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1、肥矿集团曹庄煤矿 -120西大巷八层煤柱工作面采煤作业规程第一章概况第一节工工作面位位置及井井上下关关系工作面位位置及井井上下关关系表一一煤层名称称煤8水平名称称-1200水平采区名称称120西西大巷工作面名名称-1200西大巷八层层煤柱工作作面地面高程程( m )+1055.677+1008.995工作面高程( m )-90.3-1449.66地面相对对位置及及地形情情况地面相对对位于老老太平公公路以北北520m，古古庄窑厂厂以东880m处处，邓李付公公路以西西，尚古古庄河在在本面上上方自北北向南流流过，地地面为北北高南低低的农田田。回采对地地面设施的影影响地面为农农田，无无建筑物物。井下位
2、置置及邻区区采掘情情况井下位于于-1220西大大巷两侧侧的煤柱柱工作面面，东至至西三煤煤仓，西西至88802工工作面（已已于20009年年3月回回采完毕毕），南南至84406、884033工作面面（已于于19994年111月、119933年8月月回采完完毕），北北至88801、886022工作面面（已于于20001年33月、119966年6月月回采完完毕）。上覆煤77因地质质条件复复杂，已已报集团团公司地地损处理理；下伏伏煤9平平均厚11.400m，尚尚未掘进进。钻孔情况况 面面内有地地面钻孔孔曹544，终孔孔层位煤煤102，水水泥砂浆浆封孔，质质量不合合格。工作面推推采长度度( mm )75
3、28133785工作面长长度( m )55111180面积( m22)628000第二节煤煤层煤层情况况表表二二煤层厚度度( mm )1.5002.2201.833煤层结构构（m）煤层倾角角( )12223170.3（00.2）11.333可采指数数1变异系数数（ % ）7稳定程度度稳定煤层情况描述该面煤88两极厚厚1.550m2.220m，平平均厚11.833m，ff=1.5，煤煤层上部部含有一一层平均均0.22m的炭炭质细砂砂岩夹石石，较坚坚硬，ff=6，属属结构复复杂、稳稳定的中中厚煤层层。相邻煤层层间距(m)上距煤七七28.22mm，下距距煤九113.113 mm,下距距五灰平平均36
4、6.888m,煤质情况Mad（%）Ad（%）Vdaff（%）Qb.aad（MJ/kg）daf（%）St,dd（%）Y（mm）工业牌号1.7992.01145.88424.664582.932FM第三节煤煤层顶底底板煤层顶底底板情况况表表三三顶板名名称岩石名称称厚度(mm)岩性特征征老 顶四 灰5.233顶部为泥泥灰岩，富富含动物物化石碎碎屑。中中部为青青灰色石石灰岩，裂裂隙发育育，底部部有透镜镜状层理理。f=8直接顶伪顶直 接 底细 砂 岩4.155灰白色,顶部含含泥质,富含植植物化石石，f=336。老底附图1：工作面面地层综综合柱状状图（11：2000）。第四节地质构构造该面煤层层倾向NN3
5、WN299E，走走向变化化不大；煤层倾倾角为11223，平均均17。据现现有资料料分析，本本面地质质构造较较复杂；预计本本面将揭揭露155条斜交交断层，落落差最大大为2.6m，最最小为00.4mm；这些些断层对对工作面面的回采采影响大大，断层层附近围围岩节理理比较发发育，强强度较低低。一、 断层情况况以及对对回采的的影响断层情况况表 表四 断层编号倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的的影响程度度揭露控制制情况f1NW73350正断层0.6小-1200西大巷巷八层煤煤柱切眼眼揭露f2NW22271正断层1.0大-1200西大巷巷八层煤煤柱风道道揭露f3NW61154正断层1.5大84033轨中
