兴隆庄矿3Mt新井设计

太原理工大学继续教育学院毕业设计(论文)说明书题目:兴隆庄矿3Mt新井设计专业班级09级煤矿采矿工程指导教师段康廉日期2011年8月10日目录1矿区概况与井田地质特征1矿井概况1井田地质特征3地质特征3构造特征5煤层特征5煤质特征5开采技术条件52井田境界与储量6井田境界6井田境界6矿井工业储量6矿井可采储量6永久煤柱损失量6矿井可采储量为73矿井工作制度、设计生产能力及服务年限8矿井工作制度8矿井设计生产能力及服务年限8矿井设计生产能力8矿井服务年限84井田开拓9井田开拓的方案9本井田开拓主要考虑以下几个因素9井筒形式、数目和位置的确定9开采水平的确定10大巷和井底车场的布置10技术上可行的开拓方案10矿井的基本巷道10井筒10主要开拓巷道15井底车场235矿井基本巷道及建井计划25煤层地质特征25带区位置及范围25带区煤层特征25地质构造25顶底板特性25带区巷道布置及生产系统26带区倾向长度的确定26确定风带斜长和分带数目26煤柱尺寸的确定26带区内各种巷道的布置26带区内工作面的接替情况26带区通风、运输及其他系统27带区内各种巷道的掘进方法27带区生产能力28带区采出率28带区车场选型设计28带区主要硐室29带区煤仓29带区绞车房30带区变电所30矿井建井工作计划30巷道掘进进度指标30掘进工作面机械设备配置306采煤方法32采煤方法32采煤方法及选择依据32巷道布置32采煤工艺33设备配置37顶板管理47支护设计47工作面顶板管理47工作面上、下端头及出口的顶板管理48生产系统49劳动组织和主要技术经济指标50作业方式50劳动组织50工作面循环作业图50主要技术经济指标507井下运输52概述52矿井运输系统52带区运输设备的选择52大巷运输设备的选择528矿井提升57主井提升设备（箕斗）的选型578.2副井提升设备的选择579矿井通风设计59矿井通风系统及通风方式59矿井通风系统的选择59矿井主扇工作方式的选择59工作面通风59风量计算及分配59工作面风量计算59掘进通风62硐室需风量计算64矿井总风量计算64矿井通风阻力的计算65矿井通风总阻力计算原则65矿井通风容易时期和困难时期的确定669.4.3矿井通风阻力计算方法66计算矿井等积孔69通风机选型69选择通风机的基本原则及技术资料69矿井的自然风压70通风机风压70风机风量及风机选型70电动机的选择7210设计矿井基本技术经济指标73参考文献75致谢761矿区概况与井田地质特征兖州煤田是我国重要的煤炭基地，矿井地质构造简单，煤层稳定，储量丰富，地势平坦，交通方便，生产的煤炭可供华东工业区，运销海外，进行国际贸易。1）地理位置与交通兴隆庄矿井位于山东省兖州市境内，井田横跨兖州、曲阜两市。津浦铁路干线纵贯井田东北部，兖济铁路从井田北侧向西延伸，兖石铁路自井田南侧向东延伸，西接京九线，东至石臼所新港，矿区铁路经大东章集配站与津浦铁路相接。公路四通八达，104国道沿井田东部通过，兖济公路沿井田西部通过，兖邹公路贯穿井田范围，区内地势平坦，交通十分方便。矿井交通位置图见图1-1。2）地形与河流区内为第四系冲积平原，地面标高变化于+52m～+44m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+m。区内有泗河纵贯全区。流经本区3）气象本区为温带半湿润季风区，属大陆与海洋间过渡性气候。据济宁、兖州、邹城气象站1959～2001年的观测资料，年平均气温14.1°，气温最低月为元月，平均气温-2°。最高气温为7月份，平均气温29°，最高可达40°以上。年平均降雨量mm，年最小降雨量mm，最大降雨量mm。雨季多集中在7～8月，有时延至9月，其降雨量约占全年降雨量的65%。年平均蒸发量mm，最大蒸发量多在4～7月，约占全年蒸发量的45%。风向频率多为南及东南风，年平均风速m/s，极端最大风速24m/s，最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月，最大冻土深度m，最大积雪厚度m4）自然地震兖州市的地震烈度为7度。据《中国地质资料年表》记载，本区地震活动性不强。但本区无感地震频发。图1-1矿井交通位置图井田地质特征兴隆庄井田位于兖州煤田东北隅，属全隐蔽井田。北部以滋阳断层为界，南邻鲍店井田，东接东滩井田，西靠杨村井田，西北以兖州城安全煤柱接上组煤层露头为界。地质特征兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼，为一走向北东～北西，倾向南北～北东，倾角2°～14°的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系，无岩浆侵入，平均厚度310m，全部为第四系冲积层所覆盖，井田地层综合柱状图见图1-2图1-2煤层柱状图构造特征井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东，倾角2.3～14.3°，一般为4°～8°，走向北东至北北西的单斜构造，煤层地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。煤层特征井田含煤地层共含有26层煤，总厚度2m。其中稳定可采的有3、4、16上、17三层煤，局部可采的2煤、6煤以及暂不可采的10下、15上层煤，可采煤层总厚度m，约占煤层总厚的%。而第三层煤和第四层煤全区稳定，平均厚度均为m，占可采煤层总厚的63%，是矿井的主采煤层。设计时只考虑3煤和4煤煤质特征本区煤质稳定，各层煤的主要指标变化很小，均为中变质程度的气煤。山西组煤层（第2、3层煤）属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；太原群煤层（第6～16、17层煤）属中灰富硫至高硫的易选煤，不宜单独作炼焦配煤，为动力用煤。见图1-2井田地层综合柱状、开采技术条件1）地温据钻孔测定：非煤系地层地温梯度较小，一般为每百米℃；煤系地层地温梯度相应增高，一般为每百米℃；综合平均梯度每百米℃。通常-650m以上层段的地温不超过31℃；-650～-750m层段的地温为31～2）瓦斯、煤尘及自然发火根据地质资料，本矿井第3、4、16、17层煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，属低瓦斯矿井。可采煤层均有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%～42%。