115綜采工作面設(shè)計說明書

1、第一章 概況第一節(jié) 工作面位置及井上下關(guān)系115-105工作面是一次采全高綜采工作面。本面開采二疊系山西組5-1#煤層。工作面走向長150m，傾斜長1200m，平均采煤厚度2.59m,可采儲量675990噸。工作面標(biāo)高+725745m。具體位置及井上下關(guān)系如表一所示。 工作面位置及井上下關(guān)系表 表一水平名稱1077采區(qū)名稱一采區(qū)東翼地面標(biāo)高+1365+1391m井下標(biāo)高+10901110m地面的相對位 置位于大峪河以北山梁上，本區(qū)地面多為低山丘陵，地表均被黃土覆蓋，沖溝發(fā)育?；夭蓪Φ孛嬖O(shè)施的影響回采造成地面裂隙，塌陷等。井下位置及與相鄰關(guān)系此工作面南為F3斷層，東為小峪煤礦礦界，北為實體煤，西

2、為運輸大巷、軌道巷和回風(fēng)巷。走向長度150m傾斜長度1200m面 積180000m2第二節(jié) 煤層與煤質(zhì)本工作面設(shè)計開采煤層為5-1#煤，通過地質(zhì)資料分析，具體情況：所開采二疊系山西組5-1煤層，煤厚1.233.97m，平均為2.59m，屬穩(wěn)定可采煤層。煤層傾角03o。 煤質(zhì)情況 表二AVSY工業(yè)牌號26.29%38.06%0.44%11QM第三節(jié) 煤層頂?shù)装?煤層頂?shù)装迩闆r表 表三頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特征頂板中砂巖5.0白色長石、石英砂巖底板中細(xì)砂巖2.03礦泥巖膠結(jié)物附圖1-1：115-105工作面地層綜合柱狀圖（見圖）第四節(jié) 地質(zhì)構(gòu)造概況：本工作面走向北東，傾向北西的單斜構(gòu)造區(qū)，

3、根據(jù)上分層及掘進資料，工作面有三條小斷層。第五節(jié) 水文地質(zhì)（一) 115-105工作面水文地質(zhì)概況：本工作面水文地質(zhì)條件簡單，主要充水含水層均為富水性弱的含水層，由于上部煤層已回采，對本工作面回采影響最大的是上部采空區(qū)積水。在回采前首先進行探放水工作，確認(rèn)上部采空區(qū)無積水時方可進行回采工作。上部煤層采空區(qū)內(nèi)有積水，在掘進過程中部分已探放，預(yù)計剩余積水量100300m3，因此在回采過程中在兩巷及工作面低凹處，淋水較大應(yīng)加強探放水。（二）涌水量預(yù)計預(yù)計本面最大涌水量10m3/h，正常涌水量5m3/h。（三）防治水措施1、建立暢通的排水系統(tǒng)，在兩順槽分別安裝一路89mm排水管路，各水倉處分別安裝一臺

4、排水能力分別不低于30m3/h、揚程50m的水泵。2、做好清淤工作，每班設(shè)專人及時清理巷道中淤煤，確保兩巷暢通。3、一旦發(fā)生水淹巷道事故，要按既定避水災(zāi)路線撤人，同時向調(diào)度室和有關(guān)領(lǐng)導(dǎo)匯報。 4、加強礦壓觀測和水文地質(zhì)觀測，做好預(yù)測預(yù)報。第六節(jié) 影響回采的其它因素本礦井為低瓦斯礦井，煤塵有爆炸危險性，自燃等級，屬容易自燃煤層。在回采過程中需加強“一通三防”工作，采取綜合預(yù)防煤層自燃發(fā)火的措施，確保安全生產(chǎn)。第七節(jié) 巷道布置1、巷道支護形式：根據(jù)本工作面所施工巷道穿越的煤（巖）層和圍巖情況，結(jié)合我礦掘進支護經(jīng)驗，確定本工作面所掘巷道全部采用錨桿加金屬網(wǎng)支護，錨索做加強支護。錨桿間排距為700 m

