太原理工大学实习报告

式中：设计年工作日为330天，循环率取0.90，则： 工作面年推进度=3.60×330×0.90=1069.20（m） 3.2.5 回采工艺的选择

15号煤层工作面回采工艺为：试机→双滚筒采煤机前端头斜切进刀→割煤→移架→推移刮板输送机。

3.2.6 工作面支护方式

回采工作面顶板管理方式为全部垮落法。

（1）确定支架的工作阻力或支护强度时，一般考虑垮落带岩层变形破坏时对支架的影响。 （2）按实测的支架外载荷有关数据，利用回归分析计算支架的支护强度时，先求出支护强度的折算系数n。

来压前：n1=7.46M—0.829（R=0.94，S=0.13） 来压时：n2=9.768M—0.769（R=0.98，S=0.06） （3）按上述顶板来压时载荷折算系数回归公式，得出计算，支架额定支护强度qH（kN/m2）的公式

qH=9.768K. M 0.21.γ=9.768×1.3×3.800.21×26=437.00（kN/m2） 437.00÷0.75=582.67（kN/m2）

P=LBqH=5.3×1.4×582.67=4323.41（kN）

式中：K——备用系数，K=1.3。支架阻力的实际利用系数为75%； M——煤层厚度，m；15号煤最大厚度为3.80m。 γ——顶板岩石容重，kN/m3。

根据液压支架工作阻力计算数据，结合煤层赋存情况及煤层厚度，及选用的采煤方法，工作面支护选用ZZ5200/19/42型液压支架，支架支护高度1.9—4.2m，工作阻力为5200kN。工作面过渡支架选用ZZG5200/19/42型液压支架，支架支护高度1.9—4.2m，工作阻力为5200kN。

回采工作面端头采用单体液压支柱四对八梁支护，采用DZ31.5配HDL-3500型π型钢梁支护。

运输顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL—4500型π型钢梁进行支护；回风顺槽超前支护采用DZ31.5配HDL—3500型π型钢梁进行支护，超前支护距离暂按20m考虑。

表4-1-8 ZZ5200/19/42型液压支架技术特征表 支架支架工作支架中重宽度 高度 架操作型号 阻力 心距 量（mm（mm型 方式 (kN) (mm) （t） ） ） ZZ5200/191900掩11350 5200 1350 邻架 /42 -4200 护式 8.6 表4-1-9 回采工作面采、装、运设备配备表 功率单总其中设备名称 设备型号 (kW) 位 数量 备用 双滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 液压支架 过渡液压支架

MG200/490—W SGB764/264 ZZ5200/19/42 ZZG5200/19/42 10

490 2×132 台 台 架 架 1 1 147 5 25 1 单体液压支柱 π型钢梁 π型钢梁 刮板转载机 破碎机 可伸缩胶带输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 回柱绞车 探水钻 DZ31.5 HDL-3500 HDL-4500 SZZ764/160 PCM110 DSJ100/45/2×132 MRBZ200/31.5 ZPB200／5.5 JH-8 MAZ-200 160 110 2×132 125 22 11 11 根 根 根 台 台 台 台 台 台 台 164 42 42 1 1 1 1 1 2 1 33 7 7 两泵一箱 煤层注水泵 7BZ-45/130 22 台 1 3.2.7 各工艺过程安全注意事项 （一）、支护 1、本工作面采用及时移架支护,即采煤机割过后及时移架打出护帮板,移架在采煤机后3～5架进行，超过此距离或发生片帮时，必须停止采煤。

2、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。

3、移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰、挤架、咬架现象，相邻支架不得出现明显的错差。

Ⅰ-ⅠⅠⅠ(a)Ⅱ-ⅡⅡ1350Ⅱ（b）600-800

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图6.2 综采工作面上、下端头支护示意图

a—上端头平剖面图；b—下端面剖面图

4、移架时，立柱前至煤壁，被移支架上3架、下5架内不准有人停留。

5、移完后立即升紧支架，达到初撑力，保证顶底板移近量≤400㎜，手把打回零位。 6、严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架直率。 （二）、采煤