各煤层都有自燃发火倾向，自燃发火期为3～2井田境界与储量井田境界2.1.1井田境界井田境界西北以铺子断层为界，南北人为划界，东以肖家庄二号断层为界，井田为不规则形状，井田水平走向最长4950m，最短3475m，走向平均4415m，倾斜长度3515m，水平投影面积km2，本井田东西部断层以外还分布着一些煤层，考虑到这些煤层里含断层较多且落差较大，现在不与开采，但随着开采进行煤层储量的减少，开采技术的提高，可以考虑对上述煤层进行开采，该井田有两个主采煤层3号煤层和4号煤层4号煤层位于3矿井工业储量全矿井工业储量的具体计算如下：1）井田的水平投影面积为：S=4415×3515=km2由于两个主采煤层的平均倾角为°，所以井田中3号煤层和4号煤层的实际面积为：S=（/cos）×2=km22）工业储量为：=×106×10.5×=×t式中：S1——表示3号煤层的面积，m2；S2——表示4号煤层的面积，m2；h——表示煤层厚度，m；——表示煤的容重，取t/m3。符合煤炭工业设计规范的要求。矿井可采储量永久煤柱损失量包括铁路煤柱损失量Pt、断层煤柱损失量Pd、井田边界煤柱损失量Pb、工业广场煤柱损失量Pg。1）铁路煤柱损失量Pt经计算为t2）断层煤柱损失量Pd经计算为5821200t3）井田边界煤柱损失量Pb经计算为7676340t4）工业广场煤柱损失量Pg经计算为t所以，永久煤柱损失量:P=Pt+Pd+Pb+Pg=+5821200+7676340+=123820493.6t矿井可采储量为Zk=(Zg-P)×C=(4.603×-=t其中，C——表示带区采出率，厚煤层不小于；中厚煤层不小于；薄煤层不小于。3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度矿井的年工作天数为300d，采煤实行“四六制”，三班出煤一班检修。每昼夜净提升小时数为16h。矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力该井田有两个主采煤层3号煤层和4号煤层，厚度大，倾角小，水文地质条件简单，具备建设中、大型矿井的条件。根据矿区现有生产矿井的实际生产水平以及国家对该矿区煤炭的迫切需要，装备一个综采放顶煤工作面，年产量可以达到2.40～3.0Mt。设计时对年产量共提出两个方案：2.40Mt和3.0Mt。对这两个方案进行技术分析后，认为3.0Mt的方案虽困难多一些，但考虑到该矿井建设时间较长和国内采掘机械发展情况，最终根据上级领导和有关专家的讨论，决定矿井生产能力为3.0Mt/a。矿井服务年限式中：Zk——矿井可采储量，MtA——设计生产能力，Mt；T——矿井服务年限，a；K——矿井储量备用系数一般取~，在此取。则矿井设计服务年限为：经核算，矿井及第一水平的服务年限符合煤炭工业设计规范的规定。4井田开拓井田开拓的方案本井田开拓主要考虑以下几个因素1）煤层赋存稳定两个煤层相距70m，倾角为°到22°，平均为°，表土层为200m，两个煤层的平均厚度均为2）矿区地势平坦，地面标高变化于+52m～+443）本井田煤层埋藏较浅，3号煤层平均埋深在-300m，最深处到-550m，最浅处为-220m；4号煤层平均埋深在-370m，4）本井田设计生产能力为3.0Mt，且矿井的生产技术和设备都比较先进。4.1.2井筒形式、数目和位置的确定1)由于兖州矿区地形平坦，煤层埋藏深度较浅，表土较厚但没有大流砂层，综合考虑确定本矿井可行的开拓方式为斜井和立井。2）井筒数目井田开拓，必须有主井和副井，其中主井负责提煤，副井负责提矸下料、运送行人，另外，出于生产安全的需要，应该设有风井，考虑到井田的通风情况，在井田的中央布置一个风井，所以共需井筒数目为3个。具体布置见下节。3）井筒位置（1）主、副井井筒位置的选择井筒位置因使井下运输功最小井田储量一定时，沿井田走向大巷运输功的变化可因井筒位置的不同成倍增加。当井田形状规则，储量分布均匀时，最小运输功恰在井田中央。井筒设与此，不仅运输费用低，巷道维护、采区准备及通风费也相应降低。对单水平开采缓倾斜煤层的井田，从有利于井下运输出发，井筒应座落于井田中部，或者使上山部分斜长略大于下山部分，这对开采是有利的。（2）风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，在井田中央布置一个风井。本矿井采用立井或斜井开拓在技术、经济、安全等方面综合起来较合理。工业广场位于井田的中央。一个主井、一个副井、一个回风井。4.1.3开采水平的确定井田开拓设计着重于选择开采水平的标高，使其贯穿全部煤层，有利于开采。阶段高度或斜长往往随煤层倾角与回风巷道标高不同而有较大变化。阶段斜长在一定程度上受采区斜长的限制。缓倾斜煤层或倾斜煤层的深部以及倾斜长度过大的局部块段，往往采用上下山或增设中间水平开采。本矿井煤层倾角小，煤层垂高小，3号煤层从-220m——-550m，4号煤层从-290m——-620m4.1.4大巷和井底车场的布置考虑到系统的可靠性和生产的方便，决定开拓一条运输大巷、一条轨道大巷、一条回风大巷。由于服务于整个井田，且煤层比较厚，故将大巷全部布置在煤层底板沙岩中，距煤层30m，大巷之间的距离为304.1.5技术上可行的开拓方案经过分析，提出了，方案一：立井单水平开拓，方案二：主斜副立单水平开拓，方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央），方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）。四种在技术上可行的开拓方案，且这四种方案均采用单一水平开采，运输大巷、轨道大巷、回风大巷均布置在煤层底板沙岩中，距煤层30m，大巷之间的距离为30m经过技术分析、比较，结合粗略估算费用结果，可知方案一具有明显的经济优势，故选择立井单水平开拓。主、副井井筒均为立井，布置于井田中央。矿井的基本巷道井筒井筒的位置与井筒的形式、用途有密切的联系，合理确定井筒的位置和形式对井下的开拓布置、地面设施布局、运输线路布置和方式有着决定性的作用。根据以上所述的井筒位置选择的一些基本原则和矿井开拓方案，已经选定了井筒的位置、形式等。现分别对主井、副井、风井介绍如下：1）主井主井担负全矿的煤炭提升任务，主井，井口标高为+50m，井深460m，净直径m，净断面m2。安两台同型号的瑞典产ASEA2.8×6摩擦轮绞车，绞车滚筒直径m，宽度m，配用两台LAA710型，功率1260kw直流电机，转速815转/分。箕斗容量14t，承担矿井全年煤炭提升任务。主井井筒特征见表4-图4-1主井井筒断面井型(万吨)300井筒直径(m)井深(m)460净断面积(m2)基岩段毛断面积(m2)表土段毛断面积(m2)井筒支护混凝土砌壁表土段支护厚度<700mm，2）副井图4-2副井井筒断面图副井，井口标高为＋50m，井深450m，副井净直径m，净断面m2。