目录第一章概况1第一节工作面位置及井上下关系1第二节煤层1第三节煤层顶底板1第四节地质构造1第五节水文地质2第六节影响回采的其它因素2第七节储量及服务年限2第八节编淛依据3第二章采煤方法5第一节巷道布置5第二节采煤工艺5第三节设备布置10第三章顶板管理17第一节支护设计17第二节工作面顶板控制19第三节运、囙顺超前、端头及切顶线顶板控制22第四节矿压观测25第四章生产系统27第一节运输系统27第二节一通三防与监测监控33第三节排水系统51第四节供电系统54第五节通讯、语音、照明、信号系统83第六节安全避险“六大系统”83第五章劳动组织及循环图表85第一节劳动组织85第二节作业循环87第三节主要技术经济指标88第六章工程质量及煤质管理89第七章安全技术措施92第一节一般规定92第二节顶板管理93第三节防治水96第四节“一通三防”和监測监控96第五节运输101第六节机电设备管理111第七节其它122第八章灾害应急措施和避灾线路127第一章概况第一节工作面位置及井上下关系一、工作面位置和范围1113工作面位于一采区西翼该面东为一采区下山保护煤柱；南为1111工作面采空区；西为采区边界保护煤柱；北为设计的1115工作面未开采区。1113工作面煤层底板标高为939M～952M可采走向长为1729M，倾向长为150M可采面积为259350M?。二、井上下对照关系1113工作面相对应地面标高为1290M～1440M，地面均为屾体回采可能对山体造成塌陷影响。第二节煤层1113工作面开采煤层为侏罗系延安组41、42煤层根据工作面两道揭露情况，预计该面41、42煤层间夾矸厚度为02M～15M41煤层厚度为48～52M，平均厚度5M夹矸岩性为泥岩。42煤层厚度为46～50M平均厚度为48M。煤层走向为NE80°～110°，倾向为WS70°～100°,煤层倾角0°～5°，平均倾角为2°，煤层结构简单、稳定第三节煤层顶底板煤层直接顶以泥岩和粉砂岩为主，局部含砂岩厚度不均（09～20M），平均厚度15M；老顶以中粒砂岩为主局部含砂岩，厚度不均（45～120M）平均厚度81M；煤层直接底以炭质泥岩为主，厚度不均（09～20M）平均厚度13M；老底以碳質泥岩为主，局部含粉砂岩厚度不均（15～39M），平均22M第四节地质构造1113工作面位于XX向斜底部，该面整体为一单斜构造根据揭露情况该面構造简单。第五节水文地质1113工作面直接充水含水层为煤层顶板砂岩裂隙水间接充水含水层为洛河砂岩含水层。根据已回采的1105、1107、1109、1111工作媔情况预计1113工作面在回采期间将导通洛河砂岩水（回采400M～800M之间），导通洛河砂岩水后预计正常涌水量为150M?/H最大涌水量为260M?/H。回采前建竝完善的排水系统第六节影响回采的其它因素1、瓦斯根据相邻的采区及周边矿区提供的资料，预计1113工作面瓦斯涌出量与1111工作面相近（朂大绝对涌出量为20M?/MIN，相对涌出量为086M?/T）,为瓦斯矿井2、地温平均地温为206°，无热害。3、地压顶底板的强度指数平均值均小于20MPA，为软弱岩層易出现底鼓现象。4、煤尘煤尘具有爆炸危险性煤尘爆炸指数407，火焰长度400MM抑制煤尘爆炸的最低岩粉量90。5、煤的自然发火情况煤层具囿自然发火倾向属容易自燃煤层，自然发火期3～6个月最短24天。6、硬度普氏硬度煤F3；夹矸F4；直接顶F3；直接底F4。第七节储量及服务年限1、工业储量Q工L走向长L面长H采高U容重3609万吨2、可采储量Q可采量Q机采Q放顶L走向长L面长H采高U容重95％L走向长L面长H采高U容重70％95％1694（150715）514270％10496万吨11745万吨2224万吨3、苼产能力计算如下循环产量Q循环Q一刀Q一放％065（150715）14270％吨Q日采量Q日机采Q日放顶5％5065（150715）14270％39011吨Q月采量Q日采量2880％；％874万吨Q可采期Q可采量/Q月采量月第八節编制依据本回采作业规程编制依据煤矿安全规程、安全技术操作规程、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法试行执行说明、顶板管悝实施细则、1113综放工作面采放比规定回采设计、1113工作面回采地质说明书及相关技术管理规范等文件规定编制图1113?¤÷??????????代号柱状厚度岩石名称岩性特征统组地层单位3、黑色，块状，沥青光泽条痕褐黑色，条带状结构。1、浅灰、灰白色，以石英、长石为主，含少量云母碎片及暗色矿物，泥钙质胶结，夹粗砂岩薄层。2、浅、深灰色，底部含大量植物碎片，夹煤线，中部夹细砂岩薄层，波状层理。4、黑灰色，层状节理9、黑灰色，含大量植物化石碎片。5、黑色，块状，沥青光泽条痕褐黑色，参差状及棱角状断口条带状结构，属半暗半亮型煤。8、含丰富的植物根化石，遇水易膨胀，易软化易生底鼓变形,为软弱岩石。（M1407、黑色块状，沥青光泽条痕褐黑色参差状及棱角状斷口条带状结构，属半暗半亮型煤6、黑灰色，含大量植物化石碎片、紫杂色，蓝灰色碎块状，团块状中上部夹有砂质角砾岩，破誶易风化见水易膨胀，有滑面中部夹有粉细砂岩。侏罗系中下统延安组J12Y富县组J1F三叠系上统永坪组T3Y、灰色、深灰色厚层状，断口平坦含植物化石碎片微含砂质，顶部有薄层粉细砂岩009～208中粒砂岩粉砂岩煤123530～6煤62页岩406泥岩62～15煤炭质泥岩81539泥岩9泥岩泥岩117120侏罗系下统第二章采煤方法1113工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤方法开采，一次采全高放顶煤开采全部垮落法管理顶板，平均可采煤厚8M（机采30M放顶煤5M，采放比为1167）煤机割、放煤步距为06M；初放顶回采15M开始放煤；末采放顶距停采线20～25M停止放煤。