三汇二矿 525～ 590mS2～S1采区设计.doc

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1、XXXX矿业有限责任公司三汇二矿+525+590mS2S1采区设计 说明书审 签 意 见 签 字 栏总工程师：安全矿长：生产矿长：副 矿 长：机电矿长：生 产 科：安 全 科：通 风 科:机 运 科：地 测 科:调 度 室:编 制： 目 录前言1第一章 采区概况3第一节 采区井上下情况3第二节 采区煤层情况3第三节 水文地质7第二章 采区布置7第一节 采区主要技术参数7第二节 采区工作面布置8第三节 采区巷道布置8第四节 采区硐室布置9第三章 采煤方法9第一节 回采工作面采煤工艺9第二节 K4回采工作面采煤工艺10第三节 设备配置11第四章 顶板管理12第一节 支护设计12第二节 工作面顶板控

2、制15第三节 机、风巷及端头顶板控制16第四节 矿压观测18第五章 巷道掘进18第一节 掘进安排18第二节 掘进设备18第二节 K4煤巷掘进工艺19第六章 生产系统21第一节 运输系统21第二节 通风系统22第三节 监测系统24第四节 综合防尘27第五节 防灭火系统与隔爆设施27第六节 压风系统28第七节 供水系统28第八节 排水系统29第九节 供电系统29第十节 通信照明32第十一节 人员定位系统32第十二节 防治煤与瓦斯突出33第七章 灾害应急及避灾路线45第八章 劳动组织及主要经济指标462 前言一、项目建设背景1 项目名称、所在位置及隶属关系1.1 项目名称：三汇二矿+525+590m

3、S2S1采区设计。（采区名称是否妥当？采区到底是如何划分的？如果是一个石门一个采区，则应为南一采区）1.2 项目所在位置：三汇二矿井田位于重庆市合川区三汇镇、北碚区金刀峡镇、渝北区茨竹镇交界地带，划定开采范围位于三汇镇、金刀峡镇、茨竹镇境内，+280m主平硐井口和主要工业广场位于合川区三汇镇境内，+920m管线斜井、+920m矸石斜井和+950m南翼风井、+770m放水平硐、+590m放水平硐井口位于北碚区金刀峡镇境内，+1016m北翼风井井口位于渝北区茨竹镇境内。本项目位于三汇二矿井田第三水平+290m水平第一个区段+525m+590m标高区间的S2S1采区，对应地表为北碚区金刀峡镇三垭口以

4、北，半坡以东，罗家屋基以南，黄家梁子以西。1.3 矿井隶属关系：三汇二矿隶属重庆天府矿业有限责任公司。重庆天府矿业有限责任公司是重庆市能源投资集团公司所属控股子公司，系重庆市重点煤矿企业。其中，重庆市能源投资集团有限公司占99.92%，中节能资产经营有限公司占0.08%。2 矿井现状三汇二矿：1977年重庆煤矿设计研究院完成初步设计，经四川省煤管局批准于1988年投产，设计能力为900kt/a，2004年达设计生产能力；2015年实际生产原煤90万吨。三汇二矿2015年末全矿有固定职工总人数1622人，职工人均收入为 57029元。三汇二矿有独立的采矿范围和独立的采矿许可证；有独立的矿井开采系

5、统，包括提升、排矸、通风、运输、供电、供水、供风和瓦斯抽采等，均为独立的生产系统。二、 编制设计依据1 设计采用技术标准（1）煤炭工业矿井设计规范GB50215-2005。（2）煤矿安全规程2016版。（3）重庆地质矿产研究院煤炭自燃倾向性等级鉴定报告。（4）重庆地质矿产研究院煤尘爆炸性鉴定报告。（5）防治煤与瓦斯突出规定2009年版（6）煤矿防治水规定2009年版（7）渝煤监办20108号文“重庆煤矿安全监察局重庆市煤炭工业管理局关于印发重庆市煤矿建设项目管理规定的通知”（8）渝煤监办2011259号文“关于进一步加强煤矿建设项目安全管理的通知”。（9）国家安全监管总局国家煤矿安监局“关于建

