回采作业规程矿大毕业设计.docx
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回采作业规程矿大毕业设计
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1303采煤工作面位置及井上下关系，见表1。
表11303采煤工作面位置及井上下关系
水平名称
820
采区名称
三号煤一采区
地面标高/m
1033~1209
井下标高/m
820.3~946.3
地面的
相对位置
工作面对应于地面北部为黄土梯田，南部为山区林地，局部基岩露，区内沟壑纵横，无任何建筑物。
回采对地面
设施的影响
根据1301、1303工作面回采情况，工作面采过后地表产生裂隙，局部会出现不均匀沉降。
由于地表为梯田或林地无任何建筑物，故对地面无影响。
井下位置
及与四邻关系
本工作面北起采区轨道巷，东邻1304工作面，南为未采区，西邻1301采空区。
1303皮带顺槽与1301采空区之间的煤柱为5m。
走向长度/m
1087
倾斜长度
140
面积/m2
159691
第二节煤层
1303采煤工作面煤层情况，见表2。
表21303采煤工作面煤层情况
煤层厚度/m
5.48
煤层结构
单一
煤层倾角/（°）
7
开采煤层
三号煤
煤种
贫煤
稳定程度
稳定
煤层
情况
描述
工作面煤层呈单斜构造。
煤层走向由N51°E~N37°E，倾向NW。
煤层倾角为5~10°，煤层与顶板之间普遍有一层泥岩伪顶，厚度约0.5m。
三号煤物理性质：
灰黑色条痕，金刚—似金属光泽，阶梯状、贝壳状断口，中宽条带结构，块状构造，内生节理裂隙发育，f=3。
容重1.44g/cm3，煤层含1层炭质泥岩夹矸，夹矸厚5～10厘米。
第三节煤层顶底板
1303采煤工作面煤层顶底板情况，见表3。
表31303采煤工作面煤层顶底板情况
名称
岩石名称
厚度/m
特征
基本顶
中—细砂岩
21.30
浅灰色，裂隙不发育，含水性差
直接顶
泥岩
7.00
深灰色，致密块状
伪顶
泥岩
0.30～0.5
灰黑色，层面光滑易垮落
直接底
泥岩、粉砂岩互层
8.9
深灰色，致密坚硬
老底
砂质泥岩
13
灰黑色，局部夹薄层砂岩，含有植物根茎化石
附图1：
综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
在工作面掘进过程中未发现断层存在，根据现有资料分析，该工作面范围内没有对回采形成影响的断层存在。
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面位于仙泉向斜东翼，煤层倾角5~10°，呈单斜构造，褶曲构造不会对工作面回采产生影响。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
该工作面范围内，没有陷落柱、火成岩等存在。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
煤层顶板主要含水层有：
山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层、上石盒子组砂岩裂隙含水层，各含水层含水性较差，岩层渗透性较好。
山西组砂岩裂隙含水层为该工作面的直接充水含水层。
在回采过程中顶板水主要以滴淋水的形式出现。
在工作面周期来压时表现较为明显。
二、其他水源的分析
在轨道顺槽掘进过程中局部有底板涌水，但涌水量较小，工作面推进期间要加强观测。
三、涌水量
受1301工作面采空区排泄影响，预计该工作面回采过程中最大涌水量为30m3/h，正常涌水量5～15m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响开采的其他地质情况，见表4。
表4影响回采的其他地质情况
瓦斯
瓦斯绝对涌出量2.65m3/min，相对涌出量1.55m3/t
二氧化碳
二氧化碳绝对涌出量1.01m3/min，相对涌出量0.59m3/t
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性
煤的自燃倾向性
煤层自燃倾向性等级为Ⅲ，属不易自燃煤层
地温危害
地温16.5℃，对生产无影响
二、冲击地压和应力集中区
由于皮带顺槽与1301工作面采空区之间煤柱只有5m，在巷道掘进过程中矿压显现就非常明显，特别是600m以里90%以上的巷道支护变形，底板鼓起、开裂。
三、地质部门的建议
要及时观测顶板围岩的变化，发现顶板破碎严重要及时加强支护。
在工作面周期来压前后，工作面机头及皮带顺槽50m范围内应做好加强支护工作。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量120.2Mt。
工作面可采储量采出率取93%，工作面可采储量为111.8Mt。
二、工作面服务年限
工作面服务期=可采储量/设计月产量=111.8/6.67=17（月）
第二章采煤方法
