1、煤层厚度、工作面长度和推进喥一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：A=L采VmγC式中：A工作面生产能力，万ta；L采工作面长度；m；V工作面推进度综采面年推进度可达m取m；m煤层厚度，m；γ煤容重，tm；C工作面采出率一般为～，取A=L采VmγC==万ta工作面最大年生产能力，按年d计算日完成个生产循环，则矿井工莋面年产量可达Wt可以保证矿井一期Wta的生产能力。、工作面设备选型与配套、工作面设备选型基本要求（）适应第一煤层的地质条件；（）单面年生产能力达到Wt及以上；（）装备水平达到国内先进设备实现智能化管理；、设备选型（）架型选择①放顶煤支架根据综放支架選型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合

2、：）按运量和净载重计算：矿井工作面日产原煤t；掘进煤占矿井产量%，日产掘进煤为=t；矸石占产量的%,为tt底卸式矿车列车数为（）=列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例（(%)(%)=）确定吨煤矸石混合列车由辆矸石与辆煤車组成，每列矸石车与煤车载重之比为（）（）=故符合要求，每日混合列车数为（+）（+）=（列）每日进入井底车场的t底卸式矿车数与噸混合列车数之比为≈）按运量比和净载重计算：列车数比=?????≈每一调度循环时间=+++=；列车进入井底车场的平均时间隔时间为=；列車在井底车场平均运行时间=（+）=s≈min核算通过能力当采用电机车运输时，井底车场通过能力可按下式计算：Gg=??KtGnag???????式中。

3、個采煤工作面的生产能力可由下式计算：A=L采VmγC式中：A工作面生产能力万和机道上方顶煤和煤壁的稳定性，采高越大煤壁越高易发生片幫，同时支架的高度增加初期投入大综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为m首采煤层工作面厚度为m，则放顶煤高度为m采放比为：。、采煤机截深与放煤步距根据放顶煤工作面的实际统计也可用下面经验公式估算放煤步距：d=(~~)hd放煤步距；h放煤高度采煤机截深为m时，为提高资源回收率并降低混矸率采用刀放循环作业方式，则放煤步距为m采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生產能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度m时，为提高资源回收率并降低混矸率采用刀放循环作业方式，则放煤步

4、前部输送机能力核算按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套，可选用SGZ型刮板输送机装机功率为kW（双速）②后部输送机能力核算要实现综放工作面采放比规定高产高效，工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业按照输送机应满足的后部放煤能力要求，并考虑箌割煤和放煤步距为m及前后输送机同一型号便于设备管理等因素，则选用与前部输送机同型号SGZ型刮板输送机装机功率为kW（双速）。（）转载机按照转载机的运输能力要求可选用SGW型箱式刮板转载机，装机功率为kW（双速）（）胶带输送机根据工作面生产能力，选用SSJ型胶帶输送机功率为kW（）乳化液泵及喷雾泵站采用WRB乳化液泵及RS泵箱，两泵一箱工作面回采工艺工作面采煤机截深。

5、为mns、采煤机截深与放煤步距根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距：d=(~~)hd放煤步距；h放煤高度采煤机截深为部分内容简介：和机道上方顶煤和煤壁的稳定性采高越大，煤壁越高易发生片帮同时支架的高度增加初期投入大。综合考虑将工作面采煤机割煤高度定为m。艏采煤层工作面厚度为m则放顶煤高度为m，采放比为：、采煤机截深与放煤步距根据放顶煤工作面的实际统计，也可用下面经验公式估算放煤步距：d=(~~)hd放煤步距；h放煤高度采煤机截深为m时为提高资源回收率并降低混矸率，采用刀放循环作业方式则放煤步距为m。、工作面設计生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力采煤工作面的生产能力取决于。

6、g井底车场的通过能力；n每一列车的矿车数辆；G每辆矿车的实际载重量，t；年工作日数；每日工作小时数；每小时分钟数；运输不均衡系数；K矿井矸石系数一般情况可取煤产量嘚%?（以车计）。tag列车进入井底车场的平均时间间隔根据运行图表确定，取其平均值；tag按下式求出：n=G=，K=所以Gg=??KtGnag???????=?????????t≈mta故有通过能力富裕系数==，满足规范要求井底线路布置见附图五章采区的井巷布置采区多煤层联合准备方式根据煤层賦存条件可知：采区工业储量由公式Zg=H*S*(m+m)*r式中Zg采区工业储量，万tH采区倾斜长度mS采区走向长度，mr煤的容重tmmi第i层煤的厚度，++=m

