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生产技术：
通风：
机电：
地质：
一、存在主要问题
二、处理意见
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系。
表1工作面位置及井上下关系表
煤层名称
6-2煤
采区名称
一采区
地面标高
1309-1268米
井下标高
+1115～+1192米
地面相对位置
地面位于矿风井西南部，地面无建筑物。
回采对地面
设施的影响
回采造成地表下沉，地面无建筑物。
井下位置及
与四邻关系
回采区域东邻621-04采空区，西邻621-06未开采实体煤，南邻6-2煤层井田边界，北邻6-2煤层辅运大巷，上部为4-2煤层，下为6-2煤底板。
走向长度/m
2882
倾斜长度
240m
面积/m2
691680m2
详见图1：
工作面井上下对照图
图1：
第二节煤层
见表2：
工作面煤层情况表。
表2工作面煤层情况表
煤层厚度（m）
6.26～6.71
6.4
煤层结构
简单
煤层倾角（o）
0～1
0.5
开采煤层
6-2
硬度
1-3
煤种
不粘煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
本工作面回采延安组6-2层煤，在井田范围内全区发育，煤层厚度为6.26～6.71m，平均6.4m。
煤层结构简单，均为不粘煤，煤种单一，属稳定煤层。
容重1.28t/m3，灰分为5.95%，发热量为28.41-30.2MJ/Kg。
第三节煤层顶底板
表3工作面煤层顶底板情况见。
表3工作面煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
基本顶
细砂岩
10.17～28
固结性较差，较软。
直接顶
砂质泥岩
5.81～26.38
固结性较差，较软，局部顶板有泥岩，块状，较硬。
直接底
0～4.53
胶结程度较差，较松散。
老底
5.87～7.8
灰色，砂质泥岩，局部为粉砂岩。
具体见图2：
工作面地层综合柱状图。
图2：
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
在该区域内无断层发育。
二、褶曲情况及其对回采的影响
本区域范围内赋存一处单斜构造，单斜构造向南西方向倾斜，该构造对煤层变化影响很小，煤层内生裂隙发育、易破碎冒落，要加强帮顶管理，防止冒顶事故发生。
三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）
在该区域内地质条件简单，无熔岩陷落柱、火成岩的存在。
见表4.影响回采的其他地质情况表
表4影响回采的其他地质情况表
序号
项目
指标及备注
1
瓦斯含量
本矿井属于低瓦斯矿井，因煤层节理裂隙发育，瓦斯含量较低，经过现有的开采情况，一般情况下瓦斯含量很少。
但有爆炸危险性。
2
煤尘含量
本矿井属低煤尘矿井，煤尘含量较低，但有爆炸危险性。
3
自然发火期
本矿井煤层易发火，自燃发火期为40-60天。
4
岩浆侵入
本区无岩浆侵入。
5
河床冲刷
本区无河流冲刷。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
本区域6-2煤层裂隙及节理较为发育，煤层本身含有少量裂隙水，工作面水的来源主要是地层裂隙水及大气降水沿着裂隙进入工作面。
二、其他水源的分析
预计本工作面最大涌水量为20m3/h。
三、涌水量
1.正常涌水量。
根据对本煤层已采工作面正常涌水量统计，预计本回采工作面正常涌水量10m3/h。
2.最大涌水量。
根据对本煤层已采工作面最大涌水量统计，预计本工作面最大涌水量为20m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况（表5）
表5影响回采的其它地质情况表
瓦斯
煤的自燃倾向性
煤层的自燃发火期为40-60天
地温危害
无
冲击地压危害
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
工作面工业储量=走向长度×
煤层厚度×
面长×
煤容重
=2882×
6.4×
240×
1.28=566.62万吨
（二）工作面可采储量
本面采用一次采全高回采工艺，工作面设计采高为6.1m，
工作面可采储量=走向长度×
6.1×
1.28=540.06万吨
本面采用一次采全高回采工艺，工作面设计采高为6.1m，回采率达到95%，符合相关规定。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12
=[2882/（0.8×
6×
3×
30×
89%）]/12=0.624年
其中89%为月不平衡系数，截深0.8m，每班6刀，3个生产班为一个圆班，每月天数按30。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
该采区由山东济南设计院设计，采区工作面采用倾斜长壁布置。
主副斜井及风井位于矿井中北部，辅助运输大巷、皮带运输机大巷和回风大巷位于矿井一采区北部，在+1197.6（巷道底板）水平井底布置有中央变电所、水泵房和水仓。
