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15107规程

第一章概况-1-

第一节工作面位置及井上下关系-1-

第二节煤层-1-

第三节煤层顶底板-2-

第四节地质构造-2-

第五节水文地质-3-

第六节影响回采的其他因素-3-

第七节储量及服务年限-4-

第二章采煤方法-5-

第一节巷道布置-5-

第二节采煤工艺-6-

第三节设备配置-12-

第三章顶板控制-13-

第一节支护设计-13-

第二节工作面顶板控制-21-

第三节工作面安全出口管理-29-

第四节矿压观测-30-

第四章生产系统-31-

第一节运输-31-

第二节排水-41-

第五章劳动组织和主要经济指标表-42-

第一节劳动组织-42-

第二节作业循环-43-

第三节主要经济技术指标表-43-

第六章煤质管理-44-

第七章安全技术措施-44-

第一节一般规定-44-

第二节顶板管理-46-

第三节防治水-49-

第四节运输-52-

第五节机电-54-

第六节其他安全技术措施-71-

第八章应急措施及避灾路线-76-

第一章概况

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表

（一）

概

况

煤层名称

15#煤

水平名称

+711水平

采区名称

一采区

工作面名称

15107综放

地面标高

（m）

885～912

工作面标高

759～803

埋藏

深度

埋深100～140（m），为南部薄北部厚的趋势。

地面

位置

该面位于南峪河下游南北两侧及南峪河以东沙沟以西地带，地表为东南部较高，大部分有农田分布。

井下位置及四邻

该面南部为东大平巷保护煤柱，西部为15105设计工作面，北部为矿界保护煤柱，隔矿界煤柱与国投黄岩汇煤业有限责任公司相邻，东部为15109设计工作面。

回采对地面影响

该面上方大部都有农田分布，工作面回采后可导致地面农田出现裂缝。

工作面中部有南峪村的一个砖厂，预计在采动过程中将受到影响。

第二节煤层

煤层情况表

（二）

煤层情况

煤层总厚（m）

4.90

煤层结构：

煤层

倾角

5°～8°

3.1～6.4

0.3（0.15）4.45

局部达10°

可采

指数

变异系数

13.38%

稳定程度

稳定

该面15#煤层赋存稳定，结构较简单。

煤厚在3.1—6.4米之间，平均4.90米，大部分地段在煤层上分层含有1-2层夹矸，在工作面南部有局部夹矸有增厚现象，根据15107进风巷掘进资料，夹矸最厚达3.00米左右。

煤质

Mad

Vdaf

Qb，daf

St,d

工业牌号

14.4

29.68

1.3

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表（三）

煤层顶底板情况

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

灰色石灰岩

5.86

灰岩,性硬,质浅,底部裂隙发育,具溶蚀现象

直接顶

黑色泥岩

14.39

中间夹二层小煤，局部地段含砂量较大。

伪顶

伪底

直接底

灰黑色泥岩

灰色中砂岩

3.5

性脆,上部含植物根茎化石及黄铁矿包体。

第四节地质构造

地质构造情况表（四）

地质

构造情况

该面北部和南部预计各有一小背斜构造，总体呈东高西低的趋势，预计局部地段存在波状褶曲，煤层倾角预计大多在5º—8º之间；预计在背斜两翼局部地段煤层倾角将大于10º，在煤层倾角较大区掘进过程中要加强煤层及巷道的顶板管理工作。

该工作面断裂构造和陷落柱相对发育，在掘进过程中共揭露了两个陷落柱，陷落柱对回采影响较大。

该面经过坑透，在距切巷50—220米存在一个异常区，异常区分析为一个陷落柱和一个断层影响所致，陷落柱已在掘内错尾巷揭露，预测断层对回采有影响；另一个在距切巷800—870米存在一异常区，异常区分析为一个陷落柱，陷落柱已在掘回风巷揭露，另工作面内在靠进风侧揭露两断层和预测两断层及陷落柱对回采都有很大影响。

在断层和陷落柱附近及煤层倾角较大的区域一定要加强工作面顶板管理工作。

构造名称

走向

倾向

倾角

落差（m）

对回采影响程度

正断层

N2°E

60°

1.9

有一定影响

正断层

N16°E

35°

有一定影响

陷落柱及冲刷

该工作面掘进期间未见冲刷现象。

该工作面在掘进过程中内错尾巷揭露了两个陷落柱，该面经过坑透，在距切巷50—220米和800-870米存在两个异常区，异常区分析为两个陷落柱影响所致，两个已在掘内错尾巷和回风巷揭露，另工作面内在靠进风侧揭露两断层和预测两断层及陷落柱对回采都有很大影响。

