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1、第一章第一章地质说明书地质说明书第一节第一节工作面概况工作面概况1.1.11.1.1 工作面基本情况工作面基本情况1015 工作面位于一采区东翼，工作面东临回采上限-285m，南靠 1017 机巷，西为一采区三条大巷，北靠 1013 风巷，机巷长 1142m，风巷长 764m，切眼长 137m，设计回采长度 737m，巷道顶板标高-364.0-315.6m，煤厚 0.84.7m，平均为 3.3m，地质储量为 462044t，可采储量为 438941t。1.1.21.1.2 井上下对照井上下对照井上下对照：工作面上地面地势平坦，没有大的河流经过，但人工沟渠纵横，工作面附近上覆庙前和孙圩子两个村庄
2、；回采时，地面将形成塌陷区，回采前受影响范围务必搬迁。第二节第二节煤层赋存及顶底板情况煤层赋存及顶底板情况1.2.11.2.1 煤层厚度煤层厚度1015 工作面煤厚 0.84.7m(风巷 F12 点前 24m 处煤厚为 0.8m，机巷 J32点前 19m 处煤厚为 4.7m)，平均为 3.3m。1.2.21.2.2 煤层结构煤层结构根据地面钻孔及巷道实揭资料显示：煤层结构简单，为单层结构。1.2.31.2.3 煤层稳定性煤层稳定性本工作面煤厚为 0.84.7m，平均厚度 M=3.3m，煤厚变异系数=29%，煤层可采性指数 Km=1，施工方向 10 煤层倾角为 217，平均倾角=8，据煤矿地质工
3、作规定煤层稳定性评价标准，本工作面 10 煤层为较稳定煤层。1.2.41.2.4 煤层可采性煤层可采性从工作面两巷实际揭露情况来看，部分地段在遇到构造切割错动或煤层顶底板起伏变化，则煤层出现错断，掘进期间造成巷道全岩，其中：1、1015 机巷在 J23 点前 1m 至 27 m 段受 DF117 正断层影响，出现 26m全岩段，10 煤层被抬至巷顶；2、1015 机巷在 J24 点前 22m 至 27 m 段受穿刺构造影响，出现 5m 全岩段；3、1015 风巷在设计停采线至 F2 点段受 10 煤顶、底板挤压，出现 15m全岩段；4、1015 风巷在 F13 点前 7m 至 20m 段受 D
4、F117-1 正断层影响，出现 13m全岩段；5、1015 风巷在 F14 点前 9m 至 17m 段受 F1013-10 正断层影响，出现 8m全岩段。以上由构造引起的煤层错动或变薄对生产造成一定影响。1.2.51.2.5 煤层连续性煤层连续性从工作面两巷揭露的情况来看，除两巷在过构造及顶、底板挤压变薄期间出现全岩段之外，其余大部分地段煤层连续，层位正常，可采，部分地段受小断层影响，煤层出现错动，起伏变化较大。1.2.61.2.6 煤层顶板特征煤层顶板特征根据地面钻孔及实揭资料知：该工作面 10 煤顶板 30m 范围内岩性主要以泥岩、粉砂岩为主，其次为细砂岩和中砂岩。10 煤层直接顶板为深灰
5、色、致密、块状泥岩，少含粉砂，局部地段直接顶板可能为浅灰-灰白色细砂岩；老顶为粉、细砂岩。1.2.71.2.7 煤层底板特征煤层底板特征根据地面钻孔及实揭资料知：该工作面 10 煤底板 30m 范围内岩性主要以粉、细砂岩为主，其次为砂泥岩互层和泥岩。10 煤层直接底板为泥岩，厚 0.6m左右。老底为灰色，条带状粉、细砂岩互层。10 煤下约 23.4 米为 11 煤层，厚 0.3m，10 煤层下距太原组一灰间距为 53.7m56.9m，平均间距 55.76m。第三节第三节地质构造地质构造1.3.11.3.1 褶曲褶曲孙圩子向斜：孙圩子向斜：为五沟井田次级褶曲，位于井田东北部，轴向西北东南，区内控
6、制延展长度 0.86Km，褶幅为 560m，其横穿 1015 工作面里段，受此影响，10 煤层起伏较大。1#1#向斜向斜：为五沟井田次级褶曲，位于 1015 工作面外段，轴向北南，区内控制延展长度 0.21Km，褶幅为 510m，其自 1013 工作面斜穿至 1015 工作面外段中部，受此影响，10 煤层起伏较大。1#1#背斜背斜：为五沟井田次级褶曲，位于井田东北部，轴向西北东南，区内控制延展长度 0.59Km，褶幅为 520m，其自 1013 工作面横穿 1015 工作面中段，一直延伸至 1017 工作面，受此影响，10 煤层起伏较大。2#2#背斜背斜：为五沟井田次级褶曲，位于井田东北部，轴
