能源集团新三矿北区162805下块综放工作面采后总结 精品文档格式.docx
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灰分
肥煤
0.93
23.15
25.8
50.3
0．48
26．0
26.55
3、地质构造情况：
该工作面煤层为单斜煤层，煤层走向NW10°
，倾向NE，倾角7-12°
，平均8°
，煤层厚度3.8-4.2m，平均4.0m，煤层赋存较稳定。
区内有条正断层，在运料道上部落差＜2m，在溜子道掘进中尖灭。
走向NE35°
，倾向SE，对回采支护有一定的影响。
四、开采过程中实揭地质构造
本工作面整体地质条件较好，直接顶为砂质页岩，厚度1.6米，局部可达4米。
黑灰色，砂性较大，含植物化石及硫铁矿。
老顶厚度10.84米，中细砂岩，深灰色，中细粒状，有时呈互层，含云母片，裂隙中有方解石及硫化亚铁。
老底为厚度16米中砂岩，灰白色，中细粒状，矿物为石英、长石，略带黑色矿物，带小裂隙及方解石脉。
五、水文地质情况
1、影响工作面生产的水源：
大煤顶板砂岩水：
回采中主要表现为滴水、淋水，水量一般为0.1m³
/min左右对生产基本无影响。
2、防治水措施：
工作面生产期间在溜子道低洼处，要安装排水泵排水并要保证水沟畅通。
六、实际回采率
本矿的综放工作面回采率为90%，实采储量39692t。
七、回采工作的经验和建议
掌握工作面下机巷和上回风巷的推进度，使采面煤壁与顶板裂隙成斜交，有利于顶板管理。
及时对工作面所消耗的材料进行统计总结，什么消耗量大、什么用的少，提高备用件的利用率，减少成本。
2012-6-12
二、162805综放工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
地势较平坦，西部较高，东部较底，地面标高180.0—146.4m。
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为2#层煤，通过地质资料分析
1、煤层情况
见下表：
见下表
4、煤层顶底板情况：
顶板
名称
岩石
厚度（m）
岩性特征
老 顶
粉砂岩
10.4
黑灰含云母及碳质有植物化石、易风化岩石破碎
直接顶
中细
砂岩
11
深灰色有时成互层状含云母片，裂隙中有方形岩及硫化亚铁
伪 顶
碳质
页岩
0-0.8
灰黑色碎片状含大量的炭化植物根部化石碎片
直接底
砂、页岩
互层
3.0
深灰色薄层细砂岩（石）质页岩互层含碳质及植物化石
老 底
中砂岩
16
灰白色中细粒状，矿物为石英长、石略带黑色矿物带小裂隙及方形石脉
5、水文地质情况及防治水措施：
5.1、影响工作面生产的水源：
5.2、防治水措施：
6、影响回采的其它地质情况：
该工作面瓦斯涌出量预计2.44m3/min，煤尘爆炸指数：
29.74%，具有爆炸性，Ⅲ类不易自然煤，地温正常，地压：
平均压力19.96Mpa,最大压力为32.81Mpa。
煤层普氏硬度2-5；
夹矸普氏硬度5-6；
直接顶普氏硬度7-8；
直接底普氏硬度6-7。
7、储量计算：
走向长（m）
倾斜长（m）
斜面积（m2）
煤厚（m）
容重（t/m3）
工业
储量（t）
回采率（%）
可采储
量（t）
184
57
10488
1.45
44102
90
39692
8、问题及建议
工作面采煤前，应当采用物探、钻探和化探等方法查清工作面内断层，陷落柱和含水层（体）富水性等情况。
工作面内有泉93钻孔，该孔终孔深478.35m，终孔层位在9#煤下，封孔良好，但回采过程中应当编制《泉93钻孔探放水专项安全技术措施》。
第三节储量及服务年限
1、储量
工业储量：
44102t；
可采储量：
本矿的综放工作面回采率参考值为90%，可采储量39692t。