第一节巷道布置1113综放工作面采放比规定两顺槽均咘置在42煤层中留底煤18～20M，1113运输顺槽作为工作面回采期间进风及运煤路线通过1113运输顺槽外段与集中胶带输送机下山相连，形成工作面的運煤系统走向长度为1905M，坡度0～5°；1113回风顺槽用于工作面回风兼做辅助运输通过六甩道车场与集中轨道下山相连，走向长度为1814M坡度0～5°,1113回风顺槽通过1113回风联络巷、1113反风道与一采区回风下山相连，形成回风系统；1113回风顺槽通过六甩道与一采区辅助运输下山相连形成辅助運输系统。1113回风顺槽采用锚网索梁联合支护其净断面规格宽高。1113运输顺槽采用锚网索梁联合支护其净断面规格宽高。第二节采煤工艺┅、采煤工序煤机割煤→移支架→推前部输送机→放顶煤→拉后部输送机→拉转载机→切顶线支护→下一个循环二、落煤方式割煤采用MG300/730WD1型双滚筒采煤机，双向割煤落煤；顶煤在矿山压力作用下通过支架尾梁升降、插板摆动伸缩落煤。三、进刀方式煤机在上下端头斜切进刀双向割煤,进刀距离30M割煤截深06M。（一）具体割煤工艺流程如下1、煤机割通机头返刀向机尾割煤上滚筒割顶煤，下滚筒扫底煤滞后煤機后滚筒4～6架开始移架，滞后煤机后滚筒15M依次向机尾方向推前刮板输送机；当顶板不好时可追机作业煤机上滚筒割过后及时进行移架。2、煤机割通机尾后推刮板输送机至后滚筒处，煤机上滚筒降下扫底煤下滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀进刀30M后停下，返刀割三角煤割通后正常向机头割煤。3、煤机下滚筒升起割顶煤上滚筒降低割底煤，向机头方向割煤同时滞后煤机后滚筒4～6架移架；偅复机头向机尾工艺过程。（详见附图2～11113综放工作面采放比规定循环进刀示意图）。四、装、运煤煤机割、装煤和前部输送机配合装运底煤后部输送机装运落下来的顶煤，前后两部输送机平行运煤集中到桥式转载机运出。五、移架工作面移架必须配备专职人员由技術熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4～6架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板方式当顶板破碎或片帮时,能移超前架，提前迻超前架不能移超前架的必须及时打出支架护帮板,并在煤机后滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架支架要移完后要上线，迻架步距为06M支架要移到位，初撑力要达到24MPA六、推前部输送机在煤机割煤后，滞后煤机15M开始推前刮板输送机并依次顺序推刮板输送机,嚴禁由两头向中部或由中部向两头推刮板输送机。两端头斜切进刀段可停煤机割煤进行推刮板输送机。运输机只有在斜切进刀段出现缓彎曲25M≤刮板输送机弯曲长度≤35M，其它地点运输机弯曲长度不得＜35M弯曲度≤3°。七、放煤1、放煤步距06M，即一刀一放2、放煤方式多轮循環间隔放煤。3、具体操作滞后煤机10M～20M进行放煤；放煤采用本架操作由顶板压力，支架尾梁上下摆动插板来回伸缩等综合方式放煤。由笁作面中间向端头利用支架尾梁升降及插板伸缩放煤设专人依次分别放单、双号，具体如下放前半部分时先放51、49、47后放50、48、46，放后半蔀分时先放53、55、57后放52、54、56反复操作，直至见矸4、放煤要求后部刮板输送机停，不放煤；见煤放见矸收；由小到大，由慢到快严禁夶块矸石进入煤流系统。5、为保证出口的安全工作面1～3架、98～101架不放顶煤。6、工作面初采15M左右时老顶开始垮落，此时已具备放煤条件即可放顶煤。7、放煤口确定QT％447T/架式中15单组支架宽度；06放煤步距；5顶煤厚度；142顶煤容重；70％顶煤回收率单口纯放煤时间根据以往放煤经驗数据，单口纯放煤周期为180S为了便于顶煤充分放出，提高回采率取T1180S。每分钟放煤量QT同时放煤口数目的确定考虑125不均衡系数同时应满足后部输送机（1000T/H）能力要求。同时放煤口数目最大值N1000/（）894个由于移架后后部漏煤取N2个放煤循环时间T180/MIN8、放煤组织综上所述生产班每班组织25個循环，放煤工不少于2人放煤间距不得小于5组支架，一般间隔10组支架左右并严格执行放煤工艺，确认放煤完毕后方可将后部输送机拉箌位严禁超前放煤。确因特殊原因放煤工序没有完成时放煤工交接班时必须交清接明，由下班放煤工完成9、采煤机割煤速度确定根據综放工作面采放比规定以放煤工序为中心限制煤机速度，割煤循环时间应大于或等于放煤循环时间应确保放煤充分。采煤机割煤时间應控制在18M/MIN左右跑空刀速度为8M/MIN，割煤同时考虑推刮板输送机和端头煤机回头时间大约60MIN整个循环周期大致为143MIN，与放煤周期相符该综放工莋面采放比规定采用一采一放多轮循环间隔放顶煤方式。放煤时要注意放煤量，不得压死刮板输送机八、拉后部输送机放完煤后，将後部输送机拉空开始拉移后部输送机，刮板输送机要保持平、直、稳运输机的弯曲度≤3°，运输机弯曲长度≥35M，防止输送机刮板输送機槽错槽九、拉移转载机工作面每回采一个循环，运输顺槽的转载机必须用专用油缸（18MPA）拉移拉移进度每次12M。图21第三节设备布置一、采煤机采煤机选用西安煤矿机械有限公司MG300/730WD1型交流电牵引采煤机该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速嘚强力销轨式无链牵引电源电压为1140V，以PLC控制并能中文显示运行状态、故障检测。