(论文)采煤工艺课程设计最新优秀毕业论文资料搜集呕血奉献

采煤工艺课程设计采煤工艺课程设计以山西长治经坊庄子河煤业有限公司300kt/a机械化采煤升级改造的轻型综合机械化采煤工艺进行设计。第一章 概 况山西长治经坊庄子河煤业有限公司是2009年煤矿企业兼并重组整合以原长治县西火镇庄子河煤矿为整合保留矿井，整合周边五座关闭和待关闭矿井而成。整合后井田面积12.0062km2,建设规模1200kt/a,需重新选址建设。现以300kt/a机械化采煤工艺设计如下：第一节 工作面位置及井上下关系一、 工作面位置及井上下关系,见表1。 该工作面编号为15101采煤工作面，位于第一采区，第01号首采工作面。 工作面位置及井上下关系 表1水平名称-120m水平采区名称15101综采工作面地面标高+1120m井下标高1050m地面相对位置工作面位于南大掌村西南侧200m，东南为山坡。回采对地面设施的影响工作面上部为山坡，回采后预计地表最大下沉量为100mm，对地表造成的影响不大。井下位置及相邻关系工作面位于井田东南原南大掌采空区留保安煤柱40m，西北为15102面的准备工作面。走向长度/m450倾斜长度/m120面积/m253100第二节 煤层结构及顶底板本工作面开采煤层为15号层煤，可采指数1，变异系数8%，通过地质资料分析煤层赋存稳定，煤层结构较复杂，从大部分煤田看煤层中间发育一层夹矸厚度1.82.3m,把煤层分为上下两层，上分层厚0.75m,下分层平均厚2.6m,全区稳定可采。该工作面开采下分层煤层，基本顶k2石灰岩厚8.0m,底板为砂质泥岩有底鼓现象，具体情况见表2、表3。 煤层情况表 表2煤层厚度/m2.52.7煤层结构简单煤层倾角/（）052.63开采煤层15号煤种贫煤稳定程度稳定煤层情况描述 该工作面煤层厚2.5一2.7/2.6 m，该面煤层结构较复杂，赋存稳定;煤层倾角0一5平均3煤层走向为45一225，倾向为315该工作面下分层煤层无夹矸，煤层直接顶板为1.8m2.3m的砂质泥岩和上分层煤0.75m厚，工作面平均煤厚为2.6m。 煤层顶底板情况表 表3顶底板名称岩石名称厚度/m岩性特征基本顶石灰岩7.5/8/8.5K2石灰岩基本顶、坚硬，f=810。直接顶砂质泥岩1.8/2/2.3黑色，具斜层理，坚硬，f=68。直接底砂质泥岩3/5/4灰色，泥质胶结，局部含结核，f=4。基本底中细砂岩10/15/13浅灰色致密坚硬，成分为石英长石，具水平层理，f=68。附图1：工作面底层综合柱状图（附后）。第三节 开采范围工作面开采范围是开切眼在断层保安煤柱为界，工作面长120m,顺槽沿走向开拓，长度470米，工作面沿倾斜布置，倾角3-5度。沿走向可推进长度450米，开采15号煤层。因煤层采高为2.6米，15101工作面上部为厚平均120米的岩层无上部开采空区的山坡地带，回采后预计地表下沉最大量为100mm，对地表造成的影响不大。且地表无建（构）筑物。注意下沉后的裂隙及时夯实回填，严防地表水渗入井下。第二章 地质概况第一节煤层赋存情况15101采煤工作面煤层走向为北东（45度）-南西（225度），倾向北西（315度），倾角35度，属于近水平煤层，通过地质资料分析煤层赋存稳定，煤层结构较复杂，全区稳定可采。15号煤层，属贫煤，硬度f=3-4,容重为1.46t/m3.水分（Mad）:0.78% 灰分（Ad）:13.91% 挥发分（Vdaf）:11.57-13.54% 全疏（St,d）:2.81% 发热量（Qb,ad）:30.38MJ/kg.为低灰、中高疏、高热值贫煤。15号煤热稳定性好，固定碳含量高，煤对CO2反应低，精煤回收率高等。第二节地质构造及水文地质情况一、地质构造1、断层情况以及对回采的影响该工作面地质构造相对简单，掘进期间揭露，煤层相对稳定，无大的地质构造，对工作面生产无影响。2、褶曲情况以及回采的影响 该工作面无褶曲。3、他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）该工作面无其他因素影响。二、水文地质1、含水层（顶部和底部）分析工作面主要充水水源为地面顶板砂岩裂隙水，以静储量为主，含水中等。由于上东南相邻的回采区，水量得以疏放。掘进期间轨道巷区域未出现较大淋水、涌水，当时运输巷有一富水带，回采时将有一定影响。2、其他水源的分析 无。3、涌水量 正常涌水量：10m3/h。最大涌水量：15m3/h。 三、瓦斯、煤尘和自然发火情矿 1、 影响回采的瓦斯、煤尘和自然发火情况表 表4瓦斯属低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.27m3/t,绝对涌出量0.5m3/min,本面参考值0.13m3/minCO2低CO2矿井，CO2相对涌出量0.5m3/t,绝对涌出量1.06m3/min，本面参考值0.30m3/min煤的自燃倾向性三类可能自燃煤层，有自然发火倾向煤尘危害该工作面煤尘有报炸性，要加强洒水灭尘工作，保持合理风速。冲击地压危害无2、冲击地压和应力集中区应力集中区采空区悬顶地段，顶板虽具冲击倾向，因裂隙发育不易形成大面积悬顶冲击，地压表现不明显。第三章 可采储量及可采期一、开采储量计算工作面可采储量：Z=LSmK=1204502.61.460.97=198834.48（t）式中：L-采煤工作面长度，m; S-采煤工作面走向长度，m; m-采高，m;-煤层实体密度，t/m3;K-工作面采出率，工作面可采储量：198834.48t（采出率为97%）。