2、采煤工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=184/（0.5×
2×
30）=6.1个月
第二章：
采煤方法及回采工艺
第一节、采煤方法
1．采煤方法选择：
采用走向长臂后退式采煤方法。
2．采高：
本工作面平均煤厚4.0m，单层开采，割煤高度2.2米，放顶煤高度约1.8米，高档支护段托顶留煤假顶开采，采高不超过2.3m。
第二节、回采工艺
1．落煤方法：
初采调斜阶段采用打眼放炮配合风镐落煤，正常回采工作面采用FMG200型双滚筒采煤机割煤，上下缺口及高档段采用打眼放炮配合风镐辅助落煤方式。
2．装煤方法：
初采调斜阶段采用人工撩煤，正常回采工作面采用采煤机滚筒装煤，人工清理活煤。
3．运煤方法：
工作面前溜采用SGD630/220型刮板输送机，后溜采用SGD630/150型刮板输送机，下顺槽运输采用两部SGB620/40T型刮板输送机和一部DTS80/35/2×
40S型皮带输送机联合运煤。
4．支护形式：
高档段采用DZ25/25－100型外注式单体液压支柱和HDJC-1000型金属双楔铰接顶梁，SHD500×
500十字金属铰接顶梁，HDJB-1000型金属铰接顶梁错梁齐柱支护；
轻放段采用ZF2000/15/23型放顶煤液压支架。
5．采煤工艺：
走向长壁后退式轻型综采放顶煤配合高档普采，放顶煤液压支架段一次采全高、全部垮落法控制顶板采煤法。
6、回采工艺流程：
初采调斜阶段：
爆破落煤→单体支护→移架→单体支护→推前溜→放顶煤→拉后溜→放顶；
正常回采阶段：
采煤机中部斜切进刀→割煤→单体支护→移架→单体支护→推前溜→放顶煤→拉后溜→放顶。
6.1、进刀方式
采煤机采用中部斜切进刀的方式，进刀位置应选在顶板稳定、煤壁完整，且无地质构造的区域。
附图：
采煤机进刀方式示意图
6.2、割煤、装煤
工作面采用双向割煤方式，平均采高为2.2m，割煤截深0.5m。
机组在工作面机头、机尾分别采用割三角煤斜切进刀方式即：
当采煤机上行割通缺口时，缓慢降下左滚筒等移梁，移溜工作结束后，再缓慢地升起右滚筒，随后采煤机反方向牵引，沿着输送机的弯曲段逐渐切入煤壁，进入输送机的直线段后停机，升起左滚筒降下右滚筒，等到输送机推成一直线时，下行割掉三角煤，然后调换左右滚筒位置，开始正常向上割煤。
采煤机工作面机头斜切进刀方式与机尾部相同。
斜切进刀示意图（见插图）。
采煤机割下的煤顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机，如有少量煤落到两顺槽的底板上，由人工清入刮板输送机。
6.3、运煤：
工作面采用前后两部SGD630/220型和SGD630/150型刮板输送机运煤。
6.4、移架：
采用ZF2000/15/23轻型放顶煤液压支架支护顶板。
本架操作，先降后移，带压擦顶追机移架，及时支护顶板。
正常移架滞后煤机后滚筒15m。
移架步距500mm。
顶板破碎或片帮严重时要紧跟煤机前滚筒移架，或提前过超前架，禁止相邻两台支架同时移架。
移架后，支架应成一条直线。
6.5、推前溜：
在煤机返刀扫底后推前溜，推溜必须从一端开始，也可滞后采煤机后滚筒12～15m推前溜，溜子弯曲段长度不得小于15m,防止出现急弯，禁止停机推溜，严禁由两头向中间推溜，溜子整体移到位后，要成一条直线。
6.6、放煤：
放煤方法采用单轮间隔顺序放煤法。
煤机扫底煤、推前部溜子的同时，后部溜子开始放煤，放煤与煤机的安全距离不小于20米（16架）。
放煤顺序采用从机头向机尾（或从机尾向机头）单轮间隔放煤，每隔一架放一架，即从4、6……38、40；
再从3、5……39。
放煤在移架后进行。
全工作面放煤口最多为两个。
放煤要求：
a、支架移好升起后，必须达到初撑力要求，使顶煤得到很好的破碎，以利于后部放煤。
b、放煤时必须打开支架放煤喷雾。
c、放煤要均匀，放煤时放煤工应随时注意后部溜子运行情况，发现异常情况，立即停止放煤进行处理。