7、向南北，区内控制延展长度 0.61Km，褶幅为 520m，其自 1013 工作面横穿 1015 工作面中段，一直延伸至 1017 工作面，受此影响，10 煤层起伏较大。1.3.21.3.2 断层断层根据巷道实揭资料，巷道在掘进过程中实际揭露 8 条断层，其中机巷 4条（3 条逆断层，1 条正断层），风巷 4 条（全部为正断层）；落差在 0.8m6.5m，产状及位置见表 1：10151015 工作面掘进过程中揭露的断层一览表工作面掘进过程中揭露的断层一览表表表 1 1序断 层断 层倾 向倾 角落 差实际揭露位置备 注工作面回采期间将受上述断层影响，另根据三维地震资料：DF117、DF118正断层
8、影响范围最大，具体如下DF117DF117 断层断层：由 1015 两巷实揭及三维地震资料知，该断层落差 H=5.26.5m，在面内延展长度 156m，推进方向影响范围 78m，因落差较大，将对工作面生产造成一定的影响。DF118DF118 断层：断层：根据三维地震资料知，工作面机巷回采至 J22 点，风巷回采至 F12 点时面内将揭露 DF118 正断层，产状：70，H=03m，在面内延展长度 151m，推进方向影响范围 68m，将对工作面生产造成一定的影响。第四节第四节水文地质水文地质1.4.11.4.1 第四含水层（组）第四含水层（组）号编 号性 质（）（）（m）1F1015-1逆107
9、622.11015 机 巷 J9 点 前 27m可 靠2F1015-2正30650.81015 风 巷 F8 点 前 11m可 靠3DF117(风 巷)正240606.51015 风 巷 F12 点 前 33m可 靠4DF117-1正260854.01015 风 巷 F13 点 前 6m可 靠5F1013-10正70603.61015 风 巷 F14 点 前 7m可 靠6F1017-7逆300601.31015 机 巷 J21 点 前 9m可 靠7DF117(机 巷)正240605.21015 机 巷 J23 点 处可 靠8DF115逆85401.61015 机 巷 J32 点 前 2m可 靠
10、位于新生界第四含水层上部的第三隔水层，在矿区开采范围内沉积厚度平均 67.17m，塑性指数 Ip 为 11.3027.80，为湖滨回水湾静水环境沉积。其可塑性好，膨胀性强，厚度大，分布稳定，隔水性良好，使其以上各含水层及地表水、大气降水与其下的“四含”水之间失去水力联系。由工作面内及其附近的 8 个地面钻孔资料，底板埋深 271.55278.65m，平均 274.52m。含水砂层厚度 10.1027.67m，平均 19.25m。“四含”岩性复杂，由砾石、砂砾、粘土砾石、粗砂、中砂及粘土质砂等组成。其地下水依靠区域层间迳流，同时由于该含水层直接覆盖在煤系地层之上，与煤系砂岩裂隙含水层通过风化裂隙
11、带构成直接水力联系，而与上覆一、二、三含水层无直接水力联系。据水 4 孔抽水资料，“四含”静止水位标高-4.46m，q=0.0073 L/（s.m），K=0.014m/d，水化学类型为 SO42-k+.Na+，“四含”直接覆盖在煤系地层之上，是矿坑充水主要补给水源，但其补给量不大。1015 工作面原设计开采上限标高为-330m，根据皖经信委煤炭函201587 号批复，现工作面设计开采上限标高为-315m，留设的最小防砂煤岩柱高度为 70.32m。工作面实际最高点顶板标高为-315.6m，留设的最小防砂煤岩柱高度为 72.92m，大于需留设的防砂煤岩柱高度 39.91m，对回采无影响。1.4.2
12、1.4.2 煤层上、下砂岩裂隙含水层（段）煤层上、下砂岩裂隙含水层（段）由工作面内及其附近的 8 个地面钻孔资料，工作面顶、底板 30m 范围内含水砂层厚度为 8.23-28.83m，平均厚度为 19.90m。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。钻探揭露时没有发生漏水现象。据 J3-5 孔抽水试验资料，静止水位标高-2.69m，q=0.012L/(s.m)，K=0.027978m/d，水质类型为 HC03-Na+Mg2+型，说明该含水层（段）砂岩裂隙不发育，为弱富水性。地下水处于封闭半封闭环境，以储存量为主。在不与其它含水丰富的含水层发生水力联系时，水量小且易于疏干。该含水层（段）是开采 1
