放顶煤综采工作面作业规程

1、 XX煤矿81306综放任务面回采作业规程 . XX煤矿81306综放任务面回采作业规程 PAGE 202PAGE 202：.；PAGE 203 XX煤矿81104综采任务面回采作业规程第一章 任务面概略第一节 任务面位置及井上下关系任务面位置及井上下关系见表1-1-1:表1-1-1 任务面位置及井上下关系表煤 层8#煤层盘 区五任务面81306地面标高(m)9711106底板标高(m)689719任务面长(m)260推进长(m)2744.5面积 (m2)713066地面相对位置81306任务面地面对应位置为南起深沟村，北至南坡村，西临薛塔村。井下位置及四邻采掘情况81306任务面位于2#主辅

2、运大巷以南，井田边境以北，以东为81305任务面(待回采)，以西为设计81307任务面。回采对地面设备的影响本任务面回采范围内为黄土梁峁地貌。回采任务面将经过部分贾家梁村和王家营子村以及数趟高压线和小砖窑，将呵斥地表塌陷，房屋开裂等景象，建议采取相应措施,及时搬迁村庄，保证平安回采。见附图1-1-1：附：81306综放任务面井上下对照图图：1-1-1第二节 煤 层任务面煤层见表1-2-1:表1-2-1 煤层情况表煤层平均厚度(m)6.66煤层构造0.9(0.35)0.7(0.1)0.2(0.1)1.26(0.45)2.6煤层 倾角/()37煤层普氏硬度0.72煤种气煤稳定程度较稳定煤层煤层情况

3、描画 煤层构造复杂，宏观煤岩类型以半亮半暗煤为主。煤层平均厚度为6.66m，煤层平均夹矸45层，单层夹矸最大厚度0.7m。回采段回撤通道一侧8-2煤发育有一层厚夹矸，最大厚度为0.7m；煤种为气煤。煤层厚度总体呈回撤通道向切眼方向逐渐变薄的趋势。煤层可采指数为1，变异系数为27.5%，属于较稳定煤层。见附图1-2-1：见附图1-2-2：见附图1-2-3：见附图1-2-4：见附图1-2-5：附：81306综放任务面隔水层等厚线、奥灰水水位等值线、突水系数等值线图图：1-2-181306综放任务面上覆基岩等厚线、底板等高线、煤层厚度等值线、储量计算图图：1-2-281306胶运顺槽煤层素描图图：1

4、-2-381306一号回风顺槽煤层素描图图：1-2-481306切眼、回撤通道煤层素描图图：1-2-5任务面煤质特征见表1-2-2表1-2-2 任务面煤质特征表发热量水分灰分硫分挥发份Qnet.d(MJ/kg)Mad(%)Ad(%)St.d(%)Vdaf (%)15.482.1141.40.3137.46第三节 煤层顶底板任务面煤层顶底板情况见表1-3-1表1-3-1 任务面煤层顶底板情况顶、底板称号岩层称号厚度(m)岩 性 特 征老顶粗、细砂岩6.089.26 灰白色，成分以石英为主，长石次之，含暗色碎屑，分选性中等，次圆状，泥质充填。直接顶砂质泥岩、含砾粗砂岩2.8312.96砂泥质构造，

5、程度文理，平坦状构造，含少量不完好植物化石。直接底粉砂岩、粗砂岩、中砂岩3.159.15灰黑色，泥质构造，程度文理，含不完好化石。见附图1-3-1：附：81306综放任务面煤层综合柱状图图：1-3-1第四节 地质构造一、煤层、顶板及构造对回采的影响1.任务面所掘煤层为二叠纪煤层，煤岩层总体近南北走向，呈向西倾斜的单斜构造，煤层倾角为37,平均4左右。2. 煤层厚度呈北厚南薄之趋势，回撤段较厚6.88m左右，切眼段较薄4.78m左右，平均厚度6.66m。煤层构造复杂，夹矸45层，岩性为泥岩及炭质泥岩，单层夹矸最大厚度0.70m。在81306胶运顺槽主撤位置往切眼方向871m内8-2#煤中发育有一

6、层厚夹矸，厚度最厚0.7m。4.煤层及顶板裂隙较为发育，在煤层起伏变化处发育剧烈，呵斥顶板破碎冒落。5.煤层顶板岩性、岩相变化大。岩性由回撤通道地段的中厚层-厚层状砂质泥岩至任务面中段相变为含砾粗砂岩，由任务面中段到切眼为含砾粗砂岩、炭质泥岩、泥岩互层，属层状碎裂构造顶板，强度低，稳定性差。6. 任务面切眼至1737m处回采段发育有古河流冲刷带，煤层变薄，顶板较为破碎。第五节 水文地质一、含水层顶部和底部分析1.区内地表绝大部分为黄土覆盖，地形切割较为严重，沟壑发育。据钻探资料显示，第四系松散孔隙含水层富水性弱，接受大气降水补给，但排泄迅急，补给有限，对消费影响甚微。2.煤系砂岩含水层裂隙水为

7、主要充水水源，主要接受地表水，大气降水及上覆含水层的越流补给，正常情况下巷道表现为滴、淋水,对矿井消费不会呵斥大的影响。3.巷道有些地方为负坡回采水易汇积任务面,应根据实践情况实施相应排水工程，保证任务面回采需求。4.任务面煤层底板标高689719m低于奥灰水水头标高839m，最大水头压力为1.35MPa，底板距奥灰水顶界面127m，突水系数为0.023Mpa/m，奥灰水突水危险性较小，假设遇底板隐伏导水构造，那么有奥灰水突水危险，西安院对任务面底板已采用音频电透视进展物探，圈出低阻异常区4处，经地测公司钻探队钻探验证未发现异常，详细内容见。二、涌水量任务面正常涌水量为15m3/h,最大涌水量

