新汶采煤工作面作业规程(3)

一、采煤工艺

本工作面依据采区设计采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。 WG-200W双滚筒采煤机割煤，采高2.0～3.0m，割煤深度为0.8m。 三、 落煤方法

WG-200W双滚筒采煤机机械落煤，当上下端头煤机割不透时，上、下端头实行爆破落煤开机窝，上、下机窝长度2.0m。

1、采煤机的进刀

采煤机的进刀采用下端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为15～20m，进刀深度0.8m。具体操作如下：

采煤机向下割透下端头煤壁后，将进刀茬以上溜子推移到位，使得刮板运输机弯曲段为15～20m，然后前移进刀茬π型钢支设正规柱并予挂顶梁后，将两个滚筒的上下位置调换，向上进刀，通过15～20m的弯曲段至进刀茬，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。

附图4：采煤机进刀示意图。 2、采煤机正常切割。

工作面为单向割煤，上行割顶煤，下行割底煤并清扫浮煤，往返一次进一刀 。采煤机正常提机割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式；正常推机割煤采用前滚筒在下部、后滚筒在上部的方式。

三、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天3个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度2.4m，则 日割煤量=84×2.4×0.8×3×1.37=648吨 月产量=648×29=18792吨

第三节 设备配置

一、采煤机

采煤机选用MG—200W双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：

采高:1.4---3.0m 电机功率: 200KW 截深:80mm

牵引速度:O---5.5m/min 二、运输设备

1.刮板运输机有两部，其中 工作面运输机型号为SGD630/264

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功 率： 132 KW

运输能力： 400T／h 链 速：0.93m／s

刮板链形式：中单链 刮板间距：1080mm 中 部 槽： 1500×630mm（长×宽）

转载机型号为SGW-40T 电机功率:2×55KW 运输能力:200t/h

中间槽尺寸:1500×620×180 mm

5.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和花车,牵引设备选用JD-25型调度绞车，其主要技术参数如下：

型号：JD-25 静拉力:18KN 绳径: φ18.5mm

绳速:26---72m/min, 平均44m/min 绳容量:350m 滚简直径:550mm

外形尺寸: 外形尺寸:1438×1217×1255mm 6、防尘加压泵：

型号：DA1-100×10安设在-550西大巷、D46-50×7安设在1401W辅助运输上山上端。 附图5：1401W工作面设备布置示意图

第三章 顶板管理

第一节 支护设计

一、单体液压支柱工作面的支护设计 （一）系统的工作方式验算

基本顶在采空区触矸处沉降值Sa=H-Mz（R-1） 顶板下沉量 Δha=（Lr×Sa）/C

={[H-Mz（R-1）] ×Lr}/C

={[2.4-3.3×（1.5-1）] ×3.7}/11.4=0.325（m） 其中：H：采高，取平均采高2.4m。 Mz：直接顶厚度，取3.3m R： 岩石碎胀系数，取1.5 Lr：最大控顶距，3.7 C：周期来压步距11.4m。

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Δha=0.325m大于顶板“下沉限量”Δho=2.4×10%=0.24m

通过计算比较，在现在这种顶板条件下，切顶线顶板岩梁无阻碍下沉量最大值Δha大于顶板下沉限量Δho，故需要对顶板进行“控制设计”。 1、支护强度计算

1)、回归分析法

PS= CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）

=1.0×(39×2.4+2.4×27.93-6.9×5.3/2.4+134) =309.9KN/㎡ =30.99t/m2

其中： PS：支护强度，KN/㎡ CK： 备用系数，一般取1.0~1.4；

hm：采高 取2.4m； N：采空区充填系数；N= Mz / hm Mz：直接顶厚度（按3.3m计算） Lf =2.45Lp Lp：周期来压步距 11.4 m

2)、位态方程法

PS =A+K○*△h○/△hT A=Mzr K○=P○-A

PS =3.3×2.6+(22.67-3.3×2.6) ×0.0645/0.23 =12.58t /㎡

式中：Mz： 直接顶厚度3.3m; r： 直接顶岩石容重2.6t/m3，

K○： 位态常数， P○： 顶板来压时的载荷平均值22.67t， △h○：来压时顶板下沉量的平均最大值64.5mm， △hT： 要求控制的顶板下沉量 230mm,

3)、用周期来压期间支柱的最大载荷平均值法计算 （1）防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度 P1=(Mz×r×L0)/2LK

=3.3×2.6×14/(2×3.7) =16.23t/m2

其中：Mz：直接顶厚度，取3.3m； r: 直接顶板岩石容重, 取2.6t/m3； L0: 直接顶初垮步距,取 14m； LK: 最大控顶距,取3.7m. （2）8倍采高的岩石重应力对支柱造成的载荷强度

