综采放顶煤工作面设计说明书

1、. 页任务面放顶煤专项设计第一章：综采任务面根本情况磨盘沟煤矿1122-1综采任务面位于740程度西翼14-15号煤层，东以750回风下山为界，西以矿井边境为界，南北都是实体岩层，1122运输巷道程度标高+740m。任务面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路经过，任务面平均走向长度为510米，煤层平均倾角：4555，属急倾斜煤层，煤层总厚度：平均16米，第二章：煤层地质特征煤层特征14-15号煤：特厚煤层，在井田内其构造根本稳定，无大的变化，其厚度有较大的变化。煤层可采厚度从65线66线69线由23.43m5.69m0.37m，逐渐变小，煤层厚度不稳定，构造简单，夹矸0-1层，顶板

2、岩性为粉砂岩，底板岩性均为粉砂岩。 14-15号煤层做低温干馏测试，其焦油Tar.ad产率为6.85%，总水分Water.ad含量为52.91%，半焦油CRad产率为5.03%，煤气与损失Gas.ad为22.89%，故属含油煤。 二、水文地质井田内沟谷均为季节性溪水，流量有限，对矿井消费影响不大。第四系松散岩类孔隙含水层，构成煤层开采的主要充水水源，因含水主体分布仅限于沟底，范围有限，对煤层开采影响亦有限。侏罗系含煤岩系直接充水含水层以裂隙充水为主，单位涌水量0.1L/s.m，补给条件不好，岩层浸透性能差，富水性差。井田为一向南倾斜的单斜构造，构造较简单。烧变岩含水带，形状极不规那么，含水窨较

3、为发育，主要接受大气降水的补给，在深部易集聚地下水，但只需采取有效的疏排水措施，不会对煤层开采呵斥危害。综合所述，井田水文地质类型应为裂隙孔隙类简单型。未来矿床开采充水水源是：第四系松散岩类孔隙间歇含水层，侏罗系八道湾组含煤岩系裂隙含水层。正常情形应系渗入性充水通道。烧变岩含水带孔隙、裂隙发育，含水空间较发育。井田内已凿斜井已揭露火区。烧变岩含水带涌水量较小，但不排除深部集聚地下水的能够，因此，未来矿井开采中，应对此含水层采取积极有效的探防水措施，防患于未然。据阜康市磨盘沟煤矿井开采实践情况，结合矿井排水量实践，现消费井已揭露火区，现矿井井下正常情况下排水量20m3/d。经计算矿井初期正常涌水

4、量为874m3/d，最大涌水量为1311 m3/d。 三、煤质1、煤的物理性质井田内的煤为高等植物构成的腐植煤，其颜色为黑色，条痕为褐黑色，条带状构造，块状构造，参差状断口，煤的硬度较小，但比重较大，简易熄灭实验，煤易燃、烟浓、焰长，且熔融、膨胀。2、煤岩特征1宏观煤岩特征宏观煤岩成分以亮煤为主，镜煤、丝炭、暗煤次之，宏观煤岩类型以半亮型煤为主。2显微煤岩特征根据镜下察看，区内的煤均由有机质和无机质组成，有机质总含量占94.20%95.39%，无机质总含量占4.61%5.8%。 四、瓦斯、煤尘爆炸性根据钻孔资料瓦斯含量测定，CH4为00.368ml/kg可燃质，CO2为0.0290.378ml

5、/kg可燃质。其取样标高14-15号煤层为+640m，平均CH4含量为0.33m3/t，CO2为0.28 m3/t；即相对瓦斯涌出量14-15号煤层为8.25 m3/t，二氧化碳相对涌出量为7.00 m3/t； 地质任务对14-15号煤层采样，并进展了煤尘爆尘爆炸性测试，测试结果：火焰长度均大于400mm，岩粉量为65，结论均有爆炸性危险，爆炸指数14-15号煤层为51%，爆炸程度很强。五、煤层自燃发火情况地质任务对联4-15号煤层进展了烯点测试，根据煤的自燃倾向性等级分类，煤层属不易自燃的煤。详见下表：各煤层燃点分析表工程煤层编号T1氧化样T2原样T1复原T备 注14-15347.44354

