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名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对回采的影响程度
F1
N60º
E
SE
15º
正断层
0.7
有一定影响
F2
N70º
NW
1.0
F3
60º
0.9
F4
N20º
50º
1.4
F5
W
SW
40º
1.2
二、陷落柱
（一）15#煤层在回采约至645m处会遇到X8陷落柱（62×
56m），回采约至803m处会遇到X9陷落柱（48×
34m），对回采有一定影响。
（二）15101尾巷在胶带巷开口422m处东帮钻场遇X23陷落柱，15201进风巷在胶带巷开口510m处遇X3陷落柱，这两个陷落柱对回采均没有影响。
（三）预计15101工作面在回采过程中还会出现隐伏陷落柱及断层。
第五节水文地质
一、含水层的分析
本面水文地质条件简单，主要充水因素为太原组灰岩裂隙岩溶含水层。
（一）K2下灰岩裂隙含水层：
为15#煤直接顶，是开采15#煤的直接充水含水层，厚度为1.76米，裂隙岩溶不发育。
（二）K2灰岩裂隙含水层：
是开采15#煤的间接充水含水层，其含水量大，裂隙岩溶不发育。
（三）K3、K4灰岩裂隙含水层：
是开采15#煤的间接充水含水层，裂隙岩溶不发育。
二、81#煤采空区积水
该工作面上部为81103工作面采空区，81#煤采空区范围为81105工作面、81103工作面、81101工作面、81201工作面、81203工作面。
81101、81201、81203工作面的采空积水在81205切巷贯通前已进行探放，目前只有81105采空区有积水，积水水量为7020m³
三、工作面涌水量
（一）涌水量情况
根据掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料，预计本面回采过程中正常涌水量3m³
/h，最大涌水量20m³
/h。
（二）防治水措施
在工作面开采时应配备不低于40m³
/h能力的排水设施，以便及时排除工作面积水。
第六节影响回采的其它因素
（表5）
其他因素
特征
瓦斯
绝对瓦斯涌出量：
60m³
/min
煤尘
具有爆炸性
自燃倾向性
不具有自燃发火倾向性，不易自燃
抗压强度
（MPa）
煤层
夹矸
直接顶
老顶
76.0～100.1
21.0～50.0
地质部门对回采的建议：
一、顶板灰岩起伏不平，会出现不同程度的割顶现象，建议队组制定割顶专项技术措施，确保安全。
二、工作面开采时应配备不低于40m³
/h能力的排水设施，确保工作面低凹处积水及时排出。
三、重新设计批复15#煤层刘家垴、杨林头村、风井广场保护煤柱，以确定该面的停采位置。
第七节储量及服务年限
一、储量（表6）
走向长（m）
倾斜长（m）
面积（m2）
煤厚（m）
容重（t/m3）
工业储量（t）
回采率（%）
可采储量
（t）
1113
200
222600
2.2
1.41
690505
95
655980
二、服务年限
（一）月设计推进长度的计算为：
月设计推进长度=月生产天数×
每天正刀循环总数×
循环进尺×
正规循环系数
式中：
月生产天数，取30天；
每天正刀循环总数，取6刀；
循环进尺，取0.8米；
正规循环系数，取0.9；
则月设计推进长度=30×
6×
0.8×
90%
=129.6米/月
（二）工作面的服务年限计算为：
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
可采推进长度，取1113米；
月设计推进长度，取129.6米/月；
则工作面的服务年限=1113/129.6
=8.6月
第二章采煤方法
本工作面采用倾向长壁一次采全高的采煤方法，采用全部垮落法管理工作面顶板。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
15101工作面开采一采区15#煤，此工作面为倾向长壁布置，工作面进回风顺槽、尾巷、切巷均沿15#煤层顶板布置，高抽巷沿12#煤层顶板布置。
二、采煤工作面进风巷
15101进风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+网+钢筋钢带支护，进风巷道净宽5.0m，净高3.0m，断面积15.0m2，主要用于该工作面的进风、运煤、运料。
进风巷内布置有规格：
DN80型的压风管和静压水管各一路，DN50型乳化液管和排水管各一路，布置在皮带机上方。
靠采帮处敷设轨道，并在靠近工作面的地点设有设备列车，安设移动变电站、乳化泵站等设备；
靠煤柱帮安设桥式转载机和胶带输送机；
巷中吊挂电缆线。
三、采煤工作面回风巷
