徐州三河尖煤矿72201综采作业规程
第一章地质资料与矿压观测资料1.1 地质资料
1、72201工作面煤层底板等高线图（附后）。
2、72201工作面综合柱状图（附后）。
3、72201工作面巷道实测剖面图（附后）。
4、工作面井上下、对照图（附后）。
5、回采地质说明书（表1—1）
表1—1 72201工作面回采地质说明书
1.2 矿压资料及支护设计
72201工作面为我矿南翼采区第一个工作面，煤岩组合冲击倾向划分为强冲击倾向，弹性能指数14.51，冲击能量指数18.78，由于该面为首采面，采用综合指数法计算的危险性指数为0.48，回采过程中应加强冲击矿压危险程度监测，若发现异常，及时采取防冲措施。
1.2.1 直接顶和老顶的划分
根据72201工作面煤层顶底板柱状图可知，与72201工作面直接顶板为砂泥岩、平均厚度2.6m（0～6.5 m），老顶为中细砂岩，平均厚度2.3m。
1.2.2 直接顶的分类和老顶的分级
泥质砂岩为Ⅰ类不稳定顶板；中细砂岩为Ⅱ级中等稳定顶板
1.2.3 顶板运动特点
根据顶板的稳定性可知：砂泥岩顶板能随采随落，中细砂岩厚顶板难以垮落，且垮落时有以下特点：
1、在工作面煤壁内积聚大量的弹性能；
2、对支架产生强冲击，并且在工作面煤壁区产生空顶和片帮等严重的动力现象。
1.2.4 按工程类比法，将其矿压参数估算如下：
1、运动参数
砂泥岩直接顶运动步距：Lz=（3.46+8.14）U
1+0.84M
1
≈8（m）
中细砂岩老顶运动步距：
C 1=1.88M
2
+19≈23.3（m）
式中：
U
1
——砂泥岩顶板质量指数，取0.5
M
1
——砂泥岩顶板岩石厚度，取2.6m
M
2
——中细砂岩老顶顶板厚度，取2.3m
2、顶板支护强度：
P=K*h*r=8×2.6×2.5=52t/m2（0.52MPa）
式中：
k——作用在支架上部的顶板岩石厚度系数，取k=8 （当岩层厚度较厚时，将产生分层垮落）
h——采高
r——上覆岩层的平均容重，取r=2.5
通过计算，在工作面顶板来压时，工作面基本支架的支护强度（0.6MPa）能满足所需的支护要求。
1.3 巷道布置
1.3.1 巷道布置形式
72201工作面新鲜风从轨道巷进入，流经工作面切眼后由运输巷回风。巷道断面形状为梯形，切眼为矩形,支护形式为锚梁网联合支护并用锚索、单体支柱加强支护。
轨道巷断面： 4.5×2.6=11.7m2
运输巷断面： 4.5×2.6=11.7 m2
切眼断面： 6×2.6=15.6 m2
第二章采煤方法和回采工艺
2.1 采煤方法
2.1.1 采煤方法选择依据
1、72201工作面地质资料
2、72201工作面设计和矿压资料
3、我矿现有采煤设备技术特征
2.1.2 采煤方法的确定
根据72201工作面回采设计，确定采用后退式走向长壁综合机械化采煤方法。2.1.3 采高的确定
根据工作面设备技术参数和地质资料，72201工作面最小采高为2.2m，最大采高为3.5m，平均采高2.56m。工作面煤厚小于2.2m时采取跟顶破底、大于3.5m时采取跟顶留底煤的方法回采。
2.2 回采工艺
2.2.1 工艺顺序
割煤→移架→推溜
1、割煤
(1)采用双滚筒采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤、扫浮煤；断层、夹矸、煤层变薄带等破岩层厚度大于0.5m，且岩层普氏硬度系数f=4以上时，采用爆破方式辅助破岩。
(2)进刀方式：采用端头割三角煤斜切进刀。
(3)煤机牵引速度：正常割煤时为4～6m/min，遇地质条件变化，采取单向割煤走空刀或有其它特殊情况时，可根据现场要求适当调整。
(4)煤机选型及特征:选用MG300/700QWD型双滚筒采煤机。其主要技术特征见表2-1
(5)钻眼机具：采用ZM15Q型强力煤电钻或7655凿岩机。ZM15Q型强力煤电钻主要技术特征见表2-2
