毕业设计论文辛置矿2煤310水平一采区延伸设计说明书

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1、阳泉职业技术学院毕业设计说明书阳泉职业技术学院毕业设计说明书毕业生姓名：专业：煤矿开采技术学号：指导教师：所属系（部）：资源系二九年五月- 5 -阳泉职业技术学院毕业设计评阅书题目：辛置矿2#煤310水平一采区延伸设计说明书 资源系煤矿开采技术专业 姓名蔺康杰 设计时间：2009 年4月18日-2009 年4月25日 评阅意见：成绩： 指导教师：（签字）职务：200 年月日阳泉职业技术学院毕业设计答辩记录卡资源 系 煤矿开采技术 专业 姓名蔺康杰答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为

2、30%，答辩组为70%。 专业答辩组组长：（签名） 200 年月日 摘 要本设计为辛置矿310水平一采区延伸设计，共包括八章：1、矿井概况；2、采区基本开采条件；3、开采方法；4、顶板控制；5、采区通风与安全；6、安全技术措施；7、施工组织；8、附件。辛置煤矿位于山西省南部临汾地区北缘，霍州市境内，处于霍西煤田中部，霍州矿区东南。井田东西走向长6.28.4km，南北倾斜宽6.57.7km，面积为51.834km2。主采煤层为2号煤，平均倾角为5，煤层平均总厚为3.5m。井田地质条件较为简单。辛置矿年生产能力250万吨，井田工业资源储量为240.9564Mt，矿井可采储量173.48Mt。矿井服

3、务年限为74.13 a，矿井正常涌水量为150.47 m3/h，最大涌水量为180.97 m3/h。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田为双斜井单水平开拓，采用采区布置，采煤工艺为走向长壁综合机械化沿顶底板一次性回采的采煤方法。主运输大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车设备运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井工作日为330 d，工作制度为“三八制”。 编者2009年5月目 录第一章 矿井概况.1第一节矿井基本概况.1第二节矿井开拓概况.3第二章采区基本开采条件.3第一节采区概况.3第二节地质特征.4第三节采区面积、储量、回采率.6第三章开采方法.7第一节采区设计方案.7第二节采

4、煤方法.8第三节采区巷道布置.14第四节采区重要技术经济指标及概算.16第四章顶板控制.17第一节支护设计.17第二节工作面顶板控制.18第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制.20第四节矿压观测.23第五章采区通风与安全.23第一节采区通风、运输、供电、压风、排水、通讯、照明设计.23第二节采区综合防尘设计.31第六章安全技术措施.33第一节预防瓦斯和煤尘爆炸的措施.33第二节特殊安全技术措施.34第三节预防火灾措施.35第四节采区防治水措施.35第五节避灾路线.35第六节其它.36第七章施工组织.37第八章附件.38第一章 矿井概况第一节 矿井基本概况一、地理位置：辛置煤矿位于山西省南部临汾市

5、北缘，霍州市境内，覆盖辛置镇、陶唐峪乡、赵城镇、兴唐寺乡的一部分，处于霍西煤田中部，霍州矿区东南。地理坐标：东经：1114115-1115037北纬：362500-363200辛置煤矿是省属国营企业，隶属山西焦煤集团霍州煤电集团有限责任公司。井田位于霍山西麓，汾河谷地东侧，除汾河谷地较平坦外，全区地形起伏，沟谷纵横。地势北高南低，由东向西倾斜，地面最低标高为539.5m，最高标高为1381.2m,相对高差847.7m。由于地形影响，东西向顺成沟谷发育，地貌以低山及黄土丘陵为主。辛置煤矿位于山西省霍州市以南15km的辛置镇内，矿区西侧紧邻有南同蒲铁路及大（同）运（城）公路通过，东侧3km处有大运

6、高速公路通过。以辛置火车站为基点，北距太原市200km与北同蒲线、石太线相接，南距临汾市65km，交通堪称方便。二、河流、气候和地震本区河流属黄河支流、汾河水系。汾河自北向南从矿区西部经过。据石滩水文站资料，汾河最大流量2800m3/s，枯水季节（4，5，6月）最小流量0.5m3/s，历史最高水位标高506.71m。辛置矿井工业广场就位于汾河东岸谷地。区内较大地表迳流有宋庄沟、塔底沟、河底沟、桃沟、跑蹄沟等处，终年有水，流量最大者可达151m3/s。由东向西羽状排列注入汾河，属黄河水系。辛置煤矿位于内陆高原区，属温带大陆气候，气温变化较大雨量分布不均，最大降雨量在7、8月份、春秋季干燥风沙较大

7、，夏季则受内陆干旱季风沙影响，炎热多雨，冬季受强烈西伯利亚寒流侵袭、寒冷干燥。区内年平均气温12.9，一月份最冷，月平均气温-3.6。最低日气温-21.6，7月份最热，月平均气温25.4，最高日气温40。全年无霜期平均197天，最少150天，最多219天，初霜一般在10月中旬，终霜期在来年4月上旬，最迟在四月中旬。年平均降雨量461.4mm，最少年降雨量353.11mm，最大年降雨量688.9mm，最大月降雨量248.3mm，最大日降雨量137.5mm，降水量多集中在7、8月份，约占全年的半数以上。全年盛行偏南风和偏北风，春季以偏南风为主，其次是偏北风。夏、秋、冬季以偏北风为主，西南风次之，年