6、设完善煤矿井下安全避险六大系统的通知”（安监总煤装2010146号）（10）国家安全监管总局国家煤矿安监局“关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知”（安监总煤装201115号）（11）国家安全监管总局“国家煤矿安监局关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知”（安监总煤装201215号）。（12）采区地质说明书。三、 设计指导思想（1）认真贯彻煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程和国家强制性标准，按照现行安全管理相关规定和设计委托书的要求，完成本采区设计。（2）根据矿井生产现状，对采区主干生产系统的生产能力和安全可靠性进行研究分析。（3）对 “六大”安全系统的可行性和可靠性进行研

7、究分析。（4）+525+590mS2S1采区为+590m水平以下的第一个首采区，该采区首先对K4保护层进行开采解放下部K1煤层，为矿井下部采掘接替做好铺垫。第一章 采区概况第一节 采区井上下情况一、 采区位置+525+590mS2S1采区位于三汇二矿+290m水平的第一个区段，介于8号勘探线以北166m，10号勘探线以南313m之间 ，采区走向长度约1000m，倾斜长约103m。二、 地形地貌 +525+590mS2S1采区对应地表在大坟梁子（在井上下对照图中能否找到该地点？）一带山地，覆盖层厚度为413m519m，地表标高+940+1100m，地压力较大。三、采区周边布置情况+525+590

8、mS2S1采区南部为正在布置的+550-+590mS2-S2边界采区，北部为正在准备的+525+590mS1N1采区,上部、下部均为未开采区域。 四、采区内地质构造情况+525+590mS2S1采区范围内地质构造较多，大多数为斜交正、逆断层，断距落差在0.3-1.3m之间，对采区开采有一定的影响，其中有一构造对采区内K4煤层影响较大影响工作面连续推进。第二节 采区煤层情况一、煤层性质（这是煤层性质吗？明明是采区煤系情况）龙潭组第一段（P3l1）为主要含煤段，共含煤4层，从下至上煤层编号分别为：K1 K2 K3、K4，其中K1全区可采，K3、K4局部可采。K2煤层不可采。煤层总厚4.94m，含煤

9、系数3.14%。可采和局部可采煤层总厚4.41m,可采煤层含煤系数2.80%。二、煤层顶底板+525+590mS2S1采区K1 K3、K4煤层顶板为泥岩、砂岩，松软、破碎、易垮落；底板为粘土岩、砂质泥岩，松软、易底鼓、支柱易插底；煤层顶、底板管理难度大种描述显然不妥！，要么分煤层描述顶底板情况，要么不描述而直接见煤层顶底板岩性特征表）详见煤层顶底板岩性特征表。 煤层顶底板岩性特征表煤层顶底板名称厚 度（m）岩 性 特 征 及 顶 板 类 别K1老顶3.405.98深灰色薄中厚层状细砂岩，层理清楚，易风化，属级顶板。直接顶3.887.00黑灰色薄层状泥岩，采后回柱即陷落，属级顶板。伪顶0.100

10、.30灰褐色粘土岩，局部出现，随采随落。直接底0.701.60灰色粘土岩，受压易膨胀，常产生底鼓现象。老底1.502.10深灰色泥岩，局部为粉、细砂岩石。岩性变化大。K3老顶1.853.67黑灰色含泥质钙质硅质岩，全区稳定，俗称“小铁板”,属级顶板直接顶3.867.89灰色中细粒砂岩、砂质泥岩，灰黑色泥岩。属级顶板直接底1.304.03灰、褐灰粘土泥岩，黑色炭质泥岩和泥岩，少数砂岩，影响小。老底2.565.68灰色中细粒砂岩及粉砂岩。K4老顶11.1023.61深灰色含白云质与层状燧石灰岩，俗称“大铁板”。坚硬稳定，缓慢下沉，属级顶板。直接顶0.401.20黑灰色泥岩，节理发育，较破碎，易陷落

