8106工作面作业规程打印综述

1、安全第一生产第二塔山矿综采一队 8106工作面作业规程第一章概况第一节工作面位置及井上下关系水平关系1070米区名称一盘区地面标高（m）13441538.4井下标高（m2106 巷103510105106 巷10361013表1工作面位置及井上下关系工作面中部对应地面为葫芦沟与双井沟村，村庄已地面的相对位置搬迁（同煤经地字2011957号文批准撤销村庄保护煤柱）尾部对应地面为麻皮泊沟。回采对地面设施影响无影响1、工作面位于一盘区的中部，东邻 8105工作面，正在回采；西邻8107工作面；南接1070回风巷，连通1070井下位置及四邻关系皮带巷、1070辅运巷；切眼以北为口泉铁路保护煤柱;2、对

2、应上覆为侏罗系14、15号煤层同煤麻地湾2号、3号井采空区，14号煤层盖山厚度为22.0108.0m,与石炭系35号煤层层间距为326414m.走向长度（m）21062712.351062741.2平均2726.8倾斜长度(m)217.5面积593079第二节煤层表2煤层情况表煤层厚度8.55-17.90m煤层结构复杂煤层倾角1 -4 煤层硬度2.7 3.713.33m3开采煤层35#煤种（工业牌号）QM稳定程度较稳定可采指数1根据地面勘探钻孔魏14、T1901、A31、魏1403、魏1303、魏1203、T1802、魏 1204 与井下探顶钻孔 1601 1646、t1601 t1603、1

3、511 1513、1515、1522、1525、1526资料，煤层结构复杂、煤厚为8.5517.90m,平均13.33m,含夹矸218层，夹矸厚度0.303.21m,平均1.14m,单层厚度0.021.64m。夹矸岩性为：灰褐色高岭岩、灰黑色高岭质泥岩。第三节煤层顶底板表3煤层顶底板情况表顶板名称厚度(m)特性老顶11.4018.5515.11顶部为灰黑色砂质泥岩、黑色泥岩、炭质泥岩及灰黑色 高岭质泥岩，下部为灰白色细砂岩、中砂岩，以石英、长石 为主。直接顶7.6719.4512.52灰白色细砂岩、岩浆岩，灰色黑泥岩、高岭岩、炭质泥岩，深灰色砂质泥岩交替赋存，其中包括 2号煤层，岩浆岩 为隐晶

4、质，含云母碎片并伴有天然焦，块状，接近煤层处多 为灰黑色炭质泥岩、高岭质泥岩，薄层状结构。直接底1.586.503.94灰褐色高岭质泥岩、高岭岩、黑色炭质泥岩，性脆，局 部为黑色砂质泥岩。老底1.7020.009.80上部为灰白色细砂岩、局部为深灰色粉砂岩，结构均一 底，底部为灰白色中、粗砂岩，巨厚层状，以石英、长石为 主，分选差。附图1: 8106工作面地层综合柱状图第四节地质构造.断层情况以及对回采的影响两顺槽巷在掘进过程中共揭露了正断层 33条，其中5106巷揭露断层12条,断层落差在0.202.50 m之间，1088 m处揭露的一条落差 2.50 m的正断层,致使煤岩层遭到严重剪切破坏

5、。2106巷揭露断层19条,断层落差在0.203.40m 之间，在里程510 m处揭露了落差3.40 m的正断层，受断层剪切严重，断层带破碎；8106尾切巷揭露断层2条。在生产过程中要提前采取过断措施，加强顶 板管理，确保安全生产。表4 8106工作面实测断层统计表序 号构造名 称位置走向倾向倾角落差(m)性质影响程度1F15106巷绕道口往里 42.9m左帮63333500.60正断层影响小2F25106巷12点前24m左帮35125461.10正断层影响大3F35106巷16点退后5m左帮310220450.70正断层影响小4F45106巷23点前13m左帮60330550.15正断层影响

6、小5F55106巷23点前34m左帮47317442.50正断层影响大6F65106巷32点退后36m左帮135225530.60正断层影响小7F75106巷33点退后18m左帮955540.30正断层影响小8F85106巷38点前42m219129500.35正断层影响小9F9 - 15106 巷 38 点前 58.4m274184700.40正断层影响小10F9 - 22106巷41点前2m右帮102192502.10正断层影响大11F105106巷46点前3m左帮60330510.50正断层影响小12F11- 15106巷46点前37m左帮11020470.30正断层影响小13F11-

7、22106巷48点前10m右帮83353600.20正断层影响小14F125106巷48点前18m336246631.00正断层影响大15F138106尾切巷切3点前24m右帮35125551.40正断层影响大16F148106尾切巷切4点退后4m右帮240330560.10正断层影响小17F152106巷拐点前28.8m左帮29626580.50正断层影响小18F162106巷12点前94.5m左帮270360350.20正断层影响小19F172106巷14点前8m右帮75345540.40正断层影响小20F182106巷14点前21.6m右帮10515520.15正断层影响小21F1921

8、06巷18点前50m右帮262352383.40正断层影响大22F202106巷22点前39m右帮68158501.00正断层影响大23F212106巷26点前48.5m左帮32454560.10正断层影响小24F222106巷32点前12m右帮38308390.30正断层影响小25F232106巷38点前5m右帮76116590.30正断层影响小26F242106巷42点处右帮335245400.60 1.10正断层影响大27F252106巷44点处右帮235145690.50正断层影响小28F262106巷45点退后10m右帮595461.50正断层影响大29F272106巷45点前65.

