5202回采作业规程.docx
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5202回采作业规程
第一章地质及矿压观测资料
一、地质说明书
1、井上下对照
5202工作面地面为低山丘陵区，河床冲沟发育，地貌为典型的黄土高原地貌，黄土广布、沟壑纵横，地表植被稀少，地形冲沟、陡坎支离破碎，水土流失严重，原始地形标高1617.5米，相对差为117.5米。
2、井下位置及四邻关系采掘情况
该工作面四邻关系简单，工作面西部为高山煤矿井田边界，东部为矿井二采区主要开拓大巷，其它没有采动影响；工作面走向长1213米，工作面倾斜长度230米，工作面面积为278990平方米。
3、煤层赋存情况
该工作面煤层位于太原组中部，与山4-1号煤层平均间距85.42m，煤层厚度10.0m—12.0m，平均厚10.8m，全井田普遍发育，含夹矸0—4层，夹矸层厚0—1m，属全区稳定可采煤层，顶板岩性为砂质泥岩，厚度平均为1m左右，其上为厚度10m以上的中粗砂岩，底板为砂质泥岩，厚度平均为1m左右。
煤质特征表
Mad（%）
Ad（%）
Vdaf（%）
St.d（%）
Qb.daf（MJ/Kg）（%）
容重t/m3
4.48
22.39
37.68
0.69
25.50
1.37
煤层顶底板岩性情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（M）
岩性特征
老顶
中粗砂岩
16.53
胶结较好，比较坚硬
直接顶
砂质泥岩
1.00
砂岩胶结不均、含泥岩
直接底
泥岩、中砂岩
1.00
含煤的侵入、富含动植物化石
4、地质构造
本井田位于山西断裂隆起区北段中部、云岗向斜南西端之东翼。
东有鹅毛口断裂，西有偏关隆起，南西为平鲁向斜。
本工作面及外围巷道构造简单，从两道掘进揭露煤层见落差3.0-4.5m断层一条，横穿整个工作面，其它小型地质构造对工作面回采基本无影响。
5、水文地质
本井田位于大同煤田中南部，平鲁向斜东翼的东部的边缘地带。
二叠系的砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩以及第四系的洪积、冲洪积物。
井田内地表水系不发育，无常年性河流，仅在雨季沟谷中才有流水，地表水沿沟谷流入马营河。
区内各主要含水岩组之补给来源主要为大气降水，其特点是受气候变化及地理环境影响较大。
在雨季，当大气渗入地下而形成地下径流。
井田内主要含水岩组为太原组、山西组裂隙含水岩组，富水性较弱，井田及附近无地表水体，地质构造简单。
断裂构造不发育，地形条件有利于水的自然排泄，奥灰水的水位标高低于井田内煤层的标高，不会产生水患。
因此，本井田矿床水文地质类型确定为二类一型，属水文地质条件简单的矿井。
根据《矿井地质报告》原下石井矿北侧采空区与5202距离较近，其中有一处深入本工作面内部，从5202运输顺槽掘进巷道实际揭露情况看，未发现异常情况，局部出现顶板滴水现象，主要为顶板砂岩水，为防止工作面回采期间出现水害威胁，在下石井深入工作面的地点和5202运输顺槽D10点东44m处进行了超前探放水工作，每处布置了两个探放水钻孔，帮上钻孔垂直运输机道中心线，仰角2°，顶部钻孔仰角70°，孔深均为70m，两处钻孔均未出水。
后又在顶板滴水地点向上对顶部补打了一个探水钻孔，未出现出水现象，预计工作面生产期间正常用水量30m3/h
6、工作面几何尺寸、储量计算
（1）几何尺寸
工作面倾斜长度：
230m
工作面走向长度：
1213m
煤层平均厚度：
10.8m
（2）储量计算
1213×230×10.8（平均高度）×1.37（比重）=412.7万吨
二、矿压观测资料
冲击地压分析
1、本矿井未发生过冲击地压，5-1号煤顶板及煤层较硬、较碎，根据周边矿井回采经验，目前无冲击地压倾向特征，故本工作面暂定无冲击地压倾向性。
2、同煤层邻近采区矿压资料
根据同煤层相邻采区5501工作面矿压观测资料统计，工作面老顶初次垮落步距为67－70米，周期来压步距为17米。
三、工作面巷道布置方式
1、进、回风及切眼巷道布置方式
工作面上下顺槽两条巷道及切眼均沿5号煤上、下层间距布置，两道相互平行，按中线掘进，但材料道施工过程中中心线出现较大偏差对回采工作面正常生产有一定影响，必须提前制定安全技术措施。
材料道外接胶轮车大巷，皮带机道与二采区储煤仓连接。
2、进回风及切眼断面、形状、支护形式
材料道：
巷道断面为矩形。
掘进净断面：
宽×高=5.0m×3.2m=16.0m2。
顶板采用锚杆、锚索、喷浆联合支护，普通圆钢锚杆Ø18×1800mm，底部拍扁反麻花状，锚杆间排距1000×1000mm，顶部锚杆每排5根，肩窝锚杆距左、右帮各300mm。
锚索按2-1-2布置，间排距为4000×4000mm,锚深不详。
