综放工作面回采作业规程Word格式文档下载.docx

1、老 顶石灰岩4.5深灰色，裂隙发育，致密坚硬。直接顶细粒砂岩泥 岩中粒砂岩18.2灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状，致密，页理不发育的粘土岩，灰白色细砂岩。直接底砂质泥岩10.5灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状，致密，页理不发育的粘土岩。灰黑色，性脆，夹有泥土泥岩。附图一：15104工作面柱状图第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响该区域煤层整体为一单斜构造，工作面东高西低，煤层倾角10-14，平均12。根据15104工作面掘进切眼资料，切眼掘进约130米处遇一正断层，断层落差3米，该断层对回采影响较大，初采过程中需采取打眼放震动炮进行推进，推进时需加强顶板管理，及时移架进行支护，回采时需编制专

2、项过断层安全技术措施。 断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角（性质断层落差（m）对回采的影响正断层ESWN32正3有影响陷落柱无火成岩无 第五节 水文地质一、含水层分析：该工作面水文地质条件简单，工作面周围揭露的断层均不含导水；影响工作面正常回采的含水层主要是15#煤顶板石灰岩含水层，厚度4.5m，岩性以石灰岩为主，水量以静储量为主，补给条件差，回采过程中预计以滴淋水形式涌水，对安全生产不会造成威胁。二、涌水量15104综放工作面按类比法预计正常涌水量为5m3/h，最大涌水量15 m3/h。第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 表五影响回采的其他因素瓦 斯相对涌出量1.

3、53m3/t绝对涌出量4.3m3/min煤 尘具有爆炸性煤的自燃级不易自燃地 温12.6C15.8C地 压594kg/cm2第七节 储量及服务年限一、工作面储量计算根据工作面开采范围和煤层参数，计算工作面的工业储量，即 ZG= Sh =2625005.51.35 =19449062.5t式中 ZG工作面工业储量，t； S工作面面积，262500m2；H工作面煤层厚度，5.5m；煤层的密度，1.35tm 根据工作面的工业储量和规定的回采率计算可采储量 ZK =（ZG一P）C =（1949062.5-111375）93%=1709049.4 式中 Zk工作面可采储量，t； P工作面永久煤柱损失，t

4、； C工作面回采率，15#煤层属于厚煤层取93%。二、工作面服务年限计算工作面服务年限可采推进长度设计月推进长度1550/72=21.5（月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、回风顺槽15104综放工作面东侧顺槽为回风顺槽，沿煤层底板布置，延巷道中间铺设轨道，轨道规格为24kg/m，轨距600mm。巷道采用矩形断面,净宽4.2m, 净高3.0m,断面积12.6 m2。采用锚网索联合支护。顶板锚杆为18220Omm左螺纹钢树脂锚杆，排距间距=100090Omm。帮锚杆锚杆为16180Omm圆钢锚杆，排距80Omm。托盘为正方形，规格为长宽120120mm，用8mm厚钢板压制成拱形。金属网由10

5、#铁丝制作，网孔规格2525mm，顶板网片规格42001100mm，两帮网片规格30001100mm。锚索采用15.24左旋预紧力钢绞线截制，长度6000 mm，锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于2.5m，锚索锚固力不小于100kN，排距2000mm。回风顺槽主要用于工作面的回风、运料和行人。回风顺槽内布置有54mm的防尘管路、87mm的供风管路、87mm的排水管路并安装轨道和无极绳绞车等设备。二、运输顺槽15104A综放工作面西侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。巷道采用矩形断面,净宽4.6m, 净高3.0m,断面积13.8m2。顶板锚杆为18220Omm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆，排距100

6、Omm。帮锚杆锚杆为1625mm，顶板网片规格4600胶带顺槽主要用于进风、运煤和行人。运输顺槽内布置一路54mm的防尘管路、87mm的供风管路、87mm的排水管路，并设置有转载机、破碎机和胶带输送机。三、切眼切眼采用锚索网W型钢带支护，矩形断面，该巷道净宽7m，净高2.8m，断面积19.6m2。锚索采用15.24mm7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度为8000mm，金属网采用10#镀锌经纬网，网孔规格2525mm网片规格为3600mm11000mm；钢带采用W型钢带，厚度不得小于3.0mm，宽度不得小于150mm；锚索托板规格为250mm250mm16mm；排距110Omm。1100mm，两

