综采工作面作业规程采矿毕业设计Word格式.docx
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厚度为0.98～5.31m，平均2.50m。
砂质泥岩普氏硬度系数为4.3～7.9，泥岩普氏硬度系数为3.4～5.6。
第四节地质构造
本工作面内总体上为一单斜构造，煤层走向30～150°
，呈东陡西缓，北陡南缓的趋势。
由于本工作面位于“推覆构造影响带”范围内，又处于6-1煤层和8煤层采掘塌陷区域，受其影响，煤层断裂及褶曲构造极为发育，地质构造较为复杂，煤层产状变化大。
1、煤层断裂
从工作面风巷、机巷、切眼等实际揭露地质资料分析：
F526正断层东西走向延展较长，但是切割层位少（在150806工作面回采后期未见，而此处层间距仅约17m）；
原实际控制的8煤层断裂：
f805-10、f805-9、f805-8、f805-7、f805-6、f805-5等正断层均未延展到9煤层上；
因而，这些在煤层层间滑动断裂，经过归纳总结特点为：
走向延伸短，切割层位少，断层落差小（落差一般为0.5～3m），受其影响煤层厚度局部变薄，易在断层附近形成不同程度的“构造变薄带”。
另外，本工作面由于受6-1煤层和8煤层采掘塌陷的影响，部分断裂具多期改造性质，致使6-1煤层、8煤层及该工作面掘进过程中所揭露的部分小断层出现两盘反牵引现象；
其中F524和F525正断层，是因6-1煤层和8煤层采掘塌陷产生的，实际在风巷揭露时，断层两盘均有类似逆断层形式的反牵引现象。
本工作面实际控制断层3m及3m以上的断层有3条，其他3条均在0.7m～0.5m。
（影响工作面回采的断层详见下表）。
影响工作面回采断层一览表
断层名称
断层性质
倾向（°
）
倾角（°
落差（m）
对工作面回采的影响程度
f150907-01
正
80°
35°
0.5
对工作面回采有一定的影响
f150907-02
30°
40°
F524
300°
45°
3
对工作面回采有较大的影响
F525
290°
60°
5
F526
340°
0.7～3
F527
330°
0.7
2、褶曲构造
由于本工作面跨越了150807工作面与150805工作面阶段煤柱，150807和150805工作面煤层采空塌陷后，阶段煤柱区域上方9煤层与8煤采空区层间距不变，但阶段煤柱两边9煤层受6-1煤层与8煤层开采塌陷，致使其与8煤采空区层间距减小，从而形成了褶曲，表现为背斜构造。
同样，在工作面机巷附近，未采9煤煤柱与塌陷区9煤之间形成了褶曲，表现为向斜构造。
第五节水文地质
一、影响工作面回采的含水层（体）：
1、11-2煤采空区积水
150907工作面正上方为151107工作面，南侧斜上方为151105工作面。
151107工作面自西向东回采期间总体为俯采，该采空区积水都聚集到封闭墙附近，并通过封闭墙预留的泄水孔经南东翼11-2煤西轨道下山流出，目前出水量约20m3/h。
2、9煤顶板砂岩水
根据150907工作面附近2个钻孔（501、301）资料：
9煤顶板砂岩以粉砂岩、细砂岩为主，砂岩厚度为5.78～15.80m，平均厚度为10.58m，含承压裂隙水。
据临矿抽水资料：
水位标高+26.8m，K=0.0277m/d,富水性弱。
-550西翼皮带大巷揭露9煤层顶板砂岩时最大涌水量达62m3/h。
3、8煤采空区积水
150907工作面正下方为150807工作面，该工作面自东向西回采期间总体为仰采。
曾在南东翼11煤皮带下山轨道联巷钻场内施工钻孔对该面采空区积水进行过疏放，目前放水孔仍有1m3/h的水量流出。
二、最大导水裂隙带高度预计
采用《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的经验公式法计算。
根据150907工作面附近2个钻孔（311、501）资料：
9煤顶板砂岩厚度占9煤顶板岩石总厚度11.4％～31.6％。
同时150907工作面覆岩类型可定为中硬覆岩类型。
采用公式为：
H裂=100∑Ｍ／（１.６∑Ｍ+３.６）+５.６
式中：
H裂：
冒裂带高度
M：
采厚
上式中：
采厚M取2.34，计算可得最大裂高：
H裂=37.5m
三、充水因素分析
根据工作面附近的311、501钻孔和已掘巷道资料统计：
