煤采作业规程设计

XXXX 煤矿采煤工作面作业规程煤矿采煤工作面作业规程 编号：采 XX 号 工作面名称： 编 制 人： 施工负责人： 总工程师 ： 主 管 矿 长： 批准日期： 年 月 日 执行日期： 年 月 日 采采 煤煤 工工 作作 面面 作作 业业 规规 程程 样样 本本 会 审 意 见 会审单位及人员签字 总工程师： 年 月 日 生产： 年 月 日 通风： 年 月 日 机电： 年 月 日 计划： 年 月 日 煤质： 年 月 日 技术： 年 月 日 地测： 年 月 日 安全： 年 月 日 运输： 年 月 日 供应： 年 月 日 劳资： 年 月 日 一、存在主要问题 二、处理意见 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表表一 工作面名称6140水平名称+530采区名称314 煤层名称地面标高900m1050m井下标高1270m 井下位置及相邻 关系 本面西连6煤辅运大巷，北连F6103工作面采空区，南为F6105掘进工作面，东部、 南部均是未采区。 采动情况及影响 范围 由于工作面的回采会造成地面局部塌陷，牧民草场会受到一定程度的损害。 地面相 对位置 本面地形为西高东低。地表为黄土层，厚 0.0-36.7 米，植被稀少.水土流失严重， 冲沟发育,沟内正常无流水。 回采对地面设施 的影响 本面地表上有 2 路高压线和 16 处民房需要搬迁。 走向长（m）1490.3 倾向长 （m） 240面积（m2）355729m2 第二节 煤层 煤层情况一览表 表二 煤层厚 度（m） 1.3m2.77m 沿工作面 方向倾角 05 沿工作面 走向倾角 05 煤层硬 度系数 2.7 可采 指数 3.2 变异 系数 0.2 稳定 程度 较稳定视密度1213 kg/m3煤种焦煤 煤层情 况描述 煤层中部有一层厚 0.07m 左右的高岭石夹矸在整个区域内分布广泛，厚度变化 较小，赋存稳定，为煤层标志层。 附工作面地层综合柱状图。 图如下表 第三节 煤层顶底板 一 、顶底板名称、岩石名称、岩石厚度及岩性特征 煤层顶底板情况一览表表三 顶底板 名称 岩石 名称 厚度（m）特性描述 老顶 泥岩、灰 岩 6.011.4 上为深灰色泥岩，中为泥质灰岩，下为灰黑色硅质薄 层灰岩，俗称“小铁板” 直接顶钙质泥岩6.810.4上为深灰色泥岩，下为灰色钙质泥岩，含黄铁矿团块 伪顶粘土泥岩00.3灰色，含植物根叶化石，吸水性强 直接底泥岩、页岩1.21.8灰色泥岩，灰白色细砂岩，含黄铁矿晶粒 老底 砂岩、铝 土岩 1.510.4 上为中厚层状细砂岩，中为中砂岩，下为灰白色铝土 岩，富含黄铁矿结核 二 、底板比压 老底为泥岩、砂岩及页岩，厚 1.0m12.2m,平均 5.93m。其下为铝土岩及裂隙铝土岩 层。从揭露资料看，煤层顶底板岩性较完整，煤层顶板属级类顶板。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 断层情况表 表四 断层名称走向()倾向()倾角()性质落差(m) 对生产的 影响 F614001 514130 点以 南 17m 4250正断层0.7m有 F614002 514105 点以 南 39m 22565正断层1.2m有 F614003 514143 点以 北 17m 9052逆断层 1.6 3 有 F614004 514107 点以 北 12m 10561逆断层1.8m有 据地质资料分析本面地质构造简单，为一个东高西低的舒缓单斜构造，煤层起伏变化大（05） ， 裂隙、小断层发育。本面在掘进过程中揭露五条落差 1-3 米的小断层，且煤层节理发育，常出现片帮现象。 预测本面在回采过程中将会揭露底板隆起区并伴有小断层发育，导致工作面切割底板岩石回采。 二、褶曲情况以及对回采的影响 工作面位于龙王洞背斜东翼 614 采区之下，为一单斜构造，区内构造主要受龙王洞背斜控 制，从机风巷揭露情况分析工作面内不存在次级褶皱。 三、其他因素对回采的影响 据调查资料看，该区域有陷落柱存在，但机风巷、切眼及煤层斜巷并未发现有陷落 柱的迹象，但不排除内部存在隐伏陷落柱的可能 第五节 水文地质 一、工作面水文情况 该工作面水文地质条件较简单，顶底板均为隔水层，回采过程中顶板冒落后形成通道，导 通 P2l2、P2l4 岩溶裂隙含水层，在回采过程中顶板水主要以滴淋水的形式出现 二、涌水量 参照周边 6140 工作面涌水情况及现有水文地质条件，采用面积比拟法预计工作面涌水 量为 99m3/h，最大涌水量为 99m3/h。 公式为：Q=Q0AA0=99 m3h Q：新采区的设 计涌水量，m3h; Q0：已知采区涌水量，60m3h（以 512 采区采空区涌水量为已知采区 涌水量）; A：新采区的设计开采面积（256836m2）; A0：已知采区开采面积 （155071m2） 。 因该工作面机巷为负坡巷道，部分巷段标高要低于+528m 水平 514 大巷， 采空区涌水通过机巷排水设备，经专用抽水巷抽至 514 大巷，消除工作面水害。 （1）防治水措施 防治矿井水灾的方针是“预防为主，防治结合” 。应查明矿区和矿井的水文地质情况， 地测科编制中长期防治水害规划和年度防治水害计划，并组织实施。同时有准确的井上下 对照图、地形地质图。要建立地表移动塌陷观测站，测出本矿的地表移动数据。井下采掘 工作面与地面河流、沟渠等的位臵关系。 三、防治水措施 防治矿井水灾的方针是“预防为主，防治结合” 。应查明矿区和矿井的水文地质情况， 地测科编制中长期防治水害规划和年度防治水害计划，并组织实施。同时有准确的井上下 对照图、地形地质图。要建立地表移动塌陷观测站，测出本矿的地表移动数据。