12115综采工作面设计
第一章工作面概况
12115工作面位于整合矿井的南翼采区（三采区）的东南部，地面的相对位置在山体上，地表无建筑物。地面地形为典型的高山剥蚀地貌，覆盖厚度279---293m。井下相对位置在一采区集中轨道巷、皮带巷及一采区回风巷的东北侧。工作面东南部为原店上煤业217工作面采空区与本工作面回风顺槽相距15m作为保护煤柱，西北部为原店上煤业213工作面采空区与本工作面轨道顺槽相距15m作为保护煤柱，东北部与安泽安鑫煤业井田边界相邻（原永安煤矿），两矿各留20m井田边界煤柱，西南部与原店上煤业一采区回风大巷相邻，水、火、瓦斯对本工作面影响不大。
工作面设计走向长541m，采长62m，平均采高1.18m，工业储量约5.51万吨。大巷设保护煤柱45m，12115可采走向长为496m，可采储量4.80万吨。
附：12115综采工作面井上下对照图
第二章地质概况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表
表2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况表
第二节煤（岩）层赋存特征
12115顺槽均布置于2#煤中，并沿2#煤顶板拉底掘进，倾角为3-5°，平均4°，属近水平煤层。工作面为一单斜构造，根椐目前巷道揭露及地质报告资料分析，在两顺槽开口位置中间有一陷落柱，掘进中可能有小的断层揭露，未发现岩浆侵入及河流冲刷现象，故对2#煤层掘进不造成影响。
该区域为低瓦斯煤层。其顶、底板情况分述如下：
12115工作面煤层为简单结构煤层，该工作面从一采区回风巷揭露其厚度为1.2m，由相邻工面采掘情况推断该工作面煤层厚度为1.1－1.25m，平均厚度为1.18m。
1. 2#煤层顶板情况：多为黑色粉砂岩、泥岩夹薄层煤线，厚度为8.44－16.2m，性脆，胶结较好。单项抗压强度36.7－51.4MPa；抗拉强度1.08－
2.4MPa;
抗剪强度2.69－7.91MPa,平均为3.85－6.15MPa。根据相邻工作面情况，顶板中等冒落，较好管理，隔水性好。
2. 2#煤：焦煤，属结构简单的稳定煤层，质地较软，半光亮型，粉末状、玻璃—沥青光泽。内生裂隙发育，性脆易碎。
3. 2#煤层底板情况：多为粉砂岩、泥岩。岩性为黑色，块状，性脆。平均厚度为1.80－
4.21m。遇水易泥化，在一定条件下（顶板来压）易发生底鼓现象，隔水性好。
4. 根据沁安普查101号钻孔2#煤层甲烷（CH4）含量为3.75ML/G，甲烷成分是94.02/%。2011年7月对12115工作面的瓦斯预测预计相对瓦斯涌出量为
5.31m3/t（按明年预计产量20万t及日产量650t计算），绝对瓦斯涌出量为2.4m3/min。虽然瓦斯含量低，但由于该工作面开采深度大，煤层赋存条件好，有可能在回采工作面上隅角形成瓦斯集聚，应加强瓦斯检测和安全通风，防止瓦斯造成危害。
5. 煤尘爆炸性：2010年7月14-16日对2#煤层自燃性和爆炸性进行鉴定，2#煤层有爆炸性危险，自燃倾向性属Ⅰ类，为容易自燃煤层。但该矿井未有发火史，但回采期间应做好自燃发火的预测预报工作，采取相应的防灭火措施，并做到回采完后及时封闭。
附：12115综采工作面综合柱状图
第三节地质构造
根据邻近巷道揭露情况，在两顺槽开口中间即采区集中轨道巷、皮带巷有一90×60m的陷落柱，同时预计在巷道施工中可能揭露几条较小的断层，但不会影响施工。
第四节水文地质
12115工作面掘进时主要以含水层裂隙水为主，含水量微弱，补给不充分，正常情况下工作面仅有滴水及淋水现象，掘进中正常涌水量预计为1－3m3/h，最大涌水量为5m3/h；采空后对地面裂隙及时回填，防止雨季地面水灌入井下。
水害危胁分析：12115工作面位于矿区位置较低部位，与原店上煤业213工作面及217工作面采空区相邻，可能存有积水。原店上煤业213工作面采空区预计积水1000m3，积水威胁区域水量预计为900m3，原店上煤业217工作面采空区预计积水1100m3，由于原店上煤矿213工作面采空区位置低，对掘进工作面不构成威协；采空区位于12115工作面的西北部边界，与安泽原永安煤矿矿界是否有采空区相通目前没有相关资料，若有采空区以废气为主，掘进及回采过程中应注意预防；奥灰水位为880m左右低于2#煤层底板之下，不属带压开采煤层。
存在问题及建议
1、工作面顶板为黑色泥岩及粉砂岩，爆破震动后形成裂隙，易冒落，应加强支护。
2、工作面掘进头易造成积水不易排出，应备有排水设备，并执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。
3、该工作面埋藏较深，通风科及安监处应加强通风及瓦斯管理
4、该工作面两侧为原店上煤业213工作面及217工作面采空区，掘进工作面应加强矿压观测，发现顶板下沉及底鼓等现象，立即汇报相关部门组织现场办公后，采取措施后，方可作业。
第五节储量统计
本工作面工业储量5.50万吨，可采储量4.80万吨，储量统计见表1.3。表1.3
储量统计表
第三章工作面巷道布置及准备
第一节巷道布置
圪堆煤业为低瓦斯矿区，采用“两进一回”的立井开拓方式。布置有集中运输（皮带）巷、集中轨道巷及分区回风巷。其中集中运输巷，服务于整个矿井的运煤；集中轨道巷服务于运料系统，一、二采区回风巷服务于整个矿井的回风系统。在采区集中轨道巷与采区集中皮带巷联络横川之间布置有一个中央水仓及一个采区水仓；集中轨道巷和一采区回风巷之间布置两个变电所，即2#变电所、3#变电所。
根据矿井巷道布置及瓦斯情况，工作面布置轨道顺槽和回风（皮带）顺槽两条巷道，采用一进一回的“U”型通风系统；在顺槽尽头布置切眼连通轨道顺槽和回风顺槽，构成工作面运输及通风系统；回风顺槽与一采区回风巷直接连通形成工作面回风系统。
掘进工程量见表3.1。
表3.1 掘进工程量统计表
第二节工作面参数
一、采长
该工作面位于整合矿井南翼采区（三采区）的东南部。根据煤层赋存情况，综合邻近采空区考虑工作面位置、矿井边界保护煤柱位置以及设备配备等因素，确定工作面采长为60m。
二、走向长度
根据矿井边界保护煤柱位置和集中轨道巷和一采区回风巷保护煤柱的位置，确定工作面可采走向长度496m。
三、采高
该工作面煤层煤层厚度为1.10－1.25，平均1.18m，设计采用综采一次采全高工艺，采高1.10-1.25，平均采高1.18m,。
四、煤柱尺寸
轨道顺槽与原店上煤业213采空区工作面之间留设煤柱15m；回风顺槽与原店上煤业217采空区保护煤柱为15m；一采区回风巷保护煤柱为30m；与安泽安鑫煤业矿界保护煤柱各留设20m。
第三节巷道断面设计
