325工作面放顶煤开采设计方案.docx

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325工作面放顶煤开采设计方案

325工作面放顶煤开采设计方案

1方案设计编制依据、原则及要求

1.1编制依据

依据煤业《复采二区采区设计说明书》和相邻工作面开采技术资料。

1.2编制原则及要求

以保证安全生产为前提，符合《煤矿安全规程》的有关技术管理规定，最大限度回收煤炭资源，实现矿井安全高效开采。

2方案设计

2.1工作面概况

2.1.1工作面位置、周边关系及开采情况

325工作面位于二采区西北部，面积约11800m2，可采储量7.13万吨。

工作面边界：

北至采面设计停采线，与皮带机巷留设20米保护煤柱，南以F13-3断层保护煤柱为界，东以隔离煤柱为界与324工作面采空区相邻，西邻原3212采空区。

工作面上部及四周大部为采空区，工作面标高为：

-112~-155m。

水平名称

-100水平

采区名称

二采区

地面标高（m）

+65.35～+66.31

井下标高（m）

-112～-143.7m

地面的相对位置

南距沙河（季节性河流）80m，地表无任何建筑物

回采对地面设施的影响

目前地表主要为农田，预计本工作面回采对地面影响不大

井下位置和相邻关系

北至采面设计停采线，与采区皮带机巷留设保护煤柱20米，南以F13-3断层保护煤柱为界，东以隔离煤柱为界与324采空区相邻

325面

走向长度

197m

倾斜宽（m）

60

面积（m2）

11800

2.1.2地形地物

此工作面地面标高+65.35～+66.31m，地形平坦，高程差异很小。

地表为农田，无任何建筑物。

2.1.3工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征

2.1.3.1工作面参数

325工作面平均长度60m，倾斜长度197m，煤层平均厚度5.0m。

2.1.3.2开采技术条件

1、瓦斯：

2011年瓦斯等级鉴定结果：

绝对瓦斯涌出量为0.89m3/min，相对瓦斯涌出量为3.06m3/t，矿井绝对二氧化碳涌出量为2.29m3/min，相对二氧化碳涌出量为7.87m3/t。

2、煤尘：

2012年6月27日经煤炭科学研究总院研究院煤尘爆炸性鉴定报告知,我矿现开采的3煤层具有爆炸性，爆炸指数34.42%；

3、煤的自燃倾向性：

根据自燃倾向性鉴定结果，属于Ⅱ类自燃，自然发火期围为102~243天。

4、地温：

我矿井下平均温度19～22°，属于正常温度。

5、煤与瓦斯突出：

矿井开采至今，没发现煤与瓦斯突出现象。

6、冲击地压：

根据井下采场和巷道实际情况无冲击地压，从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析，不存在冲击地压灾害。

2.1.3.3、煤层赋存特征

1、产状：

走向N60°W，倾向S30°E，倾角平均9°。

2、厚度：

根据地面钻孔勘探数据资料，该采区煤层实际厚度在4.84m～8.26m之间。

采区原采面沿3上底板只采过I分层，局部采过II分层，3下煤未开采，现普遍煤厚达到5.0m以上。

3、结构：

简单结构煤层。

4、煤质：

气煤Ⅲ号，中灰特低硫，原煤发热量28.87mj/kg。

5、煤层顶底板赋存特征：

（1）3上煤顶板：

直接顶为灰色泥质细砂岩，含带羊齿等植物化石，裂隙发育，易冒落，厚0.81~17.5m，平均4米左右，f=4,老顶为全区稳定发育的灰白色中粗砂岩，巨厚层状，见水易粉化，厚几米至几十米，f=6。