8、平均风速1.9m/s，极端最大风速18m/s。年平均冻结66天，冻结始于12月中旬，来年2月中旬解冻，冻土深度平均49.3cm，最大67cm，最大积雪厚度11cm。地温梯度每百米递增0.82.4，为地温正常区。据煤炭工业部1978年12月煤炭工业地震区划资料本区地震烈度属九度地震区。三、井田面积、储量情况及服务年限：辛置井田处于霍西煤田中部，霍州矿区东南，北与曹村矿相邻；西与干河煤矿相邻，以前河底断层，赤峪断层为界；南部以坐标点：(1)x=4034620.00,y=19564000.00;(2)x=4034500.00,y=19565700.00;(3)x=4035350.00,y=19569

9、360.00;(4)x=4037100.00,y=19572885.00，四点连线为界，南部为辛置矿接替区；东至11号煤层基岩露头线；东西宽6.48km，南北长7.08.5km，面积为59.0834km2。截止2008年末，矿井剩余地质储量为23590万吨，可采储量为3310万吨。按年生产能力250万吨计算，矿井服务年限为9年。四、建井时间、投产时间、原设计能力及改扩建时间、改扩建后的能力：辛置煤矿于五十年代末期开始建设，但未建成就简易投产，71年补套为0.9Mt/a，86年达产，88年突破1.0 Mt，91年进行矿井改扩建，设计生产能力为1.5 Mt/a,98年达产1.55 Mt,2000年

10、矿井年产量达2.359 Mt。 2005年山西省煤炭工业局下发晋煤规发2005256号关于2005年省属煤炭集团公司及地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定的批复文件中， 2005年矿井核定生产能力为2.5 Mt/a。第二节 矿井开拓概况辛置井田基本上为一个倾斜较宽（78.5Km）走向较短（6.48.0Km）的单斜构造故采用分区多水平开拓，根据煤层赋存情况，原设计将井田分为北、中、南三个区域，分为上、下两个煤组，辛置井田按煤组分区开拓，矿井开拓方式为平峒一暗斜井分区开拓，共分三个水平：第一水平为540水平，平峒开拓，平硐口开在工业广场西部，平硐口底板标高+540.521m。平硐按3坡度沿NE

11、E方向掘进，平硐全长5000m（包括水平运输大巷）。第二水平为南区450水平，采用一对暗斜井开拓，在距平硐口1400m处往南开拓+540水平南扩区石门，长度1400m。再以一对暗斜井至2号煤底板，暗斜井斜长600m，再沿2号煤层底板开凿450水平运输大巷。第三水平为310水平，采用平峒一暗斜井分区开拓，是在450水平大巷1600m，开拓石门长3800m，再以一对暗斜井至310m标高处开凿310水平运输大巷。矿井采煤采煤方法采用综合机械化沿顶底板一次性回采。矿井采掘机械化程度100%。第二章 采区基本开采条件第一节 采区概况一、采区位置310一采区延伸采区，所采煤层为2#煤，井下位于310一采区

12、以南，西南以仇池村村庄煤柱为界，西北以H=70M断层防水煤柱为界，东北至川草洼村村庄煤柱，东南以珊垣村村庄煤柱为界,南至H=40M断层。2#煤上限标高200M,下限标高为90M。采区地面位于洪洞县仇池村上部及珊垣村西北，东北大部分为第四、三系黄土覆盖，为农田耕地，地势平坦，西南和东南部分区域有50-70M深的沟壑，雨季期间沟谷有季节性洪水流过。地面最高标高为830M，最底标高为690M。采区黄土覆盖厚度60M-350M，基岩厚度380M-430M。二、采区几何尺寸310水平一采区延伸采区为一不规则的多边形，走向长度平均为3050m，倾斜长度平均为320-860m，面积为1931940m2。三、

13、采区煤柱设计根据煤矿安全规程、煤矿设计规范及矿井设计文件，结合我矿生产实践，在采区内留设以下煤柱：1、采区轨道巷、皮带巷、回风巷中至中留设煤柱35m。2、采区回风巷、轨道巷两侧护巷煤柱80m。3、工作面至70m断层留设防水煤柱70m。4、工作面至40m断层留设防水煤柱20m。5、条带面相邻工作面之间留设煤柱70m。6、大面相邻工作面之间留设煤柱20m。四、相邻采区开采情况310水平一采区延伸采区相邻的一采区正在开采。第二节地质特征一、地质构造、煤系地层根据采区和周边钻孔以及区域地质资料，采区内主要地层为石炭系和二迭系地层，以中奥陶系地层为基底，采区内大部分被第四系履盖，只在铁血沟谷底部两侧可见

14、到第三系出露。、构造特征采区处于一阶梯状构造带中,处于北东向H=70m断层上盘和近东西向H=40m断层下盘,整体为一单斜构造,煤层走向N50E,倾向SE,倾角在4-7之间,平均5,属于近水平煤层由于采区处于两条大落差断层之间，结合相邻一采区构造分析，预计采区内隐伏断层构造较大发育，煤层主节理产状：N60E，倾向SE，倾角80。二、煤层与煤质、煤层采区所采煤层为2#煤，根据采区内钻孔及相邻一采区煤层厚度情况，该煤层煤层稳定，平均厚度3.43m，结构复杂，含两层夹矸，其中第二层夹石呈透镜状变化1.91(0.44)0.45(0.03)1.02煤层结构为1.86(0.30)0.40(0.02)0.85