根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，设计巷道均采用矩形断面，本设计参考《采矿工程设计手册》2003版进行设计。
一、回风（皮带）顺槽断面设计
㈠、巷道净宽
B＝a+b+c
式中：B---巷道净宽；
a1---非人行道侧宽度，取0.5m；
b---胶带输送机宽度，1.20m（带宽为800mm）；
c1---人行道侧宽度，取1.0m；
将以上数据代入公式:
B＝0.5+1.20+1.0＝2.7m
考虑锚杆、锚索外露长度0.3m、管线外端距巷帮距离0.3m、巷道受压变形及工作面设备配套的需要等因素，确定该巷道施工宽度3.7m。
㈡、巷道高度
按设备最大高度验算：
H＝h1+h2+h3
式中：h1---设备高度，取1.6m（取转载机的高度）
h2---设备顶端距巷道顶板高度0.3m；
h3---锚杆、锚索外露长度，取0.3m；
将以上数据代入公式:
H=1.6+0.3+0.3=2.2m。
考虑该巷道受压变形等因素，确定施工高度为2.4m，亦可以满足设备运输要求。
㈢、巷道断面
S＝B×H=3.7×2.4＝8.88m2。
㈣、风速验算
V皮= Q皮/(60×S)
式中：Q皮---皮带巷设计配风量，600m3/min（见第五章）；
V皮---皮带巷风速；
将以上数据代入公式:
V皮= Q皮/(60×S)＝600/(60×8.88)=1.13m/s
由于0.25 m/s＜1.13 m/s＜4 m/s，该巷道可以满足通风要求。
二、轨道顺槽断面设计
㈠、巷道净宽
B＝a+b+c
式中：B---巷道净宽；
a1---非人行道侧设备外端距巷帮之间的距离，取0.5m；
b---运输设备最大宽度，取1.4m；
c1---人行道侧设备外端距巷帮之间的距离，取1.0m；
将以上数据代入公式:
B＝0.5+1.4+1.0＝2.9m；
考虑锚索外露长度0.3m、管线外端距巷帮距离0.3m、巷道受压后变形及计划采用采用EBZ132二代掘进机掘进等因素，设计轨道巷宽为3.6m。
㈡、巷道高度
该工作面2#煤层为薄煤层，煤层厚度1.10-1.25m，巷道跟顶拉底掘进。
按设备最大高度验算：
H＝h1+h2+h3
式中：H---巷道高度；
h1---所运输设备最大高度，取1.6m；
h2---巷道底板距轨面高度，取0.36m；
h3---锚杆、锚索外露长度，取0.3m；
将以上数据代入公式:
H=1.7+0.36+0.3=2.26m；
考虑巷道受压后变形因素，因此，设计巷道高度为2.4m。巷道设计高度可以满足运输设备要求。
㈢、巷道断面
S＝B×H=3.6×2.4＝8.64m2。
㈣、按风速进行验算
V轨= Q轨/(60×S)
式中：Q轨---回风顺槽设计配风量，600m3/min（见第五章）
V轨---轨道巷风速；
将以上数据代入公式:
V轨= 600/(60×8.64)=1.16m/s；
0.25 m/s＜1.16m/s＜4 m/s，故轨道顺槽断面设计合理。
三、切眼断面设计
㈠、切眼净宽
支架最低高度0.75m时，长度为3.88m，考虑安装影响，切眼宽度设计为4.8m；
㈡、切眼高度
切眼跟顶掘进，设计高度为1.8m。
㈢、切眼断面
S＝B×H=4.8×1.8＝8.64m2。
㈣、按风速进行验算
V切= Q切/(60×S)
式中：Q切---切眼设计配风量同皮带巷，600m3/min（见第五章）
V切---切眼风速
将以上数据代入公式:
V切= 600/(60×8.64)=1.16 m /s
0.25 m/s＜1.16 m/s＜4 m/s，故切眼断面设计合理。
8、其它硐室断面设计
绞车硐室：净宽3.6m，净高2.4m，深3.0m；
油脂库、备件库及避难硐室：净宽3.6m，净高2.4m，深5.0m。
9、巷道参数汇总一览表
巷道参数汇总一览表
第四节 巷道支护设计
一、轨道顺槽支护设计 1、支护设计理论
本工作面根据悬吊理论设计支护参数。（参考袁和生编《煤矿巷道锚杆支护技术》1997版）
2、参数计算依据及步骤
锚杆支护设计主要是确定破坏区的范围值（巷帮破坏深度C ，顶板破坏高度b ）、载荷值（顶板载荷集度Qr ，巷帮载荷集度Qs ），以及锚杆支护的具体参数。
根据工作面巷道布置位置，运输顺槽受采动影响最大，故首先确定运输顺槽的支护参数。
（1）、巷道两帮破坏深度C 的确定
式中：K σ---应力集中系数，K σ＝K s ×K a =2.8×1.114=3.119；
K s ---与巷道断面形状有关的应力集中系数，选取2.8； K a ---受临近工作面采空区影响的系数，由下式确定：
X ---煤柱实际宽度， X ＝15m ； σrm ---老顶单向抗压强度，σrm =60 MPa; h ---采高,取最大采高，h ＝1.25m ；
1
245125.12cos 1000222-??? ?
?Φ-?-+?
?? ?
?-+??????
?
?-
=ctg K l l h H K C c cc μμαγσσσ114.16.01000
lg 50lg 2.015.011
10
/a =?????
????? ??+-=
-i rm X Hh h X e K γσ
h i ---直接顶厚度，取5.00m ；
σcc ---被巷道切割的煤层单向抗压强度，σcc ＝10 MPa ； γ---巷道上覆岩层的平均容重， 25 kN/m 3； H ---巷道埋深， 280m ； α---煤层倾角， 6°;
h c ---被巷道切割的煤层厚度，1.18m ；
l ---巷道切割煤层（岩层）的最大宽度，3.7m ； μ---煤层波松比，取0.45； φ---煤层内摩擦角，45°；
代入数据，得C ＝1.236m
表2.2 应力集中系数K s 的选取
⑵、巷道顶板破坏高度b 的确定 对于顶板为均质岩层，b 由下式确定
10
/110
/cos )(10cr y CR Y cr y K K K C a b σσλσ++?
?+=
4510
10
10
==Φarctg
arctg
cc
＝σ
式中：a---悬臂岩层的半跨距， 2.0m ；
C---巷道两帮破坏深度， 1.236m ； λ---考虑水平应力作用的巷道侧压系数，
μ
μ
λ-1＝
＝0.818；
表2.4 节理、层理发育程度分级表
K y —顶板岩层完整系数，与岩层节理裂隙、分层厚度与强度等因素有关，可由下式确定
＝0.681
D 1---节理间距，选取，0.9m ； D 2---分层厚度，选取，0.85m ； σcr ---顶板岩层单向抗拉强度，60MPa ； 将以上数据代入公式:
b=0.703m
⑶、顶板载荷集度Q r 的确定
()()
cr y D D K σlg 1lg 61125.021+???
????+=()()
60lg 185.09.0lg 61125.0+??
?
