-1100后一采区设计说明书(共60页).doc

精选优质文档-倾情为你奉上前言：800后一采区十一层煤只剩下31120工作面、11118工作面未开采，1100后组一采区作为800后一采区的接续采区，预计09年投产，进行开采设计。第一节 采区概况及地质特征 （一）、采区概况 1、采区位置及范围（1）该采区位于井田南区-1100米水平。东以F6断层为界与华源矿业公司相邻；西以F10断层为界；南至-800米水平后组十一层煤开采边界；北至千米立井煤柱线。十一层煤平均走向长2428.6米，平均倾斜宽375.7米，倾斜面积.6平方米。上覆二、四煤层全部开采结束，下伏十三、十五煤层未开采。（2）、井上下对照关系西周河流经本区中西部，本采区对应地面范围：东以大河庄以东880米起至安家庄东之间的农田，博徐公路贯穿本采区。第四系黄土流沙层覆盖地表。地面标高+175.8+202.41米。（二）、采区地质构造及水文地质 1、地质构造区内地质构造主要以断层为主，F6、F10断层分别为采区东、西边界。F5断层把本区分为东、西两大块段。F5断层以西地层走向为127度，倾向37度；以东地层走向为108度，倾向为18度，在采区东北角有一宽缓的向斜构造，本采区地层倾角1820度，由西向东逐渐变陡。本采区受F15断层影响对开拓影响较大。对开采有影响的断层主要有：F5、f1、f2、f3、f4、f5、f6，f7、f8、f9、f10、f11、f12、f13、f14、f15、f16、f17、f18、f19、f20、f21、f22。断层情况详见表及平面图。 十一煤层断层情况表编号走向(度)倾向(度)倾角(度)性质落差（米）延展长度（米）实见位置及控制情况F67534570正36边界断层F1010819880正260边界断层F57016060正1045550 -800前组及后组多处揭露f14731760正2.731120运输巷揭露f21394950正2.031120运输巷揭露f38617660正0.531120运输巷揭露f479760正4.531120运输巷揭露f55914950正1.56431120运输巷揭露f61051545正1.612931120运输巷揭露f76015060正1.28031120运输巷揭露f85514550正1.731120运输巷揭露f95814860正1.431120运输巷揭露f1011420450正2.02731120运输巷揭露f112129165正3.55631120运输巷揭露f123630665正1.75731120运输巷揭露f137334350正0.531120运输巷揭露f145832860正1.84931120运输巷揭露f1510319360正5.017811120运输巷揭露f165632660正4.53411120（东）运输巷揭露f1719428440正2.212011120（东）运输巷揭露f187916960正2.57611120（东）运输巷揭露f199918945正3.516011120（东）运输巷揭露f2010019045正4.018011120（东）运输巷揭露f214931960正2.54011120（东）运输巷揭露f227116165正4.511011120（东）运输巷揭露2、水文情况（1）、本采区直接充水含水层为十一煤层老顶砂岩裂隙水。（2）、采区内共有地质钻孔5个，水文观测孔1个，共计6个钻孔。地质钻孔均没达十一层煤，Y111201水文观测孔达到徐灰，无出水现象，封孔质量合格。（3）、煤层底板奥灰突水临界深度（标高）的预计：计算参数：底板隔水层厚度参考区外检1钻孔资料，十一煤层至奥灰141.34米。煤层开采对底板破坏影响深度取25米。根据水文验证孔Y111202钻孔，水压为9.3Mpa。通过计算确定本采区范围内最大水压为10.3Mpa。突水系数为：TSP /(M-CP)10.3/（141.43-25）0.09（Mpa/m）根据集团公司的规定：地质条件复杂块段突水系数不得大于0.06Mpa/m的规定。因此，本采区在开采前必须对徐、奥灰富水性进行探查。（4）、涌水量预计，采用面积比拟法。计算公式：Q设Q实计算参数：Q实0.28m3/min, F实m2，F设.6m2。Q设0.280.32m3/min.