第五节水文地质

水文地质情况表（五）

水文地质情况及防治水措施

15107工作面地表位于南峪河和洪水川之间，含水层补给量充沛，盖山厚度在100—120米之间，盖山厚度又较薄，根据西安煤科院水文论证资料，该面涌水量预计正常在30—40m3∕h，最大涌水量预计60—90m3∕h，在回采之前工作面应提前做好防排水的准备工作。

在北中部南峪河横穿工作面，在南峪河南北两侧各50米之内，生产队组要严禁放顶煤开采，防止地表河流下灌。

最大涌水量

60—90（m3∕h）

正常涌水量

30—40（m3∕h）

第六节影响回采的其他因素

表（六）

其它地质情况

瓦斯

预计回采期间瓦斯绝对涌出量为14.37（m3∕min）左右。

煤尘

煤尘无爆炸危险性。

煤的自燃

无自燃倾向性。

抗压强度

（Mpa）

煤层

夹矸

直接顶

老顶

直接底

储量

计算

走向长

（m）

倾斜长

（m）

面积

（m2）

煤厚

（m）

容重

（t/m3）

工业

储量

（t）

回采率

（%）

可采

储量

（t）

898

150

134700

4.9

1.40

915746

796696

开采问题和建议：

1、工作面上方含水层富水性较好，在回采之间要做好各种防排水准备工作，在回采期间要做好来大水的准备工作，要加强防排水设施的准备，并要备足备用设备，以确保回采期间的安全。

2、经坑透分析存在2个异常区，位于距切巷50—220米和800—870米的范围内，分析主要是受两个陷落柱（在掘尾巷和回风巷已揭露）和一个预测断层影响，对回采影响较大。

在异常区内、断层和陷落柱附近及煤层倾角较大的区域一定要加强工作面顶板管理工作。

在回采前要提前做好过构造的各种准备工作。

另外工作面内还存在揭露断层两个和两个预测断层及一个预测陷落柱对回采有影响。

3、工作面距切巷500米，在回风巷以东地表上方有一个南峪村的砖厂，工作面回采将对地表的建筑物造成损坏，回采前要提前让厂方搬迁。

4、在南峪河南北50米范围内要严格控制采高，严禁放顶煤，防止南峪河从上方渗下或灌下。

附图:

1、15107工作面顶底板岩性柱状图（1：

200）

2、15107工作面层间对照及盖山等厚线图（1：

2000）

3、15107工作面底板等高线图（1：

1000）

4、15107工作面进、回风顺槽地质剖面图（1：

1000）

第七节储量及服务年限

一、储量计算

工业储量=面积×煤厚×煤的密度

Q工=134700×4.90×1.40

=924042.0t

可采储量=（工业储量-停采储量）×回采率

Q采=（915746.0-0）×87%

=796699.02t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=可采走向长度÷月设计推进长度

=898÷72

=12.4月

第二章采煤方法

本面采用走向长壁后退式开采，综采放顶煤采煤工艺，全部垮落法处理采空区，双滚筒采煤机落煤装煤，液压支架维护顶板和放顶煤，前、后两部运输机平行运煤,将煤转载到桥式转载机和皮带输送机上运输。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

15#煤一采区位于我矿东北角，总面积3.32平方公里，工业储量1970.4万吨，可采储量1286.9万吨;煤层赋存稳定，全区可采，煤层平均厚度4.64m。

本采区中部共布置四条准备巷道,各回采工作面沿中条带东大轨道巷和东大皮带巷两侧布置,中条带以北布置15107工作面,工作面倾斜长150m,走向长898m;运输顺槽直接与运输大巷相接,回风巷通过联巷直接与北回风大巷相连,回风顺槽直接与东大轨道巷相接并设有风门,形成采区完善的生产系统。

二、工作面回、进风巷及开切眼等巷道

（一）巷道布置方式

15107工作面回、进风巷沿煤层走向布置，工作面开切眼沿煤层倾向布置，内错为尾巷底板沿煤层顶板布置。

（二）巷道形状与断面规格

15107工作面回采巷道均为矩形，其规格如下：

进风巷断面规格为净宽4.4m，净高2.6m，为沿煤层底板掘进。

回风巷断面规格为净宽4.4m，净高2.6m，为沿煤层底板掘进。

内错尾巷断面规格为净宽2.4m，净高2.3m，为沿煤层顶板掘进。

切巷断面规格为净宽6.2m，净高2.6m，为沿煤层底板掘进。

（三）工作面及巷道平面布置

（四）煤柱尺寸

15107工作面顺槽与相邻工作面进、回风顺槽间净煤柱为20.0m

（四）停采位置

工作面距轨道巷102米处为停采线。

附图:

巷道形状与断面规格示意图

附图:

工作面及巷道平面布置图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

15107工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺。

正常生产时的工艺流程：

采煤机斜切进刀－割煤－装煤－运煤－移架－移前部溜－放顶煤－拉后部溜。

工艺顺序：

（一）斜切进刀

采煤机自开缺口斜切进刀。

采煤机向机头（机尾）割煤时（图二—1），移溜工序距进风巷（回风巷）10米处停止移溜（图二—2），采煤机割透机头（机尾），调换上下滚筒位置返回，通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体（图二—3）。

然后将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作（图二—4）。

采煤机再次调换上下滚筒位置，向机头（机尾）割三角煤完成斜切进刀（图二—5），割透机头（机尾）煤壁后，再调换上下滚筒位置向机尾（机头）正常割煤。

推移工作溜机头（机尾），进刀结束（图二—6）。

图二—1采煤机向机头（机尾）割煤

10米15米

图二—2采煤机割透机头（机尾）

10米15米10米

图二—3采煤机斜切进刀

图二—4移工作溜拉机头（机尾）

图二—5采煤机割三角煤

图二—6采煤机向机尾（机头）割煤

（二）割煤和装煤

1、采用MG300/700-WD型采煤机落煤和装煤，前滚筒割上刀，后滚筒割下刀，双向割煤，往返一次进2刀，每刀进度0.6m，采高控制在2.5m。

2、正常情况下采煤机牵引速度控制在2.9m/min，如遇移架跟不上、溜子负荷大或顶煤未放完时，必须减速或停止割煤，严禁超速及空顶作业。

3、正常情况下必须沿底板割煤，不得留底煤，如遇过构造为防止割

底，可适当调整坡度丢底煤，待构造过完后必须沿底板正常割煤。

4、采煤机司机严格按《操作规程》中双滚筒采煤机司机的要求执行。

（三）运煤

工作面的煤由前后两部工作溜、转载机、皮带机运至坑口选煤厂.

（四）移架

1、工作面支架采用本架操作，支架型号ZF5000/17/28型。

2、机组前滚筒割过1～2架时，伸出伸缩梁挤严煤帮。

3、移架距离机组后滚筒2～4架，降架幅度0.1～0.15m，顶板破碎地段采取带压擦顶移架措施，移架同时要收伸缩梁；底板较软地段使用提架千斤先提架后移架，移架必须达到0.6m的步距。

4、支架拉出后必须成一直线，顶梁必须升平，仰俯角小于7°，支架升起后必须保证接顶严密，立柱达到初撑力。

5、利用伸缩梁调整控制端面距不大于0.34m，如超过必须提前移架或前梁上挑支板梁。

6、支架操作完后及时将各手把打回“0”位。

7、支架工要严格执行《操作规程》中液压支架工的规定。

（五）移前部溜

1、推前溜滞后移架4～6架。

2、推前溜应相继渐近式操作2～3台千斤，每次推移0.2m，每节槽分三次均匀移彻。

3、如遇推不动，不得强行硬推，手把回“0”位，应通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。

4、移溜工应严格执行《操作规程》中支架工移溜操作有关内容。

（六）放顶煤工艺

1、放煤方式

（1）初次放顶煤：

工作面支架后尾梁走脱切巷后，开始放顶煤。

（2）正常放顶煤：

采用机组割一刀煤，放一茬顶煤，即采用一采一追机放顶煤作业方式,放顶煤滞后移架10～20架。

（3）末采放煤：

工作面回采距上网线5.0m左右，开始适当控制放煤量，保养顶板，为上网做准备，上网后继续放顶煤至金属网到尾梁为止。

（4）正常放煤顺序：

采用分段单轮顺序追机放顶煤方法。

机头两架、机尾三架不放顶煤。

每班放煤工不少于两人，每人10架为一段，依次单轮顺序放顶煤，每架直至放出1/3的矸石为止，严禁放大块矸石，当大块矸石卡在溜内时，人员进行处理必须要停电闭锁开关，将矸石处理后方可恢复放煤。

