5208工作面回采设计.docx
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5208工作面回采设计
5208工作面回采设计
王庄煤矿生产科
2002年5月
第一章概述
1、地面位置：
位于常村矿疗养院北面。
2、井下位置：
该面南北均为实体煤，西为常村矿井田，东接52北皮、52北轨。
3、煤层赋存情况：
该面所采煤层为3号煤，赋存于二叠系山西组地层中，属于陆相湖泊型沉积，煤层含三层夹矸，总厚度为0.62米,工作面煤层厚度稳定,平均7米左右.
4、煤质情况：
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
1.24
14.88
14.78
7160
69.1
0.28
0
ЛC×
该煤低磷、低硫、中灰、高发热量，为动力用煤。
5、地质构造情况：
该面基本上为一向西倾斜构造，在距运巷口往北60米处，52北皮、北轨揭露F167断层，并在工作面内延伸，运巷大约掘进320米遇此断层，工作面还有可能遇到常村矿井田延利进来的F64断层，运巷大约掘850米遇此断层。
该面煤层整体倾斜度一般在4—8度之间，平均在6度左右，切眼平均2度左右。
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对回采影响程度
F167
80
350
65
正
2.5米
影响
F64
231
141
正
10米
影响
6、围岩情况及其特征：
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
中料砂岩
8.9m
石央、长石为主、裂隙发育、钙质胶结
直接顶
砂质泥岩
1.8m
质均、致密、块状、贝壳状断口
直接顶
粉砂岩
3.38m
厚、层块状、质均致密
老底
泥岩
2.1m
质均、致密、含植物化石
7、水文地质情况：
该面是52采区、西面最北一个工作面，周围均是实体煤，回采过程中顶板跨落以后，顶板水将会疏放下来，一般在30—40m³/小时，最大为50m³/小时。
8、工作面储量：
走向长
倾斜长
斜面积
煤厚
容量
工业储量
回采率
可采储量
1949m
240m
441600m²
6.46m
1.35t/m³
3851194t
93%
3581610t
9、供水系统：
供清水利用5207工作面供水系统。
10、排水系统：
从5208放水巷排至5207风巷外低洼区作为水仓，然后再排到740大巷。
11、巷道开口标高：
659m；切眼标高576m；放水巷高差约83m。
第二章工作面巷道布置及生产系统
一、工作面巷道布置
5208工作面沿煤层倾斜方向布置，仰斜开采。
工作面切眼长度240m，沿推进方向风、运巷长1949m，距5208工作面外侧250m掘一条放水巷兼排瓦斯（将来还可作为相邻工作面的顺槽），以便回采时排水放瓦斯。
工作面巷道布置图2—1。
二、巷道断面与支护形式
2.1巷道断面、支护形式及用途
5208工作面风、运两巷及切眼均采用锚网支护，巷道断面、支护形式、规格如下：
运巷为4×3.0m锚网联合支护，矩形断面，帮锚杆排距为0.8m,每隔3m在巷道中部顶板加打一根锚索.运巷净断面12.00m²,主要用于运煤、进风及列电、皮带、转载机等运巷设备布置。
运巷巷道断面图见图2—2。
风巷3.5×3.0m锚杆联合支护,半梯形断面,锚杆排距为1.0m,净断面10.5m²,主要用于运料,回风.风巷巷道断面图见图2—3。
切眼7.4×2.8m全锚支护,棚距0.8m,锚索补强,间距4m;净断面20.72m².工作面安装过程中,因支架解体下井,需在切眼完成组装工作.切眼断面图见图2--4.
放水巷:
4.0×3.0m锚网联合支护,矩形棚,棚距1.0m,净断面12.00m².放水巷断面图见图2--5.
大肚道:
除了正常大肚道以外,在风,运巷中间,距离开切眼1000m处开始均布置40m长的大肚道,该处大肚道风,运巷巷道宽度均取为4.5m,以作为皮带及绞车的分段接力布置设备之用.
