【正文】 巷道保護(hù)煤柱為界，南邊以工作面切眼保護(hù)煤柱為界，東邊以靈露礦工業(yè)廣場保護(hù)煤柱為界?！?176。回采對地面設(shè)施的影響及沉陷范圍回采后地面會產(chǎn)生裂縫、形成不同程度沉陷，預(yù)計(jì)最大下沉值為78m，對居民住宅及耕地有一定影響，需要對受采動影響的居民住宅進(jìn)行動遷，對受采動影響的公路進(jìn)行改道或原地恢復(fù)。儲 量（萬T）工業(yè)儲量可采儲量回采率回采損失75%頂、底板 巖性煤層頂板頂板巖性主要為粉砂巖、泥巖、其次為砂質(zhì)泥巖、細(xì)砂巖等。鉆 孔情 況此工作面內(nèi)有9個鉆孔，分別是777727737791（此孔為一層群鉆孔，）、637775645778662號鉆孔，要求在回采時(shí)，要提前制定過鉆孔的安全技術(shù)措施。補(bǔ) 充說 明Ⅱ23煤層頂板上覆有砂巖含水層，回采前必須通過井下仰上鉆孔對含水層的水進(jìn)行超前疏降，要求達(dá)到安全水頭值并經(jīng)公司相關(guān)處室驗(yàn)收后，方可回采。工作面煤層情況及特征表 表221煤層厚度/m煤層結(jié)構(gòu)較簡單煤層傾角5～8176。55176。35176。本工作面煤層較穩(wěn)定，局部賦存夾矸1～2層，平均煤層厚度12m。FA斷層可能造成在北二采區(qū)三區(qū)段的局部地段出現(xiàn)半土半煤情況，回采時(shí)應(yīng)采取過斷層安全技術(shù)措施。該斷層在揭露以后，因?qū)ê畬釉?jīng)出現(xiàn)涌水、潰砂現(xiàn)象。 北二采區(qū)三區(qū)段回采初期應(yīng)注意防范由于綜放開采形成的導(dǎo)水裂隙帶使零片順槽（開切眼前12米處）的F43斷層再次出現(xiàn)涌水、潰砂現(xiàn)象。30176。65176。FANE44176。58176。119較可靠1920線以北鉆孔控制及礦建工程實(shí)見。靈露礦設(shè)計(jì)年產(chǎn)量300萬噸。12個月=25萬噸 /月。300萬噸/年=。 斯 ， m3/min， m3/t， m3/t，根據(jù)以上數(shù)據(jù)可知，本礦井無煤與瓦斯突出危險(xiǎn)。 根據(jù)各煤層的煤塵爆炸測試結(jié)果，均有爆炸性。因此，本礦井煤塵有爆炸危險(xiǎn)性。 溫井田內(nèi)恒溫帶深度為73m,℃/100m，176。第三章 回采工藝設(shè)計(jì)根據(jù)采區(qū)煤層特征及地質(zhì)條件，可選擇分層綜采工藝、綜采放頂煤工藝和大采高一次采全厚回采工藝，這三種工藝各有優(yōu)缺點(diǎn)，下面對其進(jìn)行比較：1） 分層綜采工藝的特點(diǎn)優(yōu)點(diǎn)：分層綜采工藝技術(shù)成熟，設(shè)備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應(yīng)各種條件的采煤設(shè)備；液壓支架及配套的采煤機(jī)設(shè)備小、輕便，回采工作面搬家方便。缺點(diǎn)：巷道掘進(jìn)較多，萬噸掘進(jìn)率低；工作面單產(chǎn)低，單產(chǎn)提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網(wǎng)勞動強(qiáng)度大，費(fèi)用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。缺點(diǎn)：煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時(shí)煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質(zhì)；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大 。缺點(diǎn)：煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫；采高固定，適應(yīng)條件單一。頂板管理方式為全部跨落法。放煤高度8m，采放比1：。(附：進(jìn)刀方式示意圖) 采用雙向割煤，采煤機(jī)前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，往返兩刀，利用滾筒旋轉(zhuǎn)裝煤，剩余的煤由鏟板在推輸送機(jī)時(shí)自行裝入前部輸送機(jī)。 （2）采煤機(jī)將兩個滾筒的位置調(diào)換，反向割三角煤至割透端頭煤壁。 采用追機(jī)及時(shí)移架支護(hù)形式，移架滯后采煤機(jī)后滾筒4～6m，,由于本工作面煤層節(jié)理較發(fā)育，頂煤易破碎，采用依次順序移架方式。