11、，属级顶板。伪顶0.100.20暗黑色炭质泥岩，属硬炭。直接底0.500.84浅灰色粘土岩，受压或遇水膨胀，常产生底鼓现象。老底1.203.00深灰色细粒砂岩，岩性变化大，有时为砂质泥岩或砂泥岩互层。三、煤层特性（该部分只需阐述本采区或810号勘探线之间的煤层情况，煤层产状呢？）（1）K1煤层（俗称“大连”）位于P3l1 下部 ，与P2m间距一般在812m之间，平均9.70m。煤层厚度为0.506.64m，平均厚度2.81m，全区可采，为本矿主采煤层。区域上煤层结构与厚度有一定的变化，911勘探线附近，夹矸厚，层数多，浅部34层，总厚度0.420.59m，深部为两层，总厚度0.230.74m，

12、向北逐渐减少为一层，偶尔也有三层，但总厚度均在0.3m以下，夹矸多为黑色炭质泥岩，亦有少量黑色与褐灰色粘土岩，属较稳定型煤层。（2）K3煤层（俗称“癞子炭”） 位于P3l1中部，南段距P3l2及P2m各25m左右，北段与P3l2间距减小，K3煤层全区均有分布，煤厚0.051.45m，平均厚度为0.48m。3勘探线以南一般可采，煤厚0.71.3 m，往北、向西逐渐变薄至不可采，不可采区域煤厚一般为0.4m左右，厚度变化总趋势是由南向北逐渐变薄，全区均为单一煤层，属较稳定煤层。（3）K4煤层（俗称“楼板炭”）位于P3l1上部，煤层厚度为0.091.41m，平均0.78m，局部可采，就全区而论煤层厚

13、度由南向北，从西向东逐渐变薄，在三汇二矿该煤层厚度变化不大，煤层厚度一般在0.90m左右，在三汇二矿，该煤层变化较大，（该处描述前后矛盾，前面是变化不大，后面是变化较大！）在3勘探线以南不可采，厚度在0.6m左右，在3勘探线以北，9勘探线以南可采，煤厚在0.9m左右，9-10勘探线不可采，煤层厚度在0.5m左右，11勘探线以北不可采，煤层厚度在0.5m左右，但在局部变化上厚度又有规律的起伏，煤层结构简单，仅在510勘探线局部出现一层夹矸，夹矸厚度一般小于0.3m，属较稳定煤层。（下表中括号内是什么数据？） 可采煤层特征表序号煤层全区厚度煤层可采区厚度（m）煤层层间距（m）煤层结构顶底板岩性煤层

14、稳定性煤层可采范围煤层容量最大最小平均最大最小平均最大最小平均夹矸层数夹矸厚度（m）顶板底板K10.506.642.810.506.642.818.0512.6611.98040.230.74泥岩粘土岩较稳定全矿可采1.45（1.40）K30.051.450.480.701.302.819.2032.6819.8400泥岩粘土岩较稳定局部可采1.50K40.091.410.780.506.642.8122.0852.5735.7110.3泥岩粘土岩较稳定局部可采1.65(1.55)四、煤质（该部分只需阐述本采区或810号勘探线之间的煤质情况，本采区内如无焦煤，则不需对焦煤煤质指标列表）根据四川

15、省华蓥山煤田三汇坝井田补充勘探报告、四川省华蓥山煤田皮家山一、二号井田补充勘探报告，矿井煤类为焦煤、瘦煤、贫煤，其分布范围分述如下：K1煤层35勘探线间+770+290m标高段，部分为中灰、高硫、高热值焦煤； 111勘探线间为中灰、高硫、高热值瘦煤 ；1114勘探线间为中灰、中高硫、高热值贫煤。K3煤层110勘探线间仅104号孔为中灰、高硫、高热值焦煤，其余段为中灰、高硫、高热值瘦煤 ；1014勘探线间为中灰、高硫、高热值贫煤。K4煤层112勘探线仅127号孔、BK4B2两点为中灰、高硫、高热值焦煤，其余段为中灰、中高硫、高热值瘦煤 ；1214勘探线间为中灰、中高硫、高热值贫煤。主要煤质指标统

