采煤工作面规程毕业论文Word下载.docx
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1、xx煤矿中煤组储量丰富，61煤层厚度一般为1.4～2.0m，平均1.5m，煤层结构简单且稳定性较好，故对61煤层采用单一开采。
2、工作面依附82采区7煤组主体上山和6煤组主体上山构造主要生产系统，采用走向长壁式布置。
3、目前薄煤层综采设备性能较高、稳定性好，全国范围内同行业薄煤层综采技术较为成熟，而集团公司薄煤层综采回采面（7122、6121工作面）已在我矿成功回采结束，为薄煤层综采工艺的推广和应用积累了成功经验。
4、区队综采管理水平及职工操作的熟练程度可以满足该工作面生产的需要。
5、采用薄煤层综采工艺有利于我矿采煤机械化水平和单产水平的提高。
三、推进方式：
后退式走向长壁推进，最大仰俯采角度不大于7°
。
四、采高确定：
本工作面开采层厚度1.4m～2.0m，平均1.5m。
根据集团公司为该面所配主要设备的技术参数，回采时采高按以下原则控制：
1、工作面采高控制在1.6～1.85m之间，以保证工作面运输机正常搭接及工作面顶板与两巷顶板不留台阶为原则；
2、工作面严格跟顶回采，当煤厚大于1.85m时，跟顶丢底回采；
当煤厚小于1.6m时，跟顶破底回采。
第二节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况：
82采区为采区式布置，82采区7煤组设计四条上山平行布置，即轨道上山、运输上山、回风上山和行人上山，均布置在72煤层底板，距72煤20～40m。
82采区6煤组设计三条上山平行布置，即轨道上山、运输上山、回风上山，均布置在61煤层底板。
82采区6煤组运输上山通过煤眼与82采区运输上山相联系，82运输上山通过82采区7煤组采区煤仓与西翼二部皮带联接；
82采区6煤组轨道上山下部车场通过联络巷与82采区7煤组轨道上山下部车场相联系，82采区轨道上山通过下部车场与南翼轨道运输大巷直接相联；
82采区6煤组回风上山通过82采区6煤组回风联巷与82采区回风上山相联系，82采区回风上山通过82采区总回风巷与102总回相联系，6123工作面依附82采区6煤组上山和82采区7煤组上山构建主要生产系统。
二、工作面运输巷：
工作面运输巷支护方式为U29型钢＋锚杆支护，宽×
高为3.8×
2.9m，该巷道跟61煤层顶板施工；
巷道用途：
1、工作面的安全出口；
2、工作面进风巷道，出煤、运料、供水、供风、供电、排水等通道。
三、工作面回风巷：
工作面回风巷（风巷）主要为U29型钢支护，宽×
高为3.4×
2.9m；
跟61煤层顶板施工；
2、工作面回风巷道，工作面主要供水、供风、运料、灌浆通道。
四、工作面开切眼：
切眼支护方式:
采用11#对焊工字钢支护锚索加固棚，切眼尺寸为宽×
高＝5000×
2000mm。
跟顶破底施工。
巷道棚用途：
1、安装综采三机设备。
2、回采初始作业场所。
3、工作面通风通道。
五、主要联络巷：
1、82采区6煤组运输上山：
通过煤眼连接6123机巷与82采区运输上山，U29型钢+锚喷支护，宽×
进风、出煤、出口。
2、82采区6煤回风斜巷：
连接6123风巷与82采区6煤组三中车场，U29型钢+锚喷支护，宽×
底板穿层巷道。
运料、排水、出口。
3、82采区6煤组回风联巷：
连接6123风巷与82采区回风上山，U29型钢支护，宽×
回风、出口。
六、区段溜煤眼：
本工作面机巷皮带机直接与82采区6煤组集中运输巷皮带机搭接，故无区段溜煤眼。
七、主要硐室：
本面有简易组装硐室，对30架有护帮板支架进行组装，长×
宽×
高为15×
4×
3.5m。
第三节回采工艺
一、工艺流程
该面采用综合机械化采煤工艺,一次采全高。
机组落煤→煤机装煤→（运输机、转载机、皮带机）运煤→邻架移架→推移工作面刮板输送机→采空区垮落→……。
