采矿工程毕业设计（论文）-紫金矿1205工作面采煤工艺设计

1、 重庆大学网络教育学院毕 业 设 计 (论 文)题目 紫金矿1205工作面采煤工艺设计 学生所在校外学习中心 山西晋中校外学习中心 批次层次专业 082 专科起点本科 采矿工程学 号 W08201134 学 生 XXXX 指 导 老 师 XXX 起 止 日 期 20120.9.9-2020.10.28 目 录 中文摘要31概述41.1采煤工作面位置及开采范围41.2采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系42地质概况42.1煤层赋存情况 42.2围岩的性质及其对采煤的影响 62.3地质构造及水文地质情况 82.4瓦斯、煤层和自然发火情况 83可采储量及可采区 93.1采煤工作面的可采储量计算

2、93.2采煤工作面的可采期计算 94巷道布置与生产系统 104.1巷道布置 10 4.2生产系统11 4.3通风系统11 4.4安全监测监控系统13 4.5供、排水系统14 4.6供电系统155采煤工艺165.1采煤工艺的选择165.2采煤工艺 165.3顶板管理及支护 176生产技术管理 226.1循环方式 226.2作业形式 226.3工序安排226.4劳动组织 226.5循环图表 236.7采煤工作面技术经济指标 237采煤方法图的设计与绘制248安全技术措施 248.1一般规定 248.2顶板管理措施 268.3防治水管理 308.4 爆破管理 308.5“一通三防”及安全监控措施31

3、8.6运输管理 318.7机电管理 348.8灾害应急措施及避灾路线 398.8其它 40 9设计小结43 附图 44 参考文献 44 全套图纸加扣 3346389411或3012250582摘 要此次设计主要目的是进行采煤工艺设计，需要设计的工作面为紫金煤矿一采区1205采煤工作面。该采煤工作面位于一采区，开采2#煤层。采区走向长4500m，倾向长3000m，煤层走向为南北向，煤层平均厚度为3.0 m，倾角 818 ，煤的密度为 1.38 t/m3。瓦斯绝对涌出量 2.63 m3/h，煤层自然发火期6个月，煤尘 具有 爆炸性，煤质属低硫、低灰、低磷优质肥煤。煤层顶板：伪顶为 0.2 m的 泥

4、质页岩，直接顶为2.3 m的 粉砂岩与泥岩互层 岩，基本顶为 5.0 m的 K8白砂岩。根据对该采煤工作面的地质资料搜集及规划，开采720水平，并作井底车场，然后分别作轨道上山、回风上山及皮带上山，直至采区边界。首采区为一采区，布置采面为1205工作面，采用走向长壁采煤法，其走向长1255m，倾向长160m，按年产60万吨计算，该工作面能够开采1.3a。对工作面的运输、排水、通风防尘、供电、管路、照明及通讯系统进行了设计。该工作面设计为综合机械化采煤，采用G250/600-AWD型双滚筒采煤机割煤，工作面采用SGZ-764/630型刮板运输机运煤。再通过SGB-620/40型刮板运输机转入采面

5、运输巷可伸缩胶带运输机SPJ1040型和SSJ1080/160型运至一采胶带上山皮带，采用ZY4000-14/35L型液压支架支护顶板。工作面作业制度为三、八制作业，两班生产，一班检修，工作面每昼夜6个循环，单循环进度为0.6m，日推进度为3.6m，正规循环率为85%。实际需要工人80人，在籍职工132人。日产量2068.2吨，月产量为62046吨。为了保证安全生产，对顶板、一通三防、机电、运输、避灾等方便编制了安全技术措施。 关键词：地质概况 巷道布置 采煤工艺 安全措施1 概述1.1采煤工作面位置及开采范围1.1.1位置 本采煤工作面位于720水平一采区第三区段，工作面编号为1205。1.

6、1.2开采范围本采煤工作面开采霍西煤田2#煤层，工作面东面为1207工作面；西面为1203工作面；北为矿井边界，采止位置为一采回风上山上，该工作面长度为170m，沿走向方向推进长度为1255m。1.2采煤工作面井上、下位置及邻域关系1.2.1井上下位置本采煤工作面地面位于南余家沟东400m，主山梁（SN向）东侧，5#孔-补7#孔一线，北半部以山梁、山坡为主，南部有桃村沟穿过，地面无任何建筑物及水体和铁路，故对开采无影响。工作面井下东为1207工作面，西为1203工作面，南为三条采区上山巷道，北为井田边界。1.2.2邻域关系本工作面与下一主采煤层10煤层相距80米，2、10号煤层厚度分别为3.0