6、巷巷揭露f4SE42274正断层1.2大84033轨中巷巷揭露f5SE4225464777逆断层1.0-2.66大84033轨中巷巷及-1120西西大巷煤柱改造造运中巷巷揭露f6NW68869正断层0.7小84033轨中巷巷揭露f7NW75585正断层0.6小84033轨中巷巷揭露f8SE46641逆断层0.6小84033轨中巷巷揭露f9NW62271正断层1.1大-1200西大巷巷八层煤煤柱改造造运中巷巷揭露f10NW67773逆断层1.3大-1200西大巷巷八层煤煤柱改造造运中巷巷揭露f11NW64475正断层1.2大-1200西大巷巷八层煤煤柱改造造运中巷巷揭露f12SE49963正断层
7、0.4小-1200西大巷巷副巷联联络巷揭揭露f13SE42237逆断层0.8大-1200西大巷巷副巷联联络巷揭揭露f14NW52262正断层0.9大88000回风巷巷揭露二、褶曲曲情况对对回采的的影响本面没有有褶曲影影响。附图2：工作面面上风道道下帮、运运中巷上上帮、切切眼东帮巷道道素描图图（1：2000）。第五节水文地地质一、工作作面水文文地质概概况井下位于于-1220西大大巷两侧侧的煤柱柱工作面面，东至至西三煤煤仓，西西至88802工工作面（已已于20009年年3月回回采完毕毕），南南至84406、884033工作面面（已于于19994年111月、119933年8月月回采完完毕），北北至8
8、8801、886022工作面面（已于于20001年33月、119966年6月月回采完完毕）。上覆煤77因地质质条件复复杂，已已报集团团公司地地损处理理；下伏伏煤9平平均厚11.400m，尚尚未掘进进。二、充水水因素1、地表表水受第四系系底部粘粘土层的的阻隔，地地表水及及第四系系水下部部煤层无无水力联联系，工工作面回回采不受受地表水水及第四四系水威威胁。2、老空空水采区内自自然泄水水畅通，未未形成老老空积水水，故工工作面回回采不受受老空水水影响。3、原大大封矿过过水原大封矿矿东翼采采区回采采完毕后后，老空空积水沿沿煤8层层顶板四四灰，以以淋水形形式排泄泄至曹庄庄矿，最最大过水水量833 m/h。
9、后后随采动动裂隙的的压实，过过水量稳稳定为330 mm/h。220077年1月月94008工作作面回采采至177m处时时，受采采动裂隙隙增大影影响，过过水量增增加，-1200m以上上最大过过水量约约60 m/h，影影响了该该面的正正常推采采。自20110年88月166日该矿矿停止排排水以来来，水位位持续上上升，曹曹庄矿过过水量明明显增加加，实测测-1220m水水平最大大过水量量65 m/h（堰堰测法）。自自“曹庄原大封封煤矿”井田边边界帷幕幕截流以以来，-1200m水平平过水量量明显减减少，现现维持在在5 mm/h左左右，原原大封矿矿水位-12.8m（220111年5月月24日日测）。工作面切
10、切眼距煤煤8便捷捷煤柱最最小距离离为1559m，分分析该面面采动时时对边界界煤柱无无影响。4、四灰灰厚4.00366.022m，平均均5.223m。通过现有资料分析，与下伏含水层无水力联系，以静储量为主，现已疏降至-480m水平，对回采无影响。5、五灰灰平均100.011m，上上距八层层煤平均均36.88mm,主要要为粉砂砂岩、粘粘土岩、无无名灰岩岩等构成成的隔水水层。通过现现有大量量资料分分析表明明，该区区段横向向上岩溶溶发育程程度及富富水性极极不均一一，构造造发育地地段富水水性较强强，纵向向上富水水性由浅浅到深呈呈减弱趋趋势。-1200m水平平防水试试验111孔放水水稳定水水量4996m3