????+＝
顶板载荷集度
⑷、巷帮载荷集度Q s 的确定 两帮均为煤层时巷帮载荷集度
⑸、顶板锚杆参数的设计
因为顶板破坏高度在0.2m ～1.6m 之间，所以按下列方法确定支护参数： ①锚杆长度L br ：
L br ＝b+△＝0.703+1.15＝1.853m
式中：△---锚杆外露长度与锚固段长度之和，取1.15m 。 根据施工情况，顶锚杆选用长度为2.0m,可以满足顶板破坏要求。 ②锚杆杆体直径d ：
根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定。
式中：d ---锚杆杆体直径，mm ；
Q ---锚固力，由拉拔试验确定105kN ；
t σ---杆体材料抗拉强度，340MPa 。
将数据代入上式得：d=19.74mm 因此，顶锚杆直径选取20mm 。 ③锚杆排距D r ：
m kN K H K ab Q cr y a r /253.90100012cos 2=???
? ??+
?=
σγλγt
Q
d σ52
.35=()?
??
??
?-++=
r r r
r
r P KQ a KQ P D 2.08112kN/m
965.21290tg 2bcos sin h 3.31cc 1000a 1c s =??
? ??
-??+?????? ????+?=φγσγH K C Q ＝
＝1.391m ，取1.0m 。
式中：D r ---锚杆排距，m ；
P r ---锚杆拉拔力，Φ20mm 螺纹钢锚杆105kN ； K---安全系数，取3。 ④每排锚杆根数N ：
式中：N ---锚杆个数，根；
K ---安全系数，取5；
Q r ---顶板载荷集度，90.253kN/m ； D r ---锚杆排距， 1.0m ；
P r ---锚杆拉拔力，Φ20mm 螺纹钢锚杆105kN ； 取5根。 ⑤顶板支护形式的确定
根据以上计算，顶板采用五根Φ20×2000螺绞钢锚杆支护，间排距850×800mm 。巷道顶板支护形式确定为锚杆、钢带、金属网联合支护。
⑹、帮锚杆支护参数的确定
由于0.3＜C ＜1.5m ，按下述方法确定支护参数： ①锚杆长度
L bs ＝C+△＝1.236+0.55＝1.786m ，取2.0m 。 式中：
△---锚杆外露长度与锚固段长度之和，取0.55m 。 ②锚杆杆体直径d ：
根438.3105
.1253.900.4/=??==
r r r P D KQ N
根046.1105
.1965.215=??==
r r S S P D KQ N 式中：d ---锚杆杆体直径，mm ；
Q ---锚固力，由拉拔试验确定105kN ；
t σ---杆体材料抗拉强度，340MPa 。
将数据代入上式得：
d=19.739mm,选取20mm 。
③每排锚杆根数
式中：Ns ---锚杆个数，个；
K ---安全系数，取5；
Q S ---两帮载荷集度， Q S ＝21.965kN/m ； D r ---锚杆排距， D r ＝1.0m ；
P r ---锚杆拉拔力，Φ20mm 螺纹钢锚杆105KN ；
考虑巷道高度及采动影响等因素，帮锚杆每排选取2根。 ④两帮支护形式的确定
根据以上计算，煤柱帮采用两排Φ20×2000螺纹钢锚杆支护，工作面帮采用两排Φ20×2000玻璃钢锚杆支护，帮锚杆间排距800×800mm 。巷道两帮支护形式确定为锚杆、钢带、金属网联合支护。矩型布置，最上排锚杆距顶板300mm 。
二、切眼支护设计
t
Q
d σ52
.35=
根据邻近工作面切眼压力显现情况，设计切眼顶板采用“锚杆、锚索、金属菱形网、戴帽点柱”联合支护，顶板采用Φ20×2000mm螺纹钢锚杆支护，间排距750×800mm。
落山帮采用两排Φ18×2000mm螺纹钢锚杆，回采帮采用一排玻璃钢锚杆支护，间排距800×800mm，矩型布置，最上排锚杆距顶板300mm。
为增强切眼整体承压能力，设计在切眼施工一排戴帽点柱；点柱采用Φ≥180mm优质红松圆木，柱距为2.0m。柱帽规格600×200×100mm。
队组在施工过程中必须加强观测，发现顶板下沉，点柱变形、断裂、弯曲等情况时，必须立即汇报，采取相应安全措施，防止顶板垮落。
三、联合支护参数
表3.2 联合支护参数
四、特殊情况下巷道支护
1、巷道开口及交岔点支护
⑴、巷道开口前要提前加固开口处采区集中轨道巷和一采区回风巷前后5m 范围内支护，所有失效锚杆或棚子全部补打或补套，并补打锚索加强支护。
⑵、采用小循环作业，循环进度0.6m。
⑶、顶锚杆排距缩小为600mm，两帮加挂金属菱形网。
⑷、开口5m后正常支护。
⑸、开口时顶板破碎严重，上述支护不能满足支护要求时，加套11#工字钢铁棚，棚距1.0m。
附：12115综采工作面巷道开口交岔点支护平面图；
2、工作面过断层、破碎带等条件下巷道支护
⑴、顶板不完整、顶板冒落或遇地质构造时，顶锚杆间、排距为700×700mm，锚索排距为2.4×2.4m。
⑵、采用小循环作业，循环进度0.6m。
⑶、顶帮破碎严重，上述支护不能满足支护要求时，加套11#工字钢铁棚，棚距1.0m。
3、皮带头支护
⑴、为满足设备要求，皮带巷开口20m范围内巷道宽度4.0m。
⑵、顶锚杆间排距850×800mm。
⑶、两帮加挂金属菱形网支护, 并喷砼形成不燃性支护。
4、其它硐室支护
绞车硐室、油脂库均采用“锚杆、钢带、金属菱形网”联合支护形式，顶锚杆选用Φ20×2000mm螺纹钢锚杆，间排距850×800mm，矩形布置；两帮采用两排Φ20×2000mm螺纹钢锚杆加钢金属菱形网支护，锚杆间排距800×800mm，矩型布置，最上排锚杆距顶板300mm，并喷砼封闭形成不燃性支护。
五、矿压监测
巷道掘进时，在工作面皮带巷、轨道巷、专用回风巷每隔50m安装一组顶板离层指示仪、锚杆测力计进行矿压监测，并对观测数据及时进行分析处理。
附：1、12115综采工作面平、剖及断面图
2、12115综采工作面矿压监测监控示意图。
第五节巷道工程量及准备期
一、巷道工程量
1、巷道总长
掘进巷道总长＝回风顺槽+轨道顺槽+轨道联络巷+切眼
＝541＋541＋66.5＋62＝1210.5(m)
2、硐室总长
硐室总长＝绞车硐+移变硐室＋油脂+备件库
＝3×3＋5＋5 + 5＝24(m)
3、总工程量
总工程量＝巷道总长+硐室总长＝1234.5 (m)
二、工作面准备工期
1、巷道掘进期
12115工作面轨道顺槽、回风顺槽，两条巷道均未开始施工，回风顺槽采用炮掘施工，轨道顺槽采用机掘施工。2011年12月至2012年6月。
2、工作面安装工期
工作面的安装工期按25天考虑。
12115工作面准备工期为7个月。
综采工作面设计使用说明
山西大同李家窑煤业有限责任公司82205工作面设计说明书 矿别: 李家窑煤业 单位: 生产技术科 工作面名称: 82205工作面 二〇一七年一月十日
目录 前言 (3) 第一章工作面概况及地质特征 (3) 第一节概况 (3) 第二节地质特征 (4) 第二章采煤方法、设备选型及巷道布置 (6) 第一节采煤方法及设备选型 (6) 第二节工作面巷道布置 (7) 第三章工作面生产能力及生产系统 (9) 第一节工作面生产能力 (9) 第二节生产系统 (10) 第三节机电设备及供电 (16) 第五章技术经济指标 (53) 第六章安全技术措施 (54)
前言 根据《采矿设计手册》、《综采技术手册》及《煤矿安全规程》等有关规定及要求，对82205综采工作面进行设计，该工作面位于我矿+1240m 水平一盘区，预计2017年8月15日采出。 第一章工作面概况及地质特征 第一节概况 一、工作面位置及地表概况 本矿井位于大同煤田南东部，大同市左云县东南26km，小京庄乡李家窑村南，行政区划隶属左云县小京庄乡，经济类型为集体所有制企业，其地理坐标为：东经112°44′41″～112°47′52″，北纬39°45′57″～39°48′18″。 井田东南距北同蒲铁路40km，并有小峪及峙峰山运煤专用线于宋家庄站与北同蒲铁路相接，宋家庄站至大同52km，与大秦铁路相连；南至朔州到太原长303km。另外北东有同煤集团王村矿至大同的运煤专线。井田北东有左（云）～吴（家窑）公路，往南东与大运高速公路相接，井田南东有岱（岳）～马（营）公路与大运也相连，另外井田内和周边均有简易公路与以上两条公路相连，交通较方便。 该矿东与峙峰山煤业有限公司相邻，西北与整合后的左云县长春兴煤矿相邻。南、北无其它煤矿开采。 二、工作面参数 82205工作面为22#煤层综采工作面，本采面北部为已采82203工作面，南部为82207设计采面，西部为22#煤层82204采面。 工作面标高：1302～1333.5m 工作面走向长度：890m