正常涌水量为0.32m3/min。最大涌水量按正常涌水量的2倍计算：最大涌水量为0.64m3/min。（5）、勘探钻孔情况采区内共有钻孔6个，仅Y-11120-1水文验证孔达到徐灰，其它地质钻孔都没揭露十一层煤，但是钻孔封孔质量均合格。钻孔情况详见表孔号煤层见煤底板标高(m)煤层厚（m）终孔层位封孔质量723 未达 一灰 合格77-1未达煤9底合格508未达煤2底合格865未达 一灰顶合格812未达一灰顶合格Y-11120-1（观测孔） 徐灰合格（三）、煤层赋存条件及开采技术条件本采区十一层煤全区稳定可采。1、十一煤层伪顶为01.0米的泥岩，黑色、松软易破碎；直接顶为厚度28米的粉砂岩，灰色、底部灰黑色、性脆；老顶为厚20米的砂岩，白色或灰白色，中粒，钙质胶结，致密坚硬。直接底为厚1.6米的粉砂岩，灰黑色。2、十一煤层，煤层厚度1.822.17米，纯煤厚度为1.751.95米，平均1.82米，倾角1820度。煤层稳定，结构复杂，一般含有12层高岭岩夹石，厚度0.10.38米，煤层底部还有一层不连续的黄铁矿结核。煤层可采指数为1.0，变异系数为8.5。煤层顶底板岩石的物理、力学性质层位岩石名称抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）煤11顶粉砂岩501.1煤11底粉砂岩75.71.513、煤质本区无火成岩侵入，煤层的物理性质、煤岩特征、煤质指标及煤质牌号相对稳定。（1）煤的物理性质及煤岩特征：十一煤层：黑色，粉末褐色，容重1.31，硬度小，断口呈棱角状和不平坦状，性较脆，导电性弱，为半亮型煤。瓦斯等级为低级，煤尘具有爆炸危险和自然发火性。十一煤层煤尘爆炸指数43，自燃发火期62天。据邻区情况预测地温为34。地层静压力为2439.53256.0吨/m2。表1 可采煤层特征表煤层编号煤种灰分A（）硫分S（）发热量（MJ）倾角（°）厚度（m）层间距（m）容重煤层结构稳定分类直接顶直接底11气肥煤16.581.7728.97418201.751.951.31复杂稳定粉砂岩粉砂岩（四）储量计算：十一层煤平均走向长2428.6米，平均倾斜宽375.7米，容重1.31，倾斜面积.6平方米。储量计算公式：Q=d.s.M.Sec 式中d为煤的容重 s为水平面积 M为煤的真厚度为煤层的平均倾角储量计算结果详见表二表2 储量计算结果表储量情况块段号走向长（m）(游标值)倾斜长（m）（常数）斜面积（m2）煤厚（m）视密度（g/cm3）工业储量（t）回采率（）可采储量（t） 2428.6375.7 .61.82 1.31.9 80 .52本采区工业储量219.8万吨（其中十一层断层煤柱为11.2万吨，），工业储量中高级储量208.5万吨，高级储量比例为94.8。可采储量175.8万吨。（五）、存在的问题与处理意见1、F5断层在-800米水平后组十一层煤工作面掘进期间有多处揭露，已查明。但是，向深部水平延伸后控制差，建议生产中辅以一定的巷探工程查明断层，指导工作面生产设计。、据11120及11119工作面实际揭露情况，预计在F5与F6断层之间小断层发育，岩层节理发育、破碎，同时F5断层两侧地损块段形成应力集中区。因此，建议掘进至该范围时加强巷道支护。、本区虽然施工了5个地质钻孔，但是都没揭露十一层煤。11120-1钻孔开孔层位为十一层煤底板，终孔层位为徐灰，无出水现象，封孔质量合格。为进一步查明徐、奥灰富水性以便采取相应防治水措施，建议进行必要的水文补充勘探。、靠近F10断层处有轻缓的褶曲，煤层赋存情况不明确，建议加大补充勘探力度。、F5断层是本采区内最大的断层，以下为断层煤柱的计算公式： 20m 式中：-煤柱留设的宽度（m） -安全系数（一般取25），取5； -煤层厚度或采高（m），取1.82m； -水头压力，取110kgf/cm2； -煤的抗张强度，取4kgf/ cm2。计算得，L=40.8m。断层与煤层之间的夹角约60°，有L=L/sin60°=46.2m。因此，确定46.2m作为F5断层的煤柱留设尺寸。即F5断层煤柱宽度不应小于46.2m。在防水设计时，在F5断层的两侧应各留设至少46.2m的防水煤柱。