2、端头拐刀
(1)煤机割煤至端头，滞后煤机15m推移运输机，煤机在端头割通后退至距出口25m 处，然后推移端头段运输机。
(2)拉移端头支架（过渡支架）和中间架。
(3)煤机再向端头割煤，割通后煤机返空刀，滞后煤机15m推移运输机。
(4)推移端头段运输机，拉移端头支架（过渡支架）和中间架。
表2—1 MG300/700QWD型煤机主要技术特征
表2-2 ZM15Q型强力煤电钻主要技术参数表
3、爆破说明书
1、炮眼布置图（图2-1）
2.火工材料消耗表（表2-3）
表2—3 火工材料消耗表
2.2.2 装煤
煤机割落的煤利用煤机滚筒运输机铲煤板联合装煤。
2.2.3 运煤
工作面在支架前安装一部可弯曲刮板运输机。
工作面运煤：工作面运输机→超前转载机→运输巷皮带→南三运输下山皮带→-980煤仓。
表2-4 运输设备有关技术参数
2.2.4 支护
2.2.4.1工作面支护
1、支护方法：采用ZZ4600/17/35、ZG4600/17/35支架支护。
A、延面前支护：综采支架布置84架。
B、延面后支护：综采支架布置115架。
支架技术参数见表2-5
表2-5 工作面支架主要技术参数
2、支护方式：采用及时支护的方式，一般情况下移架滞后采煤机后滚筒4～6架，顶板破碎时，可在煤机前滚筒割完后即超前移架或伸前梁、护帮板。
3、移架工艺：收(护帮板)前插梁→降架→移架→升架→伸前插梁(护帮板)。
4、操作方式：本架操作。
2.2.4.2 端头支护
1、支护手段：
采用端头支架、过渡支架作为端头支护主要手段，配合DZ系列单体、∏型长钢梁、长方木、半圆木联合支护。
2、布置方式：
工作面运输机尾：延面前采用普通支架支护机尾，延面后采用过渡支架支护机尾，在支架至巷道上帮用铰接顶梁扶二趟走向棚，一梁一柱一鞋，支柱初撑力必须达到50kN 上，后部与支架放顶线齐（留巷时按措施要求进行布置）。
工作面运输机头：运输机头布置一组综采端头支架，在支架至巷道下帮之间距离大于0.6m时，用铰接顶梁扶一趟走向棚，一梁一柱一鞋，支柱初撑力必须达到50kN 上，后部与放顶线齐。
3、特殊支护：
由于工作面地质条件变化或周期来压期间，跟班干部、班长可随时安排在原有支护的基础上加扶抬棚或用单体加打加强点柱等，以满足现场需要。
2.2.4.3 超前支护
1、支护手段：采用DZ系列单体、铰接顶梁、∏型钢梁、薄型钢梁、长方木、板皮、半圆木等联合支护。
2、支护方法：轨道巷及运输巷超前支护长度均为40m，转载机上帮破碎机向后与巷帮距离大于0.6m时，加扶一排铰接顶梁棚。超前支护用单体配合铰接顶梁均匀扶两趟走向棚，一梁一柱一鞋，顶梁相互铰接成直线,梁销大头朝向巷帮。棚梁上按间距0.6～0.8m穿不小于0.2×1.8m半圆木或可复用型薄型钢梁，顶板不平处用方木打木垛接实垫平。
3、支护方式：见剖面图2-2（B—B、C—C、D—D）。(高度不低于1.8m，人行宽度不低于0.8m；断面不小于设计断面的60%，否则，必须及时卧底扩帮)。
4、超前支护铁鞋直径：根据我矿现有铁鞋规格，使用ф350mm铁鞋。
图2-2 B—B、C—C、D—D剖面图
2.2.4.4 工作面支架布置图(图2-3、图2-4、图2-5、图2-6)
图2-3 A—A剖面图
图2-4 端头支架剖面图
2-5 工作面支护平面图（延面前）
图2-6 工作面支护平面图（延面后）
2.2.4.5 回料
端头支架迈步前移两次，窜棚回料一次（工作面周期来压或顶板破碎时，端头支架移一次，窜棚回料一次），回至与放顶线齐，不可滞后或超前回料（沿空留巷除外）。
2.2.4.6 备用支护材料及其管理
1、备用支护材料表见表2—6
表2—6 备用支护材料表
2、所有备用材料均码放在材料道距工作面150～200m范围内，分类靠同一帮上架码放整齐，挂牌管理，要求料堆间距≥0.7m，所有料架必须上线，且距轨道不低于0.7m。