综采工作面顶板压力周期来压规律热
摘要：文章针对不同顶板条件对矿山压力显现规律及过程进行了分析。 关键词：直接顶；老顶；周期来压；采煤工艺 中图分类号：TD82 文献标识码：A文章编号：1007—6921(2010)16—0069—02 长壁采煤工艺包括采煤、装煤、运煤、支护和采空区处理5大工序，为确保5大工序的合理完成，就应对长壁工作面矿压显现的主要因素加强了解和掌握。在长壁工作面采出煤炭后，由于应力重新分布，必然会引起各种矿山压力显现，而矿山压力显现的程度又与组成工作面围岩的性质、工作面对上述情况采取恰当的技术与有效地安全措施，借助力学、实验、经验和理论方法，掌握不同时期、不同条件下的矿山压力显现规律，就能对矿山压力的显现实现适时有效地控制，进而对遏制长壁工作面顶板事故的发生具有十分重要的意义。 1 工作面围岩类别 采煤工作面围岩主要是顶板和底板，围岩对工作面的回采起决定性作用，而顶板岩性对工作面的周期来压起着决定性作用。顶板由下到上可分为伪顶、直接顶、老顶及松散层。伪顶一般为泥岩，随采随冒，伪顶并不是每个煤层顶板都有的，有的煤层顶板没有伪顶，对顶板压力影响不大。松散层位于老顶上部，松散层之间可视为没有黏结力，其产生的重力均匀向下，对综采工作面周期来压大小有一定影响，对周期来压的周期性影响不大。直接顶和老顶是综采工作面周期来压的主要原因。 2 综采工作面初次来压压力显现过程分析 工作面开始回采时，顶板第一次来压称为初次来压。一般初次来压都产生飓风，对工作面人员的人身安全产生巨大威胁，控制顶板初次来压对煤矿的安全生产具有十分重大的意义。控制顶板的初次来压就要了解顶板初次来压产生的机理，下面就顶板初次来压的机理进行简要分析。 如图1所示：在综采工作面开始回采前，切眼由锚杆锚索加强支护，直接顶和老顶发生的变形可忽略不计，随着工作面的推进，支架后方悬顶面积越来越大，直接顶和老顶此时类似是一个梁支撑在前后煤壁上，正因为前后的支撑，直接顶和老顶很难在短跨度内垮落，工作面继续推进，当直接顶变形达到极限开始断裂，垮落，此时老顶尚未达到断裂极限，工作面继续推进，老顶达到断裂极限时，因为此时悬顶面积过大，同时垮落，造成初次来压，产生飓风，易造成事故。 根据老顶初次来压的分析，采取一定措施使老顶尽快垮落，是减小老顶初次来压带来危害的有效方法。神东公司现采取老顶预裂爆破方式将老顶的整体性破坏，减小老顶悬顶距离，使初次来压提早显现，减小来压产生的危害，实践证明，此方法在工作面回采中起到了非常重要的作用。 3 综采工作面周期来压压力显现过程分析 老顶初次来压过后，随着工作面的推进，顶板来压显现有一定周期性，称为老顶周期来压。周期来压是在老顶初次来压之后，支架上老顶后方悬空，只有一端支撑在煤壁上，老顶相当于悬臂梁，不考虑其他因素的话，老顶跨距达到老顶初次来压跨距时就会垮落，由于采动影响，老顶已经出现裂隙，整体性遭到破坏，因此，在很短的跨度内就会垮落，造成来压，因为跨度小，产生的危害较初次来压小了很多，但周期来压对工作面的回采依然会产生很大影响，下面就顶板周期来压进行简要分析。 如图2所示：设某一工作面老顶厚度为h3,直接顶厚度为h2,采高h1。 工作面周期来压是因为老顶周期性断裂引起的，因而老顶的岩性对周期来压起着重大作用，同时，也与直接顶性质有很大关系。 设直接顶的岩石碎涨系数为kp，残余碎涨系数为kp，，当kp×h2≥h1＋h2时，顶板来压相对缓和，甚至显示不出来，若kp'×h2≥h1＋h2时，顶板老顶基本被跨落的直接顶支撑住，
综采工作面初次放顶安全措施(2020年)
( 安全技术 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 综采工作面初次放顶安全措施 (2020年) Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that people make mistakes
综采工作面初次放顶安全措施(2020年) 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束，通风、供水、供电、排水及运输系统已形成，工作面将投入生产，为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产，特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1.初采前，工作面倾角为89?40＇，为了防止工作面支架、输送机向下窜动，应加快刮板输送机机头处的推进，在工作面初次来压前必须将工作面调直，保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2.1016工作面为十层南盘区第一个工作面，由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验，因此，我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作，并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保护煤柱的水平距离为19-24米，在初采期间，由于采空区
悬顶面积逐渐增大，使工作面承受的压力也随之增大，因此，在初采期间应做好顶板管理工作。 3.由于该工作面的上方采空区距该工作面的间距在0-1.29米之间，直接顶为九层采空区冒落的岩石形成的再生复合顶板，顶板强度较小，整体性较差。遇顶板破碎或压力明显增大时，应缩小两巷的棚间距，增加单体支柱的数量，并在棚梁上方背好木板，防止碎石冒落砸伤人员。 4.加强泵站系统与支架的维修，严禁带病使用。必须保证泵站压力在30MPa以上，杜绝管路的窜、漏液现象。 5.工作面所有支架要调好平衡，使支架前梁与顶板平行支设，保证支架接顶面积始终保持最大，且接顶严密。 6.队领导跟班现场指挥，发现问题及时处理，本班班长及验收员对工作面顶板、煤壁活动情况必须向下班交接班时说明，不得无故将安全隐患移交给下一班，并在队内做好记录。 7.割煤过程中机组牵引速度不得大于3m/min，如发现煤壁片帮严重，顶板活动剧烈应停止割煤，立即躲入支架内，严禁站在支架
煤矿综采工作面供电设计
附件2: ***矿综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m，工作面长度225m,走向长度为2000m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度5.5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KV供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电，西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面***110KV站815、816号盘，变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关，保护选用上海山源ZBT——11综合保护，盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的SL500型采煤机，其额定功率1815KW，其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3300V；两台牵引电机功率为90KW,额定电压为460V;调高泵电机电压1000V，功率35KW，破碎机功率100KW，额定电压为3300V。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ1000-Z×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350/700KW的双速电机，额定电压为3300V。 2、顺槽设备