本工作面区域9煤与11-2煤的平均层间距为71.76m，由于经验公式算得的最大裂高为37.5m，因此工作面回采时，正常情况下导水裂隙带不会波及11-2煤采空区。
9煤顶板砂岩水是工作面回采时的直接充水水源。
150807面采空区位于150907工作面下方，根据相关资料分析：
预计采空区内积水标高为-417.8m，低于回采范围内最低点标高，对工作面回采基本无影响。
四、涌水量预计
1、11-2煤采空区水
该部分水量不计入150907工作面回采时的预计涌水量。
9煤顶板砂岩含水层的涌水量预计采用“大井法”计算，
“大井法”计算公式为：
Q——涌水量（m3/h）
H——承压含水层底板以上水头高度（m）
K——渗透系数（m/d）
M——顶板砂岩平均厚度（m）
R0——10H√K（m）
r0——η（a+b）/4（m）
R——R0+r0（m）
a——工作面平均走向长度（m）
b——工作面平均倾向宽度（m）
η为与b/a有关系数
确定系数η值统计表:
b/a
0.2
0.4
0.6
0.8
1.0
η
1.00
1.12
1.14
1.16
1.18
利用上述公式，计算结果见下表：
参数
H
K
M
R0
r0
R
a
b
Q
取值
436.8
0.0277
10.58
726.98
296.97
1023.95
874.0
186.6
27
150907工作面正下方为150807工作面采空区，预计采空区内积水标高为-417.8m，该积水区不在150907工作面回采影响范围内。
因此，对此不做考虑。
4.工作面涌水量取值
由于该区域9煤与8煤的平均层间距为18.56m，150907工作面正下方为150807工作面采空区。
9煤位于150807工作面回采后顶板裂高范围内，因此8煤开采对9煤顶板砂岩裂隙水起到提前疏放的作用。
预计本工作面回采时的正常涌水量为27m3/h。
采用“大井法”计算涌水量及-550西翼皮带巷揭露9煤顶板砂岩时的涌水量作为该工作面最大涌水量考虑，即该工作面最大涌水量为27+62=89m3/h。
第六节影响回采的其它因素
1、瓦斯：
根据通风科提供资料，预计该工作面在回采过程中瓦斯涌出量：
相对瓦斯涌出量为：
3.82m3/t；
绝对瓦斯涌出量为：
6.66m3/min。
2、煤尘爆炸和煤的自燃：
9煤层属自燃煤层，煤尘具有爆炸的危险性。
煤尘爆炸指数为43.93%，属易爆炸煤尘，煤层自燃发火期一般3～6月。
3、地温：
26～31℃。
4、地压：
本工作面位于一构造复杂区域，工程地质条件较差，裂隙较为发育，因此巷道附近可能出现地压异常现象。
第七节储量及服务年限
地质储量及服务年限
工作面
名称
平均可采
走向长（m）
平均倾向长（m）
平均纯煤厚（m）
容重
（t/m3）
地质储量
（万吨）
可采储量
服务年限（月）
回采率
150907
869.64
177.9
1.91
1.49
44.03
41.89
95%
由公式：
工作面的服务年限=可采储量/设计月产量
=可采储量/（设计日产量×
天数×
循环率）。
知
工作面的服务年限=41.89÷
（0.30218×
30×
95%）≈5（个月）
第二章采煤方法及回采工艺
第一节巷道布置
1、150907机巷从150907机巷进料联巷内点B（X=19718.474，Y=7259.888，Z=-369.990）拨门按246°
方位角先与南东翼八煤皮带上山贯通，再按66°
方位角跟九煤顶板施工到150907工作面切眼位置。
为150907工作面提供运煤、运料、行人、通风、供水等服务。
2、150907风巷从南东翼九煤轨道上山内点（X=19470.164，Y=7259.888，Z=-341.276）拨门按66°
方位角施工20m车场平巷，再按12°
下山施工找9煤，见煤后跟9煤顶板施工到150907工作面切眼位置。
为150907工作面提供回采、运输、行人及通风等服务。
3、150907切眼将自150907风巷内点（X=19949.278,Y=8335.996），以246°
的方位角拨门施工，总工程量约181m。
为150907工作面提供回采、行人及通风等服务。
巷道概况表
巷道
巷道长度（m）
巷道标高（m）
掘进
方式
支护
宽×
高（mm）
150907机巷
1030.3
-364.26～-422.85
跟顶
U型棚
梯型棚
4800（净宽）×