巷道西侧帮布置两根Ø18×1800mm普通圆钢锚杆。
运输机道：
巷道断面为矩形，采用锚杆、金属网、锚索联合支护，净断面：
宽×高=5.0m×3.2m=16.0m2。
巷道顶部锚杆采用：
L=1800mm，Φ18mm普通圆钢锚杆，每排五根，间排距1000mm×1000mm，锚索为双排布置间排距为4000×4000㎜。
部分地段顶板破碎，出现局部高冒现象，长度100m左右，冒高1-4m，为此锚杆支护完成后采取了用11#工字钢套棚加固接顶措施，对工作面正常回采构成一定的影响。
切眼：
顶板采用锚杆、锚索、“W”钢带联合支护，巷道断面为矩形。
掘进净断面：
宽×高=8.0m×3.0m=24m2
（1）材料道、运输机道断面规格：
S材=5.0m×3.2m=16.0m2
S皮=5.0m×3.2m=16.0m2
（2）切眼断面规格：
S切=8.0m×3.0m=24m2
第二章 采煤方法和回采工艺
一、采煤方法
1、采煤方法的选择
根据工作面地质资料和采煤技术手段与设备条件，确定工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法。
2、采高的确定
根据工作面地质条件和现有装备的技术性能，确定工作面使用ZF9000/22/35型支撑掩护式液压支架151架，工作面上下端头各使用ZFG10000/23/37型过度液压支架3架。
下端头配置ZFT21000/24/37前后置式端头液压支架一架，综合考虑煤厚、支架支护最大允许高度和采煤机最低通行高度，确定采高为3.1-3.3m。
二、回采工艺
（一）落煤
1、落煤方式
工作面采用MG500/1180—WD型交流电牵引采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割采高范围内的底煤。
2、采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，即采煤机运行至工作面端头时，采煤机后方输送机约为有15m~20m一段未能推进至煤壁。
这时采煤机斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀流程如下：
（1）调整上下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。
（2）推移输送机弯曲段和机头、机尾输送机推直。
（3）调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。
（4）再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在采煤机后一定距离推移输送机，开始下一刀截割。
3、采煤机的主要技术参数：
适应煤层
采高范围（m）2.1~4.1（2.0m滚筒）
适应倾角（°）≦12（四象限可25°）
煤质硬度f≦4.5
总体参数
机面高度（m）1.542
机面宽度（m）1.55
摇臂回转中心距（m）7.960
摇臂回转中心距底板高度（m）1.385
滚筒水平中心距（m）13.172
过煤高度（m）~0.685
空顶距（m）（~3.022）
卧底量（m）0.380（2.0m滚筒）
摇臂摆角（°）上43；下17.1
整机重量（t）~69.6
牵引
牵引形式：
机载交流变频调速、一拖一、齿轮—齿轨式无链牵引
牵引速度（m/min）：
10/16；12/19；14.5/21.5
牵引力（KN）：
785/490；650/410；540/340
截割
摇臂形式：
分体直摇臂
冷却：
壳体水套冷却，内部强迫冷却润滑
电动机
截割电机
型号：
YBCS—500（B）（抚顺）
功率（KW）：
2×500
电压（V）：
3300
牵引电机
型号：
YBQYS—75（抚顺）
功率（KW）：
2×75
电压（V）：
380
泵站电机
型号：
YBRB—30（抚顺）
功率（KW）：
30
电压（V）：
3300
配套电缆
主电缆：
MCP3×120+1×50+4×10/3300V
截割电缆：
MCP3×50+1×16+4×4/3300V
牵引电缆：
MCP3×50+1×10+4×4/1140V
泵电机电缆：
MCP3×10+1×6+4×2.5/3300V
冷却和喷雾
水泵站型号：
PB—320/63
压力（MPa）:
6.3
额定流量（L/min）：
320
内喷雾和冷却水压（MPa）：
2.0
外喷雾水压（MPa）：
3.5~5.0
供水管
型号：
SJR38~100L
胶管外径（mm）：
~Φ46
配套滚筒转速、直径、截割速度、卧底量、采高等参数如下表所示：
线转速（r/min）
速
直径（m）度（m/s）
37.1
32.4
28.2
卧底量
（m）
采高
（m）
Φ2.0
