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中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计11采煤工作面概况1.1位置1.1.1地面：Ⅲ4305综放工作面东南部为工业广场，西南部为里沟村，北部为柳村砖厂，南部为窑沟村。1.1.2井下：Ⅲ4305综放工作面东部为Ⅲ2101巷及Ⅲ2102大巷，南部为Ⅲ2303工作面正在回采，西部、北部尚未布置工作面。1.1.3回采对地面的影响：无1.2工作面要素（1）工作面倾斜长：180米。（中—中）（2）工作面总厚度：4.6—5.2米，平均厚度4.85米（底部机采高为2.8米，放顶煤高度为2.05米）（3）工作面走向长：769.9米。（中—停）（4）循环进度：0.6米。（5）煤层倾角：1—10度（平均4度）。1.3工作面开采程序及所开采煤层层号、采高、循环进度、作业方式和可采储量及日产量、回采率工作面开采程序为放顶煤一次采全高，开采煤层为3#煤层，机采采高2.8m，放顶煤厚度为2.05m，作业方式为正规循环作业，生产班每班进4中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计2循环，检修班每班进1循环，日进9循环，循环进度为0.6m。工业储量932072.2吨,可采储量为792261.4吨，综合回采率为85%。（1）循环产量：Q=工作面长度×循环进尺×平均高度×煤体容重×综合回采率=L×B×H×Y×r=176.3×0.6×4.85×1.43×85%=620.41（吨）（2）日产量=Q×日循环数=620.41×9=5583.67（吨）（3）月产量=5583.67×30=167510.22（吨）2采煤工作面地质情况2.1盖山厚度：252--383米2.2煤层构造特征：层理、节理、裂隙、夹矸、硬度、倾角、容重等。本工作面煤层为黑色块状、平坦断口、亮煤为主、半光亮型；煤质为黑色，玻璃光泽，性脆，低硫，发热量较高的优质无烟煤；煤层底板标高615---639米，地面标高891—998米，煤层总厚度4.6—5.2米，工作面煤厚平均4.85米，煤层倾角1—10度（平均4度）;普氏硬度系数:一般夹矸为1—3，煤层1—2，直接顶2.2—3.9，直接底1.2—3;该工作面煤层赋存稳定，变异系数为18.3%，可采指数为1.0，煤层容重为1.43t/m3。2.3顶板岩石构造特征：中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计3顶板构造的性质、层理、破碎程度、伪顶、直接顶、老顶等情况。老顶：为细粒砂岩，灰色—黑色长石为主，泥质胶结，下部有0.63米细粒砂岩。平均厚度1.36米。直接顶:为中粒砂岩，平均厚度为7.23米，黑灰色，石英为主，中厚层状局部夹细粒砂岩，泥岩中部岩心破碎，裂隙发育。伪顶:为砂质泥岩，平均厚度为0.10米。黑色，含大量植物化石碎片。2.4底板岩石构造特征：底板构造的性质、岩性、起降现象。直接底：为泥岩，平均厚度为0.50米。黑色，夹薄状，夹粉砂岩，水平层理发育。老底；为砂质泥岩，黑色，夹纹层状泥质粉砂岩及泥岩，平均厚度为1.05米。2.5地质构造情况：断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。该工作面整体东高西低，南高北低，局部有起伏，掘进中局部顶板节劈理发育，煤体疏松破碎；工作面无断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。2.6煤层厚度工作面煤层厚4.6-5.2米，平均厚度4.85米，机采高度平均为2.8米，放顶煤高度为2.05米。2.7水文情况中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计4本工作面水文地质条件复杂，其主要充水因素为：1、上覆岩层中含水层含水，其中上覆k8、k10砂岩含水层影响较大。2、大气降水：预计工作面最大涌上水量110m³／h，正常涌水量40m³／h。3、防治水措施严格执行Ⅲ4305综放工作面专项防治水措施，综采一队必须根据现场情况认真执行，加强排水，确保回采安全。２.8其它地质情况1、根据矿井瓦斯鉴定及工作面瓦斯检测结果，预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.5—3.38m3／min，属低瓦斯工作面。2、煤层挥发指数为10.9﹪，火焰长度为5mm，有煤尘爆炸危险。3、煤层自燃性:煤层不易自燃.4、二氧化碳：预计工作面二氧化碳绝对涌出量为1.5—2.25m³／min。5、地温：12℃--16℃6、地压：6.3—9.6Mpa3采煤方法及巷道布置3.1采煤方法本工作面采用倾斜长壁、全部垮落、后退式综合机械化放顶煤采煤方法。3.2工作面设备配备MG250/600WD1/1140V型采煤机1台SGZ764/2×315/1140V型工作面溜子2部中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计5ZFP5200---17/32型工作面液压支架112架ZPT5800---19/37型排头（排尾）架6架SZZ-1000/400/1140V型转载机1部PCM3000/1140V型破碎机1台DSJ120/180/2×200/660V型皮带机1部WRB---200/31.5A/1140V乳化液泵2台PB---320/6.3型喷雾泵2台RX200/31.5(A)乳化液箱1台KBSGZY---1000KVA-6/0.69KV移变1台KBSGZY---1250KVA-6/1.2KV移变2台3.2巷道布置本工作面采用三巷布置，其中Ⅲ2207巷与工作面切眼相连，供进风、运煤、供电、供液、供水用;Ⅲ2208巷与工作面切眼相连，供运料、供进风用;泄水巷供回风、排水用。工作面顺槽、泄水巷及切眼均沿煤层底板掘进。3.3回采工艺过程回采工艺：破煤→落煤→装煤→运煤→顶板支护→采空区处理。回采工序：割煤→拉架→推前部溜→放顶煤、清煤→拉后部溜。3.4主要工序介绍3.4.1割煤：割煤使用MG250/600WD1型双滚筒采煤机。割煤方式：双向割煤，截深0.6米。进刀方式：端头斜切进刀，进刀距离不少于30米。中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计6右端头斜切进刀A机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶。然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B推移前部溜子机尾，依次拉排尾架，拉后部溜子机尾。C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。