3700（净高）
4200（棚梁）×
3300（棚腿）
150907风巷
1113.3
-340.55～-398.29
150907切眼
181
-399.17～-409.95
跟煤层
矩形锚网索
4400（净宽）×
2700（净高）
第二节采煤工艺
（一）、采煤方法
1、采煤方法：
本面采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法。
2、采 高：
初采期间采高控制在2.5m以内；
正常回采期间，为确保支架处于合理的支撑高度，保证采煤机正常运行，主要沿煤层顶、底板回采；
煤层较薄或遇构造处，可适当降低采高，最低以能通过采煤机为准；
煤层较厚处适当留底煤，但最大采高控制在3.6m以下。
（二）、回采工艺（详见附图2-1）
1、工艺流程：
割煤→装煤→运煤→移架→推溜→清煤
2、落煤：
（1）割煤方法：
前滚筒沿顶板割顶煤，后滚筒割底煤，截深800mm。
（2）进刀方式：
端头斜切进刀，双向割煤。
（详见附图2-2）其顺序为：
a、当采煤机割至下（上）机头（机尾）时，待采机以后30米处运输机推靠后,下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起。
采机向上（下）运行,30米范围内只能部分推溜,不得移架。
b、采煤机向上（下）运行，沿运输机弯曲段逐渐切入煤壁，后滚筒割至30米处,既两滚筒全部进入煤壁后停机、推溜、移架，将运输机顺直，下（上）滚筒要升起,上（下）滚筒下降。
采煤机向下（上）割至机头。
c、采煤机向下（上）割到机头（机尾）后，下（上）滚筒下降，上（下）滚筒升起，再向上（下）运行，随着采煤机的运行，移架、推溜正常工作，往复割煤。
3、装煤：
由采煤机滚筒螺旋叶片进行主装煤，利用刮板机铲煤板辅助装煤。
4、运煤：
工作面刮板输送机将煤运到机巷转载机及皮带机。
5、移架：
（1）操作方式：
本架操作，先略收侧护板，后略降架，边拉架边收伸缩梁，移够步距后立即升架，并将护帮板伸至煤壁，同时将侧护板及时伸到位。
（2）支护方式：
采煤机前滚筒割煤后，及时伸出伸缩梁护住顶板，后滚筒割煤后，及时伸出护帮板护住煤帮，移架采用带压移架，少降快拉。
移够步距后立即升架,并将护帮板打至煤壁。
（3）移架顺序：
采取分段追机移架。
（4）端头移架：
先移中间架，后移机头（机尾）端头支架。
6、推溜：
移架后即可进行推溜作业，但要保持推溜与移架作业间距不小于6m，溜子弯曲段不小于15m，且严禁出现急弯。
7、移机头、机尾：
（1）移机头、机尾前必须先检查附近顶板支护情况，及时替掉影响推移步距内的单体支柱。
（2）移机头、机尾时要注意观察其受阻情况，不可强行推移。
（3）移机头、机尾时要将煤机停在距端头10架以外。
（4）推过刮板运输机机头后，要保证其与转载机的合理搭接，减少带回头煤。
（5）移机头、机尾前要先进行清理，机头与转载机的卸载高度保持不小于600mm。
（6）移过的机头、机尾应与刮板输送机成一条直线。
8、各工序作业间距：
（1）割煤与移架间距为：
5m以上；
（2）割煤与推溜间距为：
15m以上；
（3）割煤与端头作业间距为：
20m以上。
9、综采工作面生产能力的计算：
A＝NLSMγC
式中A------工作面日产量，t/d
N-----采煤机日进刀数，根据本矿实际生产情况取每日进刀6刀
L------工作面长度,177.9m
S------工作面截深,0.8m
M------平均采高，2.5m
γ------煤的容重,1.49t/m³
C------工作面回采率，95﹪
日产量A＝6×
177.9×
0.8×
2.5×
1.49×
0.95＝3021.8t/d
第三节设备配置及主要技术参数
工作面主要设备及主要技术参数（详见附图2-3）
1、液压支架
型号：
ZZ4800－18/38支撑掩护式液压支架；
数量：
121台
主要技术参数：
支架采高范围为1.8～3.8m；
支架推移千斤顶最大行程0.8m，拉移步距0.8m；
工作阻力4800kN；
支护强度1.067MPa；
支架支护宽度1.43～1.60m；
生产厂家：
郑州煤机厂；
自重：
24.813t
2、采煤机
MG200/500－QWD双滚筒电牵引采煤机；
1台
采高范围：
1.80m～3.76m；