1）破碎机：采用山西煤机厂制造PCM-315型破碎机，其额定功率315KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用山西煤机厂制造SZZ1200/315型转载机。其额定功率315KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSJ-140/250/3*400型输送机（1部），驱动电机额定功率3×400 KW,循环油泵电机额定功率3×18.5KW,冷却风扇电机额定功率3×5.5KV,抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为1140V，自动涨紧油泵电机额定功率12KW，卷带电机额定功率15KW,电压1140V。皮带机采用CST启动方式。 4）乳化液泵站：三泵二箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW400/31.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW516/13.2型（2台），其额定功率132KW,额定电压1140V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-18.5慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率18.5KW,额定电压等级1140V；顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台，型号RCDC-25S，电机功率30KW,额定电压1140V；皮带顺槽巷采用2台15KW 排污泵临时排水，额定电压1140V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
8203对拉采煤工作面设计说明书
8203对拉采煤工作面设 计说明书 第一章工作面概况及危险源分析 第一节工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间，倾向345-355°之间，倾角4-6°之间，平均倾角5°。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由2－4个分煤层组成，纯煤厚度0.3－0.67m，由1－3层夹矸组成，夹矸厚度0.04－0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为 0.45m，煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接
触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，
综采工作面动态达标精细化管理工作标准
综采工作面动态达标精细化管理工作标准 综采工作面安全质量标准化标准,做到标准精细、执行严格： 一、采煤机 1、检查采煤机操作手把位置，动作灵活性。各部螺栓、截齿要齐全，牢固可靠。各处油位是否合格，油脂颜色有无变化，各润滑部位是否正常。冷却水系统和喷雾灭尘系统是否畅通，水压是否合乎规定压力。检查电气系统有无故障，电缆及电缆夹有无损伤，闭锁输送机的按钮是否可靠，操作手把、按钮、旋钮操作灵活、可靠、无缺损。各接合面密封严密，无漏油。 2、检查低压表是否正常，当压力小于规定值时应停机调整。如超过规定值时，必须更换过滤器。开机进行空运转，检查有无异常声响。 3、每班清理采煤机机身上盖板卫生、螺丝紧固，每班检查前后齿轨轮及滑靴有无异常、滚筒离合器性能可靠。机组对口、地脚等主要螺纹紧固件无失效。 4、电控箱端头站机载瓦斯断电装置性能可靠，电控系统保护齐全，各项运行参数显示正常。 5、启动电动机，同时供给冷却水及喷雾。调整滚筒高度，选择适当的牵引速度开始割煤开机后随时注意采煤机运行情况，控制采高，观察机器的运转情况、温度及声音。 6、割煤完成后，空转采煤机5分钟，停止采煤机，关闭电源，停供冷却水及喷雾。 二、液压支架 1、每班必须检查各支架、管路、U型销、立柱、推移千斤、提架千斤、前梁千斤，护帮千斤、侧护千斤、调架千斤，操作阀有无串漏，损坏短缺，如有及时更换补齐。 2、检查矿压表，线，架前电缆，照明灯管线，架前喷雾及各部连接销有无短缺损坏。 3、初撑力达不到及时初撑，初撑后还达不到必须查清原因并汇报检修班处理。
4、操作支架时必须检查相邻三架无人员，顶板完好，无咬挤现象，推溜时不得确死弯，分两次推进，距机组10～15米，确认后方可操作。 5、检修时必须停液泵或者关掉架前截止阀。 三、泵站工 1、每班必须检查串车各开关、按钮、保护、照明综保喊话主机是否完好，灵敏可靠，主付接地极完好。 2、检查瓦斯浓度、顶板、电缆、液管、吊挂整齐无挤压。 3、检查移变前后绞车开关按钮完好灵敏可靠，钢丝绳、绳套完好无咬绳，开关上架。 4、检查每台液泵、加压泵、油位、压力、乳化液浓度，电机风叶、温度、管理有无漏液损坏、U型销是否短缺，确认后方可开工。 5、开泵后先看压力是否达标，各传动部位声音是否正常，如压力不够，声音不正常及时停泵检查出来并汇报。 6、检查处理时必须开关打到零位并挂牌，清点工具箱工具，备品是否齐全，移变开关，串车卫生是否干净，如有及时清理汇报。 四、刮板输送机、转载机 1、每班检查前先切断电源，闭锁后进行下列检查：检查传动装置，机头部及各部螺栓、垫圈、压板、油堵护罩是否齐全完整、紧固，检查刮板、E型螺栓、锯齿环及连接装置零件刮板无短缺、无严重变形，否则及时更换。 2、每班检查电机、减速机对轮、梅花垫是否完整，松紧适度，舌板及拔链器是否完好等。机头架、机尾架、过渡槽、中部槽无严重变形，所有焊接部位无开焊，紧链装置性能可靠，链轮轴组件性能良好，无漏油、跳牙现象。 3、每班检查各部螺栓要齐全，牢固可靠。各处油位是否合格，油脂颜色有无变化，各润滑部位是否正常。冷却水系统和喷雾灭尘系统是否畅通，水压是否合乎规定压力。检查电气系统有无故障，电缆及电缆夹有无损伤，闭锁输送机的按钮是否可靠，操作手把、按钮、旋钮操作灵活、可靠、无缺损。各接合面密封严密，无漏油。 4、破碎机每班检查破碎机锤头耐磨层磨损量有无大于50%或脱
综采工作面初次放顶安全措施(2021)
Safety is the goal, prevention is the means, and achieving or realizing the goal of safety is the basic connotation of safety prevention. （安全管理） 单位：___________________ 姓名：___________________ 日期：___________________ 综采工作面初次放顶安全措施 (2021)
综采工作面初次放顶安全措施(2021)导语：做好准备和保护，以应付攻击或者避免受害，从而使被保护对象处于没有危险、不受侵害、不出现事故的安全状态。显而易见，安全是目的，防范是手段，通过防范的手段达到或实现安全的目的，就是安全防范的基本内涵。 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束，通风、供水、供电、排水及运输系统已形成，工作面将投入生产，为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产，特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1.初采前，工作面倾角为89?40＇，为了防止工作面支架、输送机向下窜动，应加快刮板输送机机头处的推进，在工作面初次来压前必须将工作面调直，保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2.1016工作面为十层南盘区第一个工作面，由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验，因此，我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作，并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保护煤柱的水平距离为19-24米，在初采期间，由于采空区悬顶面积逐渐增大，使工作面承受的压力也随之增大，因此，在初采期间应做好顶板管理工作。
采煤工作面调斜的方法与措施