（5）如遇顶煤松软提前冒落时，该区域支架可暂不放顶煤，待顶煤托住后方可放顶煤。

2、放煤步距

正常放煤步距0.6m，即割一刀煤放一茬顶煤。

3、工艺要求

（1）无论采用何种放煤作业形式，都必须单轮顺序放煤，每架一次性放完，放至矸占1/3时关闭放煤口放另一架。

（2）放煤工不得一人同时操作2架或2架以上，要根据煤量大小适当控制放煤口，防止压住后部溜。

（3）放煤时必须先收小插板，待放煤量小或有大块卡堵时再摆动尾梁，严禁不收小插板先摆动尾梁。

（4）放煤时严格控制大块煤矸，以防损坏千斤、管路等，一旦有大块煤矸必须人工打碎（小于30cm3）后方可继续开溜放煤。

（5）顶煤放不下时可反复升降支架，反复放煤直至放完。

（6）工作面部分地段顶板破碎，滚帮塌顶严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。

瓦斯尾巷前后10m必须加强顶板管理，控制放煤量，以利于维护顶板。

（7）每割一刀煤必须放一茬顶煤，放不完顶煤不得开机割煤。

（8）后溜与支架立柱、底座间的浮煤必须每班收工前清理干净。

（七）移后部溜

1、移后溜滞后放顶煤不少于15架，弯曲段不小于15.0m。

2、顶煤放净后，由放顶煤工负责移后溜，一次收溜长度不得少于15架。

3、如遇移不动，不得强行硬移，手把打回“0”位，并通知机组司机停止割煤，待检查处理后方可开机。

4、移溜工应严格执行《操作规程》中支架工移溜操作有关内容。

附图:

各生产工艺平行作业示意图

二、初、末采工艺及注意事项

1、工作面正式投产前，必须对井巷工程、安装质量等进行全面验收，经验收合格后方可正式投入生产。

工作面所有设备安装完毕后，开始带负荷联合试运转。

对各台设备进行整体调试，确认无问题后进行试生产，在试生产期间必须达到综采工作面验收标准。

2、初采阶段必须加强工作面及两巷支护范围内顶板的维护和管理，液压支架必须达到有效的初撑力且接顶良好；各班工长，副工长要注意观察老顶来压情况，直到老顶初次来压过后，方可确认初采结束。

3、工作面距停采线25m为末采阶段，在此期间严格按规程加强超前支护，保持采高及两巷畅通，为铺网、筑拉架巷奠定基础。

4、末采公司必须成立领导组，负责末采期间各项管理规定的落实和执行，确保末采安全。

职责：

负责工作面末采期间的生产组织、安全措施落实、存在问题的协调解决；生产技术部负责贯彻执行有关顶板管理规定，并结合工作面实际，指导回采队对工作面末采措施的编制和修改工作；通风队负责末采期间的“一通三防管理”工作；安检处负责监督管理措施的执行监督检查。

初、末采另报专项施工安全技术措施

第三节设备配置

一、主要设备型号一览表

序号

设备名称

设备型号

设备功率（KW）

数量

采煤机

MG300/700-WD

571

1台

前刮板输送机

SGZ-764/400

400

1部

转载机

SZZ-764/200

200

1部

皮带运输机

DSJ—100/2*160

2*160

1部

液压支架

ZF5000/17/28

96架

乳化液泵

BRW—200/31.5

125KW

2台

破碎机

PLM100

110

1台

液压支架

ZFG6500-18/30H

4架

后刮板输送机

SGZ764/400

400

1部

刮板输送机

SGB-620/110

110

1部

二、主要设备布置

1、进风巷：

DSJ100/2*160型带式输送机一部，SZZ-764/200型转载机一部,PLM100破碎机一台;变压器两台KBSGZY-1250/6R,移变一台KBSGZY-630/6R/1.2，KBSGZY-500/6R/0.69移变一台,RBW-200/31.5乳泵两台，JMHB-14型回柱机二部，JD-11.4型绞车三部，JD-25型绞车二部,D85-45*3水泵二台（备用一台），D155-30*2水泵二台（备用一台）,各种高低压开关及设备平台各一个。

2、回风巷：

JM-14型回柱机一部，JD-11.4型绞车一部，JD-25型回柱绞车二部，JSDB-16型绞车一部,JD-40型绞车一部,JDHB-28回柱机二部，D85-45*3水泵一台（备用一台），TBG-4.5/160注水泵一台。

附图：

工作面设备布置图

第三章顶板控制

本工作面采用液压支架及两顺槽临时支护控制顶板，进、回风巷均采用一面见平4.4米大梁跨溜抬棚维护端头，采用一面见平4.4米大梁交错走向抬棚超前维护顺槽巷道，全部自然垮落法处理采空区。