二、 可采期计算 T=Z/A =198834.48/260000=0.765(a) (采掘比6.5：1)式中：T-采煤工作面可采期，a; A-采煤工作面生产能力，t/a; Z-采煤工作面可采储量，t;工作面的可采期为0.765年=9.2月。第四章 巷道布置与生产系统第一节 巷 道 布 置一、 采区巷道布置概况15101运输顺槽、15101回风顺槽切眼、轨道巷。二、 工作面轨道巷1、支护形式轨道巷沿煤层顶板掘进，巷中钉道。巷道采用矿工钢支护,顶板布置拉杆4根、金属网，两帮各布置3根161000圆钢拉杆3根80mm1000mm撑杆并挂金属网，梁距为1000。2、巷道净断面巷道采用梯形断面，净上宽为2.6m，净下宽为3.4m，净高为2.5m,断面积7.5。3、管线敷设57mm防尘和排水无缝钢管两趟管路。靠近工作面120m的回风顺槽巷地方设乳化泵站硐室并铺设液压管路两趟、轨道巷头设调度绞车硐室等。4、巷道用途 工作面的进风、材料供应、行人等。三、 工作面运输顺槽巷1、 支护形式运输巷沿煤层顶板掘进，巷中距轨中为0.55m,偏右帮钉道，输送带中距巷中为0.85m.巷道采用矿工钢支护，顶板布置拉杆4根、金属网，两帮各布置3根161000圆钢拉杆3根80mm1000mm撑杆并挂金属网，梁距为1000。2、 巷道净断面巷道采用梯形断面，净上宽为2.6m，净下宽为3.4m，净高为2.5m,断面积7.5。3、 管路敷设靠左帮敷设57mm防尘和排水无缝钢管两趟管路，机电配电硐室等。4、 巷道用途主要用于工作面的进风、行人靠巷道上帮摆放转载机、带式输送机，将煤炭外运至大巷输送带。四、 采煤工作面切眼1、 支护形式切眼位于断层保安煤柱处西南向东北沿煤层顶板掘进。初掘为梯断面，采用支护（刷大时刷大顶板打长木梁支护，并打点柱来加强支护）。附图2：工作面位置及巷道布置图（附后）。第二节 生 产 系 统一、 运 输(一)、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、运载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面输送机前移配合装煤，落煤由工作面输送机SGB-630/150输送到SZB-730/40转载机，至1部DPJ-80型带式输送机到运输大巷的3部DPJ-80型带式输送机到主井底提升至地面。工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装人输送机中。所有带式输送机司机必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗.2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1.Ot矿车和JD25绞车、JD-l1.4绞车，通过轨道巷和回风巷运进、运出工作面。所有绞车司机必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗. (二)、移刮板输送机（转载机）方式采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机12一15m。输送机弯曲度不得超过3。一5。，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于l5m，推移方向为自下(上)而上 (下)顺序进行。1、采煤机向下(上)端正常割煤时，按照自上 (下)而下 (上)的顺序，依次推移刮板输送机，距离至采煤机后滚筒2Om。2、在采煤机向上(下)斜切进刀切人煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下 (上)而上 (下)的顺序推向煤壁，成一条直线。采煤机司机、移溜工必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗.3、开车前必须认真检查油位，各部链接情况，机头马达必须脱开，用信号联系后方可开车。4、开车顺序为顺槽输送带、转载机、工作面刮板输送机、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误方可开车。5、运转中端头维护工要经常检查各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否正常。6、开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方可开车。7、开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。8、输送机只能运送工作面采出的煤和矸石，不许运载其他物料。更换大件必须刮板输送机输送时，通知输送机司机专门运料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。(三)、运煤路线15101工作面15101运输顺槽巷运输大巷输送机皮带巷主井煤仓主井斗地面。(四)、辅助运输路线副井井底车场轨道巷回风顺槽巷工作面二、 一通三防与安全监控、通风系统(一)、风量计算1、按瓦斯 (二氧化碳)涌出量计算。(1)按瓦斯涌出量计算:Q=l00qk=(1O0x0.13x1.5)m3/min=34.5 m3/min(2)按二氧化碳涌出量计算:Q=67Vqk =(67x0.30x1.5) m3/min=30.15 m3/min按瓦斯 (二氧化碳)涌出量计算，需风量为30.15 m3/min。