采煤工作面调斜的方法与措施 [摘要]综采工作面调斜必须有良好的地质条件，煤层赋存稳定，顶板中等稳定以上，并不受相邻工作面采动影响。本文主要阐述了采煤工作面实中心调斜和虚中心调斜的方法与措施等技术问题。 【关键词】采煤工作面；调斜；旋转；方法；措施 采煤工作面调斜及旋转在本质上是控制工作面，各个部位采煤的进度，按次序调斜工作面的位置和推进方向。转角一般不大于45°，即工作面调斜或调采；在转角大于45°时，采煤工艺难度加大，即工作面旋转或转采。综采工作面调斜必须有良好的地质条件，煤层赋存稳定，顶板中等稳定以上，并不受相邻工作面采动影响，煤层倾角最好在12°以内，采高不可太大，不然，支架稳定性就会变差。工作面调斜分为实中心和虚中心。 1、实中心调斜 实中心调斜如图1所示。 实中心调斜的工艺过程为：采煤机割完调斜前的最后一刀煤时，旋转中心O1端停移输送机，另一端移一个截深，把输送机调成一条直线，再进行采煤机割煤，它所割的每一刀煤都是一个小扇形。割每一刀煤工作面调斜的角度为： 式中B—采煤机截深，m； L—工作面长度，m。 此调斜不损坏设备，工艺合理，操作简单，调斜范围不大。因其旋转端至中心的移架步距不断变小，支架对顶板反复支撑次数增多，中心附近的顶板管理较难。所以，主要适用在顶板比较稳定、调斜角度不大的工作面。为有效地调斜，有时能把旋转中心附近的煤壁进行加固，一般采用灌注粘结剂或打木锚杆等方式。 2、虚中心调斜 为了加强旋转中心附近的顶板管理，具备条件时应采用虚中心调斜。如图2所示，把调斜角α等分成几个小角α′，把旋转中心O2位于工作面之外，在采煤机割完一组通刀（长刀）和短刀之后，工作面转过α′角，就完成了一个调斜循环，使旋转中心O2端的工作面保持一定的前移量，防止因工作面在此处长时间不推进而造成顶板、煤壁发生维护困难的问题．虚中心调斜时要确定中心端的前移量S及每调斜循环（α′角度的小扇形块内）的割煤刀数nd。 S即图中AB段，应按顶板稳定性、调斜角度α′工作面长度L、支架及输送
煤矿综采工作面供电设计
煤矿综采工作面供电设计
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附件２: ＊＊*矿综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m,工作面长度２25m,走向长度为２０00m,平均倾角３-5度，采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度5．5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KＶ供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电,西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面**＊110KV站8１５、８16号盘,变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关,保护选用上海山源ZBT——１1综合保护,盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的ＳL500型采煤机,其额定功率18１5KW,其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3３00V;两台牵引电机功率为９0KW,额定电压为460V；调高泵电机电压１000V,功率３5KＷ，破碎机功率100KW，额定电压为330０Ｖ。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ１000－Ｚ×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350／700KW的双速电机,额定电压为3300Ｖ。 2、顺槽设备
１）破碎机:采用山西煤机厂制造PＣＭ-315型破碎机,其额定功率315KW,额定电压１14０V。 2)转载机:采用山西煤机厂制造SZZ1200／3１5型转载机。其额定功率315KＷ,额定电压11４0Ｖ。 3)顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSＪ-14０／250/３＊400型输送机（1部)，驱动电机额定功率3×40０ KW,循环油泵电机额定功率３×１８.５ＫW，冷却风扇电机额定功率3×５.5ＫＶ，抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为11４0Ｖ,自动涨紧油泵电机额定功率12KＷ,卷带电机额定功率15KW,电压114０V。皮带机采用CＳT启动方式。 4)乳化液泵站:三泵二箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BＲW400/3１.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压114０Ｖ。 5）喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW516/１3.2型(2台）,其额定功率132KＷ,额定电压114０V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-１8．５慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率1８.５KW,额定电压等级1140V;顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台,型号RCDC-２5S,电机功率3０KW，额定电压11４0Ｖ；皮带顺槽巷采用2台１５KW 排污泵临时排水，额定电压114０V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 (三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
10102综采工作面供电设计说明书
山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计：孟庆保 2011-6-21
10102综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区，平均煤层厚度3.3m，工作面长度180m,走向长度为1170m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度3.5m。 矿井井下高压采用10KV供电，由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关，保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置，采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机，其额定功率730KW，其中两台截割主电动机
功率为300KW,额定电压为1140V；两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V，功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机，机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机，额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1）破碎机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机，其额定功率110KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机（1部），驱动电机额定功率2×110 KW, 4）乳化液泵站：两泵一箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5型液泵，其额定功率125KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW315/6.3型（2台），其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站，为顺槽皮带机供电；在顺槽
综采工作面矿压分析总结
矿压分析总结 一、工作面位置 1-101综采工作面位于一采区皮带巷右翼，1-1011巷沿矿井边界布置，1-1012巷沿一采区轨道巷下山方向布置，切割巷靠边界与许北煤矿相邻。该工作面地面东南有许村村庄，地面有一座废弃洗煤厂，有零星的房屋建筑，其余为山脊沟谷及农用耕地。地面标高+580m—+630m，工作面煤层底板标高为+470m—+534m，盖山厚度为 163.0~245m。 二、工作面情况 该工作面正巷长为1372m，副巷长为780m，切巷220m，回采煤层为1#煤层，1#煤层位于山西组中上部，煤层发育稳定，厚度一般为1.5-1.7m，平均1.6m。顶板为伪顶、直接顶、老顶；伪顶为泥岩（0.5m）；直接顶为细砂岩（4m),老顶为砂纸泥岩（5m).底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩多。1#煤层与2#煤层层间距为10m—14m，不稳定。根据掘进过程中揭露情况，工作面大约共计16个断层，其中1-3m断层14个，倾角25°-65°；4m断层1个，倾角55°；15m 断层一个，倾角70°。 三、液压支架参数 根据工作面顶底板岩性、底板比压、煤层厚度及有关生产资料，工作面支护选用ZY3300/11/26A掩护式液压支架，其特征见下表：支架型号ZY3300/11/26A型
