15103工作面作业规程94.docx

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15103工作面作业规程94

第一章工作面概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、工作面位置

15103工作面井下东邻回风大巷、轨道大巷和皮带大巷；北部为未布置巷道的本煤层；南为设计中的15102接替工作面；西部距落差15至30m的DF12断层200m。

本工作面地面标高1240.2-1189.2m，工作面标高543.0-635.0m，埋藏深度567.0-657m。

该面地表位于坪头村以北，北临黄土峁及沟谷地带。

二、工作面概况

工作面走向长440m（距回风巷西侧），工作面倾斜长180m。

面积79200m2。

煤层平均厚度为3.6m，工业储量399168吨，可采储量为379210吨。

三、采动影响及范围

本工作面井下东邻回风大巷、轨道大巷和皮带大巷，设计中留设100m保护煤柱，受其采动影响较小。

南部15102接替工作面的进风巷受采动影响较大，该面回采对其地表设施无影响。

第二节围岩及煤层情况

该面15#煤层赋存稳定，结构简单，属低灰~中灰、低硫~高硫、高热~特高热的优质贫煤，煤层以亮煤为主，内生裂隙发育，煤层中含1~2层泥质夹矸，厚度一般为0.05—0.15m，平均0.1m。

煤层平均厚度3.6m；直接顶为石灰岩，平均厚度1.60m；老顶为砂质泥岩，平均厚度5.0m；直接底为细砂岩，平均厚度5.9m；老底为砂质泥岩，平均厚度15.0m。

第三节煤层顶底板及地质构造

煤层顶底板及地质构造情况表（表1）

煤层顶底板情况

顶底板

名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

砂质泥岩

5.0

灰黑色，上部含细砂岩条带，性软，易碎，断口平坦状，含星点状黄铁矿晶体。

直接顶

石灰岩

1.60

灰色，致密、坚硬，含大量方解石细脉。

伪顶

泥岩

0.30

灰黑色，含植物碎屑化石，含粘土。

伪底

直接底

细砂岩

5.90

成分以石英为主，其次长石，含白色云母片。

老底

砂质泥岩

15

性脆，断口较平坦，上部含砂量大，夹砂岩条带，含植物根茎化石和黄铁矿晶体。

地质构造情况

该面总体地质构造为一东高、西低的单斜构造形态，煤层向西南倾伏，倾角一般为3º-11º，平均7º，工作面西部存在一个小型向斜构造。

根据坑透资料，该面共圈定2个异常区，预计对该面回采工作有一定影响，圈定的隐伏构造是否存在或偏移需要在回采过程中进一步验证。

构造

名称

走向

倾向

倾角

性质

落差

（m）

对回采影响程度

JF1

NW

NE

50°

正断层

1.5

需回采验证

JF2

NW

SW

45°

正断层

1.5

需回采验证

HF1

NW

SW

50°

正断层

1.5

需回采验证

陷落柱及冲刷

根据坑透资料分析，该面有2个异常区，在E1、E2、异常区有陷落柱X1、X2、X3（DX8陷落柱延伸到工作面内80m）；预测对该面回采工作有影响较大。

第四节水文地质状况

一、该面属于带压开采，根据综合物探成果资料在工作面底板岩层中发现了3处低阻异常带，在顶板岩层中发现了2处异常带，对异常性质进行了分析、推断底板：

1号异常仅在底板以下50m以下发育，推测为本溪组岩层裂隙较为发育赋水所致，进风顺槽2号异常和回风顺槽工1号异常为底板下主要发现的主要异常，其在底板下3个层位附近均有分布，在进风顺槽2号异常附近存在着DX25陷落柱，在回风顺槽的1号异常附近为S2向斜的轴部，因此推测为受到构造影响导致底板下岩层玩裂隙较为富水所致，回风顺槽2号异常核心主要在底板下60m附近，异常附近存在断层DF11（H=0~6m），推测为受到断层影响所致。

进风顺槽和回风顺槽的3号异常主要发育在底板下0~40m之间，推测为大巷中陷落柱所引起底板下岩层局部破碎所引起；顶板成果分析：

1号异常仅在顶板上60~90m范围间有所分布，推测可能为顶板相应岩层裂隙发育所致。

2号异常在顶板上0~90m范围均有发育，成片状分布在工作面内部，该异常附近为煤层倾角较大区域，推测为应力较为集中、裂隙较为发育所引起

二、本面15#煤层上方有K2和K2下灰岩，属于弱含水层，预测对该面正常回采有一定影响。

三、工作面回采期间，顶板或落山出现突然涌水或涌水量急剧增大时，回采队组应及时汇报公司有关部门和总调度，采取相应措施，同时启动紧急防治水预案，以保证安全生产。

四、该工作面进风高]、回风低，东部高、西部低，工作面内积水将向回风切巷处汇集，在该面回风顺槽切巷相邻布置临时水仓，并配备足量的排水设施，同时加强水文地质观测，确保安全生产。