9、6m右帮290200500.65正断层影响小30F282106巷47点退后32m右帮65335470.30正断层影响小31F292106巷47点处右帮45315540.20正断层影响小32F302106巷49点前56.8m左帮12737510.20正断层影响小33F312106巷50点前30.4m左帮260350460.80正断层影响小34F322106巷50点前35.4m左帮2755650.10正断层影响小35F332106巷54点退后1m左帮48138400.15正断层影响小.褶曲情况以及对回采的影响该工作面煤层为南高北低的单斜构造，走向北东，倾向北西，中北部较平缓，局部有小型背斜。煤层倾

10、角14平均3。煤层垂直与斜节理发育，致使煤层 的完整性遭到破坏，顶煤疏松易碎，给回采和支护管理造成影响，回采过程中有 可能造成局部冒落现象，回采时应加强顶板管理。三.其它因素对回采的影响工作面在掘进过程中共揭露了 12条门帘石侵入体，其中5106巷揭露门帘石9条,宽度在0.021.90 m之间，在里程15921616 m处揭露一组门帘石群（由四条门帘石组成），造成巷道割岩，在里程1944 m处揭露一条宽为0.201.90 m的门帘石。2106巷揭露门帘石3条，宽在0.100.50 m之间。在里程708 m、1116 m处分别揭露了 2条宽度为0.100.50 m的门帘石。在回采过程中有可能影响

11、出煤的产量，位置及产状见下表。表5 8106工作面实测门帘石统计表序号构造名称位置门帘石宽1门15106巷12点前24m处0.10 -0.40m2门25106巷24点前12.3m处0.20 0.40m3门35106巷27点前14m处0.30 0.50m4门4- 15106巷29点退后30.5m处0.02 0.70m5门4-22106巷29点前30m处0.05 -0.30m6门5- 15106巷31点前13m处0.20 0.50m7门5-22106巷36点前5m处0.10 -0.60m8门65106巷32点退后21m处0.10 0.50m9门75106巷32点退后19m处0.20m10门8510

12、6巷33点前18m处0.05 -0.20m11门9- 15106巷38点退后18m处0.20 -1.90m12门9-22106巷39点前6m处0.10 -0.30m13门102106巷17点前36m处0.10 -0.20m14门112106巷22点前39m处0.10 0.50m15门122106巷29点退后23m处0.10 0.50m附图2: 8016工作面皮带巷、回风巷、采面切眼素描图第五节水文地质.工作面涌水量正常涌水量：0.014m3/ min最大涌水量：0.028m3 / min.含水层（顶部和底部）分析1、工作面对应上覆北部为同煤麻地湾煤矿侏罗系14、15号煤层采空区,煤层厚度为1.

13、873.50m。2011年11月23日12月17日在工作面对应地面对 侏罗系14、15号层采空区进行了物探，物探面积 0.74km2 ,探测结果侏罗系采空区14号煤层大范围采空，在较大范围的采空区积水的可能性不大，但在测区的北部出现了低阻异常区，为了进一步查明异常区积水情况，于2011年12月28日2012年1月8日在异常区内施工了两个物探异常验证钻孔，1号孔坐标：X=4425770.0,Y = 543338.0,Z = 1336.0 ;2 号孔坐标：X= 4425731.12,Y =543480.47,Z = 1398.0。结论：1、2号孔均打到实煤区，1号孔深44.60m, 33.20m止

14、煤，煤厚1.80m, 39.16m止煤，煤厚1.40m,水位36.0m。2号孔深104.57m, 84.57m止煤，煤厚1.80m，91.03m止煤，煤厚1.40m,水位88.0m，1月9日验收时再次观测水位，两孔水位均在14号煤层下、15号煤层上，15号层为实煤区。综上所述，在此次验证孔揭露范围内，侏罗系14号煤层有可能打在煤柱上，没有积水，但不排除在低洼处有小面积的积水，建议在雨季时期，因雨水沿地表 裂缝渗到14号层采空区内，也会形成积水径流，应引起注意。2、根据塔山煤矿经办字【2011】122号文关于下发同煤大唐塔山煤矿公司采掘工作面“有掘必探，有采必探”实施办法的通知精神，坚持“物探先

15、 行、钻探验证、有疑必钻探、不探不掘进”的工作方法，巷道形成系统后，在 工作面掘进过程中沿掘进方向左、中、右、上、中、下呈扇形布置进行物探,2106巷共做物探8次，5106巷共做物探2次，每次探测深度150m 2106巷50号点前35m处局部出现的低阻异常反映，及时进行了异常区钻孔验证，验证结 果无积水异常，排除了水害隐患。3、5106巷从15770尾切巷共施工探查奥灰水较脆弱区钻孔12组，进尺2067m 2106巷从2369n尾切巷共施工探查奥灰水较脆弱区钻孔7组，进尺1423m两巷探查结果均无导水异常情况。4、为预防上覆侏罗系采空区局部低洼处积水通过裂隙通道下泄，要求工作面两顺槽各安设2台

16、90千瓦水泵，2吋、4吋排水管各一趟。排水设备要定期 检修，确保能随时正常运转。在开采前由生产部、地测科组织综采队、机电部、 机电队、管路队、技措队等部门，对工作面的排水系统、排水设施进行联合试 运转，运转正常通过验收合格后申请集团公司准入验收。5、在回采过程中特别是放顶煤后，工作面工作人员及安监人员要随时观察顶、底板变化情况，发现有透水征兆时，应立即停止作业，报告矿调度室，并 发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。在原因未查清、隐患未排除之前, 不得进行任何米掘活动。6工作面内有T1901号、魏1303号、魏14号地面勘探钻孔，其地面坐标分别为：T1901 号：X: 4425490.4，丫：

