《采煤工艺设计》PPT课件.ppt

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1、模块 采煤工艺设计,课题八 炮采与普采工艺设计 课题九 综合机械化采煤工艺设计 课题十 其他开采方式的工艺特点,爆破采煤工艺：简称“炮采”，其特点是爆破落煤，爆破及人工装煤，机械化运煤用单体支柱和顶梁或悬移液压支架支护工作空间顶板。普通机械化采煤工艺：简称“普采”，其特点是用采煤机械同时完成落煤和装煤工序，而运煤、顶板支护和采空区处理与炮采工艺基本相同。综合机械化采煤工艺：简称“综采”，即破、装、运、支、处五个主要工序全部实现机械化.,一、适于采用综采工艺的条件,适用：煤层地质条件较好、构造少。,优先装备综采的条件,可以装备综采的特殊条件,二、适合普采工艺的条件,普采对地质变化的适应性比综采强

2、，工作面搬迁容易。对推进距离短、形状不规则、小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可取得较好的效果。与综采相比，普采操作技术较易掌握，组织生产比较容易。因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械化的重点。,三、炮采工艺的主要优点,炮采工艺技术装备投资少，适应性强，操作技术容易掌握，生产技术管理比较简单，是我国目前采用仍然较多的一种采煤工艺，2006年国有重点煤矿炮采产量占25%左右。但是，由于炮采单产和效率低、劳动条件差，根据我国的技术政策，凡条件适于机采的炮采面，特别在国有重点煤矿都要逐步改造成为普采面。在炮采工艺方式上，应积极推广使用新技术、新设备、新材料，尽量提高装煤机

3、械化水平，减少劳动强度。,课题八 炮采与普采工艺设计,任务一 爆破设计任务二 单滚筒采煤机工作方式的选择任务三 工作面支护设计任务四 普采工作面工艺参数和设备配套,任务一 爆破设计,爆破采煤工艺设计主要是爆破设计和支护设计两个方面，爆破设计主要是编制爆破设计说明书。说明书的内容及要求包括：（1）炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围或掘进工作面的巷道断面尺寸，炮眼的位置、个数、深度、角度及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。（2）炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度、使用炸药、雷管的品种、装药量、封泥长度、连线方法和起爆顺序（3）爆破作业说明书必须编入采掘作业规程，并根据不同的

4、地质条件和技术条件及时修改补充。,除上述煤矿安全规程规定的要求外，爆破作业说明书还必须有预期爆破效果表，说明炮眼利用率、每循环进尺和炮眼总长度，炸药和雷管总消耗量及单位炸药消耗量等主要技术经济指标。,炮眼说明表,一、爆破落煤,爆破落煤，包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。爆破落煤要求：保证规定进度、工作面平直，不留顶煤和底煤，不破坏顶板，不崩倒支柱和不崩翻工作面输送机，崩落煤炭高度和块度适中，尽量降低电雷管和炸药消耗。爆破参数，包括炮眼排列、角度、深度、装药量、一次起爆的炮眼数量以及爆破次序等。根据煤层的强度、厚度、节理和裂隙的发育状况及顶板条件确定。根据爆破落煤所用电雷管不同，可以分

5、瞬发雷管爆破、毫秒雷管爆破（也称微差爆破技术）两种。,相关知识,爆破采煤的工艺过程包括打眼、爆破落煤和装煤、人工装煤、刮板输送机运煤、移置输送机、支护和回柱放顶等主要工序。,（一）瞬发雷管爆破,1、炮眼布置 单排眼：一般用于薄煤层或煤质软、节理发育的煤层，如图（a）所示。双排眼：其布置形式有对眼、三花眼和三角眼等，一般适用于采高较小的中厚煤层。煤质中硬时可用对眼，煤质软时可用三花眼，煤层上部煤质软或顶板较破碎时可用三角眼，如图（b）所示。三排眼：亦称五花眼，用于煤质坚硬或采高较大的中厚煤层，如图（c）所示。,动画,2、炮眼角度应满足下列要求：炮眼与煤壁的水平夹角一般为500800，软煤取大值，

6、硬煤取小值。为了不崩倒支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空档；顶眼在垂直面上向顶板方向仰起50100，要视煤质软硬和煤层粘顶情况而定，应保证不破坏顶板的完整性；底眼在垂直面上向底板方向保持100200的俯角，眼底接近底板，以不丢底煤和不崩翻输送机为原则。,3、炮眼深度根据每次的进度而定。一般每次进度有0.8m、1.0m、1.2m三种，与单体支架顶梁长度相适应。每个炮眼的装药量根据煤质软硬、炮眼位置和深度以及爆破次序而定，通常为150600g。4、其他参数爆破采用串联法联线，一般可将可弯曲刮板输送机移近煤壁。每次起爆的炮眼数目，应根据顶板稳定性、输送机启动及运输能力、工作面安全情况而定