13、0 煤的直接充水水源。1.4.31.4.3 煤层下至太原组一灰间隔水层（段）煤层下至太原组一灰间隔水层（段）1、10 煤底板灰岩含水层特征地下灰岩水主要储存和运移在石灰岩岩溶裂隙网络之中，富水性主要取决于岩溶裂隙发育的程度，岩溶裂隙发育具有不均一性，因此富水性也不均一。从全矿井地面钻孔资料看，一灰厚度 0.404.97m，平均 2.04m，二灰厚度 0.657.39m，平均 2.92m，三灰厚度 1.4811.30m，平均 6.92m，四灰厚度 4.4825.69m，平均 12.72m。一四灰平均总厚 24.60m，第一、二层石灰岩厚度小，但质较纯；第三、四层石灰岩厚度较大。一四灰岩溶裂隙发育
14、，水动力条件好，含水丰富。各段之间距离仅数米，而且石灰岩岩溶裂隙在浅部较发育，深部减弱。尤其是上部一四灰岩溶裂隙溶洞特别发育，钻探揭露时有 J8-1、J7-1、J5-1、30-11 四个钻孔发生漏水现象，漏失量为 4.815m3/h，而且多发生在浅部，其余钻孔均未发生漏水现象，说明石灰岩岩溶裂隙发育不均，浅部较发育，当岩溶裂隙发育时，富水性较强，反之就弱。据 J5-1 孔对太原组 14 灰抽水试验，静止水位标高 11.288m，q=0.1618L/(s.m)，K=0.17027m/d，水质类型为 SO42-Na+型，矿化度1.698g/L，总硬度为 41.86 德国度。根据地面钻孔揭露，10
15、煤底至一灰顶间岩性以海相泥岩为主，致密完整，裂隙不发育，隔水性较好，除非由断层与10 煤层顶底板砂岩含水层导通才会发生直接的水力联系。2、10 煤底板灰岩突水系数计算工作面回采前实施了底板注浆加固改造工程，对太灰含水层一三灰底段进行了注浆改造，使工作面突水系数降到了 0.06Mpa/m 以下。根据该水文地质单元内的地面灰岩长观孔水 10 孔实时水位、工作面 10煤最低点底板标高-366.8m 及改造最小深度 68.7m，计算得出下伏隔水层的最大水压为 4.01Mpa，根据煤矿防治水规定中工作面底板突水系数公式:Ts=P/M计算得出 1015 工作面最大突水系数为 0.058Mpa/m。故 10
16、15 工作面回采期间不受 10 煤底板含水层影响。1.4.410171.4.41017 采空区积水采空区积水1015 机巷与 1017 采空区相邻，留设煤柱为 4m，1017 采空区整体为一单斜构造，且受断层及褶曲构造影响局部呈“S”型，洼窝处容易形成积水，两工作面相距较近，1015 机巷在施工中将受到 1017 采空区积水影响，1017 采空区积水探放工程自 2014 年 9 月开始至 2015 年 10 月结束，目前 1015 机巷探放、验证、导水钻孔合计涌水量 8m3/h，故 1015 工作面回采期间不受 1017采空区积水影响。1.4.51.4.5 工作面四含孔隙水涌水量估算工作面四含
17、孔隙水涌水量估算计算“四含”水最大涌水量采用承压转无压完整井裘布依公式：F 值采用工作面 10 煤预计回采面积 101217m2；S 值采用工作面回采段 10煤层最低标高-366.8m，根据工作面附近水 4 孔实时水位标高-32.44m 的差值计算，S=334.36m，含水层厚度取工作面附近钻孔统计最大值 M=27.67m，渗透系数采用水 4 孔对“四含”抽水试验取得渗透系数的值 K=0.014m/d。计算“四含”水进入矿井的最大涌水量为 28m3/h。1.4.61.4.6 工作面顶、底板砂岩裂隙水涌水量估算工作面顶、底板砂岩裂隙水涌水量估算计算煤层顶底板砂岩水最大涌水量采用承压转无压完整井裘
18、布依公式：00r RRkSR10/r0FF 值采用工作面 10 煤预计回采面积 101217m2；S 值采用工作面回采段 10煤最低标高-366.8m，与 J3-5 孔对 10 煤层砂岩裂隙含水层抽水试验取得的平均静止水位标高-2.69m 的差值计算，S=364.11m；含水层厚度取工作面附近钻孔统计最大值 M=28.83m；渗透系数采用 J3-5 孔对 10 煤层砂岩裂隙含水层段抽水试验取得的最大渗透系数 K=0.027978。计算 10 煤层顶、底板砂岩裂隙水进入矿井的最大涌水量为 50m3/h。1015 工作面最大涌水量为“四含”水、10 煤层顶底板砂岩裂隙水、1017采空区正在疏放的动
19、水之和，即 1015 工作面最大涌水量为 86m3/h。0020lglg)2(366.1rRhMMHKQ0020lglg)2(366.1rRhMMSKQ第五节第五节影响回采的其他因素及储量情况影响回采的其他因素及储量情况1.5.11.5.1影响回采的其他因素影响回采的其他因素1、由于整个 1015 工作面向斜、背斜和断层等地质构造较为发育，对工作面的安全回采带来一定的影响，建议回采前加大工作面的探查工作，回采时加强地质调查工作。2、工作面回采期间受 DF117、DF118 正断层影响范围最大，其中 DF117断层落差 H=5.26.5m，在面内延展长度 156m，推进方向影响范围 78m，因落