井下采掘 工作面与地面河流、沟渠等的位臵关系。 （5）防治地表水害的措施 (1)留设防水煤柱。矿井井田范围有季节性河流，对矿井有危害，有透水的可能，而且 不可能排干，可留设防水煤柱。 (2)沟渠改道。沟渠压在煤层及岩层露头部分，对采矿有透水的威胁，为此对地面山沟 泄洪区进行改道。 (3)积水排干。对于塌陷区存在积水，只要有突水可能就必须将积水排干方能生产，且 在生产过程中要定期查看地面积水。 (4)加高主井、副井、风井的井口标高。为确保雨季安全，避免矿井周围最高洪水及山 洪爆发的影响，所以需采取加高主井、副井、风井的井口标高的方法，抗击洪水威胁，具 体每个井口加设 1.5m 高防洪沙袋墙，以防不测。 2防治井下水害的措施 1.老窑水的防治 (1)现经调查周围矿井及小窑开采采空区积水情况已查明，并绘制了图纸和相关的资料。 (2)根据查清已有老窑的图纸和资料。认真分析判断后，制订防治老窑水的方案， 并认真实施。 ( 3)在探放水时，如有透水征兆，不能起钻，要尽快汇报处理险情。 （3）在探放水时要安装水泵和排水管路，清理好水仓，以保证万一探出水之后不会影 响生产或导致事故发生。 （5）本矿井老窑水是 3#煤开采形成的采空区积水，而新采区是开采 15#煤层，这种 顶着老窑水的采煤，随时都有发生突水事故的可能。因此，在未弄清情况、上层煤采空区 水未疏干之前，禁止顶水采煤。 2、矿井采空区积水和老巷道积水的防治 地测科测量填图要及时准确，不能漏填， 采煤工作面回采时，采空区积水和老巷道对生产有威胁，要打钻把水疏干。掘进工作面需 要掘透老巷道时，一定要先把老巷道水排干后，才能掘透老巷道。 3、 钻孔水防治 钻孔水害防治措施是：地测科先查清钻孔的平面所在位臵即与 现采掘工作面的相对位量，然后查清钻孔的封孔质量。如果钻孔穿透富水层，封孔质量不 好，为确保安全需请专业队伍用钻机重新封孔。或者可以留保安煤柱保护钻孔。 4、断层水的防治 断层分为透水断层和不透水断层。防治断层水的措施是：根 据地质报告或水文地质报告，井田内 F1、F2 的断层是透水断层。可用留设断层防水煤柱的 办法，防治断层面出水发生透水事故。 5、陷落柱水的防治 在本井田已探明的陷落柱有 6 个，按地质资料分析有 导水性而 实际未发现有导水性。防治陷落柱水的措施是：根据地质资料查清陷落柱的位臵，用井下 钻探的办法探清陷落柱是否导水，如水量大不好疏干，可留设陷落柱防水煤柱；如水量小， 可以采用疏干的办法，确保开采安全。 6、石灰岩溶洞水的防治 根据钻孔显示本井田 15#煤层上部有 3 层石灰岩，分 别是 K2、K3、K4。 防治岩溶水的措施：石灰岩是井下岩溶水由地面降水补给，主 要通道为切断岩溶水补给来源，可以将河流改道。 总之搞好矿井防治水工作，主要抓好 “防、堵、截、排、疏”五方面，综合治理措施重点是落实“预测预报，有掘必探，先探 后掘，先治后采”的原则，落实“有疑必停，有险必撤”的措施，只有这样才能保证矿井 防治水工作的顺利进行，确保矿井长治久安和安全生产。 第六节 影响回采的其它地质情况 一、影响回采的其它地质情况（瓦斯、CO2、煤尘、煤炭自燃、地温、普氏硬度、地压） 影响回采的其它地质情况表 表五 项目特性描述 瓦斯 工作面煤层瓦斯涌出量较大,由抽采防突队施工顺层钻孔抽放煤层瓦斯，检 验后达到回采标准后方能进行回采； CO2含量低 煤尘煤尘具有爆炸性； 煤炭自燃 煤层有自燃发火倾向，发火期为 46 个月，但属不易自然煤层； 煤质优良 地温地温及地压均属正常 普氏硬度1 地压20MPa 二、冲击地压和应力集中区 第七节 储量及服务年限 一、几何尺寸（工作面长度、工作面推进长度、煤层厚度） 工作面长度：6#煤层 F6104 工作面净煤长度为：239.5m； 工作面可采长度：1484.3m； 综采放顶煤一次采全高，机采高度 4.0m。 煤层厚度：F6104 工作面可采煤层平均厚度为 15.6m，容重 1.42t/m3。 二、储量及设计回采率（工业储量、设计采出煤量计算） T=Z/An=789000/4924116 月 式中： T：工作面服务年限，月； Z：工作面可采储量，t。 第二章 采煤方法 第一节 采煤方法及选择依据 第二节 巷道布置 一、巷道布置方式、回采巷道掘进总工程量、巷道用途、服务年限。 工作面两条顺槽及切眼均沿煤层底板布置，两顺槽相互平行。进风顺槽(辅运顺槽)与 6#中央辅运大巷相 联，构成工作面的辅助运输系统；回风顺槽（主运顺槽）与 6#煤回风大巷相联，构成工作面的回风系统；主运 顺槽通过顺槽溜煤眼与 6#煤主运大巷相联搭接，构成工作面的运煤系统。 二、轨道顺槽、运输顺槽、开切眼、联络巷、溜煤眼等的位置、断面、支护、用途等基本 特征的描述。 两顺槽巷道净宽为 5.5m,净高 3.55m，巷道净断面积为：19.5m2。 （1）辅运顺槽加强支护段及其范围内调车硐室： 锚杆排距 1000mm，全断面共布置锚杆 14 根，其中顶板布置 6 根锚杆，规格为 182400mm 的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆，顶部锚杆配合 H 型钢梁使用；两帮各布置 4 根 锚杆，工作面帮部采用规格为 202400mm 的右旋全螺纹等强锚杆，帮部锚杆矩形布置配 合 H 形钢梁及木托盘使用。 （2）辅运顺槽剩余段、运输顺槽及其范围内的调车硐室： 锚杆排距 1000mm，全断面共布置锚杆 14 根，其中顶板布置 6 根锚杆，规格为 182400mm 的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆，顶部锚杆配合 H 型钢梁使用；两帮各布置 4 根 锚杆，工作面帮部采用规格为 162000mm 的右旋全螺纹等强锚杆，帮部锚杆三花布置，锚 杆配合木托盘使用。 