115综采工作面设计说明书

1、第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系115-105工作面是一次采全高综采工作面。本面开采二叠系山西组5-1#煤层。工作面走向长150m，倾斜长1200m，平均采煤厚度2.59m,可采储量675990吨。工作面标高+725745m。具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称1077采区名称一采区东翼地面标高+1365+1391m井下标高+10901110m地面的相对位 置位于大峪河以北山梁上，本区地面多为低山丘陵，地表均被黄土覆盖，冲沟发育。回采对地面设施的影响回采造成地面裂隙，塌陷等。井下位置及与相邻关系此工作面南为F3断层，东为小峪煤矿矿界，北为实体煤，西

2、为运输大巷、轨道巷和回风巷。走向长度150m倾斜长度1200m面 积180000m2第二节 煤层与煤质本工作面设计开采煤层为5-1#煤，通过地质资料分析，具体情况：所开采二叠系山西组5-1煤层，煤厚1.233.97m，平均为2.59m，属稳定可采煤层。煤层倾角03o。 煤质情况 表二AVSY工业牌号26.29%38.06%0.44%11QM第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度(m)特征顶板中砂岩5.0白色长石、石英砂岩底板中细砂岩2.03矿泥岩胶结物附图1-1：115-105工作面地层综合柱状图（见图）第四节 地质构造概况：本工作面走向北东，倾向北西的单斜构造区，

3、根据上分层及掘进资料，工作面有三条小断层。第五节 水文地质（一) 115-105工作面水文地质概况：本工作面水文地质条件简单，主要充水含水层均为富水性弱的含水层，由于上部煤层已回采，对本工作面回采影响最大的是上部采空区积水。在回采前首先进行探放水工作，确认上部采空区无积水时方可进行回采工作。上部煤层采空区内有积水，在掘进过程中部分已探放，预计剩余积水量100300m3，因此在回采过程中在两巷及工作面低凹处，淋水较大应加强探放水。（二）涌水量预计预计本面最大涌水量10m3/h，正常涌水量5m3/h。（三）防治水措施1、建立畅通的排水系统，在两顺槽分别安装一路89mm排水管路，各水仓处分别安装一台

4、排水能力分别不低于30m3/h、扬程50m的水泵。2、做好清淤工作，每班设专人及时清理巷道中淤煤，确保两巷畅通。3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避水灾路线撤人，同时向调度室和有关领导汇报。 4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。第六节 影响回采的其它因素本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，自燃等级，属容易自燃煤层。在回采过程中需加强“一通三防”工作，采取综合预防煤层自燃发火的措施，确保安全生产。第七节 巷道布置1、巷道支护形式：根据本工作面所施工巷道穿越的煤（岩）层和围岩情况，结合我矿掘进支护经验，确定本工作面所掘巷道全部采用锚杆加金属网支护，锚索做加强支护。锚杆间排距为700 m

5、m700mm，顶板锚杆支护每排7根，锚杆长度为2000mm,锚杆直径为16mm的园钢,顶板和两帮铺菱形金属网，联网距不大于250 mm，锚索排距为3000mm，沿巷道中心线布置，锚索直径为15.4mm,锚深6000mm。外露300mm。两帮支护采用锚网支护，每帮支护锚杆3排，间排距700mm700mm2、铺网：金属网用12#铅丝编制的50*50 mm菱形网，规格为长*宽=3200*1000 mm（3500*1000 mm），铺网时要网与网对接，用14#铅丝双股对折，将相邻的两片网联接起来，联网距不超过250 mm，联网必须扭够三圈。3、切眼：切眼一次成巷，切眼采用锚杆+金属网支护方式，锚杆支护

6、的间排距为900mm900mm，两帮支护3排。第八节 储量 储量：本面设计回采率为95%。总 可 采 储 量=68068495% =614317（吨）第二章 采煤设计第一节 采煤工艺一、采煤工艺1、采煤方法：单一倾斜长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。 本工作面煤层厚度平均2.59m，支架高度1.73.5m，煤机滚筒截深为 0.8m，确定循环进尺为0.8m，煤机割煤高度2.59m，一次采全高，煤厚小于采高时，沿顶破底。2、回采工艺1、采煤机斜切进刀方式割煤拉架推溜清煤主要工艺介绍割煤：割煤使用MG-300/700-WD型双滚筒采煤机。割煤方式：双向割煤，采高2.59米，截深0.8米