20、差较大，将对工作面生产造成一定的影响。DF118 断层产状：70，H=03m，在面内延展长度 151m，推进方向影响范围 68m，将对工作面生产造成一定的影响。3、工作面在回采期间，要加强顶板管理，严防抽冒，超前做好过断层和撇煤顶地段回采工作，针对以上过断层处制定针对性措施，确保安全生产。4、1015 机巷近乎架棚支护，回采期间加强巷道顶板超前管理，对棚梁变形及脱裆掉顶巷道及时进行加固，并加大对巷道的巡查力度。5、工作面在回采过程中，要求完善排水系统，并及时做好工作面的排水工作，提高工作面排水能力，确保排水系统畅通，做到两巷正常排水。6、10 煤层煤尘具有爆炸性，回采过程中，要采取降尘措施，加
21、强瓦斯管理工作，严防瓦斯超限。1.5.21.5.2储量计算边界储量计算边界储量计算范围：南起 1015 机巷，北至 1015 风巷，西起设计停采线，东至 1015 切眼。1.5.31.5.3储量计算数据储量计算数据动用储量平面积 S=101205m2，平均煤厚 M=3.3m，平均倾角=8，容重=1.37t/m3。Q=ScosM工作面地质储量 Q 地质=101205cos83.31.37=462044t工作面可采储量 Q 可采=Q 地质95%=438941t1.5.31.5.3工作面回采时间计算数据工作面回采时间计算数据工作面日推进（10刀）6m，则工作面生产能力为：日产量：13763.31.3
22、73716t月产量按30日计算：371630111480t工作面可采期：Q可采/Q月采=3.9M二叠系山西组3.210煤一 灰17.9610.7011.670.29粉 砂 岩 泥 岩2.8-4.45.4煤 线6.13粉 砂 岩6.52泥 岩5.0砂 泥 岩 互 层0.834.17砂 泥 岩 互 层12.6430.0034.339.352.2053.86细 砂 岩 6.5212.9318.332.200.83粉 砂 岩 粉 砂 岩 0.2741.5053.0354.13粉 砂 岩 炭 质 泥 岩11煤58.3076.26黑 色，条 痕 黑 褐 色，粉 末 状 为 主，暗 煤 为 主，少 量亮 煤
23、 条 带，沥 青 光 泽，性 脆，半 暗 型 煤。理，菱 铁 结 核，裂 隙 发 育，方 解 石、黄 铁 矿 充 填，灰-深 灰 色，含 泥 质，细 砂 质 条 带，见 水 平 波 状 层致 密，机 械 破 碎。泥 岩 形 成 水 平 层 理，层 理 面 上 有 炭 质 和 云 母 片，有灰 色 与 深 灰 色 的 泥 岩 形 成 互 层，灰 色 细 砂 条 带 状 与裂 隙 并 充 填 方 解 石，局 部 有 燧 石 结 核，致 密灰 黑 色，有 少 量 植 物 化 石 碎 片，具 黄 铁 矿 薄 膜，有裂 隙 并 充 填 方 解 石，水 平 层 理，致 密，块 状。深 灰 色，鳞 片 状
24、粉 末 状，夹 杂 煤 线，性 软。深 灰 色，薄 层 状，水 平 层 理，呈 互 层 状，断 口 平 坦。测 井 解 释。灰黑 的 泥 岩 和 浅 灰 色 的 细 砂 岩 形 成 互 层，529米 处 有菱 铁 质 燧 石 结 核，比 重 大，坚 硬，具 植 物 化 石 碎 片，致 密，厚 层 状，有 裂 隙 并 充 填 方 解 石。灰 黑 色，含 植 物 化 石 碎 片，水 平 层 理，裂 隙 发 育 并充 填 方 解 石。有 两 层 燧 石 结 核，比 重 大，坚 硬，块 状。灰、浅 灰 色，隐 晶 质 结 构，厚 层 状，含 有 大 量 海 百合 茎 和 蜓 科 化 石，有 缝 合 线
25、，具 裂 隙 并 充 填 方 解 石。云 母 片，致 密，裂 隙 发 育，有 挤 压 破 碎，具 泥 岩 和灰 色，细 粒，以 石 英、长 石 为 主，另 具 暗 色 矿 物 和粉 砂 岩、夹 黑 色 炭 质 煤 屑，以 细 岩 碎 块 为 主。测 井 解 释。呈 碎 状 和 菱 角 状。灰 黑 色，含 粉 砂 质，具 少 量 鲕 粒，有 擦 痕 和 滑 面，夹 泥 岩 薄 层。灰 至 深 灰 色，水 平 层 理，富 含 植 物 碎 片 化 石，局 部石系太原炭组2.302.003.701.054.805.1511.8578.8180.8184.5185.5690.1195.26107.11细
