综采工作面W2719作业规程.docx
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综采工作面W2719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见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
-447
采区名称
西二采区
地表标高m
69.3～69.70
井下标高m
-435～-369
地面相对位置
工作面对应地表大部分为农田,南部有一条西南至东北方向乡级公路经过,工作面东北部为沙后所部分住宅
回采对地面设施的影响
预计地表最大沉降量为1.2米
井下位置及与四邻关系
南侧为西二II期集中运输巷II段、西二II期集中排风巷II段、小青矿井田与晓明矿井田技术边界、F315断层及晓明矿南三采区巷道；北侧为小青矿井田与大明矿井田技术边界；西侧以F71断层为界与晓明矿井田南三采区相邻；东侧为W2718工作面（未准备）。
走向长度m
1413
倾斜长度m
224.7
面积m2
317501
第二节煤层
煤层赋存情况见表2。
表2煤层赋存情况表
煤层厚度m
2.60~1.40（2.0）
煤层结构
单一结构
煤层倾角度
3~11（5）
开采煤层
7-1煤层
煤种
长焰煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
工作面煤层北部为一宽缓单斜构造,南部煤层为一马鞍形构造的一部分。
第三节煤层顶底板
工作面直接顶为粉砂岩、粗砂岩、砂砾岩为主的砂岩互层；老顶为粉砂岩、粗砂岩、砂砾岩为主的砂岩互层；直接底为粉砂岩。
具体情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度m
岩性特征
老顶
粉砂岩、粗砂岩、砂砾岩为主的砂岩互层
平均33
灰白色，泥质空隙型胶结，弱含水，石英长石为主
直接顶
中、粗砂岩互层，砂岩互层
平均5
泥质孔隙型胶结
伪顶
泥岩
0~1.4
松软易碎，易冒落，节理、裂隙发育，吸水性强
伪底
泥岩
0.1~0.6
松软易碎，节理、裂隙发育，吸水性强
直接底
粉砂岩
平均1
石英长石为主，泥质孔隙型胶结
附图1：
W2719工作面综合柱状图。
附图1
第四节地质构造情况
一、断层情况及其对工作面的影响
工作面内小断层较为发育。
f719'1断层在回顺H74点前28米处实见，推断落差4米，会对工作面回采工作造成一定影响。
f719'2断层：
在回顺H74点前40米处实见，推断落差2米，会对回采工作造成一定影响。
W2F23小断层、W2F32小断层在运顺掘进过程至见断层位置时未实见，只有顶板淋水加大；W2F24小断层在L33点后0.5处实见有一处裂隙，宽度2cm～5cm，含水。
预计其对回采工作会造成一定的影响。
断层在工作面的具体位置见回采工作面地质图，断层产状见表4。
表4断层情况表
名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
落差
m
性质
对回采影响程度
F71
175～190
85～100
50～55
37～44
正
预计对回采工作不会造成影响。
F315
90～114
180～204
40～65
0.6～45
正
预计对回采工作不会造成影响。
f719'1
19
109
45
4
正
会对回采工作造成一定影响。
f719'2
23
293
40
2
正
会对回采工作造成一定影响。
W2F23小断层
在运顺掘进过程至见断层位置时未实见，只是顶板淋水加大。
含水，预计其对回采工作会造成一定的影响。
W2F24小断层
在L33点后0.5处实见有一处裂隙，宽度2cm～5cm，含水。
含水，预计其对回采工作会造成一定的影响。
二、褶曲情况及其对回采的影响
W2-719工作面煤层北部为一宽缓单斜构造,南部煤层为一马鞍形构造的一部分,对回采无太大影响。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）
无。
附图2：
工作面运输顺槽、回风顺槽、开切眼素描图。
第五节水文地质
一、含水层分析
根据工作面运、回顺、开切眼及邻近的西二II期集中运输巷II段实见资料及505、541、92-357钻孔资料分析，本工作面顶板发育有一层砂砾岩层，泥质孔隙型胶结，为含水岩层，运、回顺顶板多处淋水，预计回采过程中局部煤层顶板会有滴水、淋水现象。
二、其他水源的分析
根据钻孔资料分析，本工作面运顺侧的92-357钻孔封孔资料不详；回顺侧的541钻孔孔斜及封孔资料不详，工作面运、回顺回采过程中要过这两个钻孔，我队回采至见钻孔范围内时要提前贯彻专项过钻孔措施以保证安全生产。
