22611工作面及其3煤底抽巷设计说明书.doc

22611工作面及其3#煤底抽巷设计说明书第一章 工作面概况该工作面地面位于庙前山东南侧，植被发育，灌木丛生，无重要建筑物。盖山厚度591m767m，平均厚度679m。工作面井下位于中六采区北配巷西北部，工作面东北部为22609工作面，与本工作面相距30m，西南部为未采区。3#煤层四邻均未采，2#煤与3#煤层间距约16.79m。工作面设计走向长1640-1664米，可采走向长1535米，采长225米，煤层平均厚度2.89m，可采储量115.1万吨。第二章 地质概况第一节 煤层赋存情况表2-1 煤层赋存、煤质及顶底板岩性特征表概况煤层名称2#煤水平名称1051采区名称中六采区工作面名称22611工作面及其3#煤底抽巷地面标高(m)1575-1826工作面标高(m)984-1059地面位置地面位于庙前山东南侧，植被发育，灌木丛生，无重要建筑物。盖山厚度591m-767m，平均厚度679m。井下位置及四邻采掘情况井下位于中六采区北配巷西北部，工作面东北部为22609工作面，与本工作面相距30m，西南部为未采区。3#煤层四邻均未采，2#煤与3#煤层间距约16.79m。走向长(m)工作面1640-1664倾斜长(m)225面积(m2)362813底抽巷：1642/煤层情况煤层总厚(m)2#2.53-3.152.89煤(矿)层结构(m)煤(矿)层倾角()2-1650.30(0.25)2.343#1.24简单概况:该2#煤层结构复杂，距顶板0.20-0.40m处含一层平均厚度为0.25m的泥岩夹石层。3#煤层结构简单。第二节 地质构造情况一、褶曲：工作面中部由向斜-背斜-向斜组成褶曲构造，其延伸范围波幅较小。二、陷落柱：工作面副巷11点前2m揭露Z6-24陷落柱，22点前3m揭露Z6-26陷落柱，预计副巷延伸时将继续揭露Z6-26陷落柱。三、断层：工作面正巷于皮带巷开口前3.0m预计揭露落差4.3m的正断层。四、其它地质构造有待生产过程中进一步揭露。表2-2 工作面地质构造一览表地质构造情况断层编号性质走向倾向倾角落差对掘进影响程度F1正233143504.3m较大陷落柱编号预计陷落柱位置预计穿越长度长轴短轴面积Z6-24工作面副巷11点前2m5562382432Z6-26工作面副巷22点前3m363736986褶曲褶曲名称轴部位置轴向两翼倾角向斜工作面副巷口前689m与正巷口前447m处连线1784-16背斜工作面副巷口前902m与正巷口前871m处连线2182-8向斜工作面副巷口前1057m与正巷口前1062m处连线2274 第三节 储量统计本工作面工业储量1211242t，可采储量1150680t，储量统计见表2-3。表2-3 储量统计表储量预算块段号走向长(m)倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)115352253453752.641.341211242951150680煤柱76-79225174382.641.3461687备注储量计算时扣除Z6-24陷落柱面积2284m2，扣除Z6-26陷落柱面积700m2。第四节 水文地质情况一、该面2#煤层老顶为一套砂岩弱含水层，预计掘进过程中，会有少量岩层水沿裂隙渗出。工作面正常涌水量0.8m3/h，最大涌水量3m3/h。二、应对措施：1.据临近采空积水情况及时编制探放水设计，施工至探放水线附近处及时按照探放水设计对积水进行探放，待积水探放完毕后方可进行施工。2.严格执行“有掘必探”的防治水原则，加强工作面超前探测工作。3.低洼处建临时水仓，配备两台4DA-87型(排水量54 m3/h)的水泵，一台备用，两趟管径4寸的排水管路对工作面积水及时排放。4.掘进过程中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。见附件一：防治水设计说明书第五节 瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数及发火期一、工作面2#煤绝对涌出量：18m3/min。二、2#煤尘爆炸指数:16.69 %，3#煤尘爆炸指数: 17.27%。三、煤的自燃倾向：2#、3#煤层为类不易自燃煤层。第六节 问题及建议一、问题：1. 2#煤层老顶为一套砂岩弱含水层，预计掘进过程中，会有少量岩层水沿裂隙渗出，对回采有一定影响。2. 工作面预计副巷延伸时将继续揭露Z6-26陷落柱。工作面正巷于皮带巷开口前3.0m预计揭露落差4.3m的正断层。三、建议：1.掘进中（特别是遇断层及陷落柱等地质构造时），要采取相应的安全措施，加强煤帮及顶板管理，确保安全生产。2.