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a$o&?3xa& kc9(ac?第一章 概况 ikp):$)f v9eo(第一节工作面位置及井上下关系 mly1b7a(v53104工作面是一采区最后一个工作面，其周围是一采区的采空区，其上部一分层采面（53104-1采煤面）于1989年8月份回采完毕。具体位置及井上下关系如表一所示。 6|e| ej工作面位置及井上下关系表 表一 br_piek 水平名称-430水平采区名称一采区 x&sw5)az 地面标高+40m井下标高-345-422m di$hkg- 地面的相 wjglh 对位置53104工作面切眼的轨道顺槽端位于xx公路西300m处，停采线的运输顺槽端位于xx煤矿的风井以东南s620e450m处。两顺槽及停采线均在一采区已经形成的塌陷区内。 +w* r 回采对地面设施的影响53104工作面上部地面为一采区的塌陷区，预计本工作面的回采不会增大塌陷区范围，但塌陷深度预计增加3m。目前在塌陷区内无任何建筑物和设施。 kjz*sl 井下位置及与相邻关系53104工作面是北翼一采区的最后一个网下放顶煤工作面，该面一分层于1989年8月份回采完毕。该面东起切眼（内错一分层切眼80m），西至设计停采线（与一分层对齐），南邻1303综放工作面（该面已经回采完毕），北邻1305综放工作面（该面已经回采完毕）。 0,mirc 走向长度1155m倾斜长度155m面积179025m2 lld (p! nzmf%=第二节煤层 ujom xd 本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析 x+6;bk 煤 层 情 况 表表二 ia7q1i/k, 煤层厚度m k : 煤层结构较简单煤层倾角（度）|e_s/ h 开采煤层3硬度3.1-3.9煤种稳定程度较稳定 g(oqr% 煤层情况描述53104工作面回采的煤层为山西组3层煤，一分层已经回采完毕，剩余底煤厚度2.37.8m,平均6m。其中东部较厚，西部较薄。煤层结构简单，属于半暗半亮暗型煤，具有带状结构，层状构造，中大型节理比较发育。该煤层属低变质的气煤。 u5ncv 煤层走向为255-360-60,倾向为345-360-150，倾角0-14，平均6，多数情况下为6。 v !czg 工作面倾斜方向煤层伪倾角：在切眼附近煤层北倾2.5；切眼西0520m范围内，煤层北倾0-3，一般1左右；切眼西5201155m范围内，煤层南倾1-4，一般3；在设计停采线附近的煤层，南倾一般4-5。 3#b?rojq 工作面走向方向煤层伪倾角：运输顺槽侧切眼西0320m范围内，煤层倾角0-3，一般1左右，此范围内，小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西3201155m范围内，煤层东倾1-9，一般4左右。轨道顺槽侧切眼西0380m范围内，煤层伪倾角较缓，在0-3左右，一般1左右（仅在切眼西5063m范围内倾角较大，为7-8），小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西3801155m范围内，煤层东倾1-12，一般5.5。 s?b?3 py( 3层煤中间没有夹矸，但在距煤层底板01.5m处，发育厚度为0.10.5m的硬质煤体，在两顺槽掘进过程中发现，此硬质煤体延伸到工作面内，可能对回采和煤质管理造成较大影响。 rdulz 53104-1工作面回采时，自切眼起01000m范围内，工作面约有三分之一的长度为割直接顶采煤，割顶最大厚度2.1m，一般0.8m，割煤最小厚度0.6m，一般2.4m左右。切眼西10001155m范围内，为丢顶煤开采，丢顶煤厚度0.33.9m，一般2.0m左右。 0:x!t1rgih 53104-1工作面回采时，自切眼起0910m范围内，没有探底煤厚度，也没有丢顶煤。 ; |jki 和53104工作面回采证实，该工作面范围内，3层煤赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在2.307.9m之间。具体情况如表二所示。 srl* jt. 第三节煤层顶底板 )aoj 深灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，比较破碎。硬度系数为46。局部比较发育。 7k+dww. 老底粉细砂岩互层15灰白色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，致密坚硬，硬度系数为8。 d| o(yi f19018075逆0.5m不大 g4g)eu f29018060逆0.5m不大 mznqfq3 53104工作面的最低点：轨道顺槽距位于切眼60m附近和120m两处，运输顺槽位于距切眼145m处。 _ f2&tuk 三、其他因素对回采的影响 korq*! 根据53104-1工作面回采时揭露，53104工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 _#=qt 参见附图2：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。 ,jyrp1#s r第五节水文地质 #_rmksk 一、含水层（顶部和底部）分析 flf 53104工作面位于53104-l采空区的下方,水文地质条件比较简单,回采波及的含水层主要是3层煤顶板砂岩,含水性中等。一般为顶板淋水，水量小于20m3/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。 ujzkp (wtvm-二、其它水源的分析 y|3kri.