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1、向斜轴向北西-南东，向北西倾伏，幅度55米，倾伏角3，其北东翼走向N11W-S11E至N25E-S25W,倾向S79W至N65W,倾角46，南西翼走向N80W-S80E至S30W-N30E,倾向N10E至N60-10。沿走向煤层有一定的起伏，在向斜轴部及其南西翼可能会存在一些次级小褶曲。断裂构造有一定的发育，在褶曲轴部及转折端可能会发育一些中小型断层。在原1420回顺中段揭露的中型断层及砂岩体可能延伸到1418工作面，该面运顺可能会受一定的影响。该面构造总体简单。四、水文地质特征1418工作面下侧毗邻1420工作面。在1420采空区有持续的涌水，目前涌水量稳定在50m3/h左右，预计1418工

2、作面在掘进时不会有大的涌水，仅会在巷道中局部出现一些顶板淋水情况，涌水量较小，预计涌水量约5-10m3/h。当工作面形成投产后，涌水量会逐渐增大，预计涌水量可达50 m3/h左右。五、瓦斯地质特征据瓦斯地质图该面瓦斯相对量14-18m3/t，属高瓦斯工作面。根据我矿已采的几个工作面实测瓦斯涌出量数值都很小的事实，如1410工作面瓦斯涌出量最大29.71m3/min, 1420工作面瓦斯涌出量最大30.47m3/min ；结合玉华井田煤层瓦斯基础参数测试及赋存规律研究报告，按日产万吨原煤预计该面瓦斯绝对涌出量为42.0 m3/min。六、煤质特征据煤质等值线图，该面硫分为0.26-1.23%，平

3、均0.77%左右，在该面外段约占工作面走向长的三分之一硫分大于1.0%，其余部分小于1.0%。灰分12.35-20.21%，除局部灰分小于15%外，一般均大于15%，属低-中灰、特低硫-低硫煤。七、存在问题及建议1、该面煤层埋藏深度平均600米，里段超过600米，煤层埋藏深度较大，加之紧邻1420采空区，采掘过程中围岩所承受的矿山压力较大，运顺表现将尤为明显，设计时应考虑加强顶板支护。2、该面煤层特厚、瓦斯赋存量大，加之紧邻1420采空区，采空区富集的瓦斯可能通过各种途径逸散到该面，加大该面的瓦斯涌出量，应加强瓦斯管理，做好一通三防工作，保证生产安全。3、该面投产后涌水量会逐渐增大，预计可达5

4、0m3/h左右，因此防治水设施必须与工作面同时设计、同时施工、同时投产使用。4、该面外部地表有民房及居民居住，工作面投产前必须做好搬迁工作。第三章 储量及服务年限1418采面设计走向长度2118.4米，可采走向长度1984.2米，倾斜长度214.6米，切眼长度180米，可采面积357156平方米。煤层厚度9-30米，平均煤厚15.89米。根据煤矿安全规程综采放顶煤工作面煤层采放比不得大于1：3的规定，采用分层开采，1418工作面设计动用上分层煤层厚度11.2米，放顶煤厚度8.4米，采高2.8米，采放比1：3，顶煤回收率70。设计动用上分层地质储量524.2万吨。一、工作面可采储量Z=LB（H1

5、P1+H2P2） =1984.2180（2.80.95+8.40.7）1.31 =399.6万吨式中：L工作面可采走向长度1984.2米B工作面倾斜长度180米H1工作面设计采高2.8米P1采煤机回收率95%；H2工作面放顶煤平均高度8.4米P2放顶煤回收率70%；工作面煤层容重1.31吨/米3 二、工作面日产量 1、循环割煤产量采煤机截深为0.6米，每割两刀放一次顶煤，即放顶煤步距为1.2米。采煤机双向割煤，两刀一放为一个循环。Qxg2 B BgH1P1 =20.62.81.310.95 =752.7（吨）式中: Bg采煤机截深0.6 米2、 循环放煤量Qxf=2BgBH2P2 =28.40