7、帮网片规格2800附图二：巷道布置图附图三：15104运输、回风、切眼断面支护图第二节 采煤工艺一、采煤工艺15104综放工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤，采高2.6m，割煤深度为0.6m。液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤高度2.9m，采放比为1：1.11。放煤采用“一刀一放”,单轮顺序放煤，放煤步距0.6m。工作面推进7m时初次放顶煤，距停采线13m时停止放顶煤，工作面两端头不放顶煤。二、采煤工序采煤工序为：割煤、装运煤移架推前输送机放顶煤拖后输送机三、回采工艺详细说明1、进刀方式 附图四：采煤机进刀方式示意图采用端部（机头或机尾

8、）斜切进刀方式，进刀长度为30m。采煤机割通机头（机尾）后，推移工作面输送机距采煤机后滚筒15m时停止。调换采煤机滚筒上下位置，沿工作面前输送机弯曲段向机尾（机头）方向切入煤壁，使前后两滚筒达到0.6m截深后，停止牵引，推移工作面输送机（包括机头或机尾传动部），使其成为一条直线。工作面必须保证三直、一平、两畅通。调换采煤机滚筒上下位置，向机头（机尾）割通三角煤然后向机头（机尾）正常割煤，完成进刀。2、割煤：采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机，双向穿式割煤，装煤由采煤机螺旋叶片向工作面输送机随采随装。割煤：采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤，滚筒直径2.0m，截深0.6m。a

9、、割煤：采煤时要求不留底煤，保证采高为2.6m0.1m，割煤后，煤壁成一直线。b、采煤机牵引速度要均匀，不得超载运转、强行牵引、频繁启动，并注意观察工作面输送机运行情况，防止工作面输送机过负荷。c、司机要随时观察顶底板情况，及时调整采高。严防漂刀、啃底，保证工作面输送机平整度。d、仰斜开采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采高过低造成机组无法通行，并注意及时伸出前探梁，防止冒顶。e、俯斜开采时，司机要根据底板变化情况及时调整采高，防止采高过高，支架接顶不实，造成架前冒顶事故。装煤：落煤主要靠滚筒螺旋叶片装入，推溜后底板上的浮煤由工人用铁锹装入。3、移架本工作面采用追机移架方式。随割煤

10、，滞后采煤机移架，及时管理顶板，后推溜。移架程序：先收侧护板、稍降后柱，再降前柱（小梁）,再扳下移架手把向前移架，到位后，将移架手把复零位，先升（小梁）前柱，后升后柱，再打出侧护板。最终将各手把复零。移架要求a、正常作业时，移架滞后采煤机后滚筒23架前移；顶板破碎时，要在前滚筒割煤后立即移架。b、移架时，要注意观察支架尾梁及插板情况，防止插板绊住后溜刮板。c、移架后要及时升架，并保证足够的送液时间。同时要注意垛架、倒架，保证架与架的中心为1.5m，偏差不超过100mm。d、移架后，要求支架成一条直线，误差不超过50mm.e、支架操作完毕后，各手把必须复零位f、坡度增大时，移架过程中要注意调架、

11、摆架，严防倒架。4、推溜移架10-15m后，开始推前溜。推溜要求：工作面输送机弯曲段不小于15m，严禁用一个千斤顶一次顶足，要用相邻千斤顶交替前移。推溜后，要保证工作面输送机成一条直线，30m拉线误差不大于推溜只允许单向进行，不得从两头向中间推溜。以防损坏设备。5、放顶煤采用一刀一放、单轮顺序不等量的作业方式。放煤步距0.6m，放煤时见矸即止。放煤操作程序先调整后溜位置，再操作尾梁插板千斤顶手把，适度收回尾梁插板然后收回尾梁进行放煤。放完煤后，及时伸出尾梁插板。放煤要求放煤时不准将相邻支架的尾梁同时收回，严防大块煤矸涌入后溜。作业过程中，放煤工、支架工要相互配合，既要保证放煤质量，也要防止压溜