2、按工作面温度计算:Q=6OVSK=(60x1.2x9.5x1.O) m3/min;n=684 m3/min3、按工作面每班工作最多人数计算:Q=4xn=(4x6O) m3/min =24O m3/min4、按风速进行验算。(1)按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量为Ql5xS=(l5x9.5) m3/min =142.5 m3/min式中 S 采煤工作面的平均断面积，9.5。(2)按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量为Q240S=(240x9.5) m3/min =I512 m3/min通过验算可以看出m3/min5、确定工作面实际需风量。根据上述原则，确定工作面实际需要风量为684 m3/min。(二)通风路线主、副井井底车场运输大巷15101运输顺槽工作面回风顺槽回风大巷风井、瓦斯防治(一)、瓦斯检查工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3一5h检查1次，每班至少检查2次。瓦斯检查点设在工作面回风出口以外15m处。瓦斯检查牌板应设置在15101运输顺槽巷距工作面15m附近，检查结果要及时填写。(二)、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在距工作面回风出口不大于10m处安装安全监测系统的甲烷传感器。甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于30Omm ，距巷帮不得小于2OOmm。瓦斯报警浓度大于等于1.0、断电浓度大于等于1.5、复电浓度不大于1.0，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。、综合防尘系统(一)、防尘供水系统15101工作面的防尘用水:地面洒水池主井主井底车场运输大巷15101运输顺槽工作面地面洒水池主井主井车场运输大巷15101回风顺槽工作面运输巷供水管路选用直径57mm的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101工作面运输巷处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。轨道巷供水管路选用直径57mm的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101轨道巷处安装闸门，给泵站及工作面喷雾头和除尘水幕供水。(二)、防尘措施1、煤层注水:超前工作面，由轨道巷每隔10一l5m向煤壁打深孔注水。钻孔直径为65mm，钻孔长度为80m，钻孔沿煤层打，采用静压注水，水压不小于2MPa。2、采煤机内外喷雾:要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa;雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。3、转载点的喷雾:工作面各部输送机机头及转载机头各设一组喷雾头。4、15101运输巷防尘水幕:在运输巷中距工作面煤壁50m处，安设第一道水幕，在运输巷转载机处安设第二道水幕;在轨道巷距安全出口50m内安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于3个，且雾化良好，覆盖全断面。两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。5、15101轨道巷、运输巷煤尘冲刷对工作面回风巷每班冲刷一次，进风巷每日冲刷一次，工作面及其他部位每班冲刷一次。6、个体防护进人工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。(三)、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施1、在工作面轨道巷、运输顺槽巷、回风顺槽巷各安装两组隔爆水棚，隔爆水棚距工作面60一200m。2、隔爆水棚安装质量要符合 煤矿安全规程和防尘规范要求。3、棚区长度20.4m，每棚间距l.2m，隔爆水袋40L/个。4、每处防爆水棚不小于17棚，做到经常清刷，保证水量。、防治煤层自然发火技术措施(一)、供水系统1、运输巷供水管路选用直径57的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101运输巷处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。2、轨道巷供水管路选用直径直径57的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101轨道巷处安装闸门，给泵站及工作面喷雾义和除尘水幕供水。3、在工作面回风隅角安装束管监测探头，对工作面及采空区涌出的CH4、CO2进行分析监测。4、15101工作面结束后45天内及时封闭，防止采空区气体涌出。(二)、监测系统束管监测采样器应悬挂在监测地点流中(回风隅角切顶线以内2m左右)，且应靠近巷道顶部，吸气口应证对风流方向，采样器应设在顶板完好、无淋水、便于保护的地点。对监测系统和束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、CO度超过0.0024或增加较快时，要及时组织撤人、防灭火等。