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15101工作面作业规程

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1-1

煤层名称

15#煤层

水平名称

600水平

采区名称

一采区

工作面名称

15101

地面标高（m）

950.0-1071.0

工作面标高（m）

590-640

埋藏深度

埋藏深度366-433。

地面位置

本工作面地表位于横梁山西北部、坨辽坡的南部山坡、山梁地带。

盖山厚度366-433m，平均约400m。

地表无裂隙，无建筑物。

井下位置

及四邻

采掘情况

15101工作面位于井田南部，其东部、西部、北部均未采动。

停采线位置距切巷710m，距采区轨道巷40m

回采对地面

设施影响

无影响。

走向长（m）

750

倾斜长（m）

147

面积（m2）

110250

第二节煤层

煤层情况表1-2

煤

层

情

况

煤层总厚

（m）

5.84

煤层结构

煤层倾角（°）

3°～8°

2.41（0.25）3.61（0.30）0.75

4°

可采指数

1

变异系数（%）

2

稳定程度

稳定

本工作面煤层赋存稳定，结构复杂，陷落柱发育。

煤层最薄3.79m，最厚7.9m，平均煤厚5.84m，煤层中含一层夹石，分布在煤层的下部，赋存不稳定。

煤质

情况

Mad

Ad

Vdaf

Qgr.r.d

FC

Std

Y

工业牌号

0.91%

5.69%

9.11%

29.05MJ/Kg

1.45%

WY3

本面煤质佳，主要由光亮型、半亮型及亮煤条带组成。

第三节煤层顶、底板

煤层顶底板情况表1-3

煤

层

顶

底

板

情

况

顶板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

灰色中细粒砂岩

6.08

以石英为主云母次之，含黑色矿物。

直接顶

灰黑色泥岩

6.04

致密、性脆、含植物根部化石及黄铁矿团块状河层理。

直接底

黑色泥岩

3.81

致密、性脆、含植物根部化石及黄铁矿，距斜坡状层理，夹细粒岩条带

老底

灰色中粒砂岩

9.32

以石英为主，长石及云母次之，砂质胶结，中部具裂隙。

第四节地质构造

（1）根据现有资料及掘进巷道实测数据，本采区为一单斜构造，呈北东向南西倾斜。

煤层倾角最大8°，最小3°，平均倾角4°。

。

（2）15101工作面巷道掘进中揭露陷落柱3个。

陷落柱及冲刷表1-5

陷落柱

名称

距切巷

距离（m）

长轴

（m）

短轴

（m）

推进方向

影响长度

对回采的影响程度

备注

X1

288

126

60

126m

对回采有较大影响

回风巷揭露

X2

421

36

36m

对回采有一定影响

进风行揭露

X3

567

30

30m

对回采有一定影响

回风巷揭露

（3）瓦斯地质情况

根据工作面在掘进期间收集的瓦斯数据、地质构造情况及坑透解释资料，

建议矿井在15号煤层开采过程中加强煤层瓦斯含量测定工作，并根据补充测定结果以及采掘方案的调整情况，及时修正矿井瓦斯涌出量预测结果，掌握瓦斯赋存规律，更好地治理矿井瓦斯，保障矿井安全生产。

第五节水文地质情况及探放水建议

一、本采区水文地质条件简单，煤层冲水通道主要为煤层顶板以上岩石的裂隙、陷落柱、断层及开采后形成的导水裂隙带。

不受采空积水影响。

二、预计最大涌水量：

10m³∕h，预计正常涌水量：

2m³∕h

三、问题及建议

1、1、对于工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。

2、工作面有积水时，安设潜水泵，及时排除积水。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其它因素表1-6

瓦斯

绝对瓦斯涌出量71.17m3/min，相对涌出量37.58m3/t。

煤尘

无煤尘爆炸危险性

煤的自燃

不易再燃

地温

16.9-23.2°C

地压

无冲击地压

问题及建议

1、本回采工作面目前揭露了三个陷落柱，其编号为X1、X2、X3，构造附近煤层疏松，节理发育，瓦斯易于吸附、聚集，当回采至构造段附近时，应加强瓦斯检测及通风管理，并提前做好过构造准备工作，确保安全。