7、。条件好时，可同时起爆数十个眼；如顶板不稳定，每次只能爆破几个眼，甚至留煤垛间隔爆破。,（二）毫秒雷管爆破,1.爆破器材（1）炸药。根据矿井的瓦斯等级，低瓦斯矿井选用二级煤 矿许用炸药；高瓦斯矿井选用三级煤矿许用炸药；有 煤与瓦斯突出危险工作面选用三级煤矿含水炸药。（2）毫秒雷管。选用15段合格的煤矿许用的毫秒雷管，桥丝为镍铬丝，铁脚线，电阻一般为5.56.0。（3）其他器材。发爆器采用最大起爆能力为50100发的 MFB-50A和MFB-100A型。,2.炮眼布置炮眼布置原则，一般是根据采高、推进度、煤的硬度、裂隙节理与顶底板岩石性质及有无夹矸而定。采高小于1.6 m，采用三花眼布置；采高超

8、过2 m，采用五花眼布置；采高在1.6 2 m之间，视煤质软硬而定：煤质较软，f=11.5，按三花眼布置；煤质较硬，f=1.5以上，按五花眼布置。3.炮眼间距、深度与角度炮眼深度视推进度而定，一般为0.81.25 m；炮眼角度在垂直煤壁的立面上，一般仰角为23，最多58（顶板破碎时打平眼），俯角一般为510，最大不超过15，如图所示。炮眼与煤层的水平夹角一般为5580（煤软取大值）。据一些矿井试验得知，煤质中等硬度时，顶眼间距为1.11.3 m，底眼间距为0.91.0 m，装药量为300500 g，可取得较好的爆破效果。,4.确定合理的间隔时间与起爆顺序合理的间隔时间，应大于弹性震动延续时间（

9、一般为46 ms），应大于煤（岩）开始移动到形成裂隙时间（一般为4.35.8 ms）。确定合理间隔时间的办法是通过现场试验，当炸药消耗量低，炮眼利用率高，震动小，即为合理的间隔时间。,起爆顺序合理与否，是决定毫秒爆破效果好坏的关键。据一些矿井试验得知，底眼依次5段起爆，顶眼25段起爆。前段炮眼爆破后，对后段爆破相当于增加一个自由面，爆破效果好、装煤率高，且不崩倒支柱。据测试，用瞬发雷管崩动支柱的占50%70%，而毫秒雷管仅占3.5%，爆破顺序合理时可降至0.5%。具体炮眼起爆顺序如图所示。,5.应用毫秒爆破的安全技术措施（1）装药。必须使用与矿井瓦斯等级相适应的矿用许可炸药，合格的煤矿许用毫秒

10、雷管，15段总延期量不许超过130 ms。采用正向装药，并要连续装药，药卷间不许留有间隔。必须装水炮泥，炮孔剩余部分还要用炮泥封满。每装好一个炮眼，其雷管脚线须及时短路拧好，按设计的起爆顺序装药，不准装错。（2）爆破。炮眼间必须采用串联，不许用并联或串并联。爆破前要采用数字欧姆表或光电导通表检查爆破网路的导通情况，确定无误，方可起爆。工作面爆破时，必须使用一台发爆器，发爆器要保证起爆电流不小于1.52.0 A，并要定期检查发爆器参数和更换电池，保证有足够的起爆能力。,（3）通风和瓦斯管理。工作面要有足够的风量，设好防尘水管，放炮前后都必须洒水降尘。对高瓦斯矿井，应设专职瓦斯检查员，坚持装药前、

11、爆破前、爆破后的瓦斯检查，发现瓦斯超过1%时，不许装药爆破。（4）顶板控制。工作面爆破前，支柱必须保质保量支设完好，爆破后必须及时挂梁、支柱，减少空顶时间，如有崩翻棚柱，必须先扶棚，后出煤。过断层、破碎带时，断层、破碎带上下2 m内应降低一次爆破装药量。,（5）其他。不同厂家，不同发火参数的毫秒雷管不许混合使用。一次起爆长度，应根据顶板条件、瓦斯大小、运输能力、发爆器能力和劳动力配备等因素来确定。工作面分茬爆破，一次放炮长度为530 m。在顶板破碎地段，可根据具体情况，每隔515 m，留35 m煤垛的方法，以减少控顶面积。打眼必须按设计的炮眼间距、角度、深度等参数执行，应先开动输送机再放炮。,

12、二、装煤与运煤,1.爆破装煤 爆破装煤率可达31%37%2.人工装煤 人工装煤量主要有：输送机与新煤壁之间松散煤安息角线以下的煤；崩落或撒落到输送机采空侧的煤。3.机械装煤 在刮板输送机煤壁侧装铲煤板，在输送机的采空侧装上挡煤板。,4.运煤及移溜运煤：炮采面在煤层倾角25以下时，可采用普通刮板输 送机或可弯曲刮板输送机，倾角2530采用搪瓷 溜槽，大于30采用铸石溜槽自溜运煤。推溜：推移输送机千斤顶、液压式、机械式正常段6m一 个，机头机尾各三个，弯曲段长度等于或大于15m。,任务二 单滚筒采煤机工作方式的选择,知识点,知识点,1、单滚筒采煤机滚筒的位置和旋转方向2、单滚筒采煤机进刀方式的种类