5、m700mm，頂板錨桿支護每排7根，錨桿長度為2000mm,錨桿直徑為16mm的園鋼,頂板和兩幫鋪菱形金屬網(wǎng)，聯(lián)網(wǎng)距不大于250 mm，錨索排距為3000mm，沿巷道中心線布置，錨索直徑為15.4mm,錨深6000mm。外露300mm。兩幫支護采用錨網(wǎng)支護，每幫支護錨桿3排，間排距700mm700mm2、鋪網(wǎng)：金屬網(wǎng)用12#鉛絲編制的50*50 mm菱形網(wǎng)，規(guī)格為長*寬=3200*1000 mm（3500*1000 mm），鋪網(wǎng)時要網(wǎng)與網(wǎng)對接，用14#鉛絲雙股對折，將相鄰的兩片網(wǎng)聯(lián)接起來，聯(lián)網(wǎng)距不超過250 mm，聯(lián)網(wǎng)必須扭夠三圈。3、切眼：切眼一次成巷，切眼采用錨桿+金屬網(wǎng)支護方式，錨桿支護

6、的間排距為900mm900mm，兩幫支護3排。第八節(jié) 儲量 儲量：本面設(shè)計回采率為95%?？?可 采 儲 量=68068495% =614317（噸）第二章 采煤設(shè)計第一節(jié) 采煤工藝一、采煤工藝1、采煤方法：單一傾斜長壁后退式綜合機械化采煤法，全部垮落法管理頂板。 本工作面煤層厚度平均2.59m，支架高度1.73.5m，煤機滾筒截深為 0.8m，確定循環(huán)進尺為0.8m，煤機割煤高度2.59m，一次采全高，煤厚小于采高時，沿頂破底。2、回采工藝1、采煤機斜切進刀方式割煤拉架推溜清煤主要工藝介紹割煤：割煤使用MG-300/700-WD型雙滾筒采煤機。割煤方式：雙向割煤，采高2.59米，截深0.8米

7、。進刀方式：端頭斜切進刀，進刀距離不少于30米。左端頭斜切進刀A、機組割透左端頭煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處的煤臺階，然后沿溜子彎曲段，牽引機組逐漸斜切進入煤壁，當(dāng)機組兩個滾筒截深全部達到0.8米，順次拉架，推移前部溜，停機。B、推移前部溜子機頭，依次拉排頭架，拉后部溜子機頭，拉轉(zhuǎn)載機。C、對調(diào)上、下滾筒，返刀割三角煤，機組割透煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處煤臺階，然后返空刀，停機，順次拉架。D、推移前部溜機頭，依次拉排頭架，拉后部溜機頭，拉轉(zhuǎn)載機，至此，進刀完畢，之后，正常割煤。右端頭斜切進刀A、機組割透右端頭煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處的煤臺階，然后沿溜子彎曲段，牽引機組逐漸斜切

8、進入煤壁，當(dāng)機組兩個滾筒截深全部達到0.8米，順次拉架，推移前部溜，停機。B、推移前部溜機尾，依次拉排尾架，拉后部溜機尾。C、對調(diào)上、下滾筒，返刀割三角煤，機組割透煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處煤臺階，然后返空刀，順次拉架，停機。D、推移前部溜機尾，依次拉排尾架，拉后部溜機尾，至此進刀完畢之后，正常割煤。插圖二：綜采工作面斜切進刀示意圖拉架割煤后，距機組后滾筒4-6架進行拉架，操作方式為本架操作，順序追機拉架，拉架步距為0.8米。推溜滯后拉架4-6架,即可推溜,順序追機推溜,推溜步距為0.8米，推溜距采煤機的距離不小于12米，最大不超過40米，推溜時，必須保證工作面溜子能正常運行，嚴(yán)禁出現(xiàn)急