3、在用支护材料管理：两道回出的材料要在指定地点按照待用、待回收分类、靠巷道同一帮上架码放整齐，挂牌管理，要求料堆间距≥0.5m（待用、待回料堆间隔≥2.0m），所有料架必须上线，且距轨道不低于0.7m。支护中的铁料要编号管理。
4、工区设“三铁”管理人员一名，对备用及在用支护材料每天核查一次。
2.2.5 顶板管理
1、该面采用全部垮落法管理顶板
2、循环进尺0.55m
3、控顶距
(1)中间架
最小控顶距=支架顶梁长(3850mm)+端面距(330mm)=4180mm
最大控顶距=最小控顶距(4180mm) +有效截深(550 mm)=4730mm
(2)过渡支架
最小控顶距：支架顶梁长 = 4450mm
最大控顶距：最小控顶距(4450mm)+ 端面距(330mm) +有效截深(550mm)=5330mm 4、工作面正常回采期间两道采用卸锚杆、锚索人工放顶办法(沿空溜巷除外)，具体安全措施见第五章中相关内容。
第三章循环作业、劳动组织、主要技术经济指标
3.1 循环作业
3.1.1 循环方式
1、本面循环进尺0.55m.
2、延面前设计中夜班各完成4个循环，早班完成1个循环，日循环数为9个。
3、延面后设计中夜班各完成3.5个循环，早班完成1个循环，日循环数为8个。
4、本面核算日产量延面前为1855吨，延面后日产量为2272吨。
3.1.2 循环作业图表见图3-1、 3-2
3.1.3 作业形式
采用三八制，两班半生产，半班检修。
3.2 劳动组织
3.2.1 劳动组织形式采用专业工种追机和综合工种分段相结合的作业方式。
3.2.2 劳动组织和出勤见表3-1
3.3 主要技术经济指标见表3-2
图3－1 72201综放工作面循环作业图表（延面前）
图3－2 72201综放工作面循环作业图表（延面后）
表3-1 劳动组织表
表3-2 主要技术经济指标
第四章主要生产系统
4.1 材料运输系统
4.1.1 材料下井路线
72201运输巷
地面→副井→－700西大巷→南翼轨道下山→
南二轨道上山→72201轨道巷
→72201工作面
4.1.2 老料回收路线
与新料下井路线相反。
4.2 运煤系统
4.2.1 运煤路线
72201工作面→72201运输巷→72201运输联络巷→南三运输下山→南翼运输下山→南翼运输大巷→西上仓胶带运输机→主井→地面
4.2.2 运煤设备见表4-1
表4-1 运煤设备统计表
4.3 排水系统
该面水的来源主要为7煤顶、底板砂岩裂隙水及断层水、钻孔水而造成涌水。水量较大，预计正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为30m3/h，本工作面回采前需完成探放水工作。根据《煤矿安全规程》及我矿现有排水设备，在轨道巷铺设一趟直径为Φ108的排水管路，在运输巷铺设两趟直径为Φ108的排水管路，管路每200m安装一个控制阀，选用流量为50m3/h，功率为75KW的BQS50-210-75/N型潜水泵排水，每趟管路接一台潜水泵，每个排水点应有一台备用。在通向水养子的巷道内挖水沟引水，严禁让水任意流淌。根据实际情况当水量超过100m3/h，轨道巷和运输巷三台泵都投入使用。
4.4 供电系统
4.4.1 供电系统
72201工作面为三河尖矿南翼采区第一个综采工作面，供电线路长，负荷功率大。其具体供电线路如下：
72201两道及工作面电源：35KV变电所→副井井筒→－700井下中央变电所→西二变电所→南翼变电所→-980变电所→72201配电点→72201两道及工作面。
4.4.2 供电方案
72201配电点电源来自-980变电所一台专用高爆供给，72201配电点一共设四台高爆开关，其中：第一台为72201运输巷及工作面所有设备的电源；第二台和第三台带工作面开关列车。其中，第二台带工作面采煤机，电压等级为1140V，第三台带工作面其他设备，电压等级为1140V。