采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置
采区设计布置三条准备巷道，三条巷道全部为煤巷，其中采区轨道巷贯穿整个采区，承担采区的轨道运输任务，在井田东部与总回风巷相联。
采区皮带巷分为东、西两翼皮带巷，承担采区各采掘工作面的煤炭运输任务。
二、工作巷道布置
1303轨道顺槽东邻1304工作面，走向长度1092.3m，可推进长度1037.6m。
巷道断面为梯形，规格梁净长×高为2.8m×2.5m，采用11#矿用工字钢棚支护。
1303皮带顺槽西邻1301工作面采空区，走向长度1081.8m，可推进长度1041.8m，巷道断面为梯形，规格梁净长×高为3.0m×2.5m，采用11#矿用工字钢棚支护。
1303切眼规格为5.4m×2.4m，采用锚梁网加锚索槽钢联合支护。
附图2：
巷道布置平面示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用倾斜煤层走向长壁综采放顶煤采煤法，工作面沿倾向长壁布置ZF3000/15/24型液压支架支护，6MG-200W型双滚筒采煤机落煤、装煤；顶煤通过矿压破煤，自溜装煤；工作面前、后部各安装一台SGB630/220型刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。
采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤、移架、推前刮板输送机、放顶煤、拉后刮板输送机顺序进行。
设计采煤机截割高度2.3m，截深0.6m，放煤步距0.6m，采放比1:
1.38。
全部垮落法管理顶板。
工作面初采，推过切眼后放顶煤。
工作面末采，距停采线15m时，留顶煤维护回撤通道。
二、工艺流程
（一）工艺流程简介
采煤机斜切进刀—→割煤—→移架—→推前部输送机—→放顶煤—→拉后部输送机。
附图3：
斜切进刀工艺流程示意图
（二）采煤机进刀方式
当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业；前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距输送机机头30m之处停机；将退出段前部输送机推出，放4号~20号支架的顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒下降，采煤机向输送机机头割煤；当割通后，将前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由机头向机尾正常割煤；当采煤机到机尾时，斜切进刀方式与机头相同。
（三）割煤
正常情况下，采煤机前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自行装煤，剩余由铲煤板在推溜时自行装入前部输送机。
割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。
采煤机割煤速度视后运部输送机放煤量多少而定，防止前后输送机煤量过多，影响带式输送机运输。
（四）移支架
移支架的操作顺序为：
收伸缩梁—→降顶梁（200mm以内）—→移支架—→升顶梁—→伸伸缩梁
移架时，以能使支架前移为宜，顶梁下降量控制在200mm以内，防止咬架或漏顶煤。
如机道顶煤破碎必须将支架伸缩梁护住机道新露出的顶煤，防止机道漏顶。
移架后，支架要呈一直线，并控制最小端面距不得大于340mm。
升架时，支架必须接顶，初撑力达到24MPa。
移架滞后采煤机后滚筒不得超过5m，否则必须停机。
（五）推前部输送机
前部输送机滞后采煤机后滚筒15m以外推入，跟机分段推入，保证输送机呈一直线，弯曲段长度不得低于15m，不得出现急弯儿，以防出现断连接环、连接螺栓或溜槽错口。
（六）放顶煤
工作面采用割一刀放一茬顶煤的作业方式，循环进度为0.6m，放顶煤支架位置为4~90号。
放顶煤与割煤工序采用平行作业方式，采取专人顺序放煤。
放顶煤工不得一次将尾梁收回最大角度，且放煤过程中，要注意观察，尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。
当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作尾梁配合插板，使大块煤破碎；当发现矸石时，及时将插板伸出，防止矸石混入煤中。
严格执行“见矸关窗”的原则。
放煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。
（七）拉后部输送机
放完煤后，拉后部输送机与推前部输送机相同，分段拉回，拉后部输送机后保证其呈一直线，不得出现急弯儿，防止断螺栓或溜槽错口。
三、工作面正规循环的生产能力
W=L×S×h×r×c
W=140×0.6×5.48×1.44×93%=616t
式中L——工作面长度，m；
S——采煤机截深，m；
h——煤层高度，m；
r——煤的密度，m；
