2329综采工作面回采作业规程Word格式文档下载.docx
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+1315.5～+1454.5
工作面标高
+700～+900
地面位置
地面位于麻家山村西南部，主要为山地。
没有农田、水体和建筑物。
井下位置及四邻采掘情况
井田下部，主井以南，轨道大巷西侧。
西临矿井井田边界保安煤柱。
东邻轨道大巷，南、北均为实体原煤。
回采对地面设施的影响
地面无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。
煤
层
可采
倾斜长
1027
走向长
193
平面积
（m2）
198211
煤层总厚
1.6～2.4/2.0
煤层
结构
简单
煤层倾角
（°
）
5～9/7.5
可采指数
9
变异系数
1
稳定程度
稳定
本煤层为山西组中上部，3#煤为主采煤层，结构简单赋存稳定。
3#煤层厚度1.6--2.4m，平均煤厚2.0m。
质
灰分（%）
挥发分（%）
水分（%）
含硫量（%）
含磷量（%）
发热量（MJ/k）
煤质牌号
5.7
20.57
0.39
0.38
0.022
23
焦煤
顶
底
板
类别
岩石名称
厚度
岩性特征
直接顶
砂质泥岩和细砂岩
3.5m
层理发育。
伪顶
碳质泥岩
0-0.2m
以灰色、灰白色粉砂岩为主，部分地段相变为泥岩，成分为石英、长石，含暗色矿物，钙质胶结，较坚硬。
直接底
砂质泥岩\泥岩或炭质泥岩
平均4m
呈深灰色和灰黑色,并且水平层理较发育。
地质构造
构造
名称
性质
产状（褶曲轴面）
对回采的影响程度
走向
倾向
倾角
落差
断层F1
正断层
52°
EN45°
45°
1.8m
需打眼放炮
水
文
地
3号煤层的直接充水含水层为K8砂岩和3号煤层顶板砂岩，砂岩裂隙较发育，但砂岩厚度较薄，地表径流条件好，接受补给条件有限，由于富水性弱，难于形成水害威胁。
正常涌水量
1～4m3/h
最大涌水量
6m3/h
防治
措施
在上下顺槽低洼处，建立完善的排水系统，确保排水畅通。
瓦斯
矿瓦斯绝对涌出量为11.92m3/min，相对涌出量为9.50m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.86m3/min，相对涌出量为1.48m3/t。
煤尘
根据本矿《煤矿储量（地质）报告》3#煤层定为有爆炸危险性煤，爆炸指数为22％，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。
自燃
煤层自燃倾向性为Ⅲ级，本矿未曾发生过煤层自燃。
普氏硬度
煤层
直接顶
老顶
直接底
3～4
4～6
6～8
储
量
计
算
块
段
编
号
平
面
积
倾
角
函
数
斜
平均
厚度
（m）
容
重
（t/m3）
工
业
（万t）
回
收
率
（%）
可
采
备
注
3
7.5
2.0
1.2
475706.4
95%
451921.08
二、巷道布置
1、工作面布置
2329工作面进、回风顺槽及瓦斯尾巷平行布置，进、回风顺槽、瓦斯尾巷及切眼均跟3#煤顶板掘进，进风顺槽作为运输巷，通过两部150溜子与集中皮带下山相连，构成工作面的运煤系统，倾斜长度1027m，坡度5～90；
回风顺槽为材料巷,通过2327回风斜坡与2#回风大巷相连，走向长193m，坡度5～9°
；
切眼走向长193m，坡度5～90，平均7.50。
2．巷道断面及支护形式
1、运输顺槽:
巷道断面为矩形，顶板采用锚、网、梁、索联合支护。
掘进断面：
宽*高=3.6*2.4（m2）。
2、回风顺槽：
巷道断面为矩形，顶板采用锚、网、梁、索联合支护。
宽*高=3.6*2.4（m2）。
3、切眼：
巷道断面为矩形。
顶板采用锚、网、梁、索联合支护，为加强切眼支护，切眼补打工字钢梁加锚索。
宽*高=5.6*2.4（m2）。
3.工作面储量计算
①工业储量：
1027*193*2*1.2=475706.4（t）
②预计采出煤量
按工作面回收率95%，计算：
475706.4*95%=45192.08（t）
一、采煤方法及回采工艺
1、采煤方法
