3212作业规程.doc

3212工作面回采作业规程第一篇 地质说明第一节 概 况1、工作面基本情况3212工作面为钱营孜煤矿首采工作面，工作面位于西一采区北翼。根据施工资料，工作面机巷长2196m，标高在-650-610m；风巷长2252m，标高在-630-570m；两巷方位角339；开切眼斜长200m，平距194m。工作面内32煤层平均倾角16。附图1: 3212工作面采掘工程平面图2、工作面工程控制情况以及井上下对照工程控制情况：工作面有6条勘探线控制，分别为36线、38线、40线、41线、42线、A线；面内钻孔有402孔一个钻孔，另外有357、363、368、384、385、405、411、412计八个钻孔在工作面较近位置井上下对照：工作面上方为平原地形，地面标高23.5m左右。地面主要为农田，还有密如蛛网的灌溉沟渠；浍河的支流西牛沟从面内穿过，水面宽度在6m左右；面上村庄较多，有小许家、小李家、大岳家三个自然村，无大型建筑物。表1 工作面位置与井上下对照关系情况表水平、采区-650水平西一采区地面标高（m）23.5m左右井下标高（m）-650-570地面相对位置、建筑物、小井及其它地面有小许家、小李家、大岳家等自然村，面上有浍河支流西牛沟，无大型建筑物井下相对位置西一采区北翼，南坪断层东南邻近采掘情况附近没有采空区第二节 煤层赋存情况1、矿区的主采煤层32煤层，位于上石盒子组下部，上与2号煤层平均间距116.5m，下与4号煤层平均间距90m，煤层厚0.588.22m，平均煤厚2.89m。煤层厚度除个别点较薄或不可采（356孔）外，一般见煤点的厚度均在23m以上。煤层含煤面积49.61km2，可采面积49.55km2，可采系数达99.9%，为全区可采的较稳定的主要可采煤层。煤层结构较复杂，具夹矸，116个可采见煤点中夹矸一层的有49个点，2层的有29个点，3层以上有16个点。夹矸以泥岩和炭质泥岩为主，少数为含炭泥岩。顶板、底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩和细砂岩。矿区32煤层全部为非火成岩侵入区。2、工作面内煤层赋存情况较为复杂，煤厚0.64.9m。357钻孔煤厚2.75m、夹矸0.27m，363钻孔煤厚0.89m、无夹矸，368钻孔煤厚2.75m、夹矸0.43m，384钻孔煤厚3.15m、夹矸0.40m，385钻孔煤厚1.54m、夹矸0.29m，402钻孔煤厚2.45m、夹矸1.15m，405钻孔煤厚3.47m、夹矸0.53m，411钻孔煤厚3.59m、夹矸0.67m，412钻孔煤厚3.3m、夹矸0.65m。工作面总体上属稳定中厚煤层，黑色，粉末状碎块状，部分发亮，半亮型镜煤。3、工作面内32煤层为较稳定煤层。经过统计，工作面内煤层平均厚度M=3.01m，煤厚变异系数=26%，煤厚变化大，煤层可采性指数K=98.7%。煤层在工作面中部DF64断层和DF59断层所夹部分倾角较大，约1825，两头较缓，南部在18左右，北部在12左右。4、矿区有六个钻孔采集了9组32煤样进行了煤层自然趋势试验，结果分别为：271孔为易自然、296孔为不自然、303孔为不易自然、803孔为不自然、346孔为不自然、801孔做了4次结果为3次为很易自然、1次为易自然。在巷道掘进期间取煤样进行试验确定，工作面煤层的自然倾向性等级为类，属自然煤层，煤尘有爆炸性。5、工作面及其附近钻孔的瓦斯测试试验结果为：368孔1.73m3/t、384孔0.25m3/t、402孔0.02m3/t、412孔1.72m3/t。指标数值备注煤层厚度（m）0.64.9/3.01不计夹矸煤层倾角（） 1025南部、中部、北部差异较大煤层结构复杂煤层硬度煤层层理水平交错层理煤层节理煤层变异系数26%煤层自然性自燃煤尘爆炸性指数有爆炸性瓦斯含量（m3/t）0.021.73/0.93相邻煤层2煤组和4煤组表 2 煤层特征情况第三节 煤层顶、底板岩性及其它开采条件1、顶板煤层直接顶板以灰黑色泥岩为主，平均厚约2.17m，局部为深灰色粉砂岩：局部地段会出现伪顶泥岩，厚约0.10.5m左右。老顶为泥岩或粉细砂岩。煤层向上岩性依次为：泥岩，平均厚度1.02m，灰黑色，泥质结构，致密，块状；煤，平均厚度0.15m；泥岩，平均厚度2.14m，深灰色，泥质结构，块状，致密，含砂质和化石碎片；粉砂岩，平均厚度1.27m，深灰色，块状，致密，含泥质，裂隙发育，局部地段相变为泥岩；细砂岩，平均厚度2.29m，灰绿色，细粒结构，成分以石英、长石为主，局部含泥质，分选一般，硅质胶结，局部地段缺失或变薄。