安两台瑞典产HSVA×6型多绳摩擦轮绞车，滚筒直径m，宽m，提升速度m/s。绞车分别配一个带平衡锤的双层单罐和一对双层罐笼，提升均为双闭环，无环流直流拖动。单罐电机为LAD410L型，功率810kw，双罐电机为LAA710型，功率1260kw。每层罐笼可装－6型矿车两辆。单罐笼绞车最大不平衡负荷为9t。双罐笼绞车最大不平衡负荷为t，用来升降人员和材料及矸石。副井井筒特征见表4-2所示。副井井筒断面如图井型(万吨)300井筒直径(m)井深(m)450净断面积(m2)基岩段毛断面积(m2)表土段毛断面积(m2)井筒支护混凝土砌壁表土段支护厚度<800mm，基岩段支护厚度3）风井任何风井布置方案的选择，都应该在满足风量和合理通风断面的条件下，力求缩短风路，减少风阻，降低负压，使通风机选型容易，提高通风效率。结合矿井开拓的实际情况，所选风井及通风方式采用中央并列式抽出通风方式。由副井进风，风井排风。风井标高＋50～-375m，井深450m，净直径m，净断面为m2。风井井筒特征如表4-图4-3风井井筒断面表4-3风井井筒特征井筒直径(m)井深(m)460净断面积(m2)基岩段毛断面积(m2)表土段毛断面积(m2)井筒支护混凝土砌碹厚450mm，充填混凝土厚4.2.2主要开拓巷道工作面轨道运输大巷、轨道大巷、回风大巷、行人进风斜巷、会风斜巷布置在3号煤层底板中，巷道接近水平，轨道顺槽、运输顺槽布置在煤层中，运输大巷断面图4-4，运输大巷面特征表见表4-4，运输大巷每米工程量及材料消耗量见表4-5。图4-4运输大巷断面图图4-5轨道运输大巷断面图表4-4运输大巷特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外漏长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm岩44403770120树脂100三花800160020表4-5运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m2材料消耗量水沟长度/m粉刷面积/m2巷道墙角锚杆数量/套喷射材料/m3卧底材料/m3金属网/m3药卷数量/个岩表4-6轨道运输大巷特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外漏长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm岩石43004500150树脂100三花800160020图4-6回风大巷断面图表4-7轨道运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m2材料消耗量水沟长度/m粉刷面积/m2巷道墙角锚杆数量/套喷射材料/m3卧底材料/m3金属网/m3药卷数量/个岩石表4-8回风大巷特征表井型3Mt提升设备井筒支护表面混凝土砌碹，厚400基岩段锚杆喷射混凝土支护，厚100净断面积m敷设管路动力、通讯、照明电缆及消防洒水管路毛断面积m用途回风图4-7运输顺槽断面图表4-9运输顺槽特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外漏长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm煤43004500150树脂100三花800160020表4-10运输顺槽每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m2材料消耗量水沟长度/m粉刷面积/m2巷道墙角锚杆数量/套喷射材料/m3卧底材料/m3金属网/m3药卷数量/个煤图4-8轨道顺槽断面图表4-11轨道顺槽特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm形式外漏长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm煤43004500150树脂100三花800160020表4-12轨道顺槽每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m2材料消耗量水沟长度/m粉刷面积/m2巷道墙角锚杆数量/套喷射材料/m3卧底材料/m3金属网/m3药卷数量/个煤图4-9行人进风斜巷断面图表4-13行人进风斜巷断面特征表围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度（mm）锚杆（mm）净周长（m）备注净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格（Lφ）岩石42003600树脂锚杆100菱形8001600190016表4-14进风斜巷每米工程量及材料消耗量围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）巷道墙角喷射材料（m3）铺底（m3）锚杆重量（kg）注眼树脂（kg）托盘钢筋（kg）铁（kg）岩石表4-15行人回风斜巷每米工程量及材料消耗量围岩类别掘进工程量（m3）锚杆数量（根）材料消耗量粉刷面积（m2）巷道墙角喷射材料（m3）铺底（m3）锚杆重量（kg）注眼树脂（kg）托盘钢筋（kg）铁（kg）岩图4-10行人回风斜巷断面图表4-16行人回风斜巷断面特征表围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度（mm）锚杆（mm）净周长（m）备注净掘宽高型式外露长度排列方式间排距锚深规格（Lφ）岩石42003600树脂锚杆100菱形80016001900164.2.3井底车场由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。根据本设计矿井井筒形式及大巷的布置，结合井底车场型式的选择因素，该设计矿井采用环式车场，大巷运煤主要是皮带运输。井底车场的布置、存车线路、行车路线布置长度（1）存车线长度的确定确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足，将会使井下运输和井筒提升彼此牵制，影响矿井生产能力；反之，如果存车线过长，会使列车在车场内的调车时间增加，反而降低了车场通过能力，并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：①大型矿井的主井空、重车线长度各为列车长；②副井空、重车线长度，中型矿井按列车长；③材料车线长度，大型矿井应能容纳15——20个材料车。