2.2巷道断面确定
2.2.1巷道宽度的确定
（1）运巷
a:
按我矿设备列车与带式输送机中间部分并列布置,人行道与设备检修道合并考虑,所需的巷道净宽L应满足:
L≥L1+K1+K2+K3+L2
L————巷道净宽；
L1————列电设备的最大宽度，m；取1.3m
K1————列电至煤墙间隙，m；取0.3m
K2————人行道及检修空间宽度，m；我矿采用皮带过桥，因此，取0.2m即可满足要求
K3————皮带架至煤墙间隙，m；取0.2m
L2————皮带架宽度，m；取1.8m
因此，L≥1.5+0.3+0.2+0.2+1.8=3.8m
b：
根据工作面大溜机头链轮的空间位置及采煤机自行进刀的要求，运巷宽度L应满足：
L>L3+e+L4+K
L3————转载机中心线与巷道外帮的距离，m；取1.96m
e————转载机中心线与工作面大溜机头链轮中心线之间的富余距离，m；取0.5m
L4————工作面大溜机头链轮中心线与巷道里帮的最小距离，m；取0.8m
K————巷道变形余量，m；取0.3m
因此，L>1.96+0.5+0.8+0.3=3.56
综上所述,运巷宽度确定为4.0m
（风巷）
a:
根据采煤机自行进刀确定巷道净宽L应满足:
L>Lt+gt-Lk+δ+K
Lt————运输机尾长，m；取4.2m
gt————运输机运行至机尾的安全距离，m；取0.5m
Lk————采煤机齿轨轮中心至巷道里帮的最短距离，m；取2.7m
δ————机尾最突出部分至巷道外帮的安全间隙，m；取0.7m
K————巷道变形余量，m；取0.3m
因此，L>4.2+0.5+0.7+0.3-2.7=3.0m
b:
按巷道断面规定及端头架支撑高度计算:
S
L>——————
H-m
S————放顶煤工作面回风巷最小净断面，m²；
H————端头架最大支撑高度，m；取3.2m
m————掘进期间巷道高度局部变化富余量，m；取0.3m
因此，L>10/（3.2-0.3）=3.45m
综上所述,选取风巷宽度为3.5m.
（3）开切眼宽度的确定
按支架安装要求,开切眼宽度应满足:
B≥（L²+W²）1/2+S+K
B————切眼宽度，m
L————支架运输长度，m；取5.8m
W————支架宽度，m；取1.5m
S————安全间隙，m；取0.7m
K————辅助支护的支柱所需空间，m；取0.4m
因此，B≥（5.5²+1.5²）1/2+0.8+0.4=7.1
综上所述,开切眼宽度可以取7.4m
2.2.2巷道高度
我矿现有支架及设备确定工作面采高为3.0m,因此各巷的高度均选为3.0m,开切眼选为2.8m.
2.3尾巷留设
按通风要求,风巷外帮需留尾巷,断面应不小于2m²,采用工字钢倾斜靠在风巷外帮,外辅塑料网,配合木点柱支护的方式.施工工艺及具体要求届时在作业规程中列专门章节祥述.
三、生产系统
采煤机落煤→工作面前刮板运输机
→转载机→工作面
支架放煤→工作面后部刮板运输机
运巷→52北皮→52溜煤眼→52皮带巷→51强皮→主皮带仓→主皮带→地面。
3.2辅肋运输系统
（1）运料:
材料副斜井→740北大巷→52石门→52材料车场→52上轨→52上轨斜巷→52北轨→5208风运巷→5208工作面
（2）运人:
副立井→740北大巷→52人车场→52猴车巷→52北皮→5208运巷→5208工作面
3.3通风系统
副立井,副斜井---740北大巷-52石门---52猴车巷（52上轨）---52北皮（52北轨）---5208工作面运巷---5208工作面---5208工作面风巷（5208工作面尾巷）---52专用回风巷---630北总回（630北总回配风巷）---西风井北回---西风井---地面
3.4供电系统:
5208工作面由52/1#变电所供电,52/1变电所双回路供电电源分别来自51总变和和12/3#变电所,互为备用.
3.5供水系统:
供清水利用5207工作面供水系统.
3.6排水系统:
从5208放水巷排至5207风巷外段低洼区作为水仓,然后再排到740大巷.
3.7通讯系统
在5208运巷机头和工作面转载机机头分别安设一部程控电话,用于井下及井下与井上的通话联系.
在5208工作面设一套TK-100工作面通讯控制系统,用于工作面通讯控制.工作面每隔十架安装一部扩音电话,共安装十七部;此外,前部运输机机头安设一部多功能电话,转载机机头和泵站分别安装一部扩音电话;集中控制台安设在电气列车上,集中控制台包括控制器,电源和电流检测装置,5208工作面通讯控制系统配置图见图2-5.