2、底板煤层直接底板为一层泥岩，平均厚约2.61m，老底为细砂岩。煤层向下岩性依次为：泥岩，平均厚度0.7m，灰色，泥质结构，块状，断口参差状；粉砂岩，平均厚度1.58m，灰色，粉砂质结构，块状，致密，质硬，含化石碎片；细砂岩，平均厚度0.58m，浅灰色，块状，细粒砂状结构，成分以石英、长石为主，偶见滑面；泥岩，平均厚度2.8m，泥质结构，块状，细腻，含化石，平坦状断口，水平层理；煤，平均厚度0.5m；泥岩，平均厚度3.75m，灰色，泥质结构，块状，细腻，含化石碎片，平坦状断口，水平层理。表 3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类型厚度（m）普氏硬度系数岩性特征顶板老顶细砂岩2.2915细粒结构，成分以石英、长石为主，局部含泥质，分选一般，硅质胶结直接顶泥岩，炭质泥岩，粉砂岩4.574伪顶泥岩01m左右4底板直接底泥岩0.704泥质结构，块状，断口参差状老底粉砂岩1.584粉砂质结构，块状，致密，质硬，含化石碎片- 5 -附图2: 煤岩层柱状图3、32煤层顶底板岩石物理、力学性质表4 工作面煤层顶底板岩石物理、力学性质成果表顶底板岩 性岩 石 物 理 性 质岩 石 力 学 性 质密度kg/m3含水率(%)孔隙率(%)单向抗压强度mpa最小最大/平均单向抗拉强度mpa最小最大/平均凝聚力泊松比顶板泥岩26731.736.50215.4053.48/29.330.7102.82/1.9172.770.227粉砂岩26542.098.0617.845.30/28.561.444.575/3.3242.90.183细砂岩27390.63.38251.18169.1/87.382.217.11/5.7477.560.131底板泥岩26531.385.2814.7861.4/29.190.6765.055/1.8722.50.203粉砂岩25961.345.83121.2647.90/35.191.3273.450/2.5303.420.172细砂岩26660.774.99431.82126.0/77.973.8718.28/5.5956.670.1404、瓦 斯矿区内对32煤共取了44个瓦斯样进行瓦斯测试试验，合格样点36个，其中瓦斯含量3的22个，3含量5的5个，5含量10的7个，29-3010和451孔瓦斯含量10，瓦斯含量比较高的样点主要分布于F17逆断层下盘，32煤层瓦斯含量最大24.79m3/t（451孔-1054.18m）。在-650m以浅的样点28个，瓦斯含量在0.0013.07m3/t，平均值为3.06m3/t，-650-800m的样点4个，瓦斯含量在1.082.48m3/t，平均值为1.72m3/t，-800m以深的样点4个，瓦斯含量在0.0024.79m3/t，平均值为7.57m3/t。工作面及其附近钻孔的瓦斯测试试验结果为：368孔1.73m3/t、384孔0.25m3/t、402孔0.02m3/t、412孔1.72m3/t。瓦斯含量分布与本区地质条件密切相关，矿区东西两侧均为开放性正断层（南坪和双堆断层），围岩透气性较好，封闭性能差，瓦斯易于逸散，故瓦斯含量较低；而F17断层与F22断层之间-600m以下的中深部位断层较少，且煤层埋藏较深，瓦斯保存条件较好，故本区各煤层瓦斯含量高点在平面上的分布主要集中在F22断层与F17断层之间的夹块内，尤其是在F17逆断层的下盘，最高者可达24.79m3/t，F22以西亦有个别高点，其余部位瓦斯含量一般较低。5、煤 尘矿区有四个钻孔对32煤层的煤尘爆炸危险性进行试验，分别是346、296、29-304、684，试验结果各孔32煤尘火焰长度在30400以上或显示有火，岩粉量在3580%，均有爆炸危险性。6、地 温矿区恒温带深度为33m，温度为17.9，地温梯度在1.12.8/百米，平均为1.9/百米，深度每增加52.63m，地温增加1，属地温正常区。矿区共有测温钻孔30个，其中近似稳态测温钻孔4个（2711、305、344、402），简易测温钻孔26个，简易测温与近似稳态测温深度为01095m。测温成果显示各可采煤层底板温度T（）与煤层埋深成正比，且相关性较好。其中32煤层测温深度297.961079.95m，底板温度17.5640.35。一级高温区(31)在639m以下，二级高温区(37)在880m以下。-650m、-800m水平平均地温分别达31.9、35.6。