17、 543390.7，Z:1355.6，终孔层位 C2b; 魏1303 号：X: 4424405.8，Y: 542978.7，Z:1451.5，终孔层位 Ct ;魏 14 号:X:4423354.0，Y:542604.2，Z:1512.4，终孔层位C2b,以上钻孔均以按设计要求封孔，回采通过钻孔时，要认真观察钻孔附近顶、底板变化情况，预防钻孔封 闭不良有水涌出。第六节影响回采的其它因素.影响回采的其它地质情况表6影响回采的其它地质情况瓦斯根据2011年鉴定结果，瓦斯相对涌出量：1.66 m/T,绝对涌出量：78.6 m3/min ;为高瓦斯矿井；煤尘爆炸指数具有爆炸危险性，爆炸指数为37%煤的自

18、燃倾向性容易自燃，自燃发火期为6个月。地温危害无高温热害区，地温梯度为2.410C/100m普氏硬度(f )煤层夹矸直接顶直接底2.7 3.74.0 4.56.0 6.55.0 6.0.相邻采空区的影响在掘进过程中，因5106巷受8105工作面采动影响局部巷道发现压力显现,因此在采煤过程中在两巷顶板断层、破碎带处加强支护，根据巷道和工作面实际 情况加大超前支护距离、密度，增加支护数量、缩小单体柱排间距或及时移架。三.地质部门的建议1、开采前，对工作面排水系统、排水设施要进行联合试运转，运转正常后方可进行生产；排水设施要随采随移，要定期维修，确保随时能够正常运转。2、在回采过程中特别是放顶煤后,

19、工作面工作人员及安监人员要随时观察顶、底板变化情况，发现有透水征兆时,应立即停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员,在原因未查清、隐患未排除之前，不得进行任何采掘活动3、继续加强对小煤窑的调查，尽量收集掌握更多详细的采空范围以及积水量资料，发现有新的积水区，应及时采取治理措施。4、顶板大多由炭质泥岩、天然焦、煌斑岩组成，由于煌斑岩的不规则侵入,使煤层上部与巷道顶板呈疏松易碎状态， 给正常回采与支护管理造成隐患，应根据实际情况制定相应的开采措施，并认真做好日常矿压观测工作，确保安全生产。第七节储量及服务年限.储量工业储量：Q地=217.53 2726313.33 3 1.

20、45=11459964 T可采储量：Q可=217.53 2496313.33 3 1.45=10493056 T设计可采出煤量Q=Q可-初采、末采损失-上、下端头损失-放煤损失-机采损1、初米20m末米80m不进行放煤的损失:(20+80) 3 217.53(13.33 3.5) 3 1.45=310013 t2、上下端头损失:8.75 3 24963 9.8331.45=311296 t3、放煤工艺损失（损失率按15%+算）:(2496 100) 3 ( 217.5 8.75 ) 3 (13.33 3.5) 3 15临 1.45=23963 208.753 9.833 0.153 1.45=

21、1069365 t4、机采损失（损失率5% :24963 217.53 3.5 3 1.453 5%= 137756 t工作面开采损失：310013+311296+1069365+13775& 1828430 t工作面可采出煤量:10493056- 1828430=8664626 t工作面回收率:8664626- 104930563 100%= 82.5%工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=10493056/772794 13.6 月第二章采煤方法根据8106工作面煤层赋存条件,结合一盘区已采8103、8104、8105工作面的开采经验以及开采设计方案，确定8106工作面采用

22、单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法。 第一节巷道布置.采区设计、采区巷道布置概况一盘区位于1070大巷北侧，矿井采用集中大巷条带式布置方式。盘区采用三巷平行布置，分别为 1070辅运巷、1070皮带巷、1070回风巷。1070辅运巷与1070皮带巷间距46.55m, 1070皮带巷与1070回风巷间距45m1070辅运巷采用胶轮车运输。二.工作面巷道概括及用途8106工作面为三巷布置，三条巷道与1070大巷的夹角为82 35 44向北。2106巷 5106巷沿35#煤层底板布置，8106顶板高抽巷沿35#煤层顶板布置。2106巷与1070皮带巷，2106巷与1070辅运巷通过

23、斜巷相连接，5106巷与1070辅运巷连接。2106巷为进风、运煤巷，在非采煤帮侧稳设转载机、皮带机，吊挂六趟管路，分别为6寸注氮管、4寸注浆管、4寸供水管、4寸排水管、3寸供水管、2 寸排水管、4寸风管各一趟管；在采煤帮侧铺设轨道，在该轨道上稳设移动变电 站、各部开关、自动控制站、乳化液泵站、喷雾泵站等组成移动串车。两趟10KV电缆，一趟660伏及各种监测监控线吊挂在巷帮上。供水施救：从2106巷入口 200m安装第一处施救站，间隔按1000m安装第二处施救站，工作面皮带运输顺槽动力串车往外200m安装第三处施救站，每处施救站安装6组（每组风水一体、5个供风口、1个供水口、共安装30个供风口

24、、1个供水口）。安装高度按距底板1.21.5m便于现场人员自救应用，根据现场情况选用锚栓固定或锚栓吊挂安 装在行人侧。供水施救装置随着工作面的回采不断向后移设。 压风自救系统管路均使用100mm勺管路。压风自救装置与供水施救系统装置形成一体，安装位置要求与供水施救系统装置一致。小型运输车可进入2106 巷。5106巷回风兼作材料、设备的运输巷。底板铺设厚200mm昆凝土作路基,在采煤帮吊挂10KV、660V电缆各一趟及各种监测监控线，其中 10KV电缆吊挂至巷道距1070回风巷口 1500m位置处；与移变相连接，660V电缆全巷布置。在非采煤帮吊挂6寸注氮管、4寸注浆管、3寸供水管、4寸、2寸