15101回风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+钢筋钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+网+铁托板支护，巷道净宽4.0m，净高3.0m，断面积12.0m2，主要用于该工作面的回风、运料。
巷内布置有：
DN80型的压风管和排水管各一路，DN50型静压水管一路，巷中敷设有轨道。
四、采煤工作面尾巷
15101尾巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+网+铁托板支护，巷道净宽5.0m，净高3.0m，断面积15.0m2，主要用于该工作面的回风。
五、采煤工作面高抽巷
15101高抽巷为矩形断面，掘进时沿12#煤层顶板布置，采用锚索锚杆网支护，巷道断面净宽3.6m，净高2.4m，断面积8.64m2，主要用于顶板瓦斯的抽放。
六、采煤面切巷
15101切巷为矩形断面，掘进时采用钢带锚索锚杆塑钢网联合支护，巷道净宽6.5m，净高2.5m，断面积16.25m2，其内安装有工作溜、支架、采煤机。
七、15101工作面布置平面图及巷道断面图（见附图3）
第二节采煤工艺
一、采煤方法
15101工作面采用倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。
本工作面煤层厚度为1.9～2.5m，平均厚度2.2m，采煤机可采高度2.0～4.0m，支架高度1.7～3.1m，工作面有效采高控制在2.2m；
采煤机滚筒截深为800mm，确定循环进尺为0.8m，采煤机割煤高度2.2m，一次采全高。
二、回采工艺
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，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；
液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区。
三、采煤工艺流程（见附图4）
采用端头斜切进刀方式进行割煤，即在两端头自开缺口斜切进刀，进刀不小于距离30m，采高控制在2.2m左右，每刀进度0.8m，正常情况下采煤机牵引速度控制在3—5m/min。
进刀顺序为：
（一）采煤机割透端头后，按要求推移工作溜，并使得弯曲段长度不小于20m，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方向，反向割煤切入煤壁，使得采煤机达到正常截深0.8m后，按要求推移弯曲段的刮板输送机至平直状态。
（二）当采煤机斜切进刀后，停止割煤，调换滚筒上下位置换向牵引割三角煤。
（三）割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，拉空刀至进刀处正常割煤，追机移架、推溜、移机头或机尾。
四、割煤过程中应注意以下事项：
（一）如果遇到工作溜负荷大，采煤机要减速或停止割煤，严禁超速割煤。
（二）一般情况下，必须按煤层坡度沿顶底板割煤，不割顶底板。
在遇到小型构造，可适当调整坡度（最大不能超过15o）。
构造过完后，尽快找到顶底板，沿顶底板割煤。
（三）采煤机运行过程中，正副司机要配合好，正司机要站在采煤机操作按扭旁，掌握开停，用遥控器控制速度和前滚筒位置，应注意支架顶梁，严禁采煤机割顶梁。
副司机站在采煤机后摇臂3米范围外用遥控器控制后滚筒情况。
（四）机组割两端头时，先停机检查端头煤壁处有无杂物，有杂物先清除。
工作人员站在5m以外有掩体的安全地点，机组司机站在机身落山一侧掩体后操作，以防锚杆甩出伤人。
牵引速度适中，锚杆松动后，切断采煤机电源闭锁工作溜，专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆后，方可开机割煤。
（五）机组割煤时，回风侧严禁有人，回风横贯至风门间安设栅栏上锁，钥匙由工作面跑片瓦检工掌握，割煤期间禁止人员入内。
（六）机组向机头方向割煤时，下风侧不得有人；
需要移架时，必须先停机组然后移架再割煤。
五、正规循环生产能力计算
W—工作面正规循环生产能力，t；
L—工作面平均长度，取200m；
S—工作面循环进尺，取0.8m；
h—工作面设计采高，取2.2m；
—煤层密度，取1.41t/m3；
c—工作面采出率，95%。
则W=200×
2.2×
1.41×
0.95
=471.5t
第三章设备配置
一、采煤机的主要技术特征
1、型号：
MG400/930—3.3D型，
2、功率：
930kW
3、可调采高：
2.0～4.0m
4、额定电压：
3300V
5、牵引速度:
0～7.35～12.26m/min
6、滚筒截深：
800mm
7、滚筒直径：
1900mm
8、调速方式：
机载式交流变频调速
9、变频范围：
1.6～50～83.4Hz
10、牵引形式：
链轮销排牵引
11、牵引力：
420～700kN
12、整体机重：
52t，
13、机面高度：
1530mm
14、最大卧底量：