接班后，支架工首先進(jìn)行安全確認(rèn),當(dāng)確認(rèn)作業(yè)現(xiàn)場設(shè)備、環(huán)境等符合安全生產(chǎn)條件后，方可開始移架作業(yè)。 在移架后順序推前部輸送機(jī), 前部輸送機(jī)采用跟機(jī)分次推入法。 (1)初次放頂煤 工作面初采推過開切眼20m后，如果工作面頂板涌水及頂板壓力均無變化，采用逐漸放煤，放煤同時(shí)指派專人觀察頂板水和頂板壓力的變化情況，推進(jìn)至70m后按作業(yè)規(guī)程的規(guī)定正常放煤。 放煤方向?yàn)椋河上轮辽匣蛴缮现料轮鸺芊琶骸? 放煤作業(yè)前，放煤工首先進(jìn)行安全確認(rèn)。放頂煤工序和割煤工序采用平行作業(yè)方式。當(dāng)有大塊煤卡在放煤口影響放煤時(shí)，應(yīng)反復(fù)動作尾梁，利用插板使大塊煤破碎?？拷瞬康姆琶汗じ鶕?jù)后部輸送機(jī)上的煤量適當(dāng)控制放煤量。 （4）工作面末采 當(dāng)工作面推進(jìn)到距離停采線20m時(shí)不放煤，留頂煤維護(hù)工作面。 后部刮板輸送機(jī)在放完頂煤后拉移，必須依次順序拉移由機(jī)頭向機(jī)尾（或由機(jī)尾向機(jī)頭）順序拉回，已拉完的后部刮板輸送機(jī)應(yīng)呈一條直線，嚴(yán)禁相向操作，杜絕誤操作，確保彎曲段不小于20m，確保拉移到位。帶入?yún)?shù)計(jì)算得采煤機(jī)平均落煤能力為： 采煤機(jī)平均割煤速度工作面是否達(dá)到預(yù)定的產(chǎn)量，主要取決于采煤機(jī)的切割速度。Vmax＝＝ m/minQmax＝＝ 采煤機(jī)截割功率 按采煤機(jī)單位能耗計(jì)算采煤機(jī)的截割功率為：式 中：N——采煤機(jī)截割功率，kW；——備用系數(shù)，取=；——采煤機(jī)割煤單位能耗，按鐵法、扎萊諾爾等礦區(qū)實(shí)測，=～，取=,則工作面采煤機(jī)截割功率為：N=60= 根據(jù)煤層賦存條件、煤層硬度及夾矸情況，本次設(shè)計(jì)移交的二采區(qū)工作面，選用性能可靠、大功率電牽引的采煤機(jī)，其型號為MG450/1040WD，電動機(jī)總功率1040 kW，牽引力為748kN，牽引速度為0～7m/ min， m，～ m,最大生產(chǎn)能力2050t/h。支架按放煤口位置分為高、中、低位放頂煤支架。支架工作阻力的確定（1） 根據(jù)上覆巖層壓力計(jì)算：綜采工作面液壓支架受力，主要是受上覆可垮落下位巖層(直接頂)的靜壓力和上位巖層(老頂)來壓時(shí)的動壓力的影響。煤層開采后，上位巖層最大可垮落高度為：式中：—可及時(shí)垮落的上覆巖層厚度(m)；—直接垮落后未經(jīng)壓實(shí)的碎脹系數(shù)，取=；—煤層最大采高，=。支架支護(hù)強(qiáng)度可按下式估算：式中：—老頂來壓時(shí)動載荷系數(shù)，k=；—可及時(shí)垮落的上覆巖層厚度，H1=；—巖層容重，=。P=nLmin Bp/(η1η2)=5090()＝7734kN/架式中：B—架間距，B＝；η1—支護(hù)效率，取η1＝；η2—安全閥波動系數(shù)，取η2=；p—支護(hù)強(qiáng)度，；Lmin—最小控頂距，5090mm；n—安全系數(shù)。為了使支架對煤厚變化有較大的適應(yīng)性，～，同時(shí)借鑒國內(nèi)綜放液壓支架使用經(jīng)驗(yàn)，本次設(shè)計(jì)正常段選擇ZF12000/23/37型四柱支撐掩護(hù)式低位放頂煤支架，工作阻力12000kN，初撐力10128kN。工作面前、后可彎曲刮板輸送機(jī)分別采用SGZ1000/1400（前）、SGZ1000/1400（后）各一臺，運(yùn)輸能力為2500t/h，牽引方式為齒軌式，長度為200m，功率2 700kW。工作面設(shè)備配備情況表 表334序號名 稱型 號單位數(shù)量B備 注1超前支架ZTC40000/23/42組42超前支架ZW30400/23/37架43端頭支架ZTZ30536/23/42組1三架一組4過渡支架ZFG13000/23/37架75過渡支架ZFG13000/23/40架16基本支架ZF12000/23/37架1067采煤機(jī)MG450/1040WD臺1QJZ1800/8前刮板輸送機(jī)SGZ1000/1400臺1QJZ1800/9后刮板輸送機(jī)SGZ1000/1400臺1QJZ1800/10轉(zhuǎn)載機(jī)SZZ1200/700臺1QJZ1800/11破碎機(jī)PLM3500臺1QJZ1600/（）8八組合開關(guān)控制12乳化液泵站BRW400/套2QJZ1600/（）8八組合開關(guān)控制13膠帶輸送機(jī)DSJ120/160/2*500臺2用BPJ630/660變頻器控制14移動變電站KBSGZY—4000/10/臺215移動變電站KBSGZY—1600/10/臺316移動變電站KBSGZY—500/10/臺217無極繩絞車SQ80（110）P臺2BPJ3250/660變頻器控制、裝煤和運(yùn)煤 采用采煤機(jī)割煤，該工作面割煤方式設(shè)計(jì)為工作面端部斜切割三角煤進(jìn)刀方式，機(jī)組雙向割煤。 