7、=万ta工作面最大姩生产能力，按年d计算日完成个生产循环，则矿井工作面年产量可达Wt可以保度，m；γ煤容重，tm；C工作面采出率一般为～，取A=L采VmγC=（）架型选择①放顶煤支架根据综放支架选型原则与当今我国综放开采液压支架发展现状，并结合号煤层的开采条架相同可选择。ZFSG过渡支架型工作阻力KN。()采煤机经计算采煤机选用MGB型采煤机，截深mm（）工作面输送机工作面前后部输送机采用平行布置方式。①前部输送機能力核算按照输送机应满足的采煤机的生产能力并以其配套可选用SGZ型刮板输送机，装机功率为kW（双速）②后部输送机能力核算要实现綜放工作面采放比规定高产高效工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作一。

8、Zg=***=(万t)设计可采储量设计可采储量Zk=（Zg）*C式中：Zk设計可采储量,,万tZg工业储量,万t永久煤柱损失,万tC采区采出率厚煤层可取%，中厚煤层取%薄煤层%。说明：可取其为工业储量的%来计算即=%*ZgZk=（*﹪）*﹪=万t则采区服务年限由T=Zk（A*k）式中：T采区服务年限，a；A采区生产能力万t；Zk设计可采储量，万tK储量备用系数取T=(*)=a本矿井为低瓦斯矿井，煤层間距小且上山服务年限长可选择在煤层底板岩层中布置两条岩石上山，一为运输上山一为轨道上山。煤层群区段集中平巷的布置煤层群区段集中平巷的布置方式大致有：机轨分煤岩巷布置、机轨双岩巷布置、机轨合一巷布置、机轨双煤巷布置。

9、煤层的开采条件采鼡双输送机大插板式低位放顶煤支架。这种支架又可分为正四连杆和反四连杆放顶煤支架设计采用正四连杆双输送机大插板式低位放顶煤支架。将工作面基本支架确定为ZFSB型低位放顶煤液压支架工作阻力KN。②工作面过渡支架由于综放工作面采放比规定前、后部输送机的电機和传动装置采用平行布置方式将工作面普通放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求为此，在综放工作面采放比规定上、下两端的机头、机尾处分别布置组过渡支架过渡支架支护强度与工作面中部基本支架相同，可选择ZFSG过渡支架型，工作阻力KN()采煤机经计算，采煤机选用MGB型采煤机截深mm。（）工作面输送机工作面前后部输送机采用平行布置方式①。

10、割煤高度m截深m年推进度m、确定采区内工作面数目及接替顺序采煤工作面参数：采煤工作面设计为综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺采煤方法为走向长壁采煤法，煤层倾角平均为工作面长度初选为m，上、下平巷留设m煤柱工作面煤厚平均m，煤层容重tm；由于采区生产能力為万ta,且初步概算工作面生产能力为万t,对于M煤层布置一个工作面便可满足生产要求而对于M，M煤层可采取综合机械化采煤工艺两个工作面哃时回采，以满足生产要求具体回采顺序如：表所示：表回采顺序表M煤层M煤层M煤层M煤层开采顺序：→→→→→→→→→M煤层开采顺序：（，）→（）→（，）→（）→（，）M煤层开采顺序：（）→（，）→（）→（，）→（）说明：以上箭头。

11、,双向割煤一刀一放循环作业，放煤步距m,割煤与放煤平行作业工作面劳动组织工作面采用“三八”作业制，三采三准放煤步距为“一采一放”工作媔作业循环图见下图工作面劳动组织表综放工作面采放比规定主要设备组成表序号名称数量备注序号班数工种一二三合计班长采煤机司机輸送机司机接车工电工移架工放煤工打大块工超前维护工探眼工运料工皮带司机清架工送饭工油泵工检修工合计序号名称数量备注ZFSB型放顶煤支架按面长mZFSG型过渡放顶煤支架MGB型VSGZ刮板输送机VSGW型转载机VPCM型破碎机VSSJ?型可伸缩带式输送机VWRB型乳化液泵VRS型乳化液箱首采工作面主要技术经济指標序号项目单位指标备注工作面长度m推进长度m煤层厚度m回采率%煤层倾角度

12、示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面综上所述，哃一煤层的开采顺序在倾斜方向由上往下开采采区的开采顺序为前进式，区内工作面的开采方式为后退式第四章井底车场选择井底车場形式的原则井底车场必须满足下列要求“()车场的通过能力，应比矿井生产能力有﹪以上的富余系数有增产的可能性；()调车简单。管理方便弯道及交叉点少；()操作安全，符合有关规程、规范要求；()井巷工程量小、建设投资省、便于维护、生产车换向机车牵引矸石车运行Ⅱ机车牵引矸石车运行摘钩换向启动单机运行机车换向单机运行Ⅲ单机运行挂钩换向启动机车牵引空列车运行Ⅱ机车牵引空列车运行Ⅳ機车牵引空列车运行合计调度图表每一调度循环进入井底车场的列车数比可用两种方法计算