16、计表（焦煤）分析项目K1煤层K4煤层K3煤层K6煤层原煤灰分Ad（）24.7928.8024.4225.47挥发分Vd（）11.9210.7410.4011.78固定炭Cd（）63.2960.4665.1862.75硫份St.d（）4.753.803.213.76磷份Pd（）0.01280.0170.040.006发热量Q (MJ/kg) (MJ/kg)27.8326.4626.6024.65浮煤灰分Ad（）9.4633.8324.4214.43挥发分Vdaf（）17.6718.1218.1413.70固定炭Cd（）74.5434.5776.6874.00硫份St.d（）1.602.011.6

17、1发热量Q(MJ/kg)36.2836.2336.4436.08胶质层厚度Y(mm)18.3016.8618.025.3牌号：焦煤主要煤质指标统计表 （瘦煤）分析项目K1煤层K4煤层K3煤层K6煤层原煤灰分Ad（）24.8525.8325.9530.13挥发分Vd（）11.9111.1810.1911.05固定炭Cd（）63.2462.9963.8658.82硫份St.d（）3.322.943.515.19磷份Pd（）0.01280.0170.040.006发热量Q (MJ/kg)27.8326.4626.6024.65浮煤灰分Ad（）9.4613.6811.1114.43挥发分Vdaf（）1

18、3.1315.9816.4216.24固定炭Cd（）77.9834.5776.6874.00硫份St.d（）1.601.851.531.61发热量Q(MJ/kg)36.2836.2336.4436.08胶质层厚度Y(mm)6.925.59.18.3牌号：瘦煤 主要煤质指标统计表（贫煤） 分析项目K1煤层K4煤层K3煤层原煤灰分Ad（）21.2328.8021.21挥发分Vd（）12.4012.3415.29固定炭Cd（）66.3758.8663.50硫份St.d（）2.912.933.44磷份Pd（）0.01280.0170.04发热量Q (MJ/kg)27.8326.4626.60浮煤灰分A

19、d（）8.9114.2210.57挥发分Vdaf（）14.2815.2615.44固定炭Cd（）77.9834.5776.68硫份St.d（）1.721.281.70发热量Q(MJ/kg)36.2836.2336.44胶质层厚度Y(mm)000牌号：贫煤第三节 水文地质 一、水文地质情况该采区水文地质条件简单，仅有少量灰岩含水层水沿顶、底板裂隙渗入该面（采区设计的该面是指的什么？），在雨季涌水量将略有增大。防治水措施：必须保证采区工作面机、风巷及石门水沟畅通和排水设施（风动隔膜泵、2寸水管）完好，以便及时将涌水排出本工作面。（防治水措施是设计过程中考虑的事，不是介绍水文地质情况时该干的事，但又

20、缺少了最重要的涌水量）二、瓦斯治理情况（与水文地质有关吗？应单独成第四节瓦斯赋存情况。并且才开始进行采区设计，巷道还没设计，更没施工，就已经进行瓦斯治理了吗？）+525+590mS2S1采区通过区段大巷施工穿层钻孔对K1煤层进行了负压抽放，通过K4瓦斯底板巷施工穿层钻孔对K4煤层进行了负压抽放，该区域评估残余最大瓦斯含量为3.5m3/t，小于8m3/t。三、煤层自燃发火倾向及煤尘爆炸性（与水文地质有关吗？应单独成第五节）+525+590mS2S1采区煤层自燃发火倾向性为：K1 K4煤层均属自燃煤层；煤层爆炸性为：K1具有爆炸性危险、K4煤层无爆炸性危险。（采区构造情况呢？）第二章 采区布置第一

21、节 采区主要技术参数一、采区范围+525+590mS2S1采区介于8号勘探线以北166m，10号勘探线以南313m之间 ，采区走向长度约1000m，倾斜长约103m。+525+590mS2以北区段采取跨石门连续开采，因此不存在留设煤柱开采的情况。二、采区储量 +525+590mS2S1采区地质储量K1煤层为525625t，K4煤层为100270t。储量计算走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）地质储量（t）回采率（%）可采储量（t）煤层10001451450002.51.4552562595499343K110001031030000.591.651002709797