第二节 采区巷道布置 （一）、巷道布置方案说明： 一、采区大巷、总回风巷布置： 1100后组一采区位于井田南区，为十一层煤单层布置采区，800水平贯穿石门通过上部车场与采区下山连接；600十三层东大巷、总回风巷布置在600水平十三层煤内，通过800后一采区十三层回风上山与采区上山相连。 二、采区上山数目及位置 本采区为十一层煤单层布置的双翼下山采区，采区布置轨道、运煤两条下山，根据采区地质及开采技术条件、开拓开采状况，对采区上山的布置提出两个方案。 方案1： （1）1100后一轨道下山： 布置-800贯穿石门西侧十一层煤内，沿十一层煤伪斜布置，在回风石门北端开门，顺十一层煤掘进，采用半圆拱断面，锚网喷支护；坡度为150，S荒11.8m2，S净=10.5m2，全长420m，为采区运料、回风服务。（2）1100后一运煤下山 布置1100后一采区轨道下山西侧十一层煤内，距轨道下山60m，沿十一层煤伪斜布置，在进仓上山下端开门，前推石门穿过31120轨道巷见十一层煤后顺煤层掘进，采用半圆拱断面，锚网喷支护；坡度为150，S荒11.8m2，S净=10.5m2，全长435m，为采区运煤兼进风。 三、采区上、中、下车场，煤仓及运输方式的选择 采区上部车场、下部车场为平车场布置方式，各亚阶段上山之间的联络车场采用顶板绕道甩车场布置方式，锚网喷支护。采区利用800后一水平煤仓，煤仓上硐室位于十三层煤顶板内，下硐室位于十三层煤附近位置，采用锚网喷二次支护，垂高21m，直径5m，容量约412m3。各亚阶段的煤经采区运煤下山、进仓上山进入-800后一水平煤仓，然后经石门装车式尽头车场，用3吨底卸式矿车运至800水平煤仓。掘进排矸采用一吨标准矿车、或皮带、溜子运输，运煤采用皮带运输。 四、采区煤层区段划分、工作面长度、中间巷布置、层间联系方式、断面及支护形式（1）区段划分及工作面长度根据采区十一层煤倾斜宽度、地质构造及煤层赋存条件，采区东、西两翼各划分为两个工作面，东翼工作面面长170190m，西翼工作面面长60180m。 （2）中间巷道布置、层间联系、断面及支护形式工作面顺槽实行沿空送巷，轨道巷与顶板绕道长度80120m，回风巷与运输巷留有5m的煤柱。区段平巷沿煤层掘进，采用斜顶矩形断面，锚网带支护，锚索加固，荒断面9.36m2，净断面8.5m2。 3、巷道断面及支护形式的选择根据巷道用途和服务年限，结合本采区煤层顶板特征,考虑到便于施工和有利于维护等因素，决定轨道、运输下山、车场均采用半圆拱断面、锚网喷支护工艺，喷厚不小于150mm；选用20×2000mm高强度预应力锚杆，间排距800×800mm；全断面挂网，金属网选用8#冷拔丝制成的压花经纬网，网格80×80mm；每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700mm，锚固力不低于130KN，锚杆预紧力不低于400Nm。掘进中遇到地质构造、松软岩石等情况时，采取以下特殊措施：锚杆间排距缩小为600×600mm，初喷后使用3根吊环式前探梁做临时支护，前探梁利用3寸钢管制作，长度不小于3.2m；每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不小于0.3m，上吊环的锚杆必须留有50mm的丝扣；每循环紧跟迎头沿顶板周边以3045度角打一排超前金属管缝锚杆（33×1800 mm）并压网，每排不少于5根，间距500 mm。 工作面运输巷、轨道巷等采用锚网带支护，顶板采用“锚杆金属网+锚带”支护，锚索加固，两帮采用“锚杆+金属网+W钢托板”支护。锚杆采用高强度预应力锚杆(规格20×2000mm)，间排距800×800mm，每根锚杆采用两块树脂药卷(28×350mm)加长锚固。使锚带及托盘密贴煤岩层面，锚杆外露长度30-50mm(上吊环的锚杆外露长度40mm)，顶板锚杆预紧力400N·M，锚杆锚固力岩层中130KN(煤层中70KN)。锚索长度6米，每隔4米一根，打在巷道顶板中上部，距迎头不大于30米。金属网要密贴煤岩面、张紧，网间接茬要严密，严禁出现开口，并用同规格铁丝进行联网，扣距不大于200mm，挂网封闭肩窝；中线至两帮任一侧误差范围0200mm，净高误差范围0300mm。