13、、优缺点3、单滚筒采煤机割煤方式的种类、优缺点和适用条件,能根据工作面煤层及其顶板岩层的具体条件，合理选择进刀和割煤方式,普通机械化采煤（简称普采）工作面一般采用单滚筒采煤机（少数条件下用双滚筒采煤机或刨煤机）落煤和装煤，可弯曲大型刮板输运机运煤，单体液压支柱铰接顶梁（或型长钢梁对棚或悬移液压支架等）支护、液压推移器移溜。普采工作面上、下区段平巷断面不大，刮板输送机的机头、机尾通常都设在工作面内，故工作面上、下两端需要用人工打眼爆破开切口（又称机窝），上切口长为610 m，下切口为34 m。,相关知识,一、滚筒的位置和旋转方向,普采工作面单滚筒采煤机的滚筒一般位于机体靠近输送机平巷一端。这样可

14、缩短工作面下切口的长度，使煤流尽量不通过机体下方，有利于工作面技术管理。右工作面安装左螺旋滚筒，割煤时滚筒逆时针旋转；左工作面安装右螺旋滚筒，割煤时顺时针旋转。,二、采煤机的割煤方式,普采工作面的生产是以采煤机为中心的。采煤机割煤以及与其他工序的合理配合，称为采煤机割煤方式。1.双向割煤、往返一刀采煤机沿工作面倾斜由下而上割顶煤，随机挂梁（或型梁迈步前伸或伸悬移支架前探梁），到工作面一端后，采煤机翻转弧形挡煤板，下放滚筒由上而下割底煤，清理浮煤，机后1015 m推移输送机，支柱（或收回前探梁前移悬移支架），直至下部切口，采煤机往返一次，煤壁推进一个截深，挂一排顶梁（或型梁迈一次步），打一排支柱

15、（或悬移支架前移一次）。,双向割煤、往返一刀割煤方式适应性强，在煤层粘顶、厚度变化较大的工作面均可采用，无须人工清浮煤。但割顶煤时无立柱控顶（即只挂上顶梁或型梁迈步前移而无立柱支撑）时间长，不利于控顶；实行分段作业时，工人的工作量不均衡，工时不能充分利用。,2.“”字形割煤、往返一刀将工作面分为两段，中部斜切进刀，采煤机在上半段割煤时，下半段推移输送机；采煤机在下半段割煤时，上半段推移输送机（也称半工作面采煤方式）。此方式如图所示，其特点是在工作面中部输送机设弯曲段，其过程为：在图（a）状态采煤机从工作面中部向上牵引，滚筒逐步升高，其割煤轨迹为ABC；在图(b)状态采煤机割至上平巷后，滚筒割煤

16、轨迹改为CDEA，同时全工作面输送机移直；在图（c）状态滚筒割煤轨迹为AEBF，工作面上端开始移输送机；在图（d）状态滚筒割煤轨迹为FGA，全工作面煤壁割直，而输送机机槽在工作面中部出现弯曲段，回复到图(a)状态。,这种割煤方式可以克服工作面一端无立柱控顶时间过长、工人的工作量不均衡等缺点，并且割煤过程中采煤机自行进刀，无须另外安排进刀时间，在中厚煤层单滚筒采煤机普采工作面中常采用。,3.单向割煤、往返一刀单向割煤、往返一刀割煤方式，如图所示。其工艺过程为：采煤机自工作面下（或上）切口向上（或下）沿底割煤，随机清理顶煤、挂梁（或型梁迈步前伸或伸悬移支架前探梁），必要时可打临时支柱。采煤机割至上

17、（或下）切口后，翻转弧形挡煤板，快速下（或上）行装煤及清理机道丢失的底煤，并随机推移输送机、支设单体支柱（或收回前探梁前移悬移支架），直至工作面下（或上）切口。这种割煤方式适用于采高1.5 m以下的较薄煤层、滚筒直径接近采高、顶板较稳定、煤层粘顶性强、割煤后顶煤不能及时垮落等条件。,4.双向割煤、往返两刀双向割煤、往返两刀割煤方式又称穿梭割煤，如图所示。首先采煤机自下切口沿底上行割煤，随机挂梁（或型梁迈步前伸或伸悬移支架前探梁）和推移输送机，并同时铲装浮煤、支柱（或收回前探梁前移悬移支架），待采煤机割至上切口后，翻转弧形挡煤板，下行重复同样工艺过程。当煤层厚度大于滚筒直径时，挂梁（或型梁迈步前

18、伸或伸悬移支架前探梁）前要处理顶煤。该方式主要用于煤层较薄并且煤层厚度和滚筒直径相近的普采工作面。,三、单滚筒采煤机的进刀方式,1.直接推入法进刀采煤机向上运行时升起摇臂，滚筒沿顶板割煤，并利用滚筒螺旋及弧形挡煤板装煤。工人随机挂梁（或型梁迈步前伸或伸悬移支架前探梁），托住刚暴露的顶板。采煤机运行至工作面上切口后，翻转弧形挡煤板，将摇臂降下，开始自上而下运行，滚筒割底煤并装余煤。采煤机下行时负荷较小，牵引速度较快。滞后采煤机1015 m，依次开动千斤顶推移输送机，与此同时，输送机槽上的铲煤板清理机道上的浮煤。推移完输送机后，开始支设单体液压支柱（或悬移支架前移）。当采煤机割底煤至工作面下切口时