（2）3上煤底板：

即3下煤顶板，为灰色粘土质粉细砂岩，相变为粘土岩，根据掘进巷道揭露本工作面3上、3下之间夹矸厚度在0.1~0.8m之间，抗压强度降低，在推采过程中易随顶煤下落。

本工作面为3下煤开采，原上分层已回采，顶板为冒落的3上顶板岩石胶结而成，原分层开采铺设的假顶已被破坏，所以本工作面顶板的特点是岩石易松动、破碎，容易下沉。

（3）3下煤均厚约1.9m，煤层倾角在7～10°之间，f=1.5。

煤层为气煤，多为条带状的半亮煤、半暗煤及暗淡煤。

颜色多为黑色及褐黑色，条痕为褐色，光泽暗淡，断口呈贝壳状及不平整状。

条带状及线理状结构，波层状构造。

煤质坚硬、性脆，节理较发育，裂隙有次生方解石脉充填。

（4）3下煤底板：

一般为粘土质中细粒砂岩，厚1.18～11.04m，灰-灰白色，泥质、钙质胶结，斜层理发育，含植物根部化石，f=6。

煤层顶、底板岩性特征表见表二。

表二

顶底板名称

岩石名称

平均厚度m

岩性特征

老顶

中粗砂岩

8

灰白色、中粗砂岩，致密坚硬，裂隙发育，易冒落，厚层状，成份以石英为主，长石次之，局部含少量水。

直接顶

细（粉）砂岩

4

深灰色、灰黑色，泥质胶结，水平层理发育，含带羊齿等植物化石。

伪顶

直接底

中细砂岩

13

灰-灰白色，粘土质胶结，致密坚硬，含植物根部化石。

老底

2.1.4储量情况及采煤工作面年生产能力

2.1.4.1面积计算

因煤层倾角小于15°，故以煤层水平投影面积计算，其计算围为：

西南至切眼，西北至材料道，东南至溜子道，东北至停采线。

2.1.4.2容重

根据生产矿井地质报告，3下煤容重1.30t/m3。

2.1.4.3储量

Q=m·d·s

式中：

Q-工作面储量（万t）

m-工作面煤层平均厚度，5.0m

d-煤的容重，1.30t/m3

s-块段的水平投影面积，11800m2

经计算，Q=7.67万吨，工作面回采率按93%计算，可采储量7.13万吨。

2.1.4.4采煤工作面年生产能力

Ac=10-4l*h*r*b*n*N*c（万t/a）

式中：

Ac-采煤工作面年生产能力，万t/a

l-采煤工作面平均长度，60m；

h-采煤工作面煤层平均采高5.0m；

r-原煤视密度，1.30t/m3；

b-采煤工作面平均日推进度，0.8m；

n-年工作日数，d，取330d；

N-正规循环作业系数，%，一般取0.8；

c-工作面回采率，按矿井设计规取93%。

经计算，Ac=7.66（万t/a），工作面服务年限：

7.67/7.66=1.0（a）。

2.2地质构造

2.2.1断层情况以及对回采的影响

根据相邻工作面实际揭露和原回采资料分析，工作面南部为落差较大的F13-3断层，按照规要求严禁在断层保护煤柱掘进。

从上分层回采工作面实际揭露的地质构造分析，预计此工作面地质构造较为简单，对工作面回采影响较小。

断层情况表

断层名称

走向（°）

倾向（°）

倾角（°）

断层性质

断层落差（m）

对回采的影响

F13-3

NW

NE

50

正

250

小

2.2.2褶曲情况以及对回采的影响

本工作面无褶曲。

2.2.3其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

本矿井田围无陷落柱、火成岩。

2.3水文地质及水害评价

2.3.1含水层

2.3.1.1顶板含水层

3上煤顶板砂岩厚度4.42～33.28m，为灰白色中粒砂岩，有时为细及粗粒砂岩，致密坚硬，裂隙不发育，成分以石英为主，斜长石次之，斜长石多因次生蚀变而高岭石化，构成灰白色。