7、m、2.5m，但下组煤未开采。2 地质概况2.1煤层赋存情况1205采煤工作面开采煤层为2#煤层，2#煤以亮暗煤为主，其走向为南北向，煤层倾角为818平均13，煤层厚2.2m3.8m，平均3.0m。2#煤的容重为1.38t/m3，煤层普氏硬度系数为1.5。2号煤为低一中灰、特低硫、特低磷、高一特高发热量，难熔灰分之1/3焦煤、焦煤和肥煤，可作优质的炼焦用煤。表211 煤层特征情况指 标数值备注煤层厚度/m2.23.8煤层倾角/（）13煤层硬度/f1.5煤层层理中等发育煤层节理中等发育绝对瓦斯量/（m3/h）2.63煤尘爆炸指数27地 温/C24瓦斯含量/（m3.t）10.19地压大表212 2

8、号煤主要煤质特征表煤 号2A d(%)原煤7.21-29.94 15.38-(10)精煤4.31-13.66 6.69(10)2Vdaf(%)原煤26.18-34.58 29.78(10)精煤27.27-32.67 28.87(10)St,d(%)原煤0.30-0.47 0.37精煤0.32-0.57 0.37(7)Pd(%)精煤0.004-0.008 0.0050(3)Qgr,v,d(MJ/kg)原煤24.29-33.42 29.99(10)G精煤76.0-97.0 84.9(10)Y（mm）精煤20.0-29.5 22.1(9)精煤回收率（%）精煤35.00-68.75 43.88(10)

9、煤 类1/3JM JM FM2.2围岩性质及对采煤的影响2号煤层顶板为厚0.6m0.7m黑色泥岩，有时变为灰色砂质泥岩，层理节理均发育；底板为砂质泥岩护层，层理发育。地质综合柱状图详见表222煤层特征情况及煤层顶底板情况见下表。表221 煤层顶底板情况表顶底板名称岩性类别硬度厚度(m）岩性特征顶板基本顶中粗砂岩62.5青灰色，硅质胶结，致密，坚硬，裂隙不发育直接顶泥页岩32以黑色泥岩为主，层理明显性脆，易风化，夹一层200mm300mm厚的煤线，伪顶黑色泥岩1.50.5灰黑色、黑色泥岩，薄层状，向下过渡为砂泥岩底板直接底砂泥岩1.51.0灰黑色，深灰色，薄层状，致密，性脆，易风化基本底221

10、地质综合柱状图2.3地质构造及水文地质情况2.3.1地质构造本区位于霍山西侧地形复杂，正处在灵石隆起以南，霍山断裂带之西，受其控制本区总体构造为背斜构造。轴大至由东倾向西，岩层倾角818，区内大面积为第四系黄土覆盖，基岩主要出露于北部的枣条村及中南部老张湾一带，区内地形复杂，切割强烈，沟谷纵横，主要山梁走向近东西向，属低山黄土丘陵地带，地势东高西低，最高点在东北部庙岩梁附近，标高为+1220.5m；最低点在西部蔡家沟沟谷中，标高为+814.0m；最大相对高差为406.5m。2.3.2水文地质情况本区位于仁义河南岸，区内为低山丘陵地带，无常年水流，但河沟发育。本区水文地质条件简单，本区主采山西组

11、2#煤，主要煤系地层由泥岩、砂质泥岩及中厚砂岩组成。南部有大断层，破坏范围较大，故其矿床充水水源以其上覆冒落裂隙影响和矿岩裂隙含水层为主，补给来源为大气降水，本区年降水量很弱，属于季节性补水。本区水文地质勘探类型为二类一型，即水文地质条件简单的裂隙充水矿床。矿井生产时，正常涌水量为600m3/d，最大涌水量为 900 m3/d。本区煤层底板最低标高为540m，考虑主要含水层为太原组石灰岩，即 K2 K 3K4石灰岩，裂隙较为发育，从历年开采情况知，K2K3 灰岩的富含水性较弱，只有K4 灰岩富含水性较强，故K4灰岩水可能影响矿井涌水量。采掘时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，确保安全生产

12、。工作面正常涌水量为0.03m3/min，最大涌水量为 0.2m3/min。为防止水患影响工作面回采，需在1205切割巷下出口处安设水泵，形成排水系统。排水能力要能满足生产需要。2.4瓦斯、煤尘和自然发火情况2.4.1瓦斯根据煤炭科学研究总院抚顺分院2005年5月提供的本矿井瓦斯等级鉴定，矿井生产能力为600kta时，最大瓦斯相对涌出量为1019m3t，绝对瓦斯涌出量为 21.22 m3min，用分源预测法预测该采煤工作面日产3000t的最大绝对瓦斯涌出量为1166m3min，本井田按高瓦斯矿井管理。2.4.2煤尘煤尘爆炸指数大于30.72%，2号煤有煤尘爆炸性危险，煤层自燃倾向性为类不易自燃

13、。2.4.3自然发火2号煤层具有煤尘爆炸危险性。根据临近矿井生产资料，2#煤层按有自然发火倾向对待，自燃倾向等级为I类。3.开采储量及可采期3.1采煤工作面的可采储量计算：Z=LSmrK式中：L-采煤工作面长度，m，本工作面长170m；S-采煤工作面走向长度,本工作面走向长度为1255m；m-采高，m，本工作面采高为3.0m；r-煤矿层岩体密度，t/m3,2#煤为1.38t/m3；K-工作面采出率，取95；则Z=170125531.380.95=83.9万t3.2采煤工作面可采期计算 Z T = A式中：T-采煤工作面开采期；Z-采煤工作面可采储量，万t;A-工作面生产能力 万t/a; 83.