11、3/h，最最大降深深1277.4mm,单降降水量33.899m3/(hh.m)，-1120mm水平水水位降至至-577.6mm-1108.6m，放放水时-2000m水平平一线五五-1000、五五-1002孔水水位分别别降至-66.8m和和-699.5mm，水力力联系密密切，疏疏降效果果明显。(2)下下伏煤99层相邻邻区段994033工作面面于19996年年3月99日发生生面后老老空底板板五灰突突水，最最大水量量8699 m3/h，于于19998年44月封堵堵成功。分分析堵水水资料。该该区发育育一个穿穿过94403面面北偏东东5060的径流流带。通通过该区区范围内内施工的的五、奥奥灰孔、探探察孔
12、及及放水试试验资料料分析，五五、奥灰灰之间未未见任何何异常水水情。(3)该该面两侧侧煤8、99、100层工作作面均已已注浆改改造完毕毕，底板板隔水层层得到加加固，区区段五灰灰富水性性得到明明显改善善。6、奥灰灰：奥灰为巨巨厚强含含水层,上距五五灰平均均14.92mm,广泛泛接受大大气降水水的补给给，在井井田范围围内为五五灰之补补给水源源。三、突水水系数计计算及受受水威胁胁程度分分析 (依煤煤矿防治治水规定定)、五灰灰突水系系数计算算现井下五五灰水位位-399.844m，（Z1145：P=0.69MMPa；标高-1100.2mm），工工作面最最低标高高为-1149.6m，计计算隔水水层底板板承受
13、的的水压为为1.444MPPa。 据公式： TSS=P/M=00.0339MPPa/mm式中： TS-突突水系数数 MMPa/m P -隔隔水层底底板承受受水压 1.444MPPaM -隔水水层厚度度36.88mm 工作面回回采不受受底板五五灰水威威胁。2、奥灰灰突水系系数计算算现井下奥奥灰水位位+199.377m，（奥奥-366：P=1.15MMPa；标高-97.9m），工工作面最最低标高高为-1149.6m，计计算隔水水层底板板承受的的水压为为2.226MPPa。据公式： TSS= PP/M=0.0037MMPa/m式中： TS-突突水系数数 MMPa/m P-隔水水层底板板承受水水压 2
14、2.266MPaaM-隔水层层厚度661.881m 工作面正正常回采采不受底底板奥灰灰水威胁胁。四、涌水水量预计计1、正常常涌水量量生产用水水5m/h，顶顶板淋水水1 mm/h。2、最大大涌水量量：为正正常涌水水量的22倍，即即为122m/h。3、一点点五灰突突水量用比拟法法预计该该面五灰灰最大突突水量：流态指指数的确确定据曹庄矿矿小槽石石门及991066工作面面突水资资料：Q1=2220 m/h S1=400.266m Q2=1700 m/h SS2=223.665m据公式： =将以上数数据代入入公式，得得m=22.1计算据曹庄矿矿91006工作作面突水水资料：Q1=2200 m/h SS1
15、=440.226m该面（-1499.6mm）突水的的最大降降深为：S2=1099.766m 五灰水水位-339.884m据公式： =Q2=2220=3555 mm/h 故五灰一一点最大大突水量量预计为为：Qmmax=3555 m/h。五、防治治水措施施1、工作作面回采采前应清清理疏水水线路，确确保-1120煤煤柱工作作面疏水水线路畅畅通，排排水系统统正常运运转。2、工作作面回采采期间，加强水水情及原原大封矿矿过水观观测，里里段利用用五-1445孔观观测水位位，外段段利用Z7781、奥-339孔观测水水位，每每5天观测测一次。若若有异常常，及时时汇报，并并采取相相应的措措施处理理。3、加强强工作
16、面面底板管管理，要要求棵棵棵支柱垫垫铁鞋，压力集集中区、底底板变软软地段加加垫木耙耙或板梁梁，铁鞋鞋规格不不小于380mmm。4、悬顶顶不得超超过规定定要求，采采取强制制人工放放顶。5、回采采过程中中，加强强防治水水管理，区区队干部部、安监监员、安安全网员员应明确确职责，如如发现底底板出水水等异常常情况，应应及时汇汇报调度度室，以以便采取取措施。6、面内内有地面面钻孔曹曹54，封封孔质量量不合格格，回采采至规定定距离时时提前下下达通知知书，并并编制措措施及时时处理。7、工作作面回采采前，按按注浆改改造标准准封闭ZZ4855、五-77、五五-788、奥-6钻孔孔，回采采至Z7759硐硐室1550