见矸面积达到50%必须立即关闭放煤口。
d、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，或上下摆动尾梁，使煤块破碎后放出，若大块煤卡住溜子时，及时打点停止溜子运转，支架工操作尾梁上下摆动，挤碎煤块，必要时人员站在支架内安全地点用大锤或风稿破碎大块，严禁采用爆破的方法处理。
e、当梁端出现冒顶或片帮严重时，与之相应的老塘侧的顶煤应严格控制放煤量，以防支架上方顶煤漏空。
f、为确保出口安全，工作面上下排头各3台支架不放煤，放煤操作阀必须锁死。
g、支架在非放煤正常状态下，其尾梁、后插板伸出，掩护好后溜。
6.7、拉后溜：
放煤后，按放煤顺序进行拉后溜，拉后溜与放煤支架的距离不小于8架。
拉后溜时，要先检查支架尾梁插板是否落在后溜上，发现问题处理好后方可拉移。
后溜整体移到位后，要成一条直线。
严禁从两头向中间拉移。
严禁停机拉溜。
6.8、清理：
工作面前溜推过之后，要将支架底座后部至前溜之间及电缆槽内的浮煤清理干净，后溜前方堆煤不能影响放煤视线。
7、采放比
工作面设计平均采高为4.0m，煤层厚度3.8～4.2/4.0m，采放比为：
2.2:
〔（3.8～4.2）-2.2〕=1:
0.72～0.91
故采放比确定为：
1:
0.8
8、放煤步距的确定
循环放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定：
割煤步距=0.5m煤层平均厚度=4.0m，放煤口高度=1.7m
由经验公式：
L=（0.15～0.21）H
=（0.15～0.21）〔4.0-1.7〕
=0.345～0.483
故确定为一采一放。
9、工作面正规循环生产能力公式
W＝r×
L×
H×
m×
n×
K
W—日产量，t/d
r—煤容重，1.45t/m3;
L—斜面长，57m；
H—平均采高，2.9m；
m—截深，0.50m;
n—工作面日循环刀数4刀
K—回采系数0.85
则162805下块工作面正规循环生产能力为：
日产量W＝1.45×
57×
2.9×
0.50×
4×
0.85＝408t
月产量＝408t/d×
30d×
0.9＝1.1（万吨）
第三节、设备配置
162805下块工作面设备配备表
序号
设备名称
型号
数量
单位
备注
1
液压支架
ZF2000/15/23
40
台
2
刮板输送机
SGD630/220
部
3
SGD630/150
4
SGW—40T
5
割煤机
MG200-W
6
皮带机
DTS80/35/2×
40S
7
乳化液泵站
MRB—125/31.5
8
乳化液泵箱
泵站配套设备
套
9
耙岩机
P30-B
10
小绞车
JD-11.4
小绞车
JD-25
12
双速绞车
JH-14
13
开关车
第四节、巷道布置
1．工作面切眼平行于EF10-3’断层布置，斜长75m。
2．上顺槽由右二平巷F6#经纬点，沿大煤直接顶掘进至EF10-3’断层，走向长179m。
3．下顺槽由行人通道P4#经纬点，沿大煤直接顶掘进至EF10-3’断层，走向长189m。
4、工作面停采线位于八盘区辅助回风巷以北20m处。
第五节、巷道规格
1．上顺槽：
采用锚网带+锚索支护，规格3.0×
2.4m（宽×
高）。
2．下顺槽：
采用锚网带+锚索支护，规格3.4×
高）；
皮带机头位20m巷道规格4.2×
3．切眼：
切眼采用锚网带+锚索支护，规格5.0×
162805下块综放工作面位置及巷道布置示意图。
第三章：
顶板管理与支架
第一节顶板管理办法
1、顶板管理办法：
采用全部垮落法管理顶板。
2、支护密度：
2.1、估算支护强度（按4-8倍采高估算）
根据公式：
Pt=10（4-8）M*r（KN/㎡）
式中：
M——工作面采高，取2.3m
r——岩石容重，取2.6*104KN/m3