25、排水管、4寸风 管各一趟。从5106巷入口 200m安装第一处施救站，间隔按1000m安装第二处施救站，回风巷超前支护往外200m安装第三处施救站，每处施救站安装 6组（每组风水一体、5个供风口、1个供水口、共安装30个供风口、1个供水口）。安 装高度按距底板1.21.5m便于现场人员自救应用，根据现场情况选用锚栓固定 或锚栓吊挂安装在静压水管侧。供水施救装置随着工作面的回采不断向后移设。压风自救装置与供水施救系统装置形成一体， 安装位置要求与供水施救系统装置致。小型运输车可进入 5106巷。5106卸压巷：用于进行尾巷压力观测试验。8106工作面顶板高抽巷：主要解决工作面上隅角瓦斯超标和古塘

26、瓦斯涌入工作面。切眼位于工作面北部，距1070回风巷平均2726.7m,与皮带巷、 回风巷相垂直连通，形成采场，工作面由北向南推进。巷道支护材料与支护形式煤柱尺寸:8106北部留设铁路保护煤柱116m西侧留设8107工作面保护煤柱43m东侧为8105工作面保护煤柱43m工作面停采线至1070回风巷之间留设保护煤柱 230m（ 2106巷距离1070回风巷230m）。工作面运输巷:2106巷：方位角15 5 44，矩形断面，净宽度5.3m,净高度3.4m,锚杆+锚索+金属网支护（见插图）,巷道长度2712.3m。2106巷主要用途是运煤、进 风，巷内布置皮带输送机、转载机、移动变电站等设备，小型

27、运输车可进入巷内,在距2106绕道口往里每500m在 2106巷工作面煤壁侧设一个调车硐室，硐室规格为 5.0 3 5.03 3.5 m，支护参数与顺槽巷道一致。2106断面锚索工作面回风巷:5106巷兼回风顺槽，方位角15 5 44，矩形断面，净宽度5.0 m，净高度3.3m，锚杆+锚索+金属网支护（见插图），巷道长度2741m主要功能是回风、行人及运送设备和材料，从5106绕道口往里每300m工作面煤壁侧掘进一个调车硐室，硐室规格为5.0 3 5.0 3 3.6 m,支护参数与顺槽巷道一致；巷道采用混凝土铺底，铺底厚度200mm5106断面4. 5106卸压巷：详见第三章顶板管理8106顶

28、板高抽巷:8106顶板高抽巷方位角15 544，与5106巷水平内错20 m沿 35#煤层顶板在稳定岩层中掘进；矩形断面,净宽度 3.8m,净高度3.0 m锚杆+锚索+金属网支护（见插图），巷道长度距离1070回风巷2735m顶板高抽巷断面工作面开切眼:8106工作面切眼与顺槽巷道相垂直，切眼掘宽 8.8m,巷高3.6m,切眼巷长度217.5m。锚杆+锚索+组合锚索+金属网+两排单体液压支柱+井字木垛联合支 护，支架铲运车可从单体液压支柱中间通过。切K斯啲峒室及其它巷道:1.工作面切眼绞车窝规格为：长 3宽3高 =5000 mn3 5000 mn3 3300 mm支护同切眼。2.工作面5106

29、回风绕道规格为：宽3高=5000 mm 3300 mm支护同5106巷。3.在距2106绕道口往里每500m在 2106巷工作面煤壁侧设一个调车硐室,硐室规格为5.0 3 5.0 3 3.5 m,支护参数与顺槽巷道一致。从5106绕道口往里每300m工作面煤壁侧掘进一个调车硐室，硐室规格为5.0 3 5.0 3 3.6 m,支护参数与顺槽巷道一致。调车硐室作为救生舱的安放地点，从靠近工作面的第一个 开始布置，以此类推，随工作面向外推进，必须保证救生舱到工作面距离在LS-1515-R-30。如图所300 1000m采煤工作面回风顺槽确定救生舱型号为:示:S 3 日丄三 一W0O 舉:生加.干1那

30、-L7TT和运:刈U片件加f阖口 rf 亠mH M r-i附图3： 工作面位置及巷道布置图第二节采煤工艺.采煤工艺8106工作面采用SL-500型采煤机落煤装煤、PF6/1142型前部刮板输送机和PF6/1342型后部刮板输送机运煤、ZF13000/25/38型低位放顶煤支架进行支护,根据地质资料，工作面纯煤厚度13.33m,工作面采高为3.5m，放煤高度9.83m, 采放比为1:2.81。循环进度为0.8 m，采用一刀一放的放煤方式，放煤步距为 0.8m。采用自然垮落法管理采空区顶板。工作面开采初期，顶煤塌落能够自行流到后刮板输送机时，开始回收顶煤, 不允许进行人工操作放顶煤，只有当直接顶初