19、，支设好下端头处的支架，移直输送机，采煤机滚筒直接推入下切口进入新的位置，以便重新割煤，如图所示。,直接推入法进刀方式（a）推入切口前（b）推入切口后,2.斜切进刀斜切进刀可分为工作面端部和中部斜切进刀，端部斜切进刀又有割三角煤和留三角煤两种方式。（1）中部斜切进刀“”字形割煤时，采煤机沿工作面中部输送机弯曲段斜切进入煤层，完成进刀，这种进刀方式有利于端头作业和顶板支护，如图。,（2）端部斜切进刀 割三角煤进刀。现以采煤机上行割顶煤、下行割底煤的割煤方式为例说明斜切进刀割三角煤进刀的具体过程，如下图：在图（a）状态采煤机割底煤至工作面下端部；由图（b）状态采煤机返向沿输送机弯曲段运行，直至完全

20、进入输送机直线段，当其滚筒沿顶板斜切进入煤壁达到规定截深时便停止运行；从图（c）状态推移输送机机头及弯曲段，使其成一直线；至图（d）状态采煤机返向沿顶板割三角煤直至工作面下端部；到图（e）状态采煤机进刀完毕，上行正式割煤，开始时滚筒沿底板割煤，割至斜切终点位置时，改为滚筒沿顶板割煤。这种进刀方式有利于工作面端头管理，输送机保持成一条直线，但比较费时，采煤机要在工作面端部2025 m行程内往返一次，并要等待移机头和重新支护端头支架。,割三角煤端部斜切进刀,留三角煤进刀。留三角煤进刀的过程，如下图：在图（a）状态采煤机割煤至工作面下端头后，返向上行沿输送机弯曲段割三角底煤（上刀留下的），割至输送机

21、直线段时改为割顶煤直至工作面上切口；到图（b）状态推移机头和弯曲段，将输送机移直，在工作面下端部留下三角煤；至图（c）状态采煤机下行割底煤至三角煤处改为割顶煤直至工作面下端部；再到图（d）状态随机自上而下推移输送机至工作面下端部三角煤处，完成进刀全过程。这种进刀方式与割三角煤方式相比，采煤机无须在工作面端部往返斜切，进刀过程简单，移机头和端头支护与进刀互不干扰。但由于工作面端部煤壁不直，不易保障工程质量。普采工作面双滚筒采煤机的工作方式与综采工作面双滚筒采煤机工作方式相同。,留三角煤端部斜切进刀,任务三 工作面支护设计,一、工作面支架布置方式的确定,1.单体液压支柱和金属铰接顶梁一般均采用单体

22、液压支柱与铰接顶梁组成的悬臂支架。按悬臂顶梁与支柱的关系，可分为正悬臂与倒悬臂两种，如图所示。炮采和普采工作面支架布置方式主要有齐梁直线柱和错梁直线柱两种，如图。,（a）正悬臂（b）倒悬臂,齐梁直线柱的布置特点梁端沿煤壁方向对齐，支柱排成直线。落煤时，工作面一次进度（爆深或截深）应与铰接顶梁长度相等。每次落煤后沿工作面全部挂梁、支柱，一般全部为正悬臂支架。这种支架形式简单，规格质量容易掌握，放顶线整齐；工序较简单，便于组织和管理。,错梁直线柱布置的特点工作面一次进度（爆深或截深）为顶梁长度的一半；正倒悬臂支架相间布置；每次落煤后间隔挂梁，顶梁交错向前移动；工作面全长完成第一次落煤时，支临时支柱

23、，工作面全长完成第二次落煤煤时，临时支柱改为永久支柱，工作面全长完成二次落煤工作面增加一排控顶距，该布置方式机道上方顶板悬露窄，支护及时；工作面全长完成一次落煤挂梁、支柱数量少，工作量均衡；支柱成直线，行人、运料方便；在切顶线处支柱不易被埋住，因此为现场多用。但是，对切顶不利，倒悬臂梁易损坏。,最小控顶距时应有排支柱，以保证有足够的工作空间最大控顶距时一般不宜超过5排支柱。通常推进一或两排柱放一次顶，即三四排或三五排控顶。在有周期来压的工作面中，当工作空间达到最大控顶距时，为了加强对放顶处顶板的支撑作用，回柱之前常在放顶处另外架设一些加强支架，称为工作面的特种支架。特种支架的形式很多，有丛柱、

24、密集支柱、木垛、斜撑支架以及切顶墩柱等。,（a）丛柱（b）密集支柱（c）木垛（d）斜撑支架,2.单体液压支柱和型长钢梁组成的迈步抬棚如图所示，这种支架布置的控顶形式一般为三四排控顶。梁的长度为机道宽度和两个排距之和，每架棚子由两根梁组成，两根梁相距0.2m，前后相错一次进度长，梁端距煤壁0.2m0.3m，两架棚子相距0.6m0.8m。随工作面每次落煤，每架棚子中滞后的顶梁前移，这样两根顶梁交错前移。,型长钢梁,3.悬移液压支架悬移液压支架是炮采和普采最新出现支护方式，其顶梁和单体液压支柱联接在一起，顶梁由贯穿工作面全长的方形梁承托。随工作面落煤，液压支柱回缩柱根提起，顶梁和液压支柱一起向前移动