14、9T= =1.3a 60 4巷道布置与生产系统4.1巷道布置4.1.1采区巷道布置本采区位于矿区东侧，采用自上而下，两翼同时布置的开采顺序，1205工作面位于该采区北翼。一采区主要巷道有：回风上山、胶带上山、轨道上山三条巷道相互平行，东西走向。回风上山、轨道上山均沿煤层掘进，胶带上山位于回风上山、轨道上山下方为穿层巷道。回风上山与+720水平回风大巷相通,担负采区回风；胶带上山通过3、2#煤库与胶带机斜巷相通，担负采区煤炭运输；轨道上山通过轨道联巷与+700水平轨道大巷相通，担负行人、材料及进风等任务。4.1.2采煤工作面布置1205工作面位于一采区上山的北翼，北面为采区保安煤柱，南面为一采区

15、上山保安煤柱。1205材、运两巷均从回风上山开口以9方位角向北掘进。1205工作面东侧为材料巷、西侧为运输巷，北侧为切眼，因工作面煤层倾角大于15，切割巷设计为伪斜状，工作面由北向南呈伪斜推进。材料巷、运输巷断面形状为不规则形，采用同一规格。巷道净宽3.9m、掘宽4.0m；净高2.7m、掘高2.8m；净断面积10.64、掘断面积11.2。两巷采用锚杆、锚索，钢带、网、喷浆联合支护。材料巷设计全长1270m，运输巷设计全长1240 m，材、运两巷掘进方式为机掘一次成巷。材料巷用于设备、物料运输，行人兼作回风巷，运输巷用于运煤兼作进风巷。切眼与两顺槽倾斜布置，切眼与材料巷的夹角为81，切眼倾斜长1

16、70m，水平长160m。切眼与采区边界留15m净煤柱。切眼断面形状为矩形，采用锚杆、索，带、网联合支护，二次成巷。净宽5.9m、掘宽6.0m；净高2.5m、掘高2.6m；净断面积14.75、掘断面积15.6 。本工作面掘进时，在运输巷和材料巷各布置了一个溜煤眼并与胶带上山相通形成掘进运煤系统。本工作面共布置了材联巷、运联巷两个联络巷，材联巷用于材料、设备运输，行人；运联巷用于进料及行人。在材料巷开口掘进20米和里程600米时，在巷道前进左帮各布，长5m，高3m的硐室作油脂库。4.2生产系统4.2.1运煤系统工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面SGZ-764/630型刮板运输机装煤，

17、落煤由工作面输送到运输巷SGB-620/40型刮板运输机，再通过1部SPJ1040型胶带运输机和1部SSJ1080/160型胶带运输机将煤运输到一采胶带上山皮带。工作面浮煤可通过人工将其装入运输机内。运煤路线1205工作面1205运输巷3#煤库一采胶带上山2#煤库胶带机斜巷1#煤库主斜井地面。4.2.2运料系统工作面需用的材料、设备等物资，采用1吨矿车或架子车、平板车、JWB-8/1.27型无极绳绞车、JH-14T、JHS-22T回柱绞车，通过材料巷运进工作面。运料路线地面副斜井井底车场+700水平轨道大巷轨道联巷一采轨道上山1205材联巷1205材料巷工作面。材料巷物料出井路线与入井路线相同

18、，方向相反。运输系统详见附图。4.2.3行人路线工作面行人要走液压支架前后立柱之间的人行道，机头、机尾处要走煤柱与运输机的安全出口。行人路线：地面副斜井井底车场+700水平轨道大巷轨道联巷一采轨道上山1205材（运）联巷1205材料（运输）巷工作面。（此路线可逆）4.3通风系统4.3.1通风方法及路线：矿井采用抽出式负压通风，工作面采用U型通风方式，即运输巷进风，经工作面材料巷回风。通风路线：新风：地面副斜井井底车场+700轨道水平大巷轨道联巷轨道上山1205运输巷工作面。污风：1205工作面1205材料巷回风上山+720水平回风大巷回风石门回风斜井地面。4.3.2风量计算：1、按工作面气候条

19、件计算：Q采=Q基本K采高K采面长K温式中：Q采采煤工作面需要风量， m3/minQ基本采煤工作面所需的基本风量， m3/minQ基本工作面控顶距采高70%适宜风速Q基本=4.162.570%0.860=349.4 m3/minK采高采煤工作面采高调整系数，取K采高=1.5K采面长采煤工作面长度调整系数，取K采面长=1.0K温采煤工作面温度调整系数，取K温=0.9则：Q采=349.41.510.9=471.7m3/min2、按工作面人数计算：Q采=4N式中：N工作面同时工作的最多人数，取N=40人则：Q采=440=160m3/min3、按工作面CH4绝对涌出量计算：Q采=100q采KCH4式中