五、根据已掌握的资料，15103工作面回风巷及切巷施工期间出现顶板淋水，水量很小，涌水量随时间呈减小趋势，在切巷口处形成少量积水，建议工作面回采期间，加强巷道排水工作，避免积水聚集影响正常回采。

六、根据15103回采工作面地质报告提供的资料，矿井最大的涌水量为87.5m3/h，正常涌水量57.86m3/h，在回采过程中要加强采空区涌水量的观测，防止采空区滞后出水。

七、工作面上覆地表沟壑纵横，坡度较大，地表水汇集条件差，无河塘和水库等积水区，且煤层埋藏深度约为600米左右，地表水对回采几无影响。

第五节影响工作面回采的其他地质因素

影响工作面回采的其他地质因素见下表：

工作面瓦斯绝对涌出量

18m3/min

相对涌出量

8m3/t

煤尘爆炸指数

煤层具有爆炸危险性

煤的自燃倾向性

有自燃发火倾向

地压

正常地压

地温

12～16℃左右

普氏硬度（f）

煤层

夹石

直接顶

直接底

2.0

5.0

3.0

第六节工作面储量及服务年限

1、本工作面工业储量为：

Q=走向长×倾斜长×煤层厚度×容重

=440×180×3.6×1.4=399168（t）

2、可采储量为：

q=Q×采面回采率（本煤层按95%计算）

=399168×95%=379210（t）。

3、计算工作面服务年限（以月为单位）。

工作面的服务年限=可采推进长度／设计月推进长度。

=440/80=6（个月）

工作面走向长度540m，自切巷到停采线440m，根据工作面风量核定确定工作面日产量约为2800吨，约4刀煤，每刀推进度0.8m，日推进进尺3.2m，月推进进尺80m。

第二章采煤方法

采煤方法——本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，顶板管理采用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，工作面采用一部工作溜运煤。

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置

工作面为走向长壁布置，工作面进、回风巷、后错尾巷和切巷均沿煤层顶底板布置。

二、巷道规格布置

1、工作面进风巷

13103工作面进风巷为矩形断面，净宽5.0m，净高3.9m，巷长540（切巷东侧煤壁边缘距回风巷西侧）m，沿15#煤层顶底板掘进。

进风巷顶部采用锚杆+锚索+W钢带+金属菱形网支护，两帮采用锚索+锚杆+金属菱形网支护。

2、工作面回风巷

15103工作面回风巷为矩形断面，净宽4.8m，净高3.9m，巷长534（切巷东侧煤壁边缘距回风巷西侧）m，沿15#煤层顶底板掘进。

回风巷顶部采用锚杆+锚索+W钢带+金属菱形网支护；两帮采用锚索+锚杆+金属菱形网支护，横贯与回风巷交叉口处加强锚索支护。

3、工作面尾巷

15103工作面尾巷为矩形断面，净宽3.4m，净高2.7m，巷长553m，沿15#煤层顶板掘进，用于排放工作面瓦斯，尾巷与回风巷之间共布置8个横贯。

尾巷顶部采用锚杆+锚索+W钢带+金属菱形网支护，两帮采用锚杆+金属菱形网支护。

4、工作面切巷

15103工作面切巷为矩形断面，净宽7.4m，净高3.9m，巷长180（净煤壁长）m，沿15#煤层顶底板掘进。

切巷采用锚索+锚杆+W钢带+金属菱形网支护；刷扩后在巷中部打一排单体支柱，采用一梁三柱，梁为长2.4m的∏钢，非采帮采用金属网和锚杆联合支护，采帮采用树脂锚杆和塑料网支护。