在工作面及巷道低洼处建临时水仓，并配备两台4DA-87水泵（排水量54 m3/h），一台备用，两趟4寸排水管路，一趟使用，一趟备用，确保排水正常。3.掘进过程中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。柱状图中2#煤层资料来源于工作面副巷实际揭露，其它资料来源于03-2号钻孔。第三章 工作面巷道布置第一节 巷道布置中六采区22611工作面利用现有的中六采区2#煤三条准备巷道构成系统，出煤系统为22611正巷到采区集中皮带巷，到采区集中煤仓，经1021皮带、970主皮带转载至地面煤仓。 根据采区巷道布置及瓦斯涌出量情况，22611工作面布置正巷、副巷两条顺槽及工作面切眼，采用副巷进风、正巷回风的U型通风方式，即切眼联通正巷、副巷构成工作面，形成运输及通风系统，3#煤底抽巷对本工作面瓦斯进行提前预抽。22611工作面所掘巷道均属中六采区2#煤层，属1051水平，均采用矩形断面，巷道均沿2#煤顶板掘进。第二节 工作面参数一、采长该工作面位于中六2#煤采区北翼。根据煤层赋存情况，综合考虑地质构造、邻近工作面情况以及设备配备等因素，确定工作面采长为225m。二、走向长度根据周边开采情况及周边地质构造情况，正巷设计长度1640m，副巷设计长度1664m（剩余303米），确定工作面可采走向长度1535m。三、采高该工作面2#煤层厚度为2.533.15m，伪顶厚度0.30.8m，设计采用综合机械化一次采全高工艺（挑伪顶），工作面采高2.833.95m，平均采高3.39m。四、煤柱尺寸22609工作面正巷与22611工作面副巷之间留设煤柱33m。五、其它巷道长度22611工作面正巷回风联络巷设计长度58米，3#煤低抽巷设计长度1642米。巷道名称正巷副巷切眼底抽巷联络巷总工程量长 度（m）1640总长1664，剩余3032251642583848支护形式全锚全锚全锚全锚架棚 表3-1 掘进工程量统计表第三节 巷道断面设计根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，设计巷道均采用矩形断面，本设计参考采矿工程设计手册2003版进行设计。22611工作面2#煤层为中厚煤层，煤层平均厚度2.89m，伪顶厚度0.30.8m，巷道跟直接顶留底煤掘进，副巷回返、正巷、切眼、低抽巷均采用矩形断面，其中正巷净宽4.2m，净高3m，净断面12.6m2，副巷已掘送1361，剩余303米（原中六区瓦斯预抽巷），净宽4.2m，净高3.0m，净断面12.6m2，切眼净宽6.5m，净高3.0 m，净断面19.5m2，底抽巷净宽4.2m，净高3.0m，净断面12.6m2。一、正巷断面设计工作面正巷用于安装皮带、转载机、破碎机及端头支架，其中除皮带机头外皮带自移机尾宽度最宽，转载机的高度最高，所以正巷断面尺寸应满足:1.巷道净宽Ba+b+c 式中：B巷道净宽；a非人行道侧胶带输送机距巷帮之间的安全距离，取0.5m；b胶带输送机机尾宽度，取2.5m；c人行道侧胶带输送机距巷帮之间的安全距离，取0.8m；B0.5+2.5+0.83.8m；所取的安全距离考虑因素为锚索外露长度0.3m、管线外端距巷帮距离0.3m及巷道受压变形等因素，因此巷道宽度取4.2m，可以满足使用要求。2.巷道净高按设备最大高度验算：Hh1+h2+h3 式中：h1设备最大高度，取2.0m（SZZ800/315转载机机头高度）；h2设备顶端距巷道顶板安全距离，取0.3m；h3锚杆、锚索外露长度，取0.3m；H=2+0.3+0.3=2.6m；因此巷道高度取3m可以满足设备安装要求。3.巷道断面SBH=4.2312.6m2。4.风速验算正= Q正/(60S)式中：Q正正巷设计配风量，1300m3/min；正正巷风速； 正= Q正/(60S)1300/(6012.6)=1.72m/s；经计算符合煤矿安全规程规定0.254m/s,故正巷断面设计合理。二、副巷断面设计（回返段）工作面副巷铺设轨道用于运送设备材料，其中采机滚筒宽度最大，支架高度最大，故按此选择：1.巷道净宽Ba+b+c+d式中：B巷道净宽；a非人行道侧设备外端距巷帮之间的安全距离，取0.5m；b设备最大宽度，取2.2m（采煤机滚筒宽度）；c人行道侧设备外端距巷帮之间的安全距离，取1.0m；B0.5+2.2+1.03.7m；所取的安全距离考虑因素为锚杆外露长度0.3m、管线外端距巷帮距离0.3m及巷道受压变形等因素，因此巷道宽度取4.2m，可以满足使用要求。2.巷道净高按设备最大高度验算：Hh1+h2+h3+h4 式中：h1设备最大高度，取1.95m（支架ZZ-5200最低高度）h2设备顶端距巷道顶板安全距离，取0.3mh3锚杆、锚索外露长度，取0.3m；h4巷道底板距设备底面距离，取0.4m；H=1.95+0.3+0.3+0.4=2.95m；因此巷道高度取3m可以满足运输设备要求。