八连城煤矿62303工作面采煤作业规程

八连城煤矿62303工作面采煤作业规程 第 97 页 共94页第一章 概 况第1节 工 作 面 基 本 地 层 情 况一、 工作面位置、范围、面积以及与四邻和地表的关系1、工作面位置、范围、面积：62303工作面位于西六区北部，第2勘探线与第5勘探线之间；走向长度697m，倾向长度90.5m，面积63078.5m2。2、与四邻关系：东为西六运输巷,；南为DF125号断层；西为采区边界,北为DF124号断层；上覆21907采空区。3、与地表关系：相对地面为小路、灌溉渠和水田等；地面标高：+26.60m+29.7m。二、地质构造1、工作面实见地质构造的概况：DF125号断层62303回风顺槽施工时有揭露走向北东；倾向北西；倾角54不含（导）水，对回采不存在影响。2、实见或预测落差大于三分之二采高的断层：DF125号断层，走向北东；倾向北西；倾角36；落差022m。3、23号煤层走向近东西，倾向南。三、煤层特征内 容单 位指 标备 注煤层厚度最大最小/平均m2.101.20/1.65煤层倾角最大最小/平均51/3煤层硬度f1.20煤层层理发育程度较发育煤层节理发育程度较发育煤层结构较简单煤体结构原生结构煤煤质水 分7.99灰 分25.60挥发分53.70容 重T/m31.40发热量MJ/Kg19.80自然发火期月12个月相对瓦斯量m3/ T8.12煤尘爆炸指数51.19简要说明：工作面平均煤层厚度1.65m，平均倾角3，有一层夹石厚度0.100.40m。四、煤层顶、底板特征顶 底 板岩 性厚 度（米）裂隙发育情况顶板老 顶凝灰质粉砂岩0.85较发育直接顶粉砂岩2.70较发育伪 顶泥岩0.85较发育底 板泥岩1.15较发育五、预测岩浆岩体、冲刷带、陷落柱等的位置及其对正常回采的影响无六、瓦斯地质相对瓦斯涌出量预计：8.12m/T，绝对瓦斯涌出量预计17m/min。七、水文地质1、62303工作面上覆21907采空区，根据21907采空区探放水工程设计采空区积水于2017年6月11日开始探放，于2017年7月20日探放结束，累计探放积水量为16754m，解决了62303工作面回采的水害威胁。2、涌水量：工作面正常涌水量0.010.20m3/h。3、钻孔：62303工作面回采涉及到0310孔、0411孔、405孔，0310孔和0411封孔资料完整，封孔质量可靠，对工作面回采不存在水害隐患，405孔封孔资料不详。八、工作面煤炭资源/储量煤层名称工 作 面 尺 寸平均煤层厚度（m）容 重（T/m3）地质储量（万吨）工作面回采率（%）可采储量（万吨）走向（m）倾斜（m）2369790.51.651.4014.69513.9九、地热、冲击地压和煤自燃危险程度等1、地热：空气温度最高为30.9左右（恒温带温度为10.77，全区平均地温梯度为每100米增加3.7）计算公式为：恒温带温度3.7=10.77+3.7=30.9，该区域煤层埋藏深，属地温异常区域。2、该区域无冲击地压。3、自然倾向性等级：类自燃。十、针对存在的地质问题应注意事项及建议1、受上覆采空区影响，运输顺槽顶板压力大，工作面回采过程中加强支护，严禁空顶作业，避免片帮、冒顶等顶板事故发生。2、62303工作面由于地层产状影响，巷道有起伏，岩体涌水及工业废水会随工作面推进而聚集在工作面低洼处，做好工作面防排水工作。3、62303工作面上覆21907采空区，采空区积水已经探放完毕，在回采过程中局部可能出现滴水，淋水现象，应加强观测，如出现挂红、挂汗、空气变冷、雾气、水叫、顶板来压、底板鼓起等透水征兆时，立即撤人至安全地点，及时汇报调度。4、加强监测监控，保证正常通风，出现瓦斯异常现象及时汇报调度。5、工作面温度较大，建议通风部门应加大送风量。6、405号钻孔没有封孔资料，回采至该钻孔附近时应注意钻孔水，建议以该钻孔为中心30m范围打钻探放钻孔水。十、附图1.62303工作面井上下对照图 1:20002.62303工作面煤层底板等高线图 1:20003.62303工作面煤层厚度等值线图 1:20004.62303工作面主要地质剖面图 1:20005.