二、落煤
1、落煤方式：
机组落煤
2、进刀与割煤方式：
（1）割煤方式：
双向往返割煤
（2）进刀方式：
端头斜切进刀
（3）进刀过程：
如附图1所示（以工作面下端头进刀为例说明）。
A、斜切进刀：
采煤机从运输机机头处向上牵引，利用运输机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止；
B、移机头部分：
煤机后滚筒完全进入煤壁后，将煤机后滚筒至机头段运输机推至煤壁，使运输机呈一条直线；
C、返刀：
运输机移直后，反方向开动煤机，割透运输机头段的三角煤；
D、上行割煤：
割透三角煤后，改变煤机的运行方向，从机头向机尾方向割煤。
E、顺序移车：
在上行割煤时，滞后煤机后滚筒5～8m顺序拉架，滞后煤机滚筒12～15m移车。
三、装、运煤
煤机装煤为主、运输机铲煤板和人工装煤为辅，刮板输送机运煤。
四、工作面支护及采空区处理（见第三章）
五、再生假顶
一次采全高，无需铺设人工假顶。
第四节设备配备
一、工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）
工作面主要机电设备及技术特征表表6
设备名称
规格型号
单位
数量
功率（KW）
备注
中间支架
ZY4000-09/20
架
82
采高0.9～2.0m，中心距1500mm，工作阻力：
4000KN。
25～106架。
ZY5000-09/20
22
5000KN。
3～24架。
过渡支架
ZY4600-13/28
4
采高1.3～2.8m，中心距1500mm，工作阻力：
4600KN。
机头机尾各两架。
采煤机
MG2×
100/456-WD
台
1
456
1140V，滚筒直径1250mm，牵引速度：
0～6～10m/min
运输机
SGZ-730/400
部
400
1140V，900T/h，链速1.25m/s
转载机
SZZ-730/132
132
1140V，700T/h，链速1.3m/s
破碎机
PLM-1000
110
1140V，1000T/h，破碎粒度15～30cm
乳化泵
BRW－315/31.5
套
2
200
1140V，315L/min，两泵一箱
皮带机
SDJ－150
150
1140V，带速：
2m/s，630T/h
二、工作面设备布置示意图（见附图2）
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度校验
1、按经验法计算支护强度
（1）根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度，按下式计算：
M-∑Hi（Ki-1）=0
Hk=∑Hi
式中：
M----采高（m）
Hi----上覆岩层第i分层厚度（m）
Ki----上覆岩层第i分层岩石碎胀系数，本面取1.15
Hk-----跨落带高度（m）
则：
Hk=∑Hi＝M/（Ki-1）=1.85/（1.15-1）=12.3m
（2）根据跨落带高度计算支护强度，按下式计算：
pt＝Hk·
γ·
cosα
pt-------工作面支护强度，kN/m2；
Hk------上覆岩层跨落带高度（m）
γ-----顶板岩石容重，kN/m3。
取25kN/m3。
α-----工作面煤层倾角（°
），取12°
cosα＝12.3×
25×
cos12°
＝325.2kN/m2≈0.3Mpa
2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度
6121工作面矿压观测与本面矿压预计表7
序号
项目
参考面实测
本面预计
顶底板
直接顶厚度
m
2.0-22.5
2.0-22.4
基本顶厚度
3.8-14.8
3.7-14.4
直接底厚度
0.2-1.5
0.2-1.1
直接顶初次垮落步距
3
初次来压
来压步距
18
最大平均支护强度