矿井辅助运输采用了无轨胶轮车运输方式，车辆从地面经过井筒、井底车场、西翼辅运大巷、辅运顺槽直接到达工作地点。
二、工作面运输巷
1、工作面辅运顺槽
工作面东侧顺槽为辅运顺槽，沿煤层底板布置，邻近621-04主运25m煤柱。
辅运顺槽采用锚杆支护，巷道顶板布置5根锚杆，锚杆采用φ16×
2100mm树脂锚杆，排距×
间距=1000×
1100mm。
顶板破碎处采取锚网钢筋梯支护形式，网片采用14＃铁丝织成的规格为长×
宽=5.0×
1.2m，网孔40mm×
40mm；
钢筋梯采用Ф10mm的圆钢焊接而成规格为长×
宽=4.85×
0.08m。
巷道采用矩形断面，净宽5500mm，净高3700mm，断面积20.35m2。
主要用于该工作面的进风和运料。
辅运顺槽内布置有φ108mm的供水防尘管路一趟、排水管路一趟、压风管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。
电缆敷设于采帮。
2、工作面主运顺槽
工作面西侧顺槽为主运顺槽，沿煤层底板布置，位于辅运顺槽西240m处。
主运顺槽采用锚杆、钢筋梯支护，巷道顶板布置5根锚杆，锚杆采用φ16×
2100mm金属锚杆，树脂锚头，排距×
巷道采用矩形断面，净宽5500mm，净高3800mm，断面积20.9m²
。
主要用于该工作面的运煤和回风。
主运顺槽内布置有φ108mm的供水防尘管路一趟、排水管路一趟、压风管路一趟等，并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。
三、工作面回风巷
工作面回风巷位于辅运顺槽西侧，沿煤层底板布置，位于辅运顺槽西240m处。
四、工作面开切眼
切眼位于矿井南面边界处，沿煤层底板布置。
支护形式为锚杆-钢筋梯-锚索联合支护。
五、硐室及其他巷道
在辅运顺槽中布置无轨胶轮车倒车硐室，硐室宽5.2m，高3.8m，长12m，采用锚杆支护。
纳林庙二号井621-05工作面巷道布置采用图2布置。
工作面主运顺槽荒断面5.5×
3.8㎡（净断面5.5×
3.8㎡），辅运顺槽荒断面5.5×
3.9㎡（净断面5.5×
3.7㎡），均沿煤层底板掘进。
详见图3：
工作面及巷道布置平面图。
图3：
工作面及巷道布置平面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法
本工作面采用倾向长壁综合机械化采煤方法。
2、回采工艺参数
煤层平均厚度6.4米，工作面割煤高度6.1米，割煤深度为0.8米。
3、回采工艺流程
3.1.工作面回采工艺
采煤机采用端头斜切进刀方式，单（双）向割煤，液压支架及时支护顶板。
3.2.采煤工序有如下两种：
（1）割顶、底煤→移架→推溜→清理。
（2）割顶煤→移架→割底煤→推溜→清理。
4、煤机生产工艺
4.1.采煤机进刀方式及运行顺序
（1）当采煤机割到工作面端头进刀段时，的运输机槽移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；
（2）煤壁割透后，下降两滚筒位置，前滚筒割1.0m左右的底煤、后滚筒割余下的底煤，返向牵引采煤机；
（3）将三角煤割掉后，再次抬起两滚筒进行正常割煤。
4.2.进刀距离的确定
D=2L采+L运弯
式中：
D—进刀距离，m；
L采—采煤机机身长，最大长度为15.495m；
L运弯—运输机弯曲段长度，取18m；
把以上数据带入式中，得
D=2×
15.495+18=48.99m；
近似地，进刀距离取50m。
详见图4：
采煤机进刀方式示意图
图4：
4.3.移架工序
工作面采用SAC电液控制系统控制支架，根据生产条件不同可以采取以下四种移架控制方式：
1）双向邻架自动顺序控制；
2）成组顺序控制；
3）煤机和液压支架联动移架；
4）手动控制移架。
4.4、推溜方式
根据该套支架的功能可实现四种推溜控制方式：
1）成组推溜；
2）手动推溜；
3）双向邻架控制推溜；
4）煤机和液压支架联动。
移架时，应滞后采煤机后滚筒3～5架进行（顶板破碎时应追机作业），如需紧随煤机推移输送机时，应滞后采煤机后滚筒10～15架，并且推移千斤顶同时逐次推出，最大水平弯曲±
3度。
4.5、采煤工艺说明及要求
4.5.1、落煤方式
（1）正常时采用双向割煤：
前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。
（2）如遇运输机出现上窜下滑，采用单向割煤：
第一趟时前滚筒割顶煤，后滚筒割500mm左右的底煤；
返回时前滚筒割1.0m左右的底煤，后滚筒割余下的底煤，往返一次割一刀。
4.5.2、装煤方式：
采煤机的装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将从煤壁上切割下的煤运出，再利用叶片外缘将煤抛至刮板运输机溜槽内运走。
还有运输机的铲板进行装煤。
4.5.3、运煤方式：
采煤机利用滚筒将煤装在运输机溜槽上，然后经运输机运送至机头侧卸在转载机尾溜槽内，经破碎机破碎后装在可伸缩皮带机上运出。
4.5.4、采空区处理：
采用全部垮落法处理顶板。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
=240×
0.8×
1.28×