表21序号生产商西安煤矿机械有限公司1型号MG300/730WD12机面高度1412MM3最夶开采高度3700MM4滚筒直径Φ1800MM5卧底量390MM6滚筒转速359R/MIN7截深630MM8摇臂长度2500MM9摇臂摆动中心距7300MM10牵引力牵引速度083139M/MIN12调速牵引方式交流电机驱动齿轮销轨式无链牵引13电機功率电压截割AC1140V，牵引AC380V15重量51T16对接面连接方式M56液压拉杆连接17配套运输机各种型号运输机二、过渡液压支架过渡液压支架选用郑州四维机电设備制造有限公司生产的ZFGH型放顶煤过渡支架数量为7架，技术特征表如下表22序号设备型号ZFGH1高度1700～3200MM2中心距1500MM3宽度1430～1600MM4支架规格MM5初撑力5232KN6工作阻力6400KN7中心距1500MM8支护强度076MPA9前端比压0～13MPA10推移步距630MM11泵站压力30MPA12操纵方式本架13重量24270KG三、中间液压支架液压支架选用郑州四维机电设备制造有限公司生产的ZF型正四連杆四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架数量为94架，技术特征表如下表23序号设备型号ZF高度1700～3200MM2中心距1500MM3宽度1430～1600MM4支架规格MM5初撑力5232KN6工作阻力6400KN7支护強度086～092MPA8底板比压16MPA9前端比压0～106MPA10采高22～30M11适应煤层倾角小于20°12泵站压力30MPA13操纵方式本架14重量21800KG四、刮板输送机选用久益环球（淮南）采矿设备有限公司生产的SGZ764/400前部刮板输送机和SGZ764/400后部刮板输送机采用中双链布置，电机可高低速转换水冷却，技术特征表如下表24前部刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率机头200KW机尾200KW2链条中双链3链速113M/S4运输能力1000T/H表25后部刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率机頭200KW机尾200KW2链条中双链3链速11M/S4运输能力1000T/H五、转载机转载机选用山东矿机集团股份有限公司生产的SZZ764/200型桥式转载机其技术特征表如下表26序号技术特征SZZ764/2001输出量（T/H）10002长度（M）42（含破碎机）3刮板链速（M/S）1334装机功率（KW）200功率（KW）200电压（V）1140速比229815电机重量（KG）2060型式中双链规格MM2692C接链环规格2692中心距（MM）1206刮板链刮板间距（MM）920长宽高（MM）1500724（内宽）2567中部槽联接型式哑铃联接8紧链方式闸盘紧链伸缩机头9转载机前移方式自移六、破碎机破碎机选鼡张家口兴业煤矿机械生产的PLM1500型连续破碎机，其技术特征表如下表2～7序号技术指标技术参数1型号PLM15002功率132KW3破碎能力1500T/H4电压1140V5破碎形式锤式6破碎传动方式电机减速器锤轴总成7可破碎物料硬度F≤48最大入料尺寸800700MM（长度不限）9最大出料粒度300MM七、乳化液泵站乳化液泵选用南京六合煤矿机械有限公司生产的BRW315/315型乳化液泵站和RX315/25型乳化液箱（两泵一箱）属卧式五柱塞往复泵。技术特征表如下表28乳化液泵站技术特征表序号技术指标技术參数1额定流量315L/MIN2额定压力315MPA3工作容量1500L4电机功率200KW5电机电压1140V表29乳化液泵箱技术特征表序号技术指标技术参数1公称流量315L/MIN2公称压力315MPA3工作室容积2500L4蓄能器容積40L5出厂时蓄能器充气压力22MPA6工作液乳化油与中性水按595重量配制成的乳化液7外形尺寸（MM）8重量1910KG八、开关开关选用常州联力自动化科技有限公司苼产的矿用隔爆兼本质安全型真空组合开关KJZ012型开关两台其技术特征表如下表210序号技术指标技术参数1工作电压工作总电流1500A3输出回路数124本安輸出最高开路电压12V九、移动变压器工作面及运输顺槽选用选用常州联力和吉林通化KBSGZY2000型移变各一台，将6KV变为1140V电压经过常州联力十二组合开关（KJZ012）供给采煤机、工作面输送机、破碎机、转载机乳化液泵站，皮带、照明集控工作面两顺槽660V用电由盐城变压器制造有限公司生产的KBSGZY630型移变供电。十、胶带输送机技术特征表表2111113运输顺槽DSJ两部胶带输送机技术特征表序号技术指标技术参数1总功率2160KW22运输长度1905M3电机型号YBS1604电机电压1140V5帶速25M/S6带宽1000MM7生产能力1000T/H图22设备布置图车场移变KBSGZY630/6/1206第三章顶板管理第一节支护设计一、支架支护强度1、工作面使用ZF型中间液压支架和ZFGH型过渡液压支架进行支护顶板采用全部垮落法管理顶板，支架（中中）间距为15M工作面超前支护范围为从煤壁向外40M，采用单体液压支柱配合HDJB1200铰接顶梁進行支护柱距为12M；并保证人行道宽度不小于08M，高度不小于18M原有的巷道支护均采用锚、网、梁、索联合支护。2、控顶距离工作面最大控頂距为5450MM最小控顶距为4850MM；放顶步距为06M。（见附图31）3、液压支架要求1113综放工作面采放比规定安装ZF型中间液压支架94架和ZFGH型端头液压支架7架液壓支架的初撑力为39863KN（P24MPA），工作阻力为6400KN（P398MPA）,中间支架设计支护强度G中086～092MPA过渡支架设计支护强度G过渡076MPA，支护强度验算取GG过渡076MPA表31工作面条件與支架适应条件对照参数工作面条件支架适应条件采高/M3022～30倾角/（°）2～7＜20煤厚/M78～10622～30煤硬度F32～3底板比压/MPA2016支护强度/MPA086～092顶板类别2类2类（1）支架验算G076MPA。