20、：q采回采工作面CH4绝对涌出量取q采=2.63m3/minKCH4CH4涌出不均衡通风系数 取KCH4=1.5则：Q采=1002.631.5=395m3/min取以上三次计算最大值395m3/min，为本工作面所需风量。4、风速验算：(1)、按最低风速验算工作面的最小风量：Q采600.25SS平均控顶时有效断面积，S=10.4m2395m3/min156m3/min(2)、按最高风速验算工作面的最大风量：Q采604S395m3/min2496m3/min由计算可知，选择工作面风量为395m3/min时，符合煤矿安全规程关于风速的规定。4.3.3通风、防尘、防灭火的设施1.通风设施：为保证风流

21、按规定路线运行，在1205运输巷过一采回风上山和1205材料巷过一采轨道上山施工风桥。2.防尘设施：运输巷各转载点安设洒水喷头，且方向符合要求。在材巷、运巷距工作面50m范围内各安设一组风流净化水幕。在材巷、运巷的洒水管路上每隔50m设三通阀门。工作面每个支架安装一组架间喷雾。3.防火设施：在运输巷胶带运输机机头处，必须备有合格的灭火器和沙箱。机头、机尾必须备有洒水管。4.4.安全监测、监控系统：4.4.1瓦斯传感器的布置位置：1、工作面必须安设甲烷传感器，布置于材料巷距工作面不大于10m的位置，垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm。2、工作面必须安设温度传感器和一氧化碳传感

22、器，安设位置同甲烷传感器。3、采煤机及上隅角必须设置便携式甲烷检测报警仪。传感器安设位置报警浓度断电浓度复电浓度运输巷1.0%CH41.5%CH41.0%CH4采煤机1.0%CH41.5%CH41.0%CH44、报警、断电、复电浓度：表441 报警、断电、复电浓度表5、控制功能的要求：甲烷传感器必须具备断电和闭锁功能，实现就地全电压（各等级电压）断电，回风侧甲烷传感器断电范围为该巷内全部非本质安全型电器设备，采煤机及上隅角的甲烷检测报警仪测出的甲烷浓度达到报警浓度时，要及时汇报调度室，采取措施处理；达到断电浓度时，必须立即从移动变电站人工切断工作面所有电源。甲烷断电仪（控制器）及传感器电源不在

23、断电范围内。4.4.2安全监测、监控系统管理：1、队组负责管理本工作面范围内的监测监控设施。设专人负责各种传感器的前移，回撤工作，确保监测监控设施的正常使用。各种传输线路必须采用专用阻燃电缆或光缆连接，并按规定悬挂整齐，严禁与通讯、信号或动力电缆共用。2、监测监控设施的安装调校，试验和维修由通风区负责，并定期进行校验，确保传输可靠，数据准确。3、便携式甲烷检测报警仪设专人管理、班前领取、班后及时缴回。4、需要回撤或延伸线路或设施维修时，生产组队要及时汇报矿调度，由调度室安排有关人员完成，组队要协助配合。5、因管理不善造成监测监控设施损坏或丢失，要按有关规定处罚。6、严格执行集团公司矿井通风安全

24、监测监控管理规定。4.4.3.压风系统：1、当工作面过断层或无炭柱时采用打眼放震动炮作业。工作面采用风钻打眼，风钻选用TY-23型气腿风钻。供风由地面压风机供风，压风机型号为4L-20/8，供风量20m3/min，风压为8Kg/cm2，风钻需风量为3.6m3/min。2、压风管路路线：地面压风机房副斜井联络斜巷煤仓上口通道1205运联巷1205运输巷工作地点。4.5供、排水系统4.5.1.供水系统：采用地面蓄水池静压供水，用水地点为巷道内降尘水幕、冲洗巷道的洒水接头、各转点喷雾洒水、喷雾泵站等。材料巷铺设两趟水管，一趟为50mm洒水管，另一趟为80mm乳化液管，运输巷铺设一趟50mm水管，供喷

25、雾洒水。供水路线：清水管：地面高山水仓副斜井煤仓上口联巷1205材联巷1205材料巷用水地点。乳化液管：地面配液池副斜井煤仓上口联巷1205材联巷1205材料巷乳化液泵站。洒水管：地面高山水仓副斜井煤仓上口联巷1205运联巷1205材、运两巷用水地点。4.5.2排水系统：在工作面材巷、运巷各铺设一趟80mm排水管，并在巷道低洼处做好水仓，各水仓内安装一台IS65-50-160型4kw单级离心水泵，及时排出巷道的积水。在工作面初采及正常生产期间，要在运输巷超前支护段内准备好排水设施，确保安全生产。排水路线：1205工作面材、运两巷排水点1205材、运联巷煤仓上口联巷副斜井中央水泵房地面。4.5.