第一节支护设计

一、工作面支护设计

（一）使用顶底板控制设计专家系统

1、合理支护强度的计算。

按采煤工作面质量标准规定，15107工作面支架需要承受的荷载为8倍采高的岩柱重量加最大厚度的顶煤重。

顶板压力Q=8×采高×岩石重力密度×工作面长×支架最大控顶距

=（8×2.5×25×150×5.58）kN

=418500.0kN

工作面共有100架液压支架，ZF5000/17/28支架96架，4架ZFG6500/18/30H支架

工作阻力F=（5000×96+6500×4）kN

=506000.0kN

可见F>Q，所选支架的工作阻力符合要求。

2、支护强度校核

根据邻近开采经验，支护强度验算时，取相当于采高8倍岩柱的重量作为支架所受载荷，验算过程如下：

P=8Hr=8×2.5m×2.5t/m3＝0.50MPa

其中H－采高，2.5m；r－顶板岩石容重，2.5t/m3。

验算结果表明，支架实际最大受载强度0.50MPa，小于本架的设计支护强度0.7MPa，故支架选型符合要求。

3、超前支护计算

依据下列公式对超前20.0m的顶板压力进行估算：

q=4/3×

×α2/f

式中

——岩石重力密度，取25.0kN/m3；

α——巷道跨度的1/2；

f——岩石坚固性系数，取7。

q=（4/3×25×2.35×2.35/7）kN/m=26.29kN/m

２０.0m的超前压力为：

Q采=（26.29×20）kN=525.8kN

选用工作阻力为300kN的单体柱应支单体柱数（理论数）为：

N=Q采/F支=526.9kN/300kN=1.7根

按规程规定支设的单体柱的数量,选用DZ-2.8型、DZ-3.15型、DZ-3.5型，工作阻力为300kN的单体柱，远远超过理论数量。

（二）采用类比法进行设计

矿压参数参考表

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

9.39

老顶厚度

5.86

直接底厚度

2.70

直接顶初次跨落步距

初次

来压

来压步距

25.0

23.5

最大平均支护强度

kN/m2

650

最大平均顶底板移近量

100.0

来压显现程度

不明显

周期

来压

来压步距

18.0

最大平均支护强度

kN/m2

550

最大平均顶底板移近量

150.0

来压显现程度

不明显

最大平均顶底板移近量

100.0

直接顶悬顶情况

底板允许比压

MPa

1.25

直接顶类型

类

老顶级别

级

Ⅰ

巷道超前影响范围

20.0

20.0～30.0

2、工作面合理的支护强度，采用下列方法计算，取其中最大值即为工作面合理的支护强度Pt。

采用经验公式计算：

=９.８１Χ２.５Χ２.５Χ８

=４９０.５kN／m2

5000/8.37=597.3kN／m2>Pt,所以合格.

式中：

Pt—工作面合理的支护强度，kN／m2；

h—采高，m；

—顶板岩石容重，kN／m3，一般可取2.5t/m3；

k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，应根据具体情况合理选取。

建议取8倍采高计算。

（三）、两巷超前支护设计：

超前段支护在静压状态下顶板载荷：

；

＝０.５×

＝２.７１

＝2.71

＝5.58m

＝25（5.58-2.7/2）

＝105.75

进、回风超前段顶板载荷：

（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）

Q进、Q回=3×Q顶=3×γ顶（RP—H/2）（kN）

＝3×105.75

＝317.25

顶板总压力：

F顶=L×a×Q进（kN）

=20×4.7×317.25

=29821.5

进风锚网支护：

F锚网=n补×N破η（kN）

=50×462.618×0.9

=20817.81

单体柱承载的顶板压力：

F单=F顶-F锚网（kN）

=29821.5-20817.81

=-9003.69

Pt=F单/S=F单/（a×L）（kN/m2）

=9003.69/（4.7×20）

=95.7

式中：

γ顶—顶板岩石平均容重，kN/m3；

η—补强锚索的支护效率，%；

RP—塑性区半径，m；

Q顶—静压情况下顶板载荷，kN/m2；

Z—巷道埋藏深度，m；

R0—矩形巷道外接圆半径，m；

—内摩擦角，取45°；

C—粘结系数，取4；

H—巷道高度，m；

a—巷道宽度，m；

L—超前维护距离，取20m；

Q进、Q回—进、回风超前段顶板载荷，kN/m2；

n补—补强锚索的根数，根

N破—补强锚索的破断力，kN；

F锚网—进、回补强锚索风承载力，kN；

F单—进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；

Pt—进、回风顶板载荷，kN；

支柱实际支撑能力可以采用下列公式进

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