560mm
15、适应煤层硬度：
f≤4（硬或中硬）
16、适应煤层倾角：
≤16°
二、液压支架的主要技术特征：
（一）液压支架
ZY6400/17/31的两柱支撑掩护式液压支架
2、额定供液压力：
31.5MPa
3、高度：
最低1700mm；
最高3100mm
4、宽度：
最小1430mm；
最大1600mm
5、额定初撑力：
5066kN（P=31.59MPa）
6、额定工作阻力：
6400kN（P=39.89MPa）
7、底板比压：
2.3～3.2MPa，平均2.75MPa
8、平均支护强度：
0.95MPa
9、适应角度：
≤20°
10、中心距：
1500mm
11、泵站流量：
315L/min
12、支架重量：
18.02t
13、移架步距：
0.8m
（二）单体液压支柱
型号：
DZ—2.8DZ—3.15DZ—2.5
1、伸缩行程：
2、额定工作阻力：
250kN
3、额定工作液压：
4、油缸直径：
100mm
5、泵站压力：
6、初撑载荷：
115.64～153.86kN
7、底座面积：
10900mm²
三、运输设备
（一）刮板运输机
1、运输机型号：
SGZ-800/1050型前部输送机
2、装机功率：
2×
525kW
3、电机型号：
YBSD-525（单速）
4、减速器型号：
JS525III
5、传动比：
1:
33.58
6、耦合器：
福伊特TWVVFS750型
7、运输能力：
1800t/h
8、刮板链形式：
中双链
9、链条中心距：
160mm
10、刮板链速：
1.3m/s
11、圆环链规格：
φ34×
126—D加强链
12、圆环链破断负荷：
1810kN
13、供电电压：
14、实际长度：
200m
15、冷却方式：
水冷
16、中间槽形式：
整体铸焊式封底溜槽
17、中间槽尺寸:
1503×
800×
344mm
18、槽间连接形式：
哑铃
19、紧链方式：
液压马达低速紧链伸缩机尾辅助紧链
（二）桥式转载机
SZZ-800/250（自移式转载机）
2、电机功率：
250kW（双速电机）
3、运输能力：
1800t/h
4、供电电压：
5、刮板链速：
1.545m/s
6、减速器型号：
53JS
7、传动比：
24.225
8、刮板链型式：
9、圆环链规格：
126mm
10、链条中心距：
11、紧链形式：
砸盘和伸缩机头辅助紧链
12、溜槽型式：
整体焊接厢式结构
13、爬坡角度：
10°
（三）破碎机
PCM—250型锤式破碎机
2、破碎能力：
3000t/h
3、供电电压：
4、传动方式：
单速电机+液力耦合器+减速器
5、电机功率:
250kW
（四）可伸缩带式输送机
1、型号为DSJ—1200/2×
250，L=1300m
2、储带长度：
100m
3、传动滚筒直径：
φ830mm（壁厚28mm）
4、卸载滚筒直径：
φ630mm（壁厚16mm）
5、机尾滚筒直径：
φ500mm（壁厚16mm）
6、储带仓滚筒直径：
φ400mm，200mm
7、托辊直径：
φ133mm（360KA托辊轴承）
8、电机功率：
250kW
9、运输能力：
1500t/h
10、传动滚筒直径：
630mm
11、带宽:
1200mm
12、带速:
3.5m/s
13、输送带规格型号：
8级阻燃抗静电带PVC1400S
14、涨紧装置型号：
ZYJ-250/16.5D
15、电机工作电压：
660V/1140V
16、电机减速器连接方式：
柱销式弹性联轴器
（五）转载皮带
DTL120/150/45
45kW
3、带宽：
4、运输能力：
5、工作电压：
660V
（六）辅助运输设备选用1.0t的矿车和叉车,牵引设备选用JD—25、JD-11.4型调度绞车，JM—14型回柱机，JW75B型梭车，其主要技术参数如下：
1、JD—25型调度绞车，其主要技术参数如下：
（1）型号：
JD—25
（2）静拉力：
18kN
（3）钢绳直径：
15mm
（4）转速：
1470r/min
（5）电机功率：
25kW
（6）钢绳速度：
0.773—1.399m/s
（7）绳容量：
400m
（8）滚简直径：
550mm
2、JD—11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：
JD-11.4
9.8kN
（3）绳径：
12.5mm
（4）绳速：
26—72m/min,平均44m/min
（5）绳容量：
（6）滚简直径：
（7）外形尺寸：
1100×
765×
730mm
3、JM—14型调度绞车，其主要技术参数如下：
JM—14
140kN
22mm
（4）平均绳速：
8.7m/min
150m
（6）减速比：
175
（7）滚简直径：
（8）功率：
18.5kW
4、JW75B型梭车，其主要技术参数如下：
JW75B
（2）最大牵引力：
80kN
（3）电机功率：
75kW
（4）速度：
1.12m/s
（5）绳径:
四、泵站
