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采煤工艺方式毕业论文
采煤工艺方式毕业论文
6采煤方法
6.1采煤工艺方式
6.1.1盘区煤层特征及地质条件
工作面地层总的趋势是以极缓的坡度向北西倾斜的单斜构造，局部有起伏，倾角0.5°左右，后生构造裂隙发育。
2-2#煤层属简单结构煤层，回采围煤层厚度平均5.2米，黑色，以半亮煤为主，夹少量半暗煤、透镜状丝碳，弱沥青光泽，参差状段口。
条带状结构，赋存稳定，容重1.4t/m3。
原生裂隙发育.工作面充水主要为基岩裂隙水，用类比法预测切眼地段初次垮落时的涌水量为20m3/h，工作面正常回采涌水量18m3/h。
经计算，区导水裂隙带高度为37m，工作面上覆基岩厚度在20-110m,最薄处为大伙盘沟，上覆基岩厚度55左右m，希回采时加强工作面顶板管理和塌陷区填埋工作，防止发生压架事故及雨季沟谷地带洪水道入工作面发生水害事故。
预计工作面最大涌水量28m3/h，正常涌水量18m3/h。
6.1.2确定采煤工艺方式
根据盘区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：
（1）分层综采工艺
优点：
分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。
采高一般为2.0~3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93~97%以上。
缺点：
巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。
（2）放顶煤工艺
优点：
有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；
缺点：
煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。
（3）一次采全高工艺
优点：
工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。
缺点：
煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮，支架易倾斜、滑倒；采高固定，适应条件单一。
比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤开采工艺或一次采全高工艺，又因为本矿井煤质较硬，放煤比较困难，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为5.2m，赋存稳定，因此选择一次采全高较合理。
6.1.3回采工作面参数
影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。
设备是影响工作面长度的主要因素之一。
我国生产的工作面刮板输送机大都按150～220m的铺设长度设计的。
另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。
从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展趋势要求出发，增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，运输巷道也必须采用长距离、大运量的带式输送机。
从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术先进、性能优良、可靠性高，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。
根据前面开拓、准备的巷道布置，采用盘区式布置工作面，回采工作面沿倾向布置，沿走向推进；工作面长度为200m，煤厚5.2m。
盘区区段运输平巷和区段回风平巷均为5.0m宽,3.0m高，本区段进风平巷和下区段回风平巷之间留设10m的保护煤柱。
工作面配套设备见表6-1-1：
表6-1-1工作面配套设备表
设备名称
采煤机
液压支架
刮板输送机
型号
SL500
DBT-Schitd255/5502×4319
PF4-1132
6.1.4回采工作面采煤机、刮板输送机选型
结合本矿井的年产量1.5Mt/a，煤层厚度5.2m，选择SL500型采煤机，具体参数如表6-1-2所示。
表6-1-2采煤机技术参数
项目
单位
数目
型号
SL500
制造厂家
德国艾克夫公司
采高
m
2.7-5.3
截深
m
0.865
滚筒直径
m
2.7
截割功率
kW
2×750
牵引方式
电牵引
牵引速度
m/min
0～31.8
牵引功率
kW
2×90
机面高度
mm
2200
卧底量
mm
625
工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即运输能力与采煤机生产能力相适应；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。
根据上述要求，选用德国DBT公司生产的PF4-1132型输送机，输送机具体技术参数如表6-1-3所示：
表6-1-3刮板输送机技术参数
项目
单位
数目
型号
PF4-1132
制造厂家
德国DBT公司
链条型式
中双链式
运输机长度
m
215
生产能力
t/h
2500
总装机功率
kW
1400
刮板链速
m/s
1.28
中部槽尺寸
（长*宽*高）
mm
1756×1332×353
经常采用的进刀方式有中部斜切进刀，端部斜切进刀。
具体特点如下：
中部斜切进刀：
优点：
1.采放互不干扰，有利于实现采放平行，能有效均匀运输煤量；
2.跑空刀清浮煤，有利于实现工作面“三平两直”；
3.控制程序编制和操作简单，便于及时维修，有利于提高生产效率；
4.与两头作业互不干扰、互不等待。
缺点：
1.跑空刀增加了循环作业时间；
2.支架无法及时拉超前，不利于顶板维护；