3、 、锚锚杆杆支支护护附附件件 （1）辅运顺槽加强支护段及其范围内调车硐室： 顶板：采用 H 型钢梁配合钢筋网护顶，H 型钢梁：12mm 圆钢加工，规格详见加工图；钢 筋网规格：钢筋直径 6.5mm，网孔规格 100100mm；碟形铁托盘：15015010mm。 帮部：帮部采用菱形铁丝配合 H 形钢梁护帮，网孔规格 4545mm；H 型钢梁：12mm 圆 钢加工，规格详见加工图；木托盘：50030050mm；开平铁托盘：15015010mm。 （2）辅运顺槽剩余段、运输顺槽及其范围内的调车硐室： 顶板：采用 H 型钢梁配合钢筋塑料网护顶，H 型钢梁：12mm 圆钢加工；钢筋塑料网规 格为：塑料中包覆 8 股钢筋，网孔规格为 5050mm；钢筋网规格：钢筋直径 6.5mm，网孔规格 100100mm；碟形铁托盘：15015010mm。 帮部：副帮采用钢筋塑料网护帮，正帮采用高强塑料网护帮；高强塑料网:网孔规格 5050mm;钢筋塑料网：包覆 8 股钢筋，网孔规格 5050mm；木托盘：50030050mm；开平铁 托盘：1501508mm。 （3）锚固方式：锚杆采用端头加长锚固方式，顶部每根钢锚杆采用 2 支规格为 CK2350 树 脂锚固剂，帮部锚杆均采用 2 支规格为 K3550 或 Z3550 树脂锚固剂。 （4）锚索：锚索采用 17.8mm 的预应力钢绞线，锚索长度为 8.0m，外露长度 200mm，锚 索排距为 3.0m，即每 3 排锚杆布置一排锚索，锚索采用 2-3 形式布置，每根锚索使用 3 支 Z2350 锚固剂锚固，锚索采用配套的专用锁具。锚索托盘采用规格为:30030014mm 高强托 盘，锚索预紧力不小于 120K 第三节 采煤工艺 一、回采方法 方法选择：F6140 工作面采煤方法采用长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。 正常生产工艺流程：进刀煤机割煤移架推前溜放煤拉后溜清理。 二、落煤方法 正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机为双向割煤，每割一刀煤， 支架溜子推移一个步距 0.8m，完成一次割煤，往返一次割两刀煤。 三、采煤机进刀方式（采煤机进刀示意图） 本工作面采用机头机尾割三角煤端部斜切进刀，截深 0.8m，采煤机割到端头后，将前滚 筒降下来，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机后滚筒 4-6 架开始移架，如遇到特 殊情况可以追机移架，或超前移架；直到走完弯曲段进入溜子的直线段，然后沿着溜子向机 尾方向依次将溜子推直；采煤机升起左滚筒沿溜子向机头方向运行割三角煤；割完三角煤采 煤机割煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀。 四、装运煤方式 1.装装煤煤方方式式 （1）推移刮板输送机时必须保证推溜成一条直线。 （2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现局部起伏太大的现象。 （3）刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，且必须保证推移步距为 0.8m 的截深，以 确保产量和工程质量。 （4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒 15m 后进行，不得出现急弯现象，除 弯曲段外其余部分不准出现弯曲。 （5）若推溜时出现困难，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。尤其底煤出现台 阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。 2.运运煤煤方方式式 工作面煤炭经刮板输送机端卸到转载机，将煤转至顺槽胶带输送机上。 煤炭运输过程中注意事项： （1）大块煤在运输机或转载机落地部分中卡住不能前行，应当及时停止运输机或转载机， 用大锤砸碎或放小炮，爆破必须由持证爆破工负责。 （2）注意落煤量不能过大，煤量大会使刮板输送机或转载机过载，转载机过载可低速启 动；刮板输送机过载，不能直接启动，需先启动液压马达，将刮板输送机中部分煤炭运出，分 离液压马达后，再启动刮板输送机。 五、移架方式 移架为依次顺序移架，一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒 4-6 架的距离依次跟机移架； 特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎，应追机带压擦顶移架，支架滞后前滚筒 1-2 架。移架步 距 0.8m。 六、推拉溜方式 煤机割煤过程中，必须保证滞后采煤机不少于 15m（约 9 节溜槽）的弯曲段距离进行推溜 工序，推溜步距 0.8m。 每次推进应保证 0.8 米得推进度，并与煤壁保持平行成一直线，误差50mm 以内，推移 输送机时必须单向顺序进行，严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移，停机时严禁推刮 板输送机，以防卡死输送机，移机头时需停机作业，在完成推移输送机后，必须将散落在电缆 槽、输送机与支架间等处的浮煤一起清理至输送机内。 