kN/m2
296
最大平均顶底板移近量
mm
来压显现程度
明显
周期来压
16
明显
5
平时
100
6
直接顶悬顶情况
7
底板允许比压
MPa
2.0
8
直接顶类型
类
一类
9
基本顶级别
级
Ⅱ级
10
机巷
巷道超前影响范围
65
70
风巷
3、选择本工作面支护强度
最终确定本面最大平均支护强度为0.32Mpa。
4、支护设备的选择
（1）支架支护高度的选择
支架的最大高度：
HMAX=MMAX=2.0m
MMAX：
为煤层的最大采高。
支架的最小高度：
HMIN=M-S-a
M为煤层的最小采高，本面最小采高0.5m；
S为支架顶梁未端顶板的最大下沉量，取0.1m/m即0.05m；
a为卸载高度，可取0.05m，则
支架最小高度HMIN=0.5-0.05-0.05=0.4m
（2）本面支护设备的选择
中间支架：
过渡支架：
端头支护：
采用4000mm长的π型钢梁配合DZ25-25/100单体支柱一梁四柱走向棚支护，成对迈步式使用。
选择依据：
①由于该面煤层赋存较为稳定，多数煤层厚度1.4～1.7m,故选用采高为0.9-2.0m的中间支架。
②中间支架工作阻力选择4000、5000KN，是因为在0.9-2.0m采高范围内4000、5000KN分别是2009年和目前国内液压支架的极限工作阻力。
③端头支架选择ZY4600-13/28型，是因为上出口压力集中，顶底板移近量相对较大，且机头机尾搭接所需高度较大。
二、液压支架适应性分析
根据三机配套情况分析，该套设备的最小采高为1.25m，煤厚小于该高度时跟顶破底回采。
根据掘进期间揭露巷道矿压显现情况，预计工作面回采期间压力显现将比较明显，根据矿压显现情况，必要时在支架下打两根DZ22-25/100单体加强支护。
工作面条件
支架适应条件
采高
1.3～2.0
1.1m～1.85m
倾角
6o～18o
≤30o
煤厚
1.4m～2.0m
0.9m～2.0m
煤层硬度
0.2～0.3
支护强度
0.33Mpa
0.5～0.62Mpa
底板比压
1.1Mpa
1.1～1.5Mpa（前端）
顶板种类
中等稳定顶板
工作面条件与支架适应条件对比表表8
三、乳化液泵站
1、泵站选型、数量：
根据工作面液压支架要求及现有装备情况选用BRW－315/31.5型泵站一套：
两泵一箱。
2、主进管路型号为：
4SP×
32－40Mpa
主回管路型号为：
4SP－11/2″－25Mpa
3、泵站位置：
泵站与开关列车放置，转载机机头附近合适的位置。
4、泵站使用规定。
（1）泵站压力：
根据支架选型设计的要求，泵站压力设定值为31.5Mpa。
泵压由检修工调定，其它人员不得随意调整。
正常情况下，只准开一台，另一台备用，如果有一台损坏应及时修复。
（2）乳化液配比浓度为3～5％，水质为中性，乳化油为油包水型，且应做到自动配比；
泵站司机每班必须检查乳化液深度，确保浓度符合要求，并做好相应的检查记录。
（3）过滤器应定期清洗，防止堵塞，乳化液泵箱每周清理一次。
（4）液压管应排放、吊挂整齐，密封圈和管路损坏应及时更换，防止乳化液流失。
第二节控顶方法
一、工作面支架主要技术特征：
液压支架主要技术特征表表9
内容
支架架型
ZY4000-09/20；
支撑高度（m）
0.9～2.0
支架宽度（m）
1.41～1.58
支架中心距（m）
1.5
初撑力（kN）
2910；
4000
额定工作阻力（kN）
4000；
5000
支护强度（MPa）
0.5～0.62
对底板比压（MPa）
1.1～1.5
泵站压力（MPa）
31.5
支架重量（t）
10.45
二、工作面支护与采空区处理
1、支架操作方式：
邻架操作。
2、移架方式：
顺序移架。
滞后煤机后滚筒5～8m移架，如局部顶板破碎，可超前移架。
3、移架步距：
0.6m。
4、推溜方式：
滞后煤机后滚筒12～15m推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为600±