72201运输巷的电源从配电点第三台高爆的电源侧串出，设两部500KVA的移动变压器所带负荷为72201运输巷两部250皮带及72201运输巷的其他低压设备，电压等级为660V。
72201轨道巷的电源从72201配电点的第一台高爆开关电源侧串出，设两部变压器，容量分别为800KVA、500KVA，所带负荷为72201轨道巷设备、制冷机、南三七煤运输下山150皮带等，电压等级为660V。
工作面开关列车一共设4台移动变压器，电压等级为1140V。其中，第一台带工作面刮板输送机，容量为800KVA负荷量为640KW；第二台带工作面一台乳化液泵、转载机和破碎机，容量为500KVA，负荷量为380KW；第三台带工作面采煤机和一台备用乳化液泵，容量为1000KVA，负荷量为810KW；第四台容量为800KVA，设为备用。
具体供电方案详见《72201采煤工作面供电系统图》。
瓦斯电闭锁是通过闭锁72201配电点第一台带工作面及运输道的高爆开关来实现。
注：供电系统应随实际情况及工作面推进情况作适时改动，以符合技术、经济指标的要求。
4.4.3 供电系统图
《72201采煤工作面供电系统图》附后。
4.4.4 设备负荷统计表
表4-2 设备负荷统计表
注:制冷机最大制冷功率为500KW，设计中按500KW计算。
4.4.5 变压器容量选择及整定
1、72201带轨道巷外段及南三胶带机的移动变压器选择：
电机总容量：（备用设备容量未算在内）
∑Pe=25×2+20×4+75×3+40+7.5+4=386.5KW
变压器计算容量：
SB1=Kx×∑Pe/COSΦ=0.62×386.5/0.75=319.65(KVA) 式中：∑Pe—全部由计算的变压器供电的设备的容量；
Kx—需用系数=全部设备的同时系数×负载系数。同时系数是指全部设备中同时开动的比率；负载系数是指上述同时开动设备的平均负荷率。
COSΦ—由变压器供电的用电设备的功率因数的加权平均值，综放工作面取0.75 Kx—需用系数 Kx=Kf×Kt/（ηpj×ηe）
Kf—负荷系数取0.75
Kt—同时系数取0.70
ηpj—电动机的平均效率取0.92
ηe—供电线路的效率取0.92
Kx=0.75×0.70/（0.92×0.92）=0.62
故选：KBSG-500/6型隔爆移动变电站一台，其额定容量为Se=500KVA ；额定电压为 Ue1/Ue2=6KV/0.69KV
变压器的整定：
P=31/2UICOSΦ有
I=P/（31/2UCOSΦ）=319.65×103/（31/2×690×0.75）=356.63A
根据变压器情况，取变压器过载整定Iz1=360A。
变压器变压器短路整定：取最大电机的起动电流与其他电机的额定电流和。
Iz2=6×Imax+∑I=6×173+356.63A=1394.63A
根据变压器情况，取变压器短路整定Iz2=1600A
所以有：Iz1=360A
Iz2=1600A
2、72201轨道巷第二台带制冷机及其他低压设备的移动变压器容量选择：
电机总容量：（备用设备容量未算在内）
∑Pe=290+14+40+20×3+25×2+22+11+1.2+2.2+4=494.4KW
变压器计算容量：
SB1=Kx×∑Pe/COSΦ=0.78×494.4/0.75=517.02(KVA)
式中：∑Pe—全部由计算的变压器供电的设备的容量；
Kx—需用系数=全部设备的同时系数×负载系数。同时系数是指全部设备中同时开动的比率；负载系数是指上述同时开动设备的平均负荷率。
COSΦ—由变压器供电的用电设备的功率因数的加权平均值，综采工作面取0.75 Kx—需用系数 Kx=Kf×Kt/（ηpj×ηe）
Kf—负荷系数取0.75