6、.70=1663.8（吨）3、循环产量QX=Qxg +Qxf=752.7+1663.8=2416.5（吨）根据1418采面煤层厚度，结合本矿放顶煤实际，确定每班割四刀煤，完成两个循环，以利于提高产量，稳定采面生产能力。工作面采用“三.八”作业制,两个生产班，一个检修班，每天完成四个循环。4、日产量Q= QX N =2416.54 =9666（吨） N平均每天循环个数三、 工作面生产能力根据我矿生产统计，综放工作面正规循环率能达到90%以上，则工作面月推进度能达到129.6米，年生产能力为：n =33090% =9666 =287.1（万吨）核定该面生产能力为285万吨/年。四、工作面服务年限T

7、=（L/L/）=399.6/285=1.4（年）L 工作面可采储量 L/工作面生产能力第四章 工作面巷道布置一、工作面设计巷道总工程量1418采面设计巷道总工程量9742米，其中岩巷2235米，煤巷7507米。运顺2205米，回顺2138米，灌抽巷2021米，瓦斯抽放巷（岩）2082米，切眼180米，联络巷以及其它巷道1116米。二、工作面巷道布置（详见1418采面设计图）1、巷道布置概况1418工作面沿煤层走向布置四条主要巷道，进风侧一条巷道（运顺），回风侧三条巷道（灌抽巷、回顺、瓦斯抽放巷）。四条巷道均沿煤层走向平行布置，与盘区四条主系统巷道垂直。其中运顺距已采的1420工作面灌抽巷35米

8、；回顺与运顺间距180米，与运顺平行布置；灌抽巷与回顺外错25米平行布置。瓦斯抽放巷与回顺内错15米平行布置。1418切眼距离矿井三盘区边界20米。运顺、回顺均探顶煤掘进，顶煤厚度不超过8.4米。灌抽巷滞后回顺200米掘进，可根据回顺揭露的煤层情况，沿煤层中部布置，坡度尽量平缓，在切眼处与回顺水平连接。瓦斯抽放巷高于采高57倍布置，基本位于煤层顶板以上30-50米的岩层中。在运顺最低点的外侧10米向里布置一环形水仓，水仓底板高程比运顺底板低2米，长260米，以备工作面回采到此，涌水量增大时使用。回顺最低点设一3m3m2.6m的水仓，或根据回顺揭露的实际涌水量另外设计水仓。在灌抽巷内，每隔350

9、米左右，设一个联络巷，与回顺连接；每个联络巷向外20米，设一个位于巷道上帮、长度50米的车场。每隔50米设一个钻场，尺寸3m2.6m。灌抽巷水仓位置及容量，根据巷道揭露后的具体情况决定。所有巷道的一侧均设有水沟，把巷道积水引到水仓。2、 工作面巷道与盘区巷道的关系1418工作面位于中央盘区。该盘区布置四条主要巷道，即胶带运输巷（盘区煤炭运输、进风），4-2煤轨道巷（盘区辅助运输、进风），4-2煤输送机巷（东翼回风巷），4-2煤回风巷（西翼回风巷）。1418运顺与胶带运输巷垂直连通，通过运顺联巷与1420灌抽巷连通，再与4-2煤轨道巷连接，与4-2煤输送机巷通过联络巷连通。1418运顺从4-2煤

10、回风巷、4-2煤输送机巷、4-2煤轨道巷上方通过，巷道间隔厚分别为4米、6.7米和1.4米。1418灌抽巷与集中材料上山上车场通过灌抽联巷连通，与回顺、瓦斯抽放巷通过联络巷连接。1418回顺外段向工作面内错19.19米，以避开集中材料上山上车场，与4-2煤输送机巷连通，形成工作面回风系统，通过运煤联巷与胶带运输巷连通，做为掘进期间的运煤通道。三、工作面巷道断面及支护1、巷道断面特征及合理性验算1418工作面巷道断面设计采用工程类比法，根据已采工作面巷道断面设计和临矿巷道断面设计选型，工作面大部分巷道设计为矩形，以提高截面利用率。巷道掘进高度均为3.0米。运顺掘进断面宽5.6米，断面16.8平米