七、放煤方式 放煤采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩综合方式 放煤，支架收回插板，下摆尾梁进行放煤，并根据不同进刀方式确定放煤顺序，放煤步距 1.6m。为有利于端头顶板管理，机头、机尾各 5 组支架原则上不放煤，当两顺槽采空区未跟随 工作面垮落造成空顶面积超过规定时，两顺槽端头支架范围内可适量进行放煤促进顶板垮落。 放煤由两名专职放煤工负责，采用两采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面顶板 初次来压后进行，停采线前 35m 停止放煤。机头五架机尾五架不放顶煤。由两名专职放煤工 按照 135 架、134 架、133 架8 架、7 架、6 架（依次间隔递减）开始放煤，第一轮放出顶煤 的 1/3，第二轮放到见矸关门。两放煤工放煤间距不得小于 5 组支架，一般间隔 10 组支架左 右，打时间差放煤，并且巡回检查后部运输机的工作状况，放煤严格执行工艺要求，要对少数 的放煤口进行必要的折返补放，严禁超前放煤，确因特殊原因放煤工序未完成时，放煤工必 须交接好班，由下班放煤工完成。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤 速度，工作面同时放煤点严禁超过两处，防止压死后溜。 工作面放煤过程中严禁行人由机头转载机处行人过桥通过，以防放出的大块对人员造成 伤害。 八、工艺流程及各工序质量要求 1、 、采采放放比比 工作面设计采高确定为 4.0m，采放比为：4.0:(15.6-4.0)=1:2.9。 2、 、放放煤煤步步距距 本工作面采取两采一放循环工艺，循环放煤步距为 1.6 米。 3、 、割割煤煤方方式式 （1）根据工作面煤层赋存条件，采高要保持在 4.00.1m 左右的范围内，正常情况下沿底 板割煤，不允许留底煤。 （2）顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜发生困难，同时顶底板 割不平使支架几何形状不好，仰角太大，梁端距大，易冒顶；俯角太大，易发生采煤机滚筒割 顶梁事故。 （3）割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割平割透，保证顺槽顶底板到工作面顶底 板过渡平缓。 （4）采煤机割煤时必须克服底板局部起伏，保证输送机运转自如，不发生挂、卡溜槽等事 故。 （5）工作面遇有坚硬夹矸时，要采取其它有效措施，严禁用采煤机强行截割。 （6）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应 及时更换截齿。 4、 、放放煤煤方方式式 （1）初次放煤时，出切眼 20m 后即进行放煤，防止将老塘冒落的切眼支护材料放入后溜 中，严禁乱动尾梁、插板及放煤操作手把，防止发生意外事故。 （2）放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使 顶煤直接流入后部运输机，放煤时可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，以便于将顶煤放净。 放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎，见矸时停止放煤，并伸出插板封住放煤口，完 成放煤工作。 （3）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止 放煤，将插板打出，尾梁摆起。 （4）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分 冒落。 （5）放煤时要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架 不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。 （6）应严格控制割煤和放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。 （7）工作面机头留 5 组支架、机尾留 5 组支架不放煤，以维护出口顶板的安全，当两顺槽 采空区顶板未跟随工作面推进而垮落超过规定距离时，为促进采空区顶板垮落，可对端头支 架适量放煤作业。 （8）放煤时，支架后喷雾必须随后尾梁动作而开启，无喷雾或喷雾不完好不准进行放煤 作业。 5、 、装装煤煤方方式式 （1）推移刮板输送机时必须保证推溜成一条直线。 （2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现局部起伏太大的现象。 （3）刮板输送机机头、机尾推进度应保持一致，且必须保证推移步距为 0.8m 的截深，以 确保产量和工程质量。 （4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒 15m 后进行，不得出现急弯现象，除 弯曲段外其余部分不准出现弯曲。 （5）若推溜时出现困难，不应强推硬过，必须查明原因处理好后再推溜。尤其底煤出现台 阶，需要采煤机重新扫底，再推溜。 6、 、运运煤煤方方式式 工作面煤炭经刮板输送机端卸到转载机，将煤转至顺槽胶带输送机上。 煤炭运输过程中注意事项： （1）大块煤在运输机或转载机落地部分中卡住不能前行，应当及时停止运输机或转载机， 用大锤砸碎或放小炮，爆破必须由持证爆破工负责。 （2）注意落煤量不能过大，煤量大会使刮板输送机或转载机过载，转载机过载可低速启 动；刮板输送机过载，不能直接启动，需先启动液压马达，将刮板输送机中部分煤炭运出，分 离液压马达后，再启动刮板输送机。 