（2）存车线长度的计算本矿井采用皮带运输，故不需要计算主井空重车线的长度，只需验算副井空重车线与材料车线情况。①副井进、出车线：式中：——副井进出车线有效长度，m；——列车数目，列；——每列车的矿车数，按列车组成计算确定；——每辆矿车带缓冲器的长度，m;——机车数；——每台机车的长度，m；——附加长度，取15m经过计算，得：=1×30×（）+1×4.5+15=m为确保安全生产的需要，副井进出车线取105m②材料车线有效长度式中：——材料车线有效长度，m；——材料车数，辆；——每辆材料车带缓冲器的长度，m。=15×2.2=33m根据实际情况，开设水泵硐室和变电所，取材料车线为45m考虑到井底车场的线路、能力的验算、各种硐室的布置之间的匹配关系，决定选择环形卧式井底车场，井底车场标高为－375m。井底车场如图4-11——主井2——副井3——风井4——煤仓5——绞车房6——箕斗装载硐室7——装载带式输送机巷8——行人斜巷9——主水泵房10——主变电所11——消防材料库12——管子道13——电缆道14——水仓15——主井清理洒煤斜巷16——行人巷17——轨道大巷18——运输大巷19——回风大巷图4-11井底车场5矿井基本巷道及建井计划煤层地质特征带区位置及范围矿井首采带区位于井田中央的上部，为矿井的第一带区，西以断层为界，东以铁路为界，北以人为边界为界，该带区东西走向最长长约1900m，南北倾向最长约2700m，可采煤量21388500t。该带区的首个工作面为1301、第二个工作面为1302。带区煤层特征本带区所采煤层为3号煤层，煤层特征如表5-1所示。煤层名称煤厚(m)倾角(度)结构稳定性容重（t/）硬度牌号310.5简单稳定1.40中硬（）气煤一带区所属煤层的3号煤层属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤，根据地质资料，3号煤层属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10m3/t，属低瓦斯。有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37%～42%。有自燃发火倾向，自燃发火期为3～6个月。地质构造一带区内地质构造简单，煤层起伏不明显，基本没有断层，煤层倾角约为°～14°，平均为°，煤层赋存条件相当好。砂岩顶底板。顶底板特性3号煤层的顶底板特性如表5-2所示。表5-23煤层的顶底板特性伪顶直接顶老顶底版岩性无粉砂岩中粉砂岩中砂岩厚度(m)类别ⅢⅠⅡ带区巷道布置及生产系统由于本矿井是大型矿井，且两个煤层的平均厚度均为m，出于对煤炭资源的回收和利用，以及由于该矿井的产量由一个工作面来完成，每个工作面的服务年限为一年左右，故带区巷道布置及生产系统选择方案为不布置集中巷，设置分带溜煤眼和分带车场。带区倾向长度的确定由于第一带区与第二带区之间有一条天然的大断层为界，为了在布置工作面时避免断层的影响，同时考虑到少留三角煤，将分带大致平行于断层走向布置，这样分带的推进长度比较长，最长可达2400m，但是选择大功率和长距离的设备完全可以满足要求。另外考虑到通风等环节，需要开中切眼。确定风带斜长和分带数目根据工作面的长度和带区的尺寸可以确定分带数目和斜长。经计算可以划分6个分带，分带斜长在900m～2400m的范围内。同时由经验可知综放工作面的长度一般不小于800m～1000m可知开条带的推进长度是合理的。煤柱尺寸的确定护巷煤柱沿倾斜的尺寸一般为8m～15m，由于该煤层的厚度大，所以分带之间留设15m煤柱。带区内各种巷道的布置带区内各种巷道主要包括：胶带运输顺槽、轨道顺槽、中切眼、带区煤仓、进风行人斜巷、回风行人斜巷。带区内工作面的接替情况带区内工作面之间的接替，从西到东依次投入生产。带区通风、运输及其他系统（1）运煤系统运输路线如下：煤由工作面刮板运输机转载机、破碎机运输顺槽胶带输送机分带煤仓大巷胶带输送机井底煤仓主井箕斗地面。（2）辅助运输系统运输路线如下：地面副井－375m井底车场轨道大巷分带下部车场轨道顺槽工作面。（3）通风系统带区1301工作面风流路线为：副井井底车场轨道运输大巷分带下部车场轨道顺槽工作面运输顺槽行人、回风斜巷回风大巷风井。具体路线见矿井通风部分的图示。（4）排矸系统巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、顺槽运输机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车经副井运到地面。（5）供电系统供电：地面变电站副井井底车场中央变电所主运输大巷带区中央变电所轨道顺槽工作面。（6）排水系统在工作面轨道顺槽、胶带运输顺槽中各敷设一趟4寸管路，轨道顺槽、胶带运输顺槽低洼处各建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台22kw水泵，一台使用，一台备用。┏轨道斜巷┓水流方向：工作面┃┃轨道大巷┗胶带运输斜巷┛副井井底水仓地面。带区内各种巷道的掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，采用连续采煤机及其配套设备施工，后配备皮带和刮板输送机组成的机械化掘进，采用连续采煤机割煤，梭车、给料破碎机、加皮带、刮板输送机运煤，带区首个工作面和最后一个工作面靠近带区边界一侧采用单巷掘进并在工作面的煤壁中开中切眼以利于通风，其余工作面的巷道采用双巷掘进。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：通风方式为压入式。带区生产能力由于大采高工作面产量大，只布置一个大采高工作面即可满足矿井产量要求。（1）放顶煤工作面的生产能力经计算A0为万t/a（2）掘进面生产能力经计算A1为万t/a所以，带区生产能力A=A0+A1=+=万t/a矿井设计井型为3Mt/a，带区生产能力万t/a，能满足矿井的产量要求。带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。由于煤层厚度一定，也可按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量所占面积/带区面积×100%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于，中厚煤层不低于，薄煤层不低于。设计首采盘区采出率为76%，符合《煤炭工业设计规范》规定。带区车场选型设计带区下部车场如图5-1所示：1——运输大巷2——轨道大巷3——回风大巷4——行人进风运料斜巷5——绞车房6——轨道顺槽图5-1带区下部车场带区主要硐室带区煤仓本带区共有6个分带，由于矿井首采带区产量较大，服务年限不长，且本矿的机械化水平较高，所以本矿决定采用分带煤仓的布置方式。