3.8照明系统
运巷皮带机头,三岔口安装127V隔爆日光灯,工作面每隔5架安装一盏隔爆灯.
第三章采煤方法及回采工艺
一、采煤方法
5208工作面采用倾斜长壁、后退式综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。
工作面采用MGT-600/250-1.1D型电牵引采煤机，工作面切眼长240m，底分层采高3.0±0.1m,循环进度0.8m,放煤平均高度3.46m,采放比为1:
1.15,放顶煤区段平均为234m,底分层回收率为98%,顶煤回收率为85%,一采一放为一个循环,则循环产量为:
Q=Q采+Q放
Q采=240×3.0×0.8×1.35×98%=762（t）
Q放=234×3.46×0.8×1.35×85%=743.2（t）
故:
Q=Q采+Q放=762=743.2=1505.2（t）
设计日产为10536.4吨（按每天7刀计算）
二、回采工艺
2.1工作面设备配置
工作面主要设备技术特征见表3-1
工作面设备布置如图3-1
2.2回采工艺
（1）进刀方工
5208工作面采用两端头割三角斜切进刀,进刀距离40m.如图3-2.
（2）工艺流程及说明
采煤机割煤,装煤--移架--推前溜--放煤--拉后溜---采空区顶板自行垮落.
①割开,装煤,运煤
5208工作面采用MGT-600/250-1.1D型电牵引采煤面（滚筒截深0.8m）.正常割煤时,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤.采煤机滚筒旋转时,煤被滚筒上的截齿破碎下来,并由螺旋叶片装入前刮板运输机,少量煤在推前溜时被铲煤板装入前刮板运输机内,极少量散落在支架与前溜间的浮煤,由人工装入前刮板运输机内.
5208工作面配套设备一览表
序号
设备名称
规格型号
生产厂家
数量
主要技术特征
1
液压支架
ZFS6000/17/33
郑州煤机厂
156组
工作阻力6000KN支撑高度:
1.7-3.3m支架移动步距:
800mm规定初撑力:
5232KN
2
端头支架
ZT19200/18/32
北京煤机厂
2组
（3架）
额定压力:
31.5MPa主架工作阻力:
9600KN付架工作阻力:
4800KN支护形式:
8柱支撑双绞点掩护
3
排头支架
ZTF6500/22/33
郑州煤机厂
4组
工作阻力:
6500KN支撑高度:
2.2-3.3m支架移动步距:
800mm
4
采煤机
MGT-600/250-1.1D
太原煤机厂
1台
当采煤机V=4m/min生产能力为907/h电机功率600KW
5
前运输机
SGZ-830/800
西北煤机厂
1部
运输能力:
1200T/H电机功率:
2×400KW链速:
1.3m/s长度:
240m减速机代号:
23J
6
后运输机
SGZ-830/800
西北煤机厂
1部
运输能力:
1200T/H电机功率:
2×400KW链速:
1.3m/s长度:
240m减速机代号:
23J
7
转载机
SZZ-960/250
西北煤机厂
1部
输送量:
2000T/H电机功率:
250KW链速1.5m/s圆环链规格:
2-Φ34×126
长度:
40m减速机:
园锥园柱齿轮三级减速速比:
1:
24.167
8
破碎机
PLM2200
西北煤机厂
1部
破碎能力:
2200T/H电机功率:
250KW传动速比:
1:
3.15出口粒度300mm
9
皮带机
SSJ-1200/3×250
准南煤机厂
2部
运输能力:
1000T/H电机功率:
3×250KW带宽1.2m带速3.15m/s
10
移动变电站
KBGZY-1250/6
长沙变压器厂
3台
输入电压:
6KV输出电压:
1140V容量:
1250KVA高压开关:
FB-6型低压开关:
DZKD-630
11
移动变电站
KBGZY-1000/6
通化变压器厂
2台
输入电压:
6KV输出电压:
1140V容量:
1250KVA高压开关:
FB-6型低压开关:
DZKD-630
12
乳化液泵站
GRB-315/31.5
无锡煤机厂
1套
流量:
315L/min额定压力:
31.5MPa电机功率:
200KW
13
组合开关
HT6L1-400Z/1140
海通有限公司
3台
额定电压:
1140/660V额定电流:
6×400A
14
磁力启动器
QJZ-300/1140
徐州煤机厂
16台
额定电压:
1140/660V额定电流:
300A
15
综保
ZX8L-4
北京煤机厂
2台
额定电压:
660/380/127V照明信号短路保护:
600m
16
综保
ZZ8L-2.5
北京设备厂
1台
额定电压:
660/380/127V
17
回柱绞车
JH2-14
山西机器厂
2台
牵引力:
14T钢丝绳直径:
Φ22绳速:
1.7-5.75m/min
18
喷雾泵
XPB-250/55
无锡煤机厂
1套
公称压力:
5.5MPa公称流量:
250L/min
工作面采煤面割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部刮板运输机运至端头卸载,经转载机由皮带运出.