采用倾斜长壁综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。
2、回采工艺
工作面一次采全高，采高2m，循环进度0.6m。
（1）煤机进刀方式：
煤机在上下端头部斜切进刀,进刀距离定为30m。
（2）回采工序：
收护帮板→煤机割煤→伸出前探梁→降、移架→升架→缩回前探梁→伸护帮板→推溜→清理。
现以煤机从机头进刀开始运行为例说明综采割煤工艺流程：
①煤机割通机头返刀向机尾割煤，上滚筒割顶煤，下滚筒扫底煤，并滞后煤机前滚筒4～6架开始移架，滞后煤机后滚筒10～15m依次向机尾方向推溜；
煤机割过后要及时伸出支架前探梁。
②煤机割通机尾后，推溜至后滚筒处，煤机上滚筒降下扫底煤，下滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀后停下，再依次向机尾方向推溜至机尾。
③煤机上滚筒升起割顶煤，下滚筒降下割底煤，向机尾方向割煤；
割通机尾后返刀，调整上下滚筒位置，即煤机下滚筒割顶煤，上滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机前滚筒4～6架移架；
拉运输机机尾。
重复机头向机尾工艺过程。
（4）工艺要求
①割煤割煤采用MG150/375-WD型双滚筒采煤机，采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。
煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿3#煤顶板回采，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要割齐直，不得出现留伞檐现象，要根据现场实际煤厚，使破顶、底板现象控制在最小范围内。
②移架工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时采取追机移架进行及时支护顶板。
当顶板破碎或片帮时,能移超前架、提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机后滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。
支架要移成直线，移架步距为0.6m。
支架要移到位，接顶要达到支架初撑力≥25MPa。
③推溜在煤机割煤后，滞后煤机15m开始推运输机，并依次顺序推溜,严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在刮板运输机运行中推溜。
两端头斜切进刀段，可停煤机进行推溜。
运输机只有在斜切进刀段出现缓弯曲，其它地点运输机不得有弯曲现象，必须保持平直。
④清理工作面刮板运输机推过之后，要将支架底座前方、架间、架内、电缆槽的浮煤清理干净。
⑤应严格控制割煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。
二、工作面设备选型和技术特征
1、采煤机
采煤机选用鸡西煤矿机械厂生产的MG150/375-W1型交流电牵引采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式无链牵引，电源电压为1140V，以PLC控制，并能中文显示运行状态、故障检测。
采煤机技术特征表
序号
技术指标
技术参数
采高
1.6—3.1m
2
生产能力
1500吨/小时
牵引速度
0-6m/min
4
装机功率
150KW
5
滚筒最大中心距
11390mm
6
机面高度
1174mm
7
过煤高度
600mm
8
有效截深
用水量
250升/分钟
2、液压支架
液压支架选用山东矿机制造有限公司生产的ZYG3200/12/28型支撑掩护式液压支架，技术特征表如下：
基本架技术特征表
支架型号
ZYG3200/12/28
支护高度
1200--2800
支架中心距
1500mm
初撑力
2616KN
工作阻力
3200KN
支护强度
0.51—0.58MPa
对底板的平均比压
1.6MPa
适应煤层倾角
＜20°
操作方式
本架操作
10
自移步距
3、工作面运输机
选用山西煤机厂生产的SZD-630/400型刮板输送机，采用双中链布置，技术特征表如下：