15、；煤层倾角较小一般在4-7之间，平均5。、煤层顶底板煤层类别岩石名称厚度(M)主要岩石特征2#煤顶板直接顶泥岩-粉砂岩0.5-5.9灰黑色，中厚层状，中等硬度，富含植物4老顶K-8中细砂岩0.2-10.2中厚层状，中等硬度，以石英为主，层面含炭质及白云母，次圆状，分选中等，波状层理8底板直接底泥岩6-12灰黑色，中厚层状，均匀层理，上部含植物化石，中部夹薄层菱铁矿结核8老底粉砂岩1.2-9.8深灰色，中厚层状，石英为主，坚硬6根据钻孔和相邻区，2#煤直接顶为泥岩由东向西逐渐由泥岩向砂泥岩粉砂岩过渡，其上一层0.3-0.5m不稳定煤线；直接底泥岩下部含1-2层0.2-0.5m不稳定煤线。、煤质煤

16、质指标：2#煤原煤灰分（AD）含量为13.99-19.14，属低灰煤；可燃基挥发分（Vdaf）含量为32.36-33.53，粘结性指数GRI为90-96，胶质层最大厚度（Y）为22-28mm,根据煤炭分类国家标准（GB5751-86），2#煤可划分为肥煤；原煤全硫（St,d）含量为0.32-0.77属特低硫煤；原煤干基高位发热量（Qgr,d）为28.549-30.41MJ/kg,属高发热量煤；所以该采区2#特低硫、低灰、具有强黏结性和高发热量的肥煤。是很好的炼焦用煤。三、水文地质根据相邻采区水文地质情况，二叠系K10、K9、K8及2#煤顶板各砂岩层裂隙水为充水水源，其含水性徽弱。距2#煤顶板最

17、近的K8砂岩及附近砂岩裂隙水是影响工作面采掘生产的主要水源，局部裂隙发育，含水较多，会造成工作面涌水。本井田O2灰岩水位标高505m，本采区2#煤底板标高90m-200m，O2灰岩水水头高度350-415m，采区为带压开采，经计算本采区O2灰岩突水系数为0.32-0.38kg/cm2m，属安全区，但当遇导水断层或陷落柱时，需采取专门的防治水措施。本采区与一采区水文地质条件相似，开采方法相同，利用一采区实际涌水资料，采用水文地质条件比拟法预计本采区的涌水量，经计算：Q正常68.6m3/H，预计本采区正常涌水量70m3/H。四、瓦斯、煤尘、煤层自燃发火根据现有生产资料，采区2煤层瓦斯相对涌出量为9

18、.2m3/h，属低瓦斯矿井。2煤尘爆炸指数为32.31%，属爆炸性较强的煤层。2煤层不具有自燃发火性。第三节采区面积、储量、回采率一、采区面积及计算范围本采区面积计算范围为西南以仇池村村庄煤柱为界，西北为H=70m断层防水煤柱为界，东北至川草洼村庄煤柱，东南以珊垣村村庄煤柱为界，南至H=40m断层。根据上述圈定范围，计算面积为：2煤层：1931940m2二、采区储量1、地质储量根据地质说明书，本采区地质储量为894.6万吨，其中村庄煤柱344.6万吨。2、可采储量根据地质说明书，本采区可采储量为543.4万吨，其中条带103.4万吨。3、圈定储量条带面：100.8万吨大 面：421.1万吨合

19、计：521.9万吨4、采区回收率采区回收率100%521.9/543.4100%96%第三章开采方法第一节采区设计方案一、可行性分析采区处于一阶梯状构造带中,处于北东向H=70m断层上盘和近东西向H=40m断层下盘,整体为一单斜构造,煤层走向N50E,倾向SE,倾角在4-7之间,平均5,属于近水平煤层由于采区处于两条大落差断层之间，结合相邻一采区构造分析，预计采区内隐伏断层构造较大发育，煤层主节理产状：N60E，倾向SE，倾角80, 对生产影响较大。经过认真的分析、研究、方案比较，最后提出如下两套较优方案：方案一：一采区延伸轨道巷从一采区轨道巷12#点向上15m处开口，以147方位角掘进894

20、m到位；一采区延伸皮带巷从一采区皮带巷15#点处开口，以147方位角掘进864m到位；一采区延伸回风巷从一采区回风巷14#点处开口，以147方位角掘进860m到位；轨道巷与皮带巷、皮带巷与回风巷中至中留设35m煤柱，工作面实行双翼布置。此方案的设计准备工程量为3083m（岩巷1816m），其中一采区延伸轨道巷为894m，（岩巷846m）一采区延伸皮带巷为864m，（岩巷339m），一采区延伸回风巷为860m（岩巷286m），变电所及回风眼（岩巷）一个163m,水仓（岩巷）一个132m。贯眼三个170m（岩巷50m）。方案二：一采区延伸轨道巷从现一采区轨道巷迎头开口，以17130方位角掘进622

21、m到位；一采区延伸皮带巷从一采区轨道巷11#点前25m处开口，以15030方位角掘进煤库检修道54m，后以17130方位角再掘进676m到位；一采区延伸回风巷从一采区回风巷迎头开口，以17130方位角掘进672m到位；轨道巷与皮带巷中至中留设35m煤柱、皮带巷与回风巷中至中留设30m煤柱，工作面实行双翼布置。此方案的设计准备工程量为2448m（岩巷1602m），其中一采区延伸轨道巷为622m（岩巷），一采区延伸皮带巷为676m，（岩巷330m），一采区延伸回风巷为672m（岩巷230m），煤库检修道54m（岩巷），煤库及风眼26m，变电所及回风眼（岩巷）一个164m,水仓（岩巷）一个132m，