7、。进刀方式：端头斜切进刀，进刀距离不少于30米。左端头斜切进刀A、机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.8米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，停机，顺次拉架。D、推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。右端头斜切进刀A、机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切

8、进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.8米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾。C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。D、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此进刀完毕之后，正常割煤。插图二：综采工作面斜切进刀示意图拉架割煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.8米。推溜滞后拉架4-6架,即可推溜,顺序追机推溜,推溜步距为0.8米，推溜距采煤机的距离不小于12米，最大不超过40米，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急

9、弯，溜子弯曲段不小于10个支架，推移机头，机尾时，必须停机。清煤滞后割煤机3-5架开始清浮煤，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不得超过30mm。 附图：采煤机进刀示意图。二、提高回采率的措施1、严格按采高要求采煤，采高误差不得超过100mm，上部要沿2#煤顶板推进。2、当遇地质变化致使煤层变薄时，在该段要沿顶板采煤，煤层厚度不足2.59m时，可适当降低采高，不得破顶破底（最低采高不得低于1.8m）。3、定期清理上下顺槽、机头机尾出口及工作面支架内的浮煤，并把浮煤装入运输机。4、工作面必须采到设计停采线位置，及时停采，严禁在工作面私自留设顶底煤。5、遇特殊地质构造需改变工艺时，要执行有关临时

10、补充措施。三、提高煤质的措施1、采煤机司机根据煤层赋存情况掌握好采高，沿煤层顶底板割煤，严禁割顶、割底。割出的顶底板要平整，并及时移架防止发生漏冒顶影响煤质。2、当发生冒顶或漏顶事故时，要及时停止工作面运输机和采煤机，采取措施管理顶板。有大块矸石时，各转载环节要及时停机打碎拣出，不得混入煤流中运出。3、不准把两巷构木、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件等废旧物品混入煤中运出。4、大块石头必须及时捡出扔到落山，严禁大石头上皮带。5、采煤机和各转载点的喷雾要做到开水开机，停机停水，煤量水分过大时适当降低喷雾量，以防煤中水分超标。6、防尘用水应保持喷雾方式，停止生产后，防尘用水要立即关闭。支架液压管路及

11、工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理。两巷及工作面积水由专用排水管路排出，不得排入煤流中。7、若遇特殊地质构造致使不可避免破顶底板回采时，在满足生产需要的前提下，严格控制破岩量，以保证煤质。第三章 顶板管理及支护设计第一节 支护设计一、顶板管理方法：采用自然跨落法管理采空区顶板，选用ZV5800/17/35L型掩护式液压支架护顶。二、工作面机头、机尾端头支护：1、支护方式工作面和机头、机尾两端头采用ZV5800/17/35型液压支架配合单体支柱支护顶板。两端头支架与巷道超前维护成对梁支护，一梁三柱支设，单体支柱排距为0.8m，柱距与巷道内超前支护相同，落山侧补支两排，共8根切顶点柱，每循

12、环及时回收，其切顶线滞后工作面切顶线不得超过0.5m。上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱，待输送机推移到位后,及时补为一梁三柱。上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移,最后再回点柱放顶处理采空区。 2、回采过程时，必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施，报请矿总工程师批准，以确保安全生产。三、两巷超前维护方式：1、超前支护距离两巷超前支护距离不小于30m，支护距离从工作面煤壁算起。但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。2、超前支护形式两巷超前支护采用DW35-150/

13、100型单体支柱配用3.2m兀型梁支护，具体形式为：3.2m兀型梁平行于巷道分两排布置，兀梁梁头对接，兀型梁距两帮均为600mm，柱距为800 mm。装载机机头处可根据实际情况适当调整，以推移转载机时能通过为准。两巷采用套棚加强支护的铁棚要随超前支护的架设而提前回收，回收时先在所回收梁前后均匀支设1803000mm的棚板维护顶板,再按两巷回收方法回收铁棚, 回收铁棚够架设一架超前支护的距离时,按超前支护架设方法架设齐全超前支护,再循环作业直到超前支护架设长度达到规定要求为止，运输巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时，最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶，以便达到本规程要求的超前支护长度

