煤采作业规程设计.doc

采 煤 工 作 面 作 业 规 程 样 本XX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F614001514130点以南17m4250正断层0.7m有F614002514105点以南39m22565正断层1.2m有F614003514143点以北17m9052逆断层1.63有F614004514107点以北12m10561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、锚杆支护附件（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.装煤方式（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.运煤方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、采放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、放煤步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、割煤方式（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、放煤方式（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、装煤方式（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、运煤方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。工序安排（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/m3Q2=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ZF15000/27/43128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40m1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-4000/20004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条件项目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 - S1Hmin = 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； 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 =4.2mHmin =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）停产检修等特殊时期，要严格控制顶板，确保顶板完好。（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。来压及停采前的顶板控制（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、