22、贯眼两个102m（岩巷44m）。二、方案对比及选择：1、工程量对比：方案一准备工程量3083m，其中岩巷1816m，方案二准备工程量为2448m，其中岩巷1602m，从工程量上对比，方案一比方案二的准备工程量岩巷多214m，煤巷多421m，即方案一比方案二多掘巷道635m。2、采区采出量对比：方案一、二均采取双翼布置，但方案一将巷道布置在村庄煤柱边靠近大巷煤柱，减少了煤柱损失，方案二将采区巷道布置在村庄煤柱中部，增加了煤柱损失，这样从煤柱损失上对比，方案一比方案二多采煤54万吨，可见效益显著。通过以上对比可看出，虽然方案一比方案二多掘巷道635m，但方案一比方案二多采煤54万吨，综合考虑，认为

23、方案一技术上是可行的，经济上是合理的，故选择方案一。第二节采煤方法一、采煤方法：采区生产能力及服务年限1、采煤方法的选择根据本采区2煤的赋存情况，地质构造及相邻采区开采情况，本采区采用走向长壁一次采全高垮落法采煤。结合我矿多年使用轻型综采支架的情况，310水平一采区延伸采区2#煤开采按综合机械化采煤考虑。2、工作面单产根据矿井后几年衔接安排的指导思想，结合南区的生产情况，采区安排一个大面和一个条带面生产。条带面单产：A条工作面长度月推进度采高容重回采率542103.431.350.9549884（吨/月）大面单产：A大工作面长度月推进度采高容重回采率2001203.431.350.951055

24、75（吨/月）3、采掘工作面个数根据矿井的生产能力及衔接安排，采区确定两个综采队（一个条带面和一个大面），一个准备头，三个回采掘进头。4、采区生产能力A采(A条A大A掘) 12（4988410557512436）122014740（吨/年）取A采为170（吨/年）。式中：A掘（A条A大）8%（49884105575）8%12436（吨/月）5、采区服务年限T=3.5（年）式中不均衡系数取1.1。二、采煤工艺（一）选择工作面机械设备根据我矿现有综采设备情况，确定落煤、装煤采用MG500/1130-WD型双滚筒采煤机，工作面运煤采用SGZ1000/1400型可弯曲刮板输送机，顺槽运煤采用SZZ10

25、00/375转载机（配置一部PCM315破碎机）和HM-SSJ1000/2202型胶带输送机；工作面支护采用ZY7600/23/45型双柱掩护式液压支架进行支护；两巷超前维护采用DZ42（35）型单体柱配合HDJA1200型金属顶梁或工字钢梁支设。机电设备配备明细表：序号设备名称规格型号功率KW额定电压V数量1采煤机MG500/1130-WD113033001套2工作面输送机SGZ1000/1400140033001部3转载机SZZ1000/37537511401部4破碎机PCM31517511401台5乳化液泵DRB315/31.520011402台6馈电开关BKD9-400/6006603

26、台7带式输送机HM-SSJ1000/220222011401部SPJ10009026601部8水泵BQW100-15-7.57.56601台DOS150/60/55/N55660备用19移动变电站KBSGZY-630/6（回采）KBSGZY-1000/6（机组）KBSGZY-315/61台1台2台10液压支架ZY7600/23/45115台11回柱绞车JM-17176601部12绞车JD11.411.46607部JD25256604部JD40406602部（二）回采工艺回采工艺流程为：割煤、装煤运煤移架(端头维护)推溜清煤推移转载机一落煤方式采用MG500/1130-WD型双滚筒电牵引采煤机割

27、煤并装煤，进刀方式：采煤机在距机头(机尾)30m内采用端头斜切进刀（大面），往返一次进两刀（即：采煤机往返一次为两个循环），返刀距离不小于30m，循环进度0.8m(见附图1：进刀方式示意图)。根据工作面综合运输能力及拉架速度、顶板条件，确定采煤机割煤牵引速度在0-4m/min。割过煤后，要求煤壁平直，并与顶底板垂直，伞檐长度超过一米时，其最大突出部分不超过250mm。采高要与支架高度相符，最大采高不大于支架的最大高度，最小采高不小于支架的最小高度。根据煤层厚度、采煤机、支架的参数，本采区工作面采高确定为：3.854.3m。二运煤运煤采用SGZ1000/1400型可弯曲刮板输送机运煤。运输机按逆

28、运煤方向的顺序起动，即开机运煤时：先启动一部运输机,待一部运输机运行正常后再开二部运输机，以此类推,直至工作面运输机全部启动；按顺运煤方向的顺序停机,即停机时：先停止工作面运输机,待下一部运输机开空后再停止下一部运输机，以此类推,直至工作面运输机全部停止。三移架1、移架采用邻架操作顺序移架，即用进风侧支架操作纵阀控制回风侧支架。采煤机割过煤后，支架即可降架前移，降架时尽量使顶梁与底座保持平行，降架高度不宜太大，一般保证在100mm-200mm之间即可。降架后即可移架，做到尽快支护已暴露的顶板，以免冒顶发生。正常情况下，移架距采煤机后滚筒不大于3-5架，否则必须停机移架。其操作步骤如下：采煤后收