附图3:15101工作面安全监测设备、通防管路系统图(附后)。(三)、综合防灭火措施1、加强通风管理，确保工作面的风量达到684 m3/min，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到要求的，应立即整改，整改完毕后再恢复生产。2、确保工作区域空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20，二氧化碳不得超过0.5，其他气体符合规程规定。3、各班工长必须及时掌握工作面CH4、CO2为浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。4、各班工长以上管理人员及流动电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，并在工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行监测。5、认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。(四)、特殊时期的防灭火要求1、本工作面煤有自然发火倾向，在正规的回采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。2、调整通风系统，确保通风系统合理、稳定可靠。三、 排 水（一）、设备选型选用BQX30/30-5.5型潜水泵4台，其参数如下。功率 5.5KW电压 660V电流 6.7A转速 2860r/min扬程 30m流量 30m3/h（二）、排水系统路线15101轨道巷运输顺槽运输大巷中央水仓地面15101工作面运输顺槽运输大巷中央水仓地面（三）、防治水措施 (1)、回采过程中应作好排水准备，正常生产期间可在运输巷低洼处安装排水能力不小于50m3/h排水设施。(2)、水泵保持台台完好，并有备用泵。(3)、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。四、 供 电（一）、供电系统1、供电情况。15101综采工作面设备分为二组供电，第一组为副井变电所1号变压器，第二组为副井变电所2号变压器。副井变电站KBSG-500，其高压均来自地面变电所， 660V电压作为工作面输送机、乳化泵、照明煤电钻综保电源。1140v电压作为工作面采煤机、转载机、刮板输送机电源。带式输送机由副井变电所提供低压电源，两巷绞车及排水电源附图4:15101综采工作面供电系统示意图(附后)。2、采煤工作面，工作面运输巷、轨道巷机电设备负荷计算。 15101综采工作面设备装机容量为840KW，分为2组。1组为1号变压器，装机总容量为580KW；1组为2号变压器，装机总容量160KW； 综采工作面设备参数表 表5设备名称型号设备/台电机容量/KW额定电压/A额定电流起动电流最大负荷/KW1号变压器采煤机MG-200W12006602261243200工作面输送机SG-630/1501752660270452275乳化泵XRZB2110660126.721110带式输送机、刮板输送机掘进面转载机SZB730/4014066045261240带式输送机SPJ800122266020256.520两巷绞车及排水系统调度绞车JD11.4211.46601060211.4水泵5.545.56606.37045.5调度绞车JD251256602312525注水钻MYZ-15015.56606.3305.5回柱绞车JM171226602010022回柱绞车JH-8115660149015（二）、电气整定计算 磁力启动器整定值数据表 表6控制设备名称电机电流额定值/A过载整定值短路电流/A采煤机电机226237.31243工作面输送机电机275370452皮带机电机222120160转载机电机40142242乳化泵电机6.336.667.8绞车电机11.470124五、 通 信 照 明（一）、通信系统15101综采工作面带式输送机机头、装载机机头、泵站移动电站，各安装一台直通地面调度的生产电话。（二）、照明系统15101工作面轨道巷由移动变电站的照明综合保护开关引出照明线路向照明灯供电；运输巷由带式输送机机头处照明综合保护开关引出照明线路向运输巷和带式输送机机头的照明灯供电。 第五章采煤工艺第一节采煤工艺的选择一、根据矿井的地质条件及煤层赋存情况，经论证采用先进技术、先进设备，以提高机械化采煤水平达到设计能力，保证安全生产，降低吨煤成本。二、根据矿井开拓现状，适用小型支架运输。采煤工艺轻型综采支架、采煤机落煤。采用走向长壁后退式采煤，综采支架采煤机落煤。第二节采煤工艺一、采煤工艺15101工作面采用走向长壁后退采煤法，全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。1、工艺顺序：双滚筒采煤机割煤 刮板输送机运煤 液压支架支护顶板 推移刮板输送机。在顶板破碎时，先移架再推移刮板输送机。2、落煤：采用MG-200-W采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深60。3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGB630/150刮板运输及铲煤板装煤。4、运煤：工作面采用SGB/630/150刮板输送机，运输巷采用1部SZB730/40转载机，1部DPJ800带式输送机。