D推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。左端头斜切进刀A机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。B推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机。C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。D推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此进刀完毕之后，正常割煤。3.4.2拉架割煤后，距机组后滚筒2—3架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.6米;拉架时前后5米范围内严禁其他人员作业。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，偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，其最中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计7大仰俯角＜70，支架歪斜＜±5°，相邻支架间不能有明显错差（错差不超过支架侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm；大于200mm时，打出侧护板，必要时，在架间超宽处架板梁，并在板梁下打单体柱，打好的单体柱用麻绳拴紧，麻绳一端拴于单体柱手把，另一端拴于支架上合适位置，打好的单体柱初撑力不小于50KN。如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架，以防顶板冒落；如移架中顶板破碎或片帮严重时，及时拉过超前架并打出护帮板；移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在340mm以内；移架过程中要及时调整支架，如发生咬架等现象，需在移架过程中及时调整；工作面发生倒架则另外制定措施。3.4.3推前部溜滞后机组后滚筒6架即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜步距为0.6米，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子水平弯曲度不准超过3度，垂直弯曲度不准超过1度，除进刀所需外，其它地段严禁出现弯曲。若推溜困难时，严禁强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜，溜子弯曲段不小于10个支架。刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平直，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，即推移步距为0.6m，以确保截深、产量和工程质量。3.4.4放顶煤放顶煤滞后拉架工5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的运输状态，排头3架，排尾3架不放顶煤。中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计8初次放顶煤：在支架推出切眼三个循环后开始放顶煤，若放顶煤困难，等初次来压后再放煤。正常放顶煤：采煤机每割一刀煤放顶煤一次。放煤顺序：放煤顺序采用单轮间隔放煤，由两人同时操作，两人间隔距离不小于五个支架，依次间隔顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤；放煤过程，必须使用架间后溜放煤喷雾，以降低粉尘浓度。末采放顶煤：工作面在距停采线15米时停止放顶煤。3.4.5清煤清煤与放顶煤同步进行，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不得超过30mm。清煤人员必须面向机尾，时刻注意溜子、顶板、煤帮的变化情况，以防发生意外事故。3.4.6拉后部溜拉后部溜滞后放顶煤4—6架，在后溜拉不到支架尾梁下方，而被甩入老塘时，应及时停止割煤，先把后溜拉到支架尾梁下方，才允许割煤、拉架，拉后部溜步距为0.6m。4顶板管理4.1工作面支护设计由《综采生产管理手册》得知，支架应能承受8倍采高的顶板岩石重量。根据《综采生产管理手册》规定，支护强度计算方式：Ｐ＝８Ｍｒ中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计9×9.8×10_6式中：P--支护强度，MPaM--实际采高，取工作面平均采高2.8米(由于工作面采高偏差为±100mm。所以计算时采高按最大值2.9m计算).r--岩石容重，取2.5t/m3P＝8Mr×9.8×10－6＝8×2.9×2.5×10³×9.8×10－6＝0.5488(MPa)支架的工作阻力计算方式：Q＝8MFr×9.8×10－6式中：Q--支架工作阻力，KNF--支架的支护面积，米²M·r意义，单位同支护强度计算Ｆ＝L大×L＝5.10×1.50＝7.65(米²)式中：L大--表示工作面支架最大控顶距，最大控顶距5.10米L--支架宽度1.5米根据以上选取及计算数据，工作面支架额定工作阻力可能为:Q＝8MFr×9.8×10-6＝8×2.9×7.65×2.5×10³×9.8×10-6≈4198.32(KN)支架的初撑力计算根据《综采生产管理手册》规定，直接顶顶板中等稳定时，初撑力一般应为工作阻力的70%――80%，本规程选80%。Q初＝80%×Q＝80%×4198.32＝3358.66KN中国矿业大学（北京）成人高等教育开采08级本（专）科生毕业设计10式中：Q初－支架初撑力，KNQ－支架工作阻力，KN据此经计算，需要泵站提供压强P＝Q初÷4÷лd2/4×10-6＝3358.66÷4÷л(0.2)2/4×10-6＝26.74MPa式中:Q初－支架初撑力，KNd:支架立柱直径,米根据计算知:泵站需要压力为26.74MPa但考虑泵站到工作面沿途管路有一部分能量损失，根据Ⅲ2303综放工作面观察可知能量损失一般为5%，实际泵站压力为26.74×1.05＝28.08Mpa,说明设计31.5Mpa大于计算所需28.08Mpa，泵站压力符合要求;又因为ZFP5200-17/32型支架支护强度0.76Mpa大于上覆岩层８倍采高所需支护强度0.5488MPa，同时ZFP5200－17/32型支架底座平均比压为1.93MPa，小于本工作面煤层底板比压35.95MPa；支架额定工作阻力5200KN大于上覆