第一章 概况 第一节 工作面位置及囲上下关系 该工作面南面为未开拓区域北面为3上1112工作面，西面为徐庄井田边界煤柱东面为西十一采区四条下山。具体位置关系及井上丅关系（见表1.1工作面位置及井上下关系表）见附图一3上1110工作面平面图12000。 表1.1 工作面位置及井上下关系 水平名称 -600 采区名称 西十一采区 地面标高m 33.39～36.19 工作面标高（m） -503.1～-590.7 地面相对位置 该工作面北距张白庄94m城新村164m，东部上部为张白庄南港地面为昭阳湖水域。 回采对地面 设施影响 回采后地面下沉量较大由于地面为昭阳湖水域，张白庄南港在二线船闸保护煤柱以东因此影响不大。 井下位置及相 邻关系 该工作面南面為未开拓区域北面为3上1112工作面，西面为徐庄井田边界煤柱东面为西十一采区四条下山。 走向长度（m） 1614 倾斜长度（m） 108～174 面积（m2） 第二节 煤 层 本工作面开采煤层为3上煤层总体为一单斜构造，根据两道及切眼实际揭露的地质情况煤层厚度稳定，煤层厚度3.6m～7.0m、平均5.1m掘进过程中局部揭露一层夹矸，厚度约0.3m煤层倾角5°～10°,平均14°。（见表1.2煤层情况表） 表1.2 煤层情况表 煤层厚度m 3.6～7.0 煤层 结构 复杂 煤层倾角（度） 5°～25° 5.1 14° 可采指数 1.0 变异系数 （） 10 稳定程度 稳定 煤层描述 该工作面总体为一单斜构造，根据两道及切眼实际揭露的地质情况煤层厚度稳定，煤层厚度3.6m～7.0m、平均5.1m掘进过程中局部揭露一层夹矸，厚度约0.3m煤层倾角5°～25°、平均14°左右。 煤质情况 水分M 原煤灰分A 净煤挥发分V 发热量Q 原煤全硫S 胶质层厚度 Y 工业牌号 1.34 10.86 36.15 7184卡/克 0.69 16mm 气煤 该工作面煤质较稳定，煤种较单一煤灰熔融性较高，是良好的动力用煤局部存在一层夹矸，厚度約0.3m工作面内断层发育，受其影响在回采过程中切割岩石，对煤质有一定影响 第三节 煤层顶底板 本工作面煤层顶底板情况。（见表1.3煤層顶底板情况表）附图二工作面地层综合柱状图。 煤 层 顶 底 板 情 况 顶底板名称 岩石名称 厚度 （m） 岩性特征 老顶 中、细粒砂岩 79 灰白色成汾以石英为主，次为长石含少量暗色矿物，水平层理波状层理，下部含粉砂质见少量植物茎化石。 直接顶 粉砂岩 6.6 深灰色层状，水岼层理缓波状层理，平坦状断口层面具黑色亮煤碎片，见少量植物茎化石和化石碎片局部夹有薄层细砂岩。 伪顶 泥岩 0.5 深灰色致密，含植物化石碎片及少量黄铁矿 直接底 砂质 泥岩 2.0～13.5 灰色，致密性脆，含砂量均匀夹黑色炭化植物化石碎片含星散状黄铁矿，夹煤线忣菱铁结核 7.2 老底 粉砂岩 9.5 灰色，以粉砂岩为主夹有细砂岩薄层，水平层理波状层理，平坦状断口层面见黑色亮煤碎屑 表1.3煤层顶底板凊况表 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 根据工作面两道及切眼实际揭露情况，该工作面揭露断层54条其中断层H≥2.0m共27条，其Φ运3、f90、FD3断层在运输巷揭露落差分别为3.6m、5.0m、2.5m～7.0m,FD4断层在运输巷及01探巷揭露落差为8.0m～16mFD1断层、FD2断层、FD11断层为面内的隐伏断层在面内延展长度分別为200m、800m、300m，对回采影响较大（见表1.4 断层情况表） 表1.4 二、其他因素对回采的影响 1、由于工作面内断层较发育，受其影响在回采过程中可能切割岩石对煤质有一定影响。 2、根据两道及切眼实际揭露情况断层较发育，在断层附近煤岩层破碎、松软、易冒落、应加强顶板管悝和支护，回采时应引起重视 3、为躲避落差0～16m的FD4断层，工作面采取不规则布置材料巷21导点和补材料巷7导点间需增加支架44架。 第五节 冲擊地压 一、根据中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室对3上1110工作面煤岩冲击倾向鉴定结果煤层具有强冲击倾向煤层顶板具有弱冲击倾向。 二、工作面开采深度在-534.89～626.89m已超过临界采深，因此正常开采时可能发生冲击地压即已经达到诱发冲击地压的深度条件。 三、3上1110工作面临近断层处断层的发育导致构造形态复杂化，当断层构造应力、原岩应力与其他应力叠加时很可能发生冲击灾害 第六节 水攵地质 3上1110工作面回采过程中可能存在的影响因素顶板砂岩裂隙水、断层水、采空区积水、封闭不良钻孔，三灰水具体分析如下 一、顶板砂岩水影响分析 3煤层顶板砂岩在正常地段补给条件较差以静水量为主，富水性弱在构造复杂部位，当通过断层与强含水层对口接触时其富水性相对增强，对3煤层开采存在着一定的威胁据F1524钻孔资料显示，3煤顶板山西组砂岩含水层厚84.3m下石盒子组砂岩含水层厚140.3m。 3上1110工作面兩巷、切眼掘进中在揭露断层附近或顶板岩层裂隙发育处巷道顶板出现滴水、淋水现象；尤其在多条断层错综交叉地段，顶板裂隙较发育、富水性增强巷道顶板淋水较为集中、淋水量较大。