5、工作面支护：采用ZZ2400/16/30型支撑掩护式液压支架122架支护，最大采高2.7m,最小采高2.5m,平均2.6m，循环进度0.6m。6、采空区处理：采用全部跨落法，如未垮落采取人工强行房顶。二、落煤方法1、采煤机的进刀方式。采煤机的进刀采用中部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为40m，进刀深度为0.6m。（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁。（2）按上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板输送机至平直状态。（3）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（4）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。2、采煤及正常切割。正常割煤长度为88M, 采煤机以2.04.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返一刀；采煤机牵引方式为液压无链牵引。附图6：采煤机进刀方式示意图。三、工作面正规循环生产能力W=Lshrc=(1200.62.61.4697%)t=265.11t式中W工作面正规生产能力t；L工作面长度，120m;S工作面循环进尺，0.6m；H工作面采高，2.6m；Y煤电视密度，1.46t/m3；C采出率，97%。第三节 设 备 配 置一、设备配备情况1、选用MG200-W采煤机1台，主要技术参数如下。采 高 1.43.0m电机功率 200kW截 深 0.63m牵引速度 06.0m/min牵引方式 一齿轮一铺轨2、液压支架的主要技术特征。支架型号 ZZ2400/16/30数 量 122架初 撑 力 1937kN工作助力 2400kN支护强度 0.76MPa底板比压 1.9MPa3、工作面刮板诉讼及1部，其主要技术参数如下。型 号 SGB75/150电机功率 275KW输送能力 250t/h链 速 0.868m/s中部槽尺寸 1500mm630mm190mm4、桥式转载机1部，其主要技术参数如下。型 号 SZB730/40电机功率 40KW输送能力 400t/h链 速 1.12m/s中部槽尺寸 1500mm730mm90mm5、可伸缩带式输送机1部，其主要技术参数如下。型 号 SPJ80/402电机功率 22KW输送能力 350t/h 带 速 1.63m/s6、辅助运输设备JD11.4型调度绞车，其主要技术参数如下。型 号 JD11.4静拉力 9.8KN绳 径 15.5mm绳 速 2672m/min容绳量 400m滚筒直径 310mm外形尺寸 11000mm765mm773mmJM17型回柱绞车，其主要技术参数如下。型 号 JM17额定最大拉力 140KN额定最小拉力 100KN绳 径 23mm绳 速 0.090.14M/S容 绳 量 150M滚 筒 直 径 400mm外 形 尺 寸 2730mm984mm1120mm附图7：工作面设备布置示意图（附后）。第四节 支 护 设 计一、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度：Pt=89.81hy=(89.811.32.5)kN/m2=255.06 kN/m22、参考同煤层矿压观测资料（表7），最大平均支护强度350 kN/m23、选择工作面支护强度：255.06 kN / m2350 kN/m2,因此工作面支护强度应大于kN/m24、支护设备选择：15101工作面选用ZZ2400/16/30型支架，基本支架作端头支架使用，从运输巷到轨道巷依次编号为1122号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表（表8）可以看出，选用ZZ240016/30型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表7序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板直接顶厚度m33基本顶厚度m88直接底厚度m552直接顶初次垮落步距m20203初次来压来压步距m4545最大平均支护强度KN/ m2500500最大平均顶底板移近量mm150150来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m1818最大平均支护强度KN/ m2400400最大平均顶底板移近量mm120120来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/ m2350350最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m337底板容许比压KPa17.817.88直接顶类型类二二9基本顶级别级二二10巷道超前影范围m2020 工作面条件与支架适应条件对照表 表8项目工作面条件支架适应条件采高2.6 m1.63.0 m倾角635煤厚2.52.7 m1.63.0 m煤硬度2最大3.5底板比压17.8MPa1.05MPa支护强度255.06KN/460KN/顶板种类二级二类通过对比、验算，证明选用ZZ2400/16/30型支架能满足要求。