第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1：工作面位置及井上下关系表
第二节煤层
本工作面所采煤层为12-1、12-2煤。工作面设计采高为4.0米。12-1煤平均厚1.79m；12-1煤与12-2煤间夹泥岩，平均厚为1.17m；12-2煤平均厚1.35m。12-1煤煤种为贫煤(PM)、瘦煤(SM),12-2煤煤类为瘦煤(SM)。
1、该工作面12煤厚度变化大，12-1煤局部含1层夹矸，赋存较稳定。12-1煤与12-2煤间夹矸厚度变化大，12-2煤局部含1层夹矸，赋存较稳定。
2、12-1煤顶板为黑色泥岩，平均厚11.2m，底板为泥岩，平均厚1.17m，底板泥岩下为12-2煤，12-2煤底板为细砂岩，平均厚1.63m。
3、坚固性系数：12-1煤、12-2煤f=0.26；泥岩f=2.19～2.65；细砂岩f=3.8～5.7；粉砂岩f=2.6～4.5；中砂岩f=4.5～5.8。
4、煤岩层产状：倾向为240°～290°，倾角为2°～12°。
第三节煤层顶底板
表2：煤层顶底板情况表
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
该工作面运输顺槽、回风顺槽及开切眼巷道实见断层揭露点17处，其中落差小于0.5m的断层揭露点有2处；落差大于等于0.5m且小于1m的断层揭露点有8处；落差大于等于1m的断层揭露点有7处，其中：①Fy2号断层与Fh1号断层为同一条断层，运输顺槽落差1.8m，向北东延伸，至回风顺槽落差为1.2m。②Fy4号断层为正断层，落差为1.2米，向北西方向延伸，并逐渐尖灭；③Fh4号断层与Fy5断层为同一条断层，回风顺槽落差2.4米，向南东延伸，至运输顺槽落差为
1.3米；④Fh5号断层为逆断层，落差为1.1米，向南东方向延伸，并逐渐尖灭；
⑤Fy7号断层与Fk1号断层为同一条断层，运输顺槽落差为1.0米，向北西方向延伸，至开切眼落差为0.5米，并逐渐尖灭。断层的位置、产状等参数详见《北二采区1212回采工作面地质说明书》12-1煤底板等高线实测图、剖面图及断层一览表。
二、火成岩情况及对回采的影响
该工作面在回采过程中将遇见火成岩墙5条，岩性为辉绿岩，对回采有较大
影响。火成岩具体位置、产状见北二采区1212回采工作面12-1煤底板等高线实测图、剖面图及火成岩一览表。
第五节水文地质
该工作面水文地质条件简单，围岩富水性弱。太原组裂隙承压弱含水层，单位涌水量0.00004~0.0006升/秒米，渗透系数0.0004~0.00084米/日。根据相邻巷道揭露情况，预计工作面围岩涌水量不超过5立方米/小时。
1、钻孔
该工作面内有817号钻孔和826号钻孔。根据精细地质报告826号钻孔为封闭良好钻孔，817钻孔为封闭不良钻孔。回采至817号钻孔平面位置50米前，在地面将钻孔重新注浆封闭完好。
2、采空区积水
（1）北二采区1212工作面上方为北一采区712、北一采区714、北二采区704、北二采区706采空区。北二采区704、北二采区706采空区积水位于北二采区1212开切眼。对生产有影响的为北一714采空区积水（全部为工业用水）预计北一采区714采空区积水现有约730立方米，积水上限标高-832.946，积水下线标高-838.146，水头高度5.2米。
（2）北二采区1212回风顺槽与北二1210-1采空区安全隔离煤柱约10米，北二采区1210-1采空区有积水，目前正在排放，截止2010年12月25日，积水上限标高-974.843米，积水下限标高-982.443，水头高度约7.6米。
第六节影响采煤的其它因素
表3：影响回采其它地质情况表
第七节储量及服务年限
一、储量
1、基础储量（111b）：
C=C1+C2
=69.2+51.7=122.9万吨
2、可采储量（111）：
Q=C2x=122.9395%=116.7万吨
二、服务年限
工作面的服务年限=可采储量/设计月产量
=116.7万吨/13.6万吨
≈8.5个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面设计及巷道布置概况
该工作面东部为北二下采胶带巷，北邻北二采区1210-1采空区，南邻未采动区，西部为北二1212工作面开切眼。
二、工作面回顺
1、支护形式：巷道采用锚杆、锚索、金属网联合支护。
2、管线铺设：靠硬帮铺设Φ4吋进风管一条、Φ2吋进水管一条、Φ2吋排水管一条。