9、彎，溜子彎曲段不小于10個支架，推移機頭，機尾時，必須停機。清煤滯后割煤機3-5架開始清浮煤，清理后的工作面2m2范圍內(nèi)的浮煤厚度不得超過30mm。 附圖：采煤機進刀示意圖。二、提高回采率的措施1、嚴(yán)格按采高要求采煤，采高誤差不得超過100mm，上部要沿2#煤頂板推進。2、當(dāng)遇地質(zhì)變化致使煤層變薄時，在該段要沿頂板采煤，煤層厚度不足2.59m時，可適當(dāng)降低采高，不得破頂破底（最低采高不得低于1.8m）。3、定期清理上下順槽、機頭機尾出口及工作面支架內(nèi)的浮煤，并把浮煤裝入運輸機。4、工作面必須采到設(shè)計停采線位置，及時停采，嚴(yán)禁在工作面私自留設(shè)頂?shù)酌骸?、遇特殊地質(zhì)構(gòu)造需改變工藝時，要執(zhí)行有關(guān)臨時

10、補充措施。三、提高煤質(zhì)的措施1、采煤機司機根據(jù)煤層賦存情況掌握好采高，沿煤層頂?shù)装甯蠲?，?yán)禁割頂、割底。割出的頂?shù)装逡秸⒓皶r移架防止發(fā)生漏冒頂影響煤質(zhì)。2、當(dāng)發(fā)生冒頂或漏頂事故時，要及時停止工作面運輸機和采煤機，采取措施管理頂板。有大塊矸石時，各轉(zhuǎn)載環(huán)節(jié)要及時停機打碎揀出，不得混入煤流中運出。3、不準(zhǔn)把兩巷構(gòu)木、廢舊鋼絲繩、網(wǎng)、棉紗、廢舊零件等廢舊物品混入煤中運出。4、大塊石頭必須及時撿出扔到落山，嚴(yán)禁大石頭上皮帶。5、采煤機和各轉(zhuǎn)載點的噴霧要做到開水開機，停機停水，煤量水分過大時適當(dāng)降低噴霧量，以防煤中水分超標(biāo)。6、防塵用水應(yīng)保持噴霧方式，停止生產(chǎn)后，防塵用水要立即關(guān)閉。支架液壓管路及

11、工作面供水管路出現(xiàn)漏液、漏水現(xiàn)象要及時處理。兩巷及工作面積水由專用排水管路排出，不得排入煤流中。7、若遇特殊地質(zhì)構(gòu)造致使不可避免破頂?shù)装寤夭蓵r，在滿足生產(chǎn)需要的前提下，嚴(yán)格控制破巖量，以保證煤質(zhì)。第三章 頂板管理及支護設(shè)計第一節(jié) 支護設(shè)計一、頂板管理方法：采用自然跨落法管理采空區(qū)頂板，選用ZV5800/17/35L型掩護式液壓支架護頂。二、工作面機頭、機尾端頭支護：1、支護方式工作面和機頭、機尾兩端頭采用ZV5800/17/35型液壓支架配合單體支柱支護頂板。兩端頭支架與巷道超前維護成對梁支護，一梁三柱支設(shè)，單體支柱排距為0.8m，柱距與巷道內(nèi)超前支護相同，落山側(cè)補支兩排，共8根切頂點柱，每循

12、環(huán)及時回收，其切頂線滯后工作面切頂線不得超過0.5m。上下端頭因推移輸送機不能保證一梁三柱時，最少也應(yīng)保證一梁二柱，待輸送機推移到位后,及時補為一梁三柱。上下端頭單體支護隨工作面推進在切頂點柱的掩護下邁步前移,最后再回點柱放頂處理采空區(qū)。 2、回采過程時，必須根據(jù)該面的生產(chǎn)實踐及上、下端頭及出口的實際情況，及時地修改、補充加強工作面上下端頭及出口支護的相關(guān)措施，報請礦總工程師批準(zhǔn)，以確保安全生產(chǎn)。三、兩巷超前維護方式：1、超前支護距離兩巷超前支護距離不小于30m，支護距離從工作面煤壁算起。但兩巷受采動影響礦壓顯現(xiàn)明顯時超前支護長度必須隨之加長。2、超前支護形式兩巷超前支護采用DW35-150/