11、；回顺、灌抽巷掘进宽度4.2米，断面12.6平米；切眼掘进宽度8.5米，断面25.5平米；车场掘进宽度6.2米，断面18.6平米。瓦斯抽放巷和环形水仓掘进宽度2.2米，高2.4米，断面5.28平米。其它巷道为直墙半圆拱形，墙高为1.2米（运煤联巷、反风道为1米）。联络巷、横川掘进宽度4.0米（运煤联巷、反风道为3.6米），断面11.48平米（运煤联巷、反风道为8.69平米）。巷道断面合理性验算：（1）巷道宽度验算从1418工作面巷道设计断面图上可以看出，各巷道净断面人行道侧宽均不小于1米，两个运输设备突出部分间的距离不小于0.2米，运输设备距巷帮支护之间的距离不小于0.5米，运输机机头距巷帮支

12、护间的距离不小于0.7米，移变等与巷帮支护的距离不小于0.3米，并在运顺预留400mm、回顺预留220mm左右的变形量后，仍符合煤矿安全规程关于综合机械化矿井运输巷的规定，并满足工作面运输需要，如果生产期间需要运输超宽、超大设备，必须制定专门安全技术措施，并坚持“行人不行车，行车不行人”的原则。（2）巷道高度验算从设备运输方面考虑，工作面设备运输以支架运输高度最高，支架高h1=1.8m;平板车高h2=0.3m;轨道面到巷道底板的高度h3=0.15m;运输安全间距h0=0.3m;则运输支架巷道高H为 H=h0+h1+h2+h3 =0.3+1.8+0.3+0.15 =2.55米1418工作面各主要

13、运输巷巷道净高均为2.9米，大于2.55米，可以满足支架运输需要。巷道两侧1.8米以上可以铺设管道、电缆等，工作面运输等不受影响。从采用综合机械化掘进方面考虑，目前采用的S150J综掘机掘进巷道高度范围为2.64.6米，掘进机高1.6米，掘进时用直径1米的风筒通风，风筒与掘进机间的安全间隙为0.3米，因此，巷道净高取2.9米，掘进高度取3米为最合适。（3）用风速进行巷道断面验算该工作面以回顺外段回风联巷的断面最小（10.61），通过的风量最大（1360m3/ min）,该处最高风速为： V=Q/S=1360/60/10.61=2.14 m/s2.14 m/sbB巷道掘进宽度f围岩普氏硬度系数

14、可见，锚杆长度选择合理。（2）锚杆间、排距锚杆悬吊岩体重量G=0.80.81.351.31=1.13（T）=12.84（KN）1.31T/ m3为煤的容重。按悬吊理论计算锚杆设计锚固力应大于KG,K为安全系数，一般取1.51.8，则 1.8G=1.812.84=23.1（KN）G锚索支护设计合理。可见，锚网梁索支护设计可以满足切眼、运顺巷道断面支护要求，其他巷道断面均小于切眼断面，支护设计应视为合理。另巷道开口或交叉点位置应加强锚索支护密度。巷道顶板破碎、过地质变化时，应制定专门措施加强支护。四、掘进施工掘进运顺前，需要做好与4-2煤轨道巷风桥，确保过巷安全。掘进时先施工运顺联巷，然后回头施工

15、1418运顺、反风道，分别与胶带运输巷和4-2煤输送机巷贯通，形成掘进出煤、通风、运料系统。反风道形成后，组织正常掘进。掘进回顺侧的三条巷道时，从集材上山开口，首先施工灌抽联巷、灌回1#联络巷、回头施工回顺，与4-2煤输送机巷贯通，形成掘进运料、通风系统。其次再掘进运煤联巷，与胶带运输巷贯通，形成掘进出煤系统。瓦斯抽放巷从灌抽巷前段开口，高于煤层顶板30-50米掘进，正头与切眼隔厚5米，打反井贯通。如果施工进度跟不上，可从灌抽巷内分段开口掘进。各条巷道的外围系统准备好后，组织正常掘进。1418工作面计划2009年8月开始掘进，预计2010年5月底形成内圈系统，开始进行预抽瓦斯，12月接续141