九、工作面正规循环生产能力 采用正规循环作业方式：即割煤、移架、推前溜、放煤、拉后溜为全过程，采煤机前滚筒 割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式，每日按三个循环（割六刀，放 三轮）组织生产，日进 6 刀，截深 0.8m，日进 4.8m。 工工序序安安排排 （1）采煤机每班进刀数的确定 N =(60T-t1)/(nl/v+t2) 其中：T：每班工作时间，h； t1：工作面接班检查保养及准备时间，取 40min； n：割煤方式系数，单向割煤为 2，双向割煤为 1； l：工作面长度，m； v：采煤机实际割煤运行平均速度，m/min； t2：每刀的辅助时间，取 40min。 根据综采工作面回采的经验数据，采煤机割煤速度取 3m/min。 早班双向割煤： N1 =(60T-t1)/(nl/v+t2) =（604-40）/(1239.5/3+40) =1.67（刀） 中、夜班双向割煤： N2 =(60T-t1)/(nl/v+t2) =（608-40）/(1239.5/3+40) =3.67（刀） 夜班按割三刀放一轮组织生产，早班按割 1 刀组织生产，中班按割两刀放两轮组织。 （2）每班劳动定额 割煤产量 Q1= v1LM1S1r 式中：v1=97% M1=4.0m L =239.5m S1 =0.8m r =1.42t/m3 则： Q1=239.54.00.81.4297%/cos3 =1057.09（t） 放煤产量 Q2= v2LM2S2r 式中：v2=90% M2=11.6m L =239.5m S2 =1.6m r =1.42t/m3 Q2=239.511.61.61.4290%/cos3 = 5688.66（t） 早班产量 Q 早=1057.09（t） 中班产量 Q 中=2（Q1+Q2） =26745.75 =13491.5（t） 夜班产量 Q 夜=3Q1+Q2 =31057.09+5688.66 =8859.93（t） 日产量 Q=Q 早+ Q 中+ Q 夜 =1057.09+13491.5+8859.93 =23408.52（t） （3）全月劳动定额： QMN 全月 Q N 全月全月工作日数（天） QM23408.5227 632030.04（t） （4）推进度计算 月推进度：每月生产天数日推进度 LM =274.8 =129.6（m） 第四节 设备配置 一、 液压支架选型及基本参数。 本工作面采用 ZJ3600/15/36 型急倾斜支撑掩护式液压支架切顶线，上、下端头采用密 集（单体液压）支柱切顶 机巷设备配置：SZZ730160 型双中链刮板桥式转载机一台，PLM1000 型破碎 机一台，DSJ10002160 型可伸缩胶带输送机 2 台，此外还配备 BRW25031.5 型乳 化泵站和其它电器设备等。 二、采煤机选型及基本参数。 根据矿现有的装备、工作面煤层倾角及厚度等特点，设计采用 MG250/620-QWD 型交流 电牵引割煤机落煤。从机尾向机头单向下行割煤，前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤，滚 筒自旋使其截齿将煤破碎，并装入 SGB-730/160 型刮板输送机（本规程以下简称为 160 刮 板输送机） 。 三、工作面主运输设备选型及基本参数。 根据设计生产能力及本工作面地质条件等因素，F6140 工作面配备了如下一套大功率的 机械化综采设备：美国 JOY 生产的 7LS6C 型采煤机、轮式破碎机，郑州煤矿机械 集团有限公司生产的液压支架、前部刮板输送机、后部刮板输送机、顺槽用刮板转载机，德国 KAMAT 公司生产的高压泵站系统，中电电气（南京）特种变压器有限公司生产的移动变电站， 电光防爆科技股份有限公司生产的组合开关，天津华宁电子生产的 KTC-101 工作面控制系 统，德国 VOITH 公司生产的软启动系统等相关设备。 1）采煤机为美国 JOY 7LS6C 型机组，其出厂序列号为 LWS756，总重为 105t。本机组滚 筒直径为 2200mm,最大采高为 4375mm ,卧底量为 365mm,有效截深为 865mm。机组整机长 为 16251mm,机宽为 1758mm，机身高为 1034（身高）+353（卧底量）+1665（挡煤板）+266（挡煤 板护板）=3318mm。整机装机功率为 2045KW：截割电机 2750KW、行走电机 2110KW、泵 电机 55 KW、破碎机电机 270KW。 2）工作面液压支架选用郑州煤矿机械集团有限公司生产的四柱支撑掩护式低位放顶煤 液压式支架，其中 ZF15000/27/43 型放顶煤液压支架基本架共 128 架，ZFG15000/27/43 放顶 煤液压支架过渡架 4 架，ZFP13800/26/40 放顶煤液压支架排头架 4 架，ZFP13800/26/40 放顶 煤液压支架排尾架 4 架，ZT28000/25/40 放顶煤液压支架超前架 3 组，ZFT27600/23/40 放顶 煤液压支架端头架 3 组。 3）工作面三机系统除破碎机为美国生产的轮式破碎机外，其余为郑州煤 矿机械集团长壁公司生产：SGZ1000/2000 前部刮板运输机 1 套， SGZ1200/2000 后部刮板运 输机 1 套，SZZ1350/700 顺槽用转载机 1 套，ZZ1200 转载机自移系统 1 套，MZ1400 皮带机 自移系统 1 套。 