支撑高度1100-2600mm 支架宽度 1430-1600 支架初撑力1308KN 支架工作阻力1650KN 支护强度0.50-0.61(f=0.2)Mpa 所需泵站压力31.5Mpa 支架中心距1500mm 顶梁长度3050mm 端面距340mm 移架步距600mm 四、分析处理 截止7月15日8点班1-101工作面共推进323m（正巷推进至 37#点前17m,副巷推进至16#点前91.5m）。 初次来压规律 综采工作面推进了6m时，工作面45#—73#架顶板开始垮落，落 顶厚度在2m左右。顶板压力较大，顶板帽落的矸石较多。六号、七 号、八号、九号、十号矿压监测分站压力增大。其中70#支架压力最 大（达到38Map），其它支架压力以此处为中心向四周递减。 综采工作面推进了12.6m时，顶板全部垮落。最大压力在39兆 帕。 工作面初采期间矿压观测统计表 从切眼起推进距(m) 压力显现描述工作阻力（Mpa）来压性质分析 11月10日开始回采，工作面有三个断层6m（11月19月）45—73#架后面开始垮落30-38 直接顶垮落 12.6m（11月26月）老山老顶全部垮落25-33 断层带影响 15m（11月27月）支架工作阻力开始升高30-38 老顶初次来压 11月29日8点班支架压力回落20-30 老顶初次来压完成 1、工作面初采期间，来压时支架工作阻力明显增加，来压强度 大，工作面现场来压显现明显；随工作面向前推进，来压强度减小，
综采工作面放顶煤采煤工艺流程
综采工作面放顶煤采煤工艺流程 一、回采工艺流程 采煤机采用端头斜切进刀，双向割煤，液压支架及时支护顶板。 采煤机上端头斜切进刀——正常下行割煤——移架——放顶煤——拉后部刮板输送机——采煤机返刀上行清浮煤（采煤机割煤至机头后）——推前部刮板输送机——上端头斜切进刀——进入下一循环。 （一）、采煤机割煤 综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工序如下： 采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤。 （二）、移架 由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式，因而在工作面两端各设4架过渡支架，而过渡支架不能做到及时支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下（采煤机端部斜切进刀单向割煤）：
（1）采煤机斜切进刀割透煤壁下行时，将机头两架过渡支架的支架护帮板挑起；采煤机下行完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机左滚筒（此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起）3架，顺序将基本架移一个步距，移架时应先收护帮板；直到工作面下端最后一架基本架。当采煤机返机右滚筒到达距第一过渡架7米时，即将前部输送机机头推向煤壁（应保证逐架同时推）。 （2）机头推移后，将工作面下端过渡架（1～4#架）拉一个步距，移架的顺序为：先移2、3#架，后移1#架，再移4#架； （3）与此同时，当采煤机斜切进刀直线段时，前部输送机已经全长自下而上（或自上而下）推向煤壁，采煤机割透上端煤壁后，将上端4架过渡支架的护帮板挑起，及时支护顶煤。采煤机下行割煤后顺序将机尾处四架过渡架向前移一个步距，移架的顺序为：先移中间两架过渡架，后移最后1架过渡架，再移前第四架过渡架，待采煤机出斜切进刀段后将刮板机机尾推至煤壁为下一个循环段斜切进刀做准备； 过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的；而基本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，滞后采煤机左滚筒3架进行移架（或滞后采煤机右滚筒2架支架将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，等滞后采煤机左滚筒3架时再进行移架）。 移架的动作如下：收护帮板→收伸缩梁→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力) →打出护帮板。
一份综采工作面供电设计说明书
842综采工作面供电设计说明书 一、工作面概述 842综采工作面是西四采区8层煤的一个综采工作面，总安装长度635米，其中切眼长145米，机巷长400米，溜斜长90米。工作面支护选用ZY3800/13/28型综采支架，采煤机选用MWG-300/700WD型，工作面车选用SGZ-764/2×315型。机巷安装SDJ-150P型皮带机一台、溜斜安装SGB-80T 型刮板机一台、转载机使用SZZ-764/160 型以及WRB-400/31.5型乳化泵站、通讯控制采用KTC-2 型。移变、乳化泵站、工作面设备控制开关设备集中安设在联巷设备硐室，这样可便于检修和管理，供电电源来自西四上部变电所。 二、移变容量计算 1、设备负荷统计 根据设备选型，负荷统计结果如下： 本系统供电设备额定功率之和为： ∑P=700＋160＋250＋110＋2×315＋2×75＋2×55＋2×55=2220KW 2、移变容量计算与选择 采区供电一般采用需用系数法，因自移支架且设备按一定顺序起动，故需
用系数为： 589.02220 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 查表综采面加权平均功率因数cos Ψdj 取0.7。 因此移变容量计算为： KVA P K S dj e X B 97.18677 .02220589.0cos =?=ψ∑?= 2、移变选择： 根据以上计算，选用两台移变负责该面供电，1140V 系统采用一台KSGZY-800/6型矿用移动变电站分别对转载机、破碎机、机巷刮板机、机巷皮带、溜斜刮板机进行供电。3300V 系统采用一台KSGZY-1600/6型矿用移动变电站对工作面输送机、乳化泵、采煤机进行供电。 容量验算如下： 1#移变KSGZY-800/6型(6/1.14KV)： 设备总功率：∑Pe=640KW 查表K X 取0.5，cosP dj 取0.7 故移变容量计算为：KVA P K S dj e X B 14.4577 .0640 5.0cos =?=ψ∑?= 因S B 457.14KV A ＜Se=800KV A ，该移变选择符合要求。 2#移变KSGZY-1600/6型(6/3.3KV): 需用系数：666.01580 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 设备总功率：∑P =700＋250＋2×315=1580KW 故移变容量为 KVA P K S dj e X B 86.15027 .01580 666.0cos =?=ψ∑?=
综采工作面初次放顶安全措施(正式)
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 综采工作面初次放顶安全 措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-2304-98 综采工作面初次放顶安全措施(正 式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束，通风、供水、供电、排水及运输系统已形成，工作面将投入生产，为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产，特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1. 初采前，工作面倾角为89?40＇，为了防止工作面支架、输送机向下窜动，应加快刮板输送机机头处的推进，在工作面初次来压前必须将工作面调直，保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2. 1016工作面为十层南盘区第一个工作面，由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验，因此，我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作，并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保
