采面工作面施工组织设计Word文档格式.docx

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可采储量

可采期限

单位

m

m²

t/m3

%

kt

月

参数

294

144060

0.7

1.40

89.1

158.4

141.1

27.6

四、工程范围

1123工作面运输机巷皮带机安装、转载机安装及工作面支架安装、工作面刮板机安装和采煤机的安装。

按照支护设计进行支护，包括支护材料的采购、加工、安装及拆除；

1123采煤工作面机电设备，包括采煤机、刮板机、转载机、液压支架、泵站、移动变电站、供回液管路、电气开关、电缆及供排水管路等。

（1123工作面长度294m）

1123工作面机电设备安装及调试。

八、工作面储量及服务年限

（一）、工作面工业储量

单面A=147m×

550m×

0.7m×

1.40t/m3=79.2（kt）

双面工作面A工=79.2×

2=158.4（kt）

（二）工作面回采量及回采率

+850m上下连回风巷护巷煤柱30m，因此回采倾斜长度550-60=490m。

回采量：

A回=147×

490×

0.7×

1.40×

2=141.1kt

回采率：

144.1/158.4×

100%=89.1%

（三）生产能力及服务年限

根据矿井的核定生产能力150kt、2017年采掘计划及实际生产能力，设计工作面两班生产，一班准备检修，班循环2次，日推进两刀1.2m（实际只有1.1m），工作面回收率95%，正规循环率70%（考虑到工人操作不熟练及设备运行因素），按年工作276个工作日计算。

工作面年产量：

A采=l·

L·

r·

C·

m·

10-3

=147×

2×

276×

1.1×

0.70×

1.45×

95%×

10-3

=12.05kt/a

式中：

A采-普采工作面年产量，kt/a；

M—回采工作面煤层厚度0.7m（平均采高1.45m）；

l—回采工作面长度，平均147m×

2；

L—回采工作面年推进度，212.5m；

r—开采煤层的平均容重，1.40t/m3；

C—工作面采出率，95%。

工作面平均日生产能力：

120.5/276=0.437t/d

工作面服务年限：

（550-60）/212.5=2.3（年）

预计工作面于2016年4月份始采，2018年6月终采。

第2章采煤方法及回采工艺流程

根据我矿《整合工程初步设计（修改版）》，1123采煤工作面为采用普通机械化采煤工艺，倾斜长壁后退式采煤法进行回采，采空区采用自然垮落充填法管理顶板。

第一节巷道布置

一、采煤工作面巷道布置

1123采煤工作面为三巷布置，采煤工作面运输巷（1123工作面运输机巷）

在+850m水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（1123工作面通风行人巷）与工作面溜煤眼贯通，按方位角52º

，倾角-17º

掘进65m见煤，顺煤层倾向布置530m；

采面回风巷（1123a回风巷、1123b回风巷）从+850m水平底板岩石运输巷掘一段岩石巷（石门）与+850m上下连煤层回风巷贯通，然后顺煤层倾向掘进630m，对接工作面运输巷、回风巷到位后两巷贯通后形成开切眼，安装机电设备、供电系统、控风设施、安全监控等后形成采面生产工作面。

1123工作面运输机巷道净高2m，净宽3.6m，矩形断面，锚杆加钢筋梯支护；

1123a回风巷、1123b回风巷净高2.0m，净宽3.5m，矩形断面，巷道采用锚杆加锚索钢带支护。

工作面巷道布置见图。

二、溜煤眼

在+850m水平底板岩石运输巷1123工作面通风行人口距大巷76m处布置有1123工作面溜煤眼，方位角60º

，倾角+45º

倾斜长16m。

高:

2.0m,宽：

上口3.0m、下口0.8m，深23m，容积87.4m3，锚杆支护。

第二节采煤方法

该工作面采用倾斜长壁后退式开采，全部跨落法管理顶板。

1123a采面与1123b采面煤壁至煤壁之间的错距离保持在1-3米之间。

1、进刀方式：

机组自开切口斜切进刀

a、采煤机向机（头）尾割煤斜切进刀25～30m，其前后滚筒全部切入 

；

b、移溜工序距进风巷（回风巷）15m处停止移溜；

C、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体；

D、将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作；

E、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（尾）割三角煤完成斜切进刀；

F、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（头）正常割煤，推移工作溜机头（机尾），进刀结束；

采煤方法图示意图

第三节回采工艺

一、回采工艺

工艺流程：

采煤机从机尾（头）自开切口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→移后溜→移整体梁。

（一）落煤

1、采用MG170/410－WD型双滚筒骑溜式交流电牵引采煤机落煤；

2、进刀方式：

机尾（机头）割三角煤斜切式进刀，其进刀斜长大于25m。

3、割煤方法：

双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

4、采煤机型号及主要技术参数

型号：

MG170/410-WD

生产能力t/h

650

采高m

1.3-2.92

截深mm

600

适应倾角

≤35°

滚筒直径mm

Φ1250

滚筒转速r/min

46

摇臂长度mm

1798

摇臂摆动中心距mm

5813

牵引力KN

408

牵引速度m/min

0-7,割煤时控制在0-2。

牵引形式

交流变频调速无链牵引

机面高度mm

1100

最小卧底量mm

167

最大不可拆卸尺寸（中间箱尺寸）mm

2400×

1200×

800

最大不可拆卸重量t

≤5.3

灭尘方式

内外喷雾

装机功率kw

170×

2+30×

2+11

电压v

1140

机重t

25

配套输运机

SGZ630/220

工作面采煤机割一刀原煤循环进度为0.6m。

附图3:

正规循环作业图表

（2）装煤方式

利用采煤机滚筒与工作面SGZ630/220型刮板输送机配合运，实现自装煤。

剩余浮煤在推移溜过程中，溜子推移至煤壁溜子铲煤板将煤装入溜中。

（三）运煤

工作面刮板机运到1123运输巷刮板机转载到1123运输巷皮带机运至煤仓，转入+850上下连底板岩石运输巷装入矿车，电瓶机车牵引运输到+838m甩道车场，绞车提升到地面，人力推车到地面煤仓。

1、工作面内采用SGZ-630/220型中双链可弯曲刮板输送机技术参数

电动机功率：

110KW，电压：

1140V

运输能力：

450t/h，链速：

0.93m/s

安装长度：

150m

中部槽规格：

1500×

630×

252mm

整机弯曲性能：

水平弯曲1°

垂直弯曲3°

。

2、运输机巷转载使用SGB620/40T型刮板输送机技术参数

电机功率：

55KW，电压等级：

660V

150t/h，链速：

0.86m/s

80m

620×

180mm

3、运输机巷DTL80/2×

75型固定伸缩胶带运输机技术参数

75KW，电压等级：

400t/h，带速：

2.0m/s

560m

胶带宽度：

800mm

（4）工作面支护及顶板管理

工作面采用山东凯瑞矿山设备制造有限公司为我矿设计的整体顶梁悬移液压支架ZH2000/14/19.5Z、ZH2400/14/19.5Z支撑顶板，三巷超前支护使用JDB-1200型铰接顶梁配DW25-250/100单体液压支柱进行支护。

