煤矿工作面采后工作总结

煤矿工作面采后工作总结内容摘要：

注浆管路，方便工作面上下端头同时防火注浆；管路端头设置快插接头，注浆管路尽量减 少拐弯数量，减少水头损失。 第四节 监测监控系统 3101 设备列车和 多个配电点都处于 回风 巷道，而 安装 的 监测监控系统 （ 瓦斯电闭锁 ）以及故障断电闭锁 ， 只能 切断 移变的负荷侧 ， 无法 切断 移变的高压侧及回风流中的 高压电缆 ，不符合 《 AQ6201— 2020187。 171。 AQ1029— 2020》 使用管理规范和技术要求及管理规定。 《 AQ6201— 2020187。 171。 AQ1029— 2020》 使用管理规范和技术要求规定 ： 回风流中的机电硐室必须安装温度传感器和甲烷传感器 ， 且 机电硐室中瓦斯传感器浓度超限规定值时必须切断该机电硐室内所有机电设备， 以 及 回风流中不允许安装监控设备。 回风顺槽机电硐室较多，安装 的 传感器与监控分站的距离大于 《 AQ1029— 2020》 煤矿安全监控系统使用管理规范和标准要求。 —————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 10 第三章 设备选型的合理性及整改部分 一、设备选型问题 3101 工作面设计 选用 3台雷波公司生产的 S375 大流量乳化泵并联， 并 备用同型号乳化泵 1台。 生产中， 多人操作液压支架，泵站压力波动大；且设计 流量 达不到使用需求， 造成支架不能联动拉架。 建议更换为 S500 型，进一步提高流量输出。 现单轨吊为 中 型， 采用液压拖动，最大液压推力大 于 80KN，最大拖缆速度 60m/h，吊轨每 3米一节。 生产中，敷设的 管路、缆线较多， 不能满足使用需求， 建议更改为大型。 设计选用单体液压支柱型号为 DW40250/110X，最大支撑高度 ，不能巷道支护高度的需要。 后期改为型号为 DW45250/110X，最大支撑高度 ，适应巷道起伏的需要。 二、整改部分 ⑴ 增加了 1 个液压支架： 工作面原设计 175 个 液压支架，经过认真分析，仔细测算，以及跟踪安装，工作面改为安 装 176 个液压支架。 这样，减少了机尾处隅角的空顶面积，隅角 顶板支护效果 也 明显 提高，既提高了安全系数，又减少了切顶柱打设数量，降低了职工的劳动强度。 ⑵ 工作面直接顶破碎，液压支架侧护板挫台大，为避免支架咬架，中间架顶梁侧护板宽度需增加 200mm。 ⑶ 过渡支架：一侧侧护板属于加宽型的，方便与顶三角煤回收，但是，采高在达不到 米时，采煤机通过过渡支架加宽的侧护板时，比较困难，安全间隙小。 应把 过渡支架的加宽侧护板的宽度缩短为 1000mm，具体尺寸要参照工作面的平均采高及巷道高度。 ⑷ 机头侧过渡支架顶梁加宽侧护板安装位置错误（安装在了过渡支架与 3 号架之间）。 机头侧巷道正帮正对应于过渡支架与 3 号架之间，而现场设计的过渡支架加宽侧护板正好位于此位置；当滚筒中心割到加宽侧护板位置时，降低滚筒至巷道设计高度，—————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 11 此时滚筒已经割掉部分巷道顶板，这不利于顺槽顶板管理，致使运输顺槽端头支架前顶板经常下沉，采空区顶板跟支架过紧。 若滚筒中心割到过渡支架与 5 号架 中间降低滚筒至巷道设计高度时，移设支架后，该中间架与过渡支架之间会形成明显的挫台， 5 号支架经常咬架，因为 5号架与过渡支架支撑的顶板不在同一个水平。 应该把加宽侧护板位置更改至靠近 5 号架位置，这样既避免了咬架，也不致于破坏巷道顶板的整体性，便于端头顶板管理。 ⑸ 二级护帮板互帮效果差。 二级护帮板旋转角度小于 180186。 ，当与一级互帮板处于同一水平时，失去贴帮作用；建议增加二级护帮板板护帮角度，确保护帮有力，防止煤壁溜帮溜空后造成顶板漏顶。 ⑹ 端头支架立柱双伸缩，作用小。 生产中，端头支架立柱活塞杆伸出一般在 500mm左右，而配置的是双伸缩立柱，不起作用，又浪费。 ⑺ 与过渡支架相邻的端头支架悬顶问题。 采用回收顶三角煤工艺，则端头位置，工作面顶板与顺槽侧顶板有一个挫台，即与过渡支架相邻的端头支架悬顶，顶板容易破碎。 ⑻ 工作面第一次来压时， 大立柱安全阀 损坏多，不利于顶板管理。 建议初采时增加备 用量；再者，地面建一个小型的调压站，用于维修安全阀和单体液压支柱三用阀，可以大大降低成本。 ⑼ 支架推移立销易损坏 ， 更换也困难。 ⑽ 支架的推移杆增加 55mm。 ： 乳化泵泵头出现漏油、高温等现象。 ： 滚筒齿座需要改造，更换困难 ， 维修时间过长 ，影响生产 ； 没有滚筒调节深度指示方式（卧底深度与溜板底面的关系）。 经现场查看，发现转载机安装电机侧偏重。 处理方法：经厂家和察哈素煤矿现场确定将自移机尾平衡销移到右侧，调整转载机平衡。 ⑴ 刮板机头与固定节连接处强度低，设计有问题，造成断链事故多。 ⑵ 刮板强度低，易折损。 ⑶ 哑铃板强度低。 ，而供水管路水量相对不足。 建议在刮板机机头、机尾增加两个冷却水收集水箱，再把使用过的冷却水排至喷雾泵水箱内，达到重 复利用效果，缓解供水压力。 ，当设备过载时，没有报警，就会造成长时间过载而链条疲劳，增加断链频次；而这种过载报警功能已经比较普及了。 比—————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 12 较明显的一个例子： 2020 年 11 月 5 号， 16至 54 架 刮板运输机 机道内堵煤矸，堆积如山，致使刮板运输机过载。 由于没人发现，最终造成底链两处断链，清理煤矸、处理断链影响 1个半班。 —————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 13 第四章 采煤方法 的优缺点及处理方法 一、采煤方法及采煤工艺 3101 工作面开采的为近水平厚煤层，结合矿井开拓布置， 3101 工作面采用走向长壁式采煤法， 后退式回采，全部冒落法管理 采空区 顶板。 3101 工作面 采用 大采高综采一次采全高采煤工艺。 采煤机往返一次进两刀 ， 采用端头斜切式进刀方式进刀 ， 依次顺序跟机及时移架。 整个工序过程为正常割煤、装煤 →移架 →推移刮板输送机 →端头斜切进刀 →移架 →推移端头刮板输送机 →割端头三角煤 →正常割煤、装煤 →移架 →推移刮板输送机。 ：双向割煤，往返一次割两刀。 ⑴ 牵引方式：电牵引。 ⑵ 牵引速度：平均速度。 ⑶ 进刀方式 ：端头斜切式进刀。 ⑷ 进刀总长度：。 ：通过采煤机滚筒的螺旋 叶片 进行装载。 ： JOY7LS7/LWS790 采煤机把煤装入工作面 AFC3 1020/1250 刮板运输机后，再由 3101 工作面 运输 顺槽内 JOY500KW 转载机、 JOY525/263KW 破碎机、DJS160/320/3 500 型顺槽可缩带式输送机 ，转运至一水平东翼胶带运输大巷，进入采区煤仓，最后逐步运至地面。 ：工作面采用 掩护式 ZY12020/28/63 液压支架进行支护。 最大控顶距为4439+701+800=5940mm，最小控顶距为 4439+701=5140mm。 ：采用自然垮落法管理采空区顶板。 ：采煤机进入两端头割煤时，要保持与工作面中部同样的高度割煤；当滚筒中心割过过渡支架外边缘时，停止采煤机行走，降低前滚筒至 与 顺槽高度一致时，再继续割煤。 自过渡支架至顺槽之间的巷道底板，要顺好，不能有台阶。 二、优缺点及处理方法 ，煤炭回收效果显著，但还需要完善部分环节。 机头侧过渡支架加宽侧护板安装位置有误（设备选型中已 经说明），应更该设计；过渡支架相邻的端头支架顶板处于半悬空状态，支护方式应完善。 ： 自过渡支架至顺槽之间的巷道底板，要顺好，不能有台阶。 该段底板顺利要自然，但是现场操作中难度大，对采煤机司机要求高。 生产中曾发生过因为底三角煤没有留好，造成刮板运输机机头段悬空，掰断哑铃连接板等事故（ 2020 年 3 月—————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 14 24号）。 生产 前，矿成立 了 初 采初放 领导小组。 初次放顶期间 ， 每班有小组成员跟班 ， 及时 掌握 现场情况， 指挥 安全 生产 ； 工作面老顶初次来压前后，每班派专人深入现场，认真观测压力情况。 生产 前 ， 为保证采空区垮落及时、充分，采取了一系列措施。 采高控制在 米以内，减小采空区空间；留顶煤回采，增加顶煤的厚度，使得直接顶和顶煤跨落后更好的充填采空区；切眼顶板锚索、锚杆支护撤除，降低直接顶的整体性，确保直接顶及时垮落，充填采空区。 ，沿顶板割煤，沿煤层底板回采（有夹矸的沿夹矸上面回采）。 但是，因底板直接底泥化膨胀的原因，生产初期，支架多次下陷，致使工作面推进缓慢，工作面支护质量差。 