13、100型單體支柱配用3.2m兀型梁支護，具體形式為：3.2m兀型梁平行于巷道分兩排布置，兀梁梁頭對接，兀型梁距兩幫均為600mm，柱距為800 mm。裝載機機頭處可根據(jù)實際情況適當(dāng)調(diào)整，以推移轉(zhuǎn)載機時能通過為準(zhǔn)。兩巷采用套棚加強支護的鐵棚要隨超前支護的架設(shè)而提前回收，回收時先在所回收梁前后均勻支設(shè)1803000mm的棚板維護頂板,再按兩巷回收方法回收鐵棚, 回收鐵棚夠架設(shè)一架超前支護的距離時,按超前支護架設(shè)方法架設(shè)齊全超前支護,再循環(huán)作業(yè)直到超前支護架設(shè)長度達到規(guī)定要求為止，運輸巷超前支護一但受機頭大架的影響不能支設(shè)三排支護時，最少也應(yīng)支設(shè)一排臨時戴帽點柱護頂，以便達到本規(guī)程要求的超前支護長度

14、。在回風(fēng)巷距工作面5m范圍內(nèi)超前維護由原來的兩排增加為3排，回風(fēng)巷在距原超前支護中間增設(shè)一排點柱，用DZ35150/100型單體液壓支柱支設(shè)，逐循環(huán)邁步移支，運輸巷根據(jù)實際情況支設(shè)，支護方式同回風(fēng)巷。 附：工作面支護及兩巷超前支護圖 3、超前支護工程質(zhì)量：(1)單體支柱必須排成直線，且迎山有力。(2)超前支護的單體柱必須垂直頂、底板，打成一條直線，打在兀型梁與工字鋼“十”字交叉處。(3)單體支柱必須掛好防倒鉤，以防倒柱掉梁傷人。(4)單體支柱必須穿300mm鐵鞋支設(shè)，而且必須加在實底上。(5)單體支柱初撐力不小于6.5Mpa。(6)單體支柱的三用閥注液口統(tǒng)一朝向落山方向。(7)工字鋼必須接頂嚴(yán)

15、密，若接頂不嚴(yán)，須用構(gòu)木等勾嚴(yán)背實，兀型梁與工字鋼“十”字交叉處必須加墊構(gòu)木，以防受力滑移。(8)超前支護范圍內(nèi)巷道高度不得低于1.8m，并有不小于0.7m寬的人行道。(9)超前支護范圍內(nèi)無浮煤、雜物和淤泥積水，電纜懸掛整齊。(10)發(fā)現(xiàn)漏液或失效支柱要及時更換。(11)回收下的單體支柱放在超前支護范圍以外待支護地點，且必須擺放整齊。四、特殊條件下的頂板管理：、初次來壓及周期來壓期間頂板管理1、工作面安裝準(zhǔn)備形成生產(chǎn)系統(tǒng)后，要對設(shè)備逐臺進行試運轉(zhuǎn)，對出現(xiàn)的問題及時處理，經(jīng)有關(guān)單位驗收合格后開始生產(chǎn)。2、初采前，必須按規(guī)程要求支設(shè)好端頭和超前維護。3、初采、初放期間，各有關(guān)部門要派專人到現(xiàn)場跟班

16、監(jiān)督，嚴(yán)把支護質(zhì)量和工程質(zhì)量關(guān)，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。4、來壓期間，采高要嚴(yán)格控制好，不得超高。5、必須保證泵站及支架液壓系統(tǒng)無跑冒滴漏現(xiàn)象，泵站壓力不小于30MPa，支架初撐力不小于24Mpa。6、必須加強端頭及兩巷超前支護，保證安全出口暢通。超前支護距離可根據(jù)礦壓顯現(xiàn)情況適當(dāng)加長。7、工作面支架要隨采煤機割煤后及時拉出，并保證頂梁接頂嚴(yán)密，若煤壁片幫嚴(yán)重或頂板較為破碎，應(yīng)在前滾筒割過煤后及時伸出伸縮梁護頂。必要時應(yīng)在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超過規(guī)定，應(yīng)在支架頂梁上挑棚板支護。8、因故不能及時移架，必須及時伸出伸縮梁護頂或在煤幫支設(shè)戴棚板點柱，柱距為1.5m。9、頂板破碎時，帶壓移