22、262K4可采储量：K1工作面回采率为95%，可采储量499343t ,K4工作面回采率为97%，可采储量97262t。（采区储量就是工作面储量？采区回采率分别为80和85，与工作面回采率差距大如何解释？采区服务年限等于工作面服务年限？）看到这儿我就觉得没法看下去了！采区设计矛盾重重，后面还有采区巷道布置全部采用条带布置等，用这种采区设计如何能解决这此矛盾？）三、采区服务年限1. 按采区储量计算：采区K1煤层服务年限=地质储量采区回采率设计月产量 =4993430.95（3.6m/天23天/月145m2.5m1.45t/m3） =10.9个月采区K4煤层服务年限=地质储量采区回采率设计月产量

23、=972620.97（4.8m/天23天/月103m0.59m1.65t/m3） =8.5个月式中：采区内K1工作面平均长度取145m，K4工作面平均长度取103m； 每月回采时间约23天； 采区内K1工作面每天回采3.6m，K4工作面每天回采4.8m；K1煤层容重为1.45t/m3，K4煤层容重为1.65t/m3； K1煤层平均厚度取2.5m,K4煤层平均厚度取0.59m。第二节 采区工作面布置+525+590mS2S1采区内设计开采K1 K4两层煤，按照先开采上覆K4保护层再开采下部K1被保护层的原则进行开采，采区内工作面开采由南向北连续推进开采，工作面开切眼布置在南二石门附近。根据矿井地

24、质资料分析在+525+590mS2S1采区范围内有一较大构造影响K1 K4煤层连续推进开采，矿计划在+525+590mS2S1采区范围该构造处将其划分为34101-1 34101-2 31101-1 31101-2四块工作面进行开采，开采仍然由南向北进行，先采34101-1面再采34101-2面。34101-1工作面斜长约103m，走向长度约340m，工作面可采储量33070t；34101-2工作面斜长约93m，走向长度约505m，工作面可采储量44348t。31101-1工作面斜长约145m，走向长度约290m，工作面可采储量144810t；31101-2工作面斜长约130m，走向长度约45

25、5m，工作面可采储量203700t。第三节 采区巷道布置一、巷道布置（1）采区布置：全部采用走向条带布置方式。即每个阶段布置运输大巷，在运输大巷内设置采区石门及回风上山，通过石门后布置运输顺槽、回风顺槽，布置开切眼形成采煤工作面。（2）石门布置：矿井在区段运输大巷间隔约400m布置采区石门，采区石门采用与煤层正交布置，其标高与水平、阶段茅口大巷标高相同，在每个石门布置小煤（矸）仓，用作煤（矸）转运缓冲。（3）工作面运输巷、回风巷布置：采区内工作面运输巷、回风巷沿煤层走向布置，其中，在工作面开采完后，上部运输巷不做为下部工作面的回风巷，而是沿茅口大巷标高另掘下部工作面回风巷。工作面运输巷主要担负

26、运煤、进风任务，工作面回风巷玉要担负回风和运送材料设备任务。（4）瓦斯抽采巷道布置：矿井瓦斯抽采巷道主要利用K1煤层底板的茅口运输大巷；但是，为了解决K4煤层瓦斯抽采问题，在K4煤层底板页岩设置有专门瓦斯抽采巷道。（5）采区回风上山：在茅口灰岩中对应石门位置布置采区回风上山，回风上山作为采区煤层巷道掘进及工作面回采期间独立回风。二、采区巷道+525+590mS2S1采区主要巷道包括+590m南二抬高石门、+590m南一石门、+525m南二石门、+525m南一石门、34101-1机风巷、34101-2机风巷、31101-1机风巷、31101-2机风巷。采区石门采用三心拱断面面积为9.73m2，煤