16、2工作面进行生产，预计瓦斯预抽时间在6个月以上，达到采、掘、抽三平衡。第五章 采煤方法和回采工艺一、采煤方法1418工作面采用走向长壁后退式综采低位放顶煤方法开采，全部跨落法管理顶板。二、回采工艺工作面使用MXG300/700DA采煤机割煤，每割一刀煤循环进度0.6m,采高2.8m；采煤机割煤时平均速度为3m/min，割两刀煤放一次顶煤为一个循环，循环进度1.2m。完成一个正规循环需225分钟。每班完成两个循环，每日完成四个循环。生产工艺流程为：由机尾向机头割煤移架移刮板运输机机头进刀移置机头、反刀割机头三角煤反刀空行至实刀移置机头、由机头向机尾割煤移架放煤移刮板运输机机尾进刀移置机头、反刀割

17、机尾三角煤反刀空行至实刀、移置机头。（见附图）1、进刀方式（见附图）采煤机采用在工作面两端斜切割三角煤进刀方式。机组前进时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。2、装煤利用滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的产煤板清除浮煤。3、运煤工作面前部采用SGZ764/400刮板运输机，后部采用SGZ800/800刮板运输机将煤运至SZZ1000/264转载机，PCM200破碎机破碎，经运输顺槽两部SSJ120/180/2200皮带运至胶带运输巷运输机拉运至主煤仓。4、移架工作面实行追机作业，依次顺序移架，移架距采煤机后滚筒36m, 采煤机割煤后，滞后采煤机36m的距离跟机移架，同时伸出护帮板护住煤壁。移架步距0.6米，

18、将支架设成一直线。跟机移架距离大于6米时，机组必须减速割煤或停机。5、推移前部刮板运输机推移前部刮板运输机要滞后拉支架点15m，刮板运输机的弯曲度不大于3度，只能由机头向机尾或由机尾向机头方向顺序推移。6、放顶煤初采时不放顶煤，初次放顶结束后开始放顶煤。（1）放煤步距1.2m,（2）放煤方式根据本矿经验，采用多轮“双人双口”间隔、等量 、顺序、折返补放法。即两个放煤工间隔5-6架，从机头方向同时打开两个放煤口，每次放出的煤量相等，按照支架顺序依次向机尾方向循环放煤，每个循环放顶煤2-3米的煤量，每班循环放煤三次较适当。煤机割第一刀时移架，少量放煤，割第二刀时用小插板适量放煤，最后活动尾梁放煤，

19、直至将顶煤放完。（3）放煤顺序由下向上，即由机头向机尾方向放煤，不得反向放煤。（4）初次放顶煤开采初期，顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、垮落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面开采前必须采取煤层注水等松软煤层措施。7、拉后部刮板输送机拉后部刮板输送机时，连续渐进操作23个千斤顶，使中部槽弯曲段长度不小于20m，拉后部刮板运输机距放煤点应控制在15m以上。8、顶煤预裂爆破采用深孔预裂爆破的方式弱化顶煤，增加顶煤的破碎度，提高顶煤回收率。实际作业中，使用MK-3型钻机，60钻头，从运顺

20、和回顺两巷同时向工作面煤层顶部打预裂爆破孔，孔深75米，超前工作面50米装药放炮。每排两个炮孔，上、下层炮孔开孔处间距不小于0.4米，前后排炮孔间距3.0米。使用50500毫米矿用特制乳化炸药，矿用瞬发电雷管，专用导爆索。每孔装药量1.2Kg/0.5m，封泥长度1520米。具体施工时，制定专门的顶煤预裂爆破设计和安全技术措施，并严格执行。9、工作面顶板支护工作面中部采用ZF8000-18/34型支撑掩护式低位放顶煤液压支架支护，共114架。端头采用ZFG8000-18/34型过渡支架支护，机头布置四架，机尾布置四架。前、后溜子机头和机尾采用“四对八根”长梁配DWQ31.5型铝合金单体液压支柱支