煤层顶底板综合柱状图 1:200 6.62303工作面回风顺槽、运输顺槽及开切眼地质素描图 1:2000第二章 采 煤 方 法采煤方法倾斜长壁式落煤方式滚筒式采煤机顶板控制全部垮落法采 高1.5m1.8m/平均1.65m作业方法追机流水作业循环进度0.6m第一节 巷 道 布 置一、采区巷道布置概况工作面位置：东为西六运输巷,；南为DF125号断层；西为采区边界,北为DF124号断层；上覆为21907采空区。回风顺槽为轨道（回风）巷，运输顺槽为运输（入风）巷。1、工作面回风顺槽62303回风顺槽沿23号煤层顶板施工399m后换巷，在867号经纬点前12.1m按方位N337换巷，沿23号煤层顶板施工36m后再次换巷，在中号经纬点按方位N247换巷，偏沿23号煤层顶板施工367m为止。巷道断面为矩形，巷道规格为（净）=4.2m2.7m。顶部锚杆采用直径22mm，L=2.4（m）的螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用18mm，L=2.0（m），锚杆间距为0.8m、排距为1.0m。锚索排距3.0m，间距1.2m，每排施工3根，锚索全长7.3m，锚索有效长度7.05m。2、工作面运输顺槽62303运输顺槽位置在在西六皮带巷859点处，按N247方位，沿23号煤层顶板施工764.3m。巷道前20m巷道断面为半圆拱形，巷道规格为（净）=5.0m3.5m，其余地段断面为矩形，巷道规格为（净）=4.2m2.7m。支护形式为锚、网、索联合支护，顶板锚杆采用22mm左螺旋等强度锚杆，锚杆长度2.4m；两帮采用18mm左螺旋等强度锚杆，锚杆长度2.0m，锚杆间距0.8m，排距1.0m。锚索采用17.8mm锚索，锚索长度7.3m，锚索间距2.1（1.1）m，排距3.0m，有效长度7.05m。3、开切眼62303开切眼拉门子位置在62303运输顺槽871号经纬仪点前102m处，按157347方位，沿23号煤层顶板施工，施工69.7m。开切眼沿煤层顶板掘送，与回风顺槽夹角为90，与运输顺槽夹角为90，开切眼为矩形断面，巷道规格为（净）=5.51.7m。锚杆间距0.8m、排距为1.0m，顶锚杆长度2.4m。锚索布置方式为三、二布置，排距为 1.0m，锚索间距1.6m（2.1m），锚索长度9.3m。二、工作面主要巷道描述巷道名称项 目基 本 描 述回风顺槽支护形式 锚网支护巷道净断面 平均11.34巷道用途 回风、辅助运输运输顺槽支护形式锚网支护巷道净断面 平均11.34巷道用途 入风、运煤开切眼支护形式锚网支护巷道净断面平均9.35安装情况正在安装第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺（工艺流程及说明）该面采煤方法倾斜长壁式，综采机械化采煤工艺。设计采高为1.5m -1.8m，沿煤层顶板割煤，开采初期150m范围内及距离停采线100m范围内煤层厚度大于设计的最大采高时，一次不能采全高，必须采取沿煤层顶板割煤，留底煤开采；煤层厚度在设计的采高范围内时，按要求采全高；煤层厚度小于设计最低采高时，沿煤层顶板割煤，按最低采高要求回采。工作面采高与上下两头高度明显有变化时，适当调整采高，与两巷缓慢过渡。工作面有42部ZY3800/8.5/19型液压支架和8部ZY3800/11/25型液压支架,上端头采用3部ZY3800/11/25型掩护式液压支架、下端头采用5部ZY3800/11/25型掩护式液压支架和2.6m钢梁与2.5m或2.8m（超高处采用3.15m）单体液压支柱配合的一梁三柱顺巷错梁齐柱式对棚联合支护。工作面液压支架采用邻架操纵。工作面选用MG200/388-WD双滚筒采煤机落煤，滚筒直径1.25m，截深0.6m。采煤机在上、下端头斜切进刀，双向采煤。工作面选用SGZ730/500刮板运输机运输。采用ZY3800/11/25型液压支架和ZY3800/8.5/19型液压支架推移刮板运输机，推移步距为0.6m。运输顺槽采用1台SZZ730/160型桥式转载机运输。