27、层机风巷布置在本煤层内，K1机风巷为梯形棚断面，K4机风巷为异形棚断面。K1机巷面积为10.26m2，K1风巷面积为8.84m2，K4机巷面积为8.1m2，K4风巷面积为8.1m2。第四节 采区硐室布置+525+590mS2S1采区变电所、机车充电硐室、检修硐室，布置在+525m南一石门以南的+525m区段运输巷水沟侧，+525m南二、南一石门开口点南北各设置50m车场便于采区存车。+525m南一石门、+525m南二大巷各布置一个采区避灾硐室用于井下发生灾害事故时紧急逃生，采区避灾硐室设计容纳20人。第三章 采煤方法第一节 回采工作面采煤工艺一、采煤方法K1 K4煤层，属稳定和较稳定煤层。煤层

28、顶板以泥岩、砂岩为主，属级顶板级顶板，煤层底板以粘土岩、泥岩、砂岩为主，煤层瓦斯含量大，有煤与瓦斯突出危险。K1煤尘具爆炸危险性，煤尘爆炸指数为1727，K4煤尘无爆炸危险性，根据详查地质报告采样鉴定结果，K1 K4煤层自燃倾向性等级为类，属容易自燃煤层自燃煤层。根据上述煤层的赋存条件和开采技术条件，矿井的采煤方法采用走向长壁采煤法，全部冒落法管理顶板。二、采煤工艺采区内煤层赋存稳定，为减轻员工劳动强度、提高作业效率采区工作面全部采用综合机械化开采。第二节 K4回采工作面采煤工艺一、回采工艺采区内工作面采用综合机械化开采。安全检查斜切式进刀返刀割三角煤割全场煤移架推溜人工清理浮煤和回撤两巷工字

29、钢。二、工作面采高和循环进度（一）采高：工作面控制在1.1m1.3m之间，必须保证最低1.1m的过机高度，采取摸老顶破直接顶的方式回采。（二）循环进度：一天八循环，每循环进度为0.6m，共计4.8m。三、落煤（一）落煤方式：采用MG100/240-WD型割煤机组落煤。（二）回采方向：由南向北。四、装运煤利用采煤机滚筒螺旋叶片和工作面刮板运输机铲煤板装煤人工清理浮煤工作面刮板运输机34101-1机巷刮板运输机、皮带34101-2机巷皮带+525mS1石门皮带+525m大巷皮带+290m+590m皮带运输巷+290m井底煤仓。五、工作面支护及采空区处理（一）回采支护1.工作面支护支护方式采用ZQY

30、（G）2800/073/150型掩护式液压支架支护顶板。2.上下端头支护工作面溜子机头、机尾顶部均用4.4m梁配合单体液压支柱“四对八梁”“一梁四柱”支护。其余上、下端头采用单体液压支柱配合1.2m铰接顶梁搭配2.6m梁成组沿煤层走向错梁齐柱支护顶板。上、下端头回采采用手镐作业，必须超前工作面回采1.2m。工作面1#、60#支架与粱间距不得大于500mm，大于500mm时，必须增加一组2.6m梁成组支护控顶。（二）采空区处理采用全部垮落法处理采空区。六、该面的正规循环生产能力计算W=LSHRC=1030.6m1.2m1.65t/m397%=119t式中：W工作面正规循环生产能力，t； L工作面

31、平均长度，103m； S工作面循环进尺，0.6m； H工作面设计采高，1.2m； R煤的视密度，1.65t/ m3； C工作面采出率，97 %；第三节 设备配置工作面MG100/240-WD型割煤机一台，ZQY（G）2800/073/150型掩护式液压支架60架，SGZ-630/264型刮板运输机一台，石门布置一台SJ-800型皮带，机巷布置三台SJ-800型皮带，机巷布置一台SGB-630/75型刮板运输机。34101-1工作面及机巷机电设备一览表工作面选用（1140V）设备名称设备型号设备台数额定功率（kW）备注刮板输送机SGZ-630/264型1台264双滚筒电牵引采煤机MG100/24