刮板输送机技术特征表
技术特征
刮板机功率
机头110KW机尾110KW
链条
双中链
链速
1﹒0m/s
运输能力
400t/h
4、转载机
转载机选用山西煤机厂生产的SZB-730/75型桥式转载机，该机采用拖移系统,其技术特征表如下：
转载机技术特征表
功率
75KW
630t/h
1.33m/s
链类型
边双链
冷却方式
水冷却
电压
1140/660V
长度
25m
转载机前移方式
拖移
5、乳化液泵站
乳化液泵选用无锡煤矿机械厂生产的BRW200/31.5型乳化液泵站。
技术特征表如下：
乳化液泵站技术特征表
额定流量
200L/ｍin
额定压力
31.5Mpa
工作容量
1000L
电机功率
125KW
电机电压
660/1140ｖ
6、开关
开关选用济源市煤炭高压开关有限公司生产的井下1140V、660V双速开关：
KBZ—400/1140型、QJZ—400/660型开关，其技术特征表如下：
KBZ—400/1140开关技术特征表
工作电压
1140（660）V/50Hz
额定电流（A）
400
QJZ—400/1140开关技术特征表
660V/50Hz
9、移动变压器
工作面及运顺选用邢台防爆电气有限公司生产的KBSGZY-630/10/1.2型2台，将10KV变为1140V电压供给采煤机、工作面运输机、转载机；
乳化液泵站、一部DTL100/63/2×
75、照明综保、25KW绞车、14H回柱绞车、排水泵等。
变压器两侧配备济源市电器设备制造有限公司生产的高、低压组合开关。
10、顺槽胶带运输机
输送带型号为DTL100/63/2×
75,采用拖移机尾系统，其技术特征表如下：
胶带运输机技术特征表
总功率
2×
运输长度
1000m
带速
1.9m/s
带宽
1.0m
电机型号
YbYa-75-4
电压
1140V
功率
转速
1480转/分
一、顶板管理的方法
工作面采空区用全部垮落法管理顶板，顶板控顶采用液压支架支护顶板，两巷超前采用单体液压支柱配合铰接梁加强支护。
二、支护说明
1、支架选型
2329综采工作面安装ZYG3200/12/28型液压支架129架，选用ZYG3200/12/28型液压支架的初撑力为2616KN，工作阻力为3200KN,支架设计支护强度G=0.51—0.58MPa.
支架支护强度验算
P----支架支护强度KN/m2
M----采高m
（2）
r----围岩容重t/m3（2.7）
a----煤层倾角°
（5）
k-----采高系数（8）
p=k*g*r*M*cosa=8×
9.8×
2.7×
cos50≈421.75（KN/m2）=0.42MPa≤G
故支架支护强度满足要求
2、工作面控顶距
工作面最大控顶距为5454mm，最小控顶距为4854mm；
放顶步距600mm。
附图
3、支架支护顶板的基本要求
割煤后，及时移架、支护新暴露的顶板，减少顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。
支架的初撑供液压力≥25MPa，支架顶梁要与顶板呈面接触。
所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本
架。
支架端面距大于300mm要及时移超前架或打出伸缩梁,确保支护质量和控顶效果。
降架时，掌握好降架高度（降架≤100mm），做到少降快移，严禁多降慢移。
顶板破碎、端面距大于1000mm时，用半圆木或11#工字钢架设在支架前梁上进行超前过棚（每架2根）护顶。
4、端头和出口支护
工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m。
工作面上下端头各采用2架特制端头液压支架支护顶板。
工作面下端头在1#架下侧支设跨工作面运输机机头的铰接梁走向棚，一梁一柱，梁要相互铰接，走向棚与支架、转载机间距不大于0.2m,铰接梁头尾并列扶设，向老塘侧扶至切顶线，向煤壁扶棚超前2架。
工作面上端头在90#架上侧支设跨工作面运输机机尾的铰接梁走向棚，一梁一柱，走向棚与支架间距部不大于0.2m,铰接梁头尾并列扶设，向老塘侧扶至切顶线，向煤壁扶棚超前2米。
运输顺槽下帮的超前、回风顺槽的超前，要一直延续到放顶线处作为端头支护。