1、采煤前，首先检查机组各部联接螺栓，不得松动，油管不漏油、水压合适，托缆装置完好方可试车，试车声音正常，按扭灵敏可靠。

2、割煤时，必须严格控制采高，支架采高控制在2.5m左右。端头上下各10架采高由巷高逐渐加大到规定高度。

3、割煤时，时刻注意电缆、煤壁、支架等，若有异常情况立即停机处理。 （三）、推移刮板运输机

1、推移刮板运输机弯曲长度不得小于15m，不得有死弯。 2、推移刮板运输机后及时把手把打回零位。

3、当刮板运输机的上仰和下俯角与工作面走向角度不一致时，必须采取专项措施，必须处理后，方可顶刮板运输机。

4、输送机停止动转时，除刮板运输机机头、机尾外严禁移中部槽。 5、移机尾时，必须清净浮煤，保护好油路及水路。 3.2.8 回采工作面循环作业图表的编制

回采工作面中的循环作业是指回采工作面在规定时间内保质、保量、安全地完成采、装、运、支、处这样一个采煤全过程。工作面采用“三八制”作业制度，每日三班，每班工作8小时，两班采煤，一班准备，见图6.4。

工作面循环作业图表班次工作面长度时间零点班八点班四点班图例采煤机割煤移支架放顶煤移输送机设备检修 表6.4 工作面循环图表 3.2.9 采区生产能力的确定

根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井移交生产及达到设计生产能力900kt/a时布置一个采区，采区内布置一个综采一次采全高工作面，两个综掘工作面来满足生产及正常接替。

首采区位置选择：为提高矿井的经济效益，矿井首采区应选择在资源储量稳定、煤层结构简单、有利于矿井达产、稳产的资源储量区。首采区选择在井田中部一采区。

（二）回采工作面生产能力计算

矿井移交生产及达到设计产量时，共布置一个综采一次采全高工作面。

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综采工作面生产能力按下式计算： A综采=M·l·L·r·C 式中：

A综采——综采工作面年产量，t/a；

M——采煤工作面机采高度，15号煤层平均厚度为：3.37m； l——工作面机采长度，l=170m；

L——采煤工作面年推进度，L=1069.20m； r——煤的容重，1.41t/m3；

C——采煤工作面割煤回采率，取93％； A综采=3.37×170×1069.20×1.41×93% ＝803230t/a ≈803kt

掘进煤量计算：矿井达到设计生产能力900kt/a时，矿井2个综掘工作面，综掘工作面平均断面（11.40+9.90）÷2=10.65m2，日进尺10m。则2个综掘工作面年掘进煤量为A =2×10.65×10×330×1.41≈99kt。

矿井总产量为803+99=902kt/a能够满足矿井设计生产能力900kt/a。

3.3 采区巷道布置及生产系统

3.3.1 采区走向长度、采区内各种煤柱的尺寸

首采区位于井田中部，采区南北长约2.19km，东西宽约1.84km；设计可采储量5.54Mt。 采区巷道分别一采区胶带大巷、一采区轨道大巷、一采区回风大巷，三条大巷均为新掘。 3.3.2 采区巷道的形式

一采区胶带大巷、一采区轨道大巷沿15号煤层底板布置，一采区回风大巷均沿15号煤层顶板布置，大巷均采用矩形断面，锚网喷+锚索支护。在三条大巷两侧沿煤层倾向布置回采工作面，沿煤层走向布置运输顺槽和回风顺槽，回采工作面采用后退式开采，顺槽均采用矩形断面，锚网+锚索支护。 3.3.3 煤层开采顺序

采区内工作面采用前进式开采方式，工作面均采用后退式开采方式。 3.3.4 采区回采率的计算

15号煤层平均厚度为3.37m属中厚煤层，参照《煤炭工业矿井设计规范》，15号煤层为采区回采率取80%，工作面回采率取93%。 3.3.5 采区生产系统

1、采区煤流系统

回采工作面→运输顺槽→一采区胶带大巷→煤仓→主斜井→地面。 2、材料设备、矸石等辅助运输系统

地面材料设备→副立井→集中轨道大巷→一采区轨道大巷→工作面回风顺槽→回采工作面。

工作面矸石→工作面回风顺槽→一采区轨道大巷→集中轨道大巷→副立井→地面→排矸场地。

3、通风系统

主斜井、副立井→一采区胶带大带、一采区轨道大巷→工作面运输顺槽→回采工作面→工作面回风顺槽→一采区回风大巷→集中回风大巷→回风斜井→地面。

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