6、.00355.748.29不易自燃综上所述：井田内煤层属不易自燃的煤。该当指出不易自燃煤，并非不自燃的煤，故在今后开采过程中，应进展科学管理，采取有效措施，预防煤的自燃，确保矿井平安消费。六、与临近煤层间距及临近任务面巷道关系该矿开14-15号、19-21号煤层，煤层厚度分别为2.5723.43m、2.4811.05m，平均厚度分别为13m、6.77m。二层煤之间的间距为4.1120.28m，平均9.46m。采区巷道布置根本上同壁式巷道布置方式。采区尺寸：西翼采区走向长700m，垂高100m，面积0.166km2，储量324万t，效力年限约20a。七、煤层的冲击地压本任务面内的煤层无明显的冲击

7、地压，但在回采过程中要预防周期来压对任务面的影响。八、任务面对矿井或地面的影响预测和采取的措施。任务面下部均为实体煤。由于该任务面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，不会对矿井和地面呵斥其它影响。第三章：任务面储量及回采率本任务面可采走向长度510米，任务面长度16米，采放高度9米，任务面煤炭容重为1.3t/m,其工业储量约为其储量5101691.3=9.5万吨。根据国家规定，结合我矿的实践情况和兄弟矿的阅历，确定该综采放顶煤任务面的回采率为75%。第四章：采煤方法及回采工艺采煤方法的选择 任务面采用走向长壁式程度分段放顶煤采煤法。分段高度9米，其中机采高度2.5米，放顶煤高度6.5

8、米。一采一放，循环进度0.6米。在煤层内用ZF4200/17/28型支撑掩护式支架。任务面上部铺金属网打眼放炮，采煤、放顶煤配备一台刮板运输机，二、回采顺序本任务面按自东向西的顺序后退式进展回采。三、截深确实定根据煤层的消费才干和我矿现有提升运输才干以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。四、任务面调和选择及确定1、任务面支护设计 任务面由14架ZF4200/17/18型支撑掩护式液压支架和2架ZFG4800-18/30型支撑掩护式过度液压支架支护顶板，追机移架方式，先拉架后退溜，支架拉到位梁端距控在300mm。其技术特征如下：支架型号：ZF4200/17/28 支架高度：1.72.8米支

9、护任务阻力：4200KN 采煤范围：1.72.8米支架宽度：1.431.6米 支护强度：0.69mpa支架分量：12.9T 支护初撑力：3940KN泵站压力：18- 31.4MPa支配方式：邻架支配 2、任务面采用MG150-NW型电牵引采煤机一台。3、任务面选用SGZ-630/75型前后部刮板机个一台，SGB-620/40型可弯曲刮板输机各6台。4、乳化液泵站选用BRM250/31.5型乳化液泵两台5、任务面冷却水、喷雾用水引自地面200m静压水池，设备列车所用开关，挪动变电站、泵站WPZ-320/60)均放于平板车上。因两巷道锚网支护，超前支护段不配置回柱绞车，可在设备列车前配置一台JM-

10、14绞车，可供拉移列车用。 7、超前支护：超前支护采用铰接顶梁配合单体柱沿巷道上下帮布置双排，单排柱距巷道上下帮0.8米，上端头柱排距为1米，下端头柱排距为1.2米。超前支护间隔 为距煤壁推进线20范围内。超前支护单体柱型号为DZ-2800-3500型单体柱。要求齐梁齐柱正悬臂，按3：7布置，柱与柱之间要用6mm钢丝绳牵引设为防倒安装，防倒绳绕柱子转一圈，防倒绳绕圈高度：巷道下帮距底板1.5米，巷道上帮距底板1.8米。在顶板不平处，梁上 背放小板。六、支架布置及支护一支护方式：任务面南北端头各采用两架ZFG4800/18/30过渡支架支护，任务面中间采用14副ZFB4200/17/28液压掩护