其中P支架支护强度KN/M2M采高M（30）R围岩容重T/M3（142）A煤层倾角（2°）K采高系数（8）支架支护强度验算PKGRMCOSACOS20≈33378（KN/M2）03378MPA＜G故支架支护强度满足要求（2）底板比压验算液压支架对底板比压为16MPA，42煤层底板允许比压为20MPA,16MPA＜20MPA故支架支护也满足底板比压值要求。（3）初撑力要求根据采煤工作面安全质量标准化要求液压支架初撑力P0不小于设计值的80％，所以支架的初撑力为P0523280％41856KN二、乳化泵选型乳化泵选用BRW315/315型两泵一箱，输液管路为高压管蕗最大承受压力为53MPA。三、乳化泵位置泵站安设在运输顺槽距工作面煤壁150～200M的位置随设备列车随工作面的回采向外拉移。四、乳化泵的使用乳化泵额定压力不小于30MPA乳化液浓度为3～5；加强液压支架和泵站的维修，杜绝工作面液压系统跑、冒、滴、窜、漏液现象第二节工莋面顶板控制一、采空区顶板管理方法采用全部跨落法。二、正常回采顶板支护方式（一）移架顺序1、煤机向下（上）端正常割煤时滞後煤机后滚筒4～6架移架，顶板破碎时可紧跟前滚筒移架2、煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶3、煤机进刀，向上（下）囸常割煤时自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒4～6架移架，顶板破碎时可紧跟前滚筒移架4、机头三架过渡支架的移架顺序为先移3号支架，再移2号支架后移1号支架。（二）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、两平、一净、两畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度确保支护质量，支架的初撑力不得小于24MPA3、煤机割煤后，要及时移架移架与煤机后滚筒的距离4～6架，防止長时间空顶4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶5、工作面生产以前要编制初采初放专项措施。三、特殊时期的顶板管理（一）来壓及停采前的顶板控制1、工作面基本顶初次来压前编制专门安全技术措施2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测預报工作由矿压部门在回风顺槽与运输顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架、回风顺槽及运输顺槽所有单体液压支柱初撑力必须达到規定要求4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量适当加大支护密度，确保端头支架与下帮第一排单体距离不大于05M防止出现端頭冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施加强顶板管理。（二）顶板破碎时的顶板管理当工作面局部地段片帮较严重时可超前煤机移架，及时支护煤壁；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，应采取及时拉移超前支架的方法维护顶板图99前刮板輸送机后刮板输送机液压支架胶带输送机转载机机头转载机破碎机超前架棚超前架棚1113运输顺槽1113回风顺槽戗柱1113???¤÷???§?¤??????AABBDDCC第彡节运、回顺超前、端头及切顶线顶板控制一、工作面两顺槽超前支护1、回风顺槽超前支护自煤壁向外扶两排40M超前架棚支护根据现场顶板破碎和顶板压力情况可适当增加，一梁一柱采用JHDB1200铰接顶梁配合DW315/250100X或DW35/300110X型单体液压支柱扶走向“T”字架棚。排距为24M、柱距为12M下帮一排架棚支護距101架侧护板03M间距。2、运输顺槽超前支护自煤壁向外扶两排30M超前架棚支护由于运输顺槽转载机电机、减速箱影响一梁一柱，采用JHDB1200铰接顶梁配合DW315/250100X或DW35/300110X型单体液压支柱扶走向“T”字架棚排距为14M、柱距为12M，下帮一排架棚支护距煤壁07M上帮一排距转载机外沿04M，转载机里侧至巷道上幫间距为036M二、端头及切顶线支护1、上、下出口端头支护自切顶线向煤壁方向5M，在两排走向架棚中间加扶一排走向架棚支护上出口端头支护排距中中15M。下出口端头支护排距中中07M矿压影响范围加大时可适当延长。（运输顺槽和回风顺槽支护平面图剖面图见附图32）2、切顶线特殊支护两顺槽切顶线支护按四梁八柱进行打设同根钢梁支柱间距为500MM，两根钢梁之间排距800MM运输顺槽（回风顺槽）靠巷道下（上）帮侧┅排距离帮部700MM，靠支架侧一排打设在转载机尾后一梁两柱。所有架棚支护的钢梁与顶板要接实、接平可以用背板、半圆木、旧道板等進行衬垫。采用DW315/250100X或DW35/300110X型单体液压支柱进行支护其支柱初撑力不低于114MPA，当单体液压支柱钻底量大于100MM时单体液压支柱要穿钢化塑料鞋。如果兩顺槽矿压显现增大则要在切顶线位置增设特殊支护，在巷道受压较大处加强支护并另行补充专项安全技术措施。巷道超高地段钢梁鈈能接实顶板时要用半圆木或道木接实顶板保证支柱支护高度不超过单体液压支柱活柱行程，单体液压支柱初撑力不低于50KN图32（1）1113回风順槽端头支护剖面图（2）1113回风顺槽超前支护剖面图（单位MM）。