切眼采用锚网带支护，先小断面掘透后再进行刷大，刷大时顶板采用DZ2530100型单体液压支柱配HDJA-800型金属铰接顶梁、锚索进行加固。双排柱梁，支柱支在锚带下的顶梁上，排距2.0m，柱距0.8m。顶梁与锚带之间加垫板，以防顶梁打滑。顶梁与顶梁之间使用防飞扁销，支柱穿铁鞋(0.32m)支设，初撑力不小于90KN，拴好防倒绳，并及时进行二次注液，对损坏、卸荷的点柱及时更换。锚索呈正三角形布置，间距3m，排距1.6m。刷大前东（西）帮锚索及点柱超前施工迎头5m进行支护；刷大后的西（东）帮锚索及点柱距施工迎头不大于5米，锚索长度不小于6m。具体断面尺寸及支护形式详见支护断面图。 4、掘进工艺过程及设备选择 （1）锚网喷巷道 采用钻眼爆破法破岩，采用初喷作临时支护，初喷厚度不小于30 mm，初凝20分钟后进行打、安锚杆及扒装。喷浆必须进行拉线喷浆，在拱顶、拱肩、拱基处拉线，不少于5条，使巷道成形光滑、平整、无急角。两帮下边的一排锚杆距底板距离不大于200mm，必须呈3045°打入。两帮喷浆必须有不小于100mm的基础（设计有水沟一侧除外）。永久水沟的施工：迎头掘进时应把水沟一并打眼放炮带出，靠巷道一侧必须补打一排锚杆，金属网要压入最下一排锚杆，然后浇注水沟混凝土。 （2）锚带支护巷道 施工前，首先按照测量部门给定的开门位置，建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统，采用综合机械化掘进，EBJ120型或SJ150型综掘机截割，锚网带支护，采用二部YT-24型气腿式风钻打眼，配备22mm六棱中空钻钎，32mm柱齿钻头；ZMS30型风煤钻安装锚杆。综掘施工顺序：每次支护前，首先进行临时支护，然后顶部锚网、帮部锚网，清理浮煤综掘机截割进入下一循环。截割顺序：分区截割，先下后上，先中间后四周，割出毛巷道，再根据中线及断面尺寸割出荒断面。（3）、采掘比例关系 本采区前期安排1个开拓队，1个掘进队，后期2个掘进队，一个工作面生产，采掘比例为1：2。 五、采、掘巷道工程量 巷道工程量表 表3 序号巷道名称工程量（m）备注岩巷煤及半煤巷小计1 1100后一轨道下山42042021100后一运煤下山254104353采区中部车场4604604采区下部车场80805进仓上山3030631121回风巷860860731121运输斜盘130130831121运输巷15001500931121切眼1201201031122回风巷120012001131122运输斜盘4404401231122运输巷104010401331122切眼60601411121回风巷6806801511121运输巷220101012301611121切眼2302301711122回风巷4504501811122运输巷220101012301911122切眼180180合计1035974010775 方案2：一、采区上山数目及位置（1）1100后一轨道下山： 布置-800贯穿石门东侧十一层煤内，沿十一层煤伪斜布置，在11120工作面轨道巷十三层顶板内开门，前推石门100m见十一层煤后顺煤层掘进，采用半圆拱断面，锚网喷支护；坡度180，S荒11.8m2，S净=10.5m2，长度380m，为采区运料、回风服务。（2）1100后一运煤下山 布置1100后一采区轨道下山西侧，距轨道下山40m，在800贯穿石门内开门，顺十一层煤掘进轨道巷40m后施工运煤上山，上段布置在11121西面采空区下方，与11121西面运输巷留有不少于3m的岩柱，由十一层煤穿至十三层煤顶板与进仓上山相透，坡度40，长度130m，下段沿十一层煤伪斜布置，坡度为180，S荒11.8m2，S净=10.5m2，长度380m。采用半圆拱断面，锚网喷支护，为采区运煤兼进风。二、采区上、中、下车场、煤仓及运输方式，采区煤层区段划分等与方案1基本相同。 