8、30m3/h,且两顺槽巷道部分有负坡，水易于汇积在任务面，应设置相应的排水设备。第六节 影响回采的其他要素及建议一、影响回采的其他地质情况表1-6-1 影响回采的其他地质情况煤 尘现采8#煤层火焰长度300mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量55%瓦 斯2021年瓦斯等级测定报告，全矿井的绝对瓦斯涌出量为？根据XX煤矿81305综放任务面回采情况及，估计81306综放任务面最大瓦斯绝对涌出量为31.7m/min，属氮气沼气带。煤尘爆炸性8#煤层煤尘具有爆炸性，爆炸指数为35.33%。煤的自燃自燃发火等级为级，发火期为46个月。地 温平均地温梯度为：1.52/hm，无地温异常。二、存在的问题及地质部门

9、的建议1.根据实测已有的建筑有：回撤通道对应地表附近有多座电线杆，朱家川河流及忻保高速公路；回撤通道往南185m是南坡村及果园，81306一号回风一侧距主撤297m处有水塔一座；切眼对应地表附近有深沟村；回采过程中随时调查有无新增建筑及人员，提早做好搬迁和维护任务。2.任务面切眼至1737m处回采段发育有古河流冲刷带，煤层变薄且起伏较大，回采时要及时调整层位；冲刷带岩性为含砾粗砂岩及中粒砂岩，裂隙发育，回采过程中顶板淋水增大，做好防排水措施，建议以80m3/h排水才干设防。该任务面煤底标高均低于奥灰水位标高839m，经计算最大突水系数为0.023,实际上不具有突水要挟，在回采过程中如遇断层、陷

10、落柱等大型导水构造有奥灰水涌出的能够。3. 81306任务面回采时两顺槽能够同时伴随有底鼓景象，导致顶底板破碎，建议做好顶底板管理，及时拉架，确保平安回采。4.该区瓦斯含量较大，建议加强通风及瓦斯排放，煤尘具爆炸性，严厉加强洒水灭尘。5.该任务面主回撤至切眼煤层逐渐变薄6.88m4.78m,建议回采过程中控制好采高，提高煤质和回采率。第七节 储量及效力年限一、储量计算与储量分析表1-7-1 储量计算与储量分析表块 段面积(万m 2)煤厚(m)容重(Kg/m)地质储量(万t)回采煤量(万t)111b-3514.66.881.51151.7141.1122b-3614.96.831.51153.7

11、142.9111b-3215.16.711.51153.0142.3111b-3326.74.781.51192.7179.2 合计64.24651.1605.5煤柱采区巷道煤柱153.5万t，采区边角煤柱22.8万t。三下压煤无。其它 本面采区动用范围面积90.6万m2，采区动用煤量为911.1万t。回采煤量(万t)本任务面平均煤厚为6.66m，属厚煤层，设计回采率为93%，依此计算得任务面回采煤量为605.5万t。二、任务面效力年限任务面效力年限=可采储量/设计月产量=605.5/55.67=11.7(月)第二章 采煤方法第一节 任务面巷道布置81306任务面下巷采用三巷布置：其中8130

12、6胶运顺槽承当着运煤、进风和行人义务，转载机、破碎机、移变、泵站、电气列车、顺槽皮带机布置在胶运顺槽，机轨合一；81307一、二号回风顺槽在81306综放任务面回采期间承当任务面进风、运料和行人义务。上巷采用两巷布置：81306一号回风顺槽承当着运料、行人及任务面回风义务；81306二号回风顺槽承当任务面回风、采空区瓦斯抽放义务。81306任务面切眼全长260m，间隔 2#辅运大巷3188m，主回撤通道位置间隔 2#辅运大巷443m，辅回撤通道位置间隔 2#辅运大巷398m。巷道顶板采用锚杆、锚索和钢筋骨架网结合支护，顶板破碎段采用锚杆、锚索及锚索吊挂11#矿用工字钢棚，道木刹顶结合支护，巷道

13、规格、支护方式详细如下：表2-1-1 任务面巷道支护巷 道 名 称长m宽高m支护方式81306胶运顺槽27465.03.4锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网81306二号回风顺槽27455.03.4锚杆、锚索、钢筋骨架网81306一号回风顺槽27445.03.4锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网切眼正常段200.48.83.5锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网切眼机头段12.611.53.5锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网切眼机窝段2510.33.5锚杆、锚索、塑料网切眼机尾段22103.5锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网主回撤通道2605.63.5锚杆、锚索、钢筋骨架网正帮塑料网辅回撤通道2605

14、3.5锚杆、锚索、钢筋骨架网见附图2-1-1：附：81306综放任务面巷道布置平面图图：2-1-1第二节 采煤工艺一、采煤工艺任务面平均煤厚度6.66m，倾角37，任务面沿煤层倾斜布置走向推进，采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，沿8#煤底板回采，采高3.63.8m，放煤高度3.062.86m，采放比为10.8510.752；遇地质条件变化时，适当调整；采用全部垮落法管理采空区顶板。根据割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定:该面割煤步距为0.865m,一采一放平行作业双轮顺序放煤,确定放煤步距0.865m。采用双滚筒采煤机割煤、装煤；升降支架尾梁、收缩尾梁插板放煤。依次由前、后部刮板

15、保送机、转载机、破碎机、皮带保送机运煤，采用液压支架支护，实现落煤、装煤、运煤、支护全回采过程的综放任务面作业系统。1.割煤方式采煤机的割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀，利用滚筒自旋用截齿破煤。由机头向机尾割煤时，左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤；由机尾向机头前往时右滚筒顶煤，左滚筒割底煤。2.装煤方式经过采煤机滚筒螺旋叶片上的螺旋面在旋转过程中产生的轴向推进力进展装载，旋转滚筒时螺旋叶片将煤抛至刮板保送机溜槽内，同时推移前刮板保送机和拉移后刮板保送机时，也能将煤装入刮板保送机内。3.运煤方式刮板保送机将煤运至机头后卸入桥式转载机，经破碎机破碎后再由转载机卸入顺槽皮带上进展运输。4.支护方式任务面