17、m时时，将该该硐室ZZ7599、Z7760、奥奥-366封孔。8、工作作面回采采至老巷巷及钻孔孔至规定定距离前前，提前前下通知知单，区区队编制制相应措措施。9、奥-6立孔孔硐室距距该面煤煤8底板板岩柱较较小，应应提前将将该硐室室打设木木垛接顶顶，防止止回采时时发生泄泄漏事故故。10、现现场备足足不少于于588个防治治水木垛垛料。第六节影影响回采采的其它它因素影响回采采的其它它地质情情况见表表表五瓦斯沼气绝对对涌出量量：0mm3/miin；二氧化碳碳二氧化碳碳绝对涌涌出量：0.2281mm3/miin。煤尘爆炸炸指数煤尘爆炸炸指数：41.45%。煤层自燃燃倾向性性煤层无自自燃发火火倾向。地温危害
18、害现井下工工作区的的平均温温度为220C ，随随掘进深深度的增增加，增增温梯度度为0.64C /1100mm。冲击地压压危害无资料问题及建建议：1、煤层层顶板为为四灰，局局部赋存存透镜状状二合顶顶，悬露露面积大大时易冒冒落；底底板为细细砂岩，顶部含泥泥质，强强度较低低，支柱柱易钻底底，回采采时应加加强顶、底底板管理理。2、工作作面煤层层倾角112233平均117，当倾倾角较大大时应采采取防滑滑、防倒倒及矸石石滚落伤伤人专项项安全措措施。3、面内内有地面面钻孔曹曹54，终终孔层位位煤1002，水水泥砂浆浆封孔，质质量不合合格。过过钻孔时时应编制制专项安安全措施施。4、本面面为煤柱柱工作面面，老巷
19、巷较多，回回采过老老巷时，应应编制专专项安全全措施。5、该面面上方有有通过邓邓李付公公路，回回采前应应通知矿矿办、农农事办，进进行协调调处理，确确保地面面安全。6、-1120西西大巷位位于该面面底板岩岩石中，上上距煤88底板的的铅垂间间距为44.599100.300m。工工作面回回采前应应对-1120西西大巷局局部岩柱柱较小地地段进行行打木垛垛支护，以以确保安安全回采采。第七节 储储量及服服务年限限一、储量量1、工业业储量工作面面面积煤层厚厚度1.336288001.8331.3314494001吨。2、可采采储量工业储储量工作面面回采率率工作作面回采采率为995%14994011955%14
20、119311吨。二、工作作面服务务年限预计工作作面服务务年限=可推采采长度/设计月月推进长长度=7855/81=9.77个月第二章采采煤方法法第一节巷巷道布置置一、采区区设计、采采区巷道道布置概概况井下位于于-1220西大大巷两侧侧的煤柱柱工作面面，东至西西三煤仓仓；西至至88002工作作面（已已于20009年年3月回回采完毕毕）；南南至84406、8403工作面（已于1994年11月、1993年8月回采完毕）；北至8801、8602工作面（已于2001年3月、1996年6月回采完毕）。上覆煤77因地质质条件复复杂，已报集集团公司司地损处处理；下下伏煤99平均厚厚1.440 m，尚尚未掘进进。
21、二、工作作面轨道道顺槽（上风道）-1200西大巷巷八层煤煤柱上风风道按腰腰线掘进进，沿煤煤层走向向布置，用用于工作作面通风风和运输输材料，两帮帮采用木木锚杆挂挂钢塑复复合网、木托盘支护，上帮布置3根、下帮布置2根锚杆，锚杆株距800mm、排距1000mm，巷道净宽2.7m，净高2.0m，巷道净断面5.4m。巷道内设防尘管路、压风管路各一趟，并铺设铁路用于运料。三、工作作面运输输顺槽（运中巷）-1200西大巷巷八层煤煤柱运中中巷按中中线掘进进，沿煤煤层走向向布置，用用于工作作面运煤煤和通风风，两帮帮采用木木锚杆挂挂钢塑复复合网、木托盘支护，上帮布置3根、下帮布置2根锚杆，锚杆株距800mm、排距