其单位涌水量q为0.074L/s.m。

该含水层的含水性、富水性极不均匀，补给量少，初见水量大，易于疏干。

2.3.1.2底板含水层

三灰位于组上部，厚约3～4米，层位稳定，全区发育，致密坚硬。

三灰为裂隙承压水，以静储量为主，易于疏干。

工作面下距三灰45～50m左右，三灰为弱含水层，在本矿东区揭露均无水，无三灰突水危险。

奥陶系石灰岩简称奥灰，其岩性为褐灰色、灰白色，厚层状，夹有薄层灰绿粘土岩，多见缝合线，裂隙发育，一般被方解石充填，少量未被充填裂隙发育成小溶洞，属溶穴裂隙承压水。

工作面下距奥灰约160m左右，由于工作面距离奥灰较远，远大于安全隔水层厚度，因而无奥灰突水危险。

2.3.2地表水的补给关系

工作面地表向东南80m有沙河通过，该河为季节性河流，只有大气降水对该河流补给，对开采无影响。

2.3.3老空水

本采区为上行开采方式，通过对已推采的321、322、323、324工作面资料分析，在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了超前探放水，均未发现老空积水现象。

但为确保推采安全，必须在工作面低洼处设置临时水仓，并配备一台排水泵备用。

2.3.4隔水层

隔水层主要是：

第三系粘土质砂岩、石盒子组粉砂岩、煤系中砂质泥岩、泥岩等，均能起到隔水作用。

2.3.5水害评价

该工作面水文地质简单，直接充水水源为顶板砂岩水，易于疏干，与其它含水层无直接补给关系，对回采影响较小。

底部含水层对本工作面的回采无影响。

预计该工作面正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量0.2m3/h，本工作面在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了探放水，未发现老空积水现象，在相邻的321、322、323、324工作面的采掘过程中也未发现老空积水现象。

但为确保采掘安全，工作面仍需要配备一台排水泵备用。

2.4防水煤（岩）柱的计算与留设

325回采工作面3下煤底板下距奥灰约152米，大于安全隔水层厚度，均为安全开采煤层，无奥灰突水危险。

底板安全隔水层厚度计算：

1、突水系数法

根据公式

Ts＝P/（M0－Cp）

式中：

Ts—突水系数

P—水压值，MPa；

M—隔水层厚度，m；

Cp—底板破坏深度，m。

根据开采深度，水压最大值为2.0Mpa，底板破坏深度Cp为10.0m，则要满足突水系数Ts≤0.06，则

M＝P/Ts＋Cp＝43.3（m）

2、安全隔水厚度法

t安={L[（r2L2+8KpH）-2-rL]}/4Kp+h

t安—隔水层的安全厚度，m

L—工作面最大控顶距，m

r—煤层底板岩层容重，t/m3

Kp—隔水层岩石的抗强度，t/m2

H—隔水层底板承受的水压，t/m2

h—底板破坏深度,m

取：

L=3.06m,r=2.5t/m2,H=400t/m2，Kp=108t/m2,h=14.5m

计算后得出t安=14.4m

所以，根据安全隔水厚度法和突水系数法计算结果可知，要保证安全开采，其安全隔水层厚度必须大于43.3m。

325工作面3下煤与奥灰间距约为152m，大于等效隔水层厚度43.3m，符合安全可采距离要求。

2.5工作面巷道布置

2.5.1材料道、溜子道、切眼、停采线等位置的确定及依据

2.5.1.1工作面材料道、溜子道、切眼

材料道根据留设保护大巷煤柱围确定；溜子道位置根据FD13-3断层切割围及与325工作面留设区段煤柱确定；切眼位置根据断层保护煤柱围确定。

2.5.1.2停采线

为最大限度地回收煤炭资源，减少煤炭资源损失，同时又要留足护巷煤柱，减少巷道维修，按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的相应条款的规定要求，参考以往工作面停采线位置，确定留设20m煤柱作为工作面停采位置。