4）前后运输机配套新式 DTPKWL2-1000 型 Voith 液力偶合器，本工作面所配 VOITH 阀 控调速型液力偶合器为开式系统，系统通过 4 个离心阀自动排液，利用液体循环将驱动电机 的力矩传递给工作机。DTPKW 偶合器既有外部支撑型又有自身支撑型。外部支撑型最显著 的特点是缩短安装空间，而自身支撑型可以比较快速地进行安装。在正常负载条件下，水只 是被稍微加热。额定运行时，水在开式回路中，可以设定时间定时排液或根据系统温度进行 换水。当启动堵转的输送机时，偶合器最高可加热至 100。每一次重新启动，都可以从供水 系统中得到冷水。这样，启动过程可以无限制地重复。 5）泵站系统为德国 KAMAT 公司生产的 7 泵 4 箱系统。4 台乳化液泵为 K35055M,3 台 喷雾泵为 K16065M。2 个水箱容积分别为 7900L，2 个乳化液箱容积为 7100L（乳化液室） +800L（乳化油室）=7900L。 6）工作面控制系统为华宁电控，台华宁主控制器，台控制器，个 下位机，2 台智能扩音电话，19 台普通的扩音电话，共套华宁线路。 F6140 综放工作面具体设备配套及主要电气设备见下表 名 称 型 号 数 量 备 注 工作面 支架 ZF15000/27/43 128 架 支架高度：2.74.3m；底座宽度: 1560mm； 支架中心距: 1750mm；总重量: 44.5t； 过渡支 架 ZFG15000/27/434 架 支架高度：2.74.3m；底座宽度:1560mm；支 架中心距:1750mm；总重量: 45t 排头支 架 ZFP13800/26/404 架 支护高度：2.64.0m；底座宽度 1560mm；支 架中心距: 1560mm；总重量: 39t； 排尾支 架 ZFP13800/26/404 架 支护高度：2.64.0m；底座宽度 1560mm；支 架中心距: 1560mm；总重量: 39t； 端头支 架 ZFT27600/23/401 套 支护高度：2.34.0m；整架宽度：3.9m；单架 宽度：0.92m；总重量：82T； 超前支 架 ZT28000/25/401 套支护高度：2.54.0m；总重量：106T； 过滤站 自动反冲洗 过滤站 40m 1 套进口(德国蒂芬巴赫)/流量 2000L/min； 采煤机JOY 7LS6C1 部 截割电机功率：750 KW；电压：3300V；牵引 电机功率：110 KW； 泵电机功率：55 KW；电压：575V；破碎机电 机功率：270kw； 装机总功率：2045KW；机身总重：105t 移动变 压器 KBSGZY- 4000/2000 4 台 KBSGZY-4000 移动变电站：2 台；KBSGZY- 2000 移动变电站：1 台； 软化水 装置 1 套 组合开 关 电光 3300/11403 台KJZ-1500/1140Z-9 、KJZ-1500/3300Z-9 前部刮 板 运输机 SGZ1000/21000 型 1 部 槽内宽 1000mm；电机功率：机头（1000KW） 机尾（1000KW）； 额定电压：3300V 总长度：244.75m；输送 量：2500t/h； 后部刮 板 运输机 SGZ1200/21000 型 1 部 槽内宽 1200mm；电机功率：机头（1000KW） 机尾（1000KW）； 额定电压：3300V；总长度：244.75m；输送量： 2500t/h； 转载机SZZ1350/700 型1 部 双速，槽内宽 1350mm，机头总高2500mm； 外形最大宽度 1650m； 破碎机400KW1 部 JOY 公司整机；进口尺寸： 483921641657； 电机功率：400KW 电压：3300V；传动形式： 齿轮传动； 乳化液 泵 K35055M4 台 额定电压：1140V ，4315KW；P=37.5MPa Q=439L/min； 喷雾泵K16065M3 台 额定电压：1140V，3160KW；P=14.3MPa Q=522L/min； 名 称型 号 数 量 备 注 工作面变 压器 KBSGZY-4000/3.452 台江苏中电 工作面变 压器 KBSGZY-2000/1.21 台 江苏中电 通讯、控 制系统 KTC1011 套天津华宁（防爆型或本质安全型） 工作面组 合开关 KJZ3-1500/3300-91 台 额定工作电压：3300V 9 回；额 定电流(A)：总电流 1500A； 外形尺寸(mm)： 405012101180；重量：6500 kg； 工作面组 合开关 KJZ-1500/1140Z-91 台 额定工作电压：1140V 9 回 ； 额定电流：总工作电流 1500A； 外形尺寸（mm）： 305011951065；质量：5600 kg； 回柱绞车30 吨2 台 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 工作面条件与支架适应条件对照表表六 工作面条件支架适应条件 采高(m)2.40m1.41.9 倾角()40456 煤厚（m）1.3m2.77m1.8 煤层硬度（f）44 底板比压（Mpa）202 支护强度（Mpa）0.50.44 顶 板I 级掩护式 二、支架布置 （1）F6140 综放工作面液压支架选用郑州煤矿机械集团有限公司生产的四柱支撑掩护式 低位放顶煤液压式支架，采用全部垮落法管理顶板。 （2）F6140 综采工作面选用郑州煤矿机械厂生产的支撑掩护式液压支架及配套的过渡液 压支架、排头液压支架和端头液压支架能满足实际生产需求，其中排头支架为 1#、2#、3#、4#、机头部过渡支架为 5#、6#支架，机尾部排头支架为 140#、139#、138#、137#支 架、过渡支架为 136#、135#支架，机头端头支架一组，其余为支撑掩护式中部液压支架。 （3）支架的核算 a、高度的核算 Hmax = hmax - S1 Hmin = hmin S2 a - c 式中：Hmax 立柱最大高度，m； Hmin 立柱最小高度，m； hmax 煤层最大采高，m； 条 件 项 目 hmin 煤层最小采高，m； S1 支架前柱上方（前部）的顶板下沉量，一般取 0.1m； S2 支架后柱上方（后部）的顶板下沉量，一般取 0.2m； a 支架前移所需的支柱可缩余量，一般不小于 0.05m； c 支架与煤层顶板之间的浮煤、浮矸厚度，一般取 0.1m； Hmax = 4.3-0.1 =4.2m Hmin =3.4 - 0.2 - 0.05 - 0.1 =3.05m 根据核算，最大支护高度 4.2m，最小支护高度 3.05m，所选取支架的支护高度为 2.7- 4.3m，符合要求。 b、工作阻力理论估算法 利用充填采空区的垮落岩石厚度来计算支架的支护强度，然后再核定支架的工作阻力： q=nrM/(Kp-1) 式中：q支架支护顶板所需的支护强度，KN/； r下位岩体的容重，KN/，取 r=20； M采高，m，取 15.6m； Kp岩石松散系数，一般为 1.25-1.5，取 1.35； n动载系数，综采放顶煤工作面取 1.4， q = 1.42015.6/(1.35-1) =1248 KN/ 支架的工作阻力 P = q （L1 + L2 + a）B 式中：P支架工作阻力，KN; L1支架前梁长度，m； L2支架顶梁长度，m； a支架的梁端距，m； B-支架的宽度，m； P = 1248 （1.76 + 3.645 + 0.534）1.65 =12229.59 KN 经计算所选支架的工作阻力为 15000KN,比所需工作阻力要大，所需支架符合要求 三、泵站选型、参数、位置及管路选型、数量 作面液压系统包括：乳化泵 4 台，清水泵 3 台，乳化泵箱 2 台，清水泵箱 1 台，65 高压 液管两路，75 回液管两路，架间 50 进液管，50 回液管。 第二节 工作面顶板管理 一、顶板及矿压显现规律 （1）队成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论现场顶板情况，并学 习顶板管理有关常识。 （2）必须按施工图纸和作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向管理人员、 班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管 理和生产技术管理工作。 （3）如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取处理措施。 （4）工作面工程质量必须达到“三直、两平、一净、两畅通”的要求，保证液压支架接顶平、 严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。 （5）来压期间必须保证采高不小于 3.8m，同时注意观察支架的压力变化，防止压死支架。 （6）工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于 300mm 时要及时处理。 （7）来压时支架工必须按照操作规程作业，根据实际情况可以二次拉架。 （8）来压前加强液压支架的检修，保证所有支架均达到初撑力。 （9）来压前加强设备的检修，保证设备在来压期间正常运转。 二、管理方法 （1）工作面要保持良好的工程质量，确保“三直、一平、两畅通”。 （2）在停产检修前夜班生产过程中要控制放煤，收班前后两刀严禁放煤，并且务必将前 后溜、转载机拉空，为检修提供便利条件。 三、正常回采时期顶板支护 工作面布置 128 架 ZF15000/27/43 型支架及 4 架 ZFG15000/27/43 型过渡支架、8 架 ZFP13800/26/40 型排头支架和 ZFT27600/23/40 型端头支架，组 ZT28000/25/40 型支架超前 支架支护工作面顶板。除端头支架，其余 140 架支架的中心距为 1.75m。液压支架移架步距 为 0.8 米，端面距不大于 0.532 米。 控顶距包括最大控顶距和最小控顶距： 最大控顶距 LmaxL1L2S 最小控顶距 LminL1L2 其中：L1前梁和顶梁长度之和，为 5480mm； L2端面距，为 532mm； S截深，为 800mm。 最大控顶距 Lmax54808005326812mm 最小控顶距 Lmin5480532 = 6012mm 最大控顶距为 6812mm，最小控顶距为 6012mm。 见附图六：F6104 综放工作面最大最小控顶距示意图 正常割煤后，及时移架支护新暴露出的顶板，缩小顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、 冒顶事故。支架的初撑力25Mpa，支架接顶要严实有力。 所用支架为本架操作，在移架时相邻支架首先把推移千斤顶给上液，再移架。端面距大 时要及时移超前架或打出护帮板。降架时，掌握好降架高度，做到少降快移，严禁大降慢移， 确保支护质量和控顶效果。 （1）移架的注意事项： 拉架时必须使支架保持一条直线。 工作面液压支架必须及时拉架，拉架距采煤机后滚筒 4-6 架，如果顶板压力较大或冒 顶危险时，应及时跟机拉架，以免发生冒顶事故。 移架过程中如发生顶板破碎冒顶时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。 移架时，要保证支架移到位，端面距应保持不超过 518mm。 