29、护帮板降架收侧护板移架升架伸侧护板伸护帮板推溜2、采煤机割煤前，将前滚筒前方3-5架支架的护帮板收回，并随着采煤机向前割煤逐架回收，距采煤机后滚筒3-5架支架的距离开始降架拉架，到位后及时扳动升柱手把，使支架接顶严实。移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作手把分别打到推溜位置，移架时顶梁不宜下降过多，立柱卸载即可。立柱下降量小时可不操作平衡油缸，一般移架和降柱可同时进行，这样即可有利于控制顶板，又可提高移架速度。3、顶板破碎时，必须停机拉架或带压移架，片帮严重时（超过600mm），采取超前支护及时打开护帮板的方式即先拉架支护后割煤再推溜；顶板较为破碎时，支架初撑后，适当调整平衡油缸，

30、使支架顶梁前端上翘，增加支架顶梁前端的支撑力，以减缓新暴露顶板的下沉和破碎；顶板坚硬时，操作平衡油缸，使支架顶梁后端上抬，以增加支架顶梁后端的支撑力和切顶力；顶板不平时，要在支架顶梁上加垫背板，确保支架顶梁接顶严实。4、移完支架后，操作手把打回零位。移架距采煤机后滚筒大于10m时，必须停机移架，决不允许空顶作业。5、移架后，支架支护必须符合下列要求：ZY7600/23/45型支架初撑力不低于规定值(6413KN)的80%，即5130(64Mpa)。移过的支架成直线，其偏差不超50mm，中心距1.75m，其偏差不超100mm。支架顶梁平行于顶板，其最大仰、俯角小于7，支架垂直于顶底板，歪斜小于5

31、。相邻支架不挤不咬，架间间隙小于200mm。支架端面距不大于434mm。支架顶梁错差高度不大于支架侧护板的2/3。6、端头、超前支护工作面上、下端头采用基本支架与DZ42（35）型单体支柱配合HDJA1200型金属顶梁单柱进行支护，放顶线处支设封口柱。另当支架与煤壁间距超过1.2m时，在机头（机尾）处根据现场实际情况，封口柱前方靠工作面侧支设一对3.6m兀梁，一梁三柱，随工作面推进交替迈步前移。正、付巷距工作面煤壁25m范围为超前维护范围，距煤壁15m范围内支设双排柱，25m范围支单排柱，单排柱支在靠工作面煤壁一侧。四推溜采煤机割过煤后20m后，即可顺序推溜，推溜时必须多架支架同时操作，以防溜

32、子出现急弯或脱节，推溜时根据情况可多次或一次推到位。不管是用哪种方法，务必使运输机与煤壁保持平行，并符合下列要求：1、推溜必须是同一方向，严禁从两头往中间推溜。2、推过的溜子必须成直线，最大弯度不超过3，弯曲段不少于20m，并保证溜子平、直、稳。3、工作面输送机头与顺槽输送机搭接合理，底链不拉回煤。五清煤推溜后，及时将架间及推溜千斤顶槽内浮煤清理干净上溜运走，保证2m2浮煤厚度小于30mm，且无大块煤矸。六推移转载机1)、割一个循环移一次转载机，转载机使用回柱绞车拉移，移动步距为0.75m。2)、推移转载机时，在施工前先清理该区段基架轨道上及其移动范围内的杂物，提前检查移动范围内支柱、支护及设

33、备情况，指派专人在机头、机尾进行指挥，并要专人联系信号，保证拉移时，作业区内严禁有人，一定要统一指挥，动作协调，防止损坏设备。七处理采空区方法采用全部垮落法，放顶步距0.8m。八工作面回采率中厚煤层达95%以上。（三）劳动组织循环作业一工作面工作制度采用“三班生产，边采边推，交叉班检修”的作业方式。二人员配备及劳动组织形式综采面主要工种：采煤机司机、拉架推溜工、端头工、清煤工、运转工等。工作面采用追机作业的劳动组织形式。三工作面循环作业方式采用正规循环作业，循环工进度0.8m，作面条带面昼夜循环14次，其中八点班5次，四点班4次，零点班5次，日进度11.2m；大面昼夜循环7次，其中八点班3次，

34、四点班1次，零点班3次，日进度5.6m。附图2：正规循环作业图表（四）打眼开炮当两段头煤壁采煤机割不透和正巷扩回柱绞车硐室时，采用打眼开炮的方法。开炮时，必须遵守三大规程中得有关规定。打眼、装药、开炮时要根据炮眼布置图及爆破说明书作业。附图3：炮眼布置图及爆破说明书（五）各工序安全注意事项1、采煤机司机、支架工及三机司机严格执行煤矿工人技术操作规程的有关规定。2、采煤机割煤时，提前采煤机前滚筒3-5架收回支架护帮板。支架顶梁上有浮矸时必须及时将浮矸清理干净。3、当开动的采煤机距机头（机尾）小于20m时，严禁人员在机头（机尾）作业。第三节采区巷道布置一、主要大巷与采区巷道的关系及采区巷道布置形式

35、根据选定方案，一采区延伸轨道巷从一采区轨道巷 12# 点向上15m处开口，以147方位角掘进894m到位；一采区延伸皮带巷从一采区皮带巷 15# 点处开口，以147方位角掘进864m到位；一采区延伸回风巷从一采区回风巷 14# 点处开口，以147方位角掘进860m到位，三条采区巷道平行布置，其运煤、运料通过两条水平皮带、轨道运输大巷与五采区皮带巷、310付暗斜井联系运输。三条采区巷道中至中留35m煤柱，之间用贯眼联系，其中回风巷860m，皮带巷864m，轨道巷894m，采区实行双翼开采。二、工作面顺槽布置及采区巷道的关系工作面顺槽布置均沿煤层走向布置，相邻工作面顺槽间留20m（条带面70m）煤

