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1第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面名称二采区513回采工作面地面标高+740--+735井下标高+589—+513地面相对位置本工作面位于大南沟河以南的荒草地，无民房及其它建筑物。回采对地面设施的影响根据二采区512回采工作面回采时情况，在地表产生裂隙，有少量下沉，由于地表为荒草地，无任何建筑物。故对地面设施无影响。井下位置与四邻关系本工作面为扩建后左部第三个回采工作面，所以上部为512回采工作面采空区，下部和左部为尚未开采地区。右部距5煤回风下山30m处为本工作面停采线。走向长度/m1540倾斜长度/m150面积/m2231000第二节煤层煤层厚度/m1.7—2.1煤层结构单一煤层倾角（º）5—11开采煤层5#3煤种长焰煤稳定程度较稳定煤层情况描述工作面煤层呈单斜构造，煤层厚度较稳定，倾角5-11度，煤层内生裂隙发育。煤层以半暗型和半亮型为主，普氏硬度为1—2，密度为1.385t/m3,为低硫、低磷动力用煤。2第三节煤层顶底板1、煤层顶板为泥岩或细砂岩，灰黑色，平均厚度3.3m，易垮落。2、底板为粉砂岩、细砂岩，平均厚度3.5m，遇水易软化崩解。岩石强度低，坚固系数为4级，碎膨系数为1.25—1.50。第四节地质构造513回采工作面沿走向有缓坡状起伏，无其他大型地质构造，对回采过程中无影响。第五节水文地质一、含水层分析本工作面水文地质条件简单，回采过程中水害主要为泥岩顶板上部的砂岩水，主要以滴淋水形式出现，对开采不造成水害威胁。煤层中以静储量为主，补给水源差。二、其他水源分析其他水源为两巷及回采工作面喷雾降尘用水、单体液压支柱卸压水，水量较少。三、涌水量预计正常涌水量30m3/h,最大涌水量为60m3/h。第六节影响回采的其他因素瓦斯绝对涌出量为1.2m3/minCO2绝对涌出量为0.37m3/min煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸危险性煤的自燃倾向性煤层为易自燃级(3—6个月)地温危害无高温热害区3第七节储量及服务年限一、储量工作面工业储量63.99万吨工作面采出率为90%，可采储量57.59万吨二、工作面服务年限工作面服务年限=可采储量/设计月产量=63.99/3.225=17.9个月第二章采煤方法第一节巷道布置一、巷道布置概况：本工作面运输巷和回风巷大致沿煤层走向布置，开切眼大致沿煤层倾向布置。二、巷道断面、形状、规格、用途1、513运输顺槽断面为矩形，净高为2.3m，净宽为3.3m，净断面为7.59m2,,支护形式为锚网支护，担负本工作面的运输、排水、通风、行人等任务。2、513回风顺槽断面为矩形，净高为2.1m，净宽为3.0m，净断面为6.3m2,支护形式为锚杆支护，担负本工作面的运输、排水、通风、行人等任务。3、开切眼断面为矩形，净高为2.1m，净宽为5.5m，净断面为11.55m2,支护形式为锚4杆支护。4、煤仓煤仓设在5煤运输下山上部，仓体呈圆柱形，直径为4m,深51.3米，工作面出煤通过运输顺槽转载机、运输顺槽皮带，到达煤仓转载胶带机，最后到达5煤运输下山煤仓，达到工作面出煤要求。5、硐室及其它巷道乳化液泵站及移动变电站设在设备列车硐室中。均采用不燃性材料支护。三、停采位置工作面距回风下山30m处为停采线。第二节采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用走向长壁后退式采煤法，工艺流程见附图。1、采高和循环进度采高：正常回采期间，采高平均2m。循环进度：1.2m。截深：0.6m。端面距最大值≤340㎜。2、落煤MG170/410-WD型采煤机落煤，部份地点无法使用采煤机时，使用放炮配合手稿落煤。3、装、运煤采煤机截割落煤后，利用滚筒旋转将部分煤炭直接装入刮板机，然后人工将剩余煤炭装入刮板输送机，最后移溜时利用铲板将剩余浮煤推装至刮板机内，5工作面采用SGZ630/220型刮板输送机将煤炭运出工作面。