P2=8×H×r=8×2.4×2.6=49.92t/m2 （3）基本顶初次来压时的支护强度计算

P=A+ ME rE Lf/2KTLK

A=MT rT（1+LS/LK）=3.3×2.6×（1+2/3.7）=13.22t/m2 KT=2×MT/H =2×3.3/2.4=2.75

P=13.22+8.5×2.6×30.9/2×2.75×3.3=50.84t/m2

其中：A： 直接顶作用力 A=MT rT（1+LS/LK） ME： 基本顶厚度 8.5m

rE： 基本顶岩石容重, 取2.6t/m3 Lf： 初次来压步距 30.9m

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KT： 岩重分配系数 KT=2×MT/H Mz： 直接顶厚度，取3.3m

H： 采高 取2.4m LK： 控顶距,取3.7m

4、根据以上计算结果，设计支护强度取最大值 P=50.84t/m2 (二)工作面支护密度计算

1、支柱实际工作阻力：

Rt=R0×Kz×Kg×Kb×Ka×Kh

=25×0.95×0.99×0.9×0.95×0.95

=19.1t/根

其中：R0：支柱额定工作阻力，取25t/根 Kz：支柱增阻系数,取0.95

Kg：支柱工作系数，取0.99 Kb：支柱不均匀系数，取0.9 Ka：工作面倾角系数，取0.95 Kh：工作面采高系数，取0.95

2、工作面支护密度

N=Ps/Rt=30.99/19.1=1.62根/㎡ 3、通过计算工作面支护密度取1.78根/m2大于计算数据1.62根/m2，能够满足支护要求。

（三）、采用类比法进行设计

1、参照3415E工作面矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。（见表六） 2、合理支护强度的计算

（1）采用经验公式计算：Pt=8×9.81×h×r=8×9.81×2.4×2.0=376kN/ m2

（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。 由表六知道，最大平均支护强度=241.1 kN/ m2

上述两项中最大值376 kN/ m2即为工作面合理支护强度。 3、支柱实际支撑能力计算

Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.9×0.9×245=168（kN/根） 式中：Kg-单体液压支柱工作系数 0.99 Kz-单体液压支柱增阻系数 0.95 Kb单体液压支柱不均匀系数 0.9

Kh单体液压支柱采高系数 ＜1.4m取1.0；1.5-2.2m取0.95；＞2.2m取0.9； Ka倾角系数＜10o取1.0；11-25o取0.95；26-45o取0.9；＞45o取0.85； R单体液压支柱额定工作阻力，245kN 4、工作面合理的支护密度计算： n=Pt/Rt=376/（245×0.9）=1.71根 式中：Rt-支柱实际支撑能力（kN/根）

5、根据合理的支护密度，确保安全生产，确定排距为 0.8m，柱距为 0.7m。

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6、选择合理的控顶距：最大控顶距为3.7m，最小控顶距2.9m。

Rt7、柱鞋直径的计算：Φ≥ 200 ?Q = 200式中：Φ-铁鞋的直径（mm）

Q-底板比压 38 Mpa

1683.14*38=237（mm）

工作面开采时,正规支柱穿铁鞋应保证最小直径不能低于23.7厘米，我矿生产的铁鞋型号直径为25厘米，故工作面正规支柱选取直径为25厘米的铁鞋。 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序项目 号 1 顶底直接顶厚度 板条老顶厚度 件 直接底厚度 2 直接顶初次跨落步距 3 初次 来压步距 来压 最大平均支护强度 最大平均顶底移近量 来压程度 周期来压步距 来压 最大平均支护强度 最大平均顶底移近量 来压程度 平时 最大平均支护强度 最大平均顶底移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类别 老定级别 巷道超前影响范围 二、乳化液泵站

（一）泵站及管路选型、数量

乳化泵选用RB－80/200型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压30MPa以上。

主要技术参数如下:

① 乳化泵:

单位 m m m m m kN/ m2 mm m kN/ m2 mm kN/ m2 mm m MPa 类 级 m 同煤层实测 3.3 8.5 2 14 30.9 241.1 230.6 明显 11.4 241.1 322.6 明显 226.7 64.5 38 Ⅱ Ⅱ 12 本面选取或预计 3.3 8.5 2 14 30.9 241.1 230 明显 11.4 241.1 322.6 明显 226.7 64.5 38 Ⅱ Ⅱ 30 4 5 6 7 8 9 10 14

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