2、本工作面揭露三个陷落柱构造，其编号为X1、X2、X3，施工队组要提前做好过构造准备工作，确保安全生产。

3、工作面回采期间一定要做好防排水准备工作，安设排水量大于30m³/h用水泵及相应防排水设施，确保安全生产。

4、工作面构造附近预计瓦斯涌出量可能增大，回采时应加强通风瓦斯管理。

第七节储量及服务年限

一、储量：

工业储量W1=LQhγ

=710×147×5.84×1.42=865519.54t

可采储量W2=W1c=865519.54×88％=761657.2t

式中：

W1—工业储量：

t

W2—可采储量：

t

L—工作面采长：

m

Q—工作面可采推进长度：

m

h—煤层厚度：

m

c—工作面回采率：

c=0.88

γ—容重：

γ=1.42t/m3

二、服务期限：

可采推进长度710m，设计日推进度为3m

工作面服务期限＝可采推进长度/日设计推进长度

＝710/3≈236（天）

服务期限约7.8个月

第二章采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式开采，综采放顶煤工艺。

采用MG300/700.WD型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。

使用94架ZF4000—1.7/2.8型支架和4架ZFG4800—1.8/2.9型支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，用SGZ-764/400（Q）型溜做生产溜，SGZ—764/400（H）型溜做后溜完成运煤工作。

顶板管理采用全部垮落法，即随着工作面向前推进，拉移液压支架，机头（尾）落山回柱放顶，使顶板自行垮落。

第一节巷道布置

工作面分别布置运输顺槽、回风顺槽巷、内错尾巷、走向高抽巷和切巷，其中运输顺槽、回风顺槽和切巷均沿15#煤层底板布置；内错尾巷沿15#煤层顶板布置，距回风巷24米；走向高抽巷沿12#煤层底板布置，距回风巷的水平距离为50米。

综观本面，纵观本面工作面煤层整体北高南低，煤层倾角3～8°平均为4°左右。

进风巷兼作行人、出煤、运料，回风巷兼作行人、运料巷，内错尾巷为专用排放瓦斯巷，走向高抽巷用于回采期间抽放瓦斯。

附图2-1：

15101工作面平面布置示意图

巷道断面特征表表2-1

巷道名称

断面

形状

支护形式

毛宽

（mm）

净宽

（mm）

毛高

（mm）

净高

（mm）

毛断面

（㎡）

净断面

（㎡）

进风巷

矩形

锚索、网、W钢带

钢带、加强锚索

5200

5000

3200

3000

16.64

15.00

回风巷

矩形

锚索、网、W钢带

钢带、加强锚索

4600

4400

3200

3000

15.04

13.50

内错尾巷

矩形

锚杆、锚索、

网、钢带

4000

3800

2400

2200

9.60

8.36

走向高抽巷

矩形

锚杆+钢筋钢带+锚索

加强锚索

2800

2600

2400

2200

7

6.24

切巷

矩形

锚索、网、W钢带加强锚索

7500

7200

2800

2700

21.75

19.44

图：

15101综采工作面巷道支护图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺，工作面每割一刀煤放一茬顶煤，实行“一采一放,多轮顺序”的作业方式。

二、回采工艺过程

采煤机机头（尾）斜切进刀→割三角煤→正常割煤→铺网→移架→移前工作溜→调整后工作溜→放顶煤。

1、割煤：

采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。

采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀，割煤同时完成装煤。

采高严格控制在2.4m,循环进度为0.6m，运行速度不超过3m/min，正常情况下采煤机必须沿底板割煤，特殊情况下,如局部煤层起伏变化较大时,可适当掩底或卧底推进,但机组严禁截割坚硬岩石，以免产生火花或损坏机组。