3.巷道断面SBH=4.2312.6m2。4.风速验算副= Q副/(60S)式中：Q副副巷设计配风量，取1300m3/min；副副巷风速，m/s；副= Q副/(60S)1300/(6012.6)=1.72m/s；经计算符合煤矿安全规程规定0.254m/s,故副巷回返段断面设计合理。副巷已施工段（原中六区区域瓦斯预抽巷）现有宽度为4.2米，高度为3米，设计合理，也满足使用要求。三、切眼断面设计工作面切眼安装设备中ZZ5200/19.5/42（A）支架外形尺寸最大，所以按支架校核巷道尺寸，支架外形尺寸：长宽高=6.21.421.95m。1.切眼净宽支架长度为6.2m，考虑到锚杆、锚索外露长度0.3m和安装影响，切眼净宽设计为6.5m。2.切眼净高为了便于安装支架和为回采创造条件，切眼设计高度与副巷一致为3m。四、掘进回风联络巷断面设计掘进回风联络巷断面为梯形，设计巷道上净宽3.2m，下净宽4.2，净高2.8m，净断面10.36m2。五、3#煤低抽巷断面设计为了在回采3#煤层时利用低抽巷，并结合钻机打钻要求，故断面为矩形，设计巷道净宽4.2，净高3m，净断面12.6m2。六、所有巷道、硐室断面汇总根据上述计算结果，结合我矿经验数据确定正巷、切眼及硐室等巷道断面几何尺寸如下表：表32 各巷道、硐室断面尺寸表巷道名称断面形状断面尺寸断面面积正/副巷矩形宽高=4.23m12.6 m2切眼矩形宽高=6.53m19.5m2皮带头矩形宽长高=5303m15m2库房矩形宽深高=4.253m12.6m2绞车硐矩形绞车:宽深高=4.033m12m2水窝硐矩形宽深高=323m9 m2第四节 巷道支护设计本设计参考成家钰主编2005版煤矿作业规程编制指南进行设计，根据类比法确定支护参数，类比对象为相邻工作面22607和22609工作面，22607工作面已回采完毕，22609工作面正在回采中，本设计主要以22607工作面进行类比，确定22611工作面两巷及切眼掘送过程中的支护参数。一、22607工作面基本情况1. 工作面位置及井上下关系22607工作面地面位于庙前山山梁，植被发育，灌木丛生，盖山厚度：600m759m，平均厚度680m。工作面井下位于中六采区北配巷北部，工作面西北部为22605工作面采空区（相距30米），南部为未采区。2.顶底板情况及采动影响22607工作面直接顶为1.61mm厚的泥岩，属不稳定岩层，老顶为3.10mm厚细粒砂岩，属稳定岩层，回采过程中顶板泥岩性脆易碎，造成破顶平均厚度0.49m，两巷受采动影响，部分地段底鼓。3.正巷及切眼支护情况正巷均采用矩形断面，全锚支护，断面尺寸为：宽高3.63 m，采用锚杆、锚索、12#槽钢钢带、网联合支护，顶上铺菱形网，排排上5眼槽钢钢带，第一排槽钢上1、4眼和第二排槽钢上2、3眼交替布置锚索，其余眼布置锚杆，间排距10001000mm；两帮挂塑钢网，排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶400mm，保险帮钢筋钢带上第二个眼每隔3米打一根锚索取代锚杆。切眼采用矩形断面，全锚支护，断面尺寸为：宽高3.63 m，采用锚杆、锚索、12#槽钢钢带、网、单体液压支柱联合支护，顶上铺菱形网，排排上7眼槽钢钢带，每一排槽钢钢带上2、4、6眼布置锚索，其余眼布置锚杆，间排距1000900mm；保险帮挂塑钢网，两排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距900900mm，第一排距顶400mm，保险帮钢筋钢带上第二个眼每隔3米打一根锚索取代锚杆；切眼内距回采帮2.5m，打一排戴帽点柱，间距为1.8m，支柱规格DZ3150或3500型单体液压支柱。 表33 22607工作面两巷主要技术指标表名 称正巷、副巷切眼规格净宽3.6米净高3米净宽6.5米净高3米位 置顶 板两 帮顶 板两 帮支护形式菱形网、槽钢钢带、锚杆、锚索菱形网、钢筋钢带、锚杆、锚索菱形网、槽钢钢带、锚杆、锚索、单体菱形网、钢筋钢带、锚杆、锚索锚杆规格(mm)202000 螺纹钢树脂锚杆202000 圆钢树脂锚杆202000 螺纹钢树脂锚杆回采帮：202000 圆钢树脂锚杆保险帮：181800 玻璃钢树脂锚杆锚索规格(mm)17.8520017.8350017.8520017.83500锚杆间排距(mm)30001000或1000100090010002000900900900锚索间排距(mm)30001000或10001000保险帮每隔3米第二根为锚索2000900保险帮每隔3米第二根为锚索二、采用类比法合理选择支护参数22611工作面直接顶为5.14m厚的中粒砂岩，为稳定岩层，老顶为2.78m厚砂质泥岩，属稳定岩层，结合22607工作面基本情况，根据类比法22611工作面两巷及切眼适合采用全锚支护。 