二、乳化液泵站(一)泵站选型、数量乳化液泵型号为MRW200/31.5，数量为2台；乳化液箱1台（即2泵1箱）；输液管路选用高压胶管，耐压40Mpa以上。主要技术参数如下。乳化泵型号 MRW200/31.5公称流量 200L/min公称压力 31.5MPa电机功率 110KW(二)泵站设置位置泵站安设：在轨道巷，距离工作面120 m左右。(三)泵站使用规定1、卸载阀整定值为31.5 Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、窜液现象。第五节 工作面顶板控制工作面安装ZZ2400/16/30型支撑掩护式支架122架，对顶板实行全支护垮落法控制。最小控顶距为3.345m，最大控顶距为3.945。一、正常生产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。在采煤割煤后，先移支架，在移输送机，即割煤一移架一移运输机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要后采煤机后滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架一割煤一移输送机。移架步距为0.6 m。支护要求如下。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、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24 Mpa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6 m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。二 、特殊时期的面板控制。（一）、来压及停采前的顶板控制1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。3、工作面支架初撑力不低于24 Mpa，轨道巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于12Mpa；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。4、加强上、下端头顶板控制，打好双排关门柱，柱距为0.5m，排距为0.4m，并传齐防倒绳。5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。（二）、过断层及顶板破碎时的顶板控制根据地质资料分析，本工作面共揭露无断层，板控制工作，当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。第六节 运输巷、轨道巷及端头顶板控制一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制1、支架要求：工作面轨道巷、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配合HDJB1000型顶梁柱支护，支护距离不少于20m，双排不低于10m。超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚铺笆支护。2、支护材料及支柱密度：轨道巷使用两排DZ25(28)-25/100单体液压支柱与HDJB-1000铰接顶梁配套支护，柱距1.0m，排距1.5m。运输巷使用3排DZ25（28）-25/100单体液压支柱与HDJB-1000铰接顶梁配套支护（表9），柱距为1.0m，排距，转载机间为1.4m,人行道为1.2m。 单体液压支柱参数 表9型号DZ2525/100DZ2825/100最高高度/ m2.52.8最低高度/ mm17002000额定工作阻力/KN2502501、支护质量标准：(1)两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm。采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。(2)支柱应支到实底上，并做到迎山有力 (迎山角度为2。左右)，支柱初撑力不小于9OMPa。(3)铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。(4)两巷的高度不得低于l.8m，行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。(5)两巷单体支柱均穿铁鞋 (45号钢，直径400 mm)支护。(6)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。二、工作面端头及安全出口的管理(一)正常工作面生产期间两端头支护形式端头采用3.4m长的成对形钢大棚与单体支柱配合走向支设一梁三柱维护端头顶板，大棚与正巷超前支护支架间隙不大于0.5m，大棚架间距不得大于300mm，对间距不得大于80Omm，上、下端头应在切顶排的顶梁末端处支设一排密集支柱。柱距不大于山0.5m。(二)与其他工序之间的衔接关系端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。运输巷转载机尾到切顶排之间采取单体支柱与铰接顶梁配合支护，与端头支护形钢大棚 (排头支架)及正巷维护单体支柱的间距不大于0.5m。