$r 本矿注浆后积存的水，可能直接造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影响不明显。 q$;3px 三、涌水量 ul+aj%br3r 预计该面正常涌水量为20m3/h,最大涌水量40m3/h。 : bhqr n -b|0&w 第六节影响回采的其它因素 82*a5d_ 一、回采的其它地质情况 zhvm q 见表五。 jp*w 二、冲击地压和应力集中区 t)!$ugg 本工作面虽然为孤岛采煤，但是其上分层已经与1989年回采完毕，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 7cd-:byyl 响回采的其它地质情况表 表五 _,lh! 瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量5.31 m3/min,采面参考值0.82 m3/min。 py?z co2低co2矿井，co2相对涌出量1.51m3/t,绝对涌出量19.21 m3/min。采面参考值2.35 m3/min。 &m-o|3w/ 煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为38.2642.16%。 l%o 煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期36个月。 v32ewsmk2y 地温危害无 yjfo8q%3 冲击地压危害无 )lxhz 可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为93%，可采储量1348595t。 4gq.zj 二、采煤工作面服务年限 f )&f0b1zlb 五、联络巷 y:je7n 联络斜巷：锚喷支护,半圆拱断面,净宽3m, 净高3.2m,墙高1.7m,断面积8.6m2。锚杆规格：14160omm,排距间距=80070omm,喷厚不小于100mm。 f.7u+&l; 通过联络巷使集中巷和顺槽、采面形成通风系统。 lb( /% 六、溜煤眼 zbyk af 在工作面运输顺槽内,距切眼714m(斜距)处布置1#溜煤眼,距1#溜煤眼509m(斜距)处布置2#溜煤眼。在1304岩石集中运输巷靠近溜煤眼处设有一号煤仓，其内径3.5m，圆形锚喷支护，深度为16m，容量约150t。 z tw0|mj 七、峒室及其它巷道布置 e!:wfk|_ 在切眼靠近轨道顺槽端布置采煤机组装峒室，深1.5m，长15m，高2.8m，用工字钢棚加金属摩擦支柱支护。 jq3:v./yr 在切眼靠近轨道顺槽、运输顺槽端各布置一个液压支架调架峒室，深1m，长5m，高2.8m。锚网支护。 u buxq; 附图3：1304综放工作面位置及巷道布置示意图。 ),-*f r n)l.xbl 第二节采煤工艺 hkqjb*= 一、采煤工艺 os5i 53104工作面采用倾斜长壁金属网假顶下综采放顶煤采煤法。 +0d%t3?q 双滚筒采煤机割煤，采高3o.lm，割煤深度为0.6m。 pd%gvzv 液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度3.om,采放比为1:1。放煤采用割两刀一放煤,两轮顺序放煤,放煤步距1.2m。 初次放煤为工作面推进7m处，距停采线10m时停止放顶煤。采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。 !.o 2、采煤机正常切割。 ru0 ; e_ 正常割煤长度为120m，采煤机以3.5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 6*ubgv 3、放煤。 z:nz-ki 放煤采用割两刀一放煤, 放煤步距参考同类型采煤面的数据选用1.2m。采用两轮顺序放煤工艺。即：割完两刀后， %cno8hde rmh?ab xo5mws!进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为1.52.0m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。 | ouw 三、采煤工作面正规循环生产能力 mmiyv9 工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，割煤高度3.0m，放煤高度3.0m，割煤时回收率0.97，放煤时回收率0.7，则 $ 26#, 日产量=1624+1507=3131吨 6 r2*6 月产量=313130=9.4万吨 )1 =mmnsu +n s d 第三节设备配置 p?/o.d;5* 一、采煤机 p1mxyj $ 采煤机选用am500双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： $w,-_ 采高:2.2-3.5m j,dw 电机功率:2375kw 4oczw* u 截深:686mm i*avlwt 牵引速度:o-7.2m/min tk*y*l/of 二、液压支架的主要技术特征： rti/1zpt 1.基本支架型号为zfp5l00-17/32 #k$zy,x 支撑高度:1.7-3.5m pz m!de&h 支撑宽度:1420-150omm of +uc+5d 初撑力：441okn 8b;|uh 工作阻力:5l00kn ushkuxq.mp 支护强度:0.74mpa xpgg %c 放顶煤尾梁长度:1.25m ch n? 过煤高度:50omm ,*iq 底板比压:1.8mpa ev|$ j1 2.