巷道工程量表 表3 序号巷道名称工程量（m）备注岩巷煤及半煤巷小计1 1100后一轨道下山38038021100后一运煤下山1303805103采区上部车场1001004采区中部车场4004005采区下部车场60606回风道20207十一层轨道巷4040831121回风巷860860931121运输斜盘1301301031121运输巷160016001131121切眼1201201231122回风巷120012001331122运输斜盘4404401431122运输巷108010801531122切眼60601611121回风巷6806801711121运输巷22086010801811121切眼2302301911122回风巷4504502011122运输巷22093011502111122切眼180180合计1150962010770 （二）巷道布置方案的比较确定： 1、技术比较： （1）巷道工程量及万吨掘进率比较： 岩巷 半煤巷 工程量万吨掘进率方案11035975010775103方案21150962010770103 （2）、采区各生产系统优缺点： 方案1主要优点： 、充分利用回风石门、进仓上山等已掘巷道，岩石工程量小。 、运煤下山伪斜布置，坡度小，有利于皮带运输。 、保护煤柱损失少。 主要缺点；、回风巷道转折多，阻力大。、为保证运煤下山从31120轨道巷下穿过，进仓上山下延，导致两上山间距偏大，采区车场工程量增大。方案2主要优点：、两上山布置紧凑，间距较小，车场工程量较小。、回风巷道无转折，回风通畅。、运煤下山与800贯穿石门直接相连，进风、运料方便。主要缺点： 、运煤下山上段由十一层煤穿至十三层顶板，巷道局部托顶煤。 、运煤下山上段布置在11121西工作面采空区下方，与11121西面运输巷留有不少于3m的岩柱，施工精度要求高。 、轨道下山、运煤下山上段受采空区水、有害气体威胁，并受采空区周围煤柱支撑压力影响。、采区保护煤柱损失大。（3）、采区施工进度及工作面投产时间估算方案1投产的第一个面为31121面，轨道下山220m，运煤下山210m，进仓上山30m，车场140m，回风巷860m，运输斜盘130m，运输巷1510m，切眼120m，合计工程量为3220m。(具体安排情况见表4)。表4 方案1施工进度及投产时间估算表掘进队 工程名称岩性 支护 方式 工程量施工时间（年月年月） 时间安排图示备注09年开一、一组轨道下山半煤锚网喷22009.1.109.4.30车场岩锚网喷140开一、二组进仓上山岩锚网喷3009.1.109.3.10运煤下山半煤锚网喷210掘一、一组31121回风巷半煤锚网带86009.7.109.9.30掘一、二组31121运输巷半煤锚网带151009.5.109.10.3131121运输斜盘半煤锚网带13031121切眼半煤锚网带120专心-专注-专业方案2投产的第一个面为31121面，轨道下山200m，运煤下山320m，上部车场100m，回风道20m，中部车场110m，回风巷860m，运输斜盘130m，运输巷1600m，切眼120m，合计工程量为3460m。(具体安排情况见表4)。表4 方案2施工进度及投产时间估算表掘进队 工程名称岩性 支护 方式 工程量施工时间（年月年月） 时间安排图示备注09年开一、一组上部车场岩锚网喷10009.1.109.5.31轨道下山半煤锚网喷200中部车场岩锚网喷110回风道岩锚网喷20开一、二组十一层轨道巷岩锚网喷4009.1.109.4.30运煤下山半煤锚网喷320掘一、一组31121回风巷半煤锚网带86009.8.109.10.31掘一、二组31121运输巷半煤锚网带160009.6.109.12.1031121运输斜盘半煤锚网带13031121切眼半煤锚网带1202、经济比较（1）设备费用方案1与方案2占用设备台数、费用基本相同。 （2）巷道费用 方案2比方案1多掘岩石巷道115m，增加掘进费用约46万元。经比较，推荐第一方案。第三节 采煤方法、采区生产能力及服务年限 一、采煤方法、落煤、顶板管理方式、支架类型 根据本采区煤层开采条件，煤层平均厚度为1.82m，采用单一长壁后退式采煤法，全部跨落法管理顶板，一次采全高。 1、采煤工艺选择本采区煤层稳定，地质构造以断层为主，确定十一层煤工作面采用综合机械化采煤工艺。2、设备选用：(1)采煤机：采用MG160/375-W双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀，循环进度0.6m。