31、次垮落方可人工操作回收顶煤。生产工艺:采煤机斜切进刀割煤移架推前溜放顶煤拉后溜采煤机采用双向割煤法，从头到尾及从尾到头，沿牵引方向前滚筒割顶煤, 后滚筒割底煤。米煤机进刀方式采煤机进刀采用在工作面端头斜切进刀法，其进刀过程如下:(1)采煤机开至头或尾部。升起前滚筒，降下后滚筒，推移输送机于工作面端头大约20m处。采煤机斜切进刀，直至滚筒完全切入煤壁。对调前后滚筒上下位置，推移端部 20m处输送机，采煤机开向端部,移架，推前溜，放顶煤，拉后部输送机。(5)对调采煤机前后滚筒上下位置，沿牵引方向，用后滚筒将三角煤段未割部分扫掉。(6)将采煤机反向牵引，来回23次，将三角段浮煤扫清之后，采煤机正常割

32、煤至尾部，尾部斜切进刀与头部斜切进刀方式相同。正常情况下，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自行装 煤，剩余的煤由铲板在推溜时自行装入前部输送机。 割煤时严格控制采高，顶煤、 底板必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。采煤机割煤速度视后部输送机放煤量而定，防止煤量过多影响带式输送机运输。移架工作面采用追机作业方式及时支护。拉移支架的操作方式为本架操作，拉架 滞后采煤机后滚筒35架，移架程序：收护壁板-收前伸梁-降前探梁-降主顶梁（200mm以内）移支架升主顶梁升前探梁伸前伸梁伸护壁板。拉架 后支架要呈一条直线，其偏差不得超过 50mm中心距偏差不得超过 100mm端面距不得大于36

33、8mm推前部刮板输送机工作面前部输送机以支架为支点，由支架推移千斤顶整体推移，推移前部输 送机滞后采煤机后滚筒20m以上距离，溜槽在水平方向的弯曲度不得大于 3度弯曲段长度不小于20m该段保持多个推移千斤顶同时工作，移过的输送机必须 达到平、稳、直要求，移溜过后，支架的操作手柄打到零位。5.放顶煤按“一刀一放”正规循环作业。放煤时采用双轮放煤，放煤工两人，一人追 机放煤，另一人滞后2030架补放煤，放煤工根据后刮板输送机煤量多少，控 制好放煤量。放煤工严格执行“见矸关窗”的原则。6.拉后部刮板输送机放煤结束后，顺序将后部刮板输送机拉前，要求和推前部刮板输送机相同。附图4:采煤机进刀方式示意图.

34、工作面正规循环生产能力 1.循环产量W=L3S3h3r 3C=217.53 0.8 3 3.5 3 1.453 95%( 217.5 8.75 ) 3 0.83 9.833 1.45385% 838.9 + 2023.3=2862.2 (T)式中：L工作面长度mS 米煤机截深mh煤层厚度mr煤的容重T /m3C工作面回采率W-工作面正规循环生产能力t日循环数依据采煤机割煤、移架、推前刮板输送机、放顶煤、拉后刮板输送机等工序确定。(1)按割煤时间确定循环时间:机组割一刀煤约需217.5 -3+2093min,头、尾斜切进刀各需 20 min，合计一个循环需93min。(2)按放煤时间确定循环时间

35、:每循环放煤时间的长短，决定于顶煤厚度和冒放性、工作面长度、输送机的 生产能力以及支架放煤口的通过能力，循环放煤时间按下式计算:T= hz2 b2 s2 丫 2 n 2 n2 K/Kp2 Q=9.83 3 1.753 0.8 3 1.453 85%3 1193 1/ （0.43 3000） =1.68 h101min式中:T循环放煤时间，hhz顶煤厚度，9.83mb支架宽度，1.75ms循环放煤步距，0.8m3丫一煤体密度，1.45t/mn顶煤回收率，85%n工作面放顶煤支架总数，119架Kf顶煤冒落性影响系数，对于顶煤冒落块度适中，流动性好的取Kf = 1;对于顶煤冒落块度大，需进行破碎的，

36、取Kf = 1.2 ;对于容易形成自然冒落拱的 顶煤，取 Kf = 1.3，取 1.2Kp工作面生产不均衡系数，Kp 1取0.4Q放顶煤输送机小时生产能力，3000t/h通过以上计算，一个循环放煤时间为101mi n,根据在综采作业过程中，割煤与放煤平行作业，通过循环割煤时间和循环放时间进行比较， 循环时间以放煤时间为主，确定每循环的作业时间为101mi n。则日循环数为（24-6 ） 3 60- 1013 0.85 9 （个）式中:0.85为事故影响系数。日产量:2862.2 3 9=25759.8 (T)4.正规循环（见附图2-2-2 ） 附图5:正规循环作业图第三节设备配置.工作面主要机

37、电设备配置表7工作面主要机电设备配置序 号设备名称型号功率KW电压V生产能力设备1采煤机SL500181533002700t / h2前部刮板输送 机PF 6/114223 75033002500t / h中间槽长1.75 m3后部刮板输送 机P F6/134223 85533003000t / h4转载机PF 6/154245033003500t / h5破碎机SK111840033004250t / h6胶带输送机DSJ140/350/3 3 50033 500100003500t / h7顺槽头转载机AFC600100008顺槽头破碎机MMD706系 列 1150mm中心距双齿辊筛分破

38、碎机400100009液压支架ZF13000/25/38支撑掩护式，支撑高度2.5-3.8m中心距1.75m10端头支架ZTZ20000/25/38宽度3.34 m11乳化液泵站BRW400/31.5A25033004台压 力：31.4 Mpa12喷雾泵站BP W315/12K12533004台13绞车JH2-1717660移动力列车 用14动力中心AW2000-2500KVA/10/3.45KV/2台15动力中心TEK1534-2500KVA/10/3.452台16移动变电站KBSGZY-500KVA/10/0.692台17变电站KBSG-315KVA/10/0.692台表8液压支架技术参数