11、式支架，支架中心距为1.5 米，整个任务面安装 18付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距任务面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为11米。二移架方式和操作方式由于任务面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱移架升柱伸侧护板。每次移架的长度为600 mm，为了移架后快速到达额定任务阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。七、回采工艺一采用走向长壁式程度分段放顶煤采煤法，采、支、装、运一体化，区段内后退式采煤。二工艺过程1、工艺流程为：推移前部刮板机进刀割煤装煤运煤移架放顶煤消费检修爆破松动

12、顶煤2、详细操作1推移前部刮板机：进刀前将采煤机行至前部刮板运输机机尾处，并将采煤机滚筒置于开切巷中部空间内，然后推移前部刮板运输机，推移方式采用初次先机头后机尾的顺序，第二次那么先机尾后机头的顺序。推移步距为采煤机截深最大0.6 m遇特殊情况可分两遍推移到位，每次0.3 m。2进刀：采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。3割煤、装煤：采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤机头、机尾处人工辅助装煤要求必需割满刀，即0.6

13、m。4运煤：任务面运输顺槽溜煤眼西翼运输大巷煤仓上山煤仓主井地面。5移架：采煤机在割顶刀时，滞后3 m两付支架按顺序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前护顶板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处于始进展推移支架，采用间隔式推移，即隔一付移一付再从前部刮板机处，将剩下的未移支架进展推移，直至全部支架推移完。6移后部刮板机：当推移完前部刮板机，从前部刮板机机头处于始进展推移支架，采用间隔式推移，后部刮板机随液压支架同步向前推移。7放顶煤：在完成移架后，停机，开场放顶煤，放煤方法采用由B1向B2方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7号支架顺序

14、放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超越5分钟，放煤口出现矸石时应停顿放煤。8消费检修：每班必需对设备进展维修，早班留两个小时进展检修，检修班必需对设备进展全面的检查和维修，使综采设备到达完好。9爆破松动顶煤：在该分层，仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤，必需进展爆破松动顶煤。该任务面采用的三台岩石电钻打顶眼，装炸药爆破顶煤，详细方法为采用岩石电钻在采煤机割完底刀后，移架后在支柱前护顶板下方向架后方向以倾角87向上打11-12m左右高的炮眼，炮眼间距为3m，炮眼排距2.4-3.0m，当任务面支架后立柱推进到炮眼位置时进展起爆。炮眼的装药长度在8-9m，封泥长度不小于2.5m。对部分煤质较软的地方，

15、视情况适当调整眼距和炮眼排距，打眼爆破松动顶煤。3、放煤步距确定放煤步距能否合理，将直接影响含矸率、任务面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和任务条件、放煤尺度、矿井消费才干等方面的许多要素决议，本任务面回采段高16m，根据我矿阅历和实践情况，放煤步距采用0.6 m。八、顶板管理 1、放煤不得在最大端面距下进展，不得在采煤机割煤处进展，前部刮板机移直后必需及时移设端头支架。2、任务面最大控顶距为6.5米，最小控顶距5.9米，3、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。第五章：矿压观测和初次放顶综采任务面应建立矿压观测系统，经过观测任务面支护动态质量，进展矿压预告，以有效

16、防止周期来压对任务面呵斥危害。一、研讨内容1、任务面三量观测2、顶板破碎度二、测站布置及观测方法1、任务面三量观测：1运用的仪器、仪表在任务面每副液压支架的前后支柱分别安装直读式矿压观测表。 2观测对直读式矿压观测表显示的支架初撑力、最大阻力等参数要求每两小时观测记录一次，对循环阅历时间、支架运转时间特性进展分析上图，以便及时掌握矿压显现规律。2、顶板破碎度 1、测参数a、b、c、d、h冒高h大于100mm方可统计，在地面计算各参数平均值，求得无支护宽度=+，再求和线性方程：E=A=BS。E为冒落灵敏度2、观测方法和范围，运用的工具、仪器：采取每班观测一次，范围是1、4、7、10、12、15支