26、3供、排水管路管理要求：1、供、排水管路要悬挂整齐，不得影响行人和运输，并做好防腐处理，不得埋压。2、管路要经常检修，防止跑、冒、滴、漏发生。3、保证喷雾的位置，方向符合要求，喷头齐全完好，三通阀门符合通风防尘质量标准化标准要求。4、各管路、设施，组队要规范使用，保护好，不得随意损坏。4.6供电系统4.6.1供电情况1205综采工作面设备分为两组供电，第一组为设备列车供电系统，第二组为煤流运输、运巷绞车、排水供电系统。第一组设备列车处有两台移动变压器，型号为KBSGZY1000/6，其高压来自三采变电所经移动变压器将6KV变为1140V，作为工作面刮板输送机、采煤机、泵站、照明信号综保电源。第

27、二组 KBSGZY500/6移动变压器将6kV高压变为660V电压, 作为运输巷胶带运输机、刮板输送机、运巷绞车、排水等设备电源。2、主要负荷统计(1)1号移变负荷统计：工作面溜子315KW2, 喷雾泵45KW，共计675KW。(2)2号移变负荷统计：采煤机600KW，乳化液泵(一用一备)125KW,共计850KW。(3)3号移变负荷统计：转载溜子80KW、两部皮带160KW2、JD-1型绞车11.4KW3、回柱绞车18.5KW、水泵37KW，共489.7KW。4.6.2照明及通讯系统 1.照明系统1205工作面由材料巷照明综保引出的照明线路向泵站、工作面照明灯供电。工作面每10个液压支架安设

28、一个照明灯；由运输巷照明综保引出的照明线路向运巷刮板运输机机头及皮带机头照明灯供电。2、通讯系统1205运巷刮板运输机机头、胶带运输机机头、设备列车处各安装一台能通调度室的生产电话。整个工作面每间隔15m安装一台语音电话互相联系。5.采煤工艺5.1采煤方法5.1.1采煤工艺的选择：1205工作面采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化采煤工艺，自然垮落法管理顶板。采高选用MG250/600-AWD型采煤机落煤；SGZ-764/630型刮板运输机运煤。 1.由于1205工作面采用一次采全高方法，故确定采高为煤层厚度3.0m；2.循环进度：根据工作面设备造型确定循环进度为0.6m；3.班循环次数：根据

29、我矿井下实际地质条件及1201工作面回采经验确定1205工作面班循环次数为3个；4、主要指标计算：循环产量 = 工作面长度循环进度采高容重回采率=1600.63.01.495%=383T)工作面长度：160（净平距）月产量 = 循环产量日循环个数月生产天数正规循环率=38363090%= 62046 (T)平均日产量 = 月产量月生产天数 =62046302068.2(T)5.2.采煤工艺5.2.1工艺流程割煤运煤移架返空刀扫浮煤移溜移排头支架和移机头机尾超前支护、端头支护及巷道回收清理浮煤。5.2.2回采工艺1、割煤：采煤机采用中部斜切进刀方式。为提高装煤效果，应使采煤机前滚筒在上割顶煤，后

30、滚筒在下割底煤，一次采全高。采煤机在中部进刀后向端部割煤，割通端头后向中部返刀扫浮煤，并在中部再次切入煤壁向另一端部割煤，返回中部时扫浮煤。采煤机扫浮煤时，应将前后滚筒放下沿底板运行。2、运煤：采煤机在运行中自动把破落的煤装入运输机，由工作面运输机运出工作面。3、移架：因工作面煤层倾角大，为防止支架下滑采取由下向上移架，同时为防止采煤机运行中将煤、矸抛出伤人。采煤机中部进刀下行割煤时，滞后采煤机后滚筒5m及时移架维护顶板，5个支架为一组由下向上移架；煤机中部进刀上行割煤时，滞后采煤机后滚筒8m及时移架维护顶板。移架行程为0.6m，割煤与移架的间距过大时，要及时通知采煤机司机放慢割煤速度或停机等

31、待。4、移溜：当采煤机割通下端头向中部返刀扫浮煤时，滞后采煤机后滚筒10-15m依次移溜；采煤机割通上端头返回中部入刀后，由中部向上移溜。移溜时，运输机弯曲段长度不得小于15米，移溜步距0.6m，同时移溜的液压支架不得少于3架.5、移排头支架和移机头机尾：采煤机割通端部返刀后，先移端部的基本支架和排头支架，后移端部的运输机（包括机头、机尾），移动步距均为0.6m。机头（机尾）与移动后的工作面运输机呈一直线。中部进刀向机头割煤移架返刀扫浮煤移机头由下向上移中部溜槽；中部进刀向机尾割煤移架返刀扫浮煤中部入刀由下向上移中部溜槽移机尾；6、超前支护、端头支护及巷道回收：按第三章中顶板管理及支护的要求及