三、涌水量
正常涌水量：
5m3/h
最大涌水量：
50m3/h
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质因素（表5）
表5影响回采的其他地质情况表
瓦斯
相对涌出量6.6m3/t,绝对涌出量23m3/min
CO2
0.05%
煤层爆炸指数
39.17%
煤的自燃倾向性
自然煤层，发火期为3~6个月
地温危害
无
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地压和应力集中区。
三、地质部门的建议
根据三维地震物探资料及巷道实见资料分析，本区域内裂隙比较发育，煤层顶板发育有含水岩层，实见裂隙内一般都含有一定量的积水；根据三维地震物探资料，工作面运顺侧发育有多条小断层，W2F23小断层、W2F32小断层在运顺掘进过程至见断层位置时未实见但顶板淋水加大；W2F24小断层在L33点后0.5处实见有一处裂隙，宽度2cm～5cm，含水。
回顺侧靠近的F71断层发育有一伴生断层f719'1、f719'2，回顺顶板大面积淋水。
在回采过程中要备有排水设备及配套管路，如遇到顶板破碎、淋水较大及含水裂隙，应及时与地测部门联系处理。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量：
走向长×倾斜长×煤层厚度×容重=1413×224.7×2.02×1.55=99.41（万吨）
2、设计回采率：
95%
3、工作面可采储量：
工业储量×设计回采率=99.41×95%=94.44（万吨）
二、工作面服务年限
可采储量/设计月产量=94.44/15.0660=7个月
第二章采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落法的刨煤机机械化采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
W2采区设计共布置8条准备巷道，包括W2719运输顺槽、W2719回风顺槽、W2719开切眼、W2Ⅱ期集中运输巷Ⅱ段、W2Ⅱ期入风上山、W2Ⅱ期集中运输巷I段、W2皮带运输大巷、W2Ⅱ期集中排风巷I、II段。
采区内安设SSZ/1000/2*160带式输送机两部；DSZ/80/100/2*160带式输送机一部；DSZ/120/130/2*315带式输送机一部；
二、工作面运输顺槽
工作面运输顺槽为矩形断面，设计高度为2.6m，宽度为5.6m，断面14.56m2；采用金属网、锚杆联合支护；用于进风、运煤及辅助运输。
三、工作面回风顺槽
工作面回风顺槽为矩形断面，设计高度为2.6m，宽度为5.0m，断面为13.0m2，采用金属网、锚杆联合支护；用于工作面回风及辅助运输。
四、工作面开切眼
工作面开切眼为矩形断面，设计高度为2.6m，宽度为7m，断面为18.2m，采用金属网、锚杆联合支护；用于安装采煤设备及连接两巷，形成通风、生产系统。
五、联络道
工作面运输顺槽及回风顺槽之间设联络道，为矩形断面，设计高度为2.6米，宽5.0米，断面为13m2，采用金属网、锚杆联合支护；用于联络工作面运输顺槽及回风顺槽。
六、溜煤眼
溜煤眼为圆形断面，直径为4米，位于W2Ⅱ期集中运输巷Ⅱ段与W2Ⅱ期集中运输巷I段之间，断面为12.56m2。
附图3:
工作面及巷道布置平剖面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
工作面采煤工艺为：
刨煤机割煤、装煤→可弯曲刮板输送机运煤→电液控制系统控制推移输送机→电液控制系统控制拉移支架支护顶板。
（一）落煤
1、落煤方式。
采用“Z”进刀双向穿梭式的割煤方式。
工作面所有的支架动作一次为一个循环，循环进度0.6m。
刨头由机头向机尾方向运行为上行，刨头由机尾向机头方向运行为下行，上行最大刨深为（进刀深度）为120mm，下行最大刨深为70mm；可根据现场煤层的高度、硬度、顶底板情况适当调整刨深。
上行最大速度为1.76m/s，下行最大速度为0.88m/s。
2、进刀方式。
（1）根据刨煤机刨深在0~120mm范围内的可选择性，采用“Z”字型进刀方式。
（2）刨头由机头向机尾方向运行，刨头通过后，液压支架按MCU设定的推移步距推移刮板输送机，推移步距为下行刨深。
反之为上行刨深。
（3）刨头到达机尾后，反向靠近刨头8组液压支架不进行推移。
刨头反向向机头运行，液压支架按MCU设定的推移步距推移刮板输送机，推移步距为上行和下行之和。
附图4：
刨煤机“Z”字型进刀方式示意图。