附图一：

325采煤工作面巷道布置图

2.5.2巷道断面形状、几何参数及支护形式

材料道、溜子道均采用11#矿用工字钢支护，材料规格：

2.2m腿，2.0m梁；支护规格：

上宽1.7m，下宽2.4m，净高1.9m，允许误差±0.1m；棚距1.0±0.1m。

巷道采用梯形断面，荒断面积5.8m2，净断面积3.90m2。

采用塑料网铺顶，塑料网规格2.5m×1.1m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。

切眼采用11#矿用工字钢支护，材料规格：

2.2m腿，2.2m梁；支护规格：

上宽2.0m，下宽2.8m，净高2.0m，允许误差±0.1m；棚距1.2±0.1m。

巷道亦采用梯形断面，荒断面积7.0m2，净断面积4.8m2。

采用塑料网铺顶，塑料网规格2.5m×1.3m，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。

2.6采煤方法及工作面装备

2.6.1采煤方法、生产工艺等容

1、采煤方法

工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，悬移支架配合单体液压支柱与背铺塑料网支护顶板。

落煤方式为钻眼爆破落煤，人工攉煤，可弯曲刮板输送机接力运煤。

2、采煤工艺过程

打眼→清理工作面→移溜子→放炮→联网探梁→攉煤→移架→剪网放顶煤→补网→清理工作面。

工作面平均煤厚5.0m，采高2.0m，放顶煤3.0m，采放比1:

1.5。

工作面最大控顶距3.06m，最小控顶距2.26m，放顶步距0.8m。

3、采煤工艺

悬移支架炮采放顶煤。

4、落煤方式及要求

本工作面采用走向长壁后退式采煤方法，落煤方式为放炮落煤。

采用ZQHS-30/2.5型风煤钻打眼，木炮棍装药，黄泥、水炮泥封孔，FD-100D煤矿用电容式发爆器引爆，使用二级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用瞬发电雷管进行正向装药爆破落煤。

（打眼时沿工作面自下而上依次打眼，炮眼布置均为五花眼，眼距1.0m，顶眼、腰眼、底眼的深度分别为0.75m、0.85m、0.95m，采用一次打眼，分次装药，分次爆破的操作程序，串联自下而上依次爆破，不准欲留隔离炮，一次分段开帮的长度不能超过5m，放炮间隔距离不少于5m。

采煤工作面放炮母线必须使用专用小电缆，放炮拉线长度不小于50m，其距离从最近的炮眼算起。

开帮高度为2.0m，放顶煤高度3.0m左右，采放比1：

1.5，循环步距0.8m。

悬移支架支护顶板，顶网以上的顶煤靠顶板压力和支架撑力破碎下落剪网放出。

放顶煤采用连剪连放顺序折返补放方式，采用倒"T"型剪网口形式，长400mm，高400mm，剪网口距底板300mm。

采用爆破与人工装煤相结合，工作面运煤采用SGB-30B型刮板输送机，溜子道采用SGB-30B型刮板输送机及SPJ-650型皮带运输机联合运输。

2.6.2工作面设备总体配套

1、液压支架的主要技术特征

支架选用：

XDY-ZH1200/15/27型悬移支架

支架长度：

2260mm

支撑高度：

1.6～2.4m

支撑宽度：

630mm

移架步距:

800mm

初撑力：

392.4KN

工作阻力：

1200KN

支撑强度：

600KN/m2

底板比压：

46.17MPa

2、端头支护主要技术特征

矿用11#花边π型钢，长度3.0m，4对8根

铰接顶梁型号HDJA-1000型，一梁一柱

单体支柱型号DZ22-30/100。

3、液压支架支护强度验算

（1）经验计算支护强度

据公式：

式中：

h-采高2.0m；

r-顶板岩石容重2.5t/m3；

Pt=392.4kN／m2

（2）参考同煤层矿压观测资料

最大平均支护强度=209（kN/m2）

（3）选择工作面支护强度

392.4（kN/m2）>209（kN/m2）,因此工作面支护强度应大于392.4（kN/m2）。

（4）支护设备选择

工作面选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架，共50–70架，上下两端头采用单体支柱配铰接顶梁及矿用11#花边π型钢及端头悬移支架进行支护。