21、护。两巷超前工作面50米范围内采用DWQ31.5铝合金单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁支护；顶梁正悬铰接，一梁一柱。支护成三排，与运顺平行，转载机机头向外打点柱或挂单梁等临时支护。详见（附图）。（1）支架选型合理性计算支架阻力由顶煤和直接顶所造成的支架载荷和基本顶结构岩层回转变形所形成的载荷决定，支架的初撑力必须是能够支撑住顶煤和直接顶所形成的载荷，而基本顶变形压力在此基础上根据观测结果考虑一定的可靠系数。根据我矿围岩类型，支架荷载为9-11倍采高的岩（煤）柱重量，考虑到放顶煤支架反复支撑破煤、卸载以及1418采面顶煤和直接顶厚度变化大的特点，安全系数取1.5,即按支架顶部10

22、倍岩（煤）柱重量估算,则支架承受载荷为P=10M9.8Scos，S为支架支护顶板面积，取9 m;为岩石视密度,取1.95 t/m3 （顶煤为1.31t/m3,顶煤平均厚度为7.98米，基本顶厚度取14.42米,密度为2.3t/m3）,为煤层倾角,取平均坡度3度计算。则P=1091.95cos3*1.5=7214KN所选支架的额定工作阻力为8000 KN，可以满足工作面支护需要。（2）超前支护计算根据下列公式对超前50米的顶板压力进行估算。q=4/3ra/f式中 r岩石重力密度取23KN/ma巷道跨度的1/2f岩石坚固性系数，取5q运=4/3232.72525=45.5KN/mq回=4/32.1

23、2=27KN/m50米的超前压力为Q=q50Q运=45.550=2275KNQ回=2750=1350KN选用工作阻力位60KN的单体支柱应支单体数为N=Q/F支N运=2275/60=38根N回=1350/60=23根按设计规定回顺支柱数为130根，运顺支柱数为130 根，选用工作阻力为60KN的单体柱子，远远超过理论数量。10、顶板检测系统在1418工作面安装顶板动态监测系统，分为四个子系统，工作面支架阻力在线监测子系统、顶板离层报警在线监测子系统和锚杆/锚索支护应力在线监测子系统通过通讯分站与井下通讯主站连接，再通过井下通讯主站与地面监测服务器实现监测数据传输，超前支护监测子系统通过人工采集

24、监测数据输入地面监测服务器，从而实现监测系统末端对1418工作面各监测点顶板的实时动态监测。（1）综采工作面支架工作阻力在线监测子系统 工作面每10架共安装13（36个测点）台压力监测分机，每台压力分机监测一组支架。传感器通道通过高压油管与支架的高压腔连接。支架工作阻力监测子系统采用总线结构，13台压力分机由一台通讯分站控制，从通讯分站到工作面内部只有一条电缆（钢丝铠装电缆）。 （2）顶板离层报警在线监测子系统 在1418工作面运顺、回顺和灌抽巷三条巷道掘进时，每隔50米在巷道顶板的锚索上安装一个顶板离层传感器，每个离层传感器配置了两个基点（深基点A，浅基点B），基点的安装深度：浅基点（B）2

25、3米；深基点（A）9米。每个测点传感器通过通讯线缆与通讯分站相连。在地面监测服务器设置好顶板离层报警点（15mm），当井下某各测点顶板离层达到临界点时，系统将自动报警。（3）锚杆支护应力监测子系统在1418工作面运顺、回顺和灌抽巷三条巷道掘进时，每隔50米在巷道顶板的锚索或锚杆上安装一个支护应力传感器，传感器通过通讯线缆与通讯分站相连，以监测锚索或锚杆支护应力。（4）超前支护阻力监测子系统由于超前支护段的环境条件限制，不宜采用工作阻力的在线监测，选择工作阻力无线数据采集记录监测方式。在两巷超前段的立柱上各设5个监测点，共10个，每个监测点安装一台单体支柱阻力记录仪。工作面推进时，监测点分机循环前移。每班由监测人将采集数据带上地面，输入监测服务器。 11、采空区管理采用全部垮落