3.88
3.39
2.95
0.38
4.1
Φ2.24
4.34
3.79
3.3
0.50
4.28
4、采煤机的速度控制
采煤机的速度控制：
（1100÷60）÷（3.3×0.80×1.40）=4.96m/min。
（按工作面前部刮板输送机输送能力验算）
综合考虑工作面生产能力和运煤系统综合运输能力，确定煤机的割煤速度为4.0m/min较为适宜。
（二）装煤
采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内，在推移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。
（三）放煤
采用一刀一放、专职放煤工双轮顺序放煤，煤机割煤一刀，放煤一次，利用放煤支架后尾梁和插板进行放煤。
（四）回采顺序：
煤机割煤→移架→推前部输送机→放煤→拉后部输送机→清理。
（五）运煤
1、工作面煤壁采用一部SGZ1000/1400型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为232m。
其主要技术特征为：
序号
技术指导
技术参考
说明
1
型号
SGZ1000/1400型
2
长度
232m
3
输送量
2200t/h
4
电机型号
YBSD—700/350—4/8G2
5
电机功率
2×700kw
6
电机转速
1485r/min
7
电压
3300V
8
减速器
39.58：
1
9
圆环链规格
ф42×146mm
10
刮板间距
1168mm
11
破断拉力
F＞2200KN
12
中部槽
1500mm×1000mm×345mm
13
水平弯曲
±10
14
垂直弯曲
±30
2、工作面后部放顶煤采用一部SGZ1200/1400型（中双链）可弯曲刮板输送机，为平巷式运输，输送机总长度为232m。
其主要技术特征为：
序号
技术指标
技术参考
说明
1
型号
SGZ1200/1400型
2
长度
232m
3
输送量
2500t/h
4
输送机链速
1.27m/s
5
电机型号
YBSD—700/350—4/8G
6
电机功率
2×700KW
7
电机转速
1485/738r/min
8
电压
3300V
9
减速比
39.58：
1
10
圆环链规格
ф42×146mm
11
刮板间距
1168mm
12
破断拉力
F＞2700KN
13
中部槽
1500mm×1500mm×345mm
14
水平弯曲
±1.10
15
垂直弯曲
±30
3、运输机道内选用SZZ—1200/525型转载机一部，长度为47.5m，其主要技术特征为：
序号
技术指标
技术参数
说明
1
型号
SZZ1200/525型
2
长度
47.5m
3
输送量
3000t/h
4
输送机链速
1.69m/s
5
电机型号
YBD2—525/263—4/8G2
6
电机功率
525KW
7
电机转速
1485/735r/min
8
电压
3300V
9
减速比
23.917：
1
10
圆环链规格
ф2×38×137mm
11
刮板间距
822mm
12
破断拉力
F＞2200KN
13
爬坡角度
100
4、PLM—3500型破碎机（801P）一台，其主要技术特征为：
序号
技术指标
技术参数
说明
1
型号
PLM—3500型（801P）
2
破碎能力
3500t/h
3
电动机转速
1478r/min
4
破碎锤头冲击速度
21.9m/s
5
机器重量
19550千克
6
破碎主轴转速
417r/min
7
电动机功率
250KW
8
最大输入块度
1000mm×1000mm
9
外型尺寸
4672mm×2879mm×1782mm
5、运输机道使用一部DSJ/140/300/2×800可伸缩胶带输送机，其技术特征为
序号
项目
单位
数值
1
运量
吨/小时
3000
2
运距
米
1600
3
带速
米/秒
4
4
带宽
毫米
1400
5
驱
动
装
置
主电机
型号
YB25004-4
功率
千瓦
2×800
转速
转/分
1480
电压
千伏
10
重量
公斤
2×5290
减速机
型号
ML3PSF120
数量
台
2
重量
公斤
2×6100
耦合器
型号
YOX750
6
储带
张紧
装置
型号
数量
套
1
储带长度
米
100
7
托
辊
直径
毫米
Φ133
上托辊槽角
度
35°
下托辊槽角
度
0°
8
传动滚筒
直径
毫米
Φ1030
宽度
毫米
1600
（六）层位控制：
沿5#煤层底板回采，使工作面割煤层位合理。
（七）工艺要求
1、割煤：
割煤采用MG500/1180-WD型交流电牵引采煤机。
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。