c——工作面煤炭采出率。
第三节设备配备
工作面设备配备，见表5。
表51303采煤工作面设备配备
序号
设备名称
型号
数量
使用地点
1
采煤机
6MG-200W
1
工作面
2
刮板输送机
SGB630-220
2
工作面
3
刮板转载溜
SGB620-40
1
皮带顺槽
4
带式输送机
DTL40-150
1
皮带顺槽
5
乳化液泵
WRB200-31.5A
2
皮带顺槽
6
回柱绞车
JH2-14
2
轨道、皮带顺槽
7
煤电钻
ZM-1.5Q
1
轨道顺槽
8
水泵
BQW15-30
1
轨道顺槽
主要设施技术参数，见表6
表61303采煤工作面主要设备参数
设备名称
项目
技术特征
台数
采
煤
机
型号
6MG-200W
1
电机功率
200KW
牵引方式
液压无链牵引
采高
1.4～3.0m
截深
0.6m
滚筒直径
1.4m
电压
660/1140
牵引力
250KN
刮
板
输
送
机
型号
SGB-630/220
2
输送量
450t/h
刮板链速
1.07m/s
电机功率
110×2KW
电压
660/1140
转
载
机
型号
SGB-620/40
1
输送量
450t/h
与皮带搭接有效长度
1m
铺设长度
80m
电机功率
40×2KW
电压
660/1140
皮
带
输
送
机
型号
DTL80/40/2×75
2
输送量
400t/h
带速
2m/s
电机功率
2×75KW
电压
660/1140
乳
化
泵
型号
WRB-200/31.5
2
额定压力
31.5MPa
电机功率
125KW
电压
660/1140
额定流量
200L/min
乳化
液箱
型号
XIORX
1
容积
1000L
移动变
电站
KSGZY-R-630/6/1.2KV
630KVA/1140V
2
回柱
绞车
型号
JH2-14
2
功率
18.5KW
附图4：
工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支护设备选型
1303采煤工作面采用液压支架控制顶板，支护设计即为液压支架的选型设计。
（一）矿压参数
参考临近工作面本煤层矿压观测资料，填制矿压参数，见表7
表7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
同煤层实例
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
7.0
7.0
基本顶厚度
m
18.6～22.4
21.3
直接底厚度
m
0.3～0.5
0.5
2
直接顶初次垮落步距
m
23.5
25
3
初
次
来
压
来压步距
m
35
37
最大平均支护强度
kN/m2
430
450
最大平均顶底板移近量
m
0.130
0.140
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
4
周
期
来
压
来压步距
23.5
15
15
最大平均支护强度
kN/m2
400
450
最大平均顶底板移近量
m
0.08
0.09
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
400
450
最大平均顶底板移近量
m
0.056
0.067
6
直接顶悬顶情况
m
23.5
25
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类型
类
2
2
9
基本级别
级
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
40
50
（二）待选液压支架技术特征，见表8
表8ZF3000/15/24型支架主要技术参数
项目
内容
单位
规格
适
用
条
件
煤层厚度
m
3.5～10
煤层倾角
（°）
≤25
顶板
直接顶
类
2
基本顶
级
Ⅱ
底板
直接底或煤底，要求底板平整，抗压强度不低于0.19MPa
地质构造
地质构造简单，煤层由赋存稳定，无影响支架通过断层
总
体
特
征
支架高度
m
1.5～2.4
工作阻力
kN
3000
初撑力
kN
1950～2400
对底板最大比压
MPa
0.19
二、乳化液泵站
乳化液泵站选用WRB200/31.5型，两泵一箱。
泵站布置在轨道顺槽。
（一）泵站设置位置
1303采煤工作面液压泵站布置在1303轨道顺槽470m处。
（二）泵站使用规定
1.开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体的1/2，用浓度计检查乳化液浓度在3%～5%之间。
每次加水和加油后，都必须检查一次乳化液浓度。
2.开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于30MPa；若发现异常，立即停泵处理。
3.泵站及液压系统完好，不漏液。
4.必须设专人开泵，不得随意更换。
乳化液配制方法为每95～97kg水加乳化油3～5kg，每次配制后用浓度计检测，要做到管路不漏液，泵站压力正常。