根据以上资料，3212工作面所在的-650m水平温度在30左右，已接近和达到一级高温。第四节 地质构造工作面内煤层呈单斜构造，倾向7090，倾角1025，面内断层构造发育，工作面直接揭露的已查明断层有DF65、DF64、DF59。断层性质和产状如下：（1）南坪断层：正断层，走向NE，倾角70，落差1000m，为矿区边界，也是本工作面的上部边界。（2）DF59断层：逆断层，位于3212工作面风巷西部，走向SN，倾角5055，落差015米，风巷内揭露落差为3米左右。（3）DF64断层：逆断层，位于3212工作面南部，由工作面风巷和机巷揭露，走向NE，倾角4349，落差012米，工作面机巷和风巷实际揭露落差在1214.5米。（4）DF65断层：正断层，位于3212工作面风巷西部，走向SN，倾角70；风巷实际揭露表现为煤层变薄带。根据三维地震勘探及地面瞬变电磁探査资料，在3212工作面内部及附近未发现直径大于20m以上的陷落柱。3212工作面掘进过程中，共揭露断点34处，其中风巷掘进揭露13处，机巷掘进揭露17处，外段切眼掘进揭露2处，3212机风联巷掘进揭露2处，3212集运巷掘进揭露1处；其中机、风巷各揭露DF64一次。落差大于等于5m的断点5处，其余断点落差均小于3m 。DF64断层落差大于12m，贯穿整个工作面，将对工作面的正常回采带来较大影响。另外几条断层的落差均小于3m，对回采的影响不太大。3212工作面在掘进过程中构造发育，因此在3212工作面内部，可能还存在一些未被发现的小断层，将会给工作面的回采带来不利影响。表5 3212工作面掘进揭露的断层统计表序号断层编号性质倾向()倾角()落差(m)巷道掘进揭露位置预计沿伸长度(m)1南坪断层正NW7010002DF59逆2822847833.53DF64逆1554349124DF65正5F3212-1正85720.63212集运巷J9点前2m6F3212-2正13540501.33212机巷J12点前5m7F3212-3正314551.13212机巷J12点前17m8F3212-4正11567751.83212机巷J18点前5m9F3212-5正310405063212机巷J19点前1m10F3212-6正852023212机巷J22点前56m11F3212-7正11020252.53212机巷J22点前76m12F3212-8正110451.53212机巷J24点前34m13F3212-9正10565701.13212机巷J25点前7m14F3212-10正40300.63212风巷F5点前63m15F3212-11正120451.53212机巷J27点前40m16F3212-12正100401.03212机巷J29点17F3212-13正325330402.53212风巷F15点前9m18F3212-14正3403455033212风巷F15点前22m19F3212-15正150851.43212机巷J35点20F3212-16正294451.13212机巷J37点前76m21F3212-17正110701.63212机巷J37点前87m22F3212-18正356553212风巷F16点前11m23F3212-19正12060651.53212机风联巷L5点前7m24F3212-20正195752.53212风巷F21点前22m25F3212-21正344400.53212风巷F23点前1m26F3212-22正3105953212风巷F23点前12m27F3212-23正897533212机风联巷L7点前26m28F3212-24逆2604533212切眼J44点前29m29F3212-25正12513035401.13212切眼取Q4点退后2m30F3212-26逆1208963212风巷F55点前44m31F3212-27正3403455023212风巷F29点前1m32F3212-28正30535400.63212机巷J17点前13m33F3212-29正105110354013212机巷J23点退后6m33F3212-30正309451.13212机巷J30点前60m33F3212-31逆295700.53212风巷F10点前8m第五节 煤 质 工作面内32煤原煤灰分实测值为20.5229.94%，平均灰分为25.65%，属中灰煤；浮煤干燥无灰基挥发分在38.6340.04%之间，属高挥发分煤；原煤干燥基全硫值在0.751.20%之间，以中硫煤为主（5个孔），次为低硫煤（4个孔），全硫中，以硫化铁硫和有机硫为主，硫酸盐硫含量极少；其他微量元素分析结果显示32煤为特低磷、特低氯、二级含砷煤。