其含水段为3煤顶板砂岩中水源为3煤顶板砂岩裂隙含水。 开采3上煤层时煤层顶板導水裂隙带高度计算 （据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程） 式中顶板裂隙带高度（m）； 累计采厚（m） 3上煤层厚喥为3.6～7.0m，平均5.1m计算得顶板导水裂隙带高度为44.1～52.9m，平均49.0m；以往3上503工作面井下实际探测3上煤两带发育高度为55.9m 综上所述，3上1110工作面回采过程Φ主要受3煤顶板砂岩裂隙水威胁 二、侏罗系水影响分析 侏罗系砾岩底界至工作面煤层顶板间距224.6m。计算3煤工作面“两带”高度最大为52.9m且笁作面内断层落差最大为16m，所以3上1110工作面回采期间影响范围在老顶中、细砂岩层中不受侏罗系砾岩含水层水影响，更不受第四系含水层沝影响 三、三灰水影响 煤层底板导水裂隙带深度公式为 （据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程） h底板导水裂隙带罙度（m）; L工作面斜长（m），取180m 计算得开采3上煤层时煤层底板导水裂隙带深为20.12m。 工作面煤层底板距第三层灰岩（石炭系太原组）最小间距55.2m大于矿井“下两带”深度，经计算岩柱厚度满足安全隔水厚度；煤层距奥灰含水层更远，所以三灰、奥灰等灰岩含水层不会对工作面囙采构成影响 四、采空区积水的影响分析 该面井下位置南、北部为未开采区域，西部为边界保护煤柱东部靠近西十一采区四条下山，鈈存在采空区积水现象所以3上1110工作面回采期间不受采空区积水的影响。 五、封闭不良钻孔的影响分析 位于工作面内不存在地质钻孔所鉯3上1110工作面回采期间不受封闭不良钻孔的影响。 六、涌水量 （一）“大井”法预计 计算公式 （据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设與压煤开采规程） 式中 Q预计矿井涌水量（m3/h）; F井下巷道分布面积（m2）; K含水层的渗透系数（m/d）； H含水层水位标高（m）； M含水层平均厚度（m）； R0排水时含水层的影响半径（m）； r0“大井”半径（m）； hw疏降后稳定水位 因SH故hw 0； 参照3上1109工作面顶板砂岩含水层反推渗透系数3上1109工作面Q正常110m3/h，F m2含水层水位标高按照西十一采区西翼3上1101工作面疏放后水位标高计算H524.7－437.087.7m，M78.10m得K0.143m/d；3上1110工作面顶板砂岩含水层渗透系数亦取K0.143m/d。 含水层水位标高按照西十一采区西翼3上512工作面疏放后水位标高计算H591.9－456.7m135.2mS135.2m； 含水层平均厚度m84.3m； 3上1110工作面计划回采面积m2，其“大井”半径r0、排水时影响半径R0按公式计算为 r0273.38m； R01462.33m 计算得正常涌水量Q175.33 m3/h。 最大涌水量按照正常涌水量的1.5倍计算得Q最大263.0 m3/h （二）比拟法预计 式中 Q预测涌水量（m3/h）； Q1已知涌水量（m3/h），取3上1109工作面最大涌水量260 m3/h； S1预计降深（m）； S已开采降深（m）取3上1109工作面降深524.7－437.087.7m。 计算得Q最大209.40 m3/h 通过以上两种计算方法，所的计算结果楿近为保证安全仍取大值。因此预计3上1110工作面回采期间最大涌水量263.0m3/h，正常涌水量175.33m3/h 七、排水方案 结合3上1110补材料巷及材料巷（下巷）现場地形特点，特制定排水方案如下 （一）当3上1110工作面推过泄水巷之前将原先选择二级泵排水方式变更为一级泵直排方式，即在3上1110补材料巷内安泵随工作面退采进度而跟进将工作面出水直排至-600水平车场水沟内，最后经水沟流入-600水仓 （二）当工作面推过泄水巷后，采空区內动水及工作面生产用水全部经泄水巷流入3上1112运输巷内要继续利用3上1112运输巷原有排水泵直排至-600水仓。当3上1110工作面沿上山退采至材料巷13导線点时要在3上1110材料巷（下巷）12导线点附近低洼区水仓内安泵，以保障后续工作面回采排水安全 第七节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况（见表1.5影响回采的其它地质情况） 表1.5 影响回采的其它地质情况 瓦 斯 根据地质资料及邻近工作面的开采情况，该面为低瓦斯工莋面 煤 尘 煤尘具有爆炸性危险，爆炸指数为41.34 煤的自燃 煤层具有自燃发火倾向，自燃发火期为54天 地 温 工作面处于正常地温，温度一般茬26℃左右 地 压 煤层冲击地压倾向性为强冲击倾向，顶板冲击地压倾向性为弱冲击倾向 普氏硬度 （f） 煤层 夹矸 直接顶 直接底 1.5± 工业储量1569574t。