过渡支架型号为zfp540019/32 9qml0ym 支撑高度:1.93.5m ggj6mk_ 支撑宽度:14201599mm 3tsy 初撑力：5212kn *ol ;4qy 工作阻力:540okn p97b4 支护强度:0.70mpa jwr:ep4h 放顶煤尾梁长度:1.25m i511;b 前梁初撑力:97.52kn |;cmux 支护强度:0.70mpa cuu%lm6 工作阻力:540okn ;.jwads(g (其它技术特征与过渡支架相同) |o_c5sh 三、运输设备 98tw.*,f 1.刮板运输机有两部，其中 sj, e)#ma 前部运输机型号为sgz-830/630(双中链) f;46+cu0 电机功率:2315kw =qvwbq x 运输能力:1200t/h ?:ggtrlf= 中间槽尺寸:1500830270mm yi(vi)+ol 后部运输机型号为sgz-830/500(双中链) b o96%e-l 电机功率:225okw os;m4vh 中间槽尺寸:1500830270 mm 5w h( 2.桥式转载机一部，其型号为szz-830/250，设计长度50m，其它技术参数为 yujs:a 电机功率:25okw +sbsaxre 运输能力:1500t/h f)7eh 链速:1.44m/s svz3$0 中间槽尺寸:150o830270 mm h wr7 3.破碎机一部，型号为lps-1500，技术参数为 i|vgs 破碎能力:1500t/h 5 *ey*z 电机功率:16okw /xnff6x+ 4.可伸缩带式输送机一部，型号为ssj-1200/2200，技术参数为 zy*vbiq 电机功率:2200kw i;?y(c 运输能力:1000t/h b5dfh*a 带宽:1200mm a#mgg 带速:3.15m/s q8a*= 5.辅助运输设备选用1.5吨的矿车和叉车,牵引设备选用jd-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下： oo|* 型号:jd-11.4 kvh+899qd 静拉力:9.8kn dhqfgr 绳径:12.5mm ky#ouz 绳速:26-72m/min, 平均44m/min ylu9egg3 绳容量:400m s7vcg*m 滚简直径:550mm |dqx_z|= 外形尺寸:1100765730mm xw%tz 附图5：1304综放工作面设备布置示意图 q(joxsqh 15 %q wixrv_lgv wrsi25:0f 第三章顶板管理 $vec+& p2gp%qn 第一节支护设计 !gb73p&w 一、液压支架支护强度验算 ? %otzw- 1、经验计算支护强度 cwd=0 t89.81hr =89.813.02.6 +%q!uk =612.144（knm2） 8(9cg % 2、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=392.4（knm2）。 ze+.&xr 3、选择工作面支护强度 0;l am 392.4（knm2） 件直接顶厚度m冒落带 #7b=i*l 老顶厚度m冒落带 d_-+6+;kk 直接底厚度m11 1|l9gly-!qi 4周 +nk9y f 期 t._o6j85_) 来 xfk+es 压来压步距m1212 i1u,36f 最大平均支护强度kn/m2392.4392.4 /9zq a 最大平均顶底移近量mm100100 hphole 来压程度明显明显 /dop 5平 dk=c.x 时最大平均支护强度kn/ m2294.3294.3 !&sth|vmi 最大平均顶底移近量mm7070 pz 0pw 6直接顶悬顶情况m1lcgoi 8直接顶类型类二类二级二类二级 7j=ifi%r 9老顶级别级v e4 ei% 10巷道超前影范围m2020 *!2e jzui,al, rgy ft5 工作面条件与支架适应条件对照表表七 jm%fn6 工作面条件支架适应条件 l:904y 采高3.0m1.73.5m 7 y6c= 倾角1200-120 ktkv|jf $ 煤厚6.0m2.2-8.0m df=#op!*, 煤硬度3.13.9最大4.0 2/kf7a 底板比压46.17mpa1.8mpa d93rlb 支护强度612.144（knm2）70246（knm2） v.-/m?9 顶板种类二级二类 rbz*m01 二、乳化液泵站 lmko,l#v （一）泵站及管路选型、数量 w u+-3h 乳化泵选用grb315/31.5型两台和mrb125/31.5型一台。喷雾泵选用xpb250/55清水泵,装备三泵两箱;二次负压降尘选用xqb110/20高压泵,装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压45mpa以上。 fm01w_ 主要技术参数如下: 7m o 乳化泵: +e g* 型号:grb-315/31.5mrb-125/31.5 5ihzaj 公称流量 :315l/min125l/min d ylk_ 公称压力 :31.5mpa 31.5mpa u?h.kv 电机功率 :200kw 75 kw .gt9op 高压泵: udmhctq1r 型号:xqb-110/20 yxf 公称流量:110l/min tyu=py 公称压力:20mpa ?yh2c* 电机功率:45kw 19hkri/ （二）泵站设置位置 %,o 0+ 泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m80m的位置。 m17zvd （三）泵站使用规定 ?hnzgib&4 要保证泵站压力大于30mpa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 a.(uoqz 21cq%qi 第二节工作面顶板管理 k1/dl 根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的二类二级顶板, 53104工作面顶板为分层开采后的松散破碎矸石,顶板来压时,其动载系数一般在1.131.25/1.18,最大支护强度612.144knm2。 