36、柱。采区内共布置4个大面，4个条带面，大面顺槽均按3条设计（包括一条尾巷），大面长度为200m（130m），顺槽与尾巷中至中留30m煤柱，条带面按工作面长度54m，相邻两面留70m煤柱布置。工作面运输顺槽做立交与采区皮带巷联通，工作面轨道顺槽与采区轨道巷直接联通或做立交联通，回风顺槽与采区回风巷直接联通或做立交联通。三、工作面布置及开采顺序本采区工作面基本采用长壁式布置，布置4个大面，4个条带面，详见延伸采区巷道布置图。根据有关规定，本采区工作面合理开采顺序见附表。四、车场形式、运煤系统采区轨道巷采用平车场，上部车场长度按40m设计，下部采用平车场，长度不得小于30m，采用单钩绞车运输。采区运

37、煤系统全部采用皮带运输，采区皮带巷铺一部重型皮带，皮带长度864m，工作面运输顺槽运煤通过延伸及一采区皮带至310水平皮带运输大巷。五、巷道断面尺寸及支护形式根据采区服务年限、采区地质情况、巷道所处位置及设备等因素，结合相邻采区实践经验，巷道断面尺寸及支护形式选择如下：1、延伸采区回风巷矩形断面，全断面锚、网、梁配锚索复合支护。掘宽4.4m，净宽4.2m，掘高3.6m，净高3.5m，毛断面15.84m2，净断面14.7m2。2、延伸采区皮带巷矩形断面，全断面锚、网、梁配锚索复合支护。掘宽4.2m，净宽4m，掘高3.3m，净高3.2m，毛断面13.86m2，净断面12.8m2。3、延伸采区轨道巷

38、矩形断面，全断面锚、网、梁配锚索复合支护。掘宽4.2m，净宽4m，掘高3.3m，净高3.2m，毛断面13.86m2，净断面12.8m2。4、采区变电所矩形断面，锚喷支护，净断面13.5m2。5、贯眼矩形断面，锚、网、梁配锚索复合支护，净断面11.52m2。6、工作面顺槽矩形断面、全断面锚、网、梁配锚索复合支护。掘宽4.2m，净宽4m，掘高3.7m，净高3.6m，毛断面15.54m2，净断面14.4m2。7、工作面尾巷矩形断面、全断面锚、网、梁配锚索复合支护。掘宽3.8m，净宽3.6m，掘高3.1m，净高3m，毛断面11.78m2，净断面10.8m2。六、采区掘进率根据工作面布置，本采区圈定储量

39、为521.9万吨，掘进总进尺为38021m，其中准备进尺3083m，回采进尺34938m。则回采巷道万吨掘进率：B回回采进尺/圈定储量34938/521.9=66.9(m/万吨)准备巷道万吨掘进率：B准准备进尺/圈定储量3083/521.9=5.9(m/万吨)采区巷道万吨掘进率：B采总进尺/圈定储量38021/521.9=72.9(m/万吨)七、首采面投产时井巷工程首采区首采面2108面形成生产准备工程量为2101m，其中采区回风巷540m，采区轨道巷518m，采区皮带巷770m，贯眼两个110m，变电所一个163m。回采进尺5896m，其中21081巷1562m，21082巷1618m，21

40、08尾巷1536m，尾巷贯眼780m，切巷2002m。第四节采区重要技术经济指标及概算见附表一第四章 顶板控制第一节 支护设计一、支架设计选型计算1、架型选择根据工作面顶底板岩性、底板比压、煤层厚度及有关生产资料，工作面支护采用ZY7600/23/45型双柱掩护式液压支架，其特征见下表：支架型号项目ZY7600/23/45型支撑高度2.3-4.5m支架宽度1.65-1.85m支架初撑力6413KN支架工作阻力7600KN支护强度0.93Mpa所需泵站压力31.5Mpa支架中心距1.75m顶梁长度4200mm端面距434mm移架步距800mm2、承压计算n=72.3Hm+Lp+78.9Bc-10

41、.2N-62.1式中：-额定支护强度下限KN/m2Hm -煤层最大采高，取4.3mLp-基本顶周期来压步距，取8mBc-控顶宽度(端面距加顶梁长度)434+4200=4634mmN -充填系数(直接顶厚度/采高=5.5/4.3=1.28)代入数据则：=72.34.34.5878.94.63410.21.2862.1 =637.36(KN/m2)=0.637（Mpa）查支架技术特征表，因工作面所需支架实际支护强度小于选用液压支架的额定支护强度(0.93Mpa)，故选择该支架满足安全生产需要。因此确定工作面液压支架为ZY7600/23/45型。二、乳化液泵站的选择（一）、泵站选型、数量乳化液泵型号

42、为DRB315/31.5型乳化液泵，两泵一箱。一台液压泵满足工作面正常工作，另一台液压泵备用。（二）、泵站设置位置工作面液压泵布置在各工作面回风联巷内。（三）、泵站使用规定 1、乳化液泵运行时，严禁甩掉保护。2、泵站、液箱盖板必须盖严，以防杂物进入泵体、液箱。3、卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。4、乳化液浓度保持在3%5%之间，并经常用测比仪检查配比浓度。5、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统的完好。第二节 工作面顶板控制工作面采用全部垮落法管理顶板，移架后顶板自行垮落，工作面支护采用ZY7600/23/45型双柱掩护式液压支架进行支护，设计大工作面长20