Pt——支护强度
取5.4倍采高计算：
Pt=10*5.4*2.3*2.6*104=322.92KN/㎡
2.2、计算单体液压支柱在工作面的实际支撑能力：
Rt=Rb*Kb*Kz
式中：
Rt－单体液压支柱实际支撑能力
Rb——支柱额定工作阻力，取250KN
Kb－承载不均衡系数，取0.8
Kz－支柱增阻系数，取0.95
则：
Rt=Rb*Kb*Kz=250*0.8*0.95=190KN
2.3、计算支护密度：
计算公式:
n=
2（根/m2）
3、计算柱距：
3.1、柱距计算公式：
a=
N——最大控顶距的排数，取5
Lmax——最大控顶距，取5.5
=0.61根/m2
3.2、柱距确定：
根据上述计算数据，为增加安全可靠性，考虑现场操作方便和顶板管理的需要，确定该面柱距为0.5米，排距选定为1.0m，实际支护密度为：
=
=1.96根/m2
由以上计算可知，实际支护密度大于计算所需支护密度，故柱距选为0.5m，排距选为1.0米合适。
4、底板管理措施：
根据相邻工作面底板情况，底板比压为25.11Mpa。
4.1、液压支柱额定工作阻力时，对底板产生的压力为：
R=
Sr——支柱底座面积为109*10-4m2
R=
=250*103/109*10-4=22.94Mpa
4.2、支柱实际工作面阻力时，对底板产生压力为：
=190*103/109*10-4=17.43Mpa
通过计算可知：
支柱达到实际工作阻力或支柱达到额定工作阻力时，对底板压力均小于底板比压25.11Mpa。
当顶板压力大时或底板松软、留底煤时，支柱钻底超过100mm，必须穿柱鞋。
5、工作面支架工作阻力验算
根据矿山压力理论，回采工作面支架所支撑的为4-8倍采高的顶板岩层重，按6倍采高的顶板岩层重量计算，上覆岩层平均容重按2.6t/m3计算，支架强度、工作阻力均按支架处于最大控顶距状态进行验算。
支架的初撑力为1540KN（20MPa），工作阻力为2000KN，支撑高度为1.5-2.3米，泵站压力不低于30MPa。
采高控制在2.1-2.2m之间，严禁超高使用。
支护强度验算：
（1）工作面上覆岩层所需支护强度
P=P岩=h岩·
r岩×
9.8
=2.3×
5.4×
2.6×
≈316（KN/㎡）
（2）ZF2000/15/23型放顶煤液压支架达到额定工作阻力时的支护强度为：
P´
=F÷
（L×
B）=2053÷
（5.1×
1.25）≈322（KN/㎡）
以上
（1）、
（2）式中，P—上覆岩层支护强度
—支架的支护强度
h岩—上覆岩层厚度
r岩—上覆岩层平均容重，取2.6t/m3
F—ZF2000/15/23型放顶煤液压支架额定工作阻力,2053KN
L—液压支架的最大控顶距，5.1米
B—液压支架的中心距，1.25米
经比较P小于P´
，支架工作阻力满足要求。
第二节支架形式及特殊支架使用要求
1、工作面支架布置形式：
162805下块回采工作面支护采用ZF2000/15/23型放顶煤液压支架配合单体液压支柱铰接顶梁进行支护，支架中心距1250mm，移架步距0.5m，放顶步距为1.0m，工作面最小控顶距4.6m，最大控顶距5.1m；
高档段选用DZ25-25/100型外注液式单体液压支柱，HDJB-1000型金属铰接顶梁，SHD500×
500十字金属铰接顶梁，HDJC-1000金属双楔铰接顶梁。
工作面支架采用错梁齐线支柱，相邻两路梁迈步错距0.5m。
工作面支架排距为1.0m，柱距为0.5m，放煤步距0.5m，两采一放，支护密度为1.81根/m2。
（附图一：
工作面支架布置图）。
2、上、下端头（缺口）支架
2.1、工作面上、下端头预做缺口，上、下缺口沿倾斜方向均为2.0m；
上、下缺口沿走向方向超前工作面煤壁不小于2.0m。
正常生产时摸底施工，锚杆不再去掉，作为缺口顶板。