17、架。3、观测方法两顺槽巷道位移规律：观测方法：采用单体液压支柱公用压力表观测端头支护的支架力和任务阻力。 4、工支架和单体液压支柱的规范支撑力：单体：12 t/根 额定25 t/根支架：190 t/根 额定220 t/根三、观测仪器：1、直读式矿压观测表；2、皮尺四、初次放顶：根据我矿在上程度对煤层的回采阅历，该煤层煤质松软破碎，较易自然垮落。所以任务面采用两个800拉开自在面，之后按正规循环进展排炮放顶煤，当任务面推进到放完第四轮炮位置时，对任务面支架进展加压补液和打单体液压支柱，然后出放顶煤，但要保证架后垫层的厚度。此时任务面顶板自然垮落的能够性极大。对地表任务面对应位置进展观测，当任务面

18、对应地表塌陷坑出现下沉和垮落，即阐明顶板垮落，完成初次放顶，任务面进入正常消费，详细的初次放顶方案措施在任务面投入消费时有专门设计。第六章：消费系统一、资料运输系统1、资料从地面副井井底车场西翼运输大巷资料上山735平巷轨道顺槽任务面2、煤炭运输系统任务面运输顺槽溜煤眼西翼运输大巷煤仓上山煤仓主井地面3、通风系统主、副斜井井底车场+650程度西翼运输巷轨道上山+740程度运输石门+740程度西翼进风顺槽+740程度西翼回风顺槽+750程度回风石门总回风巷地面第七章： 通风 平安一、通风系统该任务面采用全负压通风。 1、任务面通风线路详细见通风系统图主、副斜井井底车场+650程度西翼运输巷轨道上

19、山+740程度运输石门+740程度西翼进风顺槽+740程度西翼回任务面；污风从任务面+740程度西翼回风顺槽+750程度回风石门总回风巷地面为防止风流短路，在+740程度运输石门与+750程度回风石门设置正反向四道风门；2、任务面风量计算1矿井的采煤任务面按气候条件或瓦斯涌出量用瓦斯涌出量计算确定所需风量，其计算公式为：矿井瓦斯绝对涌出量为36910.25/(2460)=2.63m3/min。Q=100q绝K=1002.632.0=526m3/min=8.76 m3/s二、防止瓦斯1、确保任务面的风量和风流稳定，任务面消费后及时对任务面的实践瓦斯涌出量进展测定，并从此调整风量，使风量满足要求。

20、2、加强对任务面通风设备的管理，风门必需安装闭锁安装和正反向风门，并加强对通风设备的检查和维修。3、任务面设专人进展瓦斯检查，每班至少检查四次，出现异常情况时安排救护队员进展现场监护，任务面设便携式瓦斯报警仪进展监测，任务面两端头后设风障，并设便携式瓦斯报警仪监测，发现气体超限，任务面立刻撤人断电，由专门人员和救护队员进展气体排放。4、严禁在部分冒高区打眼放炮，严禁无风、微风作业，放炮时必需运用水炮泥，炮眼封孔长度必需符合2006年版规定，任务面实行“一炮三检和“三人连锁放炮。5、严厉执行瓦斯巡回检查制度和井下现场交接班制。6、任务面必需安装瓦斯电闭锁安装，实现停风，瓦斯超限断电撤人。三、综合

21、防尘1、任务面防尘管路系统地面水池副井+650程度车场+650西翼运输大巷+740程度回风顺槽、740程度进风顺槽任务面；防尘管路每隔50m ，设置一个三通。3、任务面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、前后部刮板运输机机头、破碎机机头、可伸缩皮带运输机机头均设置喷雾安装。4、采煤机必需保证内外喷雾设备齐全缺喷嘴或嘴不喷雾要立刻改换，保证水量充足，水压符要求，雾化好否那么采煤机不准开机运转。5、在放顶煤时必需翻开放煤口的喷雾，运煤时刮板机、转载机、破碎机、皮带机的喷雾必需翻开进展喷雾。6、任务面在打松动顶煤炮眼时，必需在其风流下口设置喷雾进展喷雾降尘。7、采煤机的