22、1000mm，巷道净宽2.7m，净高2.0m，巷道净断面5.4 m。巷道内设防尘管路、压风管路各一趟，安设皮带运输机和刮板运输机运煤。四、采煤煤面切眼眼-1200西大巷巷八层煤煤柱切眼眼沿煤层层倾向布布置，切切眼为钜钜形，宽宽度2.7m，净高高2.0m，巷道道净断面面5.4mm2；顶板板及两帮帮不设支支护。用用于布置置安设循循环运输输机、采采煤机，形形成生产产系统。附图3：工作面面巷道布布置平面面图（11：10000）。第二节采采煤方法法和采煤煤工艺一、采煤煤方法根据煤层层赋存情情况、顶顶底板岩岩性和巷巷道布置置方式，结结合我矿矿现有技技术装备备，确定定采用走走向长壁壁后退式式采煤法法，全部部
23、垮落法法管理顶顶板。工工作面回回采高度度以煤层层顶底板板为界，不不准随意意留顶底底煤，浮浮煤厚度度在2 m内不得超超过300mm，确确保回采采率不低低于955%。当当遇断层层等地质质构造时时，必须须及时编编制补充充措施。工作面采采用斜切切进刀方方式。采采煤机下下行松至至机头缺缺口处，将将工作面面刮板输输送机移移到距采采煤机11015mm处停止止推移，溜溜后支齐齐正式支支柱和斜斜茬柱，采采煤机在在输送机机机头处处向上沿沿底板割割煤，割割至刮板板输送机机弯曲处处以上55m的距距离达到到规定截截深后停停止割煤煤，而后后响压炮炮，将斜斜茬处顶顶煤和夹夹石松下下，采煤煤机再下下行松机机装煤，而而后向上上
24、带机至至进刀处处，最后后利用回回柱绞车车或移溜溜器移过过输送机机机头。工作面上上下超前前缺口及及机窝采采用爆破破落煤方方式。工工作面上上下缺口口、机窝窝、过断断层采煤煤机不易易通过时时，均采采用爆破破方式处处理。采采用ZQS-50型型手持式式（风煤煤钻）气气动钻机机配合中中空麻花花钻杆使使用，爆爆破时使使用煤矿矿许用毫毫秒延期期电雷管管和二级级煤矿许许用GBBI80095-20000乳化化炸药，炸药规格：直径35mm，长度150mm，药卷质量150g。采用正向装药，串联方式连线，使用FD100型煤矿电容式发爆器起爆，并执行放炮作业闭合流程卡制度。工作面可采用分组装药，但一组装药必须一次起爆。装
25、药必须使用炮泥和水炮泥。工作面上下缺口、机窝或因地质构造影响采煤机不易通过需炮采时，每次爆破长度不超过5米。该面上下缺口和机窝炮眼布置采用三行五花眼，上眼距顶板0.3m，仰角5-8，眼距1.2m，中眼距顶板1.0m，眼距1.2m，垂直煤壁，底眼距底板0.5m，俯角10-15，眼距为1.2m，水平角均为80-85，眼深均为1.2m（垂直深度）。上下缺口爆破顺序为先响中眼和底眼，最后响上眼。响压炮按照由下（溜头）向上（溜尾）的顺序依次爆破，爆破必须使用挡煤皮子，防止将炭打入老空，影响煤炭回收率。机采压炮布置单排眼，在夹石上方打眼，眼深为1.2m，眼距1.2m，仰角5-8。工作面因顶板破碎、过断层或
26、其它原因不宜使用采煤机直接割煤时，可采用爆破方式落煤（届时必须编制针对性措施）。炮眼名称循环个数角 度度眼深(m)眼 距（米米）炸 药雷 管封孔水平角( )仰角( )俯角( )距顶板距底板间距种类每眼装药量(g)每循环装药量(kg)种类段数循环用量(发)水炮泥(个)封孔长(m)顶眼6780-8855-81.20.31.230020.11毫秒延期期577770.55腰眼1480-8851.21.01.23004.2毫秒延期期114140.55底眼1480-88510-1151.20.51.24506.3毫秒延期期314140.55放顶眼8045-66070-8801.81.075060毫秒延期期