25、工作面一次进度的距离后，液压支柱伸长柱根落向底板支撑顶梁。悬移液压支架按照顶梁的宽窄有分体顶梁、整体顶梁和复合顶梁三种类型；按照刮板输送机的位置和数量又有前部单输送机、中部单输送机和前部中部双输送机三种类型（如图）。前部单输送机适用于单一薄及中厚煤层的开采，中部输送机和前部中部双输送机适用于厚煤层放顶煤开采。,（a）分体顶梁；（b）整体顶梁；（c）复合顶梁,分体顶梁液压支架,整体顶梁液压支架,复合顶梁液压支架,二、工作面支护设计,（一）单体液压支柱和铰接顶梁或型长钢梁支护设计1.支柱规格选择 支柱最大高度计算：支柱最小高度计算：Mmax工作面开采范围内的煤层最大采高，m；Mmin工作面开采范围

26、内的煤层最小采高，m；c 顶梁的厚度，c=0.1m；SX顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，m；顶板下沉系数，取=0.0250.05；L1工作面顶板最大控顶距；s活柱最小安全回柱行程，一般取 0.05m。,2.工作面支护参数的确定 工作面的支护强度pt：顶板压力大小，通常用支护强度来表示。所谓支护强度，就是指顶板单位面积所需的支撑力。目前确定支护强度的方法有方法三种。一是有本煤层临近工作面的矿压观测资料，据此来确定工作面支架的支护强度；二是根据本煤层的顶板分类，通过查表即可求得工作面的支护强度，这种方法对缓倾斜煤层是比较可靠的；三是估算法，当没有上述两种数据时，也可以采用估算法求得工作面的支护强

27、度。其计算公式如下：Kd 动载系数，一般不超过2；Kp 直接顶岩石的碎胀系数，一般为1.251.5，所以Kd/(Kp1)48；m 工作面平均采高，m；工作面顶板岩石平均重度，一般取25kN/m3；,，kPa,支柱的有效支撑能力pE：工作面所需支护密度n：支架排距b：在普采和炮采工作面，当排距小于0.8m时，行人困难，会降低工人的生产率。因此，根据采煤机截深的不同，排距主要有三种规格：0.8m、1.0m、1.2m。工作面支柱的柱距：kE支柱有效支撑系数，单体液压支柱取0.8；PA支柱的最大工作阻力，kN；,，Kn,，根/m2,计算出工作面柱距后，根据顶板管理的要求选取小于计算值的整数值。采用型长

28、钢梁对棚支护时，柱距可取大于计算值的整数值。3.工作面所需支柱、顶梁数量N式中 LN 最大控顶距时支柱的排数；L工作面的长度，m；在考虑工作面临时支护、加强支护与备用量的要求，工作面支柱须增加10%15%，顶梁须增加2%4%。采用型长钢梁对棚支护时，支柱数量为计算值的2倍；顶梁数量按照工作面支架布置要求，以一梁4柱进行计算。,（二）悬移液压支架支护设计 依据工作面煤层地质条件、顶底板性质、采煤工艺、最大与最小采高等，选择较适宜的支架的型号和规格，最后进行支护强度验算。支护强度验算方法如下：1.计算支护强度pt 2、计算支架工作阻力PA式中 LK 梁端距，m；LD 顶梁长度（支架处在最大控顶距时

29、的顶梁长度），m；B 支架支护宽度（或支架中心距），m。3.对比验算当P PA（P为支架额定工作阻力）时，支架选择合格；否则重新选择。,三、工作面端头支护设计,工作面上下端头是工作面和平巷的交会处，此处控顶面积大，设备人员集中，又是人员、设备和材料出入工作面的交通口。因此，搞好工作面端头支护极为重要。端头支护应满足以下要求：要有足够支护强度，保证工作面端部出口的安全；支架跨度要大，不影响输送机机头、机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间；要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。,单体支柱加铰接顶梁支护 如图所示，为了在跨度大处固定顶梁铰接点，可采用双钩双

30、楔梁，或将普通铰接顶梁反用，使楔钩朝上。,用45对长梁加单体支柱组成的迈步走向抬棚支护,用基本支架加走向迈步抬棚支护 如图所示，除机头、机尾处支护外，在工作面端部原平巷内可用顺向托梁加单体支柱或“十”字铰接顶梁加单体支柱支护。,四、超前支护设计,工作面运输和回风顺槽靠近工作面的20m左右，有时可达到30m的范围内，由于工作面前方移动支承压力和顺槽两侧固定支承压力的共同作用，而使该范围内顺槽压力很高，如果仍然采用正常巷道支护方式，很难达到支护目的，有时甚至发生事故而影响工作面正常生产，为此应加强该范围内顺槽支护。在生产实践中，工作面顺槽断面形状和支护方法各异。所以，应在矿山压力观测的基础上，充分

31、考虑煤层及其顶底板岩层的性质，结合顺槽断面形状和支护方式，确定超前支护距离和支护方式。,（a）工字钢梯形棚巷道（b）锚（或锚网）梯形巷道（c）锚（或锚网）矩形巷道（d）锚（或锚网）拱形巷道（e）拱形U钢巷道1工字钢棚梁；2工字钢棚腿；3钢长梁；4单体支柱；5钢棚梁；6U钢棚子；7锚杆,五、工作面支护应掌握的基本要点,1.加强机道支护机道是工作面支护的薄弱点，这里往往由于片帮和不能及时支护发生局部冒顶。加强机道支护主要方法有：向煤壁开梁窝架超前梁，落煤后立即打临时支柱；提高支柱支撑力和支护刚度。近年来形钢顶梁加强破碎顶板和分层网下顶板的机道支护是十分有效的，所谓形钢顶梁就是用形钢对焊成的2.6