附：

采煤机斜切进刀示意图

2、放顶煤：

6#～93#架采用顺序多轮放煤工艺，机头5架机尾5架不放煤并进行铺设双网工艺。

（1）采放比

煤厚5.84m,机组截割2.4m，放煤3.44m，采放比为1：

1.43

（2）初次放煤：

工作面初采走完切巷时，开始放煤。

（3）正常放煤：

放煤步距参考同类型工作面数据选用0.6m，采用单轮顺序放煤作业方式，即：

采煤机割煤移架结束后，滞后移架5架以外，开始放顶煤，利用尾梁上下摆动，插板来回伸缩等方式进行放煤。

后部刮板运输机装运放落的顶煤，将煤运到转载机和带式输送机。

放煤工要反复多次操作将煤放净，在放煤同时，打开支架喷雾进行降尘。

（4）末采放煤：

工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。

（5）放煤顺序

①除工作面机头（尾）20架范围外，工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。

②放煤必须逐架进行，严禁相邻两架同时放煤。

③放煤由机头（尾）向机尾（头）放煤，每架支架上的顶煤分三轮均匀放出，每一轮放煤间隔为6～8架。

每架直至放出1/3的矸石为止，严禁放大块矸石。

当大块煤矸卡在溜内时，人员进行处理必须要停电闭锁开关，将煤矸处理后方可恢复放煤。

④工作面部分地段顶板破碎，片帮严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。

⑤放煤前，要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。

⑥工作面必须以放顶煤为主，严禁割放相交或因撵进度而少放或不放煤。

⑦放煤工必须保证3人，并要固定专人放煤，必须保证放煤轮数。

（6）工艺要求

①严禁每架一次性放完，最后放至矸占1/3时停止放煤开始放另一架。

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放煤时严格控制大矸，以防损坏千斤顶、管路等，一旦有大矸必须人工打碎（小于30cm）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每割一刀煤必须放一次顶煤，放不完顶煤不得开机。

3、装运煤

机组割下的煤由机组滚筒和前部溜铲煤板相配合自动装入前部溜内，落山放下的煤流入后部溜内，支架架脚前及架间浮煤由人工用铁锹攉入煤溜内，然后经转载溜、运输顺槽皮带、采区皮带巷运至主斜井到地面。

4、移架

（1）操作方式：

采用本架操作，顺序移架。

（2）移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过1～3架后，开始伸出伸缩梁挤严煤帮。

（3）移架距离滞后机组后滚筒3～5架，降架幅度0.1～0.15m，顶板破碎地段采取带压擦顶移架，移架同时要收伸缩梁。

（4）移架后的端面距不大于0.34m，若出现大于0.34m时，需及时拉超前架，支架要成直线，顶梁必须伸平，仰俯角小于7°必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。

（5）工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸出伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。

5、移溜

移溜包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤顶来完成。

（1）移溜与移架平行作业，移溜可滞后移架3～5架，且弯曲段长度不小于15m，推移前部溜的同时，要拉后部溜，移溜分三步进行，每次操作3～5根千斤推拉0.2m，严禁一次顶到位，把溜子顶成急弯。

移溜完毕，必须将前部溜与支架前立柱间的浮煤、浮矸清理干净。

（2）推拉前后工作溜必须沿同一方向逐渐均匀推拉，严禁从两边向中间推拉。

停溜期间，严禁顶溜。

（3）移后溜滞后放顶煤不少于20架，弯曲段不小于15m，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。