27、21751750.55每循环炮眼数175每循环总总药量(kkg)90.66每循环雷雷管数(发发)175每循环水水炮泥数(个)175 炮眼眼说明表表 表表六二、采煤煤工艺1、落煤煤工作面使使用DW-1550型无无链牵引引采煤机机，滚筒筒直径为为1.00m，截深深为1.0m，采采用向上上（溜尾尾）方向向割底煤煤，而后后响压炮炮，将顶顶煤和夹夹石松下下，采煤煤机到达达上（溜溜尾）缺缺口后，下下行沿底底板松机机装煤，往往返进一一刀的落落煤方式式。工作面面上下超超前缺口口及机窝窝采用爆爆破落煤煤方式。2、装煤煤采煤机利利用自身身的螺旋旋滚筒装装煤，面面前余煤煤由人工工清扫。爆爆破落煤煤时，除除部分自自装
28、外，余余煤全部部由人工工装入输输送机。3、运煤煤工作面选选用SGGB-1150CC型刮板板运输机机，运中中巷选用用SGBB-1550C型型刮板运运输机、SSGB-40CC型刮板运运输机及及DSJJ-80型型吊挂皮皮带运输输机运煤煤。4、工作作面支护护工作面采采用倾向向戴帽对柱柱支护形形式，倾倾向对柱柱（中-中）间间距为3300mmm。选选用DZZ1.662.55型单体体液压支支柱配长长度0.2m的的条捆支支护顶板板，条捆捆要顺工工作面倾倾斜方向向使用。上风道和运中巷超前支护，采用DZ1.8-2.5型单体液压支柱配长度0.2m的条捆平行巷道方向支设双排超前支护。5、顶板板管理工作面煤煤层厚度度1
29、.55m2.22m，平均均1.833m，考虑虑工作面面遇到断断层等条条件影响响，选用用DZ11.6 2.5型单单体液压压支柱配配长度00.2mm的条捆捆支护顶顶板，采采煤机下下行松机机移输送送机后，及及时支设设基本支支柱。DDZ1.62.22型单体体液压支支柱工作作阻力为为2944kN；DZ22.5型型单体液液压支柱柱工作阻阻力为2245kNN。工作面均均采用人人工回柱柱。按照照由下向向上，由由里向外外的顺序序回撤。回回采时悬悬顶不得得超过（25）m2，如不冒落要实行人工强制放顶。附图：工作面面进刀方方式示意意图或工工作面炮炮眼布置置三视图图三、工作作面正规规循环生生产能力力 Whr =800
30、1.011.8331.300.955=1881（）式中：WW每每个循环环产量，t；工工作面倾倾斜长度度，平均均80m；工工作面每每刀截深深，1.0m； h 采采高，平平均1.83m； r 煤煤的容重重，1.3m3；工工作面回回采率为为95%。第三节设设备配置置一、采煤煤机采煤机选选用DW-1550型无无链牵引引采煤机机，其主主要技术术参数如如下：采 高：1.332.55m电机功率率：1550kWW滚筒直径径：1.0m截 深：1.00m牵引速度度：06m/minn采煤机的的实际生生产能力力为： Qcc=600vcSMCO=602.551.011.01.330.95=1855t/hh式中： Qc
31、采采煤机的的实际生生产能力力，th；vc 采煤煤机的实实际牵引引速度，一一般普采采为06mmmin；取2.5mminn；S 采煤机机的截深深，1.0m；M 采煤机机滚筒直直径（包包括截齿齿），11.0m； 煤的的实体容容重，11.3ttm33；CO 工作作面采出出率，CCO= 00.955。二、工作作面刮板板输送机机工作面选选用SGGB-1150CC型刮板板运输机机，其主主要技术术参数如如下：电机功率率：275kkW运输能力力：2550t/h溜槽尺寸寸：1550063001885mmm三、运中中巷刮板板输送机机按照运输输能力要要求，运运中巷选用用部SGBB-1550C型型刮板运运输机，其其主要