16、采用两柱掩护式液压支架进展支护。移架时，保证支架移到位，梁端距应坚持在418mm左右。梁端距过小会呵斥采煤机滚筒割支架前探梁，梁端距过大会呵斥冒顶。二、回采工序1.割煤正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机为双向割煤，每割一刀煤，支架保送机推移一个步距为完成一个循环，往返一次割两刀煤。2.进刀方式本任务面采用端头斜切进刀，其进刀过程如下：1当采煤机割到任务面端头时，其后的保送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留有一段下部煤。2互换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿保送机弯曲段反向切入煤壁，后面将保送机推出，直至保送机直线段为止。3再互换两个滚筒上、下位置，重新前往割煤至保送机机头

17、处割三角煤。4将三角煤割掉后，再次互换上下滚筒位置，返空刀至切入煤壁处开场正常割煤。采煤机在机尾的进刀方式同机头的进刀方式一样。进刀间隔 确实定：D=2L采L运弯式中：D进刀间隔 ，m；L采采煤机机身长，最大长度为16.55m；L运弯刮板运输机弯曲段长度大于21m，取22m。把以上数据带入式中，得D=216.55m22m=55.1m见附图2-2-1：附：81306综放任务面进刀表示图图：2-2-13.移架移架为依次顺序移架，普通情况液压支架滞后采煤机后滚筒35架的间隔 依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、顶板破碎，应追机移架，支架滞后前滚筒12架。移架步距0.865m。4.推前溜推溜方式为成

18、组顺序推溜，推溜滞后移架点1012架，每组推溜15架，推溜步距0.865m。推溜时必需保证保送机弯曲段长度大于21m12节溜槽，保送机程度弯曲角度不大于1，垂直弯曲角度不大于 3，严禁从两头向中间推溜，以免呵斥溜子中间鼓起搭桥。5.放煤任务面采用一采一放平行作业双轮顺序放煤方式，即煤机从机头往机尾割煤时，从机头8#架开场放煤，放到机尾147#架停顿；从机尾往机头割煤时，从机尾147#架开场放煤，放到机头8#架停顿；端头架、排头架、过渡架不放煤。开启两个放煤口，间隔10架放煤，利用支架的后尾梁和插板放煤。6.拉后溜拉后溜滞后放煤点进展，拉移步距0.865m，保送机弯曲段长度必需大于21m12节溜

19、槽。三、消费工艺及技术要求1.消费工艺任务面消费工序：煤机割煤移架推前溜放煤拉后溜。每割一刀煤，放一次煤，支架、前溜和后溜各推移一个步距为完成一个循环，煤机往返一次割两刀煤。现以煤机从机头进刀处开场运转为例阐明采放工艺流程：1煤机割通机头返刀向机尾割煤，左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，并滞后煤机后滚筒35架开场移架，滞后移架点1012架依次向机尾方向推前溜。2当煤机往机尾割煤并移架后，两名专职放煤工开场从机头放煤，一名放煤工滞后移架10架向机尾方向放煤，另一名放煤工间隔 前一名放煤工至少间隔10架与其同时放煤，放煤后拉后溜机头，并依次向机尾方向拉后溜。3煤机割通机尾后，推前溜至距煤机后滚筒并坚持2

20、1m的弯曲段，然后煤机左滚筒降下扫底煤，右滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀终了后停下，再依次向机尾方向推前溜至机尾。后保送机放煤到过渡架停顿，然后拉移后溜机尾。4煤机左滚筒升起割顶煤，右滚筒降下割底煤，向机尾方向割煤；割通机尾后返刀，调整左右滚筒位置，即煤机右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机后滚筒35架移架，推前溜机尾和拉后溜机尾。反复机头向机尾工艺过程。2.工艺要求由于81306综放任务面地质条件较为复杂，任务面坡度37，煤层平均厚度6.66m，为保证煤炭回收率和采煤速度的提高，结合本任务面实践情况，特制定如下工艺要求：1割煤回采时沿8#煤底板割煤，采高控制

21、在3.63.8m，顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐直，不得出现割底、留底、留伞檐景象，必需保证刮板保送机的推移平整，不得出现飘溜、凹溜或部分起伏太大的景象。假设遇到移架跟不上、前部保送机负荷大或顶煤没有放完时，采煤机要减速或停顿割煤，严禁空顶和超速割煤。采煤机割至机头、机尾时任务面顶板到顺槽顶板逐渐降低采高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓，利于液压支架接顶严密，两端过渡段不小于10m，过渡段坡度小于3。割机头、机尾三角煤时，必需保证将三角煤割透，保证顺槽底板到任务面底板平缓过渡，三角煤割不透，容易发活力头、机尾过渡槽翘起事故。煤机司机要掌握好层位，正常割煤时采高控制在3.63.8

22、m，其它情况另行制定平安技术措施，并且在回采过程中严厉按照规定层位回采，必需保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丧失、严重磨损等景象时，应及时停机改换截齿。任务面遇有巩固夹矸或较大断层时，如能降低采高经过那么降采高经过，否那么要编制专项平安技术措施并严厉按照措施执行，不得用采煤机强行截割。2移架任务面移架必需配备专职人员，由技术熟练的工人操作，任务面一切支架要移成直线，移架后支架要接顶严实，移架过程中要及时调整支架外形，要保证支架移到位，端面距应坚持不超越418mm，如发生倒架咬架景象，需在移架过程中及时调整，移架时不准停后溜。3推前部保送机严禁紧随煤机推溜，以免呵斥推拉销折断。严禁停

