1115综采放顶煤工作面开采设计书

1 1115综采放顶煤工作面开采设计书 第一章 编制依据及工作面地质概况 第一节 1115综放工作面编制依据 根据煤矿安全规程、 国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（ 安监总煤行 2008 130 号）规定、 1115 综放工作面掘进地质说明书并参照 1113 综放工作面掘进、回采期间矿压地质水文等实际情况，特编制 1115综采放顶煤工作面设计说明书。 第二节 1115综放工作面地质概况 一、工作面位置 1115综放工作面位于一采区西翼，东为一采区下山保护煤柱，西 为未开采区，南为 1113综放工作面，北为未开采区，地面为山区，无建筑物。 二、工作面地质及水文地质 1、工作面总体形态为单斜构造，煤层裂隙发育易折帮，煤层夹矸以泥岩为主，局部高角度裂隙发育。该面与相邻工作面的地质情况相比较，煤层赋存及构造特征无明显变化。 2、根据 1105、 1107、 1109、 1111工作面导通洛河砂岩水后的涌水量变化情况（ 1105工作面正常涌水量为 60 m/h，最大涌水量为 110 m/h； 1107 工作面正常涌水量为 52 m/h，最大涌水量为 100 m/h； 1109 工作面正常 涌水量为 45 m/h，最大涌水量为 80 m/h； 1111工作面正常涌水量为 100m/h，最大涌水量为 120m/h），预计 1115工作面回采期间导通洛河砂岩水后正常涌水量 70m/h，最大涌水量 100m/h。 3、根据钻孔资料以及周边揭露情况， 1115 工作面煤层顶板距离洛河砂岩含水层底板高度为： 110了提前预计工作面在回采期间是否能够导通洛河砂岩水，故对 1115工作面最大导水裂隙带进行了计算，采用的计算公式如下： 00M (中： 导水裂隙 带最大高度， m 2 M 累计采厚， （ 1115工作面煤层最大采煤厚度为 取 M= n 煤分层系数，取 n=1 1111工作面 00 (过计算 1115工作面最大导水裂隙带能够进入洛河砂岩含水层底部，故导通洛河砂岩水的可能性较大，建议工作面回采期间留设足够能力的排水系统。 三、工作面煤层赋存情况 1115综放工作面开采煤层为 4#煤层，含夹矸 1 2层，由切眼向外逐渐变厚，最厚 作面内煤层厚度为 均煤厚 均倾角 2。 四、 煤质 1、煤的物理性质 42号煤层为黑色，灰褐色及深棕色。弱沥青光泽，断口阶梯状、参差状；呈条带状、线理状结构；层状构造。内外生裂隙较为发育，并为方解石及黄铁矿薄膜充填。 2、 煤岩特征 41、 42 号煤层一般以亮煤、暗煤为主，丝炭、镜煤次之。煤层中丝炭含量相对较高，反映了成煤环境为弱氧环境。 五、矿井瓦斯及工作面瓦斯地质 1、根据 2011 年矿井瓦斯等级鉴定报告，矿井 对瓦斯涌出量为 m/t， m/t，煤矿安全规程 第 133条规定，矿井瓦斯相对涌出量小于 10m/t，且绝对瓦斯涌出量小于 40m/0 m/t，所以为低瓦斯矿井，附历年瓦斯鉴定结果。 西川煤矿历年矿井瓦斯等级鉴定结果 鉴定时间 鉴定煤矿 绝对瓦斯涌出量 （ m/ 相对瓦斯涌出量 （ m/ 鉴定结果 2009年 西川煤矿 斯矿井 2011年 西川煤矿 斯矿井 2013年 西川煤矿 斯矿井 3 2014年 西川煤矿 斯矿井 2、已采工作面瓦斯浓度、瓦斯绝对和相对涌出量如下： 工作面名称 瓦斯浓度（ %） m/ m/t） 1105 107 109 111 113 据以上分析，从已回采的 1105 工作面到 1111 工作面，瓦斯浓度、瓦斯绝对涌出量、相对涌出量均 呈降低趋势；根据开采深度越深，煤层所含瓦斯越大， 1113工作面位于向斜的轴部（最低点），故瓦斯相对西翼已回采的工作面瓦斯有所增大，预测位于 1113 综放工作面同一翼的 1115综放工作面，回采期间瓦斯最大瓦斯绝对涌出量为 对瓦斯涌出量为 t。 