14、。在回风巷距工作面5m范围内超前维护由原来的两排增加为3排，回风巷在距原超前支护中间增设一排点柱，用DZ35150/100型单体液压支柱支设，逐循环迈步移支，运输巷根据实际情况支设，支护方式同回风巷。 附：工作面支护及两巷超前支护图 3、超前支护工程质量：(1)单体支柱必须排成直线，且迎山有力。(2)超前支护的单体柱必须垂直顶、底板，打成一条直线，打在兀型梁与工字钢“十”字交叉处。(3)单体支柱必须挂好防倒钩，以防倒柱掉梁伤人。(4)单体支柱必须穿300mm铁鞋支设，而且必须加在实底上。(5)单体支柱初撑力不小于6.5Mpa。(6)单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。(7)工字钢必须接顶严

15、密，若接顶不严，须用构木等勾严背实，兀型梁与工字钢“十”字交叉处必须加垫构木，以防受力滑移。(8)超前支护范围内巷道高度不得低于1.8m，并有不小于0.7m宽的人行道。(9)超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。(10)发现漏液或失效支柱要及时更换。(11)回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点，且必须摆放整齐。四、特殊条件下的顶板管理：、初次来压及周期来压期间顶板管理1、工作面安装准备形成生产系统后，要对设备逐台进行试运转，对出现的问题及时处理，经有关单位验收合格后开始生产。2、初采前，必须按规程要求支设好端头和超前维护。3、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班

16、监督，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。4、来压期间，采高要严格控制好，不得超高。5、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于24Mpa。6、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。7、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证顶梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶。必要时应在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架顶梁上挑棚板支护。8、因故不能及时移架，必须及时伸出伸缩梁护顶或在煤帮支设戴棚板点柱，柱距为1.5m。9、顶板破碎时，带压移

17、架，严禁把相邻的两架支架同时降下。10、来压期间，应积极组织，加快工作面推进度，以尽快摆脱压力影响。11、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。、工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理1、首先及时将拉槽、冒顶处两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设单体柱木梁棚，以防冒顶范围向两边扩展。2、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好柱窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架顶梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。五、液压支架支护强度验算1、支架支护强度P1= 0.53MPa经验计

18、算支护强度：Pj8Mr82.592.49.81000487334Pa0.4873 MPa式中： M-采高，取2.59 m r-岩石容重，取2.4T/ m3由计算结果知：支架支护强度P1Pj，因此工作面支护强度满足要求。2、支架底板比压验算：采区底板比压值P1=19.31 MPa，支架底座箱对底板比压P20.6819.31 MPa，即P1P2。故所选ZV5800/17/35型掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要。表一：3、顶板压力计算:工作面条件支架适应条件采高2.591.83.5m煤厚2.59m3.0底板比压18MPa1.7MPa支护强度0.4193MPa0.53MPa顶板种类I级一类掩护式

19、 根据公式:P=8(48)MY T/ 式中: M最大采高 2.59m Y顶板岩石容重 2.4T/m3即: P=82.592.4=49.73T/支柱载荷计算:按公式:N=P/D即： N=42.24/2.418(吨/根) DW35-150/100单体液压支柱额定工作阻力245kN。N15S=1515.7 = 23.5m3/minQ采= 1088m3/min128A,符合要求（3）、 按经济电流密度校验所选电缆的截面积A=Ig/Jj=128/2.25=51mm2式中A-电缆的经济截面积 Ig-长时工作电流 AJj-经济电流密度 A/mm2根据我矿的生产班次 Tmax=(365-12)*16*0.8=

20、4518小时查煤矿供电232页表5-8取Jj=2.25A/故选用UGSP3*120mm2的高压电缆符合规定（4）、按正常工作时的电压损失校验电缆的截面积（校验到 变电所）U=PL/DSUe=1.732IR cosP线路通过的有功功率 KWL电缆长度 KMD导电率 n.mm2/M Ue线路额定电压 KVS电缆的截面积 R=1000(L1/DS1)=1000*(0.18/48.6*50)=0.074 U=1.732*128*0.074*0.8=13.1V电压允许损失按不小于5%校验 6300*5%=315V由于13.1V274A,符合要求。（2）、 按正常运行时的电压损失校验供电网络允许电压损失U