23、溜时推溜，以免呵斥保送机堆货严重，压死保送机。刮板保送机推移终了后要成一条直线，刮板保送机在底板上要平稳，不得出现飘溜、凹溜或部分起伏过大等景象。正常情况下刮板保送机机头和机尾推进度应坚持一致，严禁出现刮板保送机中部滞后两头超前的景象。假设推溜困难时，不能强行推溜，必需查明缘由将问题处置后再推溜。4放煤放煤任务由专职放煤工担任，采用采放平行作业、一采一放双轮顺序由低到高分段放煤方式；初次放煤在直接顶初次垮落后进展，直接顶初次垮落步距约20m；停采线前15m，即挂网前停顿放煤。由两名专职放煤工滞后移架10架开场放煤，两放煤工间距至少10架，第一轮放顶煤的1/31/2，第二轮放到见矸后停顿放煤。由

24、于任务面较长，放煤工必需根据后溜中的煤量控制放煤速度，任务面同时放煤点不得超越两处，防止压死后溜。放完煤后伸出插板必需成不断线，高度距后溜槽沿300500mm，插板与后溜槽沿程度间隔 为300mm。任务面放煤作业在8#架147#架之间进展，其中1#、2#端头组合架处于胶运顺槽、154#、153#架处于一号回风顺槽处不放煤，3#6#架、149152#架为排头架，尾梁长度较长，维护前后溜的驱动部，同时支架本身无插板，故不进展放煤工序。根据实践条件制约，目前XX煤矿端头顶煤暂不回收。5拉后部保送机煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运转中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时先拉后溜机尾。

25、保送机弯曲长度必需大于21m。拉移要到位并坚持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后溜，后溜停顿运转时不得拉移。3.任务面采放比任务面平均煤厚6.66m，采高3.63.8m，放煤高度3.062.86m，采放比为10.8510.752。4.放煤步距放煤步距由割煤步距、采高、煤层厚度、架型共同确定:该面割煤步距为0.865m, 每割煤一刀放煤一次,确定放煤步距0.865m。5.采、放煤技术要求1采煤机割至机头、机尾时，任务面顶板到顺槽顶板必需有一过渡段，以满足液压支架支护要求。2端头割煤时从任务面顶板到顺槽顶板逐渐降低采高，直到和顺槽顶板衔接，并且保证过渡段的平缓，以利于液压支架接顶严密，过渡

26、段坡度小于3。3顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜产生困难，同时顶底板不平使支架几何外形不好，仰俯角太大容易发生空顶冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。4必需保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丧失、严重磨损等景象时，应及时改换截齿。5任务面遇有巩固夹石或较大断层时，如能降低采高经过那么降采高经过；否那么要编制专项平安技术措施并严厉按照措施执行，不得用采煤机强行截割。6前后部刮板保送机机头必需有1名看守人员，防止大块煤在机头堆积和阻卡破碎机。7移架过程中如发生顶板破碎冒落时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。8移架时，要保证支架移到位，梁端距应坚持在418mm左右。梁端距

27、过小会呵斥采煤机滚筒割支架顶梁，梁端距过大会呵斥空顶或冒顶。9移架过程中要及时调整支架外形，如发生倒架咬架景象，需在移架过程中及时调整。10回采至巷道顶板破碎段以及高冒区已采用11#矿用工字钢梁、道木架棚锚索固定支护段，当采煤机割通机头，机头推出后，必需迅速拉出端头支架升出护帮板挑住道木棚。11由于任务面坡度、落差大，容易发生刮板保送机下窜即向机头方向窜动，呵斥割煤困难，为防止上述景象发生，根据消费实践情况，及时对任务面进展调整。12放煤工应加强责任心，放煤时留意察看后溜中煤流量，遇到矸石急剧添加时应及时停顿放煤，将尾梁摆起，插板伸出。13放煤时，假设遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，将大块破

28、碎，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。14放煤时要加强煤质管理，保证含矸率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丧失顶煤，加强顶煤的回收，提高回采率。四、支护1.液压支架移架步距为865mm，端面距为418mm。控顶距分为最大控顶距和最小控顶距：最大控顶距 LmaxL1L2S最小控顶距 LminL1L2式中： L1顶梁长度，为4628mm；L2端面距，取418mm；S截深，为865mm。最大控顶距 Lmax4628865418mm5911mm最小控顶距 Lmin4628418mm=5046mm2.移架的本卷须知1拉架时必需使支架坚持一条直线。2任务面液压支架必需及时拉架，正常

29、拉架时拉架距采煤机后滚筒35架。3移架过程中如发生顶板破碎、冒顶时，应及时超前拉架，支架滞后前滚筒12架，以防止顶板继续冒落。4移架时，要保证支架移到位，端面距应坚持不超越418mm。5移架时支架可下降150200mm，以挪动支架为原那么，在破碎顶板下必需带压移架，移架过程中应随时调整支架。3.支架操作的根本要求1快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。2正：支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。3够：每次移架要移到位，支架移过后要成不断线。4匀：支架间距要按规定坚持均匀。5平：要使顶梁和底座平整地和顶底板接触，力求受力均匀。6紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架必需到达足够的初撑力。7严：架间空隙要挡

30、严，侧护板要坚持正常任务形状。8净：将底板上的浮煤，浮矸清理干净，保证支架和刮板保送机顺利前移。9归：顶煤放净后，及时将尾梁和插板归位。五、任务面正规循环作业方式1.任务制度和作业方式任务制度采用“三八制造业，其中早班半班检修半班消费，另外两班全班消费。2.工序安排采用正规循环作业方式：即进刀、割煤、移架、推前溜、放煤和拉后溜为全过程，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式。日进10刀，截深0.865m，日进8.65m；消费班每班割煤4刀，检修班半班消费半班检修。详细安排如下：早班：8：0016：00为检修班；中班：16：0024：00为消费一班；夜班0：008：0