煤机采用端头斜切进刀方式，自开缺口，吃刀距离不小于20m，牵引型式：齿轮销轨; (2)运输机：工作面采用SGD630264 刮板输送机运煤。 (3)工作面支护设备选择采用类比法进行设计，选用同煤层41116工作面矿压参数：i同煤层41116工作面矿压参数41116工作面生产条件:工作面编号:41116；采高1.68m；煤层倾角：17°；距地表垂高766.4m；柱梁型号：DZ20-30/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；支护方式：排距：0.8m；柱距：0.6m；最大控顶距：3.7m；最小控顶距：2.9m；支护密度：2.08根/m²；支护强度:38.2t/m²；切顶方式:临时密集；支回方式：见四回一；放顶步距：0.8m。41116工作面矿压参数表：序号项目单位数值序号项目单位数值1顶板分类直接顶类别类26周期来压来压步距m14.7基本顶分级级支柱载荷平均值KN104.2最大平均值200.22底板分类底板类别类顶板下沉量平均值mm175.1底板比压MPa49.9最大平均值183.13直接顶初次垮落步距m10.7顶板下沉速度平均值mm/h7.0最大平均值7.34初次来压来压步距m30.7测段支柱载荷平均值KN119.8支柱载荷平均值KN149.6最大平均值216.1最大平均值272.5顶板下沉量平均值mm112.4顶板下沉量平钧值mm139.5最大平均值117.7最大平均值146.5顶板下沉速度平均值mm/h5.4顶板下沉速度平均值mm/h8.63最大平均值5.7最大平均值9.09离散系数0.335超前压力影响范围上平巷m22下平巷m18、41116工作面矿压参数可行性分析-1100后一采区工作面与41116属同煤层工作面，顶底板条件及煤层结构基本相同，开采技术条件类同，41116工作面矿压参数经回归分析，具有一定的准确性和参考价值，在直接顶初次垮落、初次来压及周期来压期间均保证了安全生产，因此-1100后一采区工作面支架选型设计采用41116工作面矿压参数。、支架阻力计算回归分析法Ps=Ck（39hm+2.4Lf-6.9N+134） =1.4×（39×1.82+2.4×30.7-6.9×2.3+134） =367.9KN/m2=0.3679MPa其中：Ps支护强度，KN/m2；CK备用系数，一般取1.21.4；Lf初次来压步距，30.7m；N采空区充填系数，2.3；式中：N=hi/hm=4.2/1.82=2.3hi直接顶厚度，4.2m；hm煤层采高，1.82m；位态方程法Ps= A+KO×hO/hTA=hi×=4.2×2.5=10.5t/m2=102.9KN/m2KO= K1-A=217.2-102.9=114.3PS=A+ KO×hO/hT =102.9+114.3×0.1831/0.182=217.9KN/m2=0.2179MPa其中：hi直接顶厚度，4.2m； 直接顶岩石容重，2.5t/m3；KO位态常数；PO顶板来压时的载荷平均值hO来压时顶板下沉梁的平均最大值，183.1mmhT要求控制的顶板下沉量，182mm周期来压时支架的最大载荷平均值计算法.a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（Mz××L0）/2Lr=（4.2×2.5×10.7）/（2×3.7）=15.2t/m2=149KN/m2=0.149MPa其中：Mz直接顶厚度，4.2m ；直接顶岩石容重，2.5t/m3 ；L0直接顶初垮步距，10.7m ；Lr最大控顶距， 3.7mb、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=7×hm×=7×1.82×2.5=31.85t/m2=312.1KN/m2 =0.3121MPa其中：hm煤层采高， 1.82m；顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3=A+Pe=A+ KO×hO/haA=MZ×=4.2×2.5=10.5 