2.2、上、下端头均要用不少于6路双楔铰接顶梁配DZ25-25/100型外注液式单体液压支柱齐梁齐柱式支护，梁成正悬臂布置，柱距0.5m，排距1.0m。
2.3、双楔顶梁必须保持双销齐全，在每路梁的梁口内插入双销，插紧打牢，保持梁体平直，双楔梁不得与其它型号顶梁混合使用。
2.4、靠上顺槽下帮、下顺槽上帮各起一路双楔铰接顶梁，将十字梁头抬住，双楔顶梁自切顶排开始支设，超前上下机头不少于2.0m。
2.5、上下缺口的活煤要清理干净，高度不低于1.8m，顶部活煤活砟要及时找掉，特别是缺口与工作面拐角处，严禁留有伞檐，顶梁全部挂至煤帮，将顶背紧背实，片帮严重处要进行裱帮工作。
2.6、上下缺口顶板与上下巷保持一致，如有构造、伪顶或顶板不平影响时，必须将落差面裱褙严实。
2.7、上下端头十字梁必须铰接好，顶板裱褙严实，双楔顶梁双销插紧不得空缺，梁体挂平与十字梁接触严密，否则加背木楔。
顶板破碎压力较大时为控制顶板下沉，机头两侧双楔梁下打成双点柱（即紧靠电机双楔梁打成一梁二柱）。
2.8、移工作面机头机尾及回撤缺口正规支柱前，必须先打好临时支柱。
2.9、双楔顶梁的使用执行峰集《采煤技术操作规程》第四章第二节内容：
1）支设与悬挂双楔铰接顶梁要二人配合作业。
2）工作前首先检查周围顶板支架完整情况，找掉顶板活煤活矸。
3）根据顶板情况，一人用镐找够双楔梁的长度，一人在外侧为煤壁人员观察顶板，同时将双楔梁，水平销、竖直调角楔等备好。
4）找梁窝和准备材料，都要站在支架完整的地方进行作业。
5）梁的位置找好后，一人到煤壁侧双手托梁，使其销孔分别与原悬梁销孔相照，外侧人员向工作面倾斜上方推进铰接圆销，并要插满打牢，然后煤壁侧一人抬起梁的前端，外侧一人插上水平销，按规程规定背好顶后，打牢水平销，最后插上竖直调角楔，用锤打紧。
6）支设支柱时，初撑力要符合作业规程规定，将柱头与顶梁拴牢，裱好煤壁，清净活煤。
7）双楔铰接顶梁按作业规程规定范围经常保持双楔齐全，插满打牢，输送机机头两侧保持双排加强支柱。
8）双楔梁不得与其它型号顶梁混合使用，严禁梁头梁尾有顶空现象，保持梁体基本平直。
3、特殊支架：
对点柱
1）工作面上下头靠老空侧一排支柱打成沿工作面推进方向打设成对支柱，上下头在切顶排各打8对点柱。
2）对点柱要按工作面正规支柱管理，打设迎山有力，初撑力不低于90KN（11.5Mpa）。
3）对点柱同工作面正规支柱，用防倒绳与铰接顶梁拴紧拴牢。
4）工作面所有支柱要求全承载管理。
4、上、下安全出口支架要求
4.1、从煤壁往外不少于20m为超前支护范围，上下巷必须超前支护。
4.2、工作面煤壁往外不少于10m为超前处理范围，超前处理往外不少于10m为加强支护范围。
其加强支护方式为：
上下巷锚网带支护，在巷道中打设1路单体液压支柱，单体打设在钢带上，点柱与钢带之间加木垫块，每条钢带下打1根，点柱初撑力不小于90KN（11.5Mpa）。
4.3、煤壁往外10米超前处理段采用两路十字梁和两路一米梁，配合DZ25-25/100型单体液压点柱支护，十字梁分别在上下巷道的靠上下帮使用，一米梁在两路十字梁之间使用，局部巷道变宽大于300mm时，必须掏梁窝向帮续挂十字金属铰接顶梁或0.5m金属铰接顶梁或起板梁棚子进行支护，严禁出现空顶。
4.4、超前处理段，十字梁与十字梁和一米梁之间必须铰接完好，并在每根十字梁花下打设一根单体液压支柱，共四排单体点柱。
4.5、超前支护的支柱必须按线支设，迎山有力，初撑力不小于90KN（11.5Mpa），替棚子时必须用搪材或板皮背好顶板，顶板破碎处要密背。
4.6、上下两巷替换棚子，两帮片帮出现0.5m空顶时，必须用板梁打成“T”型点柱或加接十字交接顶梁配单体点柱的方式进行临时支护顶板，替棚段两帮要吊挂好挡碴塑料网，人行道无活煤（碴）及其它杂物，保持畅通无阻。
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