32、技技术参数数如下：电机功率率：755kW运输能力力：2550t/h溜槽尺寸寸：1550062001775mmm四、皮带带按照运输输能力要要求，运运中巷选用用1部DSJJ80/230吊挂挂式胶带带输送机机，其主主要技术术参数如如下：电机功率率：230kWW运输能力力：3550t/h带宽：8800mmm电压：6660VV带速：11.633m/ss五、辅助助运输设设备选用1tt矿车、叉叉车，牵牵引设备备选用JJD-111.44型JD-25型型调度绞绞车。JD-111.44型绞车车主要技技术参数数如下：型号：JJD-111.44静拉力：9.88kN绳径：115.55mm绳速：22662mm/miin绳
33、容量：2500m外形尺寸寸：1110076557330mmmJD-225型绞绞车主要要技术参参数如下下： 型型 号：JD-25静 拉 力：118kNN 绳 径：15.5mmm绳 速：4684mm/miin绳 容 量：4400mm外形尺寸寸：1443812117112555mm六、选用用2台JH2-5型回回柱绞车车，上下下两巷各各设一台台，其主主要技术术参数如如下：型号：JJH2-5绳速：00.0880.112m/s 平平均0.1m/s牵引力：1100kN绳容量：1200m绳径：115.55mm滚筒直径径：3880mmm外形尺寸寸：1999568008115mmm七、工作作面配电电点的位位置及要
34、要求：工作面上上风道、运运中巷各各设一个个配电点点，距工工作面上上、下出出口不超超过150m，不不小于330m。配配电点必必须使用用不燃性性材料制制作的背背板背顶顶护帮，要要求清洁洁卫生，并并且有照照明，各各种开关关全部上上架，电电缆吊挂挂整齐；各种保保护齐全全并灵敏敏可靠，配配电点突突出部分分与运输输机或铁铁路保持持0.77m以上上安全距距离。八、设备备的维修修与保养养：1、各种种设备应应使用规规定的牌牌号油，油油脂不得得混用，油油量达到到规定标标准，班班班检查查，不得得缺油。表七设备名称采煤机牵引部采煤机截割部变速箱液力偶合器轴承油脂牌号L-HMM1000抗磨液液压油150号号双曲线线齿轮
35、油油L-CKKC1550工业业闭式齿轮油油难燃液体体3号钙基基润滑脂2、刮板板输送机机必须保保证平直直，刮板板螺栓齐齐全完整整，链子子松紧适适当，如如有坏溜溜槽、弯弯刮板、断断刮板、老老链子要要及时更更换，确确保刮板板输送机机正常运运转。3、采煤煤机要保保持完好好，不漏漏油，不不缺齿，各各部有松松动螺丝丝要拧紧紧，现场场交接班班，截齿齿缺少或或截齿无无合金的的数量不不准超过过3个，齿齿座损坏坏不得超超过2个，采采煤机仪仪表指示示准确，安安全阀恒恒功率，过过载保护护整定符符合要求求，操作作过程中中必须保保护好采采煤机电电缆、水水管及防防尘设施施。4、电缆缆、管子子要吊挂挂整齐，开开关要上上架。闲
36、闲置设备备和材料料要放在在安全出出口1000m以外外的安全全地点。电电器设备备上方有有淋水，要要妥善遮遮盖。风风煤钻用用完后要要放在工工作面上上下出口口5m以外外支架牢牢固、顶顶板完整整、无淋淋水地点点，风管管、水管管要分别别吊挂整整齐。5、注液液枪用完完后，要要挂在循循环输送送机后第第二排支支柱手把把体上，严严禁乱扔扔乱放。6、工作作面上不不准出现现空载支支柱，不不准平放放或倒放放在底板板上，严严禁用支支柱移刮刮板输送送机，损损坏的支支柱及时时运出工工作面。附图5：工作面面设备布布置示意意图第三章顶板管管理第一节支护设设计一、单体体支柱工工作面的的支护设设计、选择择依据1、根据据八层煤煤的顶
37、底底板岩性性。2、已开开采过的的八层煤煤工作面面矿压观观测资料料。 3、多多年来回回采八层层煤工作作面顶板板管理经经验。 4、根根据本矿矿同煤层层的矿压压观测资资料和预预计本工工作面矿矿压参数数参考表表、合理理的支护护强度采采用下列列方法计计算：1、采用用经验公公式计算算：Pt =9.881 h kk 9.811.883m2.55t/ m36 2699.3kkN/ m2式中：PPt 工作作面合理理的支护护强度 kN/ m22； h 工工作面采采高，11.833m； 顶板板岩石容容重，tt/ mm3，一般般可取22.5tt/ mm3。 k 工作作面支架架应该支支护的上上覆岩层层厚度与与采高之之比