32、时支设超前支护和端头支护，材料巷和运输巷每循环后与工作面切顶线收齐。7、清理浮煤：每循环对工作面及机头、机尾人行道的浮煤全面清理，保证上、下出口及人行道畅通，液压支架底座前方无浮煤。5.3顶板管理及支护：5.3.1顶板管理方法液压支架选型计算：1、根据本工作面2#煤的赋存条件和目前设备资源，初步选用ZY4000-14/35L型掩护式液压支架为工作面的基本支架和端头支架，端部两架为端头支架。按工作面净斜距计算共需安装液压支架113架。2、根据八倍采高的顶板岩性，计算顶板平均容重:D平=HD/H其中：D平-岩层平均容重 T/m3D-岩层容重 T/m3H-岩层厚度 m经查阅资料，各岩层容重为：粉砂岩

33、=2.65 T/m3细砂岩=2.64 T/m3泥质砂岩=2.69 T/m3砂岩=2.60 T/m3 参照工作面综合柱状图则：D平=（1.132.65+5.432.64+3.632.69+2.192.65+5.162.65+2.462.6） (1.13+5.43+3.63+2.19+5.16+2.46) 2.65T/m33、计算八倍采高顶板造成的压力由P=8MDP顶板压力T/m2 M工作面采高M=3.0m D平岩层平均容重T/m3P=83.02.65=63.6T/m20.62 MPa4、根据支架工作阻力计算支护强度：P支=QNS控Q支架工作阻力 Q=4000KNN支架数量 113架S控控顶面积（

34、最大控顶）S控=1131.54.46 =755.97m2P支=4000113755.97597.9KN/m20.59MPa5、底板比压校验P底=(PS顶) S底S顶支架顶梁面积 m2S底支架底座面积 m2P底=(0.621.53.52)3.21.023MPa底板抗压强度为18.9MPa经以上计算可知，所选用的ZY4000-14/35L型液压支架支护强度大于顶板压力，对底板比压小于底板抗压强度，符合支护要求。工作面顶板管理:工作面采用ZY4000-14/35L型液压支架支护，自然跨落法管理采空区顶板。5.3.2超前支护与端头支护(1)超前支护：1、超前支护的距离：两巷超前支护的长度距工作面煤壁不

35、得小于60m。若两巷压力增大时，超前支护长度要增加到7080m。超前支护以外的巷道出现变形时应及时进行支护。2、超前支护形式：材料巷超前工作面煤壁60m范围内沿走向支设三排“”型钢梁抬棚。一排支在巷中，长度为30m；另两排分别支在巷道两侧，长度为60m。抬棚梁采用2.6m长的“”型钢梁，巷道中间一排棚腿使用DZ28型单体液压支柱，按工作面推进方向的左帮、右帮的棚腿分别使用DZ31.5和 DZ20(DZ25)型单体液压支柱，柱距为1.0m。走向抬棚顺巷道排列，抬棚之间要互相平行，梁头互相联锁，中至中间距不大于200mm。运输巷超前工作面煤壁60m范围内采用单体液压支柱及HDJB1000铰接顶梁联

36、合支护，沿走向支设三排。巷中一排支在转载机行人侧，长度为30m；另两排分别支在巷道两侧，长度为60m。巷道中间一排棚腿使用DZ28型单体液压支柱，按工作面推进方向的左帮、右帮的棚腿分别使用DZ31.5和 DZ20(DZ25)型单体液压支柱，柱距1.0m。3、材料巷架棚段超前支护：替换巷道金属棚：超前工作面60m，用木梁和单体液压支柱替换出巷道内的金属棚，木梁规格为2/31820cm3.8m，支柱型号为DZ31.5或DZ28型单体液压支柱。替棚时必须先支后回，木梁支在相邻两架金属棚中间，支柱支在木梁两端，替棚棚距为1.0m。木梁上方空顶时，必须用构木或柱帽勾实接顶。回收金属棚时，先在金属棚梁下距

37、棚腿 0.5m处支设一根单体液压支柱，然后视煤帮压力及片帮情况，把棚腿中上部位的盘帮构木敲松或抽掉一部分，再用另一根单体液压支柱以6070倾角顶在棚腿上端棚口处，使棚腿上端向煤帮移动脱离棚梁释压，最后人工挖底回收棚腿。用同样方法把另一侧棚腿回收，此后回收棚梁。回收金属棚必须三人一组作业，作业时要互相照应，协同合作，人员要站在有支架掩护、顶板完好、无片帮危险的地方操作，并设专人观察顶、帮情况，监护作业，发现隐患先处理后作业，在棚腿脱口释压和回收棚梁前，作业人员要先观察好退路，前后5m范围内严禁行人或进行其它作业，防止支柱和棚腿跌倒，棚梁落下或片帮伤人。架棚段超前支护形式： 沿巷道支设走向抬棚，棚