31、0为消费二班。消费过程中岗位工执行动态点检，如有疑问问题检修工随时下井处置。3.正规循环产量1任务面机采产量Q1=LSh197%=1290.4 (t)2放顶煤产量Q2=L-L1Sh285%=781.1(t)3正规循环产量Q=Q1Q2 =2071.5(t)式中：h1煤机割煤厚度，取3.8m；h2放煤厚度，取2.86m；容重，1.51t/m3；L任务面长度，260m；S截深，0.865m；L1不放煤支架段长度，取81.75=14m。采煤机机采回采率按97%计算，放煤回采率按85%计算。4.消费日劳动定额确实定1采煤机每班进刀数确实定N=60T-t1/KL/Vt2=(608-50)/1260/3.5

32、+30=4(刀)式中：N：每班进刀数，刀；T ：每班任务小时数，8小时；t1：任务面设备班间保养及预备时间，50分钟；t2：每刀的辅助时间，30分钟；K ：割煤方式系数，单向割煤取2，双向割煤取1；V ：采煤机割煤实践运转平均速度，3.5m/分； L ：任务面长度，260m。2每班劳动定额检修班每班产量：Q 检=Q2=4143(t)消费班每班产量：Q 生=Q4=8286(t)式中：Q：正规循环产量2071.5 (t)。3每日劳动定额：Q 日=Q 检2Q生=20715(t)4每月劳动定额Q月=NQ日=58 (万t)式中：N：月平均消费天数，取28天。见附图2-2-2：附：81306综放任务面正规

33、作业循环图表图：2-2-2六、回采率计算1.任务面初次来压前采出量：Q1=L1Lh197%=202603.897%1.51=2.89万t式中：Q1任务面初次来压前采出量；h1煤机割煤厚度，取3.8m；容重，1.51t/m3；L任务面长度，260m；L1任务面初次来压前未放顶煤间隔 ，取20m。2.任务面停顿放煤后采出量：Q2=L2Lh197%=152603.897%1.51=2.17万t式中：Q2任务面停顿放煤后采出量；h1煤机割煤厚度，取3.8m；容重，1.51t/m3；L任务面长度，260m；L2任务面停顿放顶煤后未放顶煤间隔 ，取15m。3.任务面过渡架到两顺槽不放煤支架段采出量：Q3=

34、L3L4h197%=142709.53.897%1.51=21.11万t式中：Q3任务面过渡架到两顺槽不放煤支架段采出量；h1煤机割煤厚度，取3.8m；容重，1.51t/m3；L3过渡架到两顺槽不放煤支架段长度，取81.75=14m；L4正常回采时任务面推进长度，取2744.5-20-152709.5m。4.任务面正常回采段采出量：Q4=L4L5h197%h285%=615.66万t式中：Q4任务面正常回采段采出量；h1煤机割煤厚度，取3.8m；h2放煤厚度，取2.86m；容重，1.51t/m3；L4正常回采时任务面推进长度，取2744.5-20-152709.5m；L5任务面放煤段长度，取2

35、60-14=246m。5.任务面总采出量：Q=Q1Q2Q3Q4=2.892.1721.11615.66=641.83万t6.任务面回采率：V=QQ回采=90.4%Q回采=605.56.665.66=712.48万t式中：Q回采任务面实际回采原煤量，万t；605.5任务面实际回采煤量不含夹矸，m；6.66任务面平均煤厚，m；5.66任务面平均煤厚不含夹矸，m。第三节 任务面设备配备综放任务面成套设备主要由采煤机、液压支架、刮板机保送机、转载机、破碎机、胶带保送机及任务面供电、供液设备等组成。一、综放任务面设备配套原那么1.设备配套消费才干大于任务面设计消费才干。2.设备消费才干大于配套消费才干。

36、3.设备寿命大于配套任务寿命。4.设备可靠性大于配套任务可靠性。5.外围环节配套才干大于任务面配套消费才干。根据设备运输才干和落装煤才干按从大到小依次排序为：胶带保送机破碎机转载机前、后部刮板保送机采煤机。液压支架支撑高度和任务阻力必需符合任务面要求，乳化液泵站额定压力必需满足液压支架初撑力，喷雾泵站压力与流量必需满足采煤机等冷却喷雾水用量；电气设备必需维护齐全、灵敏可靠、选型合理，满足各用电设备要求。二、设备的主要性能及其技术特征表：1.采煤机选用JOY公司7LS6C-LWS716型采煤机，该煤机装机功率大，多电机平行布置，消费才干大，远间隔 遥控操作，运转平稳等特点，其技术特征表如下：表2

37、-3-1 采煤机主要技术特征序号技术目的技术参数1截割高度2.54.5m2消费才干4000t/h3牵引功率2110kw4最大牵引速度30m/min5装机总功率2020KW6滚筒程度中心距14.051m7长壁任务面适宜角度118有效截深865mm9电控系统FACE BOSS10额定电压3300V11煤机总分量108900Kg11水流量380 L/min2.刮板保送机选用连云港天明配备有限责任公司消费的SGZ900/2000型前部保送机，SGZ1000/2000型后部保送机，该机采用中双链布置，机头、机尾平行布置；水冷却；可正反转，链条强度大、寿命长：表2-3-2 前刮板保送机技术特征表序号技术特