（二）装煤、运煤方式
刨头在运行落煤的同时，进行装煤，回采出的煤由输送机运出工作面，经侧卸式输送机机头进入转载机，再经工作面运输顺槽输送带、西二集中输送带至储备煤仓。
（三）顶板控制方式
本工作面采用全部垮落法的方式控制顶板，采用两柱掩护式液压支架维护顶板，液压支架在电液控制系统的控制下自动拉移。
二、工作面循环生产能力
工作面采高为2.0m，所有的支架动作一次为一个循环，循环进度为0.6m。
W=LShrc=225×0.6×2.0×1.55×95%=397.6t
式中W-工作面正规循环生产能力，t；
L-工作面长度，225m；
S-工作面循环进尺，0.6m；
h-工作面采高，2.0m；
r-煤的容重，1.55t/m3；
c-采出率，95%。
第三节设备配置
一、设备配置
工作面所用采煤设备为DBT9-38Ve/GH5.7滑行刨，输送机为DBT-GH-PF3/822型侧卸式输送机，SZZ-800/315型转载机，PCM-160型破碎机和ZY5200/08/18D型液压支架。
全自动刨煤机工作面设备配备见表7。
二、主要设备技术参数
刨煤机主要技术参数见表8，运输机技术参数见表9，转载机技术参数见表10，破碎机技术参数见表11。
表7全自动刨煤机工作面设备配备表
序号
名称
规格型号
备注
1
液压支架
ZY5200/08/18D
国产
2
刨煤机
9-38Ve/GH5.7
进口
3
运输机
PF3/822
进口
4
转载机
SZZ-800/315
国产
5
破碎机
PCM-160
国产
6
带式输送机
SSZ/1000/2*160
DSZ/80/100/2*160
国产
7
乳化液泵站
LRB-400/31.5
国产
8
喷雾泵站
BPW-320/2.5
国产
9
移动变电站
KBSGZY-1250
KBSGZY-800
KBSGZY-630
国产
10
刨煤机馈电
KE1004
进口
11
三机馈电
KBZ-630
国产
表8刨煤机主要技术参数
刨煤机型号
9-38Ve/GH5.7滑行刨
额定生产能力；t/h
900
刨头导轨型号
9-38/Ve
刨体类型
单刨头
刨体几何尺寸
长度；mm
2712
高度；mm
880-1645
中心顶刨刀架最大调整高度；mm
300
底刨刀调整水平；mm
位置1，+12；位置2，-10；位置3，-28；位置4，-34
驱
动
装
置
机头驱动部
功率；KV
400/200
电压;V
1140
双速水冷
频率;Hz
50
机尾驱动部
与机头驱动部相同
减速比
21：
1
电动机；台
2
机头架型号
HK30-2
机尾架型号
HK30-2
机头减速器配置
具有过载保护作用的P-30UEL-R型正齿轮减速箱
机尾减速器配置
具有过载保护作用的P-30UEL-R型正齿轮减速箱
无极链
链环规格；mm*mm
38*137
链速；m/s
0.96/1.92
总长度；m
225
水平弯曲度；°
5
垂直弯曲度；°
7
溜槽分类
类型
中间标准型
变线特殊型
调节备用型
规格；
mm*mm*mm
1505*1534*549
无
755*1534*549
载货板厚度；mm
30
封底板厚度；mm
20
天窗位置
每隔四个溜槽安装一个带天窗的溜槽
机头
驱动部
电动机型号
400/200
双速水冷
电压;V
1140
频率;Hz
50
机架型号
KSKR1000型（侧卸式）
减速器型号
KP25/35（行星伞齿轮减速器）
减速比
33
机尾驱动部
与机头驱动部相同
链条规格；mm*mm
34*126
链速；m/s
1.32
刮板间距；mm
756
链中心距；mm
150
连接销破断力；KN
2000
哑铃式连接销破断力；KN
2000
表9运输机技术参数表
表10转载机技术参数
型号
SZZ-800/315
链条规格；
mm*mm
34*126
运输能力；t/h
1200
刮板间距；mm
1210
链速；m/s
1.52
电动机功率；KV
315（双速水冷）
表11破碎机技术参数
型号
PCM-160
最大输入块度；
mm*mm
700*500
破碎能力；t/h
1200
主轴转速；r/min
1475
破碎方式
锤式
锤头冲击速度；m/s
30
锤头数；个
8
电机功率；KW
160
附图5：
工作面设备布置示意图。
第三章顶板控制
第一节支护设计
本工作面采用两柱掩护式液压支架支护工作面顶板，用端头支架支护工作面两端头。
支护设备型号及其参数见表12。
表12支护设备选择情况表
设备名称
规格型号
数量/架
备注
液压支架
ZY5200/08/18/D
146
过渡支架
1#ZG5200/08/18/DB
2#ZG5200/08/18/DA