1.副巷支护设计（1）副巷（原中六区瓦斯预抽巷）原支护情况副巷已送巷道断面为矩形，断面尺寸为：宽高4.23 m，采用锚杆、锚索、钢筋网、槽钢钢带（钢筋钢带）联合支护，顶上铺钢筋网，排排上5眼槽钢钢带，第一排槽钢上1、3、5眼和第二排槽钢上2、4眼交替布置锚索，其余眼布置锚杆，两边锚杆均为角锚杆（75），间排距9001000mm；两帮挂钢筋网，排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶400mm，且为角锚杆（75），两帮钢筋钢带上眼（第一个）每隔3米打一根锚索取代锚杆。（2）副巷回返支护设计副巷回返断面为矩形，断面尺寸为：宽高4.23 m，采用锚杆、锚索、网、W钢带（钢筋钢带）联合支护，顶上铺钢筋网，排排上5眼W钢带，第一排钢带上3眼和第二排钢带上2、4眼交替布置锚索，其余眼布置锚杆，两边锚杆均为角锚杆（75），间排距9001000mm；两帮挂菱形网，排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶400mm，且为角锚杆（75），保险帮钢筋钢带中间眼每隔2米打一根锚索取代锚杆。2.正巷支护设计正巷断面为矩形，断面尺寸为：宽高4.23 m，采用锚杆、锚索、菱形网、W钢带联合支护，顶上铺钢筋网，排排上5眼W钢带，第一排钢带上3眼和第二排钢带上2、4眼交替布置锚索，其余眼布置锚杆，两边锚杆均为角锚杆（75），间排距9001000mm；两帮挂菱形网，排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶400mm，且为角锚杆（75），保险帮钢筋钢带中间眼每隔2米打一根锚索取代锚杆。3.切眼支护设计切眼断面为矩形，断面尺寸为：宽高=6.53m，顶上采用锚杆、锚索、菱形网、W钢带、液压单体支柱联合支护，顶上铺钢筋网，排排上7眼W钢带，钢带上7眼全部布置锚杆，两边锚杆均为角锚杆（75），间排距10001000mm，每排在顶上两钢带正中布置3根锚索，间排距20001000mm；两帮挂菱形网，排排上3眼钢筋钢带，钢带上3眼全部布置锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶部400mm，且为角锚杆（75），保险帮钢筋钢带中间眼每隔2米打一根锚索取代锚杆，落山帮为222400mm螺纹钢树脂锚杆和21.64000mm钢绞线锚索，回采帮为181800mm玻璃钢锚杆；切眼内距回采帮2.5m，打一排戴帽点柱，间距为2.0m，支柱规格DZ3150液压单体支柱。4.低抽巷支护设计 副巷断面为矩形，断面尺寸为：宽高4.23 m，采用锚索、钢筋托梁、钢筋网联合支护，顶上铺钢筋网，排排上四眼钢筋托梁，托梁上4眼全部布置锚索，间排距12001200mm；两帮挂钢筋网，排排上三眼钢筋托梁，托梁上3眼全部布置锚索，间排距11001200mm，第一排距顶400mm；预计低抽巷有800m掘进埋深超过700m（盖山厚度大于700米），此段施工时顶上锚索排距由1200mm缩小到1000mm，间距保持不变。5.皮带头支护设计皮带头采用矩形断面，长宽高=3053m，支护形式为锚喷联合支护，顶上铺钢筋网，排排上6眼W钢带，第一排钢带上1、3、5眼和第二排钢带上2、4、6眼交替布置锚索，其余眼布置锚杆，两边锚杆均为角锚杆（75），间排距9001000mm；两帮挂菱形网，排排上3眼钢筋钢带，每根钢带眼内布置3根锚杆，间排距9001000mm，第一排距顶400mm，且为角锚杆（75）；两帮钢筋钢带中间眼每隔2米打一根锚索取代锚杆。全断面进行喷浆，喷浆厚度不小于100mm。6.水窝支护设计水窝设计在低洼处，保证正常排放水。水窝采用矩形断面，全锚支护，顶、帮锚杆间排距9001000mm，顶、帮均挂菱形网，规格：宽深高=323m，高度根据送道情况，破底板不小于0.5m，开口处顶上打两根锚索加强支护，间距1500mm，在硐内正顶上打一根锚索。7.绞车硐支护设计绞车硐均采用矩形断面，全锚支护，顶、帮锚杆间排距9001000mm，顶、帮均挂菱形网；绞车硐规格：宽深高=433m，在开口处顶上和硐内正顶上打两根锚索加强支护，间距1800米。 8.库房支护设计库房采用矩形断面，全锚支护，支护形式与正巷相同，规格：宽深高=4.253m，两帮钢筋钢带中间眼每隔2米打一根锚索取代锚杆。9.