3.跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。
4.如果发生端面冒顶，本工艺无法正常执行。
端部斜切进刀双向割煤：
优点：
1.循环作业时间相对较短；
2.能及时、有效维护顶板；
缺点：
1.与两头作业相互影响；
2.控制程序编制、操作较复杂；
3.会存在采放等待现象。
本矿井采用不留三角煤端部斜切进刀。
进刀方法：
（1）采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；
（2）采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到一个截深后停机；（3）将支架拉过并顺序移刮板输送机至端头后调换前后滚筒位置向端头割煤；（4）割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。
机组进刀总长度控制在50m左右，进刀方式如图6-1-1所示。
图6-1-1采煤机斜切进刀示意图
6.1.5采煤工作面支护方式
（1）支架选型及布置
回采工作面支护采用液压掩护式支架支护，依据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用德国DBT生产的掩护式支架。
非留巷巷道端头支护方式采用端头支架和单体柱联合支护，留巷巷道的端头支护采用单体柱支护，从工作面机头到机尾分别布置端头架6架，中间架124架，共计130架，采用支架技术具体参数见表6-1-4。
表6-1-4液压支架技术参数
项目
单位
数目
型号
DBT-Schitd255/5502×4319
型式
二柱支撑掩护式
支撑高度
m
2.5～5.5
支架宽度
m
1.61～1.82
中心距
mm
1750
初撑力
kN
2×2944
工作阻力
kN
8638
支护强度
MPa
<=1.1
泵站压力
MPa
31.5～35.7
支架重量
t
27.5
支架最大长度
mm
m
7515
制造厂家
德国DBT
表6-1-5乳化液泵站技术参数
项目
单位
技术特征
型号
RB125/31.5
流量
L/min
125
柱塞数量
个
3
电动机功率
kW
75
电压等级
V
1140
质量
kg
1440
泵总成尺寸
mm×mm×mm
2088×810×875
储液箱
L
1000
表6-1-6喷雾及冷却泵技术参数
项目
单位
技术特征
型号
WPZ320/6.3
流量
L/min
320
压力
Mpa
6.3
电动机功率
kW
45
转速
r/min
1470
质量
kg
1800
外形尺寸
mm×mm×mm
2500×890×958
（2）支架高度的确定及支护强度的验算
最大高度：
（6-4）
式中：
——支架最大支护高度，m；
——煤层最大采高，m；
——伪顶或浮煤冒落厚度，m。
=5.2+0.2=5.4m
最小高度：
（6-5）
式中：
——支架最小支护高度，m；
hmin——煤层最小采高，m；
——顶板最大下沉量，取200mm；
a——支架移架所需最小下降量，取50mm。
b——浮煤厚度，取50mm。
结合本矿井的具体埋深，煤层赋存等特点，本矿井顶板周期来压以最大采高6倍进行估算，则上覆岩层所需的支护强度可按下式计算：
（6-6）
式中：
M——工作面最大采高，取5.2m；
γ——顶板岩石体积质量，取2t/m3；
α——煤层倾角，α=0.5°；
则：
P=6×9.8×5.2×2×cos0.5°×10-3=0.611MP
P=0.611MP≤0.90×80%=0.72MP
经演算，P不大于支架额定支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。
（3）顶板管理
工作面采用全部跨落法管理顶板。
（4）移架及推移刮板输送机方式
液压支架移架方式及刮板输送机推移方式有多种：
①支架可实现的四种移架方式：
邻架自动顺序移架；成组顺序移架；采煤机和支架联动移架；手动移架。
②工作面可实现的四种推移刮板输送机方式：
双向邻架推移；双向成组推移；采煤机割煤后自动拉架并推移；手动推移。
移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。
按回采工艺要求，选择每3架作为一支架组，组间顺序前移，使工作面实现梯度移架。
正常移架滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒3~5架移架。
移架步距0.8m。
并且可随采煤机割煤行走位置的变化来控制全工作面各支架依次动作，实现自动过程的程序控制。
6.1.6端头支护及超前支护方式
（1）端头支架支护及要求
端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于维护。
上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。
因此，决定采用端头液压支架进行支护。
其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。
因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。
其技术特征见表6-1-7。
表6-1-7端头支架主要技术特征见表
项目
单位
规格
型号
ZT7500/18/36
工作阻力
kN
7230~7500
初撑力
kN
5380~6030
最小支撑高度
m
1.8
最大支撑高度
m
3.6
支护强度
MPa
0.43~0.55
中心距
m
1.5
底板比压
MPa
0.72~0.8
重量
t
21.35
（2）超前支护
工作面采用FLZ38－20/110Q型单体液压支柱加铰接顶梁进行超前支护。
①分带轨道斜巷的超前支护
从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。
②分带运输斜巷的超前支护
从煤壁线向外30m超前支护，柱距800mm。