六、其他开采技术条件 1、煤尘 本井田 42号煤层煤尘爆炸性试验测试成果显示：其火焰长度 400制煤尘爆炸最低岩粉添加量为 60，煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为 2、煤的自燃 本井田 42煤层自燃倾向测 试结果，属类容易自燃煤层。 3、地温 井田内最大地温梯度 ,最小为 1 /100m，属地温正常区。 4、煤层顶底板 （ 1）煤层老顶 灰色、灰白色中粒砂岩，以石英、长石为主，含少量云母碎片及暗色物质，泥钙质胶结，夹粗砂岩薄层，平均厚度 （ 2）煤层直接顶 灰色、灰黑色粉砂岩为主，中部夹细砂岩薄层，平均厚度 （ 3）伪顶 4 平均厚度 黑色泥岩，常同煤层随采随落，极不稳定。 （ 4）煤层底板 以灰色、灰黑色泥岩、炭质泥 岩为主，局部相变为砂质泥岩，含丰富的植物根化石，遇水极易膨胀。 附： 1115综放工作面煤层综合柱状图。 0 1 . 00 . 21237894569 . 5 5 1 0 . 9 71 0 . 20 2 . 3 51 . 80 1 . 00 . 23 . 7 5 . 54 . 70 . 3 1 . 40 . 64 . 0 5 . 64 . 75 . 1 7 . 2 1 . 91 . 5粉砂岩煤泥岩煤煤泥 岩泥岩3 、 黑 色 ， 块 状 ， 沥 青 光泽条痕褐黑色，条带状结构。2 、 浅 、 深 灰 色 ， 底 部 含大量植物碎片，夹煤线，中部夹细砂岩薄层，波状层理。4 、 黑 灰 色 ， 含 大 量 植 物化石碎片。9 、 黑 灰 色 ， 含 大 量 植物化石碎片。5 、 黑 色 ， 块 状 ， 沥 青 光泽条痕褐黑色，参差状及棱角状断口条带状结构，属半暗 - 半 亮 型 煤 。8 、 含 丰 富 的 植 物 根 化 石 ，遇水易膨胀，易软化，易生底 鼓 变 形 , 为 软 弱 岩 石 。7 、 黑 色 ， 块 状 ， 沥 青 光泽条痕褐黑色，参差状及棱角状断口条带状结构，属半暗 、 黑 灰 色 ， 含 大 量 植 物化石碎片。1 、 深 灰 色 , 泥 质 胶 结 , 具水平波状层理，含植物化石、碎片，中上部夹薄层中砂岩及砂岩条带。J 2m ）1 ： 2 0 0柱状代号 5 第二章 采煤工艺、设备选型及巷道布置 第一节 巷道布置 一、工作面巷道布置 1、 1115综放工作面采用走向长壁布置，单“ U”型通风系统。 2、工作面设计运输（进风）顺槽与回风顺槽各一条，运输（进风）顺槽与一采区胶带输送机下山贯通，与一采区辅助运输下山通过 1115 车场联通，与一采区回风下山通过 1115 反风道贯通（形成局 部反风系统）；回风顺槽与 1113车场贯通，通过 1113车场与一采区辅助运输下山贯通，通过 1113集中回风巷与一采区回风巷贯通； 1115通风联络巷与 1115 运输顺槽、1115 回风顺槽相联通（为 1115 回风顺槽掘进期间的运煤及回风联巷）。 3、为有效控制巷道底鼓，两顺槽留底煤掘进，巷道顶板跟 41煤层底板掘进。 附图：一采区 1115综放工作面巷道布置及设备配备平面图（ 1： 2000） 二、巷道断面设计 1、根据煤矿安全规程第二十二条：生产矿井新掘运输巷的一侧，高度内，必须留有宽 1m 以上的人行道，巷道另一侧的宽度不得小于 道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于 道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于 6 2、 1115 回风顺槽主要用于工作面回风及辅助运输。安全间隙不低于 1m、运输设备最大宽度 因 此 宽 度 为1+架的运输高度 因 此 高 度 道有效断面为 4*过第七章计算 1115 工作面供风 1122 m3/道断面满足通风需要，断面图如右图所示： 3、 1115运输顺槽主要用于工作面进风及运输，皮带宽度 全间隙不低于 板车宽度 人宽度 1m，因此宽度为 人高度 留巷道变形量 此高度 道有效断面为 过计算巷道断面也满足通风需要。