在煤机割到端头前及时将铰接顶梁接到超前2米的位置，不得提前拆除超前支护，确保铰接梁的尾端与上、下端头支架后尾梁孔成直线。
上下端头巷尾老塘侧切顶线处扶单排切顶丛柱，支柱间距不大于0.5m，并在靠近切顶线的支柱旁支设戗柱或扶戗棚。
所有棚子的钢梁与顶板要接实、接平，可以用背板、半圆木、旧道板等进行衬垫。
单体采用DZ－25/100型，支柱初撑力不低于50KN，当单体钻底量大于100mm时，单体要垫木鞋或改穿铁鞋。
戗柱或戗棚支柱的扎角为30～50m。
5、上下顺槽超前支护
上顺槽、下顺槽支设双排超前支护，自煤壁向外不小于20m距离，人行道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.7m；
超前支护采用单体液压支柱配合铰接梁齐梁式支设，一梁一柱。
运输顺槽上帮的超前支护与转载机外帮相距不小于0.2m，运输顺槽下帮的超前支护，距离下帮0.6m；
转载机里帮沿工作面煤壁向外扶2架走向加固棚。
回风顺槽上帮一排超前距帮0.8m，下帮支护距帮不小于1.0m；
上端头在两排超前架棚之间从煤壁向外增扶2架加固棚。
如上下顺槽矿压显现增大，要在切顶线位置增设特殊支护，并在巷道受压较大处加强支护，并另行补充专项安全技术措施。
巷道超高地段要用半圆木、道木接实顶板，打密集支柱，保证支柱支护高度不超过单体活柱行程。
单体采用DZ－25/100型，初撑力不低于50KN，当单体钻底量大于100mm时，单体支柱要垫木鞋或改穿铁鞋。
所有单体支柱三用阀卸液口朝向采空区。
单体要拴防倒绳，使用2ˊ的钢丝绳，拴在单体三用阀上部。
并在单体的柱帽处用10#铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。
两道超前100m范围内不得存放备用材料、配件或设备。
详见附图—3.
6、上下顺槽隅角放顶管理
工作面上、下隅角放顶采用人工回料，必要时配合机械回料。
每天三班安排专人对上下端头的顶、帮退锚，严禁不退锚。
上下顺槽采空区顶板冒落不充分时，要沿放顶线内侧打双排切顶柱和戗柱，支柱迎山有力。
上、下隅角悬顶面积超过2×
5m2，特殊情况不能强制放顶时，要在上下隅角放顶线处打木垛或密集丛柱，木垛用料：
1.5×
0.2×
0.2m3。
木垛要垂直于顶底板支设，四角成线，与顶底板接实，木垛不得打在浮煤或浮矸上，并且用木楔刹紧。
密集丛柱八根一组，均匀沿切顶线支设。
7、备用支护材料及存放：
为维持正常生产，回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料：
规格mm
数量
数量）
半圆木
Φ200×
2000
50（根）
铰接梁
1200
30（根）
方木
200×
1500
50（块）
单体
DZ－25
60（根）
材料存放在100m外的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，不得影响通风、行人和运输。
备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。
保证煤质的措施
1、回采时严禁割底或割顶板，根据煤层变化及时调整采高。
遇断层时，煤层变薄，尽可能降低采高。
2、支架工移架应遵循少降快移的原则，及时移架，及时护顶。
3、加强断层处顶板管理，防止漏、冒顶事故，顶板掉落的矸石及时置入老塘。
4、控制好顶板水，按规定防尘喷雾。
严禁工作面无节制用水，严禁运输机上积水造成水炭，做到停机必停水。
5、采煤机、运输机停止运转及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水。
6、严禁将清理的杂物混入煤流，已混入的及时拣出。
7、煤仓上口要安设300mm*300mm的铁篦子，并设专人管理，防止大块矸石和木料等杂物进入煤仓。
8、工队对煤质的管理，当班安全验收员负责现场的煤质管理、监督、考核工作。
第五章工作面供电设计
一、工作面供电系统的拟定
2329采面供电由中央变电所10KV供电，经四横贯处630KVA移变向工作面供电。
2329工作面设计为2台移动变电站，为KBSGZY-630KVA-10/1.2KV变压器，详见附图---4。