工艺过程为：采煤机斜切进刀割角煤采煤机下（上）行割煤、装货追机顺序移架、推刮板运输机清货片帮严重或顶板破碎时要超前移架，其工艺过程为：超前移架进行超前维护采煤机下（上）行割煤、装货顺序推刮板运输机清货。二、采煤方法1、采煤机进刀方式 (1) 进刀:采煤机在端头斜切进刀。采煤机下（上）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割,沿弯曲段斜切进刀。采煤机纫刀后，沿弯度节往上（下）推刮板运输机，直至刮板运输机尾（头）推靠。(2) 割角煤：采煤机纫刀后，换向上（下）行前滚筒沿煤层顶板割煤，后滚筒按采高要求截割，割三角煤。(3) 移架：采煤机上、下行割角煤，架子工追机顺序移架。(4) 推溜：采煤机割透角煤返回后，推溜工自机尾（头）顺序推刮板运输机。2、采煤机正常截割牵引方式采煤机为齿轮销轨电牵引，牵引速度控制在03.5m/min。3、各工序与采煤机的安全距离 （1）移架紧跟运行的采煤机后滚筒3架，顶板破碎时割一架停机移一架。 （2）推溜滞后运行的采煤机后滚筒12m15m。 （3）采煤机前、后滚筒3.0m范围内有人作业时，必须停机，打开管制器和离合器。（4） 移架滞后运行的采煤机后滚筒超过5架时，必须停止落煤，待支架移靠后再牵引落煤。三、工作面正规循环生产能力 W = LShrc =（69.70.61.651.40.95） = 92t式中 : W工作面正规循环生产能力，t ； L工作面平均长度，69.7m ； S工作面循环进度，0.6m ； H工作面平均采高，1.65m ； r煤的容重，1.4t/m3 ； c回采率，95% 。 附图7：采煤机进刀示意图 第三节 设 备 配 置一、工作面基本液压支架 开切眼安装8部ZY3800/11/25型液压支架与42部ZY3800/8.5/19 型液压支架 表2-3-1支 架 型 号ZY3800/11/25支架高度（m）1.10 2.50支护强度（Mpa）0.77中心距（mm）1500支架宽度（m）1.43 1.60初撑力（KN）3090（P=31.5MPa）工作阻力（KN）3800推溜力/拉架力（KN）272/360支架重量（T）12.4对底板平均比压（Mpa）1.4表2-3-1支架型号ZY3800/8.5/19支架高度 m0.851.90支护强度 MPa0.710.74中心距 mm1500支架宽度 m1.431.60初撑力 kN3092工作阻力 kN3800推溜力/拉架力 kN178/306支架重量 t11.0对底板平均比压 MPa1.3二、工作面采煤机 表2-3-3采煤机型号MG200/388-WD机 身 长 度 m10采 高 m1.12.0滚筒直径 m1.20截 深 m0.6牵引速度 m/min07.0最大牵引力kN340装机总功率 kW388牵引形式齿轮销轨电牵引截割功率kW702冷却形式水 冷喷雾形式内外喷雾三、工作面刮板运输机 表2-3-4刮 板 机 型 号SGZ730/500机头尺寸(长宽)2.61.9运输能力 t/h750链 速 m/s1.09铺设长度 m70装机功率 kW250电 压 V1140刮板链形式中双链四、运输顺槽桥式转载机 表2-3-5桥式转载机型号SZZ730/160推移方式自移缸牵引运输能力 t/h1000 链 速 m/s1.4铺设长度 m35电机功率 kW160电 压 V1140刮板链形式中双链五、运输顺槽破碎机 表2-3-6破碎机型号PLM1000破碎能力t/h1000转数r/min1475 破碎机锤头数4进口尺寸mm690953出口尺寸690615电 压 V1140驱动装置的结构和类型皮带轮传动六、运输顺槽胶带运输机 62303运输顺槽采用设备型号为DSJ100/63/275型胶带运输机1台。