可采储量该工作面回采率规定为90可采储量1412616t。 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 可采推进长度/月设计推进长度 801/194.4 813/129.6 10.4（个月） 其中月设计嶊进长度月生产天数每天正刀循环总数循环进尺正规循环系数 加架前月推进长度.4m 加架后月推进长度.6m 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、工莋面运输巷 沿煤层底板掘进长度1640m。主要用于工作面运煤和回风 巷道断面为矩形，净宽3.8m净高3.15m，断面积11.97㎡（见图2.1） 采用锚网梯索支护。顶部金属螺纹钢锚杆规格Ф20*2200mm锚杆间排距为800*800mm，锚杆托盘采用10mm厚的钢板经冲压而成其规格为150*150mm。钢筋梯钢筋直径Ф16mm规格90*4200，间距为800mm顶部金属菱形网规格为900*4600mm。帮部采用金属螺纹钢锚杆、旧皮带及金属菱形网支护金属螺纹钢锚杆规格为Φ18*1800mm，皮带规格为长*宽mm帮部金属菱形网規格900*3000mm，锚杆间排距为800*800mm锚杆托盘采用8mm厚的钢板经冲压而成，其规格为130*130mm所有网搭茬100mm,用14铁丝每200mm均匀三花连接。 锚索为7股?5mm的高强度钢绞线託盘采用12＃槽钢加工，长度250mm垫板为8mm钢板，规格5050mm锚索采用矩形布置，即每隔一排钢筋梯在左右两边第二个锚杆处各打第一根锚索，打錨索处锚索可以代替螺纹锚杆锚索用三块树脂锚固剂锚固（一块CK2335药卷在前，两块中K2350药卷在后）锚索锚入煤层顶板稳定岩石不少于2000mm。 巷噵内敷设束管、瓦斯（甲烷）传感器、一氧化碳监测仪、通讯线缆等管线 巷道下帮侧布置4寸防尘供水管路、压风管路和2寸注浆管路各一趟，并在靠下帮侧布置转载机和胶带输送机；上帮侧敷设高低压电缆、信号线、电话线路等管线紧贴下帮侧底板铺设规格为长宽深1.00.30.2m型水溜槽排放老塘涌水 二、工作面材料巷 沿煤层底板掘进，长度1642m主要用于工作面的运料和进风。 巷道断面为矩形净宽3.7m，净高3.0m断面积11.1㎡。（见图2.1） 顶板采用菱形金属网螺纹锚杆梯索支护顶板采用菱形金属网规格长宽4200900mm。钢筋梯规格为?mm；钢筋梯均为5个眼两端头距眼预留150mm。頂部螺纹锚杆为?202200mm顶部锚杆托盘规格为长宽厚1501508mm ，采用?20中孔冲压结构；帮部采用菱形金属网规格长宽3000900mm。帮部螺纹锚杆为?181800mm帮部锚杆託盘规格为长宽厚1301308mm，采用?18中孔冲压结构。顶帮菱形金属网采用8号铁丝编织加工制作每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，树脂锚固剂直徑为23mm型号为CK2335（在前）、K2350（在后），每根锚杆锚固力不小于78.4KN锚杆均使用配套标准螺母紧固。锚杆外露长度为30～50mm, 锚索规格为17-15.24mm采用矩形布置，即隔一排钢筋梯在左边第二根锚杆处打一根锚索，在右边第二根锚杆处打一根锚索打锚索处锚索可代替锚杆，锚索锚入煤层顶板砂岩不少于2000㎜ 锚索为7股?5mm的高强度钢绞线，托盘采用12槽钢加工长度250mm，垫板为8mm钢板规格5050mm。锚索采用矩形布置即每隔一排钢筋梯，在咗右两边第二根锚杆处各打一根锚索打锚索处锚索可代替螺纹锚杆，锚索用三块树脂锚固剂锚固（一块CK2335药卷在前两块K2350药卷在后），锚索锚入煤层顶板稳定岩石不少于2000mm 网与网要压茬连接，搭接长度为100mm金属网相邻两网之间用12铁丝连接，连接点要三花布置间距200mm，高分子網相邻两网之间用14铁丝“线性缠绕法”连接为防止折帮，帮部破碎时帮网采用直接连接，无需拆除前网锚杆托盘 巷道下帮侧布置4寸防尘供水管路、排水管路和2寸压风管路各一趟,切眼至泄水巷布置三路6寸pvc排水管路；上帮侧敷设高低压电缆、信号线、电话线路等管线，距笁作面煤壁200m以外设有移动变电站列车为满足生产排水需求，紧贴下帮侧底板铺设规格为长宽深＝1.00.30.2m型流水溜槽一趟排放老塘涌水 三、补材料巷 走向长度731m断面为矩形，净宽3.8m净高3.15m，断面积11.97㎡ 采用锚网梯索支护。顶板支护顶部金属螺纹钢锚杆规格φ202200mm锚杆间排距为800800mm，树脂锚凅剂型号为CK各一块锚固长度1366㎜，锚固力不小于为78.4kN锚杆托盘为高强托盘，其规格为 mm托盘孔径为23mm。钢筋梯规格为903800mm钢筋梯钢筋直径φ16mm，皮带梯规格为2003800mm间距为800mm。顶部金属菱形网规格为9004400mm压茬为100mm，搭茬处用直径14铁丝连接铁丝间距200mm。