附：

进风巷断面图（图一）

附：

回风巷断面图（图二）

附：

尾巷断面图（图三）

附：

工作面巷道布置及生产系统图（图十）

第二节采煤工艺

一、采煤方法

采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，自然垮落法处理采空区。

平均采高3.6m，循环进度为0.8m。

二、回采工艺

回采工艺流程：

进刀

割煤（落煤、装煤、运煤）

移架

移溜

过机头（尾）

进刀

1、进刀：

割三角煤端头斜切进刀，即采煤机滚筒割透机头（尾）后，将其后方生产溜顶至煤帮。

调换滚筒上下位置，将采煤机返回距机头（尾）35m处斜切进刀。

之后将生产溜弯曲段及机头（尾）顶至煤帮。

采煤机调换滚筒上下位置返回机头（尾）将进刀时所留三角煤割掉，最后再次调换滚筒上下位置返回正常割煤。

采煤机割机头（尾）时，在距离机头（尾）7.5m时，机头（尾）周围5m范围内人员必须撤离；采煤机割透机头（尾）后，退出机头（尾）35m，待拉完架，清理完机头（尾）的煤矸，移好机尾超前支护和拆除机头单体支柱、移好端头支架后，用支架的顶溜千斤拉过机头（尾），在此期间必须闭锁生产溜、机组。

机头（尾）处的3架支架范围内拉架和回柱不得同时作业，机头（尾）拉架时，无关人员必须撤离至5m以外的安全地点；回柱、支柱时，不得操作机头处的3架支架，防止支架上方漏矸伤人。

附：

端头斜切进刀示意图（图七）

割煤、移架、移溜距离示意图（图八）

2、割煤：

采煤机跨在生产溜上行进割煤（采煤机行进方向为前方），由机头向机尾行进时，右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤；由机尾向机头行进时，左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤。

滚筒截深0.8m。

割煤过程中滚筒严禁割顶、硬底及坚硬砂岩，采高不够机组不能通过时需人工落底或破顶，施工时需另报单项施工措施。

割煤期间，其他人员必须撤至采煤机上风侧15m以外的安全地点。

机组正、副司机必须使用遥控器远距离操作采煤机，工作面割煤时，机组附近只允许有机组正、副司机和跟机瓦检工作业，机组正司机和看后滚筒司机应在支架的人行道内监控操作。

3、装煤：

机组滚筒割煤致使煤体松散，靠自重落入生产溜；滚筒割下的煤通过滚筒旋叶装入生产溜；未装完的煤矸在移溜过程中与煤帮挤压隆起自动进入生产溜。

4、运煤：

生产溜→转载机机尾（大块煤矸必须为不大于300mm×300mm×300mm的小块方可运出，如煤矸过大不能正常运出时，必须由破碎机破碎成小块方可运出）→转载机机头→皮带机（顺槽皮带）→胶带大巷皮带机→主井煤仓→主井箕斗→地面皮带→选煤厂。

5、移架：

在顶板稳定正常的情况下，滞后机组3-5m开始移架，移架步距0.8m。

顶板不稳定时，机组前滚筒割过后，要立即伸出伸缩梁及护帮板挤严煤帮，距采煤机小于5米拉架时，必须停止采煤机，顶板破碎时，必须立即支护，即机组前滚筒割过煤后，带压及时移架。