39、名 称型号初撑力(KN工作阻力(KN高度 (MM长3宽(MM数量(架)普通 支架ZF/13000/25/3810096130002500- 380053953 1750119过渡 支架ZFG/13000/26.5/3810096130002650- 380057983 17507端头 支架ZTZ20000/25/3815467200002500- 380011753 33401.主要机电设备技术特征参数:1.米煤机：规格型号Eickhoff SL500 AC制造厂商：德国艾柯夫公司总装机功率1815 Kw截深800 mm滚筒直径2300 mm滚筒转速28 r.p.m.取大截割硬度可达100 M

40、pa过煤口高度约 780 mm最大牵引力757 kN卧底量约 370 mm机身高度约 2040 mm截割电机功率23 750 Kw牵引电机功率23 90 Kw牵引速度30.75m/ min电压3.3 kV(+ 10%2、工作面前、后刮板输送机:(1)前部刮板输送机:产地：欧盟-20%)规格型号PF6/1142安全第一生产第二工作面作业规程制造厂商：DBT德国有限公司产地：运输能力2500 t/ h设计长度260 m铺设长度239 m刮板链型式双中链总装机功率23 750 Kw中部槽长度：1756 mm中部槽结构特点轧制槽邦钢，焊接型式圆环链规格423 146 mm中部槽连接方式哑铃销链速1.5

41、2m /S卸载方式端卸驱动装置布置方式平行布置软启动方式：CST冷却方式水冷电压等级3300V 50H(2)后部刮板输送机规格型号PF 6/1342制造厂商：DBT德国有限公司产地:运输能力3000 t/ h设计长度260 m铺设长度239 m刮板链型式双中链总装机功率23 855 Kw中部槽长度1756 mm中部槽结构特点轧制槽邦钢，焊接型式圆环链规格423 146 mm中部槽连接方式哑铃销链速1.52m /S塔山矿综采一队198106安全第一生产第二塔山矿综采一队 8106工作面作业规程卸载方式端卸软启动方式:CST冷却方式水冷驱动装置布置方式平行布置电压等级3300 V 50H3.液压支

42、架:(1)中部支架:架型:支撑掩护式正四连杆低位放顶煤液压支架型号ZF13000/25/38支架结构高度2500 3800 mm支架宽度16601860 mm支架中心距1750 mm初撑力(P=31.4Mp a):10096 KN工作阻力(P=40.43Mpa): 13000 KN底板平均比压:2.64 Mpa支护强度1.23 Mpa泵站压力:31.4 Mpa操作方式本架操作(2)过渡支架:型号ZFGI3000 /26.5/38H型反四连杆过渡支架支架高度支架宽度支架中心距26503800166018601750mm10096KNmmmm初撑力(P=31.4Mpa)工作阻力(P=40.62Mp

43、a) 13000 KN支护强度1.2 Mpa底座前端比压:0 3.7泵站压力31. 4 Mpa操作方式本架操作转载机:（与皮带尾搭接）规格型号PF G6/1542制造厂商:DBT德国有限公司产地：欧盟（3）端头支架:型号ZTZ20000 / 25/支架高度2.5-3.8 m支架总宽度（2架）3.341m中心距2.42m单架宽度：0.92m初撑力（两架）15467KN工作阻力（两架）20000KN支护强度0.52Mpa对底板比压（平均）：1.36Mpa移架力：1320KN泵站压力：31.4Mpa重量：67458K g4.转载机和破碎机:转载能力3500 t/ h总装机功率450Kw圆环链规格34

44、3 126mm链速1.74 m/s驱动装置布置方式平行布置驱动方式KP-25/30偶合器VOITH650冷却方式水冷中部槽结构特点焊接型式中部槽联接方式哑铃销，螺栓连接刮板间距504 mm设计长度48.13300 V50 Hz电压等级供电频率转载机自移装置ZY1100 型制造厂商张家口煤机厂破碎机:规格型号SK1118制造厂商:DBT德国有限公司产地：欧盟破碎能力4250t/h供电电压3.3 Kv总装机功率400 kW偶合器VOITH6505. Matilda自移皮带机尾规格型号Matilda制造厂商:DBT德国有限公司产地：欧盟适应胶带宽度1400mm与胶带机的搭接方式滑靴式皮带机回带装置与

45、胶带机的有效搭接长度3500 mm回转滚筒直径500 mm自清式清扫方式DSJ140/350/3 3 500型可伸缩带式输送机表9 DSJ140/350/3 3 500型可伸缩带式输送机参数表序号项目单位数值1输送量吨/小时35002带速m/s4.53提升高度m1104输送机名义运距m30005输送机总功率千瓦33 5006阻燃钢绳芯输送带型号S2000带宽m1.47电动机型号YB560M1-4功率千瓦500转速转/分1485电压伏特100008驱动装置CST型号630KS速比19.259传动滚筒直径mm?1040、？106010改向滚筒直径mm?1040、？1030、？63011托辊直径mm

46、?15912托辊槽形角度3513盘式制动器套114储带长度m120泵站乳化液泵站规格型号BRW400/31.5A制造厂商:中国单台泵的额定流量400L/min单台泵的功率250kw额定工作压力31.5 MPa(可调整)允许介质最高温度过滤精度供电电源3300V、50Hz乳化液箱总有效工作容积(主、辅箱)4000L喷雾泵站规格型号:BP W315/12K中国产地单台泵的额定流量315L/min安全第一生产第二工作面作业规程单台泵的功率125kw加压泵功率7.5kw工作压力12.5 MPa(可调整)允许介质最高温度 45过滤精度15.811.513.65115#、90120#未垮落，1653#垮落