见矿井开拓平面图。煤仓容量为：式中：Q——分带煤仓容量，t；——带区高峰期生产能力t/h，高峰期间的小时产量为平均产量的～倍；——装车站通过力t/h为平均产量的～倍；——带区高峰生产能持续时间，取～h；——不均匀系数机采取决于～h。=（）×1.5×1.2=541t一般带区煤仓容量可按表5-3取。表5-3带区煤仓容量带区生产能力Mt/a煤仓容量（t）以下50～100～100～200～200～300～300～500以上大于500根据上表，以及分带区的实际情况，本带区分带煤仓容量定为648t带区绞车房带区绞车房应布置在围岩稳定无淋水、地压小、易维护的地点。应避开较大的地质构造、含水层、且不受开采的影响。本带区绞车房布置在带区车场上方的煤层之中，采用锚喷支护。见矿井开拓平面图。带区变电所带区变电所应布置在围岩稳定无淋水、地压小、通风条件良好的地方。本带区变电所布置在运输大巷和轨道大巷之间。见矿井开拓平面图。矿井建井工作计划5.巷道掘进进度指标巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，根据《煤炭工业矿井设计规范》，巷道掘进进度指标采用如下数值：主井井筒：表土45m∕月；基岩70m∕月；副井：90m∕月；半煤岩巷：200—250m∕月；煤巷：250—300m∕月；5.掘进工作面机械设备配置表5—4掘进工作面机械设备配备表序号设备名称型号功率（kw）单位数量1煤电钻MZS—12D台42注水探水钻15台43小水泵台44调度绞车台45煤巷掘进机EBZ-135210台16胶带转载机JZP-100A10台17可伸缩胶带输送机SSJ—800/9090台18刮板输送机SGW-40T40台29锚杆打眼安装机MQT—130型台210局部扇风机FDBNo5.6/2×152×15台211喷雾泵站WPB-50/1011套112混凝土搅拌机安-Ⅳ台113混凝土喷射机PZ-5B台114岩石电钻2台215风镐台116凿岩机ZY24台217激光指向仪JZB-1台418发爆器MFB-50台16采煤方法6.1采煤方法6.1.1采煤方法及选择依据1301工作面煤层厚度适合缓倾斜放顶煤的最佳煤层厚度10.5m。工作面煤层顶板随采随冒，直接顶具有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上可以填满采空区。工作面煤质中硬，在顶板压力破碎后可充分放出。依据高产高效、经济合理的原则，1301综放面优先选用放顶煤的开采方法。6.1.2巷道布置1301综放面巷道布置方式为倾向长壁煤巷布置，回采巷道掘进总工程量为4900m，其中1301回风斜巷2400m，轨道斜巷2500m，切眼175m；1302回风斜巷2420m，轨道斜巷2225m。上述巷道用途为安装、运输、通风、行人用；预计服务年限为3年。1）进风斜巷：进风斜巷长度2500m，为煤巷布置，巷道宽m，高3m，面积m2，采用锚网支护，工作面超前支护50m，采用单体支柱加铰接顶梁支护，回风斜巷靠下帮布置移动变电站，靠上帮铺设铁路，做为进风、行人及辅助运输。2）运煤斜巷：与1301回风斜巷中－中平距17m平行布置。运煤斜巷长度2400m，巷道断面规格为：宽m，高m，面积m2，用锚网支护，工作面超前支护30m，采用单体支柱加铰接顶梁支护，运煤斜巷设计靠下帮安装胶带输送机，做为煤流运输及回风巷道。3）切眼、停采线：（1）切眼即工作面长度的确定，设计本工作面的长度为175m。（2）巷道断面规格：采用矩形断面，宽m，净高m，锚网、锚索联合支护，巷道顶板按m间距即每隔一排锚杆布置2棵锚索，其它支护要求同上顺槽。安装前正常段刷大至上净宽m，下净宽m，净高m，煤机窝开在上头，面侧再加宽m，长度15m。（3）停采线：设计为距煤层运输集中巷20m处。4）中切眼1301综放面由于工作面推进长度过长，本工作面需设置两个中切眼，中切眼断面规格为：宽4m，高3m，锚网、锚索联合支护，巷道顶板按m间距即每隔一排锚杆布置2棵锚索，其它支护要求同上顺槽。5）安装峒室及其它有关峒室：（1）在上顺槽端部开绞车窝，规格为：净宽×高×深＝m；支护。切眼上头调架窝及上头绞车窝采用炮掘法施工，其它在开宽切眼时一并掘出，在其内分别安设绞车为工作面安装用。在工作面适当位置安设一台14t回柱绞车为支架调向用。（2）在切眼上下两头工作面后侧分别开调架窝一个，规格为：长×宽×高＝m，锚网支护。（3）在切眼的上端头，在工作面前方开宽切眼的基础上再开深m，长15m，高m的采煤机组装峒室，用工字钢棚金属摩擦支柱支护。巷道几何参数、支护形式及用途见表6-3表6-1巷道几何参数、支护形式及用途一览表巷道名称用途断面形状净断面（m2）支护形式宽度（m）高度（m）进风斜巷进风矩形锚网4.5运煤斜巷回风矩形锚网4.5切眼安装设备矩形锚网中切眼辅助通风矩形12锚喷进风斜巷、运煤斜巷断面图见第四章6.1.3采煤工艺1）回采方法：走向长壁综采放顶煤一次采全高全部跨落法。2）落煤方法：双滚筒采煤机割煤，采高3.5m，截深m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤，并借助插板破碎大块煤防止堵塞放煤口的综合落煤方式。循环进尺m。采高：设计采高3.5m，工作面在此采高正常推进的情况下，支架能保持顶板完整，放煤顺利。在工作面顶板来压期间煤壁片帮较大，局部顶煤破碎，故来压期间须适当降低采高，控制在～m为宜，以加强对顶板及煤壁的控制。（1）采煤机进刀方式：本综放面采用采煤机端部斜切进刀单向割煤方式，该进刀方式适应性强。（2）采用端部斜切进刀单向割煤：①根据采煤机、前部运输机机械特征，采煤机进刀段长度应不小于35m。②采煤机正常割煤时，支架滞后采煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。采煤机进刀示意图下图6-1（a）起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常工作图6-1采煤机进刀示意图3）装运煤：采煤机组割装煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。4）移架方式：我国采用较多的移架方式有三种：①单架依次顺序式，又称单架连续式，支架沿采煤机牵引方向依次前进，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证质量规格，能适应不稳定顶板，应用比较多。②分组间隔交错式，该方式移架速度快，适用于顶板较稳定的高产综采工作面。