③机尾上隅角通风需要在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。
④当各横川进入超前支护围，必须在各横川口加强支护。
在横川口靠煤柱打一排柱距为800mm的戴帽点柱（用单体柱）。
（3）超前支护管理
①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。
所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。
打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。
②超前支护处满足高不低于1.8m，宽不低于0.8m的安全出口和运送物料通道。
③当机组行至工作面两头距巷道15m以时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。
当在拉动端头架、推动机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。
超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。
④在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川材料必须提前工作面50m回收，备品备件码放必须放在工作面70m以外。
6.1.7各工艺过程注意事项
（1）割煤质量标准
割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm。
机头、机尾各10m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。
（2）移架质量标准
移架质量标准：
支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。
架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。
支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm。
移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350～550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。
（3）推移刮板输送机要求
刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。
刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.8m，以确保截深及产量和工程质量。
推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。
若推移刮板输送机困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。
（4）清煤质量标准
工作面没有超过100mm的碳块。
清煤工必须滞后移刮板输送机10架支架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。
（5）对工作面端头架支护的管理
工作面机头采用单体柱支护，机尾采用3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。
①端头支架必须达到初撑力。
②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。
若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。
③当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。
架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。
架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。
在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。
（6）采空区管理
采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。
（7）提高块率、保证煤质的措施
①在各点落煤处加设缓冲装置。
②在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在4m/min左右。
③破碎机锤头高度保持在150～200mm之间。
④机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。
⑤停机时及时停水，若工作面遇水大时，要及时采取排水措施。
⑥在分带运输斜巷皮带机头处加设除铁器。
⑦各级运输机司机严格把关，禁止杂物（板皮、木料）进入运煤系统。
（8）顶板维护及矿压观测措施
工作面及区段巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。
矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。
6.1.8采煤工作面正规循环作业
（1）劳动组织形式
劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、推移刮板输送机、清煤等工作，采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。
工作面为一次采全高，设计采高为5.2m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。
循环进尺0.8m。
根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。
