刨煤机规程.docVIP

文字说明 一、概况： 2504工作面位于3号石门东侧，2503采空区南部。回采工作面范围：南起2504回顺，北至2504运顺，东起切眼，西至采止线。平均走向长613米，平均倾斜130米，开切眼长137m。该工作面地表位于二太堡与一太堡之间住宅之下。地面标高平均+188m。 二、煤层及煤层顶底板： 1、该煤层在我井田范围内为局部可采煤层，该采面煤层的厚度在0.68—0.97米，平均厚0.83m，煤层顶板有0.2—0.3米碳质泥岩，采高一般为1.1米。 2、该煤层顶板为0.2—0.3米厚的伪顶，直接顶为2.63米厚的泥质粉砂岩;为三类岩石，老顶为14.42米厚的中、粗砂岩。底板为21米厚的中、粉砂岩，为三类岩石。 三、构造情况：该工作面构造简单，仅在回顺J号点前24米见一落差为0.45米的小断层，此外在切眼实见一落差为0.28米 四、火成岩：该工作面内没有火成岩及冲刷带。 五、水文及瓦斯： 1、水文：该工作面水文地质情况简单，预计最大涌水量为3.6m3/h,一般为1.5 2、瓦斯：25煤瓦斯含量为0.2 m 六、储量：地质储量为9.32万吨，可采储量为9.04万吨;原地质量为9.54万吨。储量增减原因为媒厚减小0.02米。 七、问题及建议： 1、回采过断层时要加强采面顶板支护工作，并加强瓦斯监测与通风管理工作。 2、初采时因切眼东侧断层较多，所以老顶来压时要特别注意加强采面顶板支护。 提报人： 审核人： 工作面设计 支架计算、支护、顶板管理 支柱选型： 根据工作面采高1.1米，及我矿现有情况选用DZ1.2-30/100型外注式液压支柱。 工作面顶板压力计算： 采场平均压力p的计算（t/m2） P=4×（H/(K-1)）×R =4×（1.1/（1.5-1））×2.5 =22 t/m2 式中：H-实际采高，1.1米 k-顶板岩石碎涨系数，取1.5 R-岩石容重，取2.51 t/m3 3、采场支护密度N的计算： N=P/(F×C) =22（30×0.85）=0.86棵/m2 式中：F-选用单体液压支柱的额定阻力，取30t C-单体液压支柱的性能系数，取0.85。 4、采场实际最大支护密度N大、最小支护密度N小计算： N小={（（L/Z）+1）×R大}/（L×1大） ={（137/0.75）+1）×4}/（137×4.7）=1.14根/m2 N大={（（L/Z）+1）×R大}/（L×1小） ={（（137/0.75）+1）×4}/（137×3.7）=1.45根/m2 式中：L-工作面长度，137米 1大1小-工作面最大控顶距4.7米、工作面最小控顶距3.7米 R大R小-最大控顶距排数4排、最小控顶距排数3米 Z-工作面支护间距0.75米。 根据验算校核对比，采场实际最大支护密度N大，最小支护密度N小，均大于采场支护密度N，可以满足支护要求，故设计合理。 工作面支护使用单体液压支柱配合木顶帽支柱（木顶帽规格长300mm×宽150mm×高100mm）。支柱排距为1.0米，柱距为0.75米。 工作面所需单体支柱数量： 工作面所需单体支柱数量：（137/0.75+1）×4=736根 运顺、回顺超前支柱数量：（2×2）×1×20=20根 缺口+π钢支柱=15×2+24×2=78根 工作面备用单体支柱数量：（736+80+78）×10%=90根 本采场所需单体支柱数量：830根。 采煤方法与工艺 采煤方法 走向长壁后退式 刨煤机 BH30/2×160 落煤方式 机械落煤 工作面运输机 SGW-150 循环进度 1.0米 顺槽运输 SGW-40刮板运输机和SD-80皮带 顶板管理 全部垮落法 采 高 1.1米 支护形式 三排四柱戴帽点柱 作业方式 部分工序综合作业 回采工艺： 刨煤机落煤→洒水降尘→装煤→刮板运输机运煤→推工作面溜子→推进0.5米后每隔1.5米打一棵临时戴帽点柱→刨煤机落煤→洒水降尘→装煤→刮板运输机运煤→推工作面溜子→推进1.0后打正规柱→回柱放顶。 主要经济技术指标表 序号 指标名称 数量 备注 1 工作面长度（米） 137 2 采高（米） 1.1 3 煤层倾角（度） 20 4 循环进度（米） 1 5 容重（吨/米3） 1.38 6 循环产量（吨） 209 7 日循环个数（个） 3 8 日循环进度（米） 3 9 工作面月进度（米） 90 10 工作面月产量（吨） 18810 11 工作面效率（吨/工） 5.2 12 坑木消耗（米3万吨） 16 13 乳化液（千克/万吨） 102 14 循环火药消耗（千克） 8.1 15 火药消耗（千克/万吨） 386 16 循环雷管消耗（个） 18 17 雷管消耗（