3、电缆铺设：靠软帮铺设70mm2电缆一条及其它几条电缆。
4、巷道断面：宽4.2m，高3.0m。
5、巷道用途：主要用于工作面回风、材料供应、行人等。
三、工作面运顺
1、支护形式：巷道采用锚杆、锚索、金属网、工字钢棚等联合支护。
2、管路铺设：靠硬帮铺设Φ4吋进风管一条、Φ2吋进水管一条，Φ4吋制冷管路一条。
3、电缆铺设：靠软帮铺设70mm2电缆三条及其它几条电缆。
4、巷道断面：宽4.2m，高3.0m。
5、巷道用途：主要用于工作面的进风，运煤、行人、材料供应等。
四、工作面开切眼、绞车硐室及其它硐室等全部采用锚杆、锚索、金属网联合支护。
第二节采煤
一、采煤工艺
根据北二采区1212回采工作面地质说明书提供的地质条件，该工作面采煤方式设计为倾斜长壁后退式，采煤方法选择综合机械化采煤。
1、工艺顺序：双滚筒采煤机割煤——刮板运输机运煤——液压支架支护顶板——推移刮板运输机。
2、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤。
3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合刮板运输机铲煤板装煤。
4、运煤：工作面运输机运煤到转载机再到皮带输送机。
5、支护：工作面及回顺超前支护采用液压支架支护，运顺超前支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁、圆木梁（工字钢梁）支护。
二、采煤方法
1、采煤机割煤：割煤时，前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤。
2、工作面割煤采用双向割煤，往返一次两刀，进刀深度为800mm。
3、采煤机的进刀方式：采用斜切割三角煤方式进刀。
(1) 采煤机向运顺(回顺)方向割透端头煤壁。
(2) 将两个滚筒的上下位置调换，向回顺(运顺)方向进刀，通过弯曲段至直线段，使得采煤机达到正常截割深度(即0.8m)。按要求推移刮板运输机至平直状态。保证运输机头与转载尾搭接合理。
(3) 将两个滚筒的上下位置调换，向运顺(回顺)方向割三角煤至割透端头煤壁。
(4) 割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空返回，向回
顺（运顺）方向割煤。
采煤机进刀方式示意图附后
三、工作面正规循环生产能力
W=LShRc=(200×0.8×4.0×1.5×95%)t =912t 式中：W ——工作面正规生产能力，t ；
L ——工作面长度，200m ； S ——工作面循环进尺，0.8m ； h ——工作面设计采高，4.0m ； R ——煤的视密度，1.5t/m 3； c ——采出率，95%。
采煤机进刀方式示意图
采煤机
运输机
前
前
前
前
后
后
后
后
前：表示割顶煤 后：表示割底煤
回 顺
运 顺
回 顺
回 顺
运 顺
运 顺 运 顺
回 顺
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、选用MG650/1510—WD采煤机一台，主要技术参数如下：
割煤高度5213mm
装机功率(截割＋牵引＋调高) 1510kw
摇臂摆动中心距8120mm
摇臂长度2700 mm
滚筒直径Ф2500 mm
滚筒转速29.76 r/min
卧底深度422 mm
截深800mm
牵引速度0～17.18m/min
牵引能力943-570KN
牵引型式交流变频调速、无链电牵引
操纵方式中部手控、两端电控、无线遥控
重量85T
2、液压支架的主要技术特征：
支架全称端头支架过渡式支架普通支架
支架型号ZTZ25000/25/47 ZYG12000/26/56 ZY12000/26/56
数量2组6组109组
初撑力19390KN 8728KN 8728 KN
工作阻力25000KN 12000KN 12000 KN
支护强度0.7MPa 0.66MPa 0.66 MPa
适应倾角0～15°0～15°0～15°
3、中双链刮板运输机1部，其主要技术参数如下：
型号SGZ1000/1400 电机功率2×700kw
输送能力2000t/h 链速 1.26m/s
中部槽规格(长×内宽×高) 1750mm×1000mm×340mm
4、中双链桥式转载机1部，其主要技术参数如下：
型号SZZ1000/400 电机功率400/200kw
输送能力2200t/h 链速 1.59m/s
5、锤式破碎机1部，其主要技术参数如下：