38、征技术参数1刮板机功率2900KW2链 条48mm152mm中双链3链 速1.8m/s4运输才干1800t/h5链中心距245mm6电 压3300V7溜槽尺寸长内宽高1750900372mm8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压紧链器、恒压控制+机械闭锁11衔接方式哑铃销12水流量40L/min表2-3-3 后刮板保送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率21000KW2链 条48mm152mm中双链3链 速1.8m/s4运输才干2500t/h5链中心距280mm6电 压3300V7溜槽尺寸长内宽m8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压紧链器、恒压控

39、制+机械闭锁11衔接方式哑铃销12水流量40L/min3.转载机选用连云港天明配备有限责任公司消费的SZZ0/700型转载机，其技术特征表如下：表2-3-4 转载机技术特征表序号技术目的技术参数1电机功率700KW2运输才干4000t/h3长 度43m4链 速2.1m/s5链 类 型38mm126mm中双链6冷却方式水冷却7槽 内 宽0mm8尺寸长内宽高220001210mm9电 压3300V10链的破断负荷2500KN11中板厚度45mm12底板厚度30mm13紧链方式液压紧链器、恒压控制机械闭锁14紧链伸缩行程380mm15水流量20L/min4.破碎机选用连云港天明配备有限责任公司消费的

40、PCM5000型顺槽用破碎机，其技术特征表如下：表2-3-5 破碎机技术特征表序号技术目的技术参数1型 号冲击式破碎机2功 率700KW3电 压3300V4破碎才干5000t/h5最大过煤高度300mm6最低过煤高度150mm7总体尺寸长宽高495536551955mm8冷却方式水冷9水流量20L/min5.液压支架选用平顶山煤矿机械有限责任公司消费的ZYF12500/25/39D型两柱放顶煤电液控支架支护，共154台，其中任务面140台，组合端头支架2台机头，排头支架10台头4尾6，过渡支架2台头1尾1。该支架支撑才干强，可实现邻架、成组顺序、手动操作等功能，技术特征如下表：表2-3-6 液

41、压支架技术特征表序号技术目的技术参数1支架型号双柱掩护式2支护范围25003900mm3支架中心距1750mm4任务阻力12500KN5推移行程865mm6推移速度单台支架小于等于10s7控制系统电液系统8中部支架分量41.5T6.泵站选用RMI泵业消费的7泵3箱S375高压泵站，该泵采用电子卸载阀和手动卸载阀两种卸载方式，系统运转平稳；流量大、压力大，满足高速移架要求。技术特征表如下：表2-3-6 乳化液泵技术特征表序号技术目的技术参数1额定流量430L/min2额定压力37.5MPa3总装机功率4280KW4电 压1140V5重 量2250kg6宽长高尺寸130730001510mm7冷却

42、方式风扇冷却表2-3-7 喷雾泵站技术特征表序号技术目的技术参数1额定压力14.5MPa2额定流量517L/min3总装机功率3160KW4电 压1140V5重 量3270 kg6宽长高尺寸114030741176.5mm7冷却方式风扇冷却7.组合开关选用常州联力KJZ3-1500/1140-9开关控制泵站系统，其技术特征表如下：表2-3-8 KJZ3-1500/1140-9开关技术特征表序号技术目的技术参数1任务电压1140V/50Hz2真空接触器9400A4300A3驱 动 器400A4隔分开关1800A5输入回路4路6控制负荷回路1500A7控制电机最大功率315KW选用常州联力KJZ3

43、-1500/3300-9开关控制三机与采煤机，其技术特征表如下：表2-3-9 KJZ3-1500/3300-9开关技术特征表序号技术目的技术参数1任务电压3300V/50Hz2真空接触器2450A7400A3驱 动 器450A4隔分开关1800A5输入回路3路6控制负荷回路1500A8.挪动变压器选用中联消费的KBSGZY-2500/10变压器供应乳化液泵和喷雾泵，其任务可靠，寿命长，各种维护灵敏。其技术特征如下：表2-3-10 KBSGZY-2500/10变压器技术特征表序号技术目的技术参数1容 量2500KVA2相 数33绝缘资料等级H4短路阻抗4.88%5总 重11500kg选用中联KB

44、SGZY-3150/10/3.45变压器为任务面采煤机供电，其技术特征如下：表2-3-11 KBSGZY-3150/10/3.45变压器技术特征表序号技术目的技术参数1额定容量3150KVA2电 压10KV/3.45KV3频 率50Hz选用中联消费的KBSGZY-4000/10变压器为任务面后部保送机和破碎机供电，其技术特征如下：表2-3-12 KBSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术目的技术参数1额定容量4000KVA 2额定电压10KV3频 率50Hz4漏电维护多点选用中联消费的KBSGZY-4000/10变压器为任务面前部保送机和转载机供电，其技术特征如下：表2-3-13 K

45、BSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术目的技术参数1额定容量4000KVA 2额定电压10KV3频 率50Hz选用中联消费的KBSGZY-500/10/0.69变压器为任务面照明排水供电，其技术特征如下：表2-3-13 KBSGZY-500/10/0.693变压器技术特征表序号技术目的技术参数1额定容量500KVA 2额定电压10/0.69KV3频 率50Hz三、主要设备的布置皮带机布置在81306胶运顺槽内，作为主要运输设备与转载机搭接，破碎机安装在转载机机身上，总长度196m的设备列车与81306顺槽胶带机并排平行布置在81306胶运顺槽，放在铺设长度为280m的轨道上，由任务