21、=1200-(1140*95%)=117V支线电缆的电压损失为：Uz=Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz*n=600*1*260*1000/42.5*1140*95*0.95=35.7V 式中：D导电率，铜芯电缆取42.5Pe采煤机电机的总功率 KWKf负荷系数，取1Lz支线电缆的长度 mn-电动机的效率（3）、 变压器的电压损失计算KBSGZY-1000型移动变电站参数：Rb=0.0101欧 Xb=0.0931 电压损失计算：Ub=Pe*Kx*Rb+Pe*Kx*tana*Xb/Ue=61.7V式中： tana-cosa的对应值总的电压损失：U=Uz+Ub=35.7+61.7=97.4

22、V117V,符合要求。（4）、 按采煤机启动时的电压损失进行校验根据采煤机的工作情况，截割电机启动时的电压损失量大，因此只计算此种情况即可，根据规定，启动时的电压损失不大于25%，采煤机启动电流按5倍的额定电流计算： Iq =5*192.4+91.3+27.6=1081AUb%=(Ur*cosa+Ux*sina)*=(0.7*0.8+5.46*0.6)*1081/481.1=8.62%由于95mm的电缆长度为260米 Rl=0.054 Xl=0.017 Zl=0.057Ul%=5*192.4*0.057*100/1140=4.82%总的电压损失为U%=Ub%+Ul%=4.82+8.62=13.

23、44%2*190A,符合要求。（2 ）、按正常运行时的电压损失校验 允许网络的电压损失U=1200-（1140*95%）=117V 刮板输送机电缆的电压损失为 Uz = Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz* n =31.5*1*260*1000/42.5*1140*70*0.95 =25.4V式中 D-导电率，取42.5Pe电动机的额定功率 KWKf 负荷系数Lz支线电缆的长度 Mn电动机的效率（3）、变压器的电压损失计算由2：（3）、计算可知 Ub=Pe*Kx*Rb+Pe*Kx*tana*Xb/Ue =762*0.896*0.0101+762*0.896*1.02*0.0931/1.

24、14=63V总的电压损失 U=Ub+Uz=25.4+63=88.4V117V 符合要求。（4 ）、按刮板输送机启动时电压损失进行校验刮板输送机启动时两台315KW电机同时启动，因此只计算出此种情况下的电压损失，根据规定启动时的电压损失不大于25%启动电流按7倍的额定电流计算： Iq=190*7=1330A Ub%=(Ur*cosa+Ux*sina)*(0.7*0.8+5.46*0.6)*1330/481.1=10.6%刮扳机的电缆截面为70mm，长度为260m Rl=0.315*0.26=0.082Xl=0.078*0.26=0.02 Zl=0.084Ul%=1330*0.084*100/11

25、40=9.8%刮扳机启动时总的电压损失为U%=Ub+Uz%=20.4%29A.符合要求（2）、 按正常运行时的电压损失校验允许网络的电压损失U=690-(660*95%)=63V转载机支线电缆的电压损失Uz=Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz*n=40*10*1000/42.5*660*25*0.95=6.0V式中 D导电率，取42.5Kf负荷系数，取1Lz支线电缆的长度，取10n电动机的效率，取0.95（3）、 变压器的电压损失由式2、（3）计算可知，变压器的电压损失Ub =5V系统总的电压损失 U=Uz+Ub=6+5=11V63V符合要求（4）、 按转载机启动时电压损失进行校验转载

26、机启动时，其电动机电压损失不得大于25%, 启动电流按7倍的额定电流计算： Iq=29*7=203A Ub%=(Ur*cosa+Ux*sina)*=(0.7*0.8+5.46*0.6)*203/481.1=1.6%转载机的电缆截面为70mm，长度为610m Rl=0.448*0.61=0.273 Xl=0.081*0.61=0.049 Zl=0.277Ul%=203*0.277*100/690=8.14%转载机启动时总的电压损失为 U%=Ub%+Ul%=9.74%91.3A,符合要求。（2）、按正常运行时的电压损失校验允许网络的电压损失U=1200-(1140*95%)=117V乳化泵站支线电缆的电压损失为：Uz=Pe*Kf*Lz*1000/42.5*1140*25*0.95=1.62V（3）、变压器的电压损失由前面计算可知，采煤机和液泵的变压器电压损失为Ub=61.7V泵站系统总的电压损失U=Uz+Ub=1.62+61.7=63.32V,小于117V，合格。（4、）按泵站启动时的电压损失校验乳化泵站电