t/m2=102.9KN/m2KO=PO-A=311.2-102.9=208.3P3=102.9+208.3×0.27250.182=414.8KN/m2=0.4148Mpa其中：A直接顶给定载荷；Pe基本顶对支架的动压强度；KO实测支架对基本顶的作用力；hO参照面顶板的最大下沉量；ha控制顶板的下沉量根据以上矿压参数及支架阻力计算，采用ZY24001226型支架支护顶板，主要技术参数：型 号：ZY24001226 工作阻力：23502472KN初 撑 力：19502026KN 支架高度：12002600mm支架宽度：14101580mm 支护强度：0.50-0.53Mpa （4）、工作面区段平巷支护：工作面上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于30m，上平巷人行道宽度不小于1.2m, 下平巷人行道宽度不小于0.8m，超前支护基本形式为:双排单体支柱配铰接顶梁，柱距0.8m。 二、开采程序和采面接续 开采程序：该采区按下行开采顺序东西两翼交替开采，采区西翼首先投产31121工作面。其后各工作面接续依次为：11121东面、31122面、11122东面。 三、同时生产的工作面个数、作业制度、工作面生产能力、采区生产能力1、工作面个数及作业制度 根据矿井生产接续安排和本采区实际情况，采区内安排1个综采工作面；2个掘进迎头生产；工作制度均采用“三八”制作业。回采工作面循环方式：采用每班2循环，每日6循环，循环进度0.6m，作业方式采用三班出煤，边采边准备，采准平行作业；掘进迎头三班掘进，每班2个循环，循环进尺1.6m，工作天数按每月25d，年300d 计算。2、工作面及采区生产能力 工作面循环产量十一层：Q回=180×1.82×0.6×1.31=257t Q掘=9.36×1.6×1.31×70=13.7t 采区日产量、月产量、年产量日产量：（25713.7）×2×31624t月产量：1624×25=4.06(万t)年产量：4.06×12=48.7万t考虑生产不均衡系数,故确定采区生产能力为45万t/a 四、采区服务年限：采区可采储量175.8万吨，服务年限Tn=C×Z/A=0.8×175.8/45=3.1年；采区服务年限为3.1年。第四节 采区通风系统一、通风系统本采区共布置二条下山，1100后一运煤下山用于运煤、进风；1100后一轨道下山用于提升、回风。回采工作面采用U型通风方式，运输巷进风，回风巷回风；掘进工作面采用局扇压入式通风方式。 采区通风系统新风流从地面北立井北石门-800南石门（或地面210斜井-600副井-600南石门-800副井）1100后一运煤下山回采工作面运输巷工作面。乏风由工作面回采工作面回风巷1100后一轨道下山-800后一十三层回风上山十三层回风反井系统改造上山400风井地面。二、采区风量根据集团公司2007年生产矿井风量计算细则进行风量计算：（一）、采煤工作面需要风量：回采面需风量计算如下:1、按温度计算：Q=60×采×采××K=60×1.95×1.8×（3.74+3.14）/2×0.75×1.3×1.1×1.15=894（m3/min） 式中：采-与采煤工作面气温相对应的风速(ms) ，按采煤工作面平均温度26以上查表，取1.95m/s。采-采煤工作面的平均有效通风断面（m2）。 采·均· （m2）式中：-采煤工作面采高（） 十一层=1.8m 十三层=1.2m均-采煤工作面平均控顶距（）， 综采工作面最大控顶距d1=3.74m、最小控顶距d2=3.14m，平均控顶距为3.44m。-采煤工作面有效通风断面系数，按采高，采高为1-2m，取=0.75L-采煤工作面面长系数，本采区采煤工作面平均斜长150-200m，取L=1.3 -综采工作面配风系数1.15十一层工作面配风系数1.12、按人数计算Q=4×50=200（m3min）式中：N-工作面的最多人数（人） 3、按瓦斯涌出量计算Q100瓦×采通=100×1.53×1.5=229.5（m3min）式中：瓦-采煤工作面的瓦斯绝对涌出量（m3min） 采通-采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5 根据以上风量计算，工作面需风量取以上最大值：Q=894m3min4、采煤工作面风量验算（1）