46、面往外依次为液管车、回柱绞车、低压电缆车、旧件修复室、工具箱、高压反冲过滤站、蓄能器、乳化泵液箱、乳化泵、蓄能器、喷雾泵箱、喷雾泵、泵站集控分水器、1140泵站组合开关、照明综保、数据上传柜、3300采煤机组合开关、1140变频开关、挪动变压器、高压接线盒、细滤、粗滤、电缆车、660馈电开关、自制浓缩液箱、绞车等。设备列车与任务面之间的电缆、液管等用单轨吊吊挂，单轨吊挂长度为180m。见附图2-3-1：附：81306综放任务面设备布置及两顺槽超前支护表示图图：2-3-1第三章 顶板控制第一节 支护设计一、矿压参数类比表3-1-1 同煤层矿压观测选取或估计本任务面矿压参数参考表序号工程单位同煤层

47、实例本面选取或估计1顶底板条 件直接顶厚度m2161.25.0老顶厚度m5205.536.8直接底厚度m3101.885.52直接顶初次垮落步距m10103初次 来压来压步距m508053最大来压强度bar540540最大平均顶底板移近量m0.80.8来压显现程度来压剧烈来压剧烈4周期 来压来压步距m101412101412最大来压强度bar540540最大平均顶底板移近量m0.80.8来压显现程度来压明显来压明显5正常最低支护强度bar252252平均顶底板移近量m0.10.1二、液压支架确实定1.选型原那么和要求：1支架的初撑力和任务阻力要顺应直接顶和老顶岩层挪动产生的压力。2支架的构造和

48、支护特性，要能顺应和维护暴露顶板的完好性。3支架底座要顺应底板岩石的抗压强度。4支架支撑高度要与采高或煤层厚度相顺应。5支架的平安性能要好。6最好有伸缩梁和调底油缸。2.支架的核算根据任务面顶、底板岩性、煤层厚度等条件以及81300-1综放任务面、81300-2综放任务面、81304综放任务面和81305综放任务面回采阅历，选用平顶山煤矿机械有限责任公司消费的ZFY12500/25/39D型两柱放顶煤电液控支架支护及其配套的端头支架。1高度的核算Hmax=hmax-S1Hmin=hmin-S2-a-c式中:Hmax支柱最大高度，m；Hmin支柱最小高度，m；hmax煤层最大采高，m；hmin煤

49、层最小采高，m；S1支架前柱上方前部的顶板下沉量，普通可取0.1m；S2支架后部上方后部的顶板下沉量，普通可取0.2m；a支架前移所需的支柱可缩余量，普通不小于0.05m；c支架与煤层顶底板之间的浮煤、浮矸厚度，普通取0.1m。Hmax=3.9-0.1=3.8mHmin=3.4-0.2-0.05-0.1=3.05m 3.4任务面两端头采高根据核算所选平顶山煤矿机械有限责任公司消费的ZFY12500/25/39D型两柱放顶煤电液控支架支护范围2.53.9m，符合要求。2任务阻力实际算法-老顶支护强度算法PH=72.3hm4.5Lp78.9Bc-10.24N-62.1式中:PH额定支护强度，KN/

50、m2hm任务面煤层采高，m；取3.8m；Lp老顶周期来压步距，m；取14m；Bc支架控顶宽度，m；取1.75m；N直接顶厚度与采高之比，直接顶厚度取2.83m，比值取0.74PH=406.14KN/m2取最大值根据山东科技大学对XX煤矿放顶煤开采研讨主要研讨结论，综放任务面顶板压力比综采任务面大1.21.3倍，故任务面合理的支护强度为Pt1=1.3406.14=527.98KN/m2液压支架任务阻力：Qs=PHBcSc/Ks式中：Qs液压支架额定任务阻力，KN/架；PH支架支护强度，KN/m2；PH= Pt1=527.98KN/m2；Bc支架控顶距，最大控顶距为5.911m；Sc液压支架中心距

51、，m；取1.75m；Ks液压支架支护效率，支撑式支架取0.90.95。Qs=527.985.9111.750.9=6068.4KN/架经计算所需求支架任务阻力为6068.4KN/架，81306任务面所用平顶山煤矿机械有限责任公司消费的ZFY12500/25/39D型两柱放顶煤电液控支架任务阻力12500KN/架 6068.4KN/架，符合要求。3.液压支架的相关参数见第二章。4.任务面液压系统组成及主要参数任务面液压系统由4台RMI公司消费的375高压泵站、大流量关断阀、自清洗过滤器、142台液压支架、以及相关的高低压管路组成。其主要参数见第二章。5.根据消费实践情况，支架立柱的活柱伸缩量正常

52、情况为9001300mm。第二节 任务面顶板控制一、相邻任务面矿压规律经过回采过程中察看任务面支架平安阀开启情况和记录每刀支架稳定形状压力值作曲面图进展周期来压分析，81305综放任务面来压周期不稳定，同一个来压周期内任务面来压不同步，周期来压步距为1014m，推断81306综放任务面周期来压步距为1014m。二、任务面正常顶板支护正常割煤时，移架要滞后煤机后滚筒35架进展；当顶板破碎或片帮严重时,移架要滞后煤机前滚筒12架进展。支架初撑力不低于252bar，护帮板滞后煤机后滚筒35架打出，收回护帮板超前前滚筒58架；当梁端距大于418mm时及时伸出伸缩梁或拉超前支架。 三、正常回采期间任务面

53、顶板管理1.在消费过程中必需保证任务面“三直两平、两畅通，一切设备正常运转，杜绝设备“带病作业，加强液压支架检修，保证液压系统无窜漏液，支架动作灵敏。2.检查一切支架立柱、平衡千斤顶平安阀，保证一切支架平安阀到达额定开启压力，泵站压力到达31.5MPa。3.仔细检查液压支架损坏情况，发现支架大脚、掩护梁、底座有开焊、断裂景象时，应及时处置。4.煤机司机在割煤过程中要合理控制煤机割煤速度，割煤时支架工升架初撑力不低于252bar，移架过程中要根据顶底板平整度合理调整平衡油缸伸缩量，保证支架的合理架形和支架顶梁全部有效接顶，及时跟机拉架。5.任务面消费过程中要根据顶板变化、地质构造、任务面涌水情况