50mm，确保工作面运输机成一直线；
当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。
机尾推溜方式与机头处相同。
5、采空区处理：
全部垮落法。
6、两巷支架的回撤：
机、风巷工作面煤壁一侧抹帽支架跨运输机的，在运输机机头或机尾前替换为π型钢梁配合单体支护，回撤原支架时必须遵循先支后回的原则，且保持π型钢梁支护与抹帽交叉支护不少于300mm。
回收方法：
拔柱器人工回收。
两巷抹帽单体支架及时回收，使最后一排支柱与排头支架的前连杆下铰点一齐，回收方法：
使用拔柱器和放水手把人工回柱。
回收顺序，由里向外，回收步距为一节顶梁长度。
人工回收支架的方法：
整改出口以里范围内支架、清理后路，确保支柱正规有劲，过顶严密，后路安全畅通。
在待回顶梁下方插齐水平销并打上劲，再挂好大笆，防止回柱时窜矸。
将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，钩头挂牢待回支柱的手把及柱鞋链，拉紧拔柱器绳，松掉拔柱器手把，然后用放水手把远距离操作，缓慢卸载支柱，然后将支柱用拔柱器拉出。
支柱回收后，由里向外逐棚回收顶梁：
先用长把手锤退掉水平销，待顶板冒落稳定后再退掉顶梁的圆销，拉出待回收的顶梁。
将回收的顶梁和支柱运至抹帽棚外指定地点码放整齐，或承载于放顶线处。
两巷支架回撤注意事项：
加强隅角回收期间的瓦斯管理，扒开充填垛前后要监测瓦斯浓度，必须保证瓦斯浓度不大于1％。
加强回收期间的隅角通风管理，风巷隅角处按要求设置风障，防止隅角瓦斯积聚。
两巷回撤支架时挡矸要严密，严禁窜矸（包括防止矸石窜入支架内）。
及时收角，必要时可超前回收一峒。
窜π型钢梁时，为确保安全，可在新放顶线钢梁两侧架设走向挑棚加固。
收作后，如顶板冒落不充分的，必须用编织袋装煤矸充填严实。
三、端头支护方法：
1、上、下端头支护：
上、下端头采用HDJA-1000限位梁配合单体支柱（机、风巷用DZ28-25/100）一梁一柱（两帮一梁两柱）支护，靠近工作面过渡支架侧跨机头（机尾）地段各采用1对2根4000mm长的金属π型钢梁配合单体一梁四柱架设迈步式走向棚，π型钢梁棚间距不大于300mm。
2、上、下端头架设的π型钢梁棚与支架之间间距不大于500mm，且顶板必须接实过严，严禁留有台阶或裸棚现象存在。
3、移机头（尾）时，π型钢梁棚迈步顺序：
窜梁：
先将其中一根π型钢梁支设在梁下的单体缓慢卸载，使钢梁自然下垂脱离顶板，然后人工将其前窜两个步距即1200mm，调整好钢梁位置（使两根钢梁错距保持600mm），并一梁四柱支设后，掐掉煤壁侧与其对应的原抹帽棚棚梁，π型钢梁老塘侧支架向前挂HDJA-1000挂梁，一梁一柱进行支护，必要时架设走向挑棚加强支护，严禁出现单橛棚，确保窜梁后老塘侧支护有效，窜梁过程中始终保持一根π型钢梁棚正规有劲。
替柱：
在移运输机机头（尾）前，先替掉运输机前方的一根支柱，移输送机到位，然后支设好正规支柱。
4、端头支架的单体必须棵棵穿鞋，铁鞋直径为300
mm，如底软或支柱钻底量较大时必须在铁鞋下面加放方木，确保支护系统的强度符合要求，单体的初撑力不小于70KN/棵。
5、所有单体必须拴设防倒绳，出口人行道宽度不小于700mm。
四、特殊支架
1、顺山挑棚：
当煤壁出现片帮超前移架后端面距仍大于340mm时，在确保人员进入煤壁作业安全的前提下，采用顺山挑棚及时维护，支护形式为：
采用规格为Ø
200×
1600mm的半圆木配合DZ22-25/100型单体一梁两柱顺山支设。
2、走向超前棚：
当煤壁片帮严重，端面掉顶超过300mm，超前移架后端面距仍大于340mm时，在确保人员进入煤壁作业安全的前提下，采用走向挑棚及时维护。
其支护方式为：
采用Ø