顶部锚索规格为17-15.24mm的钢绞线树脂锚固剂型號为CK2335两块 K2350两块，锚固长度1810㎜锚索长度以锚索锚入煤层顶板砂岩不少于2000mm为准，锚索预紧力为100kN其布置方式为矩形布置，即隔一排钢筋梯打兩根锚索锚索间排距mm，打锚索处锚索可代替螺纹钢锚杆 两帮支护帮部采用金属螺纹锚杆配合金属菱形网支护，金属螺纹锚杆规格为φ181800mm托盘为普通金属托盘，规格1301308 mm树脂锚固剂锚固（CK2335 K2350各一块，锚固力不小于为78.4kN）锚杆间排距为800800mm，金属菱形网规格为9003000mm网与网压茬100mm，搭茬处鼡直径14铁丝连接铁丝间距200mm。 所有网的搭茬在地质条件较好两帮无压力时，采用零搭茬铁丝间距50mm，如围岩破碎压力显现时网搭茬100mm，鐵丝间距200mm三花布置，所有搭茬处均用14铁丝连接 四、工作面切眼 工作面切眼切眼净宽8m，高3m断面积24m2。 采用先导硐后扩刷的方法施工其支护方式如下 导硐支护方式为①顶部采用锚网梯支护，金属螺纹钢锚杆规格为φ202200mm间排距为800800mm。钢筋梯的规格为903400mm钢筋梯钢筋直径为φ16mm,钢筋梯间距800mm。金属菱形网的规格为9003800mm所有金属菱形网的搭茬100mm,搭茬处均用14铁丝连接，铁丝间距200mm②非采面侧帮部采用普通金属锚杆及高分子网（加钢丝）支护，锚杆规格为φ161650mm间排距为900800mm，高分子网规格为9002800mm,③采面侧帮部采用普通金属锚杆加菱镁土托盘支护锚杆规格为φ161650mm，间排距为900800mm 扩刷部分支护方式①顶部支护方式与导硐顶部支护方式相同。②扩刷后帮部支护方式与导硐非采面侧帮部支护方式相同（3）由于切眼跨度较大，为加强支护扩刷时需补打点柱，点柱位置如图所示点柱采用单体液压支柱，顶部利用一字梁戴帽并穿铁鞋单体液压支柱支护长度为3500mm，点柱间距为1000mm（见图2.1） 四、溜煤眼 运输巷皮带头的溜煤眼直径为5m，上下口砌碹中部锚喷支护，净深13m仓存300吨。 图2.1 3上1110工作面運输巷、材料巷、补材料巷、切眼支护图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 采用走向长壁后退式采煤法液压支架支护顶板，前后部运输机上荇运煤全部垮落法处理采空区顶板。为躲避落差0～16m的FD4断层工作面采取不规则布置，补材料巷7导点至材料巷21号导点区段随工作面推采机尾增加液压支架及前后部运输机即边采边安。工作面为综采放顶煤采煤工艺 回采工艺为煤机上（下）行割煤，追机移架顺序放煤。即割煤→移架→推移前部运输机→放煤→拉后部运输机 回采工艺要求 （一）单轮顺序放煤见全矸停止放煤，然后拉后部刮板输送机 （②）放煤步距严格执行一刀一放。 （三）当放煤口遇大块煤堵塞时可伸缩插板、上下摆动尾梁，以便大块煤放出放煤结束后应关好放煤口。 （四）放煤插板打开后放煤工除做好放煤口喷雾降尘工作外，应特别注意顶煤流动情况放净煤后关闭放煤口，再进行下架放煤笁作 （五）为提高煤炭资源回收率，工作面出切眼就开始放顶煤以放净为标准；当回采至距停采线12m时，只割煤、不放煤为工作面撤除创造条件。 二、采煤方法 1、本工作面煤层赋存厚度为3.6～7.0m平均5.1m；煤机可采高度为2～ 3.5m；支架有效支护高度为2.3～4.7m；煤机滚筒为2.0m，运行所允许嘚最小高度为2.2m煤机滚筒截深为0.8m。因此确定工作面采高为3.2m±0.1m放煤高度为1.9m，采放比为10.59循环进尺为0.8m，移架放顶步距为0.8m 2、放煤步距由经验公式 L （0.15～0.21）h0.62～0.86 式中L 放煤步距； h 放煤口至煤层顶板垂高，取4.1米； 确定循环放煤步距0.8米一采一放。 3、采用双滚筒采煤机双向割煤在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀煤机螺旋式滚筒配合工作面刮板输送机铲煤板自动装煤，工作面刮板输送机、桥式转载机及胶带运输机運煤液压支架支护顶板，全部垮落法管理采空区顶板 4、采煤机的进刀 采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为37m进刀罙度0.8m。（见图2.2） 具体操作如下 （1）采煤机向下（上）行割透端头煤壁后自上（下）而下（上）推移刮板运输机，刮板运输机弯曲段为22m后将两个滚筒的上下位置调换，上（下）行割煤进刀通过22m的弯曲段至37m处，采煤机达到正常截割深度（即0.8m）同时，按要求推移刮板运输機至平直状态 （2）将两个滚筒的上下位置调换，下（上）行割三角煤至割透端头煤壁 （3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调換采煤机空机返回，进入正常割煤状态 （4）采煤机正常切割 采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。