原煤发热量在23.7727.39MJ/Kg为中热值煤，原煤发热量与原煤灰分之间关系密切，随煤层原煤灰分降低，发热量增高。32煤的工艺性能为富油、强粘结性煤、中等结焦性、焦块特征为部熔完全熔合状态、易破碎、中等可难极难选煤的气煤。表 6 煤质化学及工艺性能情况表钻孔357363368384385402405411412水分（Mad）1.261.140.941.161.021.801.351.121.08灰分（Ad）20.8729.9429.4326.5729.3229.1520.5221.2423.82挥发分（Vdaf）39.2739.7339.7238.6640.0440.0338.6339.8339.76硫（St.d）1.200.921.071.020.750.820.790.891.01发热量（Qbd）27.2623.7723.8625.0723.9424.5027.3727.3926.54粘结性指标（GR.I）88.581.481.780.791.687.386.690.581.2煤类QMQMQMQMQMQMQMQMQM第六节 水文地质一、本工作面充水因素有：1、 第四含水层（组）该含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，两极厚度017.20m，平均厚6.69m，由于受古地形的制约，含水层厚度变化较大，由土黄、深黄和杂色含泥质中细砂、砂砾、砾石、粘土砾石组成，岩性较复杂，局部呈半固结状。据29-302和261两孔抽水试验资料：水位标高9.8822.14m，q=0.000930.00474 l/s.m，K=0.006940.0456m/d，矿化度0.3660.379g/l，水质为重碳酸钠镁及重碳酸钙钠型水，富水性较弱。因本含水层直接覆盖在基岩各含水层之上，与基岩各含水层均有水力联系，特别是在浅部煤系砂岩裂隙含水层段有着密切的水力联系。根据勘探资料，第四含水层在3212工作面中部存在，在南部和北部缺失。四含下距煤层350450m，煤层内回采一般影响不到该含水层。2、二叠纪煤系地层含、隔水层（段）二叠纪煤系地层主要由泥岩、粉砂岩及砂岩夹数层煤层组成，一般不能明显地划分出含、隔水层（段），依据地层岩性的组合特征和可采煤层的赋存位置，结合区域水文地质资料，本矿区划分了三个含水层（段）和四个隔水层（段）。对工作面有影响的是32煤顶底砂岩裂隙含水层（段），该含水层总厚为0.7828.52m，平均10.66m。主要由35层的细砂岩和中砂岩组成，裂隙较发育，钻探揭露时在272、405和291三孔发生漏水，漏失量达519.2m3/h，钻孔泥浆消耗量一般为00.16m3/h，最大消耗量0.644.8m3/h；据298和402抽水试验资料：水位标高-2.8220.65m，q=0.005710.0194 l/s.m，K=0.06160.0567m/d，富水性较弱，矿化度为4.2123.528g/l，水质为硫酸钠型水。3、断层富水矿区断层发育，断层破碎带以煤系泥岩及粉砂岩为主，夹少量砂岩碎屑，所有钻孔穿过断层带时，均未发生漏水现象。钻孔泥浆消耗量一般为00.16m3/h，296、345两孔最大消耗量0.60m3/h（F17断层）、1.28m3/h（F17-2断层），据286孔对断层F22抽水试验资料：水位标高19.82m，q0.00507 l/sm，K0.00685m/d，富水性弱，矿化度0.344g/l，水质为重碳酸钙钠型水。从区域和邻近生产矿井来看，断层一般是富水性弱，导水性差。据淮北生产矿井所揭露的断层水文地质特征分析，由于采掘比钻孔揭露的面积大，破坏程度高，破坏了原来的地质、水文地质天然平衡条件，使某些断层的导水性有所增强（采掘中大部分落差大于2m的断层有淋水、滴水及渗水现象，少数具导水现象），若沟通了富水岩层，而隔水层厚度小且较破碎时，就可能产生突水。4、钻孔封孔工作面内及附近的钻孔均按要求用水泥砂浆封闭到松散层底界面上30m或50m，并检查砂浆面深度，封孔质量均合格。二、工作面掘进过程中的出水情况3212首采区工作面掘进过程共出现出水段（点）14个，其中13个出水段（点）为32煤层的顶板裂隙出水，1个出水段（点）为32煤层的底板裂隙出水，其中J72、J73、F8、F10出水点出水量小于1m3/h，8个出水点出水量为13m3/h，J29、J27出水点水量较大为出水量较大，分别为22.09m3/h、15m3/h；巷道总涌水量约为39 m3/h。