17、架，嚴(yán)禁把相鄰的兩架支架同時降下。10、來壓期間，應(yīng)積極組織，加快工作面推進度，以盡快擺脫壓力影響。11、必須保證工作面直線度，以防產(chǎn)生局部應(yīng)力集中。、工作面發(fā)生拉槽、冒頂事故時的頂板管理1、首先及時將拉槽、冒頂處兩邊緣支架伸縮梁伸出并嚴(yán)密接頂，必要時將支架超前拉出，或在煤幫平行于工作面支設(shè)單體柱木梁棚，以防冒頂范圍向兩邊擴展。2、在拉槽、冒頂?shù)囟?，先在煤幫挖好柱窩，視拉槽、冒頂?shù)拈L度平行于工作面交錯支設(shè)3.6m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾頂，棚板一端支在支架頂梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉單體支柱。五、液壓支架支護強度驗算1、支架支護強度P1= 0.53MPa經(jīng)驗計

18、算支護強度：Pj8Mr82.592.49.81000487334Pa0.4873 MPa式中： M-采高，取2.59 m r-巖石容重，取2.4T/ m3由計算結(jié)果知：支架支護強度P1Pj，因此工作面支護強度滿足要求。2、支架底板比壓驗算：采區(qū)底板比壓值P1=19.31 MPa，支架底座箱對底板比壓P20.6819.31 MPa，即P1P2。故所選ZV5800/17/35型掩護式液壓支架能夠滿足頂?shù)装骞芾淼男枰?。表一?、頂板壓力計算:工作面條件支架適應(yīng)條件采高2.591.83.5m煤厚2.59m3.0底板比壓18MPa1.7MPa支護強度0.4193MPa0.53MPa頂板種類I級一類掩護式

19、 根據(jù)公式:P=8(48)MY T/ 式中: M最大采高 2.59m Y頂板巖石容重 2.4T/m3即: P=82.592.4=49.73T/支柱載荷計算:按公式:N=P/D即： N=42.24/2.418(噸/根) DW35-150/100單體液壓支柱額定工作阻力245kN。N15S=1515.7 = 23.5m3/minQ采= 1088m3/min128A,符合要求（3）、 按經(jīng)濟電流密度校驗所選電纜的截面積A=Ig/Jj=128/2.25=51mm2式中A-電纜的經(jīng)濟截面積 Ig-長時工作電流 AJj-經(jīng)濟電流密度 A/mm2根據(jù)我礦的生產(chǎn)班次 Tmax=(365-12)*16*0.8=

20、4518小時查煤礦供電232頁表5-8取Jj=2.25A/故選用UGSP3*120mm2的高壓電纜符合規(guī)定（4）、按正常工作時的電壓損失校驗電纜的截面積（校驗到 變電所）U=PL/DSUe=1.732IR cosP線路通過的有功功率 KWL電纜長度 KMD導(dǎo)電率 n.mm2/M Ue線路額定電壓 KVS電纜的截面積 R=1000(L1/DS1)=1000*(0.18/48.6*50)=0.074 U=1.732*128*0.074*0.8=13.1V電壓允許損失按不小于5%校驗 6300*5%=315V由于13.1V274A,符合要求。（2）、 按正常運行時的電壓損失校驗供電網(wǎng)絡(luò)允許電壓損失U

21、=1200-(1140*95%)=117V支線電纜的電壓損失為：Uz=Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz*n=600*1*260*1000/42.5*1140*95*0.95=35.7V 式中：D導(dǎo)電率，銅芯電纜取42.5Pe采煤機電機的總功率 KWKf負(fù)荷系數(shù)，取1Lz支線電纜的長度 mn-電動機的效率（3）、 變壓器的電壓損失計算KBSGZY-1000型移動變電站參數(shù)：Rb=0.0101歐 Xb=0.0931 電壓損失計算：Ub=Pe*Kx*Rb+Pe*Kx*tana*Xb/Ue=61.7V式中： tana-cosa的對應(yīng)值總的電壓損失：U=Uz+Ub=35.7+61.7=97.4

22、V117V,符合要求。（4）、 按采煤機啟動時的電壓損失進行校驗根據(jù)采煤機的工作情況，截割電機啟動時的電壓損失量大，因此只計算此種情況即可，根據(jù)規(guī)定，啟動時的電壓損失不大于25%，采煤機啟動電流按5倍的額定電流計算： Iq =5*192.4+91.3+27.6=1081AUb%=(Ur*cosa+Ux*sina)*=(0.7*0.8+5.46*0.6)*1081/481.1=8.62%由于95mm的電纜長度為260米 Rl=0.054 Xl=0.017 Zl=0.057Ul%=5*192.4*0.057*100/1140=4.82%總的電壓損失為U%=Ub%+Ul%=4.82+8.62=13.