150#ZG5200/14/28/D
149#ZG5200/08/18/DA
4
机头、机尾各两架
端头支架
ZT6200/18/32DA
5
机头3架、机尾2架
一、液压支架支护强度验算
1、计算支护强度：
P。
=K×H×R×COSa=9.8×8×2×2.5×COS5°=390KN/m2
式中：
P。
—顶板载荷，KN/m2；
K——冒落高度影响系数，取8；
H——采高，取2m；
R——直接顶岩石容重，取2.5t/m3
2、参考同煤层矿压观测资料（表13）最大平均支护强度542KN/m2。
3、选择工作面支护强度：
390KN/m2＜542KN/m2，因此工作面支护强度应大于542KN/m2。
4、支护设备选择：
工作面选用ZY5200/08/18型支架，从机头到机尾依次编号1～150号支架；端头支架选用ZT6200/18/32DA型支架，运输顺槽3组支架，回风顺槽2组支架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表（表14）可以看出，选用ZY5200/08/18型支架，在满足顶板支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。
表13同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
老顶厚度
m
平均33
平均33
直接顶厚度
m
平均5
平均5
伪顶厚度
m
平均0.7
平均0.7
伪底厚度
m
平均0.3
平均0.3
直接底厚度
m
平均1
平均1
2
直接顶初次跨落步距
m
9～25
9～25
3
初
次
来
压
来压步距
m
17～22
17～22
最大平均支护强度
KN/m2
650
650
最大平均顶底板移近量
mm
150
150
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
10～20
10～20
最大平均支护强度
KN/m2
600
600
最大平均顶底板移近量
mm
120
120
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
KN/m2
542
542
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
6
直接顶悬顶情况
m
1
1
7
底板允许比压
MPa
18.2
18.2
8
直接顶类型
类
二
二
9
老顶类型
级
二
二
10
巷道超前影响范围
m
20
20
表14工作面条件与支架适应条件对照表
项目
工作面条件
支架适应条件
采高
2m
0.8～1.8m（可加200mm柱帽）
倾角
<3°
<15°
煤厚
1.4～1.6m
0.8～1.8m（可加200mm柱帽）
煤硬度
2
最大3
底板比压
18.2MPa
14.2MPa
支护强度
542KN/m2
706KN/m2
顶板种类
二级二类
通过对比、验算，证明选用ZY5200式液压支架能满足要求。
二、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
本工作面选用LRB400/31.5型乳化液泵（2台）、RX-400/25型乳化液箱串联供液，乳化液泵站到工作面采用Φ32（回液）、Φ25（进液）的高压胶管；工作面内采用双回路向支架供液，一路位于支架内，另一路安置在电缆槽内，进回液分别采用Φ25、Φ32的高压胶管，两路每隔9个支架用Φ25的高压胶管连通一次。
乳化液泵主要技术参数表15：
乳化液泵型号
LRB400/31.5
公称流量（L/min）
400
电机功率（KW）
250
公称压力（Mpa）
31.5
（二）泵站位置
乳化液泵站置于运输顺槽变电列车中，随列车一起移动。
（三）泵站使用规定
加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜现象。
保证泵站压力不小于28Mpa,乳化液配比浓度为3％～5％，采用自动配液的方式配制。
乳化液配比浓度每班必须检测一次。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期工作面顶板支护方式
本工作面采用自移式液压支架支护顶板，全部垮落的方式控制顶板。
液压支架在电液控制系统PM4的控制下自动拉移。
二、拉移支架与其他工序平行作业的安全距离
通过在主控制台MCU调整定程刨煤参数，既调整自动移架动作和刨头运行的关系。
支架滞后刨头5架自动拉移，刨头运行前方8组支架严禁自动拉移。
三、特殊时期的顶板控制