采用“三八”制作业（两班半生产，半班检修），均执行现场交接班制，每班有效工时为8h。
循环方式为生产班每班进2个循环，检修班进1循环，日进5个循环。
劳动组织配备表见表6-1-8。
表6-1-8劳动组织配备表
序号
工种
出勤人数
检修班
生产一班
生产二班
生产三班
管理人员
合计
1
跟班副队长
1
1
1
1
4
2
班长
1
1
1
1
4
3
采煤机司机
2
2
2
6
4
电缆工
1
1
1
3
5
采煤机检修
2
2
6
支架操作
3
3
3
9
7
支架检修
3
3
8
泵站检修
1
1
1
1
4
9
电气检修
3
3
10
三机检修
3
3
11
三机司机
3
3
3
9
12
辅助工
2
2
13
注油工
1
1
14
跟班电工
1
1
1
3
15
超前支护工
2
3
3
3
11
16
清煤工
3
3
3
9
17
队长
1
1
18
书记
1
1
19
采煤技术员
1
1
20
机电技术员
1
1
21
材料员
1
1
22
办事员
1
1
23
地面辅助
2
2
24
合计
19
19
19
19
8
84
（2）技术经济指标
循环产量按下列公式计算：
（6-7）
（6-8）
（6-9）
式中：
Q1——割5.2m采高段一刀煤产量，t；
Q2——割过渡段一刀煤产量，t；
Q——循环产量，t；
L1——工作面5.2m采高段倾斜长度，m；
L2——工作面过渡段倾斜长度，m；
S——循环进尺，0.8m；
M1——工作面中段采高，5.0m；
M2——工作面过渡段采高，取平均值3.0m；
γ——煤的容重，1.4t/m3；
C——工作面可采围回采率，93％。
则：
Q1=（200-20）×0.8×5.2×1.4×0.93=974.938t
Q2=20×0.8×3×1.4×0.93=62.496t
循环产量：
Q=Q1+Q2=974.938+62.496=1037.434t
日产量=Q×日循环数=1037.434×5=5187.17t
吨煤成本根据矿上实际数据取为22元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。
表6-1-9工作面主要技术经济指标
序号
项目
单位
数量
1
工作面走向长度
m
200
2
工作面倾斜长度
m
1500
3
工作面倾角
°
0.5
4
采高
m
5.2
5
煤的容重
t/m3
1.4
6
循环进尺
m
0.80
7
循环产量
t
1037.434
8
日循环数
个
5
9
日产量
t
5187.17
10
坑木消耗
m3/万t
1
11
乳化液消耗
kg/万t
500
12
回采工效
t/工
65.66
13
回采率
%
93
14
吨煤成本
元/t
22
15
月推进度
m
120
6.2首采工作面回采巷道布置
6.2.1回采巷道布置方式
（1）布置方式
工作面绝对涌出量为0.18m3/min，相对涌出量1.07m3/t，矿井生产能力为1.5Mt/a，根据设计具体要求以及通风设计风量的要求，确定采用“U”型通风方式。
工作面轨道平巷进风，运输平巷回风，构成工作面回风系统；矿井同时布置一个综掘工作面和一个炮掘工作面，保证采掘比为1:
2。
（2）煤柱尺寸
盘区工作面采用双巷掘进方式布置，本区段进风平巷和下区段回风平巷之间根据煤层的赋存情况取10m，上下山煤柱取30m。
6.2.2回采巷道参数
1）区段平巷巷道参数
盘区区段平巷断面尺寸均为5.0m×3.0m，矩形断面。
采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，胶带机巷布置1200mm宽的胶带输送机运煤，轨道斜巷布置排水管路，运输斜巷布置动力电缆。
2）区段轨道平巷支护方式
（1）顶板锚杆
①规格和数量：
规格Ф22-M24-2800mm，共7根，间排距750×800mm。
②钢带：
M5型钢带，长4.8m。
③网：
8#铁丝网，规格为5200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12＃铁丝按150mm间隔有效连接。
④锚杆角度：
靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与铅垂线成30°。
⑤螺母及垫圈：
80～120Nm扭矩螺母及配套塑料垫圈。
⑥托盘：
采用与M型钢带配套的高强度托盘，规格150×143×8mm。
⑦药卷：
采用两支树脂药卷，规格为Z2360型。
⑧锚固方式：
树脂加长锚固，锚固长度为1675mm。
⑨钻孔规格：
钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深2750mm。
⑩预紧及锚固力：
锚杆预紧力不低于60~80kN，锚固力不低于120kN，锚杆预紧力矩不小于300N·m。
（2）顶板锚索梁
①规格和数量：
规格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-2”形式，排距1600mm，紧跟迎头施工，如图6-2-1所示。
②钢带：
16#槽钢，长2.4m，两孔，孔中心距2.0m。
③锚索角度：
垂直岩面施工。
④螺母及垫圈：
OVM锚具。
⑤托盘：
采用与槽钢配套的高强度平钢板，规格140×100×15mm。
⑥药卷：
采用四支树脂药卷，一支规格为K2360型（里端），另三支为Z2360。
⑦锚固方式：
树脂加长锚固，锚固长度为2875mm。
⑧钻孔规格：
钻孔直径28mm，钻头直径27mm，孔深6000mm。
⑨预紧及锚固力：
预紧力80~100kN，锚固力不低于200kN。
（3）帮部锚杆
①规格和数量：
规格Ф22-M24-2500mm，共5根，间排距650×800mm。
由于煤层较薄，巷道基本为半煤岩巷道，距离底板最近的2排锚杆可以考虑滞后综掘机施工。
②钢带：
M4型钢带，长2.8m。
③网：
8#铁丝网支护，规格为3200×1000m
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