22、截齿必需经常进展检查，发现磨损超出规定，立刻改换，减少产尘量。8、放炮必需运用水炮泥，每班必需对两顺槽和任务面进展冲洗，防止煤尘堆积。9、任务面任务人员必需佩带个体防护，减少吸尘量。10、在两顺槽内分别设置隔爆设备，水量必需符合2006年版。四、防止外因火灾1、严禁任务面电气设备失爆，严厉按电气设备容量选择电缆，并按规定悬挂设电缆，一切电缆必需悬挂整齐。2、随时清理刮板机、转载机、皮带机的浮煤，防止浮煤堆积。3、电气设备检查修后，应将检修点的杂物清理干净，电气设备外表不能有油污，不能把用过的废油倒在巷道和任务面内，因及时进展回收。4、皮带机必需运用阻燃皮带，并经常检修，对损坏不转的托辊及时改换

23、，皮带跑偏要及时调整。5、挪动变电站、泵、暂时配电点必需备有灭火器和沙子、黄土、皮带巷每隔100米备两台灭火器，分层石门设一个消防资料库，存放一定数量的消防资料。2防止内因火灾该任务面上方采空区部分有火或高温点，根据我矿的防灭火方法和设备，采用地表塌陷坑回填堵漏，任务面超前预注浆，架后注氮等防灭火措施，以保证任务面顺利回采。五、按规定在综采任务面巷道口设置平安监分站，在进回风巷设置甲烷、一氧化碳、温度、风速传感器，对矿井的瓦斯浓度进展实时的、延续不断的监测和监控，发现异常必需及时查明缘由并及时处置。六、避灾道路1、当任务面发生火灾的避灾道路为：任务面+740进风顺槽+650程度西翼运输大巷+6

24、50程度井底车场主、副斜井地面2、任务面发生水灾时的避灾道路为：任务面+740进风顺槽、+740回风顺槽+740运输石门总回风巷地面。 3、当任务面发生冒顶时的避灾道路为：当发生冒顶时，立刻佩带好自救器，当冲击波过后从任务面+740进风顺槽+650程度西翼运输大巷+650程度井底车场主、副斜井地面。4、当任务面发生瓦斯熄灭或煤尘爆炸时的避灾道路为任务面人员立刻趴倒，佩带好自救器，当冲击波过后从任务面+740进风顺槽+650程度西翼运输大巷+650程度井底车场主、副斜井地面第八章 平安监控系统 根据的规定要求，按照规范对我矿1122-1采煤任务面安装平安监控系统，现将监控系统的安装设置阐明如下：

25、一、安装传感器的种类、数量及型号：1、瓦斯传感器1台KG200G型 2、温度传感器1台KG05型3、一氧化碳传感器1台KG04型4、风速传感器2台KGF-2型 5、开停传感器4台KGKT-C10-X16、馈电传感器2台KGT16-E7、风门传感器3套KGE12-18、断电控制器2台KDG3D型9、井下分站3台KG2007G型二、安装传感器安装位置、控制范围及相关参数设置1、瓦斯传感器安装在综采任务面端头至回风巷10m处，传感器间隔 顶板位置小于300mm,间隔 巷道侧壁大于200m；参数设置：报警值为：1.00；断电值为：1.50。控制1122-1采煤任务面一切电气设备在瓦斯气体超限时断电。2