移架时支架可下降 150-200mm，以移动支架为原则，在破碎顶板下必须带压移架，移 架过程中应随时调正支架。 （2）支架操作的基本要求 快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。 正：支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。 够：每次移架要移到位，支架移过后要成一直线。 匀：支架间距要按规定保持均匀。 平：要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。 紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架必须达到足够的初撑力。 严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。 净：将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板输送机顺利前移。 四、特殊时期的顶板管理（来压、停采、顶板破碎、过断层、联络巷）四、特殊时期的顶板管理（来压、停采、顶板破碎、过断层、联络巷） 停停产检产检修等特殊修等特殊时时期，要期，要严严格控制格控制顶顶板，确保板，确保顶顶板完好。板完好。 （1）工作面要保持良好的工程质量，确保“三直、一平、两畅通”。 （2）在停产检修前夜班生产过程中要控制放煤，收班前后两刀严禁放煤，并且务必将前 后溜、转载机拉空，为检修提供便利条件。 （3）停产后，工作面支架必须保证初撑力达到 25Mpa 以上，确保支架前梁接顶严实，护 帮有效，减少顶梁的前端面距，工作面高度控制在 4.0m0.1m；有顶板破碎之处及时向队值班 室汇报，以采取其它措施及时处理。 （4）两巷范围内的单体必须重新补液，并检查单体是否完好，对于不完好的必须更换，保 证停产期间单体不卸载。液压支架加强检修，杜绝自卸、窜液等现象，及时更换破损、损坏的 管路及元件。 （5）对于工作面的支架和两巷所用的单体进行检查，对于有自降或卸载的支架或单体， 能更换元件的要及时更换，不能更换的要用单体顶住，严防顶板冒落。 （6）夜班收班前将煤机放在顶板完好地段，为检修煤机留有安全的作业空间，全面移超 前架，前梁接顶有力，护帮有效，支架前后立柱升平，用好侧护板，不挤架、不咬架。 （7）工作面停产前必须对工作面及两巷进行防尘冲洗，消除所有积尘点；务必将架前、架 间和四连杆上的所有浮煤冲洗干净。 来来压压及及停停采采前前的的顶顶板板控控制制 （1）队成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论现场顶板情况，并学 习顶板管理有关常识。 （2）必须按施工图纸和作业规程规定，并结合实际情况，将顶板注意事项等向管理人员、 班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管 理和生产技术管理工作。 （3）如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取处理措施。 （4）工作面工程质量必须达到“三直、两平、一净、两畅通”的要求，保证液压支架接顶平、 严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。 （5）来压期间必须保证采高不小于 3.8m，同时注意观察支架的压力变化，防止压死支架。 （6）工作面顶板无台阶下沉，顶板冒落高度大于 300mm 时要及时处理。 （7）来压时支架工必须按照操作规程作业，根据实际情况可以二次拉架。 （8）上、下顺槽超前支护不少于 20m，支护的单体支柱或超前支架一定要达到初撑力，要 排成一条直线；必要时要改变支护方式，加强支护强度。 （9）来压前加强液压支架的检修，保证所有支架均达到初撑力。 （10）来压前加强设备的检修，保证设备在来压期间正常运转。 （11）来压时加强组织，快速推进，甩掉压力。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、轨道、运输顺槽超前支护（超前支护距离、超前支护方式及支护材料等具体要求、支 护质量控制标准） （1）F6140 工作面主运顺槽采用 5.0m 型钢梁配单体液压支柱打倾向棚支护顶板，一梁 三柱，棚间距 1.0m，支护距离自煤壁向外不小于 20m，主运顺槽中间一排10 米；辅运顺槽采 用超前液压支架和带帽点柱支护顶板，支护总距离不小于 20m；人行道高度不低于 2.8m，行 人宽度不小于 0.7m。 （2）主运顺槽副帮的超前支护单体与转载机相距不小于 0.7 米。主运顺槽中间一排的超 前支护单体距转载机上帮侧 0.2 米支设。主运顺槽正帮的超前支护单体距主运顺槽正帮 0.20.3m。 （3）在煤机割到端头前回撤一根棚梁，不得提前回撤或一次回撤多根棚梁，及时移端头 支架（排头支架）并使端头支架（排头支架前梁的伸缩梁伸出去）接近到前方棚梁（或辅运超前 支架的尾端），支架伸缩梁和前方棚梁尾端的距离不得超过 0.6m，并打出护帮板护顶。 （4）巷道超高地段要用半圆木、道木、木板等接实顶板，保证支柱支护高度不超过 3.9 米， 支柱初撑力不低于 90KN。 （5）所有单体支柱要达到初撑力，三用阀一律和巷道方向一致，卸液口朝向采空区。 （6）单体要拴防倒绳，防倒绳拴在手把环上。并在单体的柱帽处用 10#铁丝双股绑扎牢固 与顶部的锚网梁联好。两顺槽超前 50 米范围内不得存放备用材料配件或设备。 （7）辅运顺槽副帮距机尾末排排头架大于 600mm 时，要支设密集