根据最近的观测数据，各出水点水量均有减小的趋势。表7 3212工作面出水段（点）统计表编号点号出水范围出水类型出水量矿化度（g/ml）水质类型1J72J72点前3040m顶板裂隙少量2J73J73点前10m顶板裂隙少量3J18J18点前50m顶板裂隙约2m3/h4.52SO42- K+Na+4J19J19退后11m至J20范围内顶板裂隙约1m3/h5J23J23退后20m内顶板裂隙约1m3/h6J24J24退后10m内顶板裂隙约1m3/h7J25J25退后25范围内顶板裂隙约3m3/h8J27J27退后6m内底板裂隙约15 m3/h3.25SO42-、HCO3- K+Na+9J27J27点前50m左右范围内顶板裂隙约2m3/h10J29J29点前21m至25m左右范围内顶板裂隙最大22.09 m3/h，减小至约9m3/h11J34J34点前58m左右范围内底板裂隙约3.54.0m3/h12F8F8点前611m底板裂隙少量13F10F10点前712m底板裂隙少量14Q6Q6点前38m顶板裂隙约1m3/h三、工作面回采期间涌水量估算1、3212工作面回采总涌水量=32煤层顶底板砂岩涌水量+ K3砂岩水涌水量 即：Q总= Q砂岩水+Q K3砂岩水正常涌水量为28-54m3/h，最大涌水量为180m3/h。2、3212工作面的出水形式和出水通道及突水可能性评价3212工作面在掘进过程中主要是以裂隙砂岩水为主要出水形式。32煤开采过程中的充水通道包括天然通道和人为通道，天然通道主要包括：32煤局部顶底板砂岩的原生裂隙带、断层和岩溶陷落柱产生构造裂隙带；人为通道主要包括：顶板砂岩采动导水裂隙带（冒落带、裂隙带）、底板采动破坏（裂隙）带、导水断层或导水陷落柱。而对工作面充水起决定作用的往往是后者。二叠系砂岩突、涌水的通道大都是煤层顶底板砂岩由于采动影响形成的裂隙带，而断层的存在往往使这种通道得以扩展，更容易引起涌水。在采掘活动中形成的顶底板裂隙如果连通了强含水层，或者采掘活动导致断层活化，断层连通强含水层，便会形成突、涌水。 第七节 储量计算采用公式Q=SCOSMARD式中：Q 资源/储量（t） S 煤层水平面积（m2） 煤层平均倾角（）M 煤层平均厚度（m）ARD 平均视密度（t/m3）计算过程中未考虑西翼主要大巷的保护煤柱和工作面内地质损失，计算结果见下表：表 8 储量计算成果表 参数块段SMARD地质储量（m2）（m）（t/m3）（万吨）175059163.001.4233.262332870163.011.42148.00合计4079293.01181.26第八节 存在的问题及地质部门建议1、3212首采工作面处在向斜北部，煤层顶底板裂隙发育，砂岩裂隙水丰富，工作面掘进过程中，有大量顶板砂岩裂隙水涌出，预计回采期间，砂岩裂隙水涌水量会有所增大，建议做好工作面的防治水设计，并布设足够的排水设施。2、3212首采工作面地质构造复杂，断层构造发育，工作面内部可能还存在落差较小的隐伏断层，给工作面的回采带来不利影响，建议工作面形成后，利用必要的物探、钻探手段，查清工作面内的隐伏构造，为工作面的顺利回采创造条件。3、回采过程中应加强瓦斯涌出情况检查，防止瓦斯积聚造成事故。4、3212首采工作面，煤层顶底板岩石裂隙较发育，因此，煤层顶底板岩石可能较破碎，回采过程中加强巷道及工作面的支护工作。5、加强有关单位人员的防治水知识培训，防止水害事故发生，安全生产。第二篇 标准与要求第一章 采 煤 方 法第一节 工作面布置3212工作面位于矿井西一采区北翼，工作面采用走向长壁布置。机巷主要用于该面的进风和运煤,采用锚梁网索支护或平顶U型棚支护；风巷主要用于该面的回风、进料,采用锚梁网索支护或平顶U型棚支护；采用锚网梁索支护断面规格：净宽净高(轨面至顶板)= 4.22.8m，S掘=12.76m2，S净=11.76m2。顶板破碎或过断层及锚网梁支护不能满足支护要求时，采用架设U29型钢梯形棚支护。架U型钢梯形棚规格：腰扎净高（棚梁至轨面）= 4.22.8m，S掘=13.7m2，S净=12.65m2切眼位于3212工作面的北端，为锚梁网索支护；都是沿煤层顶板布置。第二节 采煤工艺根据本工作面的设计和地质条件，采用单一走向长壁后退式采煤方法,综合机械化，一次采全高。采用MG400/920-QWD型采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。