煤机沿煤层底板割煤时，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐要直，不得出现割底矸或留底煤、留伞檐现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，必须要根据现场实际情况，使留底煤或破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，在割煤时滞后煤机后滚筒4~6架进行，追机移架及时支护顶板。
当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时伸出支架伸缩梁打开护帮板，并在煤机前滚筒割煤后，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0.8m。
支架要移到位，接顶要严实有力。
移架时不准停止后部运输机。
3、推前部运输机：
在煤机割煤后，滞后煤机后滚筒10m~15m开始推前运输机，并依次推移，严禁由两头向中部推移。
4、放煤：
放煤由专职放煤工负责，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式。
初次放顶煤要在工作面老顶初次跨落后进行，机头机尾各3架不放煤，放煤工必须做到第一轮放出煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤工间距不得小于10架。
当后运输机中煤量较大时，应暂缓放煤。
5、放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型来共同确定：
该面割煤步距为0.8m，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距为0.8m。
6、放顶煤管理：
①初次放顶煤时，应在工作面刷帮试采，老顶初次跨落后进行，严禁提前放顶煤。
②放煤时，应加强责任心，放煤过程中应时刻观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时应及时停止放煤，并将后插板打出，尾梁摆起。
放煤含矸率符合灰分要求。
③放煤时，若遇到大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。
④放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤；放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。
加强顶煤的回收，提高回采率。
⑤严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。
⑥工作面机头机尾各留3架支架不放煤，保护上下端头顶板。
7、清理：
工作面前部运输机推过之后，支架工要将支架底座箱前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
后运输机前方如堆煤较多，影响放煤视线，必须用铲子清理后再放煤。
8、拉后运输机：
拉后运输机在第二轮放完煤滞后10m~15m进行拉移。
拉后运输机，煤机从机头向机尾割煤时先拉后运输机机头，依次从机头向机尾在运行中拉后运输机，煤机从机尾向机头进刀时与之相反，运输机弯曲长度不得小于15m。
拉移步距0.8m，拉移步距要到位并保持平直，严禁由两头向中部拉移，运输机停止时不得拉移。
9、拉移转载机：
工作面每推进一个循环，必须及时拉移转载机并回料，不得滞后，以避免转载机尾进入上隅角采空区侧过多，造成上隅角难以维护。
10、采放比：
该工作面煤厚10.0~12.0m，平均煤厚为10.8m，煤机一次采高3.3m，放煤7.5m，采放比为1：
2.27
第三章工作面支护
（一）支架型号
工作面选用ZF9000/22/35型支撑掩护液压支架151架。
液压支架主要技术特征为：
序号
技术指标
技术参数
说明
1
型号
ZF9000/22/35型
2
支护初撑力
6972KN
3
支护工作阻力
9000KN
4
支护强度
1.1MPa
5
支护高度
2200~3500mm
6
中心距
1500mm
7
支架宽度
1430~1600mm
8
采煤范围
2500~3300mm
9
支架对底板比压
2.58MPa
10
推溜力
529KN
11
移架力
801KN
12
拉后部溜力
306KN
13
支架移架步距
800mm
14
操作方式
本架操作
15
顶梁外型尺寸
3240×1380×620mm
16
掩护梁外型尺寸
2050×1358×638mm
17
底座外型尺寸
2910×1400×1240mm
18
连杆：
前连杆外型尺寸