12、。顶煤坚硬、完整，放不下来是，可反复升降掩护梁千斤挤压煤体协助放煤。后溜司机要随时观察负荷情况，发现异常及时通知放煤工停止放煤。上刀煤顶煤未放完，不得进行下一刀割煤循环。6、拖后溜顶煤放完后，及时拖出后溜。拖后溜时要保证弯曲段长度不小于15m，拖出后溜后要保持后溜平直。四、采煤工作面正规循环生产能力工作面倾向长150m，放煤倾向长144m，煤层厚度5.5m，其中采煤机滚筒割煤2.60.1米，放煤厚度2.9米，循环进尺0.6m，每天生产4个循环，日进2.4m，煤容重1.35t/m3。循环割煤产量：Q1=L1m1brR1=1502.60.61.350.95=300t循环放煤产量：Q2=L2m2 b

13、R2=1442.90.85=287t循环产量：Q=Q1+Q2=587t其中：L1、L2：分别为工作面长度，放煤区段长度。m1 、m2：分别为割煤高度，放煤高度。R1 、R2：分别为底煤回收率，顶煤回收率。r :煤体容量，取1.35。b :滚筒截深。日产量=5874=2348t月产量=234830=70440t第三节 设备配置 工作面采支运设备配置情况表 表六序号设备名称型 号数量电机功率容 量电压备 注1采煤机MWG200/475-W475KW1140V2端头支架ZFG4800/18/306中间架ZF4000/17/28964前溜SGZ-764/4002200KW400KW5后溜转载机SZZ-

14、764/2007破碎机PCM-160160KW8皮带输送机SSJ1200/2250250KW500KW9乳化液泵BRW315/31.5660V备用一台10乳化液箱RX400/2511软启动开关QBR-400/1140（660）组合开关QJZ-4400/1140（660）13移变KBSGZY -1000/1014无极绳绞车JW-95018.5KW15回柱绞车JH-14附图五：综采工作面设备布置示意图 第三章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、采用经验公式计算：Pt= kgh=89.812.4489.71kN/m2=0.49MPa式中：Pt:工作面合理的支护强度k：支架上方顶板的

15、系数，取:h：采高，取:2.6mr：顶板岩石容重，取:2.4t/m3g: 重力常数，取:9.812、参考同煤层矿压观测资料同采区同煤层的15104A综放工作面矿压观测资料，可知最大平均支护强度为0.37 MPa。 3、 选择工作面支护强度0.37 MPa0.49 MPa，因此，工作面支护强度应大于0.49MPa。4、支护设备选择根据工作面条件与支架适应条件对照表（表八）可以看出：ZF4000/17/28型低位放顶煤支架支护强度为0.65MPa工作面支护强度0.49 MPa；支架适应底板比压为0.28-1.57MPa工作面底板比压8.6 MPa。因此选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架，

16、在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。15104综放工作面基本液压支架选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架96架，上下两端头选用ZFG4800/18/30型过渡支架6架（上端头3架、下端头3架）。从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1-102#支架。 预计本工作面矿压参数参考表 表七项 目单 位同煤层实测本面选取或预计顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度直接底厚度直接顶初次垮落步距12.3-13.112.5初次来压来压距离29.3-35.332.3最大平均支护强度MPa0.37最大平均顶底板移近量mm160来压显现程度明显周期来压步距20.2-21.520.8105平时0.3

17、260直接顶悬顶情况1.0直接顶类型类二基本顶级别级巷道超前影响范围20 工作面条件与支架适应条件对照表 表八工作面条件支架适应条件采高（机割2.6m，放煤2.9m）1.65-2.8m倾角10-14/1245（采取防滑措施）煤厚5.5m12m煤硬度1.54.0底板比压8.6 MPa0.28-1.57MPa支护强度0.49 MPa0.65MPa顶板种类二类 通过对比、验算证明，选用ZF4000/17/28型支架能满足要求。二、 顺槽超前支护选择1、超前支护单体支柱实际支撑能力RtKgKzKbKhKaR=0.990.950.9250=181（kN）式中:Kg为支柱工作系数，取0.99；Kz为支柱增

18、阻系数，取0.95； Kb为不均匀系数，取0.9；Kh为采高系数，取0.9； Ka为倾角系数，取0.95；R为支柱额定工作阻力，取250kN。三、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化泵选用BRW315/31.5型两台，输液管路选用高压铁管和胶管,耐压35MPa。进口压力：常压 公称流量: 315L/min 公称压力: 31.5MPa 电机功率: 200kW 电压：660V （二）泵站设置位置泵站安设在运输顺槽距工作面250米处。（三）泵站使用规定泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度3%5%。配齐自动配比箱和浓度检测仪器，正常使用，有检测记录。加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面