5.在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。
6.现场配比法：
（1）制作一个长×宽×高=500mm×200mm×250mm的铁箱，箱底焊一个19号截止阀，在铁箱南边距底高200mm处标一圈明显标志线，将该铁箱置于泵箱上。
（2）每次加水到200mm标志线时，停止加水，然后加入0.6～1.0kg乳化油，搅匀即为3%～5%浓度的乳化液。
（3）将配制的乳化液经截止阀注入泵箱内，再用浓度计检测其浓度，在截止阀出口设过滤网。
（4）不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。
第二节工作面顶板管理
一、顶板支护
（一）工作面支护
1303工作面共安装支架93架。
支架中心距1.5m。
工作面最大控顶距4.0m，最小探顶距3.4m，端面距不大于0.34m，移架推溜步距0.6m。
（二）端头支护
工作面两端头采用双楔调角定位铰接顶梁配合单体柱支护。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
（一）运输巷、回风巷超前支护
1.运输巷、回风巷超前维护采用两排1000×600mm十字绞接梁和一排一字铰接梁维护。
单体柱为DW28-250/100型的单体柱。
排距600mm，柱距1000mm。
其中一字铰接梁均靠外帮打设。
2.超前支护的单体柱要打成一条直线，单体柱迎山有劲，升紧打牢，所有单体柱柱头必须用尼龙绳拴好。
两巷无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90kN。
3.超前支护的铰接梁要平直，单体柱打成一条直线，保持梁的直率；不得出现连续不铰接顶梁。
（二）运输巷、回风巷加强支护
运输巷支护损坏严重，原支护有损坏的地段加、补棚支护的具体规定。
附图5：
工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图
二、工作面安全出口的管理
（一）支护形式
两安全出口，每班设专人维护。
确保巷道高度不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。
上下端头采用四五控顶，即工作面老空区一侧单体柱见五回一。
（二）质量要求
1.支柱纵横成线，偏差小于±100mm。
2.所有单体柱三用阀方向一致，阀端指向巷帮。
3.从煤壁外3m到老空侧放顶线，插牢双销及防飞销，铰接梁铰接率达100%。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面轨道顺槽要常备有：
2.4m长坑木20根，道木20根，DW28-250/100单体柱20根，材料存放点设在超前支护100m以外，物料要分类码放整齐。
单体柱要竖直靠帮摆放，其它材料码放高度不大于1.5m，宽度以不影响运输、行人为准。
表9支护材料的使用数量和存放管理
种类
规格
使用量
复用率/%
备注
铰接梁
十字梁
200
99
铰接梁
一字梁
200
99
单体柱
DW28-250/100
400
80
扁销
90
半圆木
2400mm×180mm×180mm
10
超前支护用
1200mm×180mm×180mm
10
超前支护用
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
表10运煤设备
运煤设备
型号
装转方式
前部输送机
SGB-630/220
自动
后部输送机
SGB-630/220
自动
转载输送机
SGB-620/40
自动
胶带输送机
DTL80/40/2×75
自动
表11辅助运输设备
辅助运输设备
型号
数量
安装位置
回柱绞车
JH2-14
2
皮带顺槽、轨道顺槽
调度绞车
JD-1
1
轨道顺槽
无极绳绞车
JW-1200
1
轨道顺槽
二、运煤路线
工作面→皮带顺槽→采区东翼皮带巷→采区皮带巷→一部皮带巷→井底车场→主井→地面。
三、运料路线
地面→主井→井底车场→一部皮带巷→采区轨道巷→轨道顺槽→工作面。
1.附图6：
运输系统示意图现场施工。
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
（一）回采期间风量计算
1.按瓦斯涌出量计算：
Q=100QCH4K采通=100×3.0×1.6=480m3/min
2.按工作面同时最多工作人数计算：
Q=4n=4×56=224m3/min
3.按工作面气象条件计算
Q=Q基本×K采高×K采面长×K温=425×1.5×1.1×1.1=771m3/min
4.按风速验算
（1）最低风速验算：
Q>15S771m3/min>15×4×2.3（138）m3/min
（2）最高风速验算：
Q>240S771m3/min<240×4×2.3（2208）m3/min
式中
Q——工作面实际需要风量，m3/min；