23、44%2*190A,符合要求。（2 ）、按正常運行時的電壓損失校驗 允許網(wǎng)絡(luò)的電壓損失U=1200-（1140*95%）=117V 刮板輸送機電纜的電壓損失為 Uz = Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz* n =31.5*1*260*1000/42.5*1140*70*0.95 =25.4V式中 D-導(dǎo)電率，取42.5Pe電動機的額定功率 KWKf 負(fù)荷系數(shù)Lz支線電纜的長度 Mn電動機的效率（3）、變壓器的電壓損失計算由2：（3）、計算可知 Ub=Pe*Kx*Rb+Pe*Kx*tana*Xb/Ue =762*0.896*0.0101+762*0.896*1.02*0.0931/1.

24、14=63V總的電壓損失 U=Ub+Uz=25.4+63=88.4V117V 符合要求。（4 ）、按刮板輸送機啟動時電壓損失進行校驗刮板輸送機啟動時兩臺315KW電機同時啟動，因此只計算出此種情況下的電壓損失，根據(jù)規(guī)定啟動時的電壓損失不大于25%啟動電流按7倍的額定電流計算： Iq=190*7=1330A Ub%=(Ur*cosa+Ux*sina)*(0.7*0.8+5.46*0.6)*1330/481.1=10.6%刮扳機的電纜截面為70mm，長度為260m Rl=0.315*0.26=0.082Xl=0.078*0.26=0.02 Zl=0.084Ul%=1330*0.084*100/11

25、40=9.8%刮扳機啟動時總的電壓損失為U%=Ub+Uz%=20.4%29A.符合要求（2）、 按正常運行時的電壓損失校驗允許網(wǎng)絡(luò)的電壓損失U=690-(660*95%)=63V轉(zhuǎn)載機支線電纜的電壓損失Uz=Pe*Kf*Lz*1000/D*Ue*Sz*n=40*10*1000/42.5*660*25*0.95=6.0V式中 D導(dǎo)電率，取42.5Kf負(fù)荷系數(shù)，取1Lz支線電纜的長度，取10n電動機的效率，取0.95（3）、 變壓器的電壓損失由式2、（3）計算可知，變壓器的電壓損失Ub =5V系統(tǒng)總的電壓損失 U=Uz+Ub=6+5=11V63V符合要求（4）、 按轉(zhuǎn)載機啟動時電壓損失進行校驗轉(zhuǎn)載

26、機啟動時，其電動機電壓損失不得大于25%, 啟動電流按7倍的額定電流計算： Iq=29*7=203A Ub%=(Ur*cosa+Ux*sina)*=(0.7*0.8+5.46*0.6)*203/481.1=1.6%轉(zhuǎn)載機的電纜截面為70mm，長度為610m Rl=0.448*0.61=0.273 Xl=0.081*0.61=0.049 Zl=0.277Ul%=203*0.277*100/690=8.14%轉(zhuǎn)載機啟動時總的電壓損失為 U%=Ub%+Ul%=9.74%91.3A,符合要求。（2）、按正常運行時的電壓損失校驗允許網(wǎng)絡(luò)的電壓損失U=1200-(1140*95%)=117V乳化泵站支線電纜的電壓損失為：Uz=Pe*Kf*Lz*1000/42.5*1140*25*0.95=1.62V（3）、變壓器的電壓損失由前面計算可知，采煤機和液泵的變壓器電壓損失為Ub=61.7V泵站系統(tǒng)總的電壓損失U=Uz+Ub=1.62+61.7=63.32V,小于117V，合格。（4、）按泵站啟動時的電壓損失校驗乳化泵站電