一、采煤工艺采煤机割煤运输机运煤移架支护顶板。1、采用MG400/920-QWD型双滚筒采煤机落煤。2、采用采煤机组上下滚筒割装煤和运输机铲煤板前移配合装运底板煤。3、工作面采用SGZ800/2*400型中双中链刮板运输机运煤，机巷用桥式转载机（型号为SZZ800/250）、皮带机（型号为DSJ-1000/2*400）运煤。4、双滚筒采煤机割煤，采高 2.54.73m，割煤深度为0.6m，采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式；改变采煤机割煤方向时，将滚筒的上、下位置调换。5、采用走向长壁综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。二、采煤机割煤进刀方式1、采煤机割煤顺序：割煤拉架抵车。本工作面采用割三角煤端头斜切进刀方式，自开缺口，进刀段长度为30m，往返一次进二刀，具体如下：采煤机割到机尾（头）时，抵车至煤机后滚筒不少于12m，不大于18m，拉完架，煤机往回向机头（尾）牵引，吃满刀后，把机尾（头）车抵直，支架拉完拉齐，煤机再向机尾（头）牵引割掉三角煤，最后返刀向机头（尾）割煤。2、回采工艺流程上行割煤上行移架推溜端头斜切进刀推移机尾移端头支架上口端头护顶调整前后滚筒下行割煤下行移架推溜第三节 设备配置一、采煤机根据煤层倾角及工作面生产能力，选用采煤机型号为MG400/920-QWD型电牵引采煤机，主要技术参数如下：型 号： MG400/920-QWD型采 高（m）： 2.54.73 机 面 高（mm）： 1896滚筒直径（mm）： 1800 强力滚筒、内喷雾滚筒转速（r/min）： 28.5截 深（mm）： 630装机总功率（kW）： 920kW(其中两台截割电机 2400kW，两台牵引电机 250kW一台调高泵电机20kW)适应煤层倾角（度）： 35下切深度（mm）： 400供电电压（V）： 3300牵引速度（m/min）： 0/7.3/12.2 牵引力（KN）： 700420牵引方式： 销轨式操纵方式： 无线电遥控、端头站控制、本机控制重量（t）： 60拖缆方式： 自动卷电缆二、工作面选用135架掩护式综采支架，支架技术特征如下：液压支架型号： ZY6000/18.5/38 支撑高度: 18503800mm 工作阻力: 6000KN 布置中心距： 1500 mm泵站压力： 31.5 Mpa 操纵方式： 本架控制 三、乳化液喷雾泵站乳化泵选用BRW-315/31.5型;装备三泵两箱。输液管路选用高压胶管，耐压40MPa以上。主要技术参数如下:1、乳化泵:型 号: BRW-315/31.5公称流量 : 315L/min公称压力 : 31.5MPa电机功率 : 200kW泵组重量： 4400kg工作介质： 35乳化油中性水溶液2、喷雾泵:型 号: BPW-320/6.3M公称流量: 320L/min公称压力: 6.3MPa电机功率: 45KW四、运输设备1、工作面刮板运输机选用SGZ800/2400 型铸焊封底式刮板运输机，其主要技术参数为：型 号： SGZ800/2400 长 度： 200m运输能力： 1500t/h刮板链规格： 234-126mm中双链 链条破断拉力1450KN中 部 槽： 1500800310mm(长宽高)刮板链形式： 中双链刮板链破断负荷： 1450kN装机功率： 2400kW牵引方式： 锻造齿形销轨电源电压： 3300V中部槽联接方式： 哑铃销联接垂直向弯曲： 2水平向弯曲： 1电机布置方式： 平行布置2、桥式转载机一部，其型号为SZZ-800/250型，其技术参数为型 号： SZZ-800/250型， 电机功率: 250KW工作电压： 3300运输能力: 1800t/h刮 板 链： 234-126mm 双中链 链条破断拉力41t中部槽规格： 长宽高=1750800951mm3、胶带式运输机型号为DSJ-1000/2*400型 号： DSJ-1000/2*400电机功率: 主电机YB31SS-4 功率：2400kw，双机运输能力: 980t/h贮带长度： 100m工作电压： 1140传动滚筒： 1030mm改向滚筒： 400mm张紧绞车： KHU09-1140/660V输送距离： 2300m带 速： 3.15 m/s附图3: 设备布置及两巷支护示意图第二章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计工作面基本支护规格表名称支护形式支架控顶距（m）支护强度（Mpa）支架中心距（m）放顶步距（m）最大最小规格支架ZY6000/18.5/384.4693. 