综采工作面采煤工艺
综采工作面采煤工艺 Company number：【WTUT-WT88Y-W8BBGB-BWYTT-19998】
综采工作面采煤工艺 一、采煤方法 工作面采用走向长壁后退式一次性采全高综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板。 本工作面煤层平均厚度为，支架高度为，工作面有效采高控制在；煤机滚筒截深及循环进度为，采高为。一次采全高，煤厚小于采高时，沿顶破底。 二、回采工艺 1、回采工艺流程 机头（尾）自开切口斜切进刀落煤→调上、下滚筒位置→反向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→清煤。 工作面落煤和装煤使用MG300/700-WD无链电牵引采煤机，选用 SGZ764/630型刮板输送机。 采煤机在运行中自动把破落的煤装入刮板输送机，由工作面刮板输送机运出工作面。 2、回采工艺顺序 （1）采煤机的进刀方式 A、采用从机头（尾）自开切口斜切进刀方式，斜切进刀距离为20m，其前后滚筒全部切入煤壁。 B、移溜工序：距进风巷（回风巷）15m处停止移溜。
a、采煤机割通机头（尾）后，调换上、下滚筒位置返回，通过刮板输送机弯曲段滚筒切入煤体； b、然后将剩余工作溜推移到煤帮，并完成拉机头（尾）工作； c、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（尾）割三角煤完成斜切进刀； d、割通机头（尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机头（尾）正常割煤，进刀结束。 （2）落煤方式 该工作面使用MG300/700-WD型双向滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深，往返一次进两刀，采煤机司机应随时调整滚筒，沿顶板和底板割煤，保证采高，不留顶煤和底煤。 （3）装、运方式 采煤机割下煤由滚筒装入刮板输送机内，经刮板输送机→转载机→进风皮带→集中皮带→新采区二部皮带→新采区一部皮带→煤库。 （4）移架支护方式 割煤时，距采煤机后滚筒3-5架开始移架，并及时将伸缩梁和护帮板打开，做到及时支护，移架后支架要成直线状，升架将顶梁升平，做到接顶严密，并达到初撑力。 （5）移刮板输送机方式 A、移刮板输送机要滞后移架10-15米，移溜时要注意几架协调操作，不能使刮板输送机顶成急弯，弯曲段长度不得小于15m； B、移溜步距为，移刮板输送机后要成直线状。
综采工作面设计说明书
第一部分矿井概况 第一章编制依据 1、二○一一年版《煤矿安全规程》 2、二0一零年版《采矿工程设计手册》 3、《同生树儿里矿井兼并重组整合项目初步设计》 4、《同生树儿里矿井兼并重组整合项目地质报告》 5、3#煤层西盘区8101综采工作面地质说明书 6、同煤集团矿井采掘生产技术管理办法 7、3#煤层西盘区8101综采工作面巷道布置图 第二章矿井概况 一、矿井简介 树儿里井田位于大同市左云县境内小京庄乡树儿里村南部，距大同市城区西南87公里。其地理坐标为：东经：112°37′54″~112°39′18″，北纬：39°48′28″~39°48′47″。西部8Km处有右玉至山阴的柏油路，距山阴县岱岳镇45km，在岱岳镇交于大（同）—运（城）公路及北同蒲铁路，北距109国道约23km。井田内地形平坦，村与村之间有公路相通。 井田位于洪涛山脉的西侧，非梁峁状黄土丘陵区。为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成。地势总体为东北部较高，西南部较低。最高点位于井田东部边界处，海拔1480m，最低点位于井田西南部，海拔，相对高差为。井田内主要河流有酸茨河，为季节性河流，平时干涸无水，只在雨季才有短暂洪流，向西注入原子河，原子河向东南归入桑干河。井田属海河流域，永定河水系、桑干河支流。 井田形状为一不规则多边形，东西长，南北宽，井田面积。地质资源量为，工业资源储量为。设计资源储量为,设计可采储量为。 矿井设计规模为a。矿井服务年限为，本矿井为单水平开采，水平服务年限为。 二、井田开拓方式
本井设计按照调整后井田开拓方式为：新掘主斜井、将原副斜井改为回风斜井、原主斜井调整为副斜井，三个井筒位于一个工业场地内。 原有主斜井坡度25°，斜长428米，砌碹，半圆拱断面，净断面，兼并重组后，将其功能调整为副斜井，由于原有井筒采用砌碹支护，受井筒断面的制约也无法对提升设备进行改造，在确保井筒墙体稳定性和满足支架宽度与提升高度的前提下，拆除井筒内原有胶带，对原主井井筒进行扩刷，铺设30kg/m单轨，提升方式为单钩串车提升，主要担负全矿井提矸、下料等任务，兼做进风井及安全出口。扩刷后巷道净宽，净高净断面积为。井筒落底水平标高+1265m，落底后，布置约60m长平车场，并在井筒北部与北部井田边界间布置水仓、水泵房、主变电所，过平车场后，布置轨道大巷，沿轨道大巷方位，向西基本平行于井田1、2拐点连线，布置约162m长的轨道大巷后，再折向南布置西盘区轨道巷至南部井田边界处，形成西盘区的辅助运输系统。 原有副斜井坡度30°，斜长331米，井筒断面仅，兼并重组后，将其功能调整为回风斜井，由于断面无法满足重组后的回风要求，对原副井井筒进行扩刷，主要担负全矿井专用风井。扩刷后巷道净宽，净高净断面积为。井筒落底水平标高+1277m，回风斜井落底后，在轨道大巷南侧，平行于轨道大巷，利用原有巷道布置回风大巷，对回风大巷扩刷，轨道大巷与回风大巷间距平均15m，在西盘区轨道巷西34m处利用原有巷道布置西盘区回风巷（方位角为179°），在胶带大巷东处，利用原有巷道布置东盘区回风巷（方位角为175°），形成东西盘区的回风系统。 在调整开拓方式后的回风斜井南部新开凿主斜井，井口坐标为X=，Y=.970，Z=，井筒方位角261°，井筒倾角25°，主斜井井筒采用半圆拱断面，净宽，净高，净断面，落底点顶板标高为，全长。井筒内一侧铺设1200mm宽胶带输送机，另一侧铺设检修轨，主斜井开凿约483m长后，布置下卧式煤仓，煤仓上口南侧与胶带大巷连接，形成主运输系统。 三、盘区划分 根据井田内现有巷道情况，利用井田内中部现有巷道，以胶带大巷为界，将全井田划分两个盘区，即井田东部的东盘区和西部的西盘区，本矿井首先开采井田西部的西盘区。
2127综采工作面开采设计说明书
2127综采工作面开采设计说明书 1 工作面地质概况 2127工作面位于吕家屯村南约1公里处。井下位置：位于F19断层和主暗斜井延伸之间，西2123工作面650m，工作面运输巷紧靠近矿区边界线。该工作面周围无采动情况，工作面南侧有两条巷道，即二水平轨道下山和皮带下山。 2 工作面地质及水文地质情况 2.1 地质构造情况： 由于邢东矿下水平钻孔稀少，所以在2003年初在下水平搞了三维地震勘探，从首采区的地震资料来看可靠性不大，下水平地震资料可靠性怎样？有待揭露验证。 工作面涉及的断层共3条，以下列表说明： 2.2 工作面回采对地面建筑物的影响 2127工作面大部分储量在大色庄村庄保护煤柱内，通过矿与唐山研究院合作，计算得2127工作面在不同长度下回采完毕后对村庄的影响如下表所示：
说明： ⑴从水平变形来看，各个方案对大色村的影响均小于规程所指的Ⅰ级破坏。 ⑵Ⅰ级破坏：水平变形≤2.0mm/m；倾斜变形≤3.0mm/m；曲率变形≤0.2×10-3。 ⑶表中《2100及2300开采》是指2127、2125、2126及2321、2322、2323六个工作面全部开采对大色村影响的初步计算结果。（此时的2127面宽度约155m） 结论：2127工作面宽度可以取为150m，对大色村的地表破坏小于Ⅰ级破坏，因此可以正常回采，不用迁村。 2.3 煤层赋存及地质构造 2#煤层结构简单,厚度稳定(构造影响除外),煤层厚度来源于相关钻孔煤厚资料和主暗斜井算术平均值。 2#煤为深黑色,玻璃光泽,块状构造,节理发育,参差状断口,主要由亮煤组成,并夹有镜煤暗煤条带,属半光亮型煤.具有三低一高之特点,