32、0-WD型1台240液压支架ZQY（G）2800/073/15060架合计504工作面运输巷选用（660V）设备名称设备型号设备台数额定功率（kW）备注石门皮带SJ-800型1台长111m30机巷皮带SJ-800型1台长217m45机巷皮带SJ-800型1台长448m55机巷皮带SJ-800型1台长290m45机巷刮板输送机SGB-630/75型1台长50m75乳化泵WRB-200/31.5型两泵一箱125+125一用一备喷雾泵KXPB250/5.5型两泵一箱37+37一用一备回柱绞车JH-14型机、风巷各一台18.5+18.5采煤时不使用合计412总合计916第四章 顶板管理第一节 支护设计

33、一、上、下端头支护计算（一）采用经验公式计算支护强度。pt=9.81hrk9.811.22.56177KN/ m2 式中：pt工作面合理的支护强度，KN/m2； h采高，1.2m；r顶板岩石容重，KN/m3，一般可取2.5KN/m3；k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，根据34101-1工作面实际情况取6。（二）选择工作面支护强度。根据以上计算因此工作面支护强度应大于177KN/m2。（三）支柱实际支撑能力。RtkgkzkbkhkaR（0.990.950.91.00.9250）KN191KN式中：Rt-支柱实际支撑能力，KN；R-支柱额定工作阻力，取250KN；Kg-液压

34、支柱工作系数，0.99；Kz-液压支柱增阻系数，0.95；Kb-液压支柱不均匀系数，0.90；Kh-采高系数，平均采高1.2m，取1.0；Ka-倾角系数，平均倾角29，取0.90；可以从支柱阻力影响系数表6中查得。表6：支柱阻力影响系数采高系数kh1.4m1.5-2.2m1.5-2.2m2.2m1.00.950.950.90倾角系数ka1011252645451.00.950.900.85（四）工作面合理的支柱密度n=pt/Rt1771910.93根/m2式中：n支柱密度，根/m2 Rt支柱实际支撑能力，KN/根。（五）根据34101-1综采工作面应用排距1.2m控制顶板情况看，上下端头的顶板

35、支护安全牢固可靠，故该面可取34101-1综采工作面的实际数据，该面排距取1.2m，则基本支架的柱距：L柱1/n*L排1/0.93*1.20.9m式中：n支柱密度，根/m2 L排工作面基本支架的排距，m；根据本矿实际情况，并确保工作面的支护强度大于工作面顶板的压力，本面取基本支架的柱距0.8m。（中对中）。二、液压支架支护说明书液压支架支护说明书表序号项目单位规格备注1工作面顶板支护架ZQY（G）2800/073/1502支架中心距m1.5中对中3对底板比压Mpa0.18-1.34支护强度Mpa0.380.49三、支架及工作面参数支架及工作面参数对照表项目工作面实际条件支架参数采高/ m1.2

36、1.11.4倾角/（）2237/29煤厚/ m0.370.9/0.59硬度f0.3顶板类（级）别直接顶属一级四、综采液压支架核定阻力34101-1综采工作面煤层平均倾角29，斜长103m，采高1.1-1.4m之间，工作面选用ZQY（G）2800/073/150掩护式液压支架支护，共计60架；支架工作阻力分别为2800KN。支护阻力验算,根据岩层容重计算： P=（n+1）*h*S*g*cos式中：P 工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN； n 动载系数1.52.0，周期来压明显时取大值，周期来压不明显时取小值； h 采空区顶板垮落高度，h =M /（K-1）； 式中：M 最大采高，取1.4；K

37、 岩石碎胀系数，取1.35； 故H = 1.4 /（1.35-1）= 4m。 顶板岩石容重，取2.5 t / m3； S 支架最大控顶距时支护面积， 1.53.3m=4.95m； g 重力加速度，9.8N/kg； 煤层倾角，取平均值29。ZQY（G）2800/073/150：P =（1.5+1）42.54.959.8cos29 = 1061kN 2800KN 因此该ZQY（G）2800/073/150掩护式液压支架能够满足工作面工作阻力的要求。五、乳化泵站系统（一）泵站安装地点34101-1综采工作面乳化泵站安装在+525mS1车场，采用WRB200/31.5型乳化泵，两泵一箱。（二）液压管路