26、 砂 岩 三 灰二 灰泥 岩泥 岩泥 岩 灰 色,薄 层 状,泥 质结 构,含 少 量粉 砂 质,水 平 层 理.,水 平 层 理 发 育.灰 色,泥 质 结 构,厚 层 状,水 平 层 理.,其 次 为 白 去 石 等 矿 物,强 度 大.灰 色,泥 质 结 构,厚 层 状,水 平 层 理.强 度 大.小 溶 洞 较 发 育。灰 色,以 石英 为 主,硅 持 胶 结,磨 圆 及 分 选 性 较 差 灰 色,较 致 密,碎 块 状,成 份 以 结晶 的 细 粒 方 解 石 为 主方解 石 为 主,其 次 含 少 量 的 白 去 石 等 矿 物,灰 色,深 灰 色,致 密状,鲕 状,成份 以 结
27、 晶 的 细 粒灰 色，致 密 块 状，含 细 砂 条 带 层 面 含 炭 质，水 平 层 理。第四系细 砂砂 砾砂 岩粘 土 质 砂2.701.902.004.50棕 黄 色，含 黏 土 成 分，具 粘 性，含 少 量 的 砾 石 块。淡 灰-浅 灰 色，石 英 为 主，断 面 有 溶 洞，岩 心 完 整，坚 硬。淡 黄 色，含 石 英 大 颗 粒 和 钙 质 颗 粒，分 选 不 良。土 黄 色，石 英 为 主，分 选 较 好，松 散 潮 湿，有 沉 积，夹 少 量 黏 土 块。第二章第二章采煤方法采煤方法第一节第一节巷道布置巷道布置2.1.12.1.1 巷道布置巷道布置1015 工作面机巷
28、走向长度 1142m，风巷走向长度 764m，切眼长 137m,工作面可采走向长度 737m。机、风巷回采段主要采用架设 29U 型钢梯形棚支护，局部地段采用锚网带索支护。1、1015 风巷主要采用架设 29U 型钢梯形棚支护，巷道断面规格：B(净)H(净)=41002700mm。局部地段采用锚网带索支护，巷道断面规格：BH=41003300mm(净)。2、1015机巷主要采用架设29U型钢梯形棚支护，巷道断面规格：BH=46002900mm(净)，局部地段采用锚网带索支护，巷道断面规格：BH=46003300mm(净)。第二节第二节采煤工艺采煤工艺根据本工作面的设计和地质条件，采用单一走向长
29、壁后退式采煤方法,综合机械化，一次采全高。采用MG400/920-QWD型采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使用截齿将煤破碎。2.2.12.2.1采煤工艺采煤工艺采煤机割煤工作面推溜移架支护顶板。1、采用MG400/920-QWD型双滚筒采煤机落煤。2、采用采煤机上下滚筒割煤、装煤，配合运输机前移装运底板煤。3、工作面采用SGZ800/2400型中双链刮板运输机运煤，机巷用桥式转载机（型号为SZZ800/250）、皮带机（型号为DSJ-1000/2110）、刮板输送机（型号为SZZ730/110）运煤。4、双滚筒采煤机割煤，采高2.244.48m，割煤深度为0.6m，采煤
30、机正常割煤采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式；改变采煤机割煤方向时，将滚筒的上、下位置调换。5、采用走向长壁综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。2.2.22.2.2采煤机割煤进刀方式采煤机割煤进刀方式1、采煤机割煤顺序：割煤抵车拉架。本工作面切眼采用割三角煤端头斜切进刀方式，自开缺口，往返一次进二刀，具体如下：采煤机割到机尾（头）时，抵车至煤机后滚筒不少于12m，不大于18m，拉完架，煤机返回向机头（尾）牵引，吃满刀后，把机尾（头）车抵直，支架拉完拉齐，煤机再向机尾（头）牵引割掉三角煤，最后返刀向机头（尾）割煤。附采煤机进刀方式示意图2、回采工艺流程上行割煤上行移架推溜端头斜切进刀推移机头移
31、端头支架上口端头护顶调整前后滚筒下行割煤下行移架推溜第三节第三节设备配置设备配置2.3.12.3.1 设备明细表设备明细表序 号设备名称规格型号单 位数 量安装地点电气类1移动变压器KBSGZY-1600/6台2南一边界联巷2移动变压器KBSGZY-1000/6台1南一边界联巷3真空组合开关KE3002台31015 机巷4真空四组合开关8SKC9215台21015 机巷5电控系统KJ50套11015 机巷6真空磁力启动器QZJ-400/1140台51015 机巷7真空磁力启动器QJR-400/1140台21015 机巷机械类1电牵引采煤机MG400/920-QWD台1工作面2运输机SGZ800