支护材料规格顶、帮锚杆:222400mm螺纹钢树脂锚杆；切眼回采帮帮锚杆: 181800mm玻璃钢锚杆；顶锚索: 21.64500mm钢铰线锚索；帮锚索：21.64000mm钢铰线锚索；顶网：钢筋网； 帮网：菱形网（低抽巷为钢筋网）；顶钢带：W钢带（厚4mm,宽380mm，长4000mm）；帮钢带：钢筋钢带；低抽巷顶、帮锚索：21.64300mm钢铰线锚索；低抽巷顶、帮钢带：钢筋托梁，采用直径f18mm的螺纹钢焊接而成，宽度210mm，顶上长度4000mm，帮上长度2700mm；低抽巷锚索托盘：采用30033016mm高强度可调心异形托板及配套锁具。 单体柱:DZ3150或3500型液压单体支柱；药卷：锚索使用3卷药卷：其中MSCK2360型树脂药卷2卷，MSK2380型树脂药卷1卷；顶、帮锚杆使用MSCK2360型树脂药卷1卷，MSK2380型树脂药卷1卷。其中MSCK2360型为超快速药卷，MSK2380型为快速药卷。 表34 22611工作面主要技术指标表名 称正巷、副巷回返低抽巷切眼规格净宽3.6米净高3米净宽4.2米净高3米净宽6.5米净高3米位 置顶 板两 帮顶 板两 帮顶 板两 帮支护形式菱形网、槽钢钢带、锚杆、锚索菱形网、钢筋钢带、锚杆、锚索钢筋网、钢筋托梁、锚索钢筋网、钢筋托梁、锚索菱形网、槽钢钢带、锚杆、锚索、单体菱形网、钢筋钢带、锚杆、锚索锚杆规格(mm)222400螺纹钢树脂锚杆回采帮：222400螺纹钢树脂锚杆保险帮：181800玻璃钢树脂锚杆锚索规格(mm)21.6450021.6400021.6450021.6400021.6450021.64000锚杆间排距(mm)90010009001000100010009001000锚索间排距(mm)18001000保险帮每隔2米第二根120012001100120020001000保险帮每隔2米 第二根三、类比效果 22611工作面顶板中直接顶和老顶均属稳定岩层，比22607工作面顶板稳定，且两巷支护中顶上将菱形网更换为钢筋网，顶钢带由槽钢钢带更换为W钢带，顶锚索由17.85200mm更换为21.64500mm，帮锚索由17.85200mm更换为21.64000mm，顶、帮锚杆由202000mm变为222400mm。改进了支护工艺，加强了支护强度，根据类比，可以满足回采要求。四、采用计算法校核支护参数 22611工作面直接顶为5.14m厚的中粒砂岩，属稳定岩层，老顶为2.78m厚砂质泥岩，属稳定岩层，通过锚杆、锚索支护，构成了“组合”梁，本工作面锚杆、锚索支护直接加固直接顶和老顶围岩。当锚杆、锚索预应力达到规定要求时，锚杆、锚索给煤层顶板提供了较高的支撑力（锚杆初锚力不小于60KN，锚索初锚力不小于100KN）,使巷道两帮煤体与纵深煤体形成一个整体，可以解决锚杆、锚索支护范围内的顶板离层现象。1. 锚杆、锚索长度校核计算 顶锚杆、锚索通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其锚杆、锚索长度应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆、锚索长度，m；L1锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+锚杆实际外露长度）顶锚杆取0.04+0.01+0.03+0.02=0.1m，帮锚杆取(0.015+0.01+0.03+0.02）2=0.15 m；锚索外露长（钢带厚度+托板厚度+锁头厚度+锚杆实际外露长度） 顶锚索取0.04+0.02+0.1+0.2=0.36m，帮锚索取0.015+0.02+0.1+0.2=0.335 m；L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；L3锚入稳定岩层深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m，顶锚索取1米，帮锚索取0.8米），m。普式免压拱高：b=B/2+Htan（45-/2）/f顶破碎深度：c=H tan（45-/2）式中：B、H巷道掘进跨度和高度，取B=6.5m，H=3.0m；f顶顶板普氏岩石坚固性系数，取3；两帮围岩的似内摩擦角，取71.9（查表得）。所以：b=1243，c=478依据上述公式计算得出：顶锚杆长度L顶100+1243+800=2143；顶锚索长度L顶360+1243+1000=2603；帮锚杆长度L帮150+478+600=1228；帮锚杆长度L帮335+478+800=1613；所选锚杆长度：L顶=2400，L帮=2400均能满足计算要求。所选锚索长度：L顶=4500，L帮=4000均能满足计算要求。2.