1630×270×250mm
19
后连杆外型尺寸
1470×1400×540mm
20
前梁外型尺寸
1490×1400×540mm
21
护帮板外型尺寸
850×1200×170mm
22
顶梁侧护板外型尺寸
3090×280×650mm
23
掩梁侧护板外型尺寸
1660×360×700mm
24
尾梁外型尺寸
1290×1400×470mm
25
插板外型尺寸
1080×1330×170mm
26
推溜框架外型尺寸
3000×340×300mm
27
支架重量
27185kg
28
泵站压力
31.5MPa
两道使用单体支柱支护
DZ—3.50单体液压支柱技术特征：
支柱型号：
DZ—3.50型
工作阻力：
245KN
最大高度：
3.50m
最小高度：
2.7m
工作行程：
0.8m
泵站压力：
31.5MPa
（二）顶板管理
工作面采用放顶煤液压支架支护顶板，全部跨落法管理顶板。
1、支架选型
ZF9000/22/35型液压支架的初撑力为6972KN（P=31.5MPa），工作阻力为9000KN（P=40.7MPa）
G=K×H×R
其中：
G——————顶板对支架的压力
K——————采高倍数
R——————上覆岩石密度2.4t/m3
G=10.5×3.3×2.4×9.8=815KN/m2
故支架支护强度每组要求。
支架工作阻力验算如下：
F=P（LK+LD）×B
其中：
F——————支架工作阻力（KN）
P——————支架支护强度取1000KN/m2
LK—————控顶距0.376m
LD—————顶梁长度4.71m
B——————支架宽度1.5m
F=1000×（0.376+4.71）×1.5=7629KN
故支架的工作阻力符合要求，最后确定支架的型号为ZF9000/22/35型支撑掩护式放顶煤液压支架。
该工作面安装液压支架158架（含6架端头过渡支架和1架端头支架）。
2、工作面控顶距
工作面最小控顶距：
5.3m，最大控顶距：
6.1m，放顶步距：
0.8m。
3、工作面支架支护顶板的基本要求
要求煤机割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。
支架初撑力≥24MPa，支架接顶要实要平。
所有支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先推上劲，再移本架。
出现端面距大时要及时移超前架或打出伸缩梁和护帮板。
降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移，确保支护质量和控顶效果。
3、工作面支架布置示意图：
（见附图）
第四章工作面上下出口管理
一、工作面端头及出口支护方式和要求
1、工作面上、下出口必须安全畅通，巷道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m。
2、工作面上、下端头支护采用ZFG10000/23/37H型过渡液压支架，上、下端头各布置3架，下端头布置一架ZFT21000/24/37前后置式端头液压支架。
端头支架初撑力不得低于24Mpa。
3、工作面下端头3个支架上方及尾巷使用单层菱形金属网护顶，金属网规格为长度5000mm，宽度1500mm,采用8#铁丝编织，菱形规格50mm×50mm，搭茬200mm，网与网之间用16号双股铁丝连接；下出口超前支护使用DZ-3.50型单体液压支柱配合HDJB—1000型金属铰接顶梁支护；上端头154#支架距上帮距离超过1.5米时，需在增扶一排走向棚。
4工作面上、下隅角悬顶面积超过20m2时，必须进行人工强制放顶。
强制放顶时，提前在新切断线处沿工作面倾向钻孔装药放炮处理，炮孔深度根据顶部煤层厚度为准，眼距1.0m，打眼装药必须在有支护的顶板下作业并严格执行爆破作业各项管理规定。
二、工作面出口超前支护方式和要求
（1）工作面上出口超前支护，从工作面煤壁线起向外20m，使用HDJB—1000型金属铰接顶梁配合DZ-3.50型单体液压支柱扶双排走向架棚沿巷道中线支护，柱距1米，排距2.5米，支柱打在铰接顶梁的中间，在顶板不平需在梁子上方垫小木块，小木块厚度不少于200mm。
超前支护必须保留到工作面切断线，不得提前回撤。
（2）工作面下出口超前支护，从工作面煤壁线起向外20m在人行道侧使用HDJB—1000型金属铰接顶梁配合DZ-3.50型单体液压支柱扶双排走向架棚支护，柱距1米，排距0.8米，支柱打在铰接顶梁的中间。
（3）在材料道上帮开裂处使用道枕和单体支柱以0.5米的间距打贴帮点柱。
所有超前支柱初撑力不低于50KN。
超前支护的支柱必须向采空区方向
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