表2-3-7设 备 型 号DSJ100/63/275带面宽度 m1.0运输能力 t/h630电压 V1140铺设长度 m764电机功率kW752七、其他机械设备1、运输巷设备选用转载机 SZZ730/160型 1台破碎机 PLM1000型 1台胶带机 DSJ100/63/275型 2台水泵 BQS20-7.5型 2台刮板机 SGZ730/500 1台多用双速绞车 SDJ-28 型 1台2、回风巷设备选用多用双速绞车 SDJ-28 型 1台无极绳绞车 JWB-75J 1台钻机 ZDY3200S 2套泥浆泵 3NB-150/7-7.5 1台水泵 BQS20-7.5型 2台调度绞车 JD-1.6 型 2台 附图8：工作面设备布置图第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计一、液压支架支护强度验算1、 根据支架上方每平方米顶板强度计算：P=hrn =1.652.59.816=243 kN/m2式中：h工作面采高，取1.65m； r顶板岩石容重，取2.59.81kN/m3 ； n支柱支撑上覆岩层厚度与采高之比，取6倍采高； 2、应用经验公式计算液压支架载荷：（1）ZY3800/8.5/19型液压支架载荷：在最小控顶距时的载荷Q小 =（hrn）Ks kNQ小 =1.82.59.816.01.45.01 =1858kN在最大控顶距时的载荷=（hrn）KS kNQ大 =1.82.59.816.01.45.91=2192kN式中： h最大采高 1.8m ； r顶板岩石容重，取2.59.81KN/m3 ； n支架支撑上覆岩层厚度与采高之比，4-8倍采高，取 6 ； K液压支架卸载移架所增加的阻力系数， K = 1.31.5，取1.4； s工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，s = 5.01；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S = 5.91。（1）ZY3800/11/25型液压支架载荷：在最小控顶距时的载荷Q小 =（hrn）Ks kNQ小 =1.82.59.816.01.45.4 =2002kN在最大控顶距时的载荷=（hrn）KS kNQ大 =1.82.59.816.01.46.3=2336kN式中： h最大采高 1.8m ； r顶板岩石容重，取2.59.81KN/m3 ； n支架支撑上覆岩层厚度与采高之比，4-8倍采高，取 6 ； K液压支架卸载移架所增加的阻力系数， K = 1.31.5，取1.4； s工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，s = 5.4；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S = 6.3。3、工作面支护强度的确定：通过计算可以看出，本工作面液压支架载荷小于3800KN。通过选用比较计算得出结论：ZY3800/8.5/19型液压支架与ZY3800/11/25型液压支架的工作阻力均为3800KN，该套液压支架的支撑性能满足计算所得最大载荷的要求，所以所选该型号液压支架合理。4、支护设备的选择：62303工作面选用ZY3800/8.5/19型液压支架与ZY3800/11/25型液压支架支护工作面顶板，液压支架的编号顺序为从工作面下部第一架开始依次编号为1#50#。根据工作面条件和所选液压支架的适应条件对照表（表3-1-1）可以看出，选用的液压支架特性都满足顶板支护的要求。所以所选液压支架合理。表3-1-1项 目单位工作面条件ZY3800/11/25ZY3800/8.5/19采高m1.51.8/1.651.52.51.51.9倾角51/31010煤厚m2.101.20/1.651.12.50.851.9底板比压MPa1.401.40支护强度MPa0.240.770.78顶板种类类（级）适应各类条件适应各类条件二、乳化液泵站（一）泵站设置及使用规定1、泵站安装位置泵站安装在62303运输顺槽门子口往里40m处，向工作面供液，泵站距工作面下出口724m。