工作面采高控制在3.0±0.1m,煤壁采平,割直.
②移架
5208工作面采用ZFS6000-17/33型低位放顶煤液压支架管理顶板,操作方式为手动快速支架操作,实行追机作业,顺序移架.
移架滞后采煤机后滚筒3--5m进行,局部煤墙片帮较宽或顶煤较破碎时,可跟采煤面前滚筒移架,及时移架控制顶板.移架步距0.8m,要求移架后支架成线,仰角不得大于1度,支架错差不超过侧护板2/3,接顶良好,初撑力达规定要求.
③推前部运输机
移架后滞后采煤机后滚筒20m进行.
④拉后部运输机
滞后放煤20m进行.拉后部运输机必须单向顺序进行,严禁从两端头同时向中间拉.
推前部运输机和拉后部运输时,要求相邻五组支架推（拉）千斤顶顺序逐步动作,运输机不能出现急弯,必须保证运输机平,直,稳,弯曲长度不小于30m.推拉完结,手把回零,必须保证前,后部支输机成直线.严禁停机时进行推,拉工作,防止卡,漂链事故的发生.推移机头,机尾时必须停机作业.
⑤放顶煤
移过支架，工作面后部运输机运转正常后，方可进行放顶煤作业。
放煤工艺：
采用双人双轮顺序放煤。
放煤步距：
0.8m,一刀一放.
放煤操作:
收回插板,操作性梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的顶煤落入后部运输机中.必要时可多次反复收缩尾梁,使大炭破碎.放煤结束后收起尾梁,伸出插板,对后部运输机进行保护.放煤时,每次放出顶煤量的1/3--1/2,第二轮作业与第一轮隔一段时间进行,见矸停放.一般情况下,两轮放完,特殊情况放第三轮.
放煤质量要求:
放煤时,必须两个专职放煤工操作.放煤时,时刻掌握后部运输机煤量大小,防止压溜事故发生;随时注意煤流中矸石当涌出情况,见矸关窗,确保煤炭回收率,严格控制含矸率.放煤完毕,及时伸出插板控矸.
第四章劳动组织与主要技术经济指标
一、作业形式
5208工作面采用“三采一准”四六制作业形式。
即一个工作日三个班生产，一个班检修。
二、正规循环作业
5208工作面采用正规循环作业，整个循环包括：
割煤、移架、推（拉）刮板输送机、放顶煤，循环进度为0.8m.正规循环作业图表见图4-1.
三、劳动组织
以正规循环作业为基础，并以定额定员为依据，工作面劳动组织见表4-1。
四、工作面主工技术经济指标
主要技术经济指标见表4-2。
表4-2主要技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
01
工作面长度
米
240
02
可采长度（风/运）
米
1949/1949
03
煤层厚度
米
6.46
04
煤层倾角
度
4°~8°
05
采高
米
3.0±0.1
06
放煤高度
米
3.46
07
采放比
%
1.15
08
底煤回收率
%
98
09
循环进度
米
0.8
10
可采储量
万吨
359.2
11
循环产量
吨
1505.2
12
日循环个数
个
7
13
可采期
天
340
14
日出勤个数
工/天
80
15
回采工效
吨/天
131.7
16
截齿消耗
个/万吨
5
17
乳化液消耗
千克/万吨
20
18
坑木消耗
M³/万吨
2
19
油脂消耗
千克/万吨
200
20
含矸率
%
8
工作面劳动组织
类别
班次
工种
生一
检修
生二
生三
合计
生产
检修
生产
生产
直
接
生
产
工
班组长
2
2
2
2
8
3:
00
9:
00
15:
00
21:
00
机组司机
3
2
3
9
支架工
1
1
1
3
放煤工
2
2
2
6
顶溜
1
1
1
3
端头工
6
6
6
18
清煤工
4
4
4
12
大溜司机
2
2
2
6
转载司机
1
1
1
3
皮带司机
1
1
1
3
泵站司机
1
1
1
3
电工
1
1
1
3
辅
助
机组检修
2
2
支架检修
2
2
修巷工
6
6
大溜检修
4
4
皮带检修
3
3
注油工
1
4
工
电气检修
3
3
验收员
1
1
1
1
4
干粮员
1
1
1
1
4
总计
1
106
全队在册人数:
106×7/5+（队干）=160（人）
第五章顶板管理与矿压观测
一、工作面顶板管理
1.1支架选型验算
（1）矿压参数预测
i:
根据5201工作面矿压数据为:
直接顶初次垮落步距为10~15m,老顶初次跨落步距为35m左右,周期来压步距为15~20m.回采期间采场最大压强为547KN/m².