型号PLM3000 电机功率250 kw
主轴转速370 r/min 锤头数12个
6、运顺可伸缩带式运输机3部，其主要技术参数如下：
型号DSJ-120/1500/23200 电机功率23200kw
输送能力1500 t/h 带速 2.5m/s
7、辅助运输设备
JM2—14型慢速绞车、JD—40型调度绞车、JD—25型调度绞车、SQ—120B无极绳绞车。
转载机SZZ-1000/1400
破碎机P L M-3000
端头支架ZTZ25000/25/47
液压支架ZY12000/26/56
采煤机MG650/1510
运输机SGZ-1000/1400
变电列车
SQ-120B
变电列车
北二下采胶带巷
北二下采轨道巷
北二下采1212工作面设备布置示意图
超前支护
40KW绞车
25KW绞车
40KW绞车
25KW绞车
40KW绞车
移变
40KW绞车
40KW绞车
18.5KW绞车
过渡支架ZYG12000/26/56
降尘泵
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、经验计算支护强度：
p t=k×9.81×h×r=(7×9.81×4.0×2.4)KN/m2=659KN/m2。
说明：p t为支护强度；k为经验系数，取7；
h为采高；v为岩石容重。
2、根据1210回采工作面矿压观测资料和预计本工作面矿压参数参考表（表4），平均支护强度790 KN/m2。
3、选择工作面支护强度：790KN/m2 >659KN/m2，因此工作面支护强度应大于790KN/m2。
4、支护设备选择：工作面选择ZTZ25000/25/47、ZYG12000/26/56、ZY12000/26/56型液压支架，满足顶板控制支护强度需要。
表4 工作面条件与支架适应条件对照表
表5 1212回采工作面矿压观测和预计本工作面矿压参数参考表
二、液压系统
1、泵站选型、数量
乳化液泵数量为2台(即2泵1箱)，有1台作为备用，回顺安设降尘泵1台。主进液高压胶管型号为DN50S，主回液高压胶管型号为DN63。
主要技术参数如下：
乳化泵型号BRW315/31.5
公称流量315L/min
公称压力31.5Mpa
电机功率200kw
卸载阀整定值30Mpa
2、泵站设备位置
泵站安设：在运顺，距离工作面100m左右变电列车尾部。
3、泵站使用规定
(1) 使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并3~5天用折射仪检查配比浓度。
(2) 要加强泵站设备的管理、维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
第二节工作面顶板控制
工作面顶板支护采用ZTZ25000/25/47型端头支架2组、ZYG12000/26/56型掩护式过渡支架6组、ZY12000/26/56液压支架109组对顶板实行全面支护控制。最小控顶距为4300mm，最大控顶距为5100mm。
一、工作面生产时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，采煤机割煤后，先移支架，再推移运输机，即割煤——移架——推运输机；移架要滞后采煤机后滚筒2～4架，顶板破碎时要紧跟前滚筒带压擦顶移架或人工落煤超前移架，即当发现片帮0.8m以上时，采煤机割煤前进行移架，然后再进行割煤作业，工艺为移架——割煤——推运输机。移架步距为800mm。
支护要求如下：
1、工作面应达到动态的质量标准要求，确保“三直”(是指煤壁直、运输机直、支架直）、“二平”(是指顶板平、底板平)、“一净”(是指工作面货净)、“二畅通”(是指上、下出口畅通)的质量要求。
2、工作面支架排成一条直线，误差不超过±50mm ，工作面支架中心距符合规定误差不超过±100mm 。
3、加强支架的支护强度，确保支护质量。工作面出现掉顶时，要及时用圆木(木拌)接顶，并达到初撑力。
4、工作面支架出现歪斜、咬架、挤架等现象时，要及时调整。 二、工作面来压前的顶板控制
1、工作面老顶来压前，应加强来压预测预报。
2、工作面移架应做到少降快移，升架时达到初撑力。
3、支架工随时注意观察煤壁、顶板情况，发现片帮、掉顶及时进行维护。
4、加强支架检修，保证完好，确保整体支护强度。
5、加强上、下端头顶板控制。 三、工作面停采时另行编制措施。
第三节 运、回顺超前支护及端头顶板控制
一、运、回顺超前支护设计
C=
?