54、等合理调整采高采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。6.严厉按规定，做好综放任务面矿压观测任务。7.带班队长察看周期来压情况，准确掌握来压步距。8.来压时要严厉按支架操作的根本要求操作，组织快速推进，液压支架梁端距不应大于418mm，应采用“带压移架法及时拉架。9.任务面正常回采过程中煤机司机必需按照煤层层位进展回采，要根据顶板压力、煤层厚度、直接顶岩性等各方面要素合理确定顶煤留设厚度，并在正常来压和周期来压过程中有所区别，在保证平安的情况下最大限制提高煤炭回收率。当过裂隙带时应沿底割煤，采高视详细煤层情况降低，任务面留有足够的顶煤防止顶板冒落。10.在顶板离层的情况下，应采用“带压移架法，

55、即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有间隔 时，停顿降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停顿拉架，然后升起支架，并且初撑力到达252bar，进展正常的操作支架的过程。11.在顶板比较破碎的情况下，应采用超前拉架法，稍降支架，将支架快速拉前，顶到煤帮上。采煤机沿底割煤，下一刀前往时将顶煤割掉。12.在消费过程中，班长、带班队长及时察看任务面顶板破碎情况、煤壁片帮情况；如发现顶板破碎，可根据实践情况及时拉出超前架，调整任务面采高以及两端头三角煤长度，加快推进速度。13.任务面推移运输机时不能出现急弯，要平缓过渡，当任务面底板坡度大时要停顿推移运输机，通知煤机

56、司机重新进展二次扫底后方可推出。14.推溜工要根据任务面支架支撑力情况及时对支架进展二次补升，在支架拉出后及时翻开护帮板，护帮板打出滞后煤机后滚筒不大于10架，且护帮板要与煤壁有效接触，保证支架护帮效果。15.在进展预防性停机检修时必需避开周期来压，任务面停在合理的位置进展检修。同时在任务面周期来压过程中要紧跟煤机前滚筒移架，采取快速推采、超前拉架、擦顶带压拉架或少降快拉等措施进展顶板支护。16.当任务面出现设备缺点停机时，要安排专人对支架进展二次补压，同时保证护帮板全部翻开；假设任务面顶板情况较差，要采取其他措施对顶板进展加固处置；当任务面压力显现较大时要采取措施防止支架压死17.当任务面以

57、及两巷顶板出现特殊情况时，根据现场实践及时编写相应平安技术措施。18.一切支架侧护板必需设置齐全、完好无损，并及时运用侧护板，防止架间距太大掉矸伤人。19.人员消费期间严禁在支架大脚前行走，人员进入保送机作业前必需将护帮、护顶设备支护到位并闭锁、上锁，并派专人现场监护。20.平安管理人员每班对任务面、两顺槽支护及顶板动态情况进展巡回检查。任务面顶板出现异常或支护强度不能满足平安需求时，作业人员必需立刻撤至平安地点并汇报矿消费指挥中心，待隐患消除后方可进展作业。21.在割煤过程中，防止任务面出现倒架景象，在移架过程中利用侧护板及时扶架或采取单向拉架方式，随时保证支架处于与顶板垂直形状，如发生倒架

58、、咬架、支架压死景象，必需根据现场实践情况制定专项平安技术措施，经矿总工程师审批后，严厉按措施执行。第三节 两顺槽及端头顶板管理一、两顺槽平安出口顶板管理81306综放任务面两顺槽初次来压前超前30m范围内进展单体支护，正常回采时仍超前30m范围内进展单体支护，巷道净高不得低于2.8m，出口净宽不得少于0.8m。带班队长必需对任务面上下推进度进展准确丈量，并察看上下平安出口的宽度，及时调整任务面以保证行人宽度；每班必需派专人对两出口煤壁及顶板片帮进展处置，发现顶板破碎时应加强支护。二、两顺槽联巷口顶板管理在任务面推进到距联巷口510m时，联巷口处的煤柱易发生片帮，顶煤发生较大面积的垮落，为防止

59、片帮以及顶煤冒落伤人，制定以下平安技术措施：1.胶运顺槽每遇联巷口要支护单体，间距1m，单体距联巷口两帮1m,向联巷口伸进1.0m。2.人员过往行走时，坚持一停、二看、三处置、四经过的原那么。3.必要时挂顶帮网支护包括联巷之间的顺槽。4.当任务面回采到距联巷口20m时挂“制止入内牌，严禁人员从联巷经过。5.每天超前维护工对两顺槽及联巷的顶板进展敲帮问顶隐患排查，发现问题随时汇报，及时处置。6.根据顶板压力情况决议能否在联巷口位置补打锚索。三、任务面端头顶板管理81306综放任务面选用平顶山煤矿机械有限责任公司消费的ZYF12500/25/39D型两柱放顶煤电液控支架支护，共154台，其中任务面

60、支架140台，型号为ZFY12500/25/39D，组合端头支架2台机头型号为ZFT19600/25/40D，排头支架10台头4尾6型号为ZFP12000/26/41D，过渡支架2台头1尾1型号为ZFG12500/25/39D,采用放顶煤回采，超前压力范围增大，特制定如下管理措施：1.端头及排头支架初撑力根据实践情况调整，保证不漏顶以及相邻支架搭接良好。2.端头支架大脚严禁钻底，以防压住推移框架使转载机推移困难或损坏机头哑铃销。3.端头支架必需专人维护。严禁跑、冒、滴、漏，电缆、管线等必需完好无损。4.端头支架移架前，要先检查顺槽巷道支护情况，保证支护可靠；察看转载机与支架能否有卡阻景象，距支