cr8y 本工作面的顶板管理采用全部跨落法。 ub .sdo7 工作面配置95架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置3架排头支架和一架放顶煤过渡支架,共103架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。 +7.uteulq 一、正常工作时期顶板支护方式 dq/dlx7 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6m。 c t 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 wz n:i bi 4、机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架（102#架），后移1#架（103#架）,再移3#架（101#架）。 oe5aza m$ 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。 +m 3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m，防止长时间空顶。 lcebde 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 # 5rs 5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。 kw +omr 二、特殊时期的顶板管理 =vgoz.= (一)来压及停采前的顶板管理 : ykn#* 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 z 1h$;t 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。 whqv*x 3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 -e v 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。 x|tmzxetv 5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 o%1$g (二)过断层及顶板破碎时的顶板管理： in8f 本面仅揭露2条小断层，但是必须加强过断层回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；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,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 wzleh/dj m*hvp 第三节顺槽及端头顶板管理 v7w7i 一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护 myepu!)2z 1、支护要求: zfih!d 轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字顶梁支护,支护距离不少于40米;运输顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字梁顶支护,支护距离不少于20米。 yg+lh1 超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。 pn90$at( 2、支护材料及支护密度: r#bp8 e 轨道顺槽使用三排1000600的十字绞接顶梁与三排dqz-3150a单体液压支柱配套支护,步距o.6米。 qjk9a?b 运输顺槽使用三排l000600的十字绞接顶梁与三排dqz-3150a单体液压支柱配套支护,步距0.6米。 (详见附图六1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）)。 /f( 支柱纵横成线,偏差小于l00mm。 ml /tnl8 支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为20左右）。单体液压支柱初撑力不小于6okn；摩擦柱子要使用5t升柱器升牢。 a0 jz#hs 绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。 6oz8dm|$ 同一排中单体支柱与摩擦支柱不得混合使用。 rbo;9c1sk 所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。 h+y*4cfp: 两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。 vsj 两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，直径250mm）支护。 6t7-.0a 二、工作面端头的管理 )bfi_$t6 上、下端头采用十字顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的十字顶梁支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应使用一对走向抬棚一梁三柱支护顶板，抬棚选用3.5m长的12号工字钢。上、下端头应支设切顶密集支柱,在排头架的掩护梁尾处支设一排,以便于转载机尾的维护和两端头放煤的安全性。 )b|ss+i| 端头不得出现空载的十字顶梁,跨溜头、溜尾要使用一对抬棚支护。 