47、0.54m 5477#垮落0.51.5m，7889#垮落至支架顶部，随着生产，开始向工作 面两边垮落，伴有顶板碎裂、垮落声。28.624.726.6510105#支架上顶煤垮落高度超过4m试放煤时，115#支架、101121#支架上顶煤垮落0.53m342931.53120#支架上顶煤全部垮落，顶煤覆顶，两巷道未垮落。37.933.635.753120#支架上顶煤全部垮落，头巷古塘软托，顶煤垮落块度大， 顶煤不宜放出。58.35054.2工作面尾巷沿切顶线垮落，工作面移架过程中邻架安全阀开启。根据以上矿压显现说明，当工作面推进到7.8 m时工作面古塘顶煤开始从2634#架局部垮落，当工作面推进

48、到13.65 m，1689*架垮落高度为：0.5 4m当工作面推进到：35.75 m时古塘顶煤已经全部垮落。通过对上述的综合分析，顶煤的初次垮落步距为：13.65 m;直接顶初次垮落为：26.65 m;老顶初次折断距离为：54.2 m。由于工作面倾斜长度大、顶煤厚，因此每次来压时工作面压力达到 10000 KN以上，中部压力显现比较明显。周期来压步距工作面正常推进时为1012 m；推进不正常时，周期来压步距缩短为68 m。第四章生产系统第一节运输.运输设备及运输方式:运煤设备及装、转载方式日常运材料、设备使用防爆胶轮运输，车型号为:WqC4防爆胶轮，运大型表12运煤设备运煤设备型 号装转方式前

49、部输送机P F6/ 1142自动后部输送机PF6 / 1342自动顺槽转载机PF6 / 1542自动胶带输送机DSJ140/ 350 / 53 500自动皮带头转载机PF6 / 1542自动2.辅助运输设备及运输方式设备用ED40铲车，LWC-40T支架搬用车。.移前、后刮板输送机（转载机、破碎机等）方式:工作面支架与前部输送机采用拉条与千斤顶联接,与后部输送机米用链条与千斤顶联接。支架与前、后刮板输送机前移互为支点,推移前部输送机工作滞后机组后滚筒20m外进行，拉后部输送机工作在放完煤后分段拉回。 工作面头部割 通后，机组反向牵引，距工作面头部20m之外停机，移过前部输送机机头后，通 过端头

50、支架推移千斤将转载机（破碎机）前移。三.运煤路线:8106工作面 2106巷1070皮带巷主皮带 1002皮带1001皮带地面落煤塔辅助运输路线:地面-副平硐- 1070辅助大巷- 5106回风巷（或2106运输巷） 8106工作面。顺槽及工作面行人路线:2106皮带头、2106绕道皮带巷行人侧跨越前部刮板输送机支架内前后柱之间 5106回风巷行人侧 风门附图8： 工作面运输系统示意图第二节一通三防与安全监控.通风系统:（一）风量计算1、根据气象条件确定风量:Q采=Q基本3 K采高3 K采面长3 K温=9063 1.5 3 1.53 1.1=2242 （mi/min ）式中：Q采采煤工作面需风

51、量，m3/min ；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min ；（采高 3.5m）3 70%适Q基本=603工作面控顶距（6.163m） 3工作面实际采高宜风速（不小于1.0m/s），通过计算取：906nn/min ；K采高回采工作面采高调整系数，1.5K采面长回采工作面长度调整系数，1.5回采工作面温度与对应风速调整系数，1.12、按综采工作面布置专用排瓦斯巷计算工作面风量8106工作面风量分配目前8106顶板高抽巷已经施工到位，正常生产期间, 应按下式计算:Q采=Q0+Q高抽巷Q高抽巷一工作面顶板高抽巷风量，m/min ；Q采一采煤工作面需风量，m /min。Q回工作面回风巷风

52、量，m/min ；按工作面回风巷分担的工作面瓦斯量， 计算公式如下：Q回=1003 qcH3 K=10CB 63 2.5=1500 m 3/mi nqcH回采工作面风排瓦斯量，m/min。通过对8105工作面与顶板高抽巷贯通后日常观测，结合 8106工作面绝对瓦斯涌出量，推算出 5106巷风排量为6m/min ；K 工作面瓦斯涌出不均衡系数，根据同煤集团公司情况，高瓦斯矿井取2.5。依据8105综采工作面高抽巷运行情况，设计8106工作面顶板高抽巷配备“ 大两小”两台抽放泵，8106工作面实际抽排风量 Q高抽巷=1000 m3/min。故：Q 采=0回 +Q尾=1500+1000=2500n/

53、min3、按工作面风流温度进行计算Q 采=603 V采3 S采=603 1.5 3 ( 6.163 3 3.5 ) =1941 ( Rlmin)式中:V采一一采煤工作面风速，m/sS 采一一采煤工作面的平均断面积,4、按工作面人员数量计算Q采=43 N 人=43 1 00=400 nf/min式中，4每人每分钟最低需风量4 m3/min ；N人工作面同时工作的最多人数，按交接班两班人员同时在工作面考虑，取N人=100人。5、按防爆机动胶轮车需风量计算：Q采=E Q胶轮车=5.44 3 ni 3 pi 3 Ki (m/min )3=5.443 43 653 0.5=707.2 m /min式中：