32、m长钢梁，形钢顶梁在工作面是成对布置，随采煤机割煤，形钢顶梁交替前移，及时支护顶板。,2.加强放顶线支护的稳定性无论是有排柱还是无排柱，由于直接顶垮落或基本顶来压，往往因水平推力而推倒末排支柱。为此，必须使末排支柱不仅支撑力强，而且支护状态稳定。一般采用斜撑把排柱连锁起来，形成一个防护整体，必要时加打木垛，硬顶板时打双排柱或打对柱、丛柱等增加切顶力。3.加强工作面端头维护其支护形式一般采用四对八梁走向大抬棚。十字梁是工作面端头的一种有效支护，选用时根据顶板条件、输送机传动装置以及人行道的要求可灵活调整。,4.加强工作面“三度”管理支护强度是指工作面单位顶板面积上的支护阻力。支护强度应以工作面最

33、困难状态下满足支架围岩岩体体系的平衡，不发生重大顶板事故为准则。支护密度是指控顶范围内单位面积顶板所支设的支柱数量。设计支柱密度时必须掌握工作面所用支柱的实际阻力情况，加强金属支柱抽样试验和失效检查。支护刚度是指支护物产生单位压缩量所需要的力。提高支护刚度的主要措施是：（1）清除浮煤浮矸，保证支柱支在实顶实底上；（2）顶底板松软时支柱穿鞋戴帽。柱帽规格不应过大，更不允许带双 帽、穿双鞋；（3）严格支柱操作，坚持使用液压升柱器升柱，保持支柱有足够的初 撑力。,采空区处理,随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大，为了工作面的安全和正常生产，就需要及时对采空区进行处理。由于顶板特征、煤层厚

34、度和保护地表的特殊要求等条件不同，采空区有多种处理方法，但最常用的是全部垮落法。方法：当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落。以后随着工作面推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。特点：简单可靠、费用少；凡是条件合适时均应尽可能采用这种方法。适用：直接顶易于垮落或具有中等稳定性的顶板。主要工序：配合工作面推进定期进行回柱放顶工作，,链接知识,（a）最小控顶距时支架形式；（b）第一次推进后支架形式；（c）放顶前（最大控顶距）支架形式；（d）放顶后恢复到最小控顶状态,动画,当工作面推进一次或二次之后，工作空间达到允许的最大宽度，即最大控顶距，应及时回柱放顶

35、，使工作空间只保留回采工作所需要的最小宽度，即最小控顶距。如果不放顶，工作面继续向前推进，就会使顶板悬露过宽而顶板压力过大，占用支柱和顶梁过多。最小控顶距一般为3排支柱，最大控顶距为排或排支柱。最大控顶距与最小控顶距之差即为放顶步距。工作面使用单体液压支柱时，通常用人工回柱，有时支柱钻底或被垮落碎矸埋住，则需辅以拔柱器。回柱应按由下而上、由采空区向煤壁方向的顺序进行，并应遵守安全规程的各项规定，以保证回柱放顶工作的安全。,“三、四”排放顶,“三、五”排放顶,任务四 普采工作面工艺参数和设备配套,知识点,能力点,1、普采工作面上、下切口长度和深度2、影响斜切进刀段长度的因素 3、刮板输送机弯曲段

36、长度与哪些参数有关,能够根据工作面的实际情况，进行设备配套设计,根据平巷宽度、采煤机和输送机的结构尺寸、截深，确定上、下切口的长度和深度；根据输送机机头（尾）布置的位置和长度、采煤机机身长度、输送机弯曲段长度等因素，确定斜切进刀段长度；根据工作面煤层地质条件，进行设备配套设计。,一、普采工作面工艺参数确定,下切口长度：一般为34 m。上切口长度：视机身长度和 煤机牵引的终点位置而定，一般为610 m；切口的深度：一般为截深的23倍；截深0.8 m和1.0 m时，切口深度应不小于2倍截深；截深0.5 m和0.6 m时，应大于3倍截深，以确保迈步式端头抬棚的顺利前移。斜切段长度：等于采煤机机身长度

37、加输送机弯曲段长度。输送机弯曲段长度与机槽尺寸、机槽间水平可转角度、每次推移步距（即采煤机滚筒截深）等参数有关。,相关知识,二、普采工作面的设备配套,（一）普采工作面设备横向 配套尺寸如图所示的普采工作面，通常把割一刀煤的全部工序完成以后，前排柱中心线至煤壁的距离称为机道宽度（D）；机道宽度加截深称为无立柱空间宽度（R）。很显然，机道宽度D取决于输送机机槽总宽度，即图中铲煤板宽度F、中部槽宽度G、导轨宽度J、电缆槽宽度V之和。,当煤壁不直或采煤机进入输送机弯曲段时，为避免滚筒截割铲煤板，应在煤壁和输送机铲煤板之间留有一个间隙Z，一般Z=50150 mm；此外，机道宽度还应包括输送机电缆槽与前排