0.9=1349.22吨
式中W—工作面正规循环生产能力，t；
L—工作面长度，m；
S—正规循环推进长度，m；
h—采高，m；
γ—煤的视密度，t/m3；
c—工作面采出率，﹪
第三节设备配置
1、采煤机
选用MG900/2245－GWD型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：
适应采高：
2.7～6.3m；
截深：
865mm；
装机总功率：
2245kW；
供电电源电压：
3300V；
牵引速度：
0～12.2～24.4m/min；
卧底量：
603mm；
滚筒直径：
3200mm；
适应煤层硬度：
f≤4；
数量：
1台。
2、液压支架的主要技术特征
（1）基本支架型号为ZY-13000/28/63D型二柱掩护式液压支架，其主要技术参数如下：
支架高度：
2800～6300mm；
中心距：
1.75m；
工作阻力：
13000kN；
运输尺寸：
8640×
1630×
2810mm；
支护强度1.31～1.44Mpa；
底板比压2.29MPa。
133部
（2）过渡支架型号为ZYG-13000/28/63D（A、B）型二柱掩护式过渡支架，其主要技术参数如下：
支护强度1.15～1.22MPa；
2部
（3）端头支架型号为ZYT-13000/28/55D型二柱掩护式端头支架，其主要技术参数如下：
2800～5500mm；
支护强度1.09～1.16MPa；
7部，其中端头3部，端尾4部。
3、运输设备
（1）刮板运输机型号为SGZ1250/3×
855输送机（双中链），其主要技术参数如下：
外形尺寸（L×
W×
Hmm）：
1750mm×
1250mm（内宽）×
398mm
链速：
1.59m/s；
运输能力：
3600t/h；
装机功率：
3×
855kW；
1部。
（2）桥式转载机一部，其型号为SZZ1350/525，设计长度35m，其主要技术参数如下：
悬空段中部槽规格（L×
3000×
1350×
785mm；
2.08m/s；
4000t/h；
525kW；
（3）破碎机一部，型号为PCM400，其主要技术参数如下：
破碎能力:
电机功率:
400kW；
（4）带式输送机一部，型号为DSJ140/300/3×
500型带式输送机，其主要技术参数如下：
500kW；
主运能力:
2500～3000t/h；
带宽:
1400mm；
带速:
4.2m/s；
（5）辅助运输设备选用防爆胶轮车，型号为ZL18EFB，数量一部。
4、泵站系统
（1）泵站及管路选型、数量
乳化液泵选用BRW400/31.5X4A型3台，喷雾泵选用BPW400/16F型3台，各装备三泵两箱；
液压管路选择高压胶管，耐压45MPa以上。
①乳化液泵
型号：
BRW400/31.5X4A；
流量：
400L/min；
压强：
31.5MPa；
功率：
250kW；
3台。
②喷雾泵
BPW400/16F；
16MPa；
125kW；
③乳化液箱
XR-WS2500A；
容量：
2500L；
2。
④喷雾泵箱
RX-WS360/30；
3000L；
（2）泵站设置位置
泵站安设在辅运顺槽距离采煤面100m左右的位置，随工作面推进前移。
（3）泵站使用规定
要保证泵站输出压力不小于30MPa，浓缩液浓度0.9%～1.5%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。
设备布置见图5：
综采工作面设备布置示意图。
图5：
综采工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、合理支护强度的计算
采用经验公式计算：
Ｐt＝（4～8）×
g×
h×
r
=7×
9.81×
2.5=1047.2（kN／m2）
——Ｐt：
顶板对支架的压强（根据本矿井经验值，取7倍工作面的采高）；
——h：
采高（m）；
——r：
岩石密度（t/m3）；
计算所得Ｐt值为1047.2（kN／m2），即为工作面合理支护强度。
2、工作面选用液压支架工作参数见表6
表6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
6.1m
2.7～6.3m
倾角
0～1°
0～6°
煤厚
6.71～6.22m
煤硬度
2～3
≤4
底板比压
22MPa
2.29MPa
支护强度
1.0472MPa
1.31～1.44MPa
顶板种类
2类
3、支护强度验算：
1047.2（kN／m2）=1.0472MPa<
1.31MPa；
1.0472
支架底板比压2.29MPa<
22Mpa
故选用平顶山煤矿机械有限责任公司生产的2
6500kN二柱式掩护支架能够满足工作面支护强度的要求。
二、参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表（表7）
表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
直接顶厚度
m
直接低厚度
直接顶初次垮落步距
40-80
初
次
来
压
来压步距
20
最大平均支护强度
kN/m2
1200
最大平均顶底板移近量
mm
200
来压显现程度
明显
周
期
10-15
平
时
1000
6
底板容许比压