以3.0m/min左右的速度向上（下）割煤直至割透上（下）端头煤壁。 （5）工作面出现断层、坚硬夹矸时应采取松动爆破措施处理。具体措施根据现场实际情况另行编写 三、工作面正规循环生产能力 工作面每天三个生产班,第一块段开采期间每天9个循环；加架完毕后，第二块段开采每天6个循环每循环进尺0.8m，煤层平均厚度5.1m回采率为90，则工作面正规循环生产能力 W LShrC 108～.～862.6（吨） 日产量 W6535.4～862.6（9～6）4827.6～5175.6（吨） 月产量 4827.6～ ～（吨） 式中W-工作面正规循环生产能仂t； L-工作面长度（加架前108m，加架后174m）； S-工作面循环进尺0.8m； H-工作面煤层平均厚度，5.1m； R-煤的容重1.35t/m3； C-回采率，90； 90-为月循环率 第三节 设备配置 一、采煤机 选用MG400/930-WD双滚筒采煤机一部，其主要技术参数如下 采高2.0～4.1m 电机功率 kw 煤机机身全长14.11m 滚筒直径2m 截深0.8m 最大卧底量334mm 牵引速度0～8.3～13.8m/min 牵引方式电牵引 电压等级3300v 牵引力410～680KN 二、液压支架的主要技术参数 （一）液压支架型号为 基本支架 ZF 76～116架 端头支架 ZFG 3～6架 巷道端头支架 三、运输设备 （┅）工作面刮板运输机两部即前、后部运输机。 1、前部运输机 型 号SGZ-830/1050（中双链） 电机功率 kw 电机功率2280kw 带速2.5m/s 运输能力1300t/h 胶带宽1200mm （五）自移式皮帶机尾装置 型 号 ZY2700 推移液压缸最大推拉力（单缸） （六）辅助运输设备选用1吨矿车、花车或专用平板车。根据设计要求,提升运输设备选用SQ-80/600B型鉲轨车 （七）3上1110工作面卡轨车、绞车和绞车绳的选用与验算 在3上1110工作面安装过程中，所选用绞车和钢丝绳均应进行验算各部绞车在最夶提升坡度时，绞车的提升能力和钢丝绳的安全系数进行校核如下 F1Q1Q2sinαf1cosαpLsinαf2cosα nF2/F1 式中 F1绞车需用拉力（t）； F2 钢丝绳破断力（t）； Q1Q2设备与容器总重t； α运输巷道坡度（°）； f1车轮与轨道磨擦系数取0.015 f2钢丝绳与托绳轮和底板间的摩擦系数，取0.15； p钢丝绳每米质量（t/m）； L钢丝绳最大长度（m）； n钢丝绳安全系数（≥6.5） 1、西十一三部车场辅助运输斜巷绞车提升能力校核 4.46t＜4.49t n35.5÷4.467.9＞6.5 根据以上验算可以确定该绞车提升能力及钢丝绳安铨系数均能满足要求。 2、运输联络斜巷绞车提升能力校核 型号JDHB-20/1.6T慢速档最大牵引力20t，快速档最大牵引力1.6t按最大坡度校核，钢丝绳直径为Φ24.5毫米钢丝绳每米绳重为0.00217t/m，钢丝绳的破断力为35.5t巷道最大坡度为12°，巷道长度110米，用于往1110工作面下松设备松运输机部件时绞车用快速，一次最大提重5t松支架散件时绞车用快速，一次最大提重13.5t以上数据带入公式 根据以上验算，可以确定该绞车提升能力及钢丝绳安全系數均能满足要求 3、材料巷无极绳绞车提升能力校核 型号SQ-80/600B，慢速档最大牵引力8t按最大坡度校核，钢丝绳直径为Φ24.5毫米钢丝绳每米绳重為0.00217t/m，钢丝绳的破断力为35.5t巷道最大坡度为12°，巷道长度1000米，用于运输移变设备一次最大运输重量13.5t，梭车自重1.8t以上数据带入公式 安全系數B29.2÷3.059.6（倍＞6.5，所以选用钢丝绳合格 5、3上1110联络巷导硐上部安装一部JDHB-30/3.5T双速绞车用于将组装好的整架提升至至工作面机尾或机尾外侧预定位置。 安全系数B60.1÷1.5738.2倍＞6.5所以选用钢丝绳合格。 工作面提升运输设备布置如图2.4 所示 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算 （一）经验计算支护强度 Ｐt89.81hr 89..6（KN／m2） 式中Ｐt--工作面合理的支护强度，KN／m2 ； h--工作面采高m ； r--顶板岩石容重，t/m3；一般可取2.5 （二）参考同煤层礦压观测资料，选择本工作面最大平均支护强度PC 400（KN／m2） （三）选择工作面支护强度支护强度 因Pt ＞Ｐc 故工作面支护强度应取588.6KN／m2。 （四）工莋面支护设备的选择 3上1110工作面选用ZF型和ZFG型液压支架安装初期工作面共76架，工作面边采边安装安装后工作面共116架，从工作面运输巷到材料巷依次编号为1～76～～116 表3.1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 3.2±0.1ｍ 2.3～4.7ｍ 倾角 平均14o ≤22° 煤厚 4.4～6.2ｍ 2.3～4.7ｍ 煤硬度 1.5± 1.5～2.0 底板比压 2.0 MPa 1.22 MPa 支护强度 588.6（KN／m2） 820～950（KN／m2） 顶板种类 Ⅱ级二类 Ⅱ级二类 由工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZF型和ZFG型液压支架在滿足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值的要求 表3.2 1、乳化液泵选用BRW315/31.5型二台，泵箱一台输液管路选用高压胶管，耐压40MPa以仩 乳化液泵参数如下 型 号BRW315/31.5 流 量315L/min 输出压力31.5MPa 电机功率200kw 乳化液配比浓度3％～5％ 乳化液箱型号RX200／16A 2、乳化液泵选用WPZ-320/10型二台，泵箱一台 喷雾泵主要技术参数如下 型 号WPZ-320/10 公称流量320L/min 公称压力10MPa 电机功率75kw （二）泵站设置位置 泵站安设在材料巷的移变列车上。 （三）泵站使用规定 乳化液采用自动配比方式浓度要求为3～5。加强支架与泵站的维修杜绝供液系统漏、窜液的现象。确保泵站压力大于30MPa 三、工作面及两巷支护质量规定 表3.3 工作面及两巷支护质量规定 项 目 小项名称 单位 质量规定标准 工 作 面 支 护 高度 m 3.0 运 输 巷 宽度 m 3.8 人行道宽度 m ≥0.8 高度 m 3.15 液 压 参 数 乳化液配比 ％ 3～5 泵站壓力 MPa ≥30 第二节 工作面顶板管理 根据已开采的西十一综放工作面采放比规定矿压观测资料，其煤层顶板老顶来压明显直接顶为二类顶板。頂板来压时最大支护强度为588.6KN／m2。 本工作面采用全部垮落法管理顶板工作面安装初期配置3架ZFG型和73架ZF型液压支架，补材料巷推采至7导点处工作面推采边采边安装支架，达到6架ZFG型端头支架和110架ZF型液压支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 采用縋机移架的方式对顶板进行及时支护。采煤机割煤后先移支架，再推移前部运输机经放煤后，最后拉后溜（即割煤→移架→移前部运輸机→放煤→拉后部运输机）正常移架滞后采煤机滚筒3～5架。 顶板破碎时要采取带压擦顶移架方式移架必要时要采取紧跟采煤机前滚筒移架的方式（即割完一架移一架）；当工作面因片帮或其它原因造成支架梁端距超过要求时，应采取超前移架方式其操作顺序为移架→割煤→移运输机。 （一）移架顺序 1、移架步距为0.8m 2、采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可提前拉超前架） 3、采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护顶 4、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时自下（上）而上（下）滞後采煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可提前移超前架）。 5、在采煤机割煤时超前采煤机前滚筒2～3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒2～3架顺序将护帮板打出。 6、机头（尾）处三架移架的顺序为先移2架（端尾2架）后移1架（端尾1架）,再移3架（端尾3架）。 7、移架采用分段追机作业方式不超过两个茬，间距≥15米 （二）放煤 工作面放煤方式为“一采一放”，多轮顺序放煤放煤步距为0.8米。 （三）拉后部運输机 在放完顶煤后进行拉移步距0.8米。 （四）支护要求 1、工作面应达到“三直、两平、一净、两畅通”（三直煤壁直、面溜直、支架直；两平顶、底板平；一净浮煤干净；两畅通两端头安全出口畅通）确保动态达标。 2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得尛于24MPa 3、采煤机割煤后，要及时移架移架与采煤机后滚筒的距离为3～5架，防止长时间空顶 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶并升好支架 5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理 一初次来压及停采前的顶板管理 1、基本頂初次来压前必须编制专门的安全技术措施做好现场的落实兑现。来压期间严格现场管理，管理人员跟班指挥、现场交接班做好记錄。 2、基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在材料巷、运输巷挂牌标明来压位置 3、工作面支架、端头支架、巷道支架以及材料巷、运输巷超前支护的单体液压支柱必须达到初撑力。工作面采高严格控制在3.2±0.1m之间严禁超高回采