38、梁采用2.6m长的“”型钢梁，棚腿使用DZ31.5或DZ28型单体液压支柱，走向抬棚顺巷道排列，梁头互相联锁，每根“”钢梁抬住三架巷道棚梁，一梁三柱，支柱支在“”型钢梁与巷道木梁“十”字交岔点下方。抬棚之间要互相平行，交错联锁，中至中间距不大于200mm，“”型钢梁必须在巷道木梁下方联锁。走向抬棚在距工作面30米范围内支设三排，一排支在巷道中间，另两排支在木梁两端，长度60m。4、随工作面推进，两巷走向抬棚要提前向前支设，保持双排支护长度不小于60m，三排支护的长度不小于30m。超前支护抬棚与后方的端头支护联锁棚采用联锁或对接的方法接替，接替处可互相代替，但必须迈步正确。超前支护棚梁必须接顶严

39、实，接顶不严时，必须用构木、柱帽勾顶；巷道超高处必须在棚梁上方采用1/21820cm1.4m半圆木支设“井”字形木垛。所有支柱必须保证迎山角度合理，迎山有力。5、当两巷顶板出现裂纹，且与巷道平行时，在支设抬棚或铰接顶梁前按1.0m的棚距，垂直巷道两帮布置2/31820cm3.8m木梁。支设方法如下：用一根DZ28型单体液压支柱在木梁中部位置将木梁顶起，然后沿走向支设 “”型钢梁抬棚或铰接顶梁。每根“”钢梁抬住三架木梁，一梁三柱；每根铰接顶梁抬住一根木梁。支柱支在“”型钢梁（铰接梁）与木梁“十”字交岔点下方。材料巷抬棚之间要互相平行，交错联锁，中至中间距不大于200mm，“”型钢梁必须在木梁下方

40、联锁。 （2）端头支护：在材料巷端头支架的正前方巷道中，沿走向支设两对“”型钢梁联锁棚，一对支在工作面煤壁一侧，另一对支在巷道中间。在运输巷端头支架正前方巷道中，沿走向支设两根1m长的铰接梁，一根支在工作面煤壁一侧，另一根支在巷道中间，并分别与工作面煤壁侧及中间一排铰接梁形成联锁，梁头错距0.6m，随工作面推进迈步前移。当两巷端头支架到煤柱的距离在0.75-1.5m时，在此空间内沿走向支设一对“”型钢梁联锁棚。当上述空间大于1.5m时，端头支架侧面“”型钢梁联锁棚增加为两对，联锁棚之间及与端头支架和煤柱的距离要均匀；端头支架到煤柱的距离小于0.75m时，在此空间内支设一排单体液压支柱，柱距0.

41、6m。联锁棚采用2.6m长的“”型钢梁支设，互相平行，中至中间距不大于200mm，联锁棚梁头错距0.6m，迈步距离1.2m。“”型钢梁一梁三柱，支柱型号为DZ20(DZ25)或DZ28、DZ3.15型。支柱支在钢梁的两端和中间，端头支架侧面的联锁棚的后端要与端头支架顶梁后端对齐，端头支护联锁棚随端头支架的前移迈步移动。运输巷端头支护若因转载机影响，端头支架侧面无支护空间，可改为单排贴帮带帽点柱，柱距0.6m。若运输巷端头支架到煤柱的距离大于1.5m时，在此空间内沿走向支设一对“”型钢梁联锁棚，并在联锁棚至支架的空间内支设单排带帽点柱，柱距0.6m。每循环在移端头支架前，先把支架顶梁前方1个循环

42、范围内的顶锚杆金属托饼回收。端头支架前方顶板破碎或压力较大时，可不回收锚杆的金属托饼。 （3）切顶线支护和回收：巷道切顶线支护采用点柱和联锁棚联合支护，联锁棚随工作面推进，迈步前移，且先移联锁棚，后移端头支架。在移动联锁棚前，先在新的切顶线处以0.5m的柱距，支设切顶戗柱，支柱使用DZ25或DZ28、DZ31.5型单体液压支柱。移出联锁棚后，人工回收新切顶线后方的点柱，每循环端头处切顶线与端头支架切顶线收齐，严禁滞后。回柱时，必须执行“先支后回”的原则，人员要站在有支架掩护，顶板完好的地方作业，回柱前先清理好退路，操作中发现险情要及时撤离。回收巷道必须2 人一组作业，一人操作，一人观察顶板和监

43、护作业。巷道两帮锚杆，要提前2-3个循环将工作面煤壁侧和煤柱侧切顶线前方的帮锚杆金属托饼回收，回收的托饼要集中存放，及时出坑缴有关单位统一保管，以备再次复用。 （4）安全出口的规定：在材、运两巷超前支护及工作面内，要留有人行道；在机头、机尾到各自的煤柱之间要留有安全出口，高度不低于1.8m，宽度不小于0.7m。行人需跨越运输机的地方必须设置人行过桥。6.生产技术管理6.1循环方式：工作面每昼夜6个循环，单循环进度为0.6m，日推进度为3.6m，正规循环率为85。6.2作业形式：工作面采用两班生产、一班检修，“三八”制作业。生产班为早、夜班，中班为检修班，生产班每班三个循环。6.3工序安排： 综