Q基本——工作面所需的基本风量，m3/min，Q基本=工作面最大控顶距×工作面实际采高×70%（工作面有效断面×适宜风速1.1m/s）=4.0×2.3×70%×1.1×60=425m3/min；
QCH4——工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
K采通——工作面瓦斯涌出不均匀系数取1.6；
K采面长——工作面长度调整系数取1.1；
K采高——工作面采高调整系数取1.5；
K温——工作面温度调整系数取1.1；
S——工作面通风断面4×2.3，m2；
n——最多人数。
5.根据上述计算，该工作面配风量不低于770m3/min。
（二）通风路线
新鲜风：
主井→一部皮带巷→采区皮带巷→采区东翼皮带巷→皮带顺槽→工作面。
乏风：
工作面→轨道顺槽→采区轨道巷→总回风巷→风井。
附图7：
通风系统示意图
二、瓦斯防治
（一）瓦斯检查
1.专职瓦斯员。
设专职瓦斯检查员，进行现场交接班。
专职瓦斯员负责对工作面及回风流、上隅角、工作面后部输送机、采煤机前后、支架之间等地点进行瓦斯检查。
采煤机割煤时每30min检查1次，其他测点每班至少检查3次，并加强对生产全过程的监督检查。
若发现机组上下20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.75%时，立即停止机组割煤，停电撤人，进行处理。
2.现场班（组）长。
班（组）长、采煤机司机必须携带便携式甲烷检测报警仪。
3.瓦斯员对检查地点的气体浓度、空气温度、测定数据要定点准确监测，认真填写瓦斯手册、牌板，严格执行瓦斯检查制度。
必须做到无空班、漏检、假检，并执行现场交接班制度。
重点加强工作面上隅角的瓦斯监测，做到随时检查。
（二）瓦斯监测
1.在轨道顺槽距工作面煤壁≤10m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器，报警甲烷浓度为≥1%，断电甲烷浓度为≥1.5%，复电甲烷浓度为＜1.0%，断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
2.在轨道顺槽口10~15m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器，报警甲烷浓度为≥1%，断电甲烷浓度为≥1.0%，复电甲烷浓度为＜1.0%，断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
3.在轨道顺槽550m处安装一台KGJ16A型甲烷传感器，报警甲烷浓度为≥1%，断电甲烷浓度为≥1.0%，复电甲烷浓度为＜1.0%，断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
4.在皮带顺槽距工作面煤壁≤10m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器，报警甲烷浓度为≥0.5%，断电甲烷浓度为≥0.5%，复电甲烷浓度为＜0.5%，断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
附图8：
瓦斯监控设备布置示意图
三、综合防尘系统
（一）
防尘管路系统
地面净化水池→主井→一部皮带巷→采区轨道巷→→工作面。
附图9：
供水（防尘）系统示意图
1.工作面皮带顺槽、轨道顺槽各敷设一趟防尘管路，管路敷设平直、牢固。
距工作面煤帮不大于20m，每隔50m设一组有阀门的三通支管。
2.轨道顺槽距工作面煤壁50m范围内设三组全断面净化水幕，各喷嘴雾化效果好，阀门灵敏可靠。
（二）防尘措施
1.降低工作面浮尘
（1）采煤机捕尘措施：
工作面采煤机内外喷雾装置齐全，必须要求雾化程度要好，做到喷头无堵塞及短缺现象，要加强管理，每天检查维护一次。
（2）液压放顶煤支架靠尾梁及顶梁前喷雾装置，放煤割煤时打开喷雾。
（3）在皮带顺槽各转载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾，消除飞扬的浮尘，降低进入工作面风流中的含尘量。
2.每天对轨道顺槽50m范围内巷道冲洗一次。
每旬对巷道进行全面除尘。
3.搞好个体防护工作，采煤机司机、支架工、放煤工等工作人员都要佩戴好防尘口罩。
（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施
皮带顺槽、轨道顺槽各安设一组隔爆水棚，水袋个数不少于83个。
布置方式为集中悬挂式。
水棚与工作面煤帮保持60~200m距离，保证水袋水量充足。
对隔爆设备安装地点、数量、安装质量是否符合要求进行定期全面细致检查。
第三节排水
一、设备选型
表12排水设备主要技术特征
名称
型号
流量
扬程
功率
潜水泵
BQW15-30
15m3/min
30m
15Kw
排水管路采用Φ50mm钢管。
二、
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