32、/2400台1工作面3基本支架ZY7600/24/50架76工作面4端头支架ZY7600/21/45架6工作面5转载机SZZ800/250台11015 机巷6破碎机PLM2000/200台11015 机巷7胶带输送机DSJ-1000/2110部21015 机巷8刮板输送机SZZ730/110部11015 机巷9乳化泵站BRW-315/31.5套3 泵 2 箱南一边界联巷10铰接顶梁HDJB-1200根2001015 机、风巷11单体液压支柱DW45-250/110X根3001015 机、风巷2.3.22.3.2主主 要要 技技 术术 参参 数数采煤机采煤机型号：MG400/920-QWD型采高
33、：2.45.0m机 面 高：1573mm滚筒直径：1800mm强力滚筒、内喷雾滚筒转速：28.5r/min截深：630mm装机总功率：920KW(其中两台截割电机 2400KW，两台牵引电机250KW，一台调高泵电机20KW)适应煤层倾角：35下切深度：400mm供电电压：3300V牵引速度：0/7.35/12.26m/min牵 引 力：420700KN牵引方式：销轨式操纵方式：无线电遥控、端头站控制、本机控制重量：46T拖缆方式：自动卷电缆液压支架液压支架液压支架型号：ZY7600-24/50支撑高度:24005000mm支撑宽度:1650185Omm初 撑 力：6410KN工作阻力:760
34、0KN支护强度:1.01.1Mpa最小外形尺寸：682016502400mm支架中心距：1750mm对底板平均比压：2.18Mpa泵站压力：31.5Mpa操纵方式：本架控制立柱：双伸缩2根支架重量：28.5t运输设备运输设备1 1、工作面刮板运输机、工作面刮板运输机型号：SGZ800/2400长度：180m运输能力：1500t/h刮板链规格：234-126mm中双链链条破断拉力1450KN刮板链速：1.35m/s中 部 槽：1503800308mm(长宽高)刮板链形式：中双链刮板链破断负荷：1450KN装机功率：2400KW牵引方式：锻造齿形销轨电源电压：3300V中部槽联接方式：哑铃销联接垂
35、直向弯曲：2水平向弯曲：1电机布置方式：平行布置电机冷却方式：水冷2 2、桥式转载机、桥式转载机型号：SZZ-800/250型电机功率:250KW工作电压：3300V运输能力:1800t/h刮 板 链：234-126mm 中双链 链条破断拉力41t中部槽规格：长宽高=1750800951mm3 3、破碎机、破碎机型号：PLM2000/200型电机功率:200KW转速：1483rpm工作电压：3300V破碎能力:2000t/h最大入口断面：1000900mm出口粒度：300mm以下破碎轴转速：466r/min传动速比：1:3.154 4、机巷胶带式运输机、机巷胶带式运输机型号：DSJ-1000/
36、2110电机功率:双机 2110KW运输能力:400t/h最大输送距离：1200m工作电压：660V/1140V带速：2.5m/s电机转速:1480r/min5 5、乳化液泵站、乳化液泵站乳化泵选用BRW-315/31.5型，装备三泵两箱。输液管路选用高压胶管，耐压40MPa以上。主要技术参数如下:型号:BRW-315/31.5公称流量:315L/min公称压力:31.5MPa电机功率:200KW泵组重量：4800kg工作介质：11.5浓缩物6 6、机巷刮板运输机、机巷刮板运输机型号：SZZ-730/110运输能力：250T/h链条速度：0.86m/s刮 板 链：18*64mm电机功率：110
37、KW电压等级：660V231451.ZY7600-24/50型 基 本 支 架4.SZZ800/250型 转 载 机3.SGZ800/2 400型 运 输 机说 明：2.MG400/920-QWD型 采 煤 机5.PLM2000/200型 破 碎 机86.DSJ-1000/2 110型 胶 带 机677.SZZ 730/110型 胶 带 机8.DSJ-1000/2 110型 胶 带 机第三章第三章顶板管理顶板管理第一节第一节顶板管理方法顶板管理方法3.1.13.1.1顶板管理方法：顶板管理方法：为全部跨落法管理顶板，通过液压支架的支、降、移达到顶板支护、放顶。3.1.23.1.2控顶距：控顶距
38、：最大控顶距4.27m，最小控顶距3.67m，放顶步距0.6m。工作面顶板破碎时要擦顶带压拉架，拉架后要保证支架有足够的初撑力，发生片帮时要及时拉超前架，伸出滑移前梁和护帮板支护顶板和煤壁，防止冒顶。第二节第二节工作面支护设计工作面支护设计3.2.13.2.1工作面支护设计工作面支护设计工作面基本支护规格表名称支护形式支架控顶距（m）支护强度（Mpa）支架中心距（m）放顶步距（m）最大最小规格支架ZY7600-24/504.273.671.051.750.6工作面支护参数计算：1、载荷估算法工作面支护强度P应为：P=200+8L0(KPa)=200+815=320KPaL0老顶初压步距取15m