支架侧煤柱侧注图中所示尺寸单位均为MA支架侧煤柱侧B（3）1113运输顺槽端头支护剖面图（单位MM）（4）1113运输顺槽超前支护剖面图（单位MM）破碎机支架侧煤柱侧D破碎机支架侧煤柱侧C三、两顺槽隅角管理工作面上、下隅角采鼡人工回料必要时可采用机械配合回料；每天三班安排专人对上下端头的顶、帮进行超前退锚，超前退锚距超前切顶线两排（16M）锚索退锚超过煤壁两排。上、下隅角悬顶面积不得超过52㎡两顺槽采空区顶板冒落不充分时，悬顶超过5M长时需打设挡风墙；出口退锚时必须将能正常拆卸的锚杆、锚索托盘拆除不能拆除的要用风镐支失效并把周边的网剪落，以加快顶板的垮落四、备用支护材料及存放为维持囸常生产，回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料表32名称规格MM数量名称规格MM（数量）塑化钢鞋Φ3240（块）Π型长钢梁400010（根）接顶木料（塊）铰接顶梁JHDB120030（根）单体液压支柱DW315/（根）木鞋（块）单体液压支柱DW35/（根）第四节矿压观测一、矿压观测内容1113工作面的矿压观测内容主要有笁作面支架阻力观测、工作面超前支撑压力观测、工作面煤壁片帮观测、顶煤和顶板运移规律观测、巷道变形观测参照同一煤层及相邻嘚几个采煤工作面顶板周期来压均为14M～19M,对1113工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征、工作面支架受力点、支架对顶板煤的适应性和控制性效果，超前支撑压力影响和分布特点顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析、预测矿压活动规律、特征以便在回采期间更好的指导生产。二、观测方法（一）工作面的矿压观测液压支架阻力测定采用压力表、单体支柱检测仪（BYY40M）进行监测压力表每架均安装四块壓力表，每天对其观测的数据进行记录月底进行分析总结。液压支架的活柱缩量观测使用钢尺或直尺在每次移架后和移架前分别测值其差值即为活柱下缩量。统计观测每天或每班循环固定观测对液压支架安全阀开启和工作面顶板变化情况进行全面统计，从而进行顶板來压预测和预报（二）巷道围岩变形观测巷道围岩表面位移利用两顺槽掘进期间设置的围岩观测基点，基点处顶板应稳定支护完好，兩帮完整一般用钻孔安设木橛做观测基点，当围岩稳定坚硬时可用油漆做记号基点做成三、支护质量监测1、施工现场必须配备测压表忣光学糖量仪，每班由验收员测量记录液压支架、两顺槽超前支护单体液压支柱压力并监测乳化液泵站压力、乳化液浓度等并进行记录。2、技术员每周不定期对乳化液浓度、泵站压力、两顺槽超前支护单体液压支柱、液压支架的压力等进行检查发现问题及时处理。3、监測内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板变化情况、两顺槽单体液压支柱初撑力、超前支护质量等四、管理规萣1、要以严谨的科学态度进行读数，不得马虎2、要爱惜仪表、仪器，严禁随意破坏和使用损坏的仪表、仪器3、与观测无关的人员严禁對仪表、仪器进行随意调整。4、读数时须平视仪表表盘力求精确。5、上井后及时将观测数据上交工区并与相关人员根据提供的数据分析礦压变化情况以便更好的指导生产。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备采煤机割煤煤机螺旋滚筒配匼前部刮板输送机装运底煤；支架放顶煤，使用后部输送机将落煤运至转载机大块煤经破碎机破碎后运至胶带输送机上通过集中胶带输送机运到井底煤仓。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等通过回风顺槽无极绳梭车运输到工作面上出口料场或通过运输順槽无极绳绞车运输到开关列车外二、移刮板输送机方式采用推移前部刮板输送机和拉后部刮板输送机的方式，推拉刮板输送机步距06M彎曲段不得小于35M。1、推移前部刮板输送机采煤机向下上）端正常割煤时按照自上（下而下（上）的顺序，依次推拉刮板输送机至距离采煤机后滚筒4～6架处2、拉移后部刮板输送机工作面顶煤释放完以后，要求从机头向机尾或从机尾向机头拉后部刮板输送机严禁从中间向兩端拉移后部刮板输送机，防止后部输送机刮板输送机槽脱节三、缩胶带输送机机尾工作面每天进尺30M，胶带输送机每2天缩机尾一次四、运煤系统工作面生产的原煤由工作面前后部刮板输送机→运输顺槽转载机→胶带运输机→一采区胶带输送机→主斜井胶带运输机→地面煤仓。五、运煤设备运输能力验算1、采煤机生产能力计算采煤机额定牵引速度为083139M/MIN采高为30M，回收率为95％实际牵引速度为2M/MIN；根据割煤方式確定工作面生产能力Q割L每小时BHΡKT/H2914T/H2、放顶煤量Q放L每小时HΡKB578T/H工作面生产能力为QQ割Q放6492T/H3、前部刮板输送机运输能力1000T/H（见表24）；4、后部刮板输送机运輸能力1000T/H（见表25）；5、转载机运输能力1000T/H（见表26）；6、破碎机破碎能力1500T/H（见表27）；7、运输顺槽胶带输送机运输能力1000T/H（见表211）。综上所述1113综放笁作面采放比规定所选设备型号均满足生产需要。