38、，一一般为448，应根根据具体体情况合合理选取取，取66。采煤工作作面矿压压参数表表 表八序号项目单位同煤层实实测本面选取取或预计计1顶底板条件直接顶厚厚度m基本顶厚厚度m5.5555.233直接底厚厚度m5.0774.1552直接顶初初次垮落落步距m14118141183初次来压来压步距距m1822418224最大平均均支护强强度kN/mm2314.15314.15最大平均均顶底板板移近量量mm无无来压显现现程度不明显不明显4周期来压来压步距距m91339133最大平均均支护强强度kN/mm2302.38302.38最大平均均顶底板板移近量量mm无无来压显现现强度明显明显5平时最大平均均支护
39、强强度kN/mm2180.2180.2最大平均均顶底板板移近量量mm无无6直接顶悬悬顶情况况m227底板允许许比压MPa22.5522.558直接顶类类型类IIIIII9基本顶级级别级IIIIII10巷道超前前影响范范围m30302、从表表八选用本本矿同煤煤层工作作面矿压压实测最最大平均均支护强强度Ptt =3314.15 kN/ m22。3、经比比较工作作面合理理的支护护强度取取最大值值Pt =3114.115 kkN/ m2。、支柱柱实际支支撑能力力计算Rt KggKzKbKhKaR 0.990.99500.90.99500.9552994kNN 2224.559kNN式中：RRDZZ2.
40、002.22支柱额额定工作作阻力，294kN（37.5MPa）；K支柱柱阻力影影响系数数，可以以从支柱柱阻力影影响系数数表中查查得支柱阻力力影响系系数表表表九项目液压支柱柱微增阻支支柱急增阻支支柱木支柱工作系数数kg0.9990.9110.50.5增阻系数数kz0.9550.8550.70.7不均匀系系数kbb0.90.80.70.7采高系数数kh1.44m1.52.22m1.5mm2.22m2.22m1.00.9550.9550.9倾角系数数ka1011252645451.00.9550.90.855、工作作面合理理支护密密度 n = Ptt/Rtt 根/ mm2式中： Rtt 支柱柱实际支
41、支撑能力力，2224.559kNN/根。Pt 八八层煤工工作面最最大平均均支护强强度，3144.155 kNN/ mm2；n =3314.152244.599=1.440根/ mm2支柱排距距1m时，工工作面合合理的支支柱柱距距L=11 / n =1/11.400=0.7144m、工作作面支护护密度的的确定根据本矿矿同煤层层的矿压压观测资资料和以以上公式式计算结结果，为为确保支支护可靠靠，增加加支护密密度，确确定本工工作面柱柱距0.5m，排距距1m，支护护密度22.0棵棵/m2。采用倾倾向戴帽对柱柱支护方方式，使使用DZZ1.66-2.5m的单体体液压支支柱配长长度0.2m的的条捆支支护顶板板
42、。对柱柱与对柱柱间距为为0.52=1m.，每组组对柱之之间支柱柱间距为为3000mm。条条捆由直直径不低低于3ccm的4-66根荆条条，用不不少于22道16号铁铁丝捆绑绑而成。二、柱鞋鞋直径的的计算：柱鞋一般般选用圆圆形铁鞋鞋。根据据支柱对对底板的的压强应应小于底底板容许许比压的的原则，采采用下列列公式计计算铁鞋鞋的直径径。2000式中： 铁鞋鞋直径，mm； QQ 底板比比压，222.55MPaa Rtt 支柱实实际支撑撑能力，224.59kN（28.6MPa）20001227.22mm经理论计计算，该该面柱鞋鞋直径为为1277.2mmm大于于支柱底底座直径径1188mm，因此此该面生生产过程程中必须须穿铁鞋鞋。根据据矿现有有支护规规格选用用