39、2、实测统计法I级老顶的额定支护强度下限按公式计算:Ph=72.3 hm+4.5 Lp+78.9Bc-10.24N-62.1=72.33.8+4.515+78.93.8-10.24(7/3.8)-62.1=716.26KN；式中：Ph额定支护强度，KPa；hm工作面煤层采高，取3.8m；Lp老顶周压步距，取15m；Bc控顶高度，3.8m；N直接顶厚度与采高之比；根据以上支护参数计算，工作面支护强度取理论最大值770.4KPa。3、液压支架额定阻力已知支护强度，则必需的液压支架额定阻力按下式计算:QsPhBCSC/KS716.263.81.75/0.906685.1 kN/架式中：Qs液压支架额
40、定阻力，KN/架BC控顶高度SC液压支架中心距,mKS液压支架支撑效率取0.90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3.3m2.45.0m倾角820煤厚3.3m2.74.8m煤硬度底板比压3MPa2.18MPa支护强度716.26KNm21050KNm2顶板种类通过计算、对比、可以看出选用 ZY7600-24/50 型支架能满足要求。第三节第三节两巷超前支护及端头顶板控制两巷超前支护及端头顶板控制3.3.13.3.1 工作面两巷的超前支护工作面两巷的超前支护机巷采用单体液压支柱（DW45-250/110X）配合铰接顶梁（HDJB-1200）架设四排走向棚支护，风巷采用单体液
41、压支柱（DW45-250/110X）配合铰接顶梁（HDJB-1200）架设四排走向棚支护，两巷超前支护距离不小于20m。两巷采用人工超前管理顶板，机巷下帮设人行道。两巷人行道宽度不小于0.8m，高度不小于1.8m。超前支护以外的巷道支护出现变形或脱裆掉顶时，应及时打点柱或托棚支护。3.3.23.3.2 端头支护形式及规格端头支护形式及规格风巷端头支护煤壁至切顶线采用单体液压支柱（DW45-250/110X）配铰接顶梁（HDJB-1200）架设四排走向棚支护，机巷端头支护采用单体液压支柱（DW45-250/110X）配铰接顶梁（HDJB-1200）架设四排走向棚支护。单体液压支柱支护不得滞后于综
42、采支架，并且不得出现空载或卸载的支柱。两巷超前支护所有单体初撑力不得小于50KN（即6.4MPa），达不到要求时必须穿鞋。所有单体支柱必须拴齐、拴牢防倒绳，高度不得低于1.8m；超前支护施工架棚巷道时必须用木料、塘材、笆片重新过顶背帮。第四节第四节工作面顶板控制工作面顶板控制本工作面采用全部垮落法管理顶板，通过液压支架的降、移、支达到放顶、支护和控制顶板的目的。工作面共配置液压支架 82 架，机、风巷端头各配置 3 架端头支架，对工作面顶板实行全支护法管理，拉架后及时升架支护顶板，并打开护帮板背实煤帮。悬顶距 0.6m最大控顶距 4.27m最小控顶距 3.67m放顶步距 0.6m3.4.13.
43、4.1正常工作时期顶板支护方式正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，工作面随采煤机顺序带压擦顶移架，即本架移架由本架操纵阀操作完成；移架过程中应采取防倒防滑措施，防止移架期间倒架、滑架、咬架，要保证支架垂直煤壁及运输机；移溜采用本架操作。1、移架工艺工作面支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机后滚筒1530m进行推溜。下行割煤时采用自上而下分组分段追机移架，即移架人员追到采煤机后，开始自下而上移架，移至上方已完成移架移溜段时，再自上而下推溜下行至追机移架处，移架工继续追机自下而上移架，如此往复施工。上行割煤时自下而上追机移架，移架下
44、方及时自下而上推溜。为了防止支架下滑，移架时先移下端头第3架，然后移第1架、第2架，其余支架按顺序自下而上逐架拉移。2、移架的程序降支架立柱以运输机为支点，用移架千斤顶前移 0.6m 的距离升起支架立柱，升柱手把保持升柱位置几秒钟使支架达到额定的初撑力后方可停止升柱。3.4.23.4.2特殊时期的顶板管理特殊时期的顶板管理一、来压及停采前的顶板管理:1、工作面初次来压和周期来压期间,应加强顶板来压的预测预报工作。2、工作面支架以及机、风巷所有单体支柱的初撑力必须达到规定要求（单体支柱不小于50KN（6.4Mpa）。3、加强上、下端头顶板管理,提高支护质量,防止出现端头冒顶。二、过断层及顶板破碎