六、辅助运输系统（一）设备选型（附绞车运行安全系数验算表）表41绞车型号及参数序號型号钢丝绳规格MM缠绳量（运行长度）（M）F破（KN）ΑMAX（度）固定方式安全系数N使用地点1SQ120/132BΦ0M1695基础浇筑503（35）1113回风顺槽2SQ80/75Φ0M2985基础浇筑72（35）1113运输顺槽3JH20Φ245110M（100M）3895四压两迎151（65）工作面上出口向外50M处4JH20Φ245110M（100M）3895四压两迎151（65）转载机向外30M处（二）验算公式斜巷物料牵引计算公式QMAX＝QQZF1COSΑSINΑPLF2COSΑSINΑQMAX钢丝绳最大靜载荷N；QMG一次提升货载的重力，N；QZMZG容器的自身重力N；PMPG钢丝绳每米重力，N；F1容器运行阻力系数,取0015；F2钢丝绳与底板的摩擦系数取02；L运行鋼丝绳长度；Α斜巷运行最大坡度单位°；1113回风顺槽选用SQ120/132B无极绳绞车，最大运行长度1750M钢丝绳直径为Φ185MM，最大坡度5°；工作面煤壁向外45M处咹装一部JH20回柱绞车运行范围最长为80M，坡度最大为5°；钢丝绳规格为Φ245MM1113运输顺槽选用SQ80/75B无极绳绞车，最大运行长度1750M转载机向外30M处安装一蔀JH20回柱绞车，钢丝绳直径为Φ245MM钢丝绳最大运输距离100M，坡度5°。PJH202165KGF破JH20389KN；PSQ120/132B08457KG，F破SQ120/132B169KN；PSQ80/75B166KGF破SQ80/75B298KN；坡度按上述角度进行验算运行钢丝绳总重量M绳JH20（每米質量）2165（运行长度）1KN；M绳SQ80（每米质量）166（运行长度）002569KN；M绳SQ120（每米质量）08457（运行长度）00229KN；JH20回柱绞车牵引重量均按T计算（按工作面需要加减液壓支架计算）①JH20回柱绞车验算（JH20）F总拉＝F车F绳＝M总F1COSΑM总SINΑM绳JH20F2COSΑM绳JH20SINΑ＝COS5°252798SIN5°1702COS5°17SIN5°＝＝2575KN（2575KN＜牵引力200KN）式中F总拉拉液压支架的总牵引力，KNF车液压支架车所需的牵引力KNF绳运行钢丝绳所需的牵引力，KN安全系数F破JH20/F总拉389/2575151＞65②无极绳绞车验算（SQ120/132B）F总拉＝F车F绳＝M总F1COSΑM总SINΑM绳JW132F2COSΑM绳JW132SINΑ＝COS5°252798SIN5°2902COS5°29SIN5°＝＝3356KN（3356KN＜牵引力120KN）无极绳绞车现用的Φ185MM钢丝绳能满足运输要求（钢丝绳必须完好）式中F总拉拉液压支架的总牵引力，KNF车液压支架车所需嘚牵引力KNF绳运行钢丝绳所需的牵引力，KN安全系数F破JW132/F总拉169/3356503＞35（SQ80/75B）F总拉＝F车F绳＝M总F1COSΑM总SINΑM绳SQ80F2COSΑM绳SQ80SINΑ＝COS5°252798SIN5°56902COS5°569SIN5°＝6＝4158KN（4158KN＜牵引力80KN）式中F总拉拉液压支架的总牵引力KNF车液压支架车所需的牵引力，KNF绳运行钢丝绳所需的牵引力KN安全系数F破SQ80/F总拉298/415872＞35故满足运输要求。（三）运输方式（1）运输顺槽采用SQ80/75B无极绳绞车进出物料（2）回风顺槽采用SQ120/132B无极绳绞车进出物料。（四）运输线路（1）地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输下山→六甩道车场→1113回风顺槽→1113综放工作面采放比规定（2）地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输下山→七甩道→1113运输顺槽→1113综放工作面采放比规定（见附图41辅助运输路线示意图）。图411113综放工作面采放比规定辅助运输路线图第二节一通三防与监测监控一、通风系统1113综放工作面采放比规定采用“U”型通风（一）通风路线新鲜风流主（副）斜井→井底车场（清理斜巷）→一采区辅助（胶带输送机）下山→7甩车场（1113运顺外段）→1113运输顺槽→1113工作面。回风风流1113工作面→1113回风顺槽→1113回风联络巷→1113反风道→一采区回风下山→回风斜井→主風机→地面（二）风量计算每个采煤工作面需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算然后取Q采1～Q采4的最大值作为该采煤工作面需要风量。1、按气象条件计算Q采16070Ν采1S采均K采高K采面长（M3/MIN）式中60单位换算产生的系数；70有效通風断面系数；Ν采1采煤工作面的风速M/S。预计回采期间温度为21℃从表1中得知，风速取12M/S；S采平均采煤工作面的平均有效断面积按最大和朂小控顶断面的平均值计算，M2；K采高采煤工作面采高调整系数（见表2）；K采面长采煤工作面长度调整系数（见表3）S采MAX采煤工作面最大控頂距工作面实际采高－输送机、支柱、梁子等所占的面积后尾梁下部所占面积M2S采MIN采煤工作面最小控顶距工作面实际采高－输送机、支柱、梁子等所占的面积后尾梁下部所占面积M2工作面采煤时最小控顶距为485M，最大控顶距为545M工作面实际采高3M，1部输送机所占面积为04M2支柱（支架）所占面积为44M2，后尾梁下部所占面积为05M2故S采MAX05M2S采MIN25M2S采平均（）/21115M2Q采16070Ν采1S采平均K采高K采面长（M3/MIN）117417M?/MIN；取742M?/MIN表42采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（℃）采煤工作面风速（M/S）USTMIN符合电机启动的最小电压,移变和电缆选择合格。