8.6MPa。

因此选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

15104综放工作面基本液压支架选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架96架，上下两端头选用ZFG4800/18/30型过渡支架6架（上端头3架、下端头3架）。

从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1-102#支架。

预计本工作面矿压参数参考表表七

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

18.2

基本顶厚度

4.5

直接底厚度

10.5

直接顶初次垮落步距

12.3-13.1

12.5

初

次

来

压

来压距离

29.3-35.3

32.3

最大平均支护强度

MPa

0.37

最大平均顶底板移近量

160

来压显现程度

明显

周

期

来

压

来压步距

20.2-21.5

20.8

最大平均支护强度

MPa

0.37

最大平均顶底板移近量

105

来压显现程度

明显

平

时

最大平均支护强度

MPa

0.32

最大平均顶底板移近量

直接顶悬顶情况

＜1.0

直接顶类型

类

二

基本顶级别

级

Ⅱ

巷道超前影响范围

工作面条件与支架适应条件对照表表八

工作面条件

支架适应条件

采高

（机割2.6m，放煤2.9m）

1.65-2.8m

倾角

　10°-14°/12°

≤45°（采取防滑措施）

煤厚

5.5m

<12m

煤硬度

1.5

4.0

底板比压

8.6MPa

0.28-1.57MPa

支护强度

0.49MPa

0.65MPa

顶板种类

二类

通过对比、验算证明，选用ZF4000/17/28型支架能满足要求。

二、顺槽超前支护选择

1、超前支护单体支柱实际支撑能力

Rt＝Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.9×0.95×250=181（kN）

式中:

Kg为支柱工作系数，取0.99；Kz为支柱增阻系数，取0.95；

Kb为不均匀系数，取0.9；Kh为采高系数，取0.9；

Ka为倾角系数，取0.95；R为支柱额定工作阻力，取250kN。

三、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

乳化泵选用BRW315/31.5型两台，输液管路选用高压铁管和胶管,耐压35MPa。

进口压力：

常压

公称流量:

315L/min

公称压力:

31.5MPa

电机功率:

200kW

电压：

660V

（二）泵站设置位置

泵站安设在运输顺槽距工作面250米处。

（三）泵站使用规定

泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度3%—5%。

配齐自动配比箱和浓度检测仪器，正常使用，有检测记录。

加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面顶板管理

根据15104A工作面矿压观测资料分析,其煤层顶板为老顶来压明显,属于二级顶板，直接顶为不稳定的二类顶板，来压时其动载系数为1.16-1.25，平均1.18，15104综放工作面的顶板管理采用全部跨落法。

因工作面推进300米后工作面长度由200米变为150米，工作面配置96架放顶煤中间液压支架,上端头配置3架放顶煤过渡支架,下端头配置3架放顶煤过渡支架，共102组支架。

工作面最小控顶距为4580mm，最大控顶距为5180mm，端面距为340mm，对工作面顶板实行全支护法管理。

ZF4000/17/28型液压支架的最大、最小控顶距

1）最大控顶距H大=4240+600+340=5180mm

2）最小控顶距H小=4240+340=4580mm

式中：

4240：

顶梁及前梁长

600：

滚筒截深

340：

端面距

一、正常工作时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤—移架—移运输机；采用带压移架的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5m，不得超过5m。

顶板破碎或片帮严重时要移超前架，即在采煤机割煤前进行移架支护，然后进行割煤等工作，工艺为移架—割煤—移运输机，移架步距0.6m。

（一）移架顺序：

1、采煤机向下端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3-5m移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回，并滞后采煤机前滚筒3架，顺序将前探梁伸出。

3、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。

（二）支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”（三直：

工作面煤壁直、支架直、运输机直；两平：

顶、底板平；一净：

煤矸净；两畅通：

上、下出口畅通）的质量要求。

2、加强液压支架的支护强度，支架初撑力不得小于24MPa，确保支护质量。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不超过6m，防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料背顶，并保证支架有足够初撑力和支撑高度，防止事故发生。

5、工作面生产前,一定要编制初次放顶专项安全技术措施。

二、特殊时期的顶板管理

（一）来压及停采前的顶板管理:

1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，由技术科在回风、运输顺槽挂牌标明来压位置。

3、工作面支架以及回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，支架初撑力不小于24MPa，超前支护支柱初撑力不小于11.5MPa。

特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。

4、加强上、下端头顶板管理,提高支护管理质量。

5、工作面临近停采时要编制停采前撤面创造条件措施，加强顶板管理。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：

在推采过程中受断层、陷落柱、周期压力等因素的影响而顶板破碎时采取如下方法管理顶板：

（1）根据工作面回采过程中揭露断层的性质、落差，采取卧底或提刀等方式过断层，减少采煤机破岩高度。

如岩层硬度大，采煤机无法割动时可采取爆破处理。

（2）工作面局部顶板破碎或片帮严重时，采用带压擦顶移架或超前采煤机割煤移架，及时支护空顶区。

（3）平行工作面煤壁挑梁护顶。

采煤机割煤后，若暴露出来的顶板在短时间内不会冒落，而在支架卸载前移时可能冒落，则采取平行工作面煤壁挑梁护顶措施。

做法是:

先移顶板完整处的支架，同时在支架前梁上方，沿平行煤壁的的方向放置1-2根3～4m长的木梁，由其挑住附近不完整的易冒落的顶板。

然后再移破碎顶板处的支架。

若顶板破碎严重而极易冒落时，可以在挑梁的同时铺金属网、荆芭或木板等护顶材料。

（4）垂直工作面煤壁架棚护顶。

当工作面顶板岩石随采随落，冒落面积较大时，采用垂直工作面煤壁挖梁窝、靠煤壁打临时支柱架棚护顶，即在相邻支架间超前架设垂直于煤壁的一梁二柱的棚子护顶，在棚梁下面再架设1-2根平行于工作面煤壁的临时抬棚。

平行于煤壁的临时抬棚应同时托住三架垂直于煤壁的棚子的棚梁，然后移架，先用一架托柱平行于煤壁的棚梁，这时就可将两种棚梁下影响移架的支柱撤去，相邻支架在两种棚梁的掩护下顺利前移。

（5）铺金属网护顶。

在顶板破碎易冒的局部地段，为了有效地防止顶板矸石冒落，可在实施平行、垂直工作面煤壁架棚护顶措施的同时，配合铺金属网的护顶措施。

铺网范围要根据实际需要来确定。

（6）打撞楔防治局部冒顶。

打撞楔前先在冒顶处架平行煤壁的棚子，把木楔放在棚梁上，其尖端指向煤壁，末端垫一方木块，而后用大锤打入

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