44、采工作面主要工序为采煤机割煤、设备检修、安全检查，次要工序为移架、推移输送机、清浮煤。在工序安排上必须保证主要工序顺利进行，同时有机安排次要工序，使采煤工作面安全、有序、高效进行。在生产过程中移架、推移输送机，清浮煤与采煤机割煤平行作业，超前及端头支护与设备检修平行作业。6.4劳动组织：工作面采煤机司机、移溜工、移架工为专业工种追机作业。三机司机，泵站工为岗位工，端头支护工、超前支护工、巷道回收工和清理浮煤工为综合作业，检修工为分组包机作业。641 劳动组织表：序 号工 种班 次合 计一二三1班 长11132采煤机司机3363移溜拉架工4484三机司机4485泵站司机1126端头支护工4487

45、清浮煤工55108跟班领导11139验 收 员11210跟班电工11211三机维护工5512采煤机维护工3313超前支护工8814电气维护工3315泵站维护工3316记录 员1117下 料 工4418勤 杂 工3319队 干3320合 计252535856.5循环图表见附图6.6采煤工作面经济技术指标661 主要技术经济指标表序号项 目单位数量1工作面长度M1602走向长度M17243煤层平均厚度M3.04采高M3.05煤层倾角度8186煤层容重T/M31.387循环进度M0.68循环产量T3839日循环个数个610正规循环率%8511月产量T6204612平均日产量T2068.213日出勤工

46、数个8514回采工效T/工24.315在册人数人13216回采率%9517出勤率%9018坑木消耗M3/ 万吨5.319可采期月15.620截齿消耗个/ 万吨1021乳化油消耗Kg/万吨8022油脂消耗Kg/万吨150附：主要技术经济指标计算：回采工效=平均日产量日出勤工数=2068.28524.33 (T/工)在册人数=日出勤工数7/5100/90 =857/5100/90 132 (人)7采煤方法图的设计与绘制（见图纸）8安全技术措施8.1一般规定 （1）、交接班制度1、工作面建交接班记录薄，坚持现场交接班制度。各岗位工种要做到班交班、手交手，严格按标准要求进行交接。对工作面顶板情况、支护

47、情况、设备运行情况和任务完成情况，进行全面详细检查，认真交接，做到责任明确，共同协商处理遗留问题，做好开机准备工作。2、工作面工程质量必须符合质量标准，不符合标准不准交接。3、机电设备达不到完好标准及运转有故障不准交接。4、各类司机要严格按本工种岗位职责进行交接。5、跟班管理人员及班长要全面细致地把上一班工作量完成情况，工作中存在的问题及不安全隐患交接清楚。 （2）、敲帮问顶制度1、开工前，班组长和安全员必须对工作面安全情况进行一次全面检查，确认无危险时，方准工作人员进入工作面。2、每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板、煤壁、支架情况，当发现隐患时，必须立即采取措施，隐患未排除之前，班组长和

48、安全员不得离开现场。3、进入机道作业及煤壁侧作业时，应停机闭锁，并坚持敲帮问顶制度，以防片帮伤人。4、工作地点维护必须符合三大规程要求，否则必须进行整改。 （3）、支架工规定1、支架工应熟悉支架的结构、性能、支架状况、移架方式及其承载能力。2、拉架前，应清理好架间的浮煤、矸石、杂物，检查支架的完好状态，周围人员躲至安全地点后，方可操作。3、采用本架操作移架，移架时，人员站在支架下，面向面前煤壁侧，要做到少降快拉，必要时带压移架。4、移架时，操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架与溜子连接装置、支架本身的液压管路等情况，发现问题及时处理。5、支架拉移滞后后滚筒58m，追机作业。

49、6、支架倒架、咬架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况，应及时处理，由班长统一指挥，禁止来往行人，调架时单体支柱或千斤顶必须放正稳牢。使用的单体支柱必须戴木柱帽，防支柱滑脱或顶坏支架，严禁敲打立柱或硬拉硬拖支架。9、执行拉线移架，支架应保持一直线，保持与输送机垂直，支架垂直顶底板。10、支架移完后，要用侧护板调整好支架间距，并将操作手把扳回到零位。11、保持支架严密有力，初撑力不小于其额定工作阻力的80%。支架移架时打开喷雾，喷雾必须齐全有效，达到正常使用。12、支架维护工检修支架时，应时刻注意检查各种联接销，严防脱落，需更换千斤顶及立柱时，应多人配合作业，并有专人观察顶板，必要时，可用单体支柱打好临时柱。13、工作面支架被压成“死架”时，应采取卧底的方法将支架拉移到位。 （4）、单体液压支柱的使用与管理1、单体液压支柱下井前要逐根试压，达不到要求不准下井。2、不准超期使用单体液压支柱及三用阀，单体液压支柱下井使用八个月的都必须上井检修试压，合格后方可下井。3、不同性能的支柱不能混用，失修失效的单体液压支柱严禁使用。 4、新入井的单体液压支柱使用前要排气，将单体液压支柱全程反复升降23次，排净柱内空气。三用阀的接口必须拧紧，以防注液时蹦出。5、泵站压力不足时，不许升