ii:
按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算,采场最大压强为:
P=9.8Nhγ/1000
其中:
P------------采场压强
N------------取8（按要求,支架载荷取8倍采高岩重进行计算）
h------------煤层的采高,取3.0m
γ------------顶板岩石的平均密度,取2500kg/m³
故,P=9.8×8×3.0×2500/1000=588KN/m²
综上所述,本工作面支架的支护强度应大于588KN/m²
（2）支架说明书
支架型号:
ZFS6000/17/33型
支架组型式:
支撑掩护式额定工作压力:
31.5MPa
额定初撑力:
5232KN额定工作阻力:
6000KN
支撑高度:
1.7--3.3m支架质量:
20057Kg
支架中心距:
1500mm支护宽度:
1430--1600mm
支护强度:
0.79MPa支护面积:
7.15m²
底板比压:
1.8MPa推前溜力/拉架力:
360KN/633KN
拉后溜力:
386KN/207KN尾梁摆角:
45°
移架步距:
800mm前梁端部额定载荷:
150KN
适用工作面方向:
左右均可支架操作方式:
本架操作
（3）支护参数校验
支架工作阻力:
6000KN>588×7.15=4204.2KN符合要求
支架初撑力:
5232KN>588×7.15×80%=3363.4KN符合要求
支护强度:
0.79MPa>0.588MPa符合要求
综上所述,选取ZF6000-17/33型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求.
1.2工作面支护（见图5-1）
排头架ZTF6500/22/33型支架4组（排头2组排尾2组）
中间架ZFS6000-17/33156组
1.3最大控顶距及最小控顶距
最大控顶距=2920+1550+800+324=5594mm
最小控顶距=2920+1550+324=4794mm
1.4工作面顶板管理要求
（1）泵站压力达到30mpa,乳化液浓度保持在3-5%.
（2）机组司机必须保证煤墙采直割平,顶板无台下沉.
（3）正常作业时,机组割煤后,必须及时追机移架;顶板破碎时,采取带压超前移架,并将逼帮板及时打出升紧,片帮度或发生局部漏顶时,要及时停机上料管理.
（4）移架时,要先降后柱,微降前柱,快速将支架移出.
（5）移架后,支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰角不得大于±7°,保证支架接顶严密.
（6）移架后,支架间无明显错差（不超时测护板的2/3）,支架不挤不咬,架间空隙不超过规定要求（不大于200mm）.
（7）如果支架间出现空隙:
超过300mm,必须架设一梁二柱单体柱大板抬棚;超过500mm,先在支架上上平行半圆（或道木）,然后架设一梁二柱单体柱大板抬棚进行管理.
（8）加强支架检修质量,保证无串,漏液现象,支护状态良好,初撑力和工作阻力符合支架设计要求.
1.5备用配件的存放
支架立柱,逼帮板,千斤顶等大型配件,存放于风巷车场下口往里,外帮50m范围内,由检修班统一挂牌管理.
支架上所需的液管,操作阀,二通,三通,安全阀等小型配件,存放于井下工具房内,由工具员统一管理.
二、工作面两巷及安全出口管理
2.1风,运巷超前支护管理
运巷超前20m,架设单体柱π型钢梁棚管理.风巷超前20m,架设单体柱大板棚管理.
要求:
（1）单体柱初撑力达不到规定要求.
（2）两帮单体柱成直线,偏差不得超过±50mm.
（3）单体柱要打设垂直,并拴好护绳.
（4）单体柱必须编号管理.
（5）大板接顶严密.顶板不平时,必须用刹杆等垫实.
（6）架棚时,必须在转载机停机闭锁状态下进行.
2.2支护选型验
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