26、、一氧化碳、温度传感器安装在回风巷内，传感器间隔 顶板小于300mm，间隔 巷道侧壁大于200m；一氧化碳传感器报警浓度参数为：0.002424ppm，温度传感器报警参数为：30；实时反映+1122-1采煤任务面的一氧化碳气体浓度、温度情况。3、风速传感器安装在进风巷、回风巷测风站，前后10m无妨碍物处。报警参数为：0.25ms；实时反映采煤任务面进风、回风风量情况。4、开停传感器分别安装在740程度前溜控制开关、后溜控制开关、采煤机控制开关负荷侧。反映设备运转、停顿情况。5、馈电传感器分别安装在综采移变电站，参数设置：高电平表示设备有电低电平表示设备断电，反映设备有无电流情况。6、风门传感器

27、一组安装在+740石门进风与回风风门处，7、断电控制器分别安装在综采移变电站，控制1122-1采煤任务面回风巷所、进风巷一切设备电源断电。断电器断电触点容量AC660V 0.3A，本安输入信号：电平型，控制电源总馈常开点。8、分站安装3台，1台分站安装在采煤任务面串车上可接4路模拟传感器，4路开停传感器，2台安装在+740回风巷石门处可接8路模拟传感器，8路开停传感器。第九章：任务面供电一、供电1、挪动变电站及配电点位置确实定：根据综采任务面的采煤方式、巷道布置、任务面机械化程度、供电电压及供电间隔 等要素确定：挪动变电站设在+740程度进风顺槽巷内，距任务面30米处。2、综采面供电系统确定：

28、由+650程度中央变电所铺设一条高压电缆，经过+650程度西翼运输巷电缆孔到+740程度变电站。再由挪动变电站经过总馈电开关分别供电，其中采煤机、前部刮板机、泵站、喷雾泵站、轨道巷回柱绞车、岩石电钻、煤电钻、信号供电、后部刮板机。由+650中央变电所另铺设一根低压电缆至+740程度石门配电点，为均压风机和其他用电供电。二、高低压电缆选择1、高压电缆选择1高压电缆的长时最大负荷电流计算：Ig=Sb/3 Uecos =8001000/3 1140 0.7= 57.4 A 式中：Ig长时最大负荷电流 Sb挪动变电站最大负荷 Ue供电电压cos加权平均功率因数2电缆截面计算：Sj= Ig/Js = 5

29、7.41.54 = 37.27 mm2 式中：Sj电缆经济断面Js电缆经济密度 取1.54 A/mm,故应选35mm2电缆，型号为UGFP6KV 3*35高压屏蔽电缆。3校验计算、按长时允许电流校验：查电工手册35mm2高压电缆允许电流值大于Ig=57.4、电压损失校验：根据高压电缆允许电压损失5%，即300v，故符合要求。因此按电流经济密度选择的UGFP6KV 3*35+100m。二、综采任务面电气设备选择选用：1、矿用真空开关，型号为 KBZ500/1140两台，作挪动变电站出总馈开关；2、矿用真空开关，型号为KBZ300/1140两台，作挪动变电站至+591分层石门配电点的开关；3、矿用

30、真空开关，型号为QBZ120/660两台，皮带运输机和其它用电地点的总开关；4、矿用真空开关，型号为QBZ200/1140三台，作为控制采煤机前后部刮板机用；5、矿用真空开关，型号为QBZ200/1140五台，作为控制两台乳化液泵、两台喷雾泵、转载机、破碎机用；6、可逆真空磁力开关，型号为BQD80N四台，用于控制两台回柱绞车，两台岩石电钻用；7、高压电缆接线安装，型号为ABCD200/6KV十二个，用于高压屏蔽电缆的接线；8、煤电钻综保两台，型号BZB-2.5作为控制两台煤电钻；9、照明、信号综保两台型号BZB-2.5，一台在挪动变电站处作为任务面照明和信号控制用，一台在+591分层石门配电点作为B1皮带皮带巷照明和信号控制用；11、信号采用防爆按钮和防爆电铃、任务面顺槽刮板机、采煤机、破碎机、前后部刮板运输机、泵站等处均安装信号安装；12、在挪动变电站和+740分层石门配电点安装低压检漏继电器和电度表