装机功率:
500kW；
截深：
800mm；
截割功率:
2×
200kW；
牵引功率：
2×
40kW；
调高电机功率：
20kW；
牵引速度：
0～13.8m/min；
灭尘方式：
内外喷雾式
电压等级：
1140V；
西安煤机厂；
3、刮板输送机
SGZ－764/630WZ型中双链刮板运输机；
输送量：
900t/h；
电机功率：
315kW；
刮板链速：
1.1m/s；
刮板间距：
1080mm
刮板链型:
Φ30×
108mm；
中部槽规格:
1500×
764×
290mm；
水平弯曲度：
±
1°
垂直弯曲度：
±
电压等级:
1140V；
生产厂家：
西北奔牛实业集团；
4、转载机
SZZ－764/250型自移式转载机；
输送量：
1000t/h；
链速：
1.34m/s；
250kW；
悬空段中部槽规格：
1750×
800×
733mm；
落地段中部槽规格：
956mm；
爬坡角度：
10°
；
5、破碎机
PLM－1000型轮式破碎机；
破碎能力：
破碎机转速：
466r/min；
出口粒度：
小于300mm；
最大入口宽度：
1000×
900mm；
110kW；
电压等级：
生产厂家：
6、皮带机
SSJ1000/2×
125型皮带机；
3台
主机功率：
125kW；
带速：
2.5m/s；
带宽：
1000mm；
储带长度：
100m
7、乳化泵
BRW－400/31.5型乳化泵；
2台；
两泵一箱
公称流量：
400L/min；
公称压力：
31.5Mpa；
配套液箱容积：
2000L；
工作介质：
3％～5％乳化油中性水溶液
1140V
8、巷道超前支护支架
ZT2×
4000/18/35型巷道超前支护支架；
9台
支架支撑高度：
1.8～3.5m；
支护宽度：
单架0.54m；
支护总长度：
29.275m
工作阻力为2×
4000kN；
支护强度为0.88MPa；
行程：
900mm
工作面主要设备配置一览表
序号
设备名称
型号
单位
数量
设备来源
1
液压支架
ZZ4800-18/38
台
121
设备管理中心
4000-18/35
9
2
工作面运输机
SGZ－764/630WZ
转载机
SZZ－764/250
4
采煤机
MG200/500QWD
破碎机
PLM－1000
6
皮带机
125
7
组合开关
KBZ1－400/1140
机运公司
8
乳化液泵
BRW-400/31.5
自移机尾
3PK
10
移变
KBSGZY-630/0.69
11
KBSGZY-1000/1.2
12
通讯系统
TK200
套
13
单轨吊
自制
14
15
16
17
18
19
第三章 顶板管理
第一节支护设计
一、工作面液压支架支护强度验算
1、本工作面选用郑州煤机厂生产的ZZ4800－18/38支撑掩护式液压支架，本架操作，回采时采取分段追机移架，支护顶板。
支架技术参数
型号
架型
工作阻力（kN）
支护顶梁面积（m2）
支护宽度
（m）
支撑高度（m）
中心距（m）
平均面积（m2）
ZZ4800-18/38支撑掩护式
支撑
掩护式
4800
6.672～7.952
平均7.312
1.43～1.60
1.8～3.8
1．5
2、支护强度的校验
根据本工作面掘进施工及附近工作面的回采情况，该煤层直接顶为泥岩，随工作面推进随采随冒，则本工作面支架单位面积上应具有的工作阻力P为：
M×
ｒ
P=--------------------q×
Ｂ
（K-1）×
COSα
M-－开采最大厚度取：
3.0m
ｒ－-顶板岩石容重t/m３，取2.5
Ｋ－-顶板岩石破碎膨胀系数，取1.5
ｑ－-周期来压系数，取1.3
α－-煤层倾角，取最大值28°
Ｂ－-双排立柱，取1.5
3.0×
1.3×
1.5
P==33.128t/m2
（1.5-1.0）×
COS280
则:
支架顶梁承受顶板载荷为:
Ｆ＝ＰＳ
S－支架顶梁面积，S＝4.97×
1.6=7.952m2。
F=33.128t/m2×
7.952m2=263.433t
263.433t×
9.8N/kg=2581.64kN
2581.64kN＜4800kN，即支架顶梁承受顶板载荷小
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