当工作面顶板破碎或掉顶时，需调整主控台MCU的控制参数，使支架超前拉架或人工移架。
第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制
一、工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护
巷道支护距离不小于20米。
超前支护段保证净高不低于2.6米。
低于2.6米时要进行拉底，找平底板。
运输顺槽、回风顺槽超前支护段底板如遇软岩，必须穿鞋，如用铁鞋，铁鞋尺寸为400毫米×300毫米×16毫米。
支护形式视顶板情况而定。
（一）运输顺槽
1、如果巷道压力较大，顶板离层、破碎，帮、底板底鼓较严重，采取下列支护形式：
（1）架设圆木套棚，棚距1m，压力大棚距加密，用单体作腿，实行一梁三柱或一梁四柱；两帮棚腿打在梁头上，一梁三柱中间排靠人行道侧，距转载机机身0.4m；一梁四柱每侧距转载机机身各0.4m；单体柱直接打在梁上。
（2）采用在圆木套棚下架设双排铰接顶梁，位于转载机身两侧，距转载机各0.4m，平行巷道布置，实行一梁两柱，柱距0.6m，铰接顶梁和单体排与排之间迈步一致。
2、如果回采中巷道顶板完整、压力不大，帮、底板底鼓不严重的情况下，采用下列支护形式：
（1）大拌作梁，单体柱作腿，平行巷道与顶板钢带垂直布置；双排位于转载机机身两侧0.4m。
排与排之间单体迈步一致。
（2）大拌与顶板钢带交汇处打单体柱，单体柱配有防倒链，防倒链扎实有效，单体与大拌垂直，每排支护要打成直线。
（二）回风顺槽
1、巷道压力较大，顶板离层、破碎，帮、底鼓较严重，采取下列支护形式：
（1）架设圆木套棚，棚距1m，压力大棚距加密，用单体作腿，实行一梁三柱或一梁四柱，两帮棚腿打在梁头上，中间排单体直接打在梁上，两排布置在巷道中部，间距1.2～1.6m。
（2）采用套棚下架设双排绞接顶梁，实行一梁两柱，柱距0.6m，布置在巷道中部，两排间距1.2～1.6m，每排超前支护成直线，排与排之间单体迈步一致。
2、顶板完整、压力不明显、无离层整体下沉现象，超前支护可以采用下列支护形式：
（1）大拌作梁，单体作腿，平行巷道与顶板钢带垂直布置，两排位于巷道中部，间距1.2～1.6m。
（2）每排支护要打成直线，单体与大拌垂直，大拌与顶板钢带交汇处打单体，单体配有防倒链，防倒链扎实有效。
二、工作面安全出口的管理
（一）支护形式
工作面端头采用端头支架维护，机头3架，机尾2架，由系统自动控制，必要时可人工操作。
（二）质量要求
端头支架拉移完毕后，必须及时升紧，达到初撑力。
工作面两端头安全出口宽度不小于0.7m，高度大于2.4米。
（三）与其他工序之间的衔接关系
工作面两端头顶板较完整的地段，在距端头前探梁0.8m的范围内回撤顶锚杆托盘螺母及钢带，两巷顶板破碎时，不得回收。
端头支架随工作面推进，与工作面支架一道拉移，以有效维护两端头顶板。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面使用的支护材料主要有：
DZ28型外注式单体柱250棵；铰接顶梁110棵；运输顺槽回风顺槽各备用ф180~200×4000mm圆木和2400mm大拌各5立方米；小拌2立方米。
要求：
1、所有备用的支护材料均必须码放整齐，挂牌管理。
2、工作面所回收的材料必须当班升井交接或在指定地点码放整齐。
3、严禁在顶板破碎、支护损坏或巷道断面小，影响通风行人等处堆放物料。
4、装卸、运送单体液压支柱时，应将柱筒内的乳化液放净，活柱收缩到位。
5、堆放物料场要保持整齐清洁；码放材料时按品种、规格、分类码放；料垛要下宽上窄，上好挡杆，料垛的边沿距轨道不得少于0.3米。
6、工作面所有单体支柱必须编号管理。
单体支柱使用8个月或工作面回撤、支柱漏液及损坏时，必须升井检修、打压试验，未经检修、试验的单体支柱不得使用。
7、支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。
附图6：
工作面、运输顺槽、回风顺槽及端头支护示意图。
第四节矿压观测
本工作面为小青矿W2采区刨煤机工作面。
根据邻近采区矿压资料预计：
直接顶初次垮落步距为9～25米，老顶初次垮落步距为17～22米，周期来压步距为10～20米，采动影响范围80～100米，联络道、W2Ⅱ期集中运输巷Ⅱ段、W2Ⅱ期集中排风巷II段等进入采动影响范围时要加强顶板支护。
一、矿压观测内容
每班对工作面进行顶板支护状态矿压观测。
二、矿压观测方法
本工作面采用压力传感器系统对工作面实行矿压实时动态观测。
工作面支
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