43、0m，安设支架115架，移架步距0.8m。采煤机割煤时顺序移架及时支护，支架沿工作面直线排列，两支架中心距1.75m，支架端面距为434mm，最大控顶距为5434mm，最小控顶距为4634mm。一、正常时期的顶板支护形式本工作面采用追机带压擦顶移架的方式支护顶板。采空区顶板随支架前移自行垮落。采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过3-5架后进行，超此距离发生片帮或冒顶时，必须停止割煤进行处理。支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”。2、工作面出现冒顶时，要及时用木料构顶，并升紧支架，使支架接顶严实。3、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则要及时调整

44、。二、工作面特殊时期的顶板控制（一）来压及停采前的顶板控制1、初采来压时，两巷超前、端头及封口柱严格按标准支设，在原有的超前支护上，距煤壁5米范围内必须采取加密支柱；封口柱除按标准支设外，还需在靠工作面侧的支设戗柱。在此期间单体柱的初撑力必须达标（90KN）且不得出现卸液单体柱。2、停采前工作面顶板管理工作面停采前距停采线20m时要控制好采高，距离停采线10.2m时准备铺网上绳，具体规定需要制定制定专门的措施报批执行。（二）过断层、陷落柱及顶板破碎时的顶板控制1、工作面过断层或陷落柱时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机的检修，严禁“带病”运转。2、断层面上下两盘以上盘破顶留底煤、下盘破底

45、留顶煤为原则，将断层面附近平整过渡，防止支架脱开。工作面高度不得忽高忽低，并严格按要求将采高控制在1.8-2.4m之间。3、采用带压移架超前支护。4、相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，不挤不咬不倒。保持良好的支护状态，初撑力达标（26Mpa）。三、工作面来压及停采前的顶板控制1、工作面基本顶初次来压前必须及时编制初采安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。3、工作面支架初撑力要达标。正副两巷超前支护范围内的液压支柱初撑力不得低于11.5MPa，确保整体支护强度，预防冒顶。4、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。四、初次放顶工作面支架全部按规定调试合格

46、后，机组割煤，移架支护开始放顶工作。工作面推进12m后，顶板仍不垮落，或垮落不充分（垮落高度小于采高的1.5倍），则必须另行制定强制放顶措施，进行强制放顶。五、正常放顶工作面正常生产时，每移一次架，放一次顶。正巷端头悬顶面积超过25m2时，必须进行强制放顶。六、末次放顶当工作面推至设计停采线，需结束工作面回撤支架，进行末次放顶。（另制定专项措施）第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、运输巷、回风巷支护及两巷超前维护方式：工作面两巷端头及超前维护，在原巷内两架工字棚间，采用DZ-28（25-32）型单体液压支柱单梁单柱支护，小梁规格为600mm或1200mm的“”型梁，小梁垂直巷帮布置，小梁与

47、单体支柱必须用细钢丝绳或10#铁丝与顶网相连；支柱采用矿自制防倒链，防倒链由皮子与铁链组成，要求皮子与支柱连接可靠、铁链与顶网有效连接，也可采用硬连接，支柱防倒必须可靠。1、运输、回风两巷超前维护(1)两巷超前维护距离规定：正巷从工作面煤壁起向外10m内支设双排支柱，距工作面煤壁起向外靠工作面一侧10-20m内支设单排支柱，柱子支于小梁中部0.6m处，柱距1.0m，支设后保证行人宽度不小于0.7m，另一侧距转载机挡煤板0.1m-0.3m；副巷从工作面煤壁起向外10m内支设双排支柱，距工作面煤壁起向外靠工作面一侧10-20m内支设单排支柱，支柱距两侧煤帮0.6m，柱距1.0m，超前所有支柱手把朝

48、向巷道内。超前支护距离可根据现场巷道顶板情况适当延长超前支护长度。(2)两巷超前支护通过断层面或顶板压力大时，柱距可缩小到0.5-0.6m；或在巷道中加设一排单梁单柱，柱距0.6m，其中一侧留有0.7m的人行通道；也可采用套单体液压支柱与2.8-3.2m工字钢梁配合成的一梁两柱的棚子支护，柱距2.4-2.8m，棚距1.0m。(3)支柱必须掌握2-3迎山角度迎山要有力，两巷顶板不平及局部漏顶处必须将顶板构平构实，要求超前支护保证做到“一穿、两拴、三齐、一达标”（一穿：既所有支柱全部穿鞋；两拴：既拴梁、拴柱；三齐：既支柱支设整齐、电缆悬挂整齐、管线吊挂整齐；一达标：既支柱初撑力达标-11.5Mpa

49、以上）。(4)副巷超前的电缆、管线管理采用单轨吊。A、单轨吊安装在副巷超前至副巷开关车两排超前支柱间的工字棚梁上，其中一侧留出不小于700mm的行人通道，吊挂距回采机尾0.5m-1.0m，距开关车不大于3m。B、单轨吊采用专用吊环安装在工字棚梁上，用钢绞线配合花连螺栓调整单轨吊每节轨道的吊挂高度，使单轨吊吊挂高度在1.0-2.0m。吊挂时，分别在每节轨道两端的吊挂孔处吊挂，吊挂后要保证单轨吊机身平、直、稳；轨道吊挂好后，在轨道两端采用连接片固定，固定后两节轨道间距不得大于5mm，高低错差小于2mm。C、单轨吊轨道上安装滑车，滑车间距为1.2m。滑车间采用1000mm长4mm厚的扁铁连接。在滑车