整体顶梁悬移液压中间支架ZH2000/14/19.5Z技术特征（见下表2-1）

ZH2000/14/19.5Z中间支架技术参数表2-1

序号

名称

参数

备注

1

支架高度

1400-1950mm

最低/最高

支架宽度

960mm

3

工作阻力

2000kN

P=41Mpa

4

初撑力

1545kN

P=31.5Mpa

5

支架中心距

1000mm

6

支护强度

0.60MPa

7

对底板比压

8

支柱缸径

Φ125mm

9

行程

550mm

10

支柱数量

4条

带Φ350mm铁鞋

11

移架千斤顶缸径

100mm

12

移架步距

700mm

13

推溜千斤顶缸径

14

推溜力

235kN

15

16

档矸板长度

580mm

17

泵站压力

31.5MPa

18

工作介质

M10乳化液

浓度3-5%

19

操作方式

集中控制

ZH2400/14/19.5Z过渡支架（端头支架）技术参数表2-2

过渡支架高度

2400kN

P=39Mpa

1940kN

0.56MPa

Φ140mm

伸缩梁数量

伸缩梁行程

20

3-5%

21

1、支架操作方法：

本架操作

2、移架方法：

追机逐架前移

3、工艺关系：

正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，

（顶板破碎段可超前移架即前滚筒割顶煤，滚筒割底煤后立即移架）；

推移溜滞后移架10—15m，推溜时，采取多次推到位的方法推溜，必须保证输送机弯曲段长度大于1.5m。

输送机弯曲段的弯曲角水平方向不得大于1度，垂直方向不得大于3度。

杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。

4、采空区处理：

采用自然垮落法充填采空区顶板。

根据矿井多年实际情况若采面初期推进5-10米时，采空区顶板不自动垮落，要进行一次强制放顶，以后不需人工强制放顶，顶板直接顶大约2.0-2.5m厚随移架而自然垮落充填采空区。

二、工作面正规循环生产能力

该工作面选用双滚筒采煤机采煤，ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，刮板输送机运煤，采煤机运行时采用双向割煤方式，斜切进刀，自开缺口，日往返一次割两刀（因受矿井运输限制和职工对机采的技术熟练程度），每刀截割深度0.6（实际0.55m），日推进度1.1m。