8690.671.50.6工作面支护参数计算：1、载荷估算法工作面支护强度P应为：P=200+8L0 (kpa) =200+825 =400kpaL0老顶初压步距取25m2、实测统计法I级老顶的额定支护强度下限按公式计算:Ph=72.3 hm+4.5 Lp+78.9Bc -10.24N-62.1=72.33.01+4.520+78.93-10.24(4.57/3)-62.1=385.66kN；式中：Ph额定支护强度，kpa；hm工作面煤层采高，取3.01m；Lp老顶周压步距，取20m；Bc控顶高度，3m；N直接顶厚度与采高之比；根据以上支护参数计算，工作面支护强度取最大值385.66kpa。3、液压支架额定阻力已知支护强度，则必需的液压支架额定阻力按下式计算:QsPhBCSC/KS385.6631. 5/0.901966.866 kN/架式中：Qs液压支架额定阻力，kN/架BC控顶高度SC液压支架中心距,mKS液压支架支撑效率取0.90工作面条件与支架适应条件对照表 工作面条件支架适应条件采高0.64.9m2.053.7m倾角1615煤厚0.64.9m2.053.7m煤硬度底板比压2.48MPa1.43MPa支护强度385.66KNm2880KNm2顶板种类通过计算、对比、可以看出选用ZY6000/18.5/38型支架能满足要求。第二节 工作面顶板管理顶板管理方法:采用全部垮落法管理顶板，通过液压支架的支降移达到顶板支护、放顶。工作面配置135架液压支架其中ZY6000/18.5/38型129架，ZYG6000/18.5/38型6架,对工作面顶板实行全支护法管理。 一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行支护。工作面随采煤机顺序擦顶带压移架，本架操作，移架过程中应采取防倒防滑措施，防止移架期间挤架、咬架、倒架，要保持支架垂直煤壁及运输机。1、移架工艺工作面支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒不小于15m进行移架。下行割煤时采用自上而下分组分段追机移架，即移架人员追到采煤机后，开始自下而上移架，移至上方已完成移架移溜段时，再自上而下推溜下行至追机移架处，移架工继续追机自下而上移架，如此往复施工。上行割煤时自下而上追机移架，移架下方及时自下而上推溜。为了防止支架下滑，移架时先移下端头第3架支架，然后移第1架，最后移第2架，其余支架按顺序自下而上逐架移设。其移架的程序是：降支架立柱以运输机为支点，用移架千斤顶移架0.65m的距离升起支架立柱，并在升柱手把位置保持35秒,使支架达到额定的初撑力。二、过断层及顶板破碎时的顶板管理：本面揭露断层时，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。第三节 两巷及端头顶板管理一、工作面两巷的超前支护机巷超前支护采用单体液压支柱（DWX-35（31.5）或DZ-28）配铰接顶梁（HDJA-1200）支护, 支护距离不少于30m。距煤壁20m范围内，采用四排走向棚一梁两柱；人行道宽度不小于0.7 m，高度不得低于1.8 m。20-30m范围内两排走向棚一梁一柱；帮顶背严背实，初撑力不低于50kN，达不到要求时必须穿鞋。风巷：初期300m与机巷支护形式相同，300m以外采用四组半型号为 ZT232001835型巷道超前支护液压支架维护上端头。超前支护以外巷道出现变形时应及时打点柱支护或架棚处理，棚腿损坏时要及时更换。机风巷除超前支护在用的单体支柱及铰接顶梁外，其备用的单体不得少于50根,铰接顶梁不得少于20个,备用支护材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料码放高度不超过1.5m存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。二、工作面端头管理1、上、下端头分别采用三架ZYG6000-18.5/38过渡支架支护,工作面下端头必须成对（两对）使用HDJA-3600型长铰接顶梁（一梁三柱）交错迈步前移，每对根与根中-中300mm，并与HDJA-1200型铰接顶梁铰接支护，单体液压支柱支护不得滞后于综采支架，端头不得出现空载或卸载的支柱。