锚杆直径校核计算锚杆直径按杆体承载力等于锚固力原则，即P=d2t/4=Q式中：Q锚杆的锚固力，取110KN（按经验数据）；D锚杆杆体直径，mm；P杆体承载力，KN；t取值835MPa（查表得）所以，得：d=（4Q/t）1/2=12.92 mm选顶锚杆直径为22mm ，帮锚杆直径为22mm，均满足条件。3.锚杆间排距校核计算按单体锚杆悬吊重量校核锚杆的间排距，每根锚杆悬吊岩体重量：G=rL2a2；锚固力Q应能承担G的重量：QKG；联合以上两式，得a（Q/krL2）1/2。式中：a锚杆间排距； Q锚杆锚固力，Q60KN，取110KN（实测数据）； K安全系数，取K=2； r岩体容重，取26.8KN/ m3（查表得）； L2有效长度，顶上取859mm，帮上取478mm；代入以上数字，计算得：a90/（226.80.859）1/2=1.4m。选顶锚杆间排距为：正巷为9001000 mm，切眼为10001000 mm，均符合条件。4.锚索间距校核计算按悬吊理论校核锚索间距，根据地质钻孔状分析,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用21.64500（锚入稳定岩层1000深）的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，按最大冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。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，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。Ln F2/（BH2F1Sin/L1）式中：L锚索间距，m；B巷道最大冒落宽度，取6.5m;H巷道冒顶高度,按最严重冒落高度，取2m;岩体容重，取26.6KN/ m3;L1锚杆排距，取1.0m;F1锚杆锚固力，取110KN;F2锚索极限承载力，取380KN; （实验数据）角锚杆与巷道顶板的夹角，取750;n锚索排数，取1。代入以上数字，计算得：L2.85m。选顶锚索间排距为：正巷和副巷回返为18001000 mm，切眼为20001000 mm，均符合条件。三、矿压监测1.顶板离层仪监测正巷、副巷沿巷道中心线每隔50m安设一个顶板离层仪，切眼沿巷道中心线每隔30m设一个顶板离层仪。巷道开口，贯通点均安设一个顶板离层仪。离层仪采用WBY-12型围岩变形指示仪，每5天观察一次顶板离层量，并做好记录进行分析、整理，上报相关部门，直至巷道施工完毕。2.锚杆（索）锚固力监测（1）锚杆螺母锁紧力检测每班由验收员负责，使用力矩扳手逐根进行初锚力检测。（2）顶、帮锚杆初锚力监测顶、帮锚杆初锚力拉拔，严格按官地矿关于加强锚杆（锚索）支护巷道顶板管理的规定和锚杆（锚索）检测安全措施及质量标准化等相关规定执行，并做好相关记录。四、掘进期间特殊情况下巷道支护1.巷道开口及交岔点支护（1）巷道顶部打3根锚索加强支护，间距1米；（2）巷道开口5米范围内采用小循环作业，循环进度0.8米；顶锚杆间排距变为900800mm；（3）顶板破碎严重时，采用锚棚联合支护或架棚支护，棚距1m，棚梁上净宽3.2m，下净宽4.2m，净高2.8m，“六六”盘帮勾顶。2.过构造、破碎带等条件下巷道支护（1）过断层、无炭柱、破碎带时，采用锚棚联合支护或架棚支护，棚距0.8-1m，棚梁上净宽3.2m，下净宽4.2m，净高2.8m，“六六”盘帮勾顶；（2）采用挑顶或卧底方法，每架挑起或钻下的高度不大于0.1m，保证断层处顶底板平缓过渡。第四章 采煤方法第一节 主要生产系统一、运输系统运煤系统：工作面运输机正巷皮带转载溜子采区集中皮带中六区集中煤仓1021皮带下水平970主皮带地面煤仓。运料系统：地面工业广场二号平硐正前大巷中六区材料暗斜井中六区2#煤轨道巷22611副巷工作面。二、供、排水系统供水系统：风峪沟水塔风峪沟回风井正前大巷中六区行人斜坡中六区轨道巷22611正/副巷工作面排水系统：工作面切眼22611正巷/副巷中六区2#煤轨道巷中六区行人斜坡正前大巷排水沟（自流）地面三、压风系统：九院压风机房正前大巷中六区轨道巷中六区行人斜坡22611正/副巷工作面四、人员出入井路线入井：地面工业广场二号平硐正前大巷中六区2#煤轨道巷中六区行人斜坡22611正巷/副巷工作面。出井：沿入井路线返回。附图：生产系统示意图；附图：压风供排水系统示意图。第二节 采煤方法工作面采用长壁后退式一次采全高全部垮落的综合机械化采煤方法，跟直接顶跟底回采。采用双滚筒采煤机自开缺口，工作面两端头斜切进刀，刮板输送机运煤，支撑掩护式液压支架支护顶板，全部跨落法处理采空区。第三节 回采工艺一、主要工序：割煤运煤移架推溜1.