乳化液泵站系统参数表 表3-1-2 乳化液泵型号MRBZ-200/31.5乳化液箱型号RX200/16公称流量 /min200乳化液箱容积 L 1600公称压力 pa31.5乳化液浓度 % 35电机功率 kW125乳化液配比仪器 自动配比卸载阀整定值 Pa31.5高压胶管耐压（MPa）40电 压 V1140泵站出口压力（MPa）302、泵站设备设置泵站设置 MRBZ -200/31.5型乳化液泵两台；RX200/16型乳化液箱一个，两泵一箱。一台运转，一台备用。3、乳化液泵使用要求（1）泵站出口压力要保证在30 MPa。（2）乳化液浓度为35，经常检查乳化液浓度，及时调整，保证配液用水清洁。（3）卸载阀、安全阀整定合理，既要保证供液压力又要保证安全可靠。（4）由包机专业人员加强维修与维护，保证出口压力，杜绝滴、漏、跑、冒液现象。（5）电机及开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转、切断电源、撤出人员。（6）检修泵站必须停泵、修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀。（7）要按以下要求进行定期检查、检修，作好记录。 每班擦洗一次油污、赃物；按一定方向旋转过滤器12次；检测一次乳化液浓度。每天检查一次过滤器网芯。每10天清洗一次过滤器。每月清洗一次乳化液箱。第二节 顶 板 控 制 方 法 表3-2-1支护形式两柱掩护式支架支架布置方式直线式布置支回关系移架即放顶最小控顶距 m 3.34最大控顶距 m 3.94机道宽度 m 2.0放顶步距 m 0.6端面距 m 0.3支架整齐度50 mm支架倾斜度15一、正常工作时期顶板支护 本工作面设计为双向采煤，采用追机移架的方式对顶板及时支护。移架工艺过程为：缩立柱（立柱不要缩的太大，能拉动架子即可，实现带压擦顶移架）拉架升架（升立柱时，要调整平衡缸，保证支架顶梁与顶板全面接触）升柱后要多停滞35s，保证初撑力。片帮严重或顶板破碎时要超前移架，有漏、冒顶危险时要割一架，移一架。上、下端头支架放宽一个循环进度2、 正常工作时期的特殊支护形式上、下尾巷管理制度：1、尾巷内严禁设置电缆、电器设备，严禁采用可燃性支护和放置可燃性材料，电缆和抽放管路必须分开安放，不可混搭在一起。2、人员不得进入尾巷 。上（下）端头液压支架与回风顺槽上帮（运输顺槽下帮）之间采用2.6m钢梁与2.5m或2.8m（超高处采用3.15m）单体液压支柱配合的一梁三柱顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.3m，对间距1.0m，对棚交替迈步前移，空间排加打戴帽挡矸密集柱，挡矸密集柱距不超过0.4m，木顶帽规格为：长宽厚=0.40m0.15m0.10m。单体液压支柱与钢梁配合的对棚与上（下）帮间距不够架设对棚（0.5m1.0m）时，架设一架单棚加强支护。顶板破碎时要适当加密支护，加密支护时，留出净宽不小于0.8m的人行通道。巷道超高处用圆木或者道木刹顶。不留尾巷，每循环窜梁、回柱放顶，回柱放顶步距为0.6m。每次只准回一架，严禁大范围回柱，严禁对棚一起降柱。回风顺槽出口处离上帮、运输顺槽出口处离下帮距离根据实际情况打设支护。距离0.5m-1.0m时架设1对（2架）支护。1.0m-2.0m以内打设2对（4架）一梁三柱错梁齐柱式支护。2.0m-3.0m以内打设3对（6架）一梁三柱错梁齐柱式支护。3.0m-4.0m时打设4对（8架）一梁三柱错梁齐柱式支护。顶板破碎时适当加密支护，当人行道宽度大于1.0m时架设一架单棚支护加强支护。三、特殊时期的顶板控制1、冒顶处理方法 采用2.0m长，直径不小于18cm的硬杂木，打木垛接顶的方法处理冒顶。处理冒区要待顶板压力稳定后，由班、队长亲自组织进行，指派一名有经验的老工人负责安全监护。刹顶前，关闭作业地点支架的截止阀，将工作面刮板输送机停电并闭锁，作业前要清好退路，确保退路畅通。严格执行“敲帮问顶”制度，要用1.5m以上的长把工具处理掉危岩。刹顶前，采取临时支护措施，严禁空顶冒险作业。刹顶时要从冒顶的一端向另一端依次封顶，严禁两端同时作业。架子微落，打底物料要固定在冒区架子（或单体钢梁棚）上，木垛要挤住帮，木垛圆木要用楔子固定住，用150mm长的钉子将楔子钉牢，封顶后，架子顶梁（或单体钢梁棚）升起，使木垛接顶。