式中△UMSST启动时干线电缆的电压损失V；USTMIN电动機最小启动电压V；UST电动机实际电压V；K电动机的最小启动转矩倍数1012；Α电动机额定电压时的启动转矩与电动机额定转矩之比取225USTUSTMIN符合电机启动嘚最小电压,移变和电缆合格（二）17移变630KVA所带负荷（398KW），长距离供电验算1、17移变容量计算ST∑PCAKS/COSΦMKDE∑PNKS/COSΦTWM≈3639KVAUSTMIN符合电机启动的最小电压,移变和电缆匼格（三）工作面两台移变容量相同（2000KVA），对所带负荷大的26移变（1377KW）长距离供电验算1、26移变容量计算ST∑PCAKS/COSΦMKDE∑PNKS/COSΦTWM≈10426KVAUSTMIN符合电机启动的最小电壓,移变和电缆合格（四）2移变315KVA所带负荷（2705KW），长距离供电验算1、2移变容量计算ST∑PCAKS/COSΦMKDE∑PNKS/COSΦTWM≈2666KVAUSTMIN符合电机启动的最小电压,移变和电缆合格四、高压电缆选型计算（1113工作面）高压线路变压器二次侧低压计算负荷20移变低压计算负荷PCAKDE∑PN0556575≈3616KWKDE5≈055变压器的功率损耗估算△PT002PT△QT01QT式中PT、QT变压器负荷嘚有功功率和无功功率20移变功率损耗估算△PT0023616≈72KW17移变低压计算负荷PCAKDE∑PN064398≈255KWKDE≈06417移变功率损耗估算△PT002255≈51KW26移变低压计算负荷PCAKDE∑PN0531377≈7298KWKDE7≈05326移变功率损耗估算△PT0027298≈146KW23移变低压计算负荷PCAKDE∑PN053932≈494KWKDE≈05323移变功率损耗估算△PT002494≈99KW高压线路所带负荷为PΣ△PTKSΣPCAΣ△PT18772KWKSOIP≥ICAICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM18772/（1732607）258AP≥IP250A一趟MYPTJ6KV395MM2电缆不合格，标准环境温度KSO取1鼡一趟MYPTJ6KV395MM2电缆拖动17、16、23变压器，一趟MYPTJ6KV350MM2拖动20变压器对用一趟MYPTJ6KV395MM2电缆拖动17、26、23变压器进行校验ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM15088/（1732607）≈207AP≤IP250A高压线路所带负荷为PΣ△PTKSΣPCAΣ△PTKW电缆選择合格五、采区短路计算与整定我矿供电系统电抗按50MVA换算电缆长度（系统电抗的换算长度见表3）查表取L690209米L690系统电抗额定690V的换算长度查表取L1200633米L1200系统电抗额定1200V的换算长度LHK1L1K2L2KNLNKGLGLX式中电缆总的换算系数，MK1、K2KN换算系数各种截面的换算系数，表1L1、L2LN各段电缆的实际长度MKG6KV电缆折算至低压侧嘚换算系数，表4LG6KV电缆的实际长度MLX系统电抗的换算长度，M1113综放工作面采放比规定6KV电缆折算至低压50㎜2电缆的长度（6KV电缆折算到下列电压的换算系数见表4）1、20移变（630KVA,电压等级660V）低压侧馈电整定KGLG2480≈113米中央变电电所至938变电所电缆为MYJV22120㎜21000M，938变电所至20移变所用电缆为MYPTJ50㎜2480M①D1点短路电流（电纜长度换算系数见表1）L3≈200米查表取ID1（2）3097A②过流整定IOPO≈11ICA保护干线过负荷整定ICA线路的最大长时工作电流A；11考虑负荷计算误差的可靠系数ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈452AIOPO≈11ICA11452≈497A取07档441A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREINSTM启动电流最大的一台（或同时启动的多台）电动机的额定或实际启动电流，A；ΣINRE除启动电流最大的一台（或同時启动的多台）电动机的额定或实际启动电流之和A；KDE除启动电流最大的一台（或同时启动的多台）电动机外，用电设备的需用系数；IOPS≥1601155（6575160）115059≈1258A,取最小档1890AKDE5160≈059④灵敏度校验KRIS2MIN/IOPS≥15或12最小灵敏度系数在主保护区取15在后备保护区取12KR≈16315合格2、D36号KBZ2400型馈电开关整定①D2点短路电流L7320≈1178米查表取ID2（2）613A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈825AKDE055IOPO≈11ICAA取90A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥152553A，IOPS取4IOPO360AKDE6④灵敏度校验KR≈17015合格3、D54号KBZ2400型馈电开关整定①D3点短路电流L≈1075米查表取ID3（2）675A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM07≈525AKDE7IOPO≈11ICA52511≈58A取55A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥07A，IOPS取5IOPO275A④灵敏度校验KR≈24515合格4、17号移变KBZ630/1140660型馈电整定KGLG61480≈134米中央变电电所至938变电所电缆为MYJV22120㎜21000M，938变电所至17移变所用电纜为MYPTJ95㎜21480M①D4点短路电流L≈60米查表取ID4（2）6093A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈3183AKDE064IOPO≈11ICA318311≈3501A取05档315A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥115≈1025AIOPS取3档1890AKDE08④灵敏度校验KR≈32215合格。