4、工作面支护及采空区处理（1）支护形式工作面中部采用ZF2400/16/24（M）型放顶煤支架支护顶板，工作面前、后过渡支架采用ZFG2600/18/26型放顶煤过渡架（分别2架）支护顶板。（2）采空区处理采空区采用全部垮落法处理。5、采煤方法：（1）割煤方式：采取双向割煤。采煤机从斜切进刀处上行割煤至上出口，再返刀由上往下割煤；割煤至下出口，再返刀上行斜切进刀，然后下行割煤至下出口后，再返刀上行割煤至上出口。采煤机下行割煤时，采用下滚筒割顶煤，上滚筒割底煤的方式，其牵引速度不得超过4.0m/min。采煤机上行割煤时，采用上滚筒割顶煤，下滚筒割底煤的方式，其牵引速度不得超过3.5m/min。（2）进刀方式：采煤机进刀采取上、下端头自开缺口，双向穿梭斜切进刀。斜切进刀段长度为25～30m，进刀深度为0.6m，一次采全高（2m），采煤机往返一次进两刀。具体操作如下：①采煤机位于进刀位置下行斜切进刀；②采煤机位于吃刀位置上行割三角煤至上出口；③采煤机下行割煤至下出口；④采煤机上行牵引，位于进刀位置斜切进刀；⑤采煤机位于吃刀位置下行割三角煤至下出口；6⑥采煤机上行割煤。（3）回采过程：进刀→下行割煤→移架→移溜→进刀→上行割煤→移架→移溜。（4）移溜、移架方式：工作面采用追机移架、移溜作业。特殊情况下，可采取分段追机移架方式。二、采煤工作面正规循环生产能力循环割煤量：W=L×S×h×r×c=150×0.6×2×1.385×90%=224t式中W—正规循环生产能力，t；L–工作面平均长度，m；S—工作面正规循环进尺，m；h—采高，m;r—煤的视密度，t/m3；c—工作采出率，%；生产煤量为：W+W=448t四、设备配置：1、MG170/410-WD型采煤机：采高范围：1300-3000mm，适应倾角：45度，煤质硬度：f4,装机总功率：412kw，整机供电电压：1140V，机面高度：1100mm,机面宽度：979mm，机身重量：26T，外型尺寸：6038×979×827牵引速度：0-7m/min，牵引力：405KN,啮合方式摆线轮销轨式，摇臂形7式：整体弯摇臂，摇臂摆角+44；-20，截深600mm，截割电动机2台，截割额定功率170kw。2、SQ-80型无极绳绞车：绞车功率：75KW，最大牵引力：50KN,公称绳速：1.2-2.0m/s，最大倾角：10度，最大牵引重量：20T3、SGZ630/220型刮板机：输送能力：450T/h,功率：2×110kw,电压：1140/660V,冷却方式：水冷，刮板链速1m/s。减速器：型号：57js-110A型，传动比：29.7551。中部槽：型式：铸焊封底结构，长×内宽×高：1250×262mm，中部槽联接方式：哑铃销。4、PCM110型锤式破碎机：破碎能力：1000t/h，电动机转速：1470r/min,破碎锤头冲击速度20m/s,机器重量14025.11kg，破碎主轴转速：70r/min,电动机功率：110kw,最大输入块度：长度不限700×950mm，外型尺寸：540×1785×1741mm。5、SZZ764/160型桥式转载输送机：输送量：630t/h，铺设长度:25-60m,与可伸缩皮带机的有效重叠长度12m，爬坡角度10度，刮板链速度1.34m/s。刮板链：边双圆环链，每条链破断拉力≥343kN，刮板间距640mm，减速器速比15.76，总高1.6m，最大宽度单侧传动时1620mm；双侧传动时2250mm，6、ZF2400/16/24（M）型放顶煤液压支架：工作阻力：2400kN，高度：1600-2400mm，初撑力：1808kN，宽度：1190-1130mm,支护强度：0.55Mpa,重量：7750kg，泵站工作压力：31.4Mpa，中8心距：1250mm。7、ZFG2600/18/26型放顶煤过渡液压支架：工作阻力：2600kN，高度：1800-2600mm，初撑力：1808kN，宽度：1190-1130mm,支护强度：0.55Mpa泵站工作压力：31.4Mpa，中心距：1250mm。8、BRW200/31.5A乳化液泵公称压力：31.5Mpa，电机功率：125KW，公称流量：200L/min，外型：2445×980×1440mm。