③成组整体依次顺序式，该方式按顺序每次移一组，每组二三架，一般由大流量电液阀成组控制，适用煤层地质条件好，采煤机快速牵引割煤的日产万吨综采工作面。该设计的移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距m。5）推拉溜方式：（1）推移前部运输机：可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作（成组数量可调定）。推移弯曲段不小于25m，推移步距m。（2）拉后部运输机：拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15m～20m进行，步距m。6）放煤方式：1301综放面的顶煤厚7m，根据一采区放煤经验，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮多口间隔放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，设计采用一刀一放单轮多口间隔放煤方式，一采一放，采放平行作业，放煤步距m。放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准。（1）采放比：设计割煤高度m，放煤高度7m，故该面采放比为：3.5/7＝1：2（2）放煤口数量确定：按后部运输机能力确定放煤口数目。①单口放煤量qf＝1.5×0.8×7×1.4×80%＝t式中：1.5——单组支架宽度；0.8——放煤步距；7——顶煤厚度；80%——顶煤回采率。单口纯放煤时间：根据矿上资料，单口纯放煤周期为s，连续放煤周期为s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf＝90s。②同时放煤口数目的确定：考虑不均衡系数，同时应满足后部运输机（2000t/h）能力要求。同时放煤口数目最大值：Nf＝（2000×90）/（）＝个由于移架后后部漏煤，取Nf＝2个因此，放煤循环时间：（90/60）×（126/2）＝min取95min。③采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为95分钟。采煤机割煤速度为Vg1＝～m/min，跑空刀速度为～m/min，由下式：Tg1＝175/Vg1＝43.75min得Vg1＝4m/minTg2＝175/Vg2＝2min得Vg2＝8m/min割煤周期T＝Tg1＋Tg2＝＋＝min同时考虑推溜和回头时间大约20min，整个循环周期大致为95min，和放煤周期基本相符，1301综放面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。④自动放煤工作要求：利用电液阀可程序控制的功能，试验研究电液程序控制阶梯均衡放煤，达到放煤自动化程度高、放煤速度快、放煤均匀、顶煤回收率高、煤质好的目的。对电液控制程序的其他要求：Ⅰ应保证移架时无论护帮板处于伸或缩的位置，第一个动作均为收护帮板；Ⅱ正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒3～5组支架，但滞后前滚筒2组支架必须伸出护帮板。顶板破碎时，滞后煤机前滚筒3～5组支架拉架；Ⅲ无论拉架还是放煤，控制方式均应以人工操作为先；Ⅳ为防止超放现象的发生，放煤控制程序应确定每组放煤开始至少在移架3架以上后进行。7）工艺流程以放煤工序为中心，设计采用一采一放、采放工序平行进行的作业方式，割放煤步距m，工艺流程为：割煤割煤移架后部放煤推前部输送机拉后部输送机机图6-2割煤工艺流程工序质量要求见表见表6-2。表6-21301综放面工序质量要求一览表工序名称质量特性技术要求割煤割煤方式单向割煤，断部斜切进刀，进刀段长度不小于35m，截深m采高均匀采高m煤壁齐直成一条直线顶底板平①无台阶②无伞檐③顶煤垮落≤300mm④严格沿底板开采，不丢底煤移架支架直成一条直线，偏差≤±50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度＜±5°顶梁平①最大仰俯角＜±7°②端面距≤340mm③相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀①支架中心距m②支架不挤、不咬，架间空隙＜200mm接顶紧初撑力≥24MPa步距够m推拉前后部运输机输送机直①刮板输送机直，偏差＜±50mm②弯曲段≥25m输送机平上下弯曲角度＜3°刮板输送机与转载机①搭接合理，底链不拉回头煤②链轮中心与转载机刮板面高度为700～900mm推拉运输机顺序单向顺序推移放煤放煤步距m放煤方式单轮多口间隔放煤6.1.4设备配置1）液压支架：1301综放面液压支架主要技术特征见表6-3表6-31301综放面液压支架主要技术特征如下：型号：ZFS6200/18/35初撑力：5063-5274kN工作阻力：6000-6250kN支护强度：～MPa宽度：1410～1580mm中心距：1500mm底板比压：Mpa(平均)支撑高度：1800～3500mm（工作面采高3000mm±200mm）适应煤层倾角：≤20°（包括走向、倾向）移架速度：8～12s操纵方式：半邻架操作拉移步距：1000mm支架运输尺寸：长×宽×高）＝7250×1500×1800mm2）排头支架：工作面上下两头各配置三组排头支架，选用型号为ZTF6500/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架，ZTF6500/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架主要技术参数见表6-4。表6-4ZTF6500/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架主要技术参数为：支架型式：支撑掩护式支撑高度：1900～3200mm中心距：1570mm支架宽度：1490～1660mm工作阻力：6577KN（P＝MPa）支护强度：MPa底板比压：MPa（平均）支架初撑力：6157KN3）支架布置工作面切眼中-中斜长17m，切眼设计共布置支架113架，其中包括上下两头排头支架各三架，其总支护宽度为：6×1.57+113×1.5+1=1m（其中m为安装误差，经验数据）。