???97sin 60sin 30
sin 50
h =10.6m
式中：C ——为本工作面来压距离m ；
H ——为岩石冒落高度，一般取采高的3~5倍，本规程中取5倍； a ——为本地区岩石移动角60度； h ——采高，4.0m ；
d=C-E=10.6-5.1=5.5m
d ——运回顺超前来压距离m ； E ——支架长度5.1m 。
本工作面运、回顺超前来压距离为5.5m ，根据《煤矿安全规程》中的规定，所以本工作面超前支护设为20米。
超前支护来压示意图
二、运、回顺超前支护的顶板控制
超前支护技术要求：
1、运顺超前支护采用两排单体液压支柱（以下简称单体）配合铰接顶梁支护，回顺超前支护采用两排支架支护，支护距离不少于20m。
2、运顺超前支护顶板来压呈现时，在两排单体之间加打单体。
3、运顺使用两排3.5m以上的单体与1.2m的铰接梁配套支护，柱距1.2m；排距3.4m。单体支柱距超前支护梁梁头不得少于150mm。
4、每根铰接梁上设置一根（两根）圆木梁(工字钢梁)，设置的圆木梁（工字钢梁）距离两个铰接顶梁接头处200mm以上。
5、每根圆木梁(工字钢梁)下必须有一根单体液压支柱支撑。两道圆木梁（工字钢梁）之间用六根木拌子接实顶板。
6、回顺采用两排ZT234000/25/47型替棚支架支护，排距2.2m—2.8m。两排支架上方每隔1.2m架设一根开拌子（Ф20cm以上圆木一破两半）或圆木、工字钢，开拌子、圆木、工字钢之间用六根木拌子接实顶板。
7、支护质量标准:
(1) 运顺单体要打成一条直线,其偏差不得超过±50mm。使用防倒绳或防倒链防止单体倾倒。
(2) 单体支柱应支到岩石底上或穿铁鞋。
(3) 铰接顶梁之间要用楔形销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木拌调整。所有单体液压三项阀方向一致，进液口朝向采空区。
(4) 运、回顺超前支护范围内净高不得低于2.8m，行人宽度不得小于0.7m，单体支柱行程及剩余行程均不得小于200mm。
(5) 超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
(6)圆木梁（工字钢梁）出现变形时，必须及时更换或在变形梁前后不大于0.3米位置加一根梁并刹严、刹实。
（7）当回顺超前支护顶板压力大或前移支架降架时，每根开拌子上必须打单体进行临时支护。
8、两顺端头支架前梁前端距离第一架超前支护木梁（工字钢梁）或第一组支架顶梁后端不得超过1.2m。
9、顶板压力大处，可以在圆木梁后加工字钢梁进行支护或直接用工字钢梁进行支护。
三、端头及安全出口的管理
1、工作面两端头支护形式
运顺端头采用ZTZ25000/25/47型端头支架支护。
回顺端头采用ZY12000/26/56型支架支护。支架靠上帮空余处大于0.8 m时，采用一组回顺超前支护使用的支架进行支护。
2、与其它工序之间的衔接关系
运顺端头支架距离临近架超前支护木梁(工字钢梁)不得超过1.2m。
运、回顺端头支架靠煤壁空余处小于0.8m 时，采用单体带帽点柱支护。但单体点柱不得滞后支架大柱位置。
3、工作面安全出口高度必须保证2.8m ，宽度必须保证0.7m 。 四、支护材料的存放管理
1、工作面两顺超前支护材料必须备有余量，余量是用量的10%以上。损坏 的单体、铰接梁、工字钢不得使用，及时升井更换。
2、单体，铰接梁、工字钢、圆木、木拌子等必须码放整齐，专人负责并挂好标志牌。
3、单体、铰接梁，工字钢必须建账统一管理，现场牌板与实物相符。
4、支护材料存放于运(回)顺距工作面50～80m 处，距离轨道不少于500mm 。
工作面支架
采煤机
运输机
回顺
剖面
工作面设备平面布置示意图
运顺
端头支架
破碎机
转载机
E-E运顺剖面（单位：mm)
D-D回顺剖面（单位：mm)
B--B剖面
C--C剖面
单位：mm
北二1212工作面剖面图
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
矿压观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，上下尾巷顶板变化情况，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
二、工作面矿压观测方法
工作面每组支架的两个立柱及平衡缸共用1块压力表。每次移架后要搞好矿压观测。压力表上要有保护罩，条件变化时，要对压力表进行保护。支架工在操作支架时都必须将支架升实，达到初撑力。
三、支护质量监测
每旬不定期对工作面和两巷支护质量进行动态检查2次，对检查中存在的问题，立即整改。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、工作面落煤、装煤、运煤运输方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面运输机铲煤板装煤，运煤由工作面运输机送到转载机，再至运顺皮带，北二下采12煤集运巷、北三煤仓、-855胶带巷皮带、下采集运胶带巷皮带、集中煤仓、-845胶带巷皮带、主井煤仓、提升至地面。
工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入刮板运输机或转载机。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面需用材料、设备等物资，采用矿车、叉车或板车装载，JM2—14型慢速绞车、JD—25、JD—40调度绞车，SQ—120B无极绳绞车运输，通过运顺或回顺运进、运出工作面。
二、推移刮板运输机方式
采用支架推拉千斤顶推移工作面运输机，推移步距为0.8m推移刮板运输机滞后采煤机15m～20m。推移刮板运输机时必须保证分3-4次推移刮板输送机。
三、运煤路线
1212工作面——1212运顺——北二下采胶带巷——北二下采胶带斜巷——煤仓—— -855胶带巷——主井煤仓——提升至地面。
四、辅助运输路线
副井—— -850轨道大巷—— -850北翼轨道巷——-845轨道巷—— -845轨道石门——北二下采区轨道巷——1212运（回）顺——1212工作面。