鉴于此，工作面留 米底煤回采，基本解决了支架下陷的问题，但仍有停产时间长时，运输机机道鼓起的情况。 和飘溜技术差，工作面一旦需要卧底或者飘溜，面上就会弄得一塌糊涂。 这种现象出现过多次，末采贯通施工时，因为飘溜，还出现了割破顶网的事故。 因此，需要切实深入研究每刀卧底或者飘溜的量的控制和连续性，确保工作面安全顺利回采。 ，卸载安全系数高，占用巷道宽度小。 但是，对工作面条件适应性差。 当工作面遇到夹矸以及块石多时，机头处容易掐断刮板，甚至断链。 2020 年 7月 12 号至 30 号，工作面大面积过夹矸层，设备更换的零部件统计说明：截齿 2053 个，齿套 205 个，刮板机刮板 307 套，转 载机刮板 5套，连接环 15 个，哑林销 2个，连接头 2 个，立销 50 个，截割扭矩轴 2个，方哑林销挡块 4 个，普通哑林销挡块 12 个。 掐断刮板，甚至断链事故严重制约着工作面的生产，是机电事故中事故率最高的。 这种插接方式，应采取一系列防护措施，减少类似事故发生。 ，移架时，顶板漏矸量大，也不便于顶板管理。 生产中，对于漏矸严重的除了带压擦顶移架外，还要超前移架，同时加强工作面初撑力管理。 ，转载机上方空顶面积大。 生产中，曾出现多次发生端头支架及前方 10范围内顶板下沉加速、开裂等 现象。 后期对超前支护自煤壁起 10米范围，增补一路单体液压支柱，转载机上方使用∏型钢挑顶，但是现场操作中，执行力度还是差，隐患多。 建议该段范围内采用超前支护液压支架进行加强支护。 除了机电事故多外，销售影响也比较严重。 ，探底煤工作开展不利或不正常。 这与现场条件有关系，应采取其它有效方法，确保探底煤工作的正常开展，并保证探底煤数据的准确度。 因为探底煤工作开展的随意性和不重视，尤其是进入末采后，工作面局部底板留煤厚，—————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 15 造成资源浪费严重的同时，给工作面贯通 主回撤通道带来了严重影响。 ，机头侧巷道高度低，致使端头支架支护高度低，支架被压死的可能性大。 —————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 16 第五章 矿压显现规律与顶板管理经验 第一节 3101 工作面初期矿压规律总结 一、 工作面顶板岩性、厚度和强度特征 参照 K4 X4 X33地质钻孔， 3101 工作面煤层顶板 ～ 范围内，顶板岩性由泥岩、砂质泥岩和中粒砂岩组成，其中中粒砂岩为主体岩层， 3 个钻孔揭露的中粒砂岩厚度为 ～ ，平均厚度为。 3101 工作面顶板岩石单轴抗压强度为 ～ ，平均单轴抗压强度为，属于中硬偏软岩层。 二、 综采工作面支架工作阻力 对工作面所使用的基本支架，即 ZY12020/28/63 型掩护式支架，工作面推进约 过程中，支架工作阻力实际发挥程度进行了统计分析。 根据工作面各区域的特点，初次来压期间选取了 3 4 4 8 8 1 131和 136支架共 8 条测线，周期来压期间选取了 4 4 8 8 130和 131支架共 6 条测线。 将工作面分为上、中、下三部 分，工作面上部选取 3 44和 45支架，中部选取 8 87支架，下部选取 1 131和 136支架，其中 3 136支架为重庆院矿压系统监测， 44 8 8 130和 131支架使用尤洛卡液压支架矿压仪，人工采集。 6 条测线部位支架整架平均初撑力 ，均方差 ，利用率 %（整架初撑力标准 7916kN）。 6 条测线部位支架整架初撑力均不满足正态分布形式。 其中小于 6000kN 的初撑力所占比例平均 %。 支架初撑 力整体利用率低，初撑力利用不足额定初撑力的 60%，不能使支架按设计的增阻规律来增阻，支架工作状态不合理。 整架额定工作阻力 12020kN。 6 条测线部位循环末阻力平均值 ，均方差 kN，利用率 %。 支架工作阻力平均富于系数为 ，支架阻力发挥程度不高。 当然， 6 个架子也有 %～ %的工作循环超过了额定工作阻力。 工作面上部、中部、和下部支架整架末阻力平均值分别为 、 kN、 kN，平均值之比值为 :1:。 3 区域压力大小排序：下部值＞上部值＞—————— 察哈素煤矿 3101工作面 采后工作总结 —————— 17 中部值。 三、 工作面顶板结构特征 工作面顶板结构特征决定了顶板运动形式和矿压显现特征，也是决定工作面。