45、时的顶板管理：本面揭露断层时，必须加强过断层回采时的顶板管理工作。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,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。三、过煤层上翻超高时的顶板管理：当工作面煤层上翻时，必须及时提车回采，直至工作面能够跟顶回采。工作面煤层厚度超过支架的最大支撑高度时，工作面必须跟顶留底回采，回采高度不大于 5.0m。采取及时拉超前架的方法维护顶板。在割煤时，提前于采煤机 12 架将护帮板收起，待采煤机割煤后，立即使用伸缩梁、护帮板护帮，使工作面煤壁始终在护帮板支撑下。移架必须跟机移架，减少悬顶时间，局部顶板破碎处，应拉超前架，或打穿插梁支护，严防冒顶掉矸。第五节第五节矿压
46、观测矿压观测一、矿压观测的目的1、掌握工作面顶板在工作面正常回采过程中的顶板活动规律、来压特征。2、掌握工作面超前支承压力影响范围及应力集中系数，确定超前支护距离及方式。3、了解巷道受采动影响情况，评价巷道支护效果。4、掌握支架阻力变化规律，评价支架适应性，为以后综采工作面支架参数确定提供依据。5、评估工作面工艺及工作面设备配套合理性，为以后综采工作面设备配套提供依据。6、掌握工作面顶板来压规律。二、测点布置1、工作面测点布置综采工作面的机头、机尾为设备集中区域，支护面积大，支撑压力大。按质量标准要求每架安设一块机械观测压力表，并从工作面第 5 架开始，然后每隔 10 架支架，安装一块矿压观测
47、电子压力表，监测支架两个立柱的压力。共设置 12 个测点，分别是第一号测站（第 5 架），第二号测站（第 15 架）、第三号测站（第 25 架）、第四号测站（第 35 架）、第五号测站（第 45 架）、第六号测站（第 55 架）、第七号测站（第 65 架）、第八号测站（第 75 架）三、矿压观测方法初次放顶期间，每班安排专人（技术人员）对工作面支架压力进行采集统计分析存档，并把每天分析的数据汇报至生产技术部，待工作面初次放顶结束后，每天早班安排人员对工作面压力进行采集统计分析并及时汇报至生产技术部。四、监测内容1、工作面矿压监测内容：（1）顶板观测：冒顶位置、面积和冒高；顶板裂隙的方向、尺寸和
48、数量；煤壁片帮的深度和长度；顶板台阶下沉的个数、落差和位置；顶板切顶线位置、采空区悬顶状况和冒落情况等。2、压力监测：（1）在移架前、后观测一次压力表的压力，并进行记录。每一循环量取立柱下缩量，并进行记录。（2）用采集器定期采集资料，并输入系统进行系统分析。（3）统计顶板破碎度、采空区顶板冒落状况及支柱安全阀开启率。（4）将记录资料按循环填入统计表中。（5）通过分析判定老顶初次来压和周期来压步距和强度等。3、两巷矿压监测内容（1）每周安排人员对两巷顶板离层仪观测 2 次，观测人每次将观测的数据填到牌板上，并在地面台账备份，分析离层程度，制定相应措施。（2）用钢卷尺观测巷道顶底板移近量、两帮移近
49、量以及巷道的支护质量和煤壁片帮现象。五、观测制度1、工作面坚持使用顶板压力测试仪和压力表，每隔 10 架布置矿压观测压力计，定期采集数据，并及时整理分析，及时掌握顶板压力变化情况，根据分析的结果来指导安全生产，确保回采工作安全顺利进行。2、回采工作面老顶初次来压和周期来压是造成工作面设备损坏和人身伤亡事故的主要原因。为防止周期来压时造成事故，工作面初次放顶期间每班要有专人监测，每班监测一次；正常回采期间每天监测一次并及时对数据进行整理分析，绘出压力曲线图，及时准确地判断来压的前兆信息，并采取相应的措施。3、观测人员对被观测工作面一旦发生压力异常、顶板下沉速度过大等，有可能发生危险时，有权要求现
50、场工作人员停止一切工作，撤到安全地点，并及时汇报。对支护质量不符合作业规程要求的，有权要求现场工作人员立即纠正。4、现场工作人员必须同观测人员密切配合，并保护好观测仪器、仪表，观测人员加强对仪器、仪表的保护和修理，保证仪器、仪表的准确性。5、技术员负责观测数据的整理、分析工作，矿压观测定期进行分析,每月将矿压分析报采煤副总处审签，及时将分析结果上报技术科归档，对发现的异常情况要及时反馈给区长；各班应根据反馈处理表，对存在的问题及时整改，并及时调整生产工艺。6、观测数据必须真实、可靠。建立全员、全过程、全方位的“三全”质量保证体系，确保监控工作落实到位。管理人员必须带头进面，亲自抽测、组织现场整