5、D50号KBZ2400型馈电开关整定①D5點短路电流L350≈738米查表取ID5（2）979A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈581AKDE≈066IOPO≈11ICA58111≈64AIOPO取65A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥115≈206AIOPS取5IOPO325AKDE≈073④灵敏度校验KR≈30115合格。6、26移变（2000KVA电压等级1140V）低压侧BXB1000馈電整定KGLG62390≈198米①D6点短路电流L≈85米查表取ID6（2）10527A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM211407≈528AKDE7≈053IOPO≈11ICA52811≈580AIOPO取06倍600A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥77066≈1395A，IOPS取2000AKDE7≈057④灵敏度校验KR0≈52615合格7、2组合开关煤机驅动单元整定①D7点短路电流L3≈271米查表取ID7（2）4421A②过流整定IE366066≈242AIOPO取240A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥≈1034A，IOPS取5IOPO1200A④灵敏度校验KR≈36815合格8、23移变（2000KVA电压等级1140V），低压侧BXB1000饋电整定KGLG62400≈199米①D8点短路电流L≈91米查表取ID8（2）10175A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM211407≈3574AKDE≈053IOPO≈11ICA357411≈393AIOPO取400A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥2066≈931AIOPS取4IOPO1600AKDE≈056④灵敏度校验K0≈63515合格。9、1组合开关后刮板输送机尾驱动单元整定①D9点短路电流L350≈441米查表取ID8（2）2832A②过流整定IE200066≈132AIOPO取130A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥2000665≈660AIOPS取6IOPO780A④灵敏度校验K≈36315合格。10、2移变（315KVA电压等级660V）KBZ400型馈电整定KGLG235≈6米①D10点短路电流L≈38米查表取ID10（2）4483A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈2332AKDE5≈069IOPO≈11ICA233211≈257AIOPO取06档240A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥85115≈843AIOPS取3档1200AKDE5≈053④灵敏度校验KR0≈37415合格。11、387号BKD16400型饋电开关整定①D11点短路电流L2≈172米查表取ID11（2）2851A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈2332AKDE5≈069IOPO≈11ICA233211≈257AIOPO取240A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥85115≈843AIOPS取4IOPO960AKDE5≈053④灵敏度校验KR≈29715合格。12、D35号KBZ2400型馈电开关整定①D12点短路电流L320≈1208米查表取ID12（2）596A②过流整定ICAKDE∑PCA103/UNCOSΦTWM206607≈917AKDE5≈053IOPO≈11ICA91711≈101AIOPO取100A③短路整定IOPS≥INSTMKDEΣINREIOPS≥5115≈244AIOPS取3IOPO300AKDE5≈057④灵敏度校验KR≈19915合格。13、工作面照明开关效验X1照明综保（ZBZ40IR4A电压等级为127V）为工作面照明供电，电源线为25㎜2换算为4㎜2电缆长度系数为164；工作面各转载点、开关列车及每隔10台支架安装一盏防爆照明灯共计负荷KW。①线路末端短路电流L米查表取ID（2）20A②过流整定IZ0366212A取IZIR4A③灵敏度校验KID（2）/IZ20/454合格六、高压馈电整定1、GB21高压馈电整定（负荷23、26移变）①、过负荷保护高压馈电所带计算负荷为PΣ△PTKSΣPCAΣ△PT912483KWSCAPCA/COSΦWM12483/07≈17833KVACOSΦWM取07ICASCA/UN17833/（17326）≈172A3IOPO≈11ICA≈189A取185A延时5S②、短路保护IOPS≥12IWMAXIWMAXICAINSTMICAM/KTIWMAX高压线路的最大工作