MPa
22
7
巷道超前影响范围
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面共安装142组液压支架，其中ZY13000/28/63D型二柱掩护式液压支架133组，主运顺槽端头放置3组端头支架ZYT13000/28/55D和1组过渡支架ZYG13000/28/63D，辅运顺槽4组端头支架ZYT13000/28/55D和辅运顺槽端头1组过渡支架ZYG13000/28/63D。
割煤后采取及时移架方式支护顶板，并及时打出护帮板；
当顶板破碎、片帮严重时要紧跟煤机前滚筒移架及时打出伸缩梁。
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、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护质量，液压支架初撑力不得小于泵站压力的80%。
3、采煤机割煤后，要及时移架，移架步距0.8m，正常移架滞后采煤机后滚筒8m，但不超过15m，防止长时间空顶。
4、工作面顶板破碎或片帮严重时，要及时伸出伸缩梁进行超前支护，出现漏顶时，要及时用木料接顶，并升好支架。
5、采煤机过后及时移架护顶，端面距不得大于340mm；
相邻支架错茬不超过顶梁侧护板高度的2/3。
6、采煤机割至机头机尾时，工作面顶板到顺槽顶板按特殊过渡架留取2.2-2.4m台阶，以满足液压支架支护要求。
二、正常工作时期的端头支护方式
工作面上下两端头在支架立柱与切顶线之间支设密集柱，不得超前或拖后回撤。
当切顶线以后出现悬顶时，切顶密集单体要密排，悬顶长度超过5m时要打斜撑支柱。
当工作面端头顶板破碎时，工作面每推进1.6m，均在端头两组支架上穿一根木板梁，沿工作面方向使用，必要时每循环一根，板梁规格为3200×
120×
120mm。
当端头三角煤顶板严重破碎时，应加强支护，护好三角煤顶帮，必要时支设与支架方向相同的木板梁抬棚，板梁一端置于支架前梁上，另一端支单体液压支柱。
在工作面超前压力大，顺槽断面缩小，已影响正常行人和主运时，另外编制放顶或扩帮卧底的专项补充措施。
三、特殊时期的顶板控制
1.工作面初次放顶技术措施
1.1.矿内要组织初次放顶领导小组、矿压观测组。
1.2.工作面初次放顶前，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面煤帮每天检查，并及时向矿初次放顶领导小组汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。
定期向调度室汇报矿压、排水情况。
1.3.上下顺槽超前支护的单体支柱要达到初撑力，工作面上下出口要采取加强支护。
1.4.综采队要加强初次来压期间的组织管理工作，搞好工程质量和顶板管理。
1.5.跟班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任，对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，发现问题及时采取针对措施。
1.6.工作面除煤机司机、支架工、运输机司机、端头工、卫生工外，其他人员无事情不得进入工作面，进入工作面人员必须在支架内行走，特别是在超前支护范围内，降架、移架的地点不准有人滞留，任何人员不得在两支架中间站立。
1.7.初次来压期间，端头工要注意安全，发现有片帮、冒顶、倒柱等现象时应提前采取措施，防止损坏设备及影响人身安全。
1.8.支架工拉架要严格按照作业规程和操作规程进行操作，根据顶板情况，选择合理的拉架方式。
来压前工作面的支架应调成最佳状态，泵站压力达到额定压力，支架要达到初撑力，接顶平、严、实，安全阀灵敏可靠。
1.9.加强工作面设备的维修与管理，保证设备的正常运转和快速推进。
1.10.采煤机割煤时要保证顶底板的相对平坦，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的几何形状，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。
1.11.在初次来压前，瓦检员要跟班检查有毒有害气体的变化。
2、周期来压管理
根据相邻矿井生产经验，并结合矿井开采的实际情况，预计老顶初次来压步距为40m～80m，周期来压步距为10～15m。
在矿压观测方面，矿井在生产实践中还要不断积累矿压数据，有利于指导今后矿井生产。
2.1.工作面工程质量必须达到“三直、两平”的要求，来压时工作面液压支架必须达到初撑力，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。
2.2.来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，根据实际情况，选择合理的拉架方式。
支架拉架时必须带压移架。
2.3.来压前加强设备检修，保证设备在来压期间正常运转。
2.4.来压时加强组织管理，组织快速推进，加快推进速度。
3、顶板破碎时的顶板管理
3.1.顶板破碎时带压移架，片帮严重时及时伸出伸缩梁进
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