乳化泵选用BRW315/31.5型一套（两泵两箱），喷雾泵选用BPW320/10M型一套（两泵一箱），注水泵3ZSB—135—17型一台，主要技术参数如下:
（一）乳化泵:
BRW315/31.5
2、工作压力：
3、电机电压：
4、额定流量：
5、曲轴转速：
650r/min
6、柱塞直径：
45mm
7、柱塞行程：
66mm
8、柱塞数目：
5个
9、储能器容积：
25L
10、出厂时储能器充气压力为：
18～22MPa
11、卸载阀出厂调整压力：
34.7～36.2MPa
12、卸载阀恢复工作压力：
卸载阀调定压力的75%～90%
13、电机功率：
200kW
14、总重量：
4800kg
15、进液接头：
M110×
2
16、出液接头：
2-M45×
17、工作介质：
3%—5%乳化油的中性水溶液
（二）喷雾泵:
BPW320/10M
2、公称流量：
320L/min
3、公称压力：
10MPa
4、电机功率：
5、进水压力：
2.5MPa
φ63mm
7、额定电压：
8、溢流阀出厂调定压力：
9、安全阀型号：
AQF6
10、安全阀出厂调定压力：
11.5MPa
11、储能器充气压力：
6±
0.5MPa
12、高压水出口形式及规格：
φ38mm快速接头
13、工作介质：
清洁中性水
（三）注水泵:
1、型号:
3ZSB—135—17
2、额定流量:
102L/min
3、额定压力:
15MPa
4、电机功率:
30kW
第四章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
（一）预计工作面矿压参数参考表（表7）
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
1.55-2.10
基本顶厚度
8.86-10.98
直接底厚度
1.10-1.45
1.10
直接顶初次垮落步距
8-20
3
初
次
来
压
来压步距
35-50
最大平均支护强度
kN／m2
510
最大平均顶底板移近量
mm
100--120
100
来压显现程度
明显
4
周
期
8--15
470
5
平
时
451
6
直接顶悬顶情况
7
底板容许比压
MPa
38.1
8
直接顶类型
类
二
9
基本顶级别
级
II
10
巷道超前影响范围
20
（二）经验计算支护强度
支架支护强度
Pt—工作面合理的支护强度，kN／m2；
h—采高，取2.2m；
—顶板岩石容重，kg／m3，一般可取2.5×
103kg／m3；
k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，根据具体情况合理选取，这里取8倍采高计算。
则：
Pt＝9.81×
2.5×
103×
＝431.64kN/m2
（三）现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt=510kN/m2
（四）工作面条件与支架适应条件对照表（表8）
项目
工作面实际条件
支架参数
采高/m
1.7～3.1
倾角（°
）
2°
—10°
≤12°
煤厚/m
1.9—2.5
3.1
硬度f
≤10
支护强度/（kN.m-2）
630—690
底板比压/（kN.m-2）
38100
320
顶板类（级）别
II级二类
支撑掩护式
（五）支护设备选择
15101工作面支架共135架，型号为：
ZY6400/17/31,从进风到回风顺槽依次编号为1～135号支架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，该工作面选用ZY6400/17/31型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。
通过对比、验算，证明选用该类支架能满足要求。
二、两巷超前支护支护强度验算
（一）超前段支护在静压状态下顶板载荷
其中
Q顶—静压情况下顶板载荷，kN/m2；
RP—塑性区半径，m；
R0—矩形巷道外接圆半径，m；
γ顶—顶板岩石平均容重，取2.5×
Z—巷道埋藏深度，为513—573m，取573m；
H—巷道高度，取3.0m；
a—巷道宽度，取5.0m；
—内摩擦角，取45°
；
C—粘结系数，取4；
=2.92m
=3.47m
=4.925kN/m2
（二）进风超前段顶板载荷（动压影响一般取静压时的2—4倍，这里取3）
Q进=3×
Q顶=3×
γ顶（RP—H/2）
Q进—进风超前段顶板载荷，kN/m2；
Q顶—静压情况下顶板载荷，取4.2kN/m2；
Q进、Q回=3×
4.925
=14.775kN/m2
（三）顶板总压力
F顶=L×
a×
Q进
F顶—顶板总压力，kN；
L—超前维护距离，取20m；
Q进—进风超前段顶板载荷，取14.775kN
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