综放工作面回采作业规程Word格式文档下载.docx
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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
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（°
性质
断层落差（m）
对回采的影响
正断层
ES
WN
32
正
3
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×
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×
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。
顶板锚杆为Ф18×
220Omm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆，排距×
100Omm。
帮锚杆锚杆为Ф16×
25mm，顶板网片规格4600×
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×
110Omm。
1100mm，两帮网片规格2800×
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±
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×
R2=144×
2.9×
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。
r:
煤体容量，取1.35。
b:
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
1
采煤机
MWG200/475-W
475KW
1140V
2
端头支架
ZFG4800/18/30
6
中间架
ZF4000/17/28
96
4
前溜
SGZ-764/400
2×
200KW
400KW
5
后溜
转载机
SZZ-764/200
7
破碎机
PCM-160
160KW
8
皮带输送机
SSJ1200/2×
250
250KW
500KW
9
乳化液泵
BRW315/31.5
660V
备用一台
10
乳化液箱
RX400/25
11
软启动开关
QBR-400/1140（660）
组合开关
QJZ-4×
400/1140（660）
13
移变
KBSGZY-1000/10
14
无极绳绞车
JW-950
18.5KW
15
回柱绞车
JH-14
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×
2.4＝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
g:
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
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
m
基本顶厚度
直接底厚度
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
mm
160
来压显现程度
明显
周
期
来压步距
20.2-21.5
20.8
105
平
时
0.32
60
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
20
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×
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
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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