38、供液系统：乳化泵站+525mS1石门34101-2机巷34101-1机巷34101-1工作面34101-1风巷超前段；回液反向。（三）管路型号机巷内管路安设在底板帮，采用2寸的高压管供回液，工作面内采用胶管供回液。（四）泵站使用规定34101-1工作面回采期间，乳化液浓度必须达到35%，一台泵站压力必须达到24MPa，只能升单体液压支柱使用；另一台泵站压力必达到30MPa，供工作面升液压支架时使用。由于升单体液压支柱期间，无需泵站压力达到30MPa，减少压力过大造成供液胶管的损耗，节约回采费用。以上两台高压泵严禁同时运行，当单体支柱需注液时，先将所有液压支架片阀打至零位，30MPa高压泵停止运

39、行，再转换至24MPa高压泵对单体支柱注液；当液压支架需工作时，必须将连接注液枪片阀关闭后，转换至30MPa高压泵后，方可对液压支架进行操作，并严禁对单体支柱注液。泵站的开启或关闭，必须由泵站司机执行，严禁其他人员随意开启或关闭，且泵站司机必须持证上岗。第二节 工作面顶板控制一、顶板管理方式1 34101-1工作面顶板采用ZQY（G）2800/073/150型液压支架支护顶板，支架中心距控制在1.5m，偏差不超过100mm；控顶距为3.3m，放顶步距为0.6m。2 由于薄煤层支架无前探梁、护帮板，割煤机在向上割煤时，必须停机移溜，下割时，不停机直接移溜，割煤时采机下方不得有人。3、割煤时，如遇

40、老顶破碎时，采取每割3m-5m时，带压拉超前架控顶，老顶完好段，每割15m-25m及时推溜、拉架。二、机头、机尾特殊支护34101-1工作面机头机尾必须采用4.4m梁“四对八梁”“一梁四柱”布置，交替前移支护，柱距为800mm（中对中），允许偏差+80mm。最小控顶距4.4m时，由北向南第一排排距为1.8m，第二、三排排距为1.2m，允许偏差+80mm布置；最大控顶距5.6m时，每组梁中的一根向煤壁滑动1.2m，此时由北向南排距为1.8m、1.2m、1.2m、1.2m，允许偏差+80mm布置，放顶步距为1.2m。三、机、风巷尾巷管理机、风巷工字钢随着工作面的推进，在检修班回撤，确保机巷尾巷滞后

41、工作面切顶线不超过4.0m，风巷尾巷滞后工作面切顶线不超过2.4m。回撤时，施工队必须将工字钢和单体液压支柱进行洒水喷湿，确保回撤时，无碰撞火花产生。四、特殊时期的顶板支护如工作面遇到顶板变化、地质构造带等，施工队必须停止工作面回采，及时汇报矿调度室，由调度室通知职能科室现场查看后编制针对性措施。第三节 机、风巷及端头顶板控制一、机、风巷超前支护机、风两巷必须严格执行煤壁起前20m超前支护的规定，机、风两巷异形断面顶板锚杆支护段采用打戴帽点柱支护，前10m双排，后10m单排，且单排必须支设在靠工作面煤壁侧，柱距0.8m；工作面所有占用单体液压支柱必须拴齐拴牢防倒绳，工作面机、风两巷必须随时备用

42、足够的笆片、排材、单体液压支柱，不少于工作面用量的10%。二、上、下端头支护34101-1工作面上、下端头除溜子机头、机尾外均采用单体液压支柱配合1.2m铰接顶梁搭配2.6m梁成组沿煤层走向错梁齐柱支护顶板。最小控顶距3.8m时，梁为“一梁二柱”搭配1.2m铰接顶梁“二梁二柱”支护，由北向南排距为1.2m、1.2m，允许偏差+80mm布置；当工作面割煤机割第一次0.6m后，追机滑移2.6m梁0.6m，对顶板进行临时支护，此时控顶距为4.4m，在煤壁侧挂设一根铰接顶梁，形成“三梁三柱”支设，由北向南排距为0.6m、1.2m、1.2m；当割煤机再割煤0.6m后，再次滑动2.6m梁0.6m至煤壁，此时