根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

通过对比、验算，证明选用XDY-ZH1200/15/27型悬移支架能满足要求。

工作面条件与支架适应对照表

项目

工作面条件

支架适应条件

采高

2.0m

1.6～2.4m

倾角

3°-13°

不大于35°

煤厚

5m

1.5-7m

煤硬度

1.5

最大4.0

底板比压

46.17Mpa

大于1.5Mpa

支护强度

392.4（kN/m2）

600（kN/m2）

顶板种类

二级二类

4、运输设备

⑴刮板运输机5部：

型号SGB-30B

电机功率：

15KW×2五部

运输能力：

70t/h

刮板链速0.86米/秒

溜槽尺寸：

宽400mm长度1200mm高度180mm

（2）其它辅助运输设备

选用：

JD-11.4型调度绞车两部

型号：

JD-11.4

静拉力：

9.8KN

绳径：

12.5mm

绳速：

1.0m/s

绳容量：

400m

滚筒直径：

550mm

外型尺寸：

1100×765×730mm

5、气动钻机：

材料道和溜子道各配一台ZQHS-30/2.5型风煤钻，用于打眼爆破落煤。

风煤钻机技术参数：

额定压力0.5Mpa

额定转矩30NM

额定转速800r/min

钻孔直径35-45mm

进气管直径0.6-1.2mm

重量10kg

6、乳化液泵站

⑴泵站及管路选型、数量

乳化泵选用RBW80/20II型两台。

主要技术参数如下:

型号:

RBW80/20II

公称流量:

80L/min

公称压力:

20MPa

电动机型号:

DYB-37

功率:

37KW

电机转速1470r/min

曲轴转速517r/min

输液管路选用直径10mm高压胶管和直径25mm的无缝钢管，耐压45MPa。

⑵泵站设置位置

泵站安设在-100轨道巷，距离采面300m。

⑶泵站使用规定

要保证泵站压力大于19.6MPa，乳化液浓度2%--3%。

要加强高压管路与泵站的维修,杜绝系统的漏液。

2.6.3其它工作面设备总体配套

胶带输送机：

SPJ-650型1部，选用ZSZ-S（D）型带式输送机综合保护装置。

单体液压支柱：

DZ22-30/100型单体液压支柱（工作阻力2500KN）480棵，50棵备用。

铰接顶梁：

选用HDJA-1000型铰接顶梁140棵，20棵备用。

辅助设备：

选用1.0吨U型矿车和材料车运送材料、设备。

通讯：

在工作面材料道安装防爆一部，型号KTH108，带班队长配有KJ399-F型移动一部，保证井上下通讯。

2.7生产系统

2.7.1煤炭运输系统

工作面人工攉煤配合SGB-30B型刮板输送机运煤，溜子道使用SGB-30B型刮板输送机、SPJ-650型皮带运输机接力运煤，把煤通过SPJ-800皮带运输机运至-100煤仓，通过暗斜井绞车配合一吨矿车运至-37车场，再通过ZK7-6/250型架线电机车配合一吨矿车到延伸底车场提升上井。

运输系统路线：

325工作面→325工作面溜子道→皮带上山→-100皮带机巷→-100漏斗→II号主下山→-37大巷→延伸→地面。

2.7.2辅助运输系统

辅助运输系统:

地面→延伸→-37大巷→II号主下山→-100进风巷→-100轨道巷→325工作面材料道→工作面料场

附图二：

325采煤工作面运输系统图

2.7.3防尘供水系统

矿井在地面建永久性的静压水池，水池容积为220m3，防尘管路由4寸管路自地面供至-37水平，经-37大巷、II号副下山至-100水平，然后由两路2寸防尘管路经-100轨道巷和-100皮带机巷供往325采煤工作面材料道、溜子道和工作面。

工作面运输、溜子道供水管路直径不得小于2寸，每隔50m设一个三通阀门，并分别安装水质过滤器。

井下所有运煤点必须安装完善的喷雾装置，采煤工作面进回风巷、主要进风大巷及进风斜井必须安装自动净化风流水幕，距上下出口不超过30m,采煤工作面回风巷至少安设两道，进风巷安设一道，水幕应封闭全断面，自动开停、灵活可靠，雾化好，使用正常。