54、刀Q胶轮车-第i个地点胶轮车的需风量，m/min ；5.44-每KW每分钟供给的最低风量，m/minni- 第i个地点胶轮车的台数，4台;Pi-第i个地点胶轮车的功率，KWKi-配风系数，(第i个地点使用1台胶轮车时Ki为1.0 ；第i个地点使用2 台胶轮车时Ki为0.75 ;第i个地点使用3台及3台以上胶轮车时Ki为0.5)根据煤矿安全规程的第103条规定，工作面需风量应从多个因素计算中 取最大值，则 Q采=2500ri3/min 。6风速验算:煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/ S,根据以上计算所需风量进行验算:60 3 0.25S 153 ( 6.16

55、33 3.5) =324符合要求Q采 240S =2403 ( 6.1633 3.5 ) =5177S工作面平均断面积，m 2;通过上述计算可知，8106工作面的实际需风量为2500用/ min。通风路线:(1)地面新鲜风:主平峒、副平峒、盘道进风井T 1070皮带巷、1070辅助运输大巷T 2106巷(2)工作面污风:1) 5106巷5106回风绕道1070回风巷盘道回风联巷-1、盘道回风联巷-3 7盘道回风立井7地面2) 8106顶板高抽巷7瓦斯抽放管路7、二盘区瓦斯抽排泵站7盘道回风联巷-1、盘道回风联巷-2 7盘道回风立井7地面通风设施:2106巷：风桥一座，两道调节。5106巷：风桥

56、一座,在5106巷与1070辅运巷设置风门两道，5106与1070回风巷有两道调节。8106顶板高抽巷：四趟瓦斯抽放管路，风门两道，密闭一道工作面测风站位置:在2106巷距人行巷口往里50m里设一站，在5106巷距调节50m以里设一站, 开采期间每天测一次工作面风量。防治瓦斯:（一）瓦斯检查:1、加强通风管理工作，严禁将两道风门同时打开，或无计划调节风窗，改变风流的大小。2、爱护通风设施。发现风门、风桥、调节风窗等通风设施损坏要及时通知通风区修复。3、工作面当班跟班干部及班长、电钳工、放煤工、采煤机司机要佩戴便携式瓦斯检测仪，人人必须佩戴自救器并能正确使用。4、开采期间工作面每班有专职瓦斯检查

57、员，检查工作面头、中、尾、上隅角、回风巷（回风绕道口以里15m处）气体，瓦斯检查员实行“三检查”、“三汇 报”、及工作面“手拉手”交接班制度，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手 册和检查地点的记录牌上，并通知现场作业人员，严禁空班、漏检、假检。5、生产过程中出现甲烷便携仪或甲烷传感器超过0.8%时，瓦斯检查员责令现场人员停止工作；超过1.2%时必须采取断电撤人，然后由瓦斯检查员监测工 作面及报警点瓦斯情况，确认气体不超限后，方可重新送电恢复生产。否则，严 禁送电生产。6工作面必须实现甲烷传感器断高压电源，实现瓦电闭锁。（二）瓦斯监测:8106综采工作面监控系统的设计方案的设计是依据煤矿安全规程

58、、山西省煤矿“一通三防”管理规定、安全生产行业标准AQ1029-200e等有关法律法规、标准进行设计的，设计安装的是天津霍尼韦尔公司生产的ZM51环境监控系统。（三）瓦斯超限管理措施:若因瓦斯超限造成工作面断电，要立即汇报矿调度室、通风区值班室以及队值班室。工作面所有作业人员必须听从瓦检工指挥，由跟班干部、瓦检工、安监 工组织将人员撤至1070皮带巷（或1070辅助运输巷），同时在各巷巷口设岗拦人, 以防其它人员误入工作面。在此期间，由通风区查明原因，采取措施进行处理。只有当工作面瓦斯浓度降到0.8%以下，方可由瓦检工通知送电，再组织进行作业。（四）瓦斯治理方案:按照当前塔山矿综采工作面的基本

59、状况及 8106工作面瓦斯治理设计要求, 8106工作面开始生产后，顶板高抽巷将会贯通，工作面通风方式将变为“一进一回一抽”。结合8105工作面顶板高抽巷封闭抽放工作面采空区瓦斯经验，贯通后，将 对8106顶板高抽巷进行密闭，通过瓦斯抽放系统抽排采空区瓦斯，解决工作面上 隅角瓦斯问题。具体方法是：在顶板高抽巷三叉口往里 3m处构筑密闭，在密闭墙内预埋 4趟抽放瓦斯管道（500mnPE管两趟、600 mmPE管两趟，分别与一盘区瓦斯抽放泵站的2BEC62型抽放泵和二盘区瓦斯泵站的2BEC80型抽放泵连接。在非周期来 压时，采用“一大两小”三台泵进行抽放，来压时或采空区瓦斯涌出较大时，采 用“两大

60、两小”四台泵进行抽放，通过增大高抽巷的抽放量解决上隅角瓦斯超限 问题。其他要求严格执行塔山煤矿8106综放工作面瓦斯综合治理方案及安全技 术措施的规定。综合防尘系统:（一）防尘管路系统:2106巷铺设4寸供水管、3寸供水管各一趟，5106巷铺设3寸供水管、4寸供水管各一趟供喷雾泵站和乳化泵站。2106巷每隔50m安设一个6分异型三通截门，5106巷每隔100m安设一个6分异型三通截门，以供洗巷、净化水幕及 消防使用。其它管路规格为:工作面配备四台德国豪森科公司 EHP-3K125/80型,两台RX31型清水箱组成喷雾、冷却泵站，与开关列车联在一起，稳设在2106巷轨道上。喷雾泵站使用 38伽、