二、工作面供电系统
中央变电所10KV供电→四横贯630KVA变压器→2329运顺→工作面。
三、工作面负荷计算、变压器容量及台数确定
工作面负荷之和：
Σpe=2×
125（泵站）+75（转载）+2×
110（溜子）+375（煤机）＝920（kw）
1、泵站、、转载机、皮带、工作面溜子、照明综保负荷由（1#）移变带，选择：
ΣPe＝125＋75+220+150+4＝574（KW）
Kx=0.4+0.6×
（Pmax/ΣPe）
=0.4+0.6×
（220/574）
=0.63
式中：
Kx——需用系数；
Pmax——容量最大电机额定功率；
Σpe——电机额定功率之和（下同）。
Sj1=ΣPe.Kx/COSφ
＝574×
0.63/0.7
＝508.4（KVA）
Sj1——移变视在功率
COSφ——移变所带设备加权平均功率因数。
拟选一台KBSGZY－630-10000/1140移变。
2、工作面采煤机负荷由（2#）移变带，选择:
Σpe＝375（KW）
（Pmax/Σpe）
＝0.4+0.6×
（375/375）
＝1
Sj2=ΣPeKx/COSφ
＝375×
1/0.7
＝535（KVA）
拟选一台KBSGZY－630KVA-10000/1140移变。
四、低压电缆选择计算
移变安装在运顺离切眼650m处，移变距设备列车550m。
1、采煤机:
ΣIe=285（A）ΣIe——采煤机电机额定电流之和。
拟选MCP－3×
95电缆两根，长度800m，额定电流2*270A。
3、溜子电缆选择：
Ie=80（A）
溜头拟选MYP－3×
50电缆两根，额定电流150A，长度700m，溜尾拟选MYP－3×
70电缆两根（高、低速各一根），额定电流185A，长度700m。
4、工作面其他设备负荷，皮带机选用UPQ-3*70电缆供电，供电距离较短，
其它设备拟选UPQ－3×
35电缆，额定电流105A，长度最长150m（转载机）。
五、按启动时的允许电压损失校验电缆截面
溜子、转载机、皮带
1、线路损失
ΔUgQ=（
Iq.Lg.COSØ
.Kx×
103）/（r.Ue.Ag）
＝1.732*367*6*1000*0.7*0.63*1000/42.5*1140*70=160（V）
Iq——电机启动电流；
Lg——电缆长度；
Kx——需用系数；
Ue——电网额定电压；
Ig——干线电缆额定电流；
Ag——干线电缆截面；
COSφ——启动时的功率因数。
2、变压器电压损失：
=1.732*（367+1101）*（0.0135*0.8+0.1072*0.6）
=198V
ΔU＝ΔuzQ＋ΔugQ＝198＋160＝358<
600（V）
所选电缆合格
煤机：
=（1.732*285*5*900*0.7*1*1000/42.5*1140*95）=137（V）
Ie—已启动煤机截割电机额定电流
=1.732*（285*0.64*6+285*0.64）*（0.0936*0.7+0.0101*0.7）
=211V
ΔU＝ΔuzQ＋ΔugQ＝137＋211＝348<
合格
设备正常工作时，按允许电压降计算：
煤机为工作面最大负荷，故按煤机校验电压损失
线路损失：
=0.7*375*0.35*0.022*1140
=2.02%*1140=23V
变压器损失：
=1.732*922*0.7*0.6*（0.0101*0.8+0.0931*0.6）
=43V
ΔUB+ΔUg=23+43==66V<
117V
六、高压电缆选择
按长时允许电流选择电缆
工作面负荷920KW。
Ie=920/1.732×
6×
0.7==223（A）
Kx=0.4+0.6×
（Pmax∕/∑pe）=0.4+0.6×
（375∕/920）=0.644
Ia=Kx*Ie=0.644×
223=143.7（A）
拟选MYPTJ-3×
95＋3×
25/3+3×
2.5，长期允许电流270A，长度1600m。
高压开关整定互感器为300∕5
短路保护：
Iz＞
=1.2*（375*0.64*6+0.58*0.64*920）∕5
=427AN=427/60=7.1
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