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面轨道巷超前支护25m，需要42组计42棵单体支柱，42根HDJB-1000型铰接顶梁;端头支护需要24棵单体支柱，10根HDJB-1000型铰接顶梁，2根形钢。合计需要66棵单体支柱，52根HDJB-1000型铰接顶梁，2根形钢。运输巷超前支护25m，需要58组计58棵单体支柱，58根HDJB-1000型铰接顶梁;端头支护需要24棵单体支柱，15根HDJB-1000型铰接顶梁，2根形钢。合计需要82棵单体支柱，73根HDJZ-1000型铰接顶梁，2根形钢。(1)支柱、顶梁要建账统一管埋，现场牌板与实物相符。(2)支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。(3)按工作面正常使用量的10准备备用支护材料，支护材料存放于轨道巷距工作面50一80m处，距轨道距离不少于0.5m，有1.Om以上宽度的人行道和必需的运输通道，专人负责并挂好标志牌。附图6:工作面支护示意图(平面、剖面图)(略)。附图7:工作面运输巷、轨道巷道超前支护示意图(略)。第七节 矿 压 观 测一、矿压观测内容15101工作面的矿压观测内容主要有:支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、矿压观测方法(一)工作面的矿压观测工作面每架安装一组一架三表，监测支架立柱的阻力情况。每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班验收员对支架的初撑力情况进行监测并记录。(二)巷道的矿压观测两巷的单体液压支柱的阻力观测G用单体测力计进行监测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。三、支护质量监测每旬由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由工区负责立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、矿压观测时间要求1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。2、对两巷，整个生产期间都要进行矿业观测。3、支护质量监测，整个生产期间都要进行监测。 第六章 生产技术管理第一节 采煤面的循环作业（一）、循环作业 一、循环进度 根采煤工作面长度及采高、采煤机截割深度。工作面完成一个循环可出煤量为；265.11t。二、昼夜循环次数 根据工作面生产能力及地质条件、采煤工艺方式、操作管理水平和矿井生产能力要求，经计算每昼夜平均4个循环。日出煤量265.11475=795.33t,能满足年产30万吨生产能力。三、正规循环作业（见图表10附后）。四、正规循环率 保证在75%-80%。（二）、作业方式15101工作面采用，“三八”制作业形式，每班作业8h,一个圆班由2个生产班和1个检修班组成,即“两采一准”的形式，每天检修时间8h。工艺过程：采煤机割煤-刮板输送机运煤-移架-推移刮板输送机（三）、工序安排充分利用工作面空间和作业时间，避免各工序的相互影响，提高工时利用率，保持工作面的均衡生产，在确保安全的前提下，最大限度地提高工作面生产能力。工序流线图：利用统筹法原理，按各工序所占用的时间和它们的相互关系，确定主要工序线路和辅助工序线路。主要工序线路用粗实线表示，辅助工序线路用细实线表示，顺序作业画在一条线上，用箭头表示先后关系。虚方框内表示由综合工种完成的工作。综采工作面的循环工艺流线图。（四）、劳动组织每班至少有1名跟班工长、班长负责组织安全生产，配有质量验收员、采煤机司机、输送机司机、维修工、支架工、电工等相关工种的操作人员若干名，全队合计175人。工作面人员配备见表11。 工作面人员配备表表11工种一班二班检修班合计工长1113班长22质量验收员1113采煤机司机33支架工55616输送机司机445清理工336维护工66618泵站工2226电工3341爆破员1113油脂管理员33运料工支柱管理工22管服人员6合计310第二节采煤工作面循环作业图表一、主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表12。 主要技术经济指标表表12序号项目单位参数1工作面倾斜长度m1202工作面走向长度m4503采高m2.604煤层生产能力t/m33.7965循环进度m0.66循环产量t265.117月进度m56.48日产量t8609月产量t2337510在册人数人15011出勤人数人11012出勤率%7513回采工效率t/工7.7214坑木定额m3/104t18.015液压支柱丢失率0.416金属顶梁丢失率4.017铁鞋丢失率20.018火药定额Kg/104t50.0019单位成本元/t30.5620煤层牌号贫煤21含杆率%522灰分%3023落装机械化程度%100二、循环作业图循环作业图是用来表示采煤工作面各工序在时间上和空间上的相互联系。循环图以时间为横坐标，单位是小时，用h表示，画出一昼夜内各工作班的工作时间；以工作面的长度为纵坐标，单位为，米，用m表示，下端为工作面机头。按一定比例表示工作面的实际长度。按规定的符号在循环图的bm坐标系中绘出各工序不同时间在工作面所处位置。 表131为采掘工作面循环作业图中常用规定符号。图132为15101综采工作面循环作业图。该工