50、机架上安装管线夹，管线夹分两侧吊挂管线，左侧吊挂电缆，右侧吊挂管路（副巷进去方向）。在距开关车的第一节轨道端头安装拖移缆线的手拉葫芦。单轨吊操作工艺：a、工作面每割一个循环，单轨吊滑车及管线夹向外移动一次，滑车使用手拉葫芦挂至滑车最前端向外移动，步距为0.6m。b、工作面向前推进5个循环，在回采机尾处拆一节单轨吊轨道并移至开关车向外延伸一节，步距为3.0m，延伸后将手拉葫芦移至第一节轨道端头。c、工作面开关车向外移动后，及时补齐单轨吊，并吊挂好缆线。(5)割煤前，预先对正、副巷距工作面煤壁5m范围内的超前支护加固，每移一次架，提前1-2个循环回掉煤壁侧的超前支护。2、机头、机尾端头维护(1)在

51、原有超前支护的基础上，加打点柱【采用DZ-28（25-32）型单体液压支柱单梁单柱或一梁两柱支护，小梁规格为600-1200mm的“”型梁，小梁垂直或平行于巷帮布置】的形式进行支护，柱、排距0.8m，顶板压力大或顶板破碎时可调整支柱间距为0.3-0.6m。(2)机尾、机头端头支架距帮大于1.2m时，应根据现场情况在封口柱前方平行于巷道在端头支架旁用3.6m“”型梁配合单体柱支成一梁三柱，成对布置，迈步支护，梁间距0.2m，悬梁0.2m，“”梁交错3m，梁头相错0.6m，迈步步距1.2m，要求靠工作面侧第一架“”型梁距支架最大间距不大于0.7m，且所有支柱初撑力达11.5Mpa以上。(3)端头顶

52、板完好、平整时，工字棚梁回撤后采用支设单梁单柱支护，支柱距帮0.3-0.6m，支柱支设好后在支柱与工字棚腿间采用1.2-2.0m的坑木（道木、板梁）背好，坑木（板梁、道木）要放在两架棚棚腿之间，坑木两端在两棚腿的外露相同，并与工字棚腿采用10#铁丝双股绑扎固定。3、封口柱支护方式(1)封口柱采用0.6m-1.2m的小梁配合单体支柱单排单梁单柱支护，小梁与巷道平行支设，柱距为0.3m；巷道内原工字棚梁未回撤时，也可采用在工字棚梁下支设单体柱，柱距为0.3m；上、下隅角悬顶大于25m2时，采用支设丛柱、戗柱或支密集支柱切顶，柱距0.3m；顶板破碎时，封口柱也可采用支设双排单梁单柱支护，柱距为0.3

53、m，排距0.6m，支柱交错布置，封口柱支设应在工作面侧距液压支架顶梁后沿切顶线0.6m处。（正巷封口柱距支架顶梁后沿滞后不得超过0.6m）。且所有支柱初撑力达11.5Mpa以上。(2)回撤封口柱时，必须坚持“先支后回”的原则，严禁提前回柱、跳回和同时回多根支柱。附图4：回采工艺平面布置图二、特殊条件下的顶板管理1、由于工作面结构复杂，在工作面过构造时，要由专人维护两巷，支护方式为：架木棚、铁棚、单梁单柱。工作面要备用5方木料和10%的各种支护材料。2、过落差小于1m的断层，采取调整支架高度和开震动炮上盘破顶下盘破底或上盘留顶三角煤下盘留底三角煤配合机组截割的方法，使工作面顶底板平缓过渡，不得出

54、现0.2m以上的台阶，否则必须在空顶的支架上用圆木或板梁构顶，然后升紧支架。3、煤壁片帮造成端面距超0.6m时，必须超前支护，提前移架。4、顶板破碎时调节平衡油缸使顶梁前端提前接顶；老山悬顶时调节平衡油缸使顶梁后端提前接顶。顶板破碎时，采煤机割过煤后，及时带压拉架。5、若工作面顶板破碎冒落超过300mm时，必须构顶，待顶板稳定后，由跟班副队长现场指挥，由有经验的老工人用长柄工具将冒落周围的活石、片帮等不安全隐患处理后，加固漏顶四周的支护，由瓦检员检查瓦斯浓度为正常值时，并经许可后进行工作；构顶前备齐物料，选好退路，并架设可靠的临时工作台（根据现场需要定）；构顶时，一人构顶，一人递料，一人监护，

55、动作要求迅速准确。三、最大、最小控顶距确定1、最大控顶距=支架顶梁长度+循环进度+端面距=4200+800+434=5434mm2、最小控顶距=支架顶梁长度+端面距=4200+434=4634mm附图5：最大、最小控顶距示意图第四节 矿压观测一、矿压观测内容本工作面的矿压观测内容主要有：支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测。二、矿压观测方法1、工作面的矿压观测：工作面机头、机尾的三个支架各安装一组压力表，中间每3架安装一组压力表，每班工人在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。矿压监测每班由当班安质副队长登记填写在验收表上，并报生产科进行分析处理，将处理结果及时反馈到工作面，指导生产。