割煤：采用MG400/920-WD型双滚筒无链电牵引采煤机割煤。装煤由采机滚筒叶片和运输机铲煤板共同完成。进刀方式为端头往返割三角煤斜切进刀进刀段的距离至少30m，循环进度0.8m。2.运煤：采用SGZ800/800型可弯曲刮板运输机和SZZ800/315型转载机运煤。3.支护：采用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式液压支架维护顶板。移架采用本架操作，追机拉架方式，超前采机前滚筒34个架收回支架护帮板，滞后采机后滚筒23个架带压拉架。4.移架：工作面实行追机移架作业, 距采煤机后滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8米，将支架移成一条直线。5.移溜：用液压支架的推溜千斤顶推溜，随采机割煤、追机拉出10个架后，开始顶溜，顶溜步距0.8m，弯曲段长度不得小于15m，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移。二、辅助工序：1.移转载机：采用端头支架千斤顶推移转载机，随着推移运输机机头同步进行，每循环移一次，循环步距0.8m。若依靠千斤顶移不过或移不够时，使用推拉油缸配合拉移。2.移皮带机尾：拉移工作由各班转载机司机及时进行拉移，采用ZY2700型皮带自移装置拉移。3.拉移控制台列车：该面控制台设置在副巷，采用回柱绞车拉移，每1.6m拉移一次。4.采空区处理：采用移架后采空区顶板自行跨落法处理采空区。第四节 工作面生产能力计算一、工作面单产工作面日产量按下式计算：A=NLSMCK式中：L工作面长度,225m；S截深,0.8 m；M采高, 3.39m；煤的视密度，1.34t/m3;C工作面回采率, 0.95;K生产不均衡系数,0.9;N采煤机日进刀数； N取5刀。K1事故相应系数，0.60.8，取0.6；t1检修时间，8h；td截割一刀所需时间，min；l缺口长度，30m；V1采煤机割煤速度，07.35m/min，取5 m/min；t2进刀时间，包括移机头及自开缺口，50 min；k2每刀辅助工作系数，约1.31.5，取1.5；将以上数据代入公式:A=NLSMCK=52250.83.391.340.950.93496t二、劳动组织经工作面生产能力计算，结合我矿实际，采用“三八”工作制正规循环作业，两班生产，一班检修，生产班每班安排3刀产量，检修班不生产，一个圆班割6刀煤。三、运输机工作面采用SGZ800/800型中双链刮板输送机，该输送机运输能力为1500t/h，可以满足要求。四、转载机工作面采用SZZ800/315型转载机，该输送机输送能力为1500t/h，可以满足要求。五、破碎机工作面采用PCM-200型破碎机，破碎能力为2200t/h，是SZZ800/315型转载机的配套设备，可以满足要求。六、胶带输送机工作面正巷采用SSJ-1200/3315型胶带输送机运输，该输送机运输能力为1500t/h，可以满足要求。七、头部溜子头部溜子采用SZQ764/400中双链转载运输机，该运输机运输能力1000 t/h，可以满足要求。表4-1 设备生产能力表设备名称生产能力运输机转载机破碎机胶带输送机头部溜子生产能力(t/h)218.515001500220015001000第五节 主要设备选型及配套说明22611工作面根据煤层地质条件适合于综合机械化采煤要求，按照矿井10年规划发展纲要提出的发展思路，综合机械化采煤工作面应向大功率、智能化、高产高效的方向发展，该工作面主要设备配套选型的原则是在充分考虑这一发展思路的同时，参照已使用的工作面大功率智能化设备的使用情况，选择技术性能先进、适用性强、操作维护简便的标准化系列设备。一、主要设备工作面具体设备见下表4-2。 表4-2 工作面主要设备配备表序号设备名称设备型号单位数量1液压支架ZZ5200/19.5/42（A）架1512采煤机MG400/920-WD台13刮板运输机SGZ800/800部14转载机SZZ-800/315部15破碎机PCM-200台16皮带运输机SSJ1200/3315部17转载溜子SZQ764/400部18乳化液泵BRW-315/31.5台29乳化液箱RX200/16A台110加压泵ZP127台111移动变电站KBSGZY-1600/6/1.2台212控制台TK200台113喷雾泵XPB-250/5.5台114组合开关KBZ2-1600/1140台2二、主要设备参数1.