19、顶板管理根据15104A工作面矿压观测资料分析,其煤层顶板为老顶来压明显,属于二级顶板，直接顶为不稳定的二类顶板，来压时其动载系数为1.16-1.25，平均1.18，15104综放工作面的顶板管理采用全部跨落法。因工作面推进300米后工作面长度由200米变为150米，工作面配置96架放顶煤中间液压支架,上端头配置3架放顶煤过渡支架,下端头配置3架放顶煤过渡支架，共102组支架。工作面最小控顶距为4580mm，最大控顶距为5180mm，端面距为340 mm，对工作面顶板实行全支护法管理。ZF4000/17/28型液压支架的最大、最小控顶距1）最大控顶距 H大=4240+600+340=5180m

20、m2）最小控顶距 H小=4240+340=4580mm4240：顶梁及前梁长 600：滚筒截深340：端面距一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5m，不得超过5m。顶板破碎或片帮严重时要移超前架，即在采煤机割煤前进行移架支护，然后进行割煤等工作，工艺为移架割煤移运输机，移架步距0.6m。（一）移架顺序：1、采煤机向下端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3-5m移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回，并滞后采煤机

21、前滚筒3架，顺序将前探梁伸出。3、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。（二）支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”（三直：工作面煤壁直、支架直、运输机直；两平：顶、底板平；一净：煤矸净；两畅通：上、下出口畅通）的质量要求。2、加强液压支架的支护强度，支架初撑力不得小于24MPa，确保支护质量。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不超过6m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料背顶，并保证支架有足够初撑力和支撑高度，防止事故发生。5、工作面生产前,一定要编制初次放顶专项安全技术措施。二、特殊时期的顶板管理（一）

22、来压及停采前的顶板管理 :1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，由技术科在回风、运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，支架初撑力不小于24MPa，超前支护支柱初撑力不小于11.5 MPa。特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,提高支护管理质量。5、工作面临近停采时要编制停采前撤面创造条件措施，加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：在推采过程中受断层、陷落柱、周期压力等因素的影响而顶板破碎时采取如下方法

23、管理顶板：（1）根据工作面回采过程中揭露断层的性质、落差，采取卧底或提刀等方式过断层，减少采煤机破岩高度。如岩层硬度大，采煤机无法割动时可采取爆破处理。（2）工作面局部顶板破碎或片帮严重时，采用带压擦顶移架或超前采煤机割煤移架，及时支护空顶区。（3）平行工作面煤壁挑梁护顶。采煤机割煤后，若暴露出来的顶板在短时间内不会冒落，而在支架卸载前移时可能冒落，则采取平行工作面煤壁挑梁护顶措施。做法是:先移顶板完整处的支架，同时在支架前梁上方，沿平行煤壁的的方向放置1-2根34m长的木梁，由其挑住附近不完整的易冒落的顶板。然后再移破碎顶板处的支架。若顶板破碎严重而极易冒落时，可以在挑梁的同时铺金属网、荆芭

24、或木板等护顶材料。（4）垂直工作面煤壁架棚护顶。当工作面顶板岩石随采随落，冒落面积较大时，采用垂直工作面煤壁挖梁窝、靠煤壁打临时支柱架棚护顶，即在相邻支架间超前架设垂直于煤壁的一梁二柱的棚子护顶，在棚梁下面再架设1-2根平行于工作面煤壁的临时抬棚。平行于煤壁的临时抬棚应同时托住三架垂直于煤壁的棚子的棚梁，然后移架，先用一架托柱平行于煤壁的棚梁，这时就可将两种棚梁下影响移架的支柱撤去，相邻支架在两种棚梁的掩护下顺利前移。（5）铺金属网护顶。在顶板破碎易冒的局部地段，为了有效地防止顶板矸石冒落，可在实施平行、垂直工作面煤壁架棚护顶措施的同时，配合铺金属网的护顶措施。铺网范围要根据实际需要来确定。（6）打撞楔防治局部冒顶。打撞楔前先在冒顶处架平行煤壁的棚子，把木楔放在棚梁上，其尖端指向煤壁，末端垫一方木块，而后用大锤打入