另外，在工作面上下端头按设计要求安装ZT9800/18/35型端头小支架（两架一组），其主要技术参数见表6-5表6-5ZT9800/18/35型端头小支架主要技术参数立柱：Φ200×8，机械加长段形式前架支撑高度：1800-3500mm后架支撑高度：1600-3000mm初撑力：7912KN工作阻力：9800KN(P=39MPa)支架面积：m2支护强度：0.53MPa底版平均比压：MPa立柱数量：8根表6-6PCM200型轮式连续破碎机主要技术参数为：型号：PLM3800破碎能力：2200t/h破碎形式：锤式出口粒度：300mm，破碎轴高度可调入料口块度：1000×800mm（长度不限）供电电压：1140v电机：200KW传动方式：电机＋液力偶合器＋减速器配有自动喷雾降尘装置。4）采煤机：选用MG4/920-WD型电牵引采煤机，其技术参数见表6-7。表6-7MG4/920-WD型电牵引采煤机主要技术参数为：采高：～机面高度：1593mm滚筒中心线距离：12112mm滑靴间距：6195mm滚筒直径：1800mm截深：800mm卧底量：250mm适应倾角：≤25º滚筒转速：rpm供电电压：3300V截割部功率：2×360kW牵引电机功率：2×62kW液压泵电机功率：装机总功率：920kW牵引速度：0～15m/min牵引力：300~500kN重量：5）工作面主运输设备：（1）前部输送机：其技术参数见表6-8。表6-8选用SGZ～1000/2×700型刮板运输机，其主要技术参数为：型号：SGZ～1000/2×700设计长度：212m电机功率：700kw×2/1400kw电动机转速：1486r/min电动机电压：3300V输送能力：2000t/h刮板链速度：m/s刮板链形式：中双链刮板间距：8×137（＝1096）mm园环链规格：2×Φ38×137mm中部槽规格：（长×内宽×高）1500×1000×337mm链中心距：200mm减速器速比：36：1电机布置方式：平行布置卸载方式：端卸牵引形式：埋链轨式机尾伸缩量：300mm紧链方式：液压马达紧链（2）后部运输机：其技术参数见表6-9。表6-9选用SGZ～1000/2×700型刮板运输机，其主要技术参数为：型号：SGZ～1000/2×700设计长度：212m电动机转速：1486r/min电动机电压：3300V，50Hz电机功率：700kw×2/1400kw输送能力：2000/h刮板链速度：m/s刮板链形式：中双链刮板间距：8×137（＝1096）mm园环链规格：2×Φ38×137mm（紧凑链）中部槽规格：（长×内宽×高）1500×1200×355mm整体铸焊开底具有浮煤回收装置槽间连接形式：4000kN哑铃销连接链中心距：200mm减速器速比：36：1传动系统布置方式：平行布置卸载方式：端卸软起动方式：可调速液力偶合器机尾形式：自动可伸缩机尾机尾伸缩量：300mm紧链方式：液压马达紧链拉移方式：Φ30圆环链软连接（3）转载机：选用SZZ～1000/400型顺槽桥式刮板转载机，其主要技术参数见表6-10。表6-10SZZ～1000/400型顺槽桥式刮板转载机，主要技术参数表型号：SZZ1200/525设计长度：70m输送能力：2200t/h供电电压：1140v中部槽规格：2100×1200（槽内宽）×1300mm中部槽结构：整体箱型焊接爬坡角度：9°圆环链形式：Φ34×126～C级电机功率：400kW（双速、水冷）刮板链速度：m/s刮板间距：822mm刮板链中心距：500mm减速器速比：调链方式：液压伸缩机头紧链装置：液压紧链器机头架采用可伸缩机头架，配备胶带机尾自移装置自移形式：备液压自移装置，与破碎机组合自动伸缩拉移，迈步式前移。转载机布置：其中心线与胶带输送机中心线重合，铺设长度40m。（4）破碎机：选用PCM200型轮式连续破碎机，其技术参数见表6-13。（5）顺槽胶带输送机选用DT49型可伸缩带式胶带输送机，其技术参数见表6-11。表6-11DT49型可伸缩带式胶带输送机主要技术参数表:型号：DT49输送能力：3000t/h输送距离：2000—4000m带速：m/s托辊直径：φ127mm（6）泵站及管路选型、数量：①乳化液泵：其技术参数见表6-12。表6-12乳化液泵主要技术参数表型号：三泵二箱额定压力：MPa流量：315L/min电机功率：250KW电压：1140/660V柱塞行程：70mm最大输出压力：40MPa液箱型号：RX315/30液箱容量：3000L②清水泵：其技术参数见表6-13。表6-13清水泵主要技术参数表型号：KPB315/16两泵一箱额定压力：20MPa流量：315L/min电机功率：125kw电压：1140V液箱型号：HPB-315/10液箱容量：3000L（7）工作面辅助运输①工作面辅助运输采用无极绳，无极绳绞车及调度绞车技术参数见表6-14。表6-14无极绳绞车技术参数：型号：JW2100/100卷筒直径：2100mm卷筒宽度：310mm最大静拉力：12000kg最大静拉力差：9600kg容许钢丝绳最大直径：34mm钢丝绳速度；m/s减速比：100外型尺寸（长×宽×高）：5550×3900×1640mm②调度绞车技术参数见表6-15。表6-15调度绞车技术参数表型号：JDM-20牵引力：20000kg卷筒直径×宽度：600×280mm容绳量：无限制绳径：37mm绳速：m/min重量：6500kg外型尺寸（长×宽×高）：2326×2342×1680mm6）工作面设备总体配套方案见表6-16。表6-16工作面设备总体配套方案表序号设备名称规格型号数量备注1采煤机MG4/920-WD12支架ZFS6200/18/35ZTF6500/19/3212663前部运输机SGZ～1000/2×70014后部运输机SGZ～1000/2×70015转载机SZZ～1000/40016破碎机PCM20017胶带输送机DT4918乳化液泵9清水泵KPB315/166.2顶板管理6.2.1支护设计选用ZFS6200/18/35型和ZTF6500/19/32型支架。6.2.2工作面顶板管理1）管理方法：（1）本工作面采用全部垮落法管理顶板。（2）1301综放面采用全部陷落法管理顶板。配置113组支撑掩护式低位放顶煤液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。2）正常回采时期顶板支护：采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，移架步距m。（1）移架顺序：①正常移架滞后采煤机后滚筒3～5个支架，防止空顶时间过长出现顶板事故。②排头支架的移架顺序：先移2#架，再移1#架，最后移3#架。（2）管理要求：①工作面工程质量应做到动态达标，确保“三平、两直、一净、二畅通”。②为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高，不准任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求认真掌握割煤工艺，顶底板要割平，相邻两排之间不得出现大于50mm的台阶或伞檐，保证支架接顶接底状况良好。