断面图如下图所示： 4、 1115切眼主要用于安装支架、刮板输送机、煤机等工作面设备，支架对角线长度 5075075075075015080080080080030800800800800150200020004000 1001004200巷道中心线锚 杆 2 0 * 2 5 0 0 m 距 8 0 0 * 8 0 0 m 2 0 * 2 5 0 0 m 距 7 5 0 * 8 0 0 m 1 7 . 8 * 7 3 0 0 m 距 1 6 0 0 * 1 6 0 0 m 034001003500301502251506005 0 0 02 0 8 0 0 1 0 03500308 0 08 0 08 0 0 8 0 08 0 01 0 0间 排 距 8 0 0 * 8 0 0 m 2 0 * 2 5 0 0 m 1 0 0 压 风 管D N 1 0 0 防 尘 管D N 5 0 注 氮 管D N 1 0 0 排 水 管D N 5 0 注 浆 管 7 安全间隙 此宽度为 架车高度 全间隙 此高度为 下图所示。 三、煤柱 留设 西川煤矿导通洛河砂岩水的工作面有 1105、 1107、 1109和 1111工作面，预计 1103采空区积水在 800m左右； 1105 采空区积水在 1000m左右； 1107采空区积水在 1500 m左右； 1109采空区积水在 1000m左右； 1111采空区积水在 5000m左右。 预计正在回采的 1113工作面和设计的 1115工作面将来都会导通洛河砂岩水。 1113工作面相对于 1115工作面位置较低，将来形成积水后对 1115工作面回采影响不大。 1115工作面与 1113工作面留设 20 四、支护 本工作面地质条件简单，工作面两顺槽、切眼全部采用锚网梁索进行支护。 支护的具体原则：以现场监控法和工程类比法为主、以悬吊理论进行验算，参照已施工工作面巷道支护技术参数，确定巷道支 护形式，具体如下： 采用锚网梁索支护，金属锚杆规格 20*2500排距 850*800300排距 1600*1600 体所用材料、标准及支护验算如下： 1、材料 (1)锚索：锚索采用 1860 级低松驰预应力钢绞线。 1 6 0 03 0 0 8 0 0 8 0 0 8 0 0 8 0 0 8 0 0 3 0 0切眼中7 8 0 0150900900900301 6 0 0 1 6 0 0 1 6 0 08 0 0 8 0 0 8 0 0 8 0 06 0 02 5 0 0 2 8 0 03m 型梁（倾向）一梁三柱3m 型梁（倾向）一梁三柱老塘侧2 5 0 01 5 03000150900900900锚 杆 1 8 * 1 8 0 0 m 距 9 0 0 * 8 0 0 m m 8 (2)托板：选用 30#槽钢，规格 300*300*16 (3)金属锚杆：直径 20左旋无纵筋螺纹钢锚杆。 (4)托盘：外形尺寸 150*150径 22度 10 (5)金属网：选用 10#镀锌铁丝编制的菱形网，方格孔规格为： 50*50 (6)锚固剂：选用 (7)钢带：采用 14#圆钢加工制作。 2、锚索长度 锚索长度根据顶板岩层确定，应使锚索锚固到稳定的岩（煤）层中，并满足以下要求： (1)锚固段：按现场拉拔力试验确定，根据最近巷道使用情况，用 1根 根 足支护需求，取 1550 (2)自由段长度取决于顶板煤厚与直接顶厚度，而且按岩层最大的破裂面的深度来选取， 要求超过破裂面最小 1000 (3)张拉端： 150 250 250 (4)锚索长度 =155050050300 3、锚索锚固长度为 用 1根 2根 4、锚杆长度 (1)采用类比法，根据 1113 工作面支护情况，顶板、帮部均采用 20*2500左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距 80000 (2)采用计算法校核支护参数 顶部锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮作用，达到支护效果的条件，应满足： L 2+ 式中 m； 带厚度 +托板厚度 +螺母厚度 +锚杆取 m； 锚杆取免压拱高 b，帮锚杆取煤帮破碎深度 c）， m； 锚杆取 锚杆取 m； 普氏免压拱高： b= B/2+45 /2） /f 顶 c=45 /2） 9 式中 B、 B=5000， H=3800； F 顶 F 顶 取 3； W 帮 W 帮 取 补充勘查地质报告）。 