移架时，采用隔架操作（即由支架工控制隔架控制按钮操作本架牵移）。

移架要求少降快拉，带压擦顶拉架；拉架后保证工作面支架在与工作面平行的同一直线。

6、移溜：

机组由机头向机尾方向割煤时，滞后采煤机10-15m开始顶溜，保证溜有12-18m的自然弯曲段，禁止将生产溜顶成急弯。

机组由机尾向机头割煤时，机组割过10-15m后，停下机组，开始移溜，机组割煤时严禁人员滞留回风侧同时进行移溜操作。

推移机头（尾）时，至少5架千斤同时推移。

移溜时分三次移溜，每次移溜不得超过0.3m。

一次完整移溜步距0.8m，推移后保证溜子平直。

7、当工作面局部存在弯曲或支架窜到进风巷（回风巷）等特殊情况，需采取擦斜、单向割煤、单向顶溜等特殊割煤方式来保证工作面“三直一平”。

擦斜、单向割煤、单向顶溜等特殊割煤方式期间，要加强顶板的管理，支架的端面距不超规定。

8、过机头（尾）

1）机组距机头20架往外，停机停溜，提前替移单体柱或移超前支架，清理杂物，往外拖拉管线，把喷雾挂到安全位置，超前1.6m回收煤帮侧托板后方可继续开机作业。

2）采煤机割至机头（尾）10米时，必须将速度放慢至1米/分钟，并通知机头（尾）人员撤到5米以外的安全地点，防止煤机抛出物摔出伤人，严禁采煤机割金属网、帮锚杆。

在割透两端头时，利用机组松动锚杆，停机停溜，拉掉工作面急停闭锁，人工取出，禁止强行硬割，人员进入煤帮取锚杆等作业时，严格执行“敲帮问顶”制度，并设专人监护顶板。

3）当机组割透两端头，将机组开回35m处，待中间架全部拉出后，开始移机头（尾）。

机组割透两端头时，人员严禁站在机组割煤方向，

4）推移机头（尾）或移机头（尾）架时，落山侧及煤帮附近严禁有人作业，人员撤离至距机头（尾）支架10架外，回、进风巷工作人员撤至距机头（尾）10m以外。

5）推移机头（尾）及机头（尾）架时，要闭锁生产溜和转载机，严禁开溜作业。

6）割机头工序：

割过一茬机头→机组退回35m处（停机停溜并闭锁）→顶过机头→推移转载机→拉端头架维护顶板→割第二茬机头→机组退回35m处（停机停溜并闭锁）→顶过机头→推移转载机→拉端头架维护顶板→正常割煤。

即每次割过一茬机头后，操作前三架过渡架（ZYG6800/24/50D）顶溜千斤将工作溜机头推移到位，如果只使用推移千斤无法将机头移到位时，可使用专用千斤配合推移千斤将机头推移到位，操作端头架移架控制按钮，活塞杆伸出，推转载机步距一茬（0.8m），再拉架一茬（0.8m）。

但是不要动皮带机尾，待割过二茬机头后，缩皮带，调皮带，保证皮带正常运行，方可开机正常作业。

附：

循环作业图表（表一）

三、工作面正规循环生产能力

W=LShrc

=180

0.8

3.6

1.4

0.95

=690/（吨）

式中：

W-工作面正规循环生产能力，t；

L-工作面平均长度，m；

S-工作面循环进尺，m；

h-工作面设计采高，m；

r-煤层密度，1.4t/m3。

c-工作面采出率，95%。

1、工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出量增大，应相应降低工作面产量。

2、若实际瓦斯涌出量较小，在保证工作面风速的情况下，风量可适当降低，但必须由通风部门提出调整方案后方可执行。

第三章设备配备

一、机电设备技术参数

附综采工作面设备布置示意图（十一）

表2机电设备配备表

15103综采工作面电气设备技术参数

编号

名称

型号

额定电压（KV）

额定电流（A）

功率

台数

1

采煤机

MG600/1505-WD

3.3

214　

1385KW

1台

2

刮板输送机

SGZ1000/1400Q型

3.3

121　

700KW*2

1部

3

转载机

SZZ～1000/400型

3.3

58　

400KW

1部

4

破碎机

PCM250型

3.3

58

250KW

1部

5

乳化液泵

BRW-400/31.5

1.14

134

250KW

1用1备

6

喷雾泵

RX400/25

1.14

51

75KW

1用1备

7

注水泵

JC3090

1.14

37

55KW

1用1备

8

皮带机

DSJ1000/2×160型伸缩式

1.2

168

160KW*2

1部

9

排水泵

MD46-50×5

0.66

64　　

55KW*4

2用2备

10

双速绞车

JSDB-19

0.66

39　

45KW

1部

11

双速绞车　

JSDB-30　

0.66　

65　

75KW

2部　

12

移动变压器

KBSGZY-2500/10/3.3KV

3.3

150

2台

13

移动变压器

KBSGZY-1000/10R

1.2

150

1台

14

移动变压器

KBSGZY-800/10R

0.66

50

1台

合计

4475KW

二、液压支架技术参数

表3支架参数表

支架型号

初撑力/kN

工作阻力/kN

高度/m

支护强度/Mpa

数量

ZY6800/24/50D

5064

6800

2.4～5.0

0.97～1.0

117

ZYG6800/24/50D

5064

6800

2.4～5.0

0.97～1.0

6

ZYZ10000/25/45

10000

2.5～4.5

1.0

1

ZT2*4000/23/50

2*3091

2*4000

2.3～5.0

6

15103工作面切巷长度180m，工作面安装ZY6800/24/50D型支架117架，机头安装3架ZYG6800/24/50D过渡支架3架，ZYZ10000/25/45中置式端头支架1架，机尾安装ZYG6800/24/50D过渡支架没3架，回风顺槽安装ZT2*4000/23/50超前支架6架。

第四章顶板控制

顶板管理方法——本工作面采用液压支架控制顶板；进风巷超前支

护采用4.5m单体支柱配合1.0m绞接顶梁联合支护；回风巷超前支护采用ZT2*4000/23/50支架维护顶板；进风端头采用ZYZ10000/25/45端头支架和3架ZYG6800/24/50D过渡支架维护顶板；回风端头采用3架ZYG6800/24/50D维护顶板。