液压支架ZZ5200/19.5/42（A）型掩护式液压支架，其主要技术参数如下：外形尺寸(运输尺寸) 6.21.421.95m支撑高度 1.95-4.2m支架宽度 1.42-1.58m工作阻力 5200KN初撑力 4364KN支护强度 0.89MPa支护面积 5.99m2泵站压力 31.5Mpa支架步距 800mm重量 16.5t（2）采煤机MG400/920-WD型无链电牵引采煤机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V截割部功率 2400KW牵引电机功率 250 KW液压泵电机功率 18.5KW装机总功率 920KW采高 2-4.1m滚筒直径 2.24m截深 0.8m适应倾角 16（3）刮板运输机SGZ880/800型中双链刮板运输机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V电机功率 2400KW运输能力 1500t/h链速 1.1m/s中部槽尺寸 1503880331mm刮板链规格 34126（4）转载机SZZ800/315型双链转载运输机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V电机功率 2400KW运输能力 1500t/h中部槽尺寸 1503800303mm刮板链规格 30108（5）破碎机PCM-200型煤矿用锤式破碎机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V电机功率 200KW破碎能力 2200t/h最大出颗粒度 300mm最大输入块度 800800mm（6）皮带输送机SSJ-1200/3315型皮带输送机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V电机功率 3315KW带宽 1.2m带速 3.5m/s运输能力 2000t/h（7）头部溜子SZQ764/400型中双链转载运输机，其主要技术参数如下：额定电压 1140V电机功率 200KW链速 1.33m/s运输能力 1000t/h中部槽尺寸 1500764222mm刮板链规格 2692第六节 所选主要设备能力校核一、支架强度校核本工作面选用支架ZZ5200/19.5/42型，主要参数：支撑高度1.954.2m,支架宽度14201580m，工作阻力5200KN，初撑力4364KN，支护面积5.99mm2，支护强度0.89MPa，外型尺寸6.21.421.95m 。1.支护强度和工作阻力：（1）支护强度由经验公式知： Pc=9.81hk式中：Pc支护强度，KN/m2； h平均采高，3.39m； 直接顶岩石容重，2.5t/ m3； k上覆岩层厚度和采高之比，一般为（58），取8Pc=9.813.392.58567KN/m2=0.665MPa0.89MPa（2）支架工作阻力Fs： Fs=Pc（SeBc/Ks）式中：Fs液压支架工作阻力，KN； Se液压支架中心距，m； Bc控顶宽度，Bc=支架顶梁长度=4.095m；Ks液压支架的支撑效率，支撑掩护式支架Ks=0.80.95；取0.85。Fs =567（1.54.095/0.85）=4097KN5200KN可见：q支Pc，Q支Fs ，即两项指标符合要求。2.初撑力初撑力大小对支架的支护性能和支护成本都有很大影响，一般取初撑力为（0.60.8）倍的工作阻力，即Q初=0.84097=3277.6KN4364KN；符合要求。由上可知；本工作面选用ZZ5200/19.5/42(A)型支架符合要求。二、采煤机生产能力校核工作面选用MG400/920-WD型无链电牵引采煤机，其理论生产能力计算公式：Qh=60HBVq式中：Qh理论生产能力，t/h； H平均采高，取3.39m； B采机截深，0.8m； Vq采机割煤平均速度，07.35m/min，取5m/min； 煤的视密度，1.34t/m3;Qh=603.390.851.341090 t/h工作面生产能力为日产量/日工作时间=3496/16=218.5 t/hQh,所选采煤机满足生产要求。三、运输机运输能力校核工作面选用SGZ880/800型中双链刮板运输机，运输能力计算公式：Q运= QmK1K2K3式中：Q运运输机小时运输能力，t/h； Qm采煤机实际生产能力，1090t/h； K1采煤机和运输机同方向运行时调整数，K1=V链/ V链V采V采采机割煤平均速度，07.35m/min，取5 m/min； V链运输机链速，1.1m/s; K1=1.1/（1.1-5/60）=1.08K2运输机装载不均匀系数，取1.5;K3煤层倾角和运输方向的关系系数，取0.7Q运=10901.081.50.71236 t/h218.5 t/h，所选运输机满足生产要求。四、转载机、破碎机运输能力校核工作面选用SZZ800/315型双链转载运输机，转载机运输能力应大于工作面运输