b= 2500+380045 ） /3=c=380045 ） = 依据上述公式计算得出顶锚杆 L 顶 帮锚杆 L 帮 实际顶部、帮部锚杆长 够满足支护要求。 5、锚杆锚固长度为 采用 1根 1根 6、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距 = Q / 式中： 锚杆间排距， m； Q 锚杆锚固力或杆体拉断力中的较小值， 5t； 软弱岩层平均容重， t/ 取 一般取 2。 取 =井实际为 足支护要求。 7、悬吊理论校核锚索间排距 根据地质资料，直接顶为坚硬的岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用 L=7300锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬的岩层中，校核锚索间排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的 角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力平衡。 根据经验值，锚索间排距一般为锚杆间排距的 2倍，即为 此进行校验是否满足支护需要，可用下式计算锚索排距 : L=(2 式中 m； 10 最严重冒落高度取 3.5 m； 27KN/ 70 520 0； 3； L=3*520/70115进风、回风顺槽锚索间排距应小于 际间排距 足支护要求。 1115切眼锚索间排距按上式进行校验值为： 际间排距为 足支护要求。 8、承载力、张拉预紧力 锚索设计承载力为 520拉预紧力为承载力的 50% 60%,根据围岩与压力情况确定，围岩较差时取大值，围岩好时取小值。 五、支护参数 1115工作面两道及切眼采用锚网梁索联合支护，具体支护参数：顶板、两帮锚杆规格 20*2500排距 850*800索规格 300排距 1600*1600顺左帮（面向工作面）增加 300索两根，间排距 1600*1600 第 二节 采煤方法 一、回采工艺的选择 1、矿井核定的生产能力为 90万吨 /年， 1115综放工作面生产能力不超过 月。 2、结合已回采的工作面、煤层硬度及工作面倾角，工作面采用工作面 走向长壁综合机械化放顶煤采煤法； 割煤选用端头斜切进刀双向割煤的采煤工艺。采煤机与刮板输送机联合装煤，刮板输送机、转载机、可伸缩胶带输送机联合运煤 ,四柱支撑掩护式液压支架支护顶板，采空区采用全部跨落法管理顶板。 二、工艺流程 煤机割煤移架推前部刮板输送机放顶煤拉后部刮板输送机清理超前（出口）支护、 回料下一循环。 三、工序操作 11 1、 进刀方式： 采用端头斜切进刀 ,采煤机自开缺口 ,进刀段长度约 30m，其中直线段长 18m，斜切进刀段长 12m。 2、 割煤方式： 采用 30向割煤，工作面往返一次为两个循环 ,循环进度为 3、破煤、装煤 采煤机割下的煤利用滚筒螺旋叶片装煤，余煤在推溜子过程中由铲煤板进入前部刮板输送机，顶煤在自身重力的作用下沿支架切顶线冒落，通过支架尾梁与后插板的上下摆动放入后部刮板输送机。（附煤机进刀方式图） 12 技术要求： （ 1）割机头、机尾三角煤时，必须将三角煤割透，保证巷道底板到工作面底板平缓过渡，防止三角煤割不透时，机头、机尾过渡槽发生翘起，引起支架侧斜、哑铃销折断、刮板输送机机头、机尾推不动等情形。 （ 2）顶底板要割平，不得忽高忽低或留有台阶。 （ 3）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、磨损严重等现象时，应及时停机更换截齿。 （ 4）控制采煤机割煤速度，防止负荷过大压死刮板输送机。 （ 5）煤壁平直，与顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过 1 最大突出部分不超过 200檐长度在 1最大突出部分不超过 250 三、运煤 采煤机割煤由前部刮板输送机运至转载机，放落的顶煤由后部刮板输送机运至转载机，经过破碎机破煤由胶带输送机将煤运出。 四、放顶煤 1、放煤步距 13 合理的放煤步距是提高回采率、降低含矸率的重要因素，过大过小都将造成回采率降低和含矸率增高。考虑到在实际开采过程中，放煤步距应该是采煤机截深的整数倍，采煤机截深为 定放煤步距为 一采一放，此放煤步距在已回采工作面放煤工艺中验证较为合理。 2、本井田煤质属中硬，为提高顶煤回收率，降低含矸率，取得好的放煤效果，根据已采综放工作面放煤工艺及放煤效果，确定采用 两轮顺序放煤 的作业形式，原则：见矸就收。 3、工作面机采高度 3m，放煤高度 放比为 1 合煤矿安全 规程规定：采放比 不大于 1:3的规定。 第三节 设备选型 工作面主要设备选型及能力验算 1115综放工作面设计生产能力为 月（年产 90万吨），工作面日作业时间为 16小时。 1、采煤机 结合在 1111 综放工作面使用的情况， 1115 综放工作 面继续使用 30交流电牵引采煤机，该机的技术特征见表 3 表 3 采煤机技术特征表 型 号 30压等级（ V） 1140 截 高（ m） 装机功率（ 730 截 深（ m） 割电机功率（ 2 300 滚筒直径（ m） 走电机功率（ 2 50 滚筒转速（ r/ 35 调高电机功率（ 30 牵引速度（ m/ 速方式 交流变频 牵 引力（ 687/562 配套水管 32 配套电缆 3 95+1 25+7 4（两根） 采煤机生产能力验算： 1、采煤机小时生产能力核算 0 L (1+i) 2i k L C 2(B H )=297t 式中： 采煤机日产量， 1820t（按照 5 刀 /天）； 14 L 工作面长度， 150m； i 采煤机割煤速 度 采煤机两滚筒中心距， K 采煤机平均日开机率，取 工作面日采煤时间， 840 C 工作面回采率， 采煤机返向时间， 2 B 采煤机截深， H 采煤机采高， 3m； 煤容重， 2、前、后刮板输送机 1115 综放工作面的运输设备前部刮板输送机选为 00 型、后刮板输送机选为00，该机的主要技术特征见表 33 3 前部刮板输送机机技术特征表 型号 00 圆环链规格 30 108度 150m 刮板链破断负荷 1130量 1000t/h 减速机速比 1 中部槽规格 1500 764 275速机型号 进口 部槽型式 整体铸焊 冷却形式 水冷 中部槽间联接形式 哑铃销 润滑方式 自循环润滑 连接强度 3000动机型号 00Y 刮板链型式 中双链 电动机转速 1480/735r/板链速 s 电动机电压 1140V 刮板间距 1080动机功率 200/100 3 后部刮板输送机机技术特征表 型号 00 圆环链规格 24 126 长度 150m 刮板链破断负荷 145015 运量 1500t/h 减速机速比 1 中部槽规格 1500 800 310速机型号 部槽型式 整体铸焊 冷却形式 水冷 中部槽间联接形式 哑铃销 润滑方式 自循环润滑 连接强度 3000动机型号 00Y 刮板链型式 中双链 电动机转速 1480/735r/板链速 s 电动机电压 1140V 刮板间距 1008动机功率 400/200板输送机运输能力验算： =3600 F =3600 684t/h =3600 F =3600 933t/h 式中 ： F 刮板输送机的荷载面积，； 装满系数， , 荷载的密度， t/ 链速， m/s。 按照工作面设计生产能力（ 吨 /月、日工作时间 16 小时）计算， 所需前部刮板输送机 的运输能力为 297t/h，后部刮板输送机的运输能力平均为 179t/h，前部刮板运输机实际选配设备的计算结果为 684t/h，后部刮板运输机实际选配设备的计算结果为 933t/h， 满足工作面生产要求。 