（4）移前部溜机头（尾）时，待各组支架移出升起后，用支架的顶溜千斤顶移出机头（尾）。

移过前部溜机头（尾）后，利用拉后溜机头（尾）的连接千斤顶拉过后部溜机头（尾）。

（5）所有被移动的物体周围2m以内不得有人（在架内移架人员除外）。

（6）推移工作溜机头（尾）时，工作溜必须停止运行，推移机头时，转载机要停止运行，落山侧不准有人，其他无关人员撤到端头5米以外的安全地点。

三、正规循环生产能力的计算

根据公式：

W=LShγc

=147×0.6×5.84×1.42×88%

=643.65t

式中：

W—工作面正规循环生产能力，t；

L—工作面采长，m；

S—工作面循环进度，m；

h—煤层厚度，m；

γ—煤层密度，t/m3，γ=1.42t/m3；

c—工作面回采率，c=0.88。

第三章设备配备

1、工作面主要设备及技术参数见表3-1

工作面主要设备技术参数表3-1

序号

设备名称

设备型号

设备功率

数量

1

采煤机

MG300-700/WD

700KW

1台

2

前刮板输送机

SGZ-764/400（Q）

400KW

1部

3

后刮板输送机

SGZ-764/400（H）

400KW

1部

4

转载机

SZZ-764\200

200KW

1部

5

破碎机

PCM-110

110KW

1部

6

皮带运输机

DSJ-1000\2*160

2×160KW

4

7

液压支架

ZF4000—1.7/2.8

94

8

过渡支架

ZFG4800—1.8/2.9

4架

9

乳化液泵

MRB315/31.5

2台

10

回柱机

JM—14

2台

11

注水泵

5D-2\150

1

2、MG300/700-WD型采煤机主要技术参数见表3-2

采煤机主要技术参数表3-2

序号

参数名称

单位

参数

1

型号

MG300/700—WD

2

滚筒直径

M

1.8

3

滚筒截深

M

0.6

4

适用采高

M

1.8～3.6

5

机面高度

M

1.438

6

适应煤层倾角

°

＜=16

7

适应煤层硬度

f＜=4

8

装机总共功率

KW

700

9

截割电机功率

KW

2×300

10

牵引电机功率

KW

2×40

11

油泵电机功率

KW

18.5

12

供电电压

V

1140

13

牵引力

KN

580—350

14

牵引速度

m/min

0－7.28—12

15

牵引方式

电牵引

16

卧底量

mm

260

附图3-1：

工作面设备布置图

第四章顶板控制

第一节支护设计

一、本工作面采长147m,共98架呈单列式布置。

使用ZF4000—1.7/2.8型支架94架和和4架ZFG4800—1.8/2.9支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，ZF4000—1.7/2.8支架最大控顶距4440mm，最小控顶距3840mm，架间中心距1.5m，放煤步距0.6m，支架拉过后，端面距不得大于0.34m。

二、工作面上、下端头各有两架过渡架管理顶板。

过渡架至回、进风煤壁侧空顶区用交错托棚维护，初次来压前棚梁使用规格为Ф20cm×4.6m的半圆木，初次来压后采用3.2m的π型钢，腿为2.5m～3.5m的单体柱，一梁三柱，棚梁交错二分之一支设。