附图三：

325采煤工作面防尘系统图

2.7.4压风系统

1、压风自救装置应符合《矿井压风自救装置技术条件》（MT390-1995）的要求，采用的设备和材料，应取得产品合格证；相关入井设备取得矿用产品安全标志，电器设备必须符合防爆要求。

2、压风自救系统主要组成：

空气压缩机、送气管路、阀门、汽水分离器、压风自救装置（包括减压、节流、消噪声、过滤、开关等部件及防护袋或面罩）。

3、空气压缩机设置在地面井口房附近。

机房安装两台KG-75A型螺杆式空气压缩机，额定风量为10m3/min，额定风压为0.8Mpa，电动机额定功率为55kW。

4、压风自救系统的主管路不小于φ100mm；采掘工作面不小于φ50mm。

5、压风自救系统零、部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。

6、井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。

7、加强压风自救系统的维护和管理，定期检查系统运行状况，发现问题及时处理，确保系统运行可靠、安全稳定。

8、加强现场安全管理监察，重点监察地面压风泵站、系统功能运行情况，以及井下管路、阀门安装地点、数量、运行情况等。

9、矿井压风自救系统，设备有产品合格证，有系统保护断油、断水、超温等保护装置，安全阀、压力调节器安全可靠，定期检验机油标号闪点不低于215°。

10、325工作面压风管路的末端距工作面不得大于30米，并设置供气阀门，间隔不大于200米。

11、主送气管路应装集水放水器。

在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和气水分离器。

压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。

12、压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。

避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。

压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.3～0.7兆帕；在0.3兆帕压力时，压风自救装置的供气量应在100～150升／分钟围。

压风自救装置工作时的噪声应小于85分贝。

13、压风自救装置安装在采掘工作面巷道的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5米以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。

附图四：

325采煤工作面压风系统图

2.7.5排水系统

1、设备选型

该工作面水文地质较简单，预计该工作面正常涌水量为0.1m3/h，最大涌水量为0.2m3/h。

工作面须配备一台排水泵，型号IS80-50-200，流量50m3/h，扬程50m，满足排水需求。

2、排水系统路线

工作面积水经二采区泄水巷，排至-200水仓，再经二级排水，即依次经过-200水仓、-37水仓，最后排至地面。

附图五：

325采煤工作面排水系统图

2.7.6通风系统、风量计算

1、通风系统

该采煤工作面进风由二采区皮带机巷经325溜子道供给，通风系统较为简单。

为保障325采煤工作面的供风需要，在二采区联络巷安设了两道能够闭锁的调节风门。

上述风门、调节风窗等通风设施均设有专人管理，定期检查、维修，确保完好和正常使用。

工作面新鲜风流：

地面→主斜井→-37大巷→II号主下山→-100轨道巷→-100皮带机巷→二采区皮带上山→325溜子道→工作面

工作面乏风流：

工作面→325材料道→-100轨道巷→II号副下山→总回风巷→风井→地面

2、工作面需要风量计算

每个采煤工作面的实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别计算，然后取其中的最大值。

工作面同时工作的最多人数为33人；瓦斯绝对涌出量为0.21m3/min；二氧化碳绝对涌出量为0.35m3/min；采面空气温度为19℃；采面平均面长为60m；采高平均为2.0m；平均控顶距为2.66m。

按采煤工作面气象条件进行计算：

Qcf≥60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl

Qcf--采煤工作面需要风量，m³/min；

Vcf—采煤工作面的风速，采煤工作面进风流的温度与对应风速调整系数取值（见附表1）；温度19℃，采煤工作面风速取1.0（m/s）；

Scf—采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取2.66×2㎡；

Kch—采煤工作面采高调整系数，查表采高2.5—5.0及放顶煤调整系数取1.2；（325采煤工作面实际采高平均为2.0m）；（见附表2）；

Kcl—采煤工作面面长调整系数，325采煤工作面面长6