3、转载机 1115 综放工作面的转载设备选为 00 型中双链刮板转载机，该机的主要技术特征见表 3 表 3 刮板输送机机技术特征表 型号 00 圆环链规格 26 9216 长度 42m 刮板链破断负荷 850量 1800t/h 减速机速比 1 中部槽规格 1750 764 814速机型号 40部槽型式 铸造焊底 冷却形式 水冷 连接强度 3000动机型号 00Y 刮板链型式 中双链 电动机转速 1480/745r/板链速 s 电动机电压 1140V 刮板间距 920动机功率 200/100链形式 闸盘 链条微调 伸缩机头 刮板转载机运顺能力验算： 3600 F =3600 787t/h 式中： F 刮板输送机的荷载面积，； 装满系数， , 荷载的密度， t/ 链速， m/s。 按照工作面设计生产能力（ 吨 /月、日工作时间 16 小时）计算， 所需转载机最大运输能力 476t/h，实际选配设备的计算结果为 787t/h，满足工作面生产要求。 4、胶带输送机 1115综放工作面的转载设备选为 0/2 160型矿用可伸缩胶带输送机，该机的主要技术特征见表 3 表 3 胶带输送机机技术特征表 型 号 0/2 160 电动机型号 度 1000m 电动机功率 160量 800t/h 电动机电压 660/1140V 胶带宽度 1000动机转速 1475r/速 s 减速机型号 17 储带长度 100m 减速机速比 1 与转载机搭接长度 1300却形式 水冷 传动滚筒直径 630紧绞车电机型号 载滚筒直径 400紧绞车电机功率 向滚筒直 径 320尾 ) 张紧绞车电机电压 660/1140v 320向） 液力耦合器型号 辊直径 108柱绞车型号 辊槽角度 30 机头外形尺寸 5580 2589 1665尾外形尺寸 16300 1620 678带输送机输送能力验算（物料堆积角按 30计算）： 3600 S V C =3600 1105t/h 式中 送能 力， m3/h； S截面积， 表得 C输送倾角系数， V带速， s 荷载的密度， t/ 通过验算， 输系统选型符合要求。 18 第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限 第一节 工程量 根据采区保护煤柱线、巷道布置情况确定 1115开切眼位置及两道长度如表 1所示： 表 1 工程量、规格明细表 序号 巷道名称 断 面 形 状 规格 宽 *高（ m） 掘进 断面 （ 净断面 （ 工程量（ m） 支护形式 1 1115回风顺槽 矩 形 819 锚网索 2 1115运输顺槽 矩 形 905 锚网索 3 1115回顺联巷 矩形 3 锚网索喷 4 1115车场 矩形 0 锚网索喷 19 第二节 工作面 储量 Z = 中： Z 工作面可采储量， 万 t； L 工作面可采走向长度， 1750m； B 工作面倾斜长度， 150m； H 平均煤厚， R 煤的容重， Q 综合回收率 75 ; 循环进尺 代入算得： Z 1750*150*5 = t 循环产量 =机采循环产量 +放煤循环产量 机采循环产量 =3*150*5%*64t 放煤循环产量 =40*75%*83t 循环产量 =364t+483t=847t 第三节 工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限 循环进尺 环个数 5,月生产天数为 28天，正规循环率 70%，月推进 日生产能力 :847*5*70%=2964t 月生产能力： 2964*28 t 月推进度： 83000/847* 1115切眼 矩形 50 锚网索、单体、型梁联合支护 6 水仓 矩形 0 锚网索 7 1115反风道 矩形 59 锚网索喷 8 1115通风联络巷 矩形 50 锚网索 9 油脂硐室 矩形 8 锚网索 10 1115反风道联巷 矩形 6 锚网索 合计 4350 20 服务年限： （ 2年 第四章 顶板管理 第一节 工作面顶板控制 一、顶板管理方法 全部跨落法管理顶板。 二、控顶距离 工作面最小控顶距为 4850大控顶距为 5450煤 步距 600 三、正常时顶板支护方式 移架顺序 （ 1）煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒 4 6架移架（顶板破碎时可紧煤机移架）。 （ 2）煤机割 煤移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。 21 （ 3）在煤机割煤时，超前煤机前滚筒 4 架将护帮板收回，并滞后煤机前滚筒 4 架，将护帮板伸出紧贴煤壁。 第二节 工作面支护及超前支护 一、支架选型 1、根据 1115 综放工作面综合柱状图及已回采工作面情况，选用支撑掩护式液压支架。支架的支护强度 1000支架支护强度为 1000 2、支架工作阻力的确定： 支架工作阻力： Q=Z b（ l+c） （ 式中： Z 选定支护强度，取 1000 b 支架中心距，取 c 顶梁前端至煤壁距离，取 l 顶梁长度，取 Q=l+c） =1000 (4+6300、支架初撑力的确定 由于 1115工作面顶板以砂岩、粉砂岩顶板为主，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为 5040 4、支架强度验算 （ 1） 1115综放工作面安装 7/32型普通液压支架 95架和 7/32H 型过渡液压支架 6架，液压支架的初撑力为 5232P=工作阻 力为 6400P=,中间支架设计支护强度 G=渡支架设计支护强度 G=护强度验算取 G= （ 2）支架支护强度验算： p=k g r M 6 251（ KN/=G 故支架支护强度满足要求 其中： KN/ m（ t/ 22 （ 2） （ 6） 5、 1115 综放工作面安装 7/32 型 掩护式低位放顶煤液压支架 95 架和7/32H 型过渡液压支架 6架（工作面上端头 3架、下端头 3架）。 6、工作面移架 （ 1） 工作面支架采用 手动 控制 的 移架方式 （ 2） 根据工作面 地质条件 ，在初采初放、顶板破碎或周期来压期间，采用带压擦顶移架作业。刮板输送机推移到位，拉后刮板输送机后，立即移架，且移架后必须立即伸出伸缩梁和护帮板，接实顶板、护严煤壁。 （ 3）每次只能操作一台支架，且被操作支架上、下 3台支架范围内，除操作本支架的支架工外，严禁有其它人员穿行和逗留。 （ 4）工作面顺序移架方法 当采煤机返机清煤时，将刮板输送机自下而上推向煤壁；待输送机机头推向煤壁后，顺序将机头处 3台过渡支架向前拉移一个步距，移架的顺序为：先移中间支架，后移上部支架，再移下部支架。采煤机割透下端头煤壁后，将机头处支架的伸缩梁伸出、护帮板挑起，及时支护顶帮。采煤机斜切进刀段时，停止移架。 机尾推移完成后，将工作面机尾处 3台过渡支架拉移一个步距，移架的顺序为：先移中间支架，后移上部支架，再移下部支架。 待采煤机斜切进刀 后，推移剩余段刮板输送机，自下向上将所有剩余支架依次顺序移架。 过渡支架的移设是按上述顺序在特定时间内完成的，而基本支架的移设是由刮板输送机推移位置控制的，即在正常情况下，刮板输送机推移到位后立即移架。 移架动作如下：收回护帮板及侧护板降支架立柱移架 (收伸缩梁 ) 用侧护板和底调千斤顶调架升起支架立柱伸出伸缩梁打开护帮板及侧护板。 移巷道端头支架在推移转载机后进行，由两名支架工配合进行，两架迈步前移。 （ 5）移架质量要求 移架时必须使支架保持一条直线，直线误差在 50俯角不得超过 7，歪斜不得超过 5。相邻支架间不得有明显高低错差，不超过侧护板高度的 2/3。 移架时，要保证支架移到位，步距为 600 移架过程中要及时调整支架状况，如发生倒架、咬架和歪斜现象，需在移架过程中及时调整。 23 移架时支架降架距离顶板不大于 200顶板破碎段必须带压擦顶移架。 转载机机尾不能作为巷道端头支架移架的着力点，否则容易损坏转载机机尾。 必须严格按照移架动作顺序按移架操作要求进行移架。 为保证移架时不致将刮板输送机后拉，在移架时，应将邻架手动控制器推移刮板输送机按钮按下，使邻架推移 千斤顶处在推移刮板输送机位置。 支架中心距控制在 1500 100面距最大值 340架初撑力不低于设计值的80。 