全部垮落法处理采空区。

第一节支护设计

一、支护设计

本工作面选用117架ZY6800/24/50D型、6架ZYG6800/24/50D型支架控制工作面顶板。

进风端头采用ZYZ10000/25/45端头支架及4.5m单体支柱配合1.0m的绞接顶梁控制顶板，回风端头采用3架ZYG6800/24/50D超前支架控制顶板。

进风超前支护从采线向外不少于20m，采用三路单体支护顶板（距采帮0.5m处一路、靠转载机外边一路，靠北侧煤壁一路）。

如因转载机宽度影响、考虑满足行人通道不少于0.8的情况下，可采用二路单体支柱支护顶板。

回风顺槽超前采用6架三对ZT2*4000/23/50超前支架控制顶板，如在端头处出现超过这1.0平方的空顶，要增加不少于2根的戴帽点柱控制顶板。

安全出口处视过渡支架与煤壁的空顶距离而定，距离小于1.5米时有支架的侧护板控制顶板，距离大于1.5小于2.0时，在煤柱侧设护帮柱。

切顶处采用密集点柱，点柱每m不少于4根，两路布置，最后一排切顶柱与过渡支架的切顶线一致。

二、工作面及两巷支护设计

（一）采用类比法计算工作面的合理支护强度

按采煤工作面质量标准规定，15103工作面支架需要承受的荷载取8倍采高的岩柱重量计算工作面合理支护强度Pt。

Pt=9.81hrk=9.81×3.6m×2.5t/m3×8=706.3kN／m2=0.71MPa

式中：

Pt—工作面合理的支护强度，kN／m2；

h—采高，取3.6；

r—顶板岩石容重，t／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。

支架实际最大受载强度0.71MPa，小于本架的设计支护强度0.97～1.0MPa，故支架选型符合要求。

（2）工作面支护强度设计

Pt=9.81hrk

=9.81

3.6

25

8

=7063

式中：

Pt-工作面合理的支护强度，KN/m2；

h-采高，m；

r-顶板岩石容重，KN/m3，一般取25KN/m3；

k-工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般取8。

（三）两巷超前支护强度校核

=3.90

=87.5

进回风超前段顶板载荷（动压影响一般取静压的2—4倍，这里取3）

Q进、Q回=3×Q顶=3×γ顶（RP—H/2）（kN）

=3×87.5

=262.5

顶板总压力：

F顶=L×a×Q进（kN）

=100×5.2×262.5

=136500kN

进风锚网支护：

F锚网=n补×N破η（kN）

=125×250×0.92

=28750kN

单体柱承载的顶板压力：

F单=F顶-F锚网（kN）

=136500-28750

=107750kN

Pt=F单/S=F单/（a×L）（kN/m2）

=107750/（5.2×100）

=207

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

=

=211.6

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

合理的支柱密度

=207/211.6

=0.98

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。

实际的支柱密度

=650/520

=1.25

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；

因为n实=1.25>n=0.98，所以进回风超前支护满足要求。

（四）控顶距的选择

根据支架选型计算，本工作面ZY6800/24/50D支架选型合理，该型支架最小控顶距5750mm，最大控顶距6765mm，端面距200～400mm。

第二节工作面顶板控制

一、顶板支护

（一）本面安装117架ZY6800/24/50D型液压支架、6架ZYG6800/24/50D型过渡式液压支架和一架ZYZ10000/25/45端头支架，采用及时支护方式管理顶板，架间空顶由支架侧护板伸出支护。

（二）支护说明：

ZY6800/24/50D型支架主要技术特征（见下页）

支架的移架方式为隔架操作，要求支架工跟机及时移架支护顶板，移架距离滞后采煤机后滚筒3～5架，顶板破碎地带提前拉架控制好顶板。

支架初撑力不低于规定值的80%，支架要排成一条直线其偏差不得超过±50mm（50m拉线）。

架间空隙不超过200mm，中心距按作业规程要求，偏差不超过±100mm。

相邻支架顶梁保持平整，不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；支架不挤、不咬。

支架顶梁紧贴顶板末端与顶板垂直，最大仰俯角小于7º，支架垂直顶底板，采面倾角超过15º时，歪斜不超过±5º。

此外，在回采过程中要严格控制支架立柱的活柱伸缩量不低于600mm，机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm。

项目

参数

单位

支

架

形式

掩护式支架

高度

2400--5000

mm

中心距

1500

mm

宽度

1430--1600

mm

初撑力

5064

KN

工作阻力

6800

KN

底板比压

1.9--3.4

MPa

采高

2.4---5.0

m

适应煤层倾角

15º

适应顶板

二级三类顶板中等稳定

适应底板

抗压入不