W=LShrc

=147×

0.55×

1.4×

95%

=311.8（t/1个循环）

W——工作面正规循环生产能力，t/1个循环；

L——工作面平均长度，147m×

s——工作面正规循环推进度，0.6m，实际0.55m；

h——工作面采高，1.45m；

r——煤的视密度，1.4t/m³

c——工作面采出率，95%。

第四节设备配置

1123工作面主要设备配置

设备名称

型号

功率（KW）

运量（t/h）

台数

采煤机

410

650

刮板运输机

SGZ630/220

110

450

SGW-620/40T

55

150

伸缩带式输送机

DTL-80/40/2×

75

/2×

400

悬移液压支架

ZH2000/14/19.5Z

284

端头过度支架

ZH2400/14/19.5Z

乳化泵

BRW200/31.5

乳化液箱

XR200/16

1500L

移动变电站

KBSGZY315/10

KBSGZY1000/10

开关

QJZ-400

双控双速开关

QJZ-315/1140（660）SA

防爆电话

KTH-101

组合灯光电铃

金属铰接顶梁

JDB-1200

200

单体液压支柱

DW25-250/100

300

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、工作面顶板管理方式及支护设备选型

1、液压支架选型计算

1）工作面中间支架选型计算

根据本工作面煤层的赋存条件、地质构造特征，为保证选用适用的支架，使得机采各项工艺参数充分发挥，确保工作面实现高产高效，进行工作面支架选型。

A、根据工作面自然条件，上下连煤层厚度为1.55-1.9m，煤层倾角为11°

-15°

等赋存条件，初步选用支架为整体顶梁组合式支架。

支架的支护强度≥1000kpa，取支架支护强度为1000kpa。

B、支架支护强度的计算：

Q=1000×

N×

h×

γ×

9.8×

10-6/u

Q——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），MPa；

N—支架荷载相当于采高岩重的倍数（6-8倍），取N=8；

h——煤层平均采高，1.45-1.9m，取最大1.9m；

γ——顶板岩层平均容重，取2.5t/m3；

u——支护效率，取0.85；

Q=8×

1.9×

2.5×

9.8/0.85＝438.12kN/m2=0.44MPa

因此该工作面合理支护强度为0.44MPa<

ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度0.56MPa。

故选用支架支护强度较合理。

支架有效载荷面积S=（3.6+0.2）×

1.0=3.8m2

支架工作阻力：

Q工=Qb（l+c）

=438.12×

1.0×

（3.6+0.2）

=1664kN

Q——工作面支护强度，取438.12kN/m2；

b——支架中心距，取1.0m；

c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m；

l——顶梁长度，取3.6m。

C、支架初撑力的确定

由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为1664×

0.8=1332KN。

D、液压支架的高度计算

（1）支架的最大支撑高度

考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm，即：

hmax=Hmax+（200-300）mmHmax——煤层开采的最大高度，1700mm。

=1700+200

=1900mm

（2）支架的最小支撑高度

支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（150-250）

hmin=Hmin-（150-250）mmHmin——煤层开采的最小高度，1550mm。

=1550-150

=1400mm

根据以上参数,工作面中间选用ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表2-1）。

2）工作面过渡支架（端头支架）选型计算

为了确保工作面端头支护强度达到实际要需求，进行工作面端头支架选型。

A、根据工作面自然条件，上下连煤层采高为1.55-1.9m，煤层倾角为11°

ZH2400/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架的支护强度0.60MPa。

（4.2+0.2）

=1947kN

l——顶梁长度，取4.2m。

由于1123工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为1947×

0.8=1558KN。

根据以上参数,工作面过度支架（端头支架）选用ZH2400/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板较合理（见表2-2）。

采煤工作面选用BRW200/31.5型乳化液泵两台与XR200/16型乳化液箱一台共同组成乳化液泵站为整体顶梁组合悬移支架提供动力源符合要求。

2、顶板控制

1123（a）工作面及1123（b）工作面均采用ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，最大控顶距4.2m（端头），最小控顶距3.6m；

放顶步距为0.6m，自然垮落充填采空区顶板。

ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架工作阻力2000kN/架，支架承载不均匀系数取0.8，支架实际承载能力Q按下式计算：

Q单=2000×

0.8=1600kN/架

工作面支护密度

ρ=

=（8×

9.8）/1600

=372.4kN/m2/1600

=0.233架/m2

ρ—支柱密度，架/m2；

W—支护强度，kN/m2；

Q单—支架实际承载能力，kN/架；

单支架支护面积：

S=3.6×

0.96=3.456m2

0.233架/m2×

3.456m2=0.805＜1

故支护密度符合要求。

确定架距

根据工作面推进度0.6m；

据此确定间距。

R=1/（Lρ）=1/（0.6×

0.805）=2.07m

R—间距，m；

L—推进度，0.6m；

根据计算，确定工作面采用支架间距为1.0m，推进度0.6m。

工作面支架数确定：

工作面总长294m，运输机巷宽度3.6m，回风巷宽度3.2m,支架宽度0.96m,间隙0.04m。

工作面有效支护距离：

294+3.6+3.2+3.2=304m

支架数：

（304）/（0.96+0.04）=304架

选取支架台数302架时

端头支架距负帮距离=304-302×

1.00=2.0m

机头、机尾端头架距负帮距离平均为：

2.0÷

2=1.0m

考虑安装间隙，取302架符合要求。

工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于0.5m。

3、液压管路压力损耗计算

采煤工作面选用BRW200/31.5型乳化液泵，放置于1123工作面通风行人巷，位于工作面上段，距工作面斜长560m，垂高108m。

液压供、回液主管采用单管供液方式，供液主管直径Φ38mm，采面分支主管Φ25mm，将液压连接到每架支架上。

为了确保工作液压支架撑力达到1545KN，对沿程管路压力降进行计算：

泵站至工作面入口端的管路铺设直径Φ38mm，长度600m（每10米铺设1根管子，供60根管子），接头芯子内径30mm总数为2×

60=120个，直径Φ38mm的接头芯子单个长为10.5mm，芯子总长LXZ=120×

0.097=12.6m≈13m,纯胶管总长LCg=560-13=547m。

工作面内管路铺设直径Φ25mm，长度195m（架间距1m,150m工作面有150根管，每根管长1.3m，管子总长195m），接头芯子内径19mm总数为2×

150=300个。

直径Φ25mm的接头芯子单个长为87mm，芯子总长LXZ=300×

0.087=26.1m≈26m,纯胶管总长LCg=195-26=179m。

主管内径Φ38mm胶管内液体流速：

Vg=21.22Q/d2=21.22×

200/382=2.94m/s

式中Q--泵站流量，200L/m