二、端头支护、超前支护方式 （附支护断面图） 1、端头支护 （ 1）回风顺槽 自切顶线至煤壁区域，扶两排走向架棚支护，采用 单体液压支柱 配合 接顶梁，一梁一柱，下帮一排架棚支护距 101#支架 300帮一排距煤壁 900 （ 2）运输顺槽 采用两对 4m 长型钢梁配合 单体液压支柱 扶走向棚支护 ,一梁三柱，交替迈步前进；自切顶线至煤壁区域，扶三排走向架棚支护，采用 单 体液压支柱 配合 接顶梁，一梁一柱，上帮一排架棚支护距巷道帮部 300帮一排距转载机 500 2、两道超前支护 自煤壁向外 40m 范围内扶两排超前架棚支护 (根据现场顶板破碎和顶板压力情况可适当增加 )，采用 单体液压支柱 配合 梁一柱。 1 1 1 5 工 作 面回风顺槽液压支架 1 5 综 放 工 作 面 及 顺 槽 支 护 平 面 图( 单 位 ： m m ）破碎机转载机机头胶带运输机转载机4 25 第三节 矿压观测 一、工作面矿压观测 1、 工作面支架各安装一组 0力表（ 4 块一组），每班通 过人工观测的方法将工作面支架的工作阻力记录下来，根据记录数据进行矿压分析。 2、 加强工作面周期来压观测，记录工作面周期来压时支架工作阻力，计算周期来压步距，在工作面运输顺槽悬挂周期来压记录牌。 二、巷道矿压观测 1、每班对端头单体液压支柱及超前单体液压支柱进行压力检测，保证端头单体液压支柱初撑力不小于 12前单体液压支柱初撑力不小于 7作面液压支架初撑力不小于24 2、三角门、四角门处及巷道每隔 100m 设置一个巷道变形量观测点，观测三角门、四角门巷道顶底板及两帮移近量，矿压组每周观测一次 ，记录数据并对观测数据进行分析，为工作面安全生产提供参考。 3、坚持对顶板离层仪进行观测，并记录数据进行分析。 4、由地测组对工作面周期来压步距进行观测，并分析周期来压步距的变化，每月形成矿 26 压观测总结。 第五章 劳动组织 第一节 劳动组织 一、作业方式 1、作业方式：专业工种追机作业，综合工种分段作业，专业工种和综合工种分工协作。 2、 作业制度：工作面采用“三八”工作制，早班检修，中、夜班生产。 二、劳动组织 工种 早班 出勤 中班 出勤 夜班 出勤 在册 /出勤 区长 1 1 1/1 安全副区长 1 1 1/1 27 机电副区长 1 1 1/1 生产副区长 1 1 1 1 2/2 技 术 副 区 长 （技术员） 1 1 1/1 班组长 4 2 2 2 2 2 8/6 验收员 2 2 1 1 1 1 4/4 煤机司机 2 2 2 2 2 2 6/6 煤机检修工 2 2 2/2 三机检修工 3 2 3/2 刮板输送机司机 2 2 2 1 2 1 6/4 转载机司机 2 2 2 2 2 2 6/6 胶带输送机司机 3 2 3 2 3 2 9/6 胶带检修工 3 2 3/2 泵站工 2 2 1 1 1 1 4/3 机电维护工 4 4 2 2 2 2 8/7 支架工 3 3 2 1 2 1 7/5 支架检修工 3 3 3/3 放煤工 2 2 2 2 2 2 6/6 出口维护工 3 3 3 3 3 3 9/9 零活工 （文明生产） 3 3 3 2 3 2 9/7 在册 /出勤人数 （合计） 46 41 27 23 27 23 99/86 第二节 循环作业 图表 一、 1115 工作面作业循环图表（参见下表） 1109工作面循环作业图 28 第三节 主要经济技术指标 工作面主要技术经济指标（参见下表） 序号 名 称 单 位 数 量 备 注 1 工作面倾斜长度 m 150 2 工作面可采走向长度 m 1750 3 可 采 储 量 万 t 4 煤 层 厚 度 m 小极大 /平均 5 机 采 高 度 m 6 机 采 回 收 率 % 95 7 放 顶 煤 高 度 m 8 顶 煤 回 收 率 % 75 9 循 环 进 度 m 10 日 循 环 个 数 个 11 循 环 产 量 t 847 12 正 规 循 环 率 70 13 平 均 日 产 量 t 2964 14 月 产 量 万 t 15 月 推 进 度 m 16 工作面服务年限 月 29 第六章 生产系统 第一节