y#bd( n 端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。 +f ydij. 三、支护材料使用数量、备用数量 -$gdv18 轨道顺槽超前支护40m，需要67排计201棵单体支柱，67排201块十字顶梁;端头支护需要40棵单体支柱，12排36块十字顶梁;合计需要241棵单体支柱，237块十字顶梁。 /y(gs 运输顺槽超前支护20m，需要34排计102棵单体支柱，34排102块十字顶梁;端头支护需要43棵单体支柱，13排39块十字顶梁;合计需要145棵单体支柱，141块十字顶梁。 f.ynpv 工作面正常需要单体液压支柱386棵，铁鞋386个，十字顶梁378块。计算其备用量=38610%=39棵。 :0z1t g 1304综放工作面备用支柱dqz-3150单体液压支柱40棵，十字铰接顶梁40块，铁鞋（45号钢，直径250mm）40个，坑木5m3，小板材料5m3，3.5m长的12号工字钢2根。 8ji1+&k 备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，在轨道顺槽中的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。 l* dv$5 附图6：1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图） 0xt3 x9 d zcmsvl9& 第四节矿压观测 oy.tc,m 一、矿压观测内容 6 v )b 1304综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。 |b! 根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果， pd emt| |wa d# 超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 b?g8p=iur 二、观测方法 + =w)xy 1、工作面的矿压观测 it9,*)t (1)支架阻力观测 znszp 利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的排头架各1条、中间基本支架6条,即分别布置在3#、15#、30#、45#、60#、75#、90#、101#支架上。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。 %-e!ky （2）支架活柱缩量观测 ,z_ 用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在30#、60#、90#支架上。 k)fty6ld (3)统计观测 3ovlvm 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 sipqz 2、顺槽的矿压观测 f(&gb (1)巷道围岩变形观测 _7*8x 利用移动观测站观测。在轨道顺槽超前工作面20m范围内, 间隔4-5m安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1-4#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。 61e:sfnw 观测次数一般1-2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每10-30分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。 lcv # (2)巷道围岩表面位移观测 er6!iz4 利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区,用测尺和测枪量测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。 s= - (3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 zh68k7bc 在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱上安设2-3台单体支柱压力自记仪,连续观测单体支柱支护阻力的变化情况,每天换表纸一次,观测3-5个循环。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。 vby3/mu: 三、支护质量监测 t2,t 每旬由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤队立即整改。 e0 *s 监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。 :wj6hd 四、观测时间要求 &s$r 1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。 7%k(-3 2、顺槽:观测至工作面推进20om止。 eadvq.|ij 3、支护质量监测:整个生产期间。 kayro x t4(25 第四章生产系统 z?*sbx .v/lh)t 第一节运输系统 8bi,3 e) 一、运输设备及运输方式 6(r|%bz0j8 （一）运煤设备及装、转载方式 lv-(zjhe- 采煤机组割装底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、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出。 m*cdsa1 （二）辅助运输设备及运输方式 c df0a=