38、支柱之间的空距X，以保证在支柱向煤壁方向偏斜或输送机移设不直时，电缆及水管等不被挤坏，一般X=50100mm；从前排柱中心线算起，还应包括支柱半径d/2。这样无立柱空间宽度R为B 采煤机滚筒截深，mm；d 单体液压支柱缸体直径，mm。,影响无立柱空间宽度R的主要尺寸是机道宽度D和截深B。而机道宽度D主要是由输送机机槽总宽度W决定的，而W值则取决于配套采煤机底托架的导向与支承部分的宽度和生产率。采煤机和输送机的生产率必须相匹配，并受机槽宽度的制约。因此，要保证普采面有一定生产能力，也必须相应保证普采工作面设备有一定的横向配套尺寸。从控顶角度考虑，无立柱空间宽度R越小越好，但设备型号确定后，机道宽

39、度已定，只有考虑改变截深B。因此，在普采设备选型中，应根据煤层地质条件特别是顶板稳定性选择不同型号的设备和采煤机截深。,（二）端面距（T）的确定 端面距（T）值，是普采工作面能否管好机道上方顶板的关键因素之一。当设备型号确定后，T值大小取决于顶梁长度、截深、单体支架的结构及尺寸，如图所示。当采用正悬臂支架时，端面距T值可表示为：T=D l1式中 l1支架前探梁长度，mm。当支架为倒悬时，可能会出现两种情况：一是可以挂上一棵无立柱顶梁，如图中所示l 2；二是不能挂上无立柱顶梁。两种情况之端面距T值可分别表示为：T1=D l1 L；T2=D l1式中、表示采用倒悬臂支架时的端面距，m；顶梁长度，m

40、m。当煤壁易片帮时，片帮后增加了空顶宽度，有时在（l）情况下，仍需再挂上一棵无立柱顶梁，有利于顶板管理。,本课题结束,课题九 综合机械化采煤工艺设计,任务一 综合机械化采煤工艺方式选择任务二 综采工作面设备选型与配套设计任务三 综采工作面端头与超前支护,任务一 综合机械化采煤工艺方式选择,综采工作面三机布置立体图,一、工作面主要设备布置,综采工作面设备布置图1采煤机；2刮板输送机；3支架；4下端头支护；5上端头支护；6转载机；7胶带输送机；8配电箱；9乳化液泵站；10设备平板列车；11移动变电站；12喷雾泵站；13液压绞车；14集中控制台,二、综采面双滚筒采煤机工作方式,（一）滚筒的转向和位置

41、 1、滚筒的转向 综合机械化采煤工艺一般均采用双滚筒采煤机，不开切口进刀。当我们面向煤壁站在综采工作面时，通常采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒应为左螺旋，割煤时逆时针旋转。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。,动画,在某些特殊条件下，如煤层中部含硬夹矸时，可使用采煤机的右滚筒为左螺旋，逆时针旋转；左滚筒则为右螺旋，顺时针旋转，如图所示。运行中，前滚筒割底煤，后滚筒割顶煤，在下部采空的情况下，中部硬夹矸易被后滚筒破落下来。,动画,有一些型号的薄煤层采煤机滚筒与机体在一条轴线上，前滚筒割出底煤以便机体通过，因此也采用“前底后顶”式布置，如图（c）所示。有时，过地质构造也

42、需要采用“前底后顶”式，后滚筒割顶煤后，立即移支架，以防顶煤或碎矸垮落，如图（d）所示。,动画,动画,（二）综采面双滚筒采煤机的割煤方式 综采面采煤机的割煤方式是综合考虑顶板管理、移架与进刀方式、端头支护等因素确定的，主要有两种：（1）往返一次割两刀。这种割煤方式也叫做“穿梭割煤”，多用于煤 层赋存稳定、倾角较缓的综采面，工作面为端部进刀。（2）往返一次割一刀，即单向割煤，工作面中间或端部进刀。该方 式适用于：顶板稳定性差的综采面；煤层倾角大、不能自上而 下移架，或输送机易下滑、只能自下而上推移的综采面；采高 大而滚筒直径小、采煤机不能一次采全高的综采面；采煤机装 煤效果差、需单独牵引装煤行程

43、的综采面；割煤时产生煤尘多、降尘效果差，移架工不能在采煤机的回风平巷一端工作的综采 面。,（三）综采面采煤机的进刀方式 1.工作面端部斜切进刀 割三角煤进刀过程：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图a所示；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直，如图b所示；再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，如图c所示；将三角煤割掉，煤壁割直后，调换上下滚筒，返程正常割煤，如图d所示。,2.综采面中部斜切进刀 图所示是综采面中部斜切进刀过程，其特点是输送机弯曲段在工作面中部，操作

44、过程为：采煤机割煤至工作面左端；空牵引至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端；移直输送机，采煤机空牵引至工作面中部；采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁恢复初始状态。,3.滚筒钻入法进刀 滚筒钻入法进刀的过程。采煤机割煤至工作面端部距终点位置35 m时停止牵引，但滚筒继续旋转；开动千斤顶推移支承采煤机的输送机槽；滚筒边钻进煤壁边上下或左右摇动，直至达到额定截深并移直输送机；采煤机割煤至工作面端头，可以正常割煤。,三、综采面液压支架的移架方式,（一）移架方式,（二）移架方式对移架速度的影响移架速度取决于泵站流量及阀组和管路的乳化液通过能力、支架