三、进、回风顺槽的管理

超前工作面煤壁20m加强支护。

在进、回风顺槽采帮支设两路交错托棚，一梁三柱，棚梁交错二分之一支设、煤柱帮一路对口托棚，棚梁规格同前，腿为2.8m或3.5m的单体柱。

巷道压力增大时，可视压力情况增加至4～5路，必须保证一梁四～六柱,柱距0.8m～1.0m，超前维护长度增加至50m。

4、工作面合理支护强度计算

参考同煤层阳煤五矿南翼采区开采经验和矿压观测资料预计本工作面矿压参数，见下表：

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

1

顶底

板条

件

直接顶厚度

m

7.56

6.04

基本顶厚度

m

3.07

6.08

直接底厚度

m

3.4

3.81

2

直接顶初次垮落步距

m

25

25

3

初次

来压

来压步距

m

25

25

最大平均支护强度

MPa

0.577

0.577

最大平均顶底板移近量

mm

32

32

来压显现程度

明显

明显

4

周期

来压

来压步距

m

9.5—16

9.5—16

最大平均支护强度

MPa

0.402

0.402

最大平均顶底板移近量

mm

35

35

来压显现程度

明显

明显

5

平时

最大平均支护强度

MPa

0.402

0.402

最大平均顶底板移近量

mm

32

32

6

直接顶悬顶情况

m

2

2

7

底板容许比压

MPa

6.08—8.37

6.08—8.37

8

直接顶类型

类

Ⅰa

Ⅰa

9

基本顶级别

级

Ⅱ

Ⅱ

10

巷道超前影响范围

m

20

20

工作面合理支护强度计算

（一）ZF4000—17/28型液压支架合理支护强度计算

1、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

=9.81×3.2×2.5×10³×8

=627.84KN/m2

P—工作面合理的支护强度，kN／m2

h—采高，m

—顶板岩石容重，Kg／m3，一般可取2.5×10³kg/m3

k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，取8倍采高计算。

2、工作面实际支护能力计算

ZF4000—17/28型支架承载力为

P=F／（L×S）

=4000／（3.84×1.5）

=694.4KN／m2

式中：

P—支架承载强度，kN／m2

F—支架承载力，KN

L×S—支架承载面积，m2。

Pt

工作面合理支护强度为0.627Mpa，ZF4000支架的支护强度为0.656—0.67Mpa,支架能够满足支护要求，支架适应性比较见下表：

项目

工作面实际条件

支架参数

采高/m

2.4

1.7—2.8

倾角（°）

4

﹤20

煤厚/m

5.84

硬度f

1.5～2

2

支护强度/（kN·m2）

0.627

0.656—0.67

底板比压/（kN·m2）

1.2

1.5

顶板类（级）别

Ⅱ

（二）两巷超前支护设计

进、回风超前段支护在静压状态下顶板载荷

=0.5×5.78

=2.89m

=2.89×1.42

=4.1m

=2.5×103×（4.1-3.2/2）

=6.250Kn/m²

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）

=3×6.250

=18.750Kn/m²

顶板总压力

F顶=L×a×Q进（kN）

=20×4.9×18.750

=1800Kn

F单=F顶=1800

Pt=F单/（a×l）=1800/（4.8×20）

=18.75Kn/m²

式中：

γ顶—顶板岩石平均容重，取2.5×103kg/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，取399m

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，取3.2m

a—巷道宽度，取4.9m

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

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行计算

=0.99×0.95×0.9×1×1×245

=207.38

式中：

Rt—支柱实际支撑力，kN

R—支柱额定工作阻力，kN

k—支柱阻力影响系数，可以参考表。

合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算

=17.775／207.38

=0.086

式中:

n—支柱密度，根／m2

Pt—进、回风巷顶板载荷，kN

Rt—支柱实际支撑能力，kN／根

实际支柱密度

=60/90

=0.66

式中：

n实—实际支柱密度，根／m2

n总—超前实际支柱总数，根

S—超前支护面积，m2

根据计算结果，比较n实和n值，n实＞n，满足支护要求

（三）泵站选型验算

1、泵站选型验算

a根据液压支架计算泵站压力：

Pb1=4×P1/（ZπD2）

式中：

Pb1液压支架初撑力需要泵站压力，pa

P1—液压支架初撑力，直接顶顶板中等稳定以下，支架初撑力一般应为工作阻力的70~80%。

Z—液压支架的立柱根数

D—液压支架立柱的缸体内径，m

Pb1=4×4200×103×70%/（4×π×0.22）

=26.75Mpa

b按推移千斤顶最大推力初选泵站压力：

Pb2=4×Pn/（πd12）

式中：

Pb2—千斤顶最大推力所需泵站压力，Mpa

Pn—千斤顶最大推力，N

D1—千斤顶缸体内径，m

Pb2=4×306×103/（π×0.142）

=19.88Mpa

c如果满足支架初撑力和千斤顶最大的推力的要求，则泵站压力为：

P=K×Pb1（PB2）

式中：

K-泵站压力损失系数，取1.1~1.2

P=1.15×26.75=30.76Mpa

则我矿现用的额定压力为31.5Mpa的液压泵，能满足本工作面的要求。

d泵站流量的验算

根据支架在工作面中每一架（组）在移动的循环中需要动作的立柱和千斤顶的最大流量确定，同时满足液压支架追机的要求。

Q=n1×s1（F1+F2）+n3×B×F3/1000×（L/vc－t4）×η1

式中：

Q—液压泵站工作流量，L/min

n1、n2—移架时同时升降的立柱数和千斤顶数

s1、B—移架时立柱的行程和千斤顶的行程，cm

F1、F2、F3—立柱环形腔，活塞腔及千斤顶移架腔作用面积，cm

L—支架间距，m

vc—采煤机牵引速度，m/min

η1—移架过程中其它辅助时间，min

Q=[4×12×π（2×（20/2）2-（18.5/2）2）+4×80×（14/2）2]/1000×（1.5/3.6-1/6）×0.9=146L/min

由上计算可知，所以选用BRW-200/31.5×4A型乳化液泵能满足15101工作面的要求。

2、泵站位置

乳化液泵站置于胶带运输巷的电气列车中，随电气列车一起移动。

3、泵站使用规定

加强泵站管理，要保证泵站压力不小于31.5MPa，乳化液浓度3%--5%。

要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面顶板控制

一、工作面顶板管理

工作面顶板使用ZF4000—17/28型支架94架和和4架ZFG4800—1.8/2.9支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板，ZF4000—17/28支架最大控顶距4440mm，最小控顶距3840mm，架间中心距1.5m，放煤步距0.6m，支架拉过后，端面距不得大于0.34m。

二、支护方式

采用及时支护，滞后采煤机后滚筒3～