第三章顶板控制第一节支护设计一、支架支护强度验算1、采用经验公式计算Pt=9.81hrk=9.81×2.2×2.5×4=215.82kN/m2式中Pt—工作面合理支护强度，kN/m2；h—采高，m；r—顶板岩石容重，取2.5t/m3；k—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取4；注：因412工作面为本煤层首采工作面，未进行矿压观测，无法进行矿压值比较，所以取经验公式计算矿压为准。2、支柱实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×24009=1833.41kN式中Rt—支架实际支撑能力，kN/架。R—支架额定工作阻力，kN；Kg—工作系数，取0.99；Kz—增阻系数，取0.95；Kb—不均匀系数，取0.9；Kh—采高系数，取0.95；Ka—倾角系数，取0.954、工作面合理的支护密度计算；n=Pt/Rt=215.82/1833.41=0.1177架/m2式中n—支柱密度，架/m2；5、支架最大控顶面积为6.7×1.25=8.375m2，需用支架8.375m2×0.1177架/m2=0.9857架＜1架；所以支架能够支护上层复岩。6、合理控项距最大控顶距为6.7m，最小控顶距为4.9m。二、端头支护强度验算1、采用经验公式计算Pt=9.81hrk=9.81×2.4×2.5×6=353.16kN/m3式中Pt—工作面合理支护强度，kN/m3；10h—采高，m；r—顶板岩石容重，取2.5t/m3；k—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取6；2、支柱实际支撑能力计算Rt=kgkzkbkhkaR=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×250=191kN式中Rt—支柱实际支撑能力，kN/根。R—支柱额定工作阻力，kN；Kg—工作系数，取0.99；Kz—增阻系数，取0.95；Kb—不均匀系数，取0.9；Kh—采高系数，取0.95；Ka—倾角系数，取0.954、工作面合理的支护密度计算；n=Pt/Rt=353.16/191=1.85根/m2式中n—支柱密度，根/m2；5、根据以上计算，确定支护密度应大于1.85根/m2；6、合理控项距最大控顶距为6.7m，最小控顶距为6.0m。三、乳化液泵站111、本工作面选用BRW-200/31.5型乳化液泵站，两泵一箱。2、泵站布置在513回风顺槽的移动设备列车中。3、泵站使用规定如下：（1）乳化液配比浓度为2%--3%。（2）泵站的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵。（3）开泵前要仔细检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。（4）泵压由检修工调整，其他人员严禁调整。正常情况下只准开一台泵，另一台备用，若有损坏应及时修复。（5）加强支架与泵站的维修，杜绝液压系统的窜漏夜。泵站运转时禁止拆卸零件，严禁操作人员随意停机。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式1、该工作面选用中部支架ZF2400-16/24（M）型放顶煤支撑掩护式支架128部，排头、排尾各选用ZFG2600-18/26型放顶煤过渡支架2部；共计132部。最大控顶距6.7米，最小控顶距4.9米，端面距≤340毫米，放顶煤步距1.2米。2、移架方式：操作人员站在所移支架架箱内，面向煤壁采取本架移架，当采煤机割煤后，依次顺序移架。3、移架工艺：（1）当机头割煤后，先移排头1#支架（由排头2#架控制），后移排头2#支架（由排头3#架控制），再移排头3#支架（本架控制），而后顺序移其它支架。当机尾割煤后，先移排尾1#支架（由排尾2#架控制），后移排尾2#支架（由排12尾3#架控制），再移排尾3#支架（本架控制），而后顺序移其它支架。（2）在采煤机正常割煤时，超前采煤机前滚筒6部支架将探梁收回并滞后采煤机前滚筒4部支架，顺序给好前探梁。（3）移架时，先移架后移溜。（4）液压支架被升起应保持3秒钟，使支架达到额定初撑力后，方可将操作手把打回零位。（5）移架