45、所处状态及操作方便程度、人员操作技术水平等因素。而当这些因素相同时，决定移架速度的关键因素则是移架方式。支架的移架速度vz（m/min）可用下式表示：式中 vz移架速度，m/min；B一架支架的宽度，m；t 移设一架支架或一组支架的总时间，tz=te+Ntd，min；t2移设一架支架的操作调整时间，min；t1移设一架支架的供液时间，min；N采用分组间隔交错式和成组整体依次顺序式移架方式时，表示同时 移动的架数；分段依次顺序移架时，表示所分段数。,实测表明，移架中操作调整时间约占移架总时间的60%70%。当泵站流量不变时，同时前移的支架数增加到N，供液时间也相应增加，但调整操作时间t1仍等于

46、单架的调整操作时间，由于t1远大于t2，故移架速度可加快。若同时前移的支架数增加到N，泵站流量也增加到N倍，则多架支架同时前移时的供液时间也没有增加，故可使移架速度进一步提高。,（三）顶板管理受移架方式的影响 选择移架方式不仅要考虑移架速度，还要考虑对顶板管理的影响。一般说来，单架依次顺序移架虽然速度慢，但卸压截面积小，顶板下沉量比后两种小得多，适于稳定性差的顶板。即使顶板稳定性好，采用后两种移架方式时，同时前移的支架数N也不宜大于3，以防顶板情况恶化。由于顶板状况多变，还要依照具体情况考虑移架方式：,（1）依次顺序移架时沿工作面支架工作阻力分布，如图a所示。图中12段对应未采煤段，支架为恒阻

47、，23段对应割煤，支架工作阻力稍有下降，5表示支架卸载，45对应该段支架在原位置的阻力下降，57表示支架移架后工作阻力的逐渐上升，至78段又达到了恒阻。在采煤机工作范围内移架，虽可防止伪顶垮落，但割煤和移架同时进行，悬顶面积剧增，下沉速度加快，有可能出现顶板失控。这种情况下，采煤和移架要保持合理距离。,（2）在某些特定顶板条件下，尽管设备和顶板条件完全相同，依次顺 序式移架需要经过较长时间支架才能达到额定工作阻力，而分组 间隔交错式移架则能较快地达到额定工作阻力，矿压显现比前者 缓和。（3）与单向、双向割煤相适应的单向、双向移架，对顶板管理效果影 响很大。单向移架时，先移的支架先达到额定工作阻

48、力，支架阻 力沿煤壁方向分布大致相同，有利于顶板管理；双向移架时，工 作面端部支架短时间内两次移动，长时间处于初撑状态，不利于 顶板管理。（4）全卸载与带载移架对顶板管理影响较大，如图b所示。不卸载或 部分卸载移架时，有利于控制顶板，应尽量采用。（5）采用分段依次顺序式移架时，由于段与段之间的接合部位在时间 与空间上交叉，导致顶板下沉量叠加，容易造成顶板破碎、煤壁 片帮和倒架。,四、液压支架支护方式,及时支护方式（a）割煤；（b）移架；（c）推移输送机,滞后支护方式（a）割煤；（b）推移输送机；（c）移架,任务二 综采工作面设备选型与配套设计,一、综采设备的几何尺寸配套关系,1.综采面设备纵向

49、尺寸配套（1）采煤机的几何尺寸如图所示，采用不同高度的底托架，采煤机可以获得几种不同的机面高度，以适应不同的采高范围。采煤机的采高可用下式计算，式中参数均可在产品说明书中查到。为适应煤层厚度的变化，采煤机最大与最小采高之比应为1.62.0。,相关知识,A机面高度；C机体厚度；D滚筒直径；E过煤高度；S机槽高度；L摇臂长；U底托架高；x最大下切量；m、m摇臂向上及向下的最大摆角,（2）采高与支架高度关系可按下式计算：（3）支架最小支撑高度Hmin、滚筒直径D二者关系可用上 式表示。式中，采煤机最小采高就等于滚筒直径D。,（4）支架支撑高度H与采煤机机面高度A之间关系如图所 示。当采煤机处于支 架

50、最小支撑高度Hmin情况下，其机面至支架顶梁底面仍要保持一个过机富裕高度Y 值，通常Y200 mm，Y可用下式表示：式中 顶梁厚度。若机面高度A过大，超过了支架最小支撑高度，煤层变薄时支架可能降不下来，采煤机就必须截割岩石；若A值过小，则导致采煤机底托架与输送机机槽间的过煤高度E值过小，煤流通过困难。,（5）采煤机的下切量，即采煤机滚筒能割入底板的深度。下切量的 大小表示采煤机对底板平整性以及对输送机机槽歪斜的适应能 力。工作面推进中，如果遇有底板鼓起或浮煤垫起而使输送机 槽向采空侧倾斜时，由于采煤机具有下切能力，而仍能割至底 板。同时，下切能力也是采煤机过地质构造、仰或俯斜开采以 及将底板割