工作面采用刮板運(yùn)輸機(jī)，順槽采用轉(zhuǎn)載機(jī)和皮帶運(yùn)輸機(jī)運(yùn)輸。 一、液壓支架選型設(shè)計(jì) 工作面液壓支架數(shù)計(jì)算。加入一臺端頭液壓支架，共115臺 。(附：工作面布置圖) 靈露礦液壓支架主要參數(shù)的確定 （1）支架工作阻力的確定 ① 根據(jù)上覆巖層壓力計(jì)算： 綜采工作面液壓支架受力，主要是受上覆可垮落下位巖層(直接頂)的靜壓力和上位巖層(老頂)來壓時(shí)的動壓力的影響。煤層開采后，上位巖層最大可垮落高度為： 式中： ——可及時(shí)垮落的上覆巖層厚度(m)； ——直接垮落后未經(jīng)壓實(shí)的碎脹系數(shù)，取=； ——煤層最大采高，=。支架支護(hù)強(qiáng)度可按下式估算： 式中： ——老頂來壓時(shí)動載荷系數(shù)，k=； ——可及時(shí)垮落的上覆巖層厚度，H1=； ——巖層容重，=。 P=nLmin Bp/(η1η2) =5090() =7734kN/架 式中： B——架間距，B＝； η1——支護(hù)效率，取η1＝； η2——安全閥波動系數(shù)，取η2=； p——支護(hù)強(qiáng)度，； Lmin——最小控頂距，5090mm； n——安全系數(shù)。 礦壓觀測在工作面設(shè)10個測站，分別為1234567894液壓支架上。 通過對加權(quán)平均壓力曲線（為2小時(shí)加權(quán)值）的觀察，可以看出： a、13＃，最大值為7680KN。 c、31＃，最大值為7868KN。 e、49＃，最大值為7950KN。 g、67＃，最大值為7913KN。 i、85＃，最大值為7213KN。 綜上所述，整個工作面加權(quán)阻力最大值為6266KN。 （2）支架的選擇 一般來講，支架的連桿形式可分為：單擺桿、正四連桿、反四連桿幾種形式。綜合分析比較，本次設(shè)計(jì)采用了正四連桿機(jī)構(gòu)，而正四連桿機(jī)構(gòu)通常又有兩種形式，即前連桿為Y型連桿，后連桿為單連桿，和前連桿為H型連桿，后連桿仍為單連桿，經(jīng)分析比較，本次設(shè)計(jì)采用前連桿為H型連桿、后連桿為單連桿。目前，四柱支撐掩護(hù)式低位放頂煤支架，絕大多數(shù)礦區(qū)均采用正四連桿鉸接尾梁小插板式結(jié)構(gòu)?？紤]支架穩(wěn)定性及立柱伸縮比，～4m。 支架型號及名稱為ZF12000/23/37型放頂煤液壓支架，數(shù)量114架。液壓支架主要技術(shù)參數(shù)見表1. （1）工作面端頭支護(hù) 工作面上端頭設(shè)有ZTZ30536/23/42型液壓支架3架一組，在端頭支架與基本液壓支架間設(shè)1臺ZFG13000/23/40型過渡液壓支架和3臺ZFG13000/23/37型過渡液壓支架，基本液壓支架到下端頭處設(shè)ZFG13000/23/37型過渡液壓支架4臺。其中前置支架1組，中置支架2組，后置支架1組。其中前置支架1架，中置支架2架，后置支架1架，前、后置支架分別裝有護(hù)幫板。2支護(hù)高度2300～3700 mm；最高高度：3700mm；最低高度：2300mm3額定工作阻力12000 kN（P=）4初撐力（KN）10128kN（P=）5平均支護(hù)強(qiáng)度6底座寬度1550mm7對底板平均比壓8支架中心距1750 mm9支架寬度1660～1860 mm ；最大寬度：1860mm；最小寬度：1660mm10移架步距800mm11推溜力/拉架力474/801kN12不可拆卸最大件重量～13左右排立柱中心距890mm14頂梁長度3640mm（兩鉸接點(diǎn)）15前梁長度1450mm（鉸接點(diǎn)到前端）16前梁尖端承載能力801kN17操作方式鄰架控制（整個工作面采用先導(dǎo)式多芯管鄰架控制系統(tǒng)）18泵站壓力19不便拆卸運(yùn)輸尺寸692516602300mm（長寬高）(整體運(yùn)輸)20支架整體重量 W=LShγC式中：W－正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力，ｔ；