③采煤机割煤后距煤机后滚筒3～5组支架开始移架，并及时伸出护帮板护帮。顶板破碎时要紧跟煤机前滚筒移架，做到少降快移。④加强工作面设备上窜下滑的控制，防止因频繁调面影响顶板状况。⑤确保支架支护强度，提高支护质量，支架升架时必须保持足够的供液时间，支架立柱初撑力不得小于24Mpa。护帮板及时伸出护帮护顶，严禁出现前不护帮上不接顶的现象。⑥保持支架与泵站液压系统的完好，加强支架及泵站的维修，严禁设备带病运转，杜绝系统的串、漏液的现象，及时处理支架自降和更换折损支架或支柱，禁止支架带“病”工作。系统压力不足时要及时停机检查处理，处理好后方可开机。⑦工作面因受煤层结构影响而顶板破碎时，应及时采取有效支护措施，防止冒顶事故扩大。⑧工作面过断层时，由于断层处煤层节理非常发育、煤（岩）体破碎，极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶，因此必须加强过断层回采时的顶板管理工作。根据我矿经验，当工作面局部地段片帮较深时，可超前采煤机移架，及时支护空顶区；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，一般应采取及时拉超前架、铺联双层金属网、架顶使倾向工字钢的方法维护顶板；当顶板冒落严重时，可采用挑蹬工字钢梁、上铺大板与铺联双网相配合的方法维护顶板。届时需提前编制工作面过断层的安全技术专项措施。3）特殊时期的顶板管理：来压及停采前的顶板管理：（1）在接面生产的同时，应及时编制工作面初次放顶安全措施，与作业规程一并贯彻执行。（2）工作面老顶初次来压和周期来压期间，要求加强来压的预测预报工作，由矿压组在上下顺槽挂牌标明来压位置。（3）加强上、下端头及工作面的顶板管理，提高支护质量，适当加大支护密度。工作面支架以及两顺槽所有单体柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。（4）工作面片帮加剧或顶板破碎处要及时跟机拉架，必要时及时拉移超前架，并对工作面煤壁采用相应的防片帮措施。（5）工作面停采线前10m不再放煤，铺设双网、挂钢丝绳为撤面造好条件。届时应提前编制工作面停采造条件施工措施，确保停采质量和安全。6.2.3工作面上、下端头及出口的顶板管理1）上、下顺槽超前支护：（1）超前支护距离：①上下出口超前支护距离上顺槽不得低于50m，下顺槽不得低于30m。②超前支护以外的锚网支护巷道出现顶板下沉量较大、开裂、离层（顶板累计下沉量超过100mm或日下沉量超过40mm）、锚杆螺丝撸丝等异常现象时，及时用单体液压支柱打点柱或配合抬棚加强支护；局部工字钢棚、抬棚加强支护巷道出现棚梁变形或棚腿失脚时应及时补打点柱支护。（2）超前支护方式及支护材料：支护方式：采用锚网支护，并采用单体支柱和铰接顶梁支护。（3）支护质量控制标准：①所有支柱走向成线，偏差小于±50mm，倾斜不超过6°。②所有单体液压支柱柱阀与工作面推进方向一致。③根据顺槽高度在一字梁下支设m、m、m或m的单体柱，活柱行程不少于200mm。④所有支柱应迎山有力，初撑力不小于MPa，并走向拴绳联锁。⑤一字顶梁铰接牢固，铰接率不得低于90%，沿巷道成一直线，特殊情况下允许脱节（如巷道鼓帮变形严重），但相邻脱节段之间间隔不得大于2m，以确保支护质量。⑥两巷支护高度不得低于m，行人通道宽度不得小于m。上下顺槽变形严重处必须及时扩帮落底改造处理，以保证顺槽必需的通风断面和出口的安全畅通，确保安全生产。⑦上下顺槽两帮鼓帮变形使单体支柱侧向受力时，必须及时改柱，防止支柱失去支护作用或支柱折断危及安全生产。⑧巷道顶板破碎时，要先铺联一层金属网，再用一字顶梁支护。⑨m花边大抬棚进行支护。⑩棚顶必须在回撤密集支柱时及时撤出；顶板异常破碎造成回撤困难时，需经矿领导批准，方可撇入老空区。回采过程时，必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口的支护方式、范围及相关措施，报请矿总工程师批准，以确保安全生产。6.3生产系统1）运输系统主运输系统构成及运载路线：1301综放面采用下行运输方式。采煤机机组割煤及后部放煤，通过工作面前后部运输机，桥式转载机、破碎机及顺槽胶带输送机运出，经煤仓进入主运输系统。1301综放工作面下顺槽总输送距离为2400m（包括切眼8m）。2）辅助运输系统：工作面的材料运输采用无极绳运输。3）设备安装、撤除及材料运输路线：（1）工作面设备安装路线：副井井底车场西轨道大巷分带下部车场进风、行人、运料斜巷1301轨道顺槽1301综放面切眼。（2）工作面生产材料运输路线：副井井底车场西轨道大巷分带下部车场进风、行人、运料斜巷1301轨道顺槽1301综放面（3）工作面设备撤出所经路线：轨道顺槽设备、移动变电站等1301轨道顺槽运料、行人、进风斜巷分带下部车场西轨道大巷井底车场副井地面。下顺槽胶带输送机、转载机、工作面所有设备1301轨道顺槽分带下部车场西轨道大巷井底车场副井地面。6.4劳动组织和主要技术经济指标6.4.1作业方式实行“四六”工作制，三班生产，一班检修，每班作业6h。6.4.2劳动组织依据目前工作面用工数量和工种配合情况，结合1301综放面两巷支护、设备配备等确定其用工，在实践中再进一步细化调整。6.4.3工作面循环作业图工作面循环作业，见图6-3。6.4.4主要技术经济指标主要技术经济指标，见表6-17。图6-3工作面循环作业图表6-17主要技术经济指标表序号指标名称数量备注1工作面推进长度2400m2工作面面长(净斜长)175m3煤层倾角2.3°～14.3°4煤视密度1.4t/m35煤硬度6煤厚10.5m7割煤高度3.5m8放煤高度7m9采放比1:210工业储量6174000t11设计采出煤量t12回采率88.82%13日产量t14月产量t15正规循环率%16月推进度m17可采期个月18放煤步距0.8m19出勤率80%20回采工效69吨/工7井下运输概述7.1.1矿井运输系统1）运煤系统综采工作面刮板输送机转载机工作面运煤平巷（胶带输送机）分带煤仓运输大巷-胶带输送机-井底煤仓主井箕斗地面2）运料系统地面副井罐笼井底车场t固定式矿车轨道大巷分带下部车场分带轨道平巷回采工作面3）运矸系统工作面轨道平巷分带下部车场轨道大巷t固定式矿车井底车场罐笼副井地面4）行人系统地面副井罐笼井底车场轨道大巷分带下部车场分带区轨道平巷回采工作面5）回风系统工作面运输平巷分带回风斜巷回风大巷风井地面带区运输设备的选择在第六章已对工作面的设备进行了选型，这里不需再重新说明。大巷运输设备的选择由于本矿井设计生产能力为3Mt/a，为大型矿井，考虑到运输大巷的运输能力，运输大巷中采用胶带输送机运输，胶带输送机型号为：