2、移长钢梁前，先在待移长钢梁前紧贴长钢梁用半圆木配单体架设一梁三柱走向棚加强支护顶板，然后放掉待移长钢梁下的支柱，将长钢梁移到预定位置，及时用单体将长钢梁升起一梁三柱支护顶板，要求单体支撑有力，初撑力不小于50kN。达不到要求时必须穿鞋。单体液压支柱支护不得滞后于综采支架，并且不得出现空载或卸载的支柱。两巷超前支护所有单体初撑力不得小于50kN；所有单体支柱必须拴齐、拴牢防倒绳，高度不得低于1.8m；超前支护施工时必须用木料、塘材、笆片重新过顶背帮。附图4：工作面端头及超前支护平、剖面示意图第四节 矿压观测1、工作面矿压观测在工作面每五架安装一块压力表，机头机尾各一块。每班收集一次数据，由班队长负责记录。观测数据用于分析工作面支架阻力变化规律及顶板来压规律，评价支架适应性，为以后综采工作面支架参数确定提供依据。2、两巷的矿压观测：机、风巷的超前支护要求每班检测压力一次，由班队长负责观测记录。顶板离层仪及观测信号柱正常条件下，3-5天观测一次；在断层或破碎带等构造带附近及矿压显现较明显地段，每2天观测一次。当离层量超过预警值时必须补打锚索或加打托棚，顶板下沉严重时必须套棚加固。第三章 生 产 系 统第一节 运输系统一、煤炭的运输工作面运输机3212机巷西胶皮带大巷主井煤仓地面。附图5: 工作面运煤、运料系统示意图二、辅助运输系统路线：1、机巷材料从地面付井井底车场西翼轨道大巷3212机联巷3212机巷2、风巷材料从地面付井井底车场西翼轨道大巷3212风联巷3212风巷第二节 通风、监控及防灭火设计一、 通风设计（一）风量计算1、按气象条件或瓦斯涌出量计算按气象条件计算：Q采=Q基本K采高K采面长K温 =4001.51.51.25=1115 m3/min式中:Q采：采煤工作面实际需要的风量，m3/minQ基本：根据集团公司规定取400m3/min。K采高：采高3m调整系数取1.5K采面长：采面长200m调整系数取1.5K温：工作面温度26调整系数取1.25按瓦斯涌出量计算。Q采100qCH4K，m3/min1005.231.2627.6m3/min式中:qCH4：绝对瓦斯涌出量为5.23 m3/min（由安全专篇提供）。K：工作面瓦斯涌出不均匀通风系数综采取1.22、按温度计算S平=（4.4833.8+3.8831.85）2=12.1 m2Q采=60VS =601.712.1 =1234.2m/min式中:V-根据该工作面环境温度26，取工作面风速为1.7m/s; S平-回采工作面的平均断面积（最大、最小控顶断面的平均值），m23、按人数计算 Q 采=4N=4130=520m/min式中:N工作面同时工作最多人数，130人本工作面适宜风量取1234.2m/min，在工作面回采过程中的风量可根据实际瓦斯涌出量和温度情况进行适当调整。4、按风速进行验算：最低风量：Q采15S，m/minQ采1512.1=181.5m/min1234.2181.5最高风量：Q采240S，m/minQ采24012.1=2904 m/min1234.22904故风速符合要求. （二）通风系统一、工作面采用上行通风，风流路线为：新鲜风流：西翼轨道大巷3212机联巷 地面付井 西翼胶带巷 3212机巷3212工作面西翼胶带巷 3212放水巷乏风：3212风巷西翼回风大巷风井地面二、安全监控设计： （一）监控设备矿井装备KJ306N监控系统，工作面安装T0、T1 、T2、T2a-b-c瓦斯传感器、TCO一氧化碳传感器和TW温度传感器。所有数据实时传输到工作面监控分站，通过分站传输到地面中心站，所有控制指令由中心站进行设置，监控分站和控制器执行，所有断电执行结果通过馈电反馈器反馈到监控分站，再传输到地面中心站。（二）监控设备的安装位置1、在该面回风巷动力电总开关（必须安装在新鲜风流中）的电源侧安装分站电源1台；2、在控制该面回风巷动力电总开关上安装馈电反馈器KD。3、在采区变电所控制该面机巷高压高爆开关上安装断电仪D。4、在该面上隅角距老塘及上帮侧不大于800mm，距顶板不大于300mm处安装瓦斯传感器T0。5、在该面风巷距工作面上出口10m之内的范围内安装瓦斯传感器T1。6、在该面风巷距回风口1015m范围内安装瓦斯传感器T2、TCO及TW传感器，在风巷外口向里每搁500m安装瓦斯传感器T2a-b-c。7、甲烷传感器T1、T2必须垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下不大于300mm处，且距巷帮