1600mm半圆木配合DZ22-25/100外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距750±
50mm，半圆木一端插入支架顶梁上方，搭接长度不小于200mm，单体支设在煤壁侧距梁端200mm处，并用板皮、小笆等将顶板过严接实，并采用大笆背帮。
五、两巷及超前管理方法
1、超前管理的形式：
为了确保巷道在生产过程中符合安全生产要求，巷道超前管理的形式为：
抹帽；
套棚；
挑棚。
2、超前支护的范围：
风巷、机巷超前煤壁5～8m范围内（以不影响圆班推进度为标准）必须抹帽管理；
两巷抹帽棚外应根据应力和巷道支护情况进行套棚或者挑棚管理。
3、超前支护形式：
（1）抹帽：
风巷采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁一梁两柱下铁底梁架设六排走向棚，支柱支设在距梁端250mm处；
机巷采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁一梁一柱（两帮一梁两柱）架设四排走向棚，如跨运输机处棚距较大，除用木料过顶外，可在原U型钢棚每两棚之间加设一根长2700mm长的工字钢，以增加过顶强度。
（2）套棚：
采用DZ25-25/100型外注式单体液压支柱配合2400mm（风巷）或3200mm（机巷）工字钢架设在原每两棚U型钢棚支架之间，一梁二柱。
（3）挑棚：
采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合Ø
240×
2400mm半圆木在原U型棚正下方一梁三柱走向支护，支柱支设在顶梁交接处。
六、顶板管理参数
顶板管理参数表表10
项目
阶段
控顶距（m）
初撑力
（KN）
放顶
步距（m）
端面距
（mm）
（MPa）
最大
最小
支架支护
4.730
4.130
2428～2910
0.6
341～416
1.1
七、支护质量要求
1、支架支护质量要求
支架初撑压强不低于25MPa。
支架直线段应呈一条直线，其偏差不得超过±
50mm，支架中心距为1500±
100mm。
支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰、俯角小于7°
支架不歪斜，无倒架现象，支架中心线与运输机垂直，上下调斜不大于5°
相邻支架间不能有明显错茬（立柱前方1m到老塘侧顶梁高低错茬不超过侧护板高度的2／3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。
由于支架设计没有护帮板，因此回采过程中，要加强端面管理，端面距大于340mm时，及时超前移架。
严格控制端面冒顶，当端面冒高超过300mm时及时超前移架，必要煤壁侧使棚维护。
2、两巷支护质量要求
所有支柱必须正规有劲，严禁支设在浮煤、浮矸上。
损坏、失效的支柱和顶梁必须及时更换，人行道两侧拴齐拴牢防倒绳，所有支护必须正规完好。
支柱初撑力不小于70KN/棵。
抹帽棚顶梁铰接完整，调整支架时，其交叉支护长度不少于300mm，严禁单撅棚存在。
两巷抹帽棚巷道高度不小于1.8m，20m以外巷道高度不低于2.0m，人行道宽度不小700mm，断面不低于3.5m2。
所有支架接顶严实，无空帮空顶现象存在，抹帽棚与原巷道支护之间严禁存在裸棚现象。
八、支护平剖面图（见附图3、附图4）
第三节矿压观测
一、矿压观测内容：
1、支护质量动态监测内容：
主要观测两巷单体支柱的初撑力、工作阻力；
工作面支架的初撑力、工作阻力；
工作面端面距、端面冒高情况；
采空区悬顶情况。
2、巷道变形离层观测：
观测巷道随着与工作面距离的变化，在高度、宽度方面的变化；
观测两巷U型支架变形损坏情况，观测锚网索支护巷道顶板下沉量情况；
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