液压支架上方冒顶时，首先用液压支架或单体、钢梁维护住冒茬子，之后再逐架处理。 出现单架上方冒顶时，首先将冒顶的液压支架降架落靠，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻支架的顶梁上掏出窝，木垛打底圆木插入窝内并用木楔挤住，自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶。 出现多架上方冒顶时，先从冒顶的一端降下一架已冒顶支架，处理掉架上及冒茬的浮石、危岩，然后在相邻未冒顶支架的顶梁上掏出窝，木垛打底圆木一头插入窝内并用木楔挤住，另一头搭在相邻已冒落支架的顶梁上，并用8号铁线将其固定在本架上，自下而上打木垛接顶，用刹杆封顶锁住冒茬子。而后，采用上述方法将另一端冒茬封住。最后，从冒顶的一端逐架向另一端依次打木垛刹顶。刹顶物料要随用随递，保持退路畅通，若出现明显动压，如片帮、顶板掉渣等现象，及时撤出施工人员，待顶板压力稳定后再进行刹顶作业。2、初采及来压期间顶板管理 根据邻近已采工作面的顶板压力观测数据，预计工作面初次来压步距在45m以内，周期压步距在25m30m内。加强初次来压及周期来压的预测预报工作。来压期间要将工作面采直，支架与煤壁垂直，不正的支架及时调整，保证支架呈直线式切顶。保证泵站出口压力30.0MPa，供液管路不漏液，支架安全阀整定合理，保证支架工作阻力。落煤后及时移架，避免长时间空顶，移架时，相邻支架不得同时降架拉架。片帮严重时要超前移架，进行超前维护。同时加大上、下两巷管理力度，严格按规定打设超前支护，超高处打木垛接顶，保证支护数量及质量，必要时根据现场情况加密支护。初采初放期间，区队主要领导要现场指挥，确保初采初放工作的顺利进行。四、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制1、超前支护回风顺槽、运输顺槽自工作面煤壁线往外不小于20m范围内进行超前支护。超前支护的架设：采用2.6m钢梁与2.8m（巷道超高处用3.15m）单体液压支柱配合形成的顺巷对接棚，一梁三柱对接布置，巷道超高处打设木垛接顶。回风顺槽：自工作面煤壁线往外不小于20m范围内，架设三排超前支护，超前支护排距均为1.0m，柱距1.0m。运输顺槽：自工作面煤壁线往外不小于20m范围内，架设三排超前支护，三排超前支护排距分别为1.0m、2.1m，柱距1.0m。工作面下排头支架前，采用2.6m钢梁与2.5m（巷道超高处用2.8m或3.15m）单体液压支柱配合形成一梁三柱顺巷错梁齐柱式对棚支护，对内间距0.3m，对间距0.7m，单体支柱柱距为1.0m，排头架下帮侧架设对棚支护。顶板破碎或压力大要加密超前支护，加密支护时，要留出净宽不小于0.8m的行人通道，工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于0.5m。 2、过探放水水仓与钻场 62303回采工作面运输顺槽上帮有探放水水仓，回风顺槽下帮有钻场，当水仓废弃时必须将其填实，当工作面推进距其20m前，水仓、钻场采用2.5m（超高处用 2.8m或3.15m）单体液压支柱与2.6m钢梁架设一梁二柱走向棚进行超前支护，柱距2.2m，棚距1m。发现顶板破碎有漏、冒顶危险时，要在钢梁上架设木垛接顶严实，备棚要由外往里加密支护。工作面割透后，要超前移架进行及时维护。废弃不用的水仓用矸石装袋后填充、填实。（1）顶板压力大时要适当加密支护，加密支护时，要保证单体液压支柱初撑力。（2）人员不得在水仓、钻场内休息、逗留。（3）工作面与水仓、钻场割透后，要超前移架进行及时维护。（4）在水仓、钻场内支护时，必须先打后回，保持一梁二柱，不得单挑梁。（5）回收水仓、钻场内打设支护时，必须按照自下而上由里往外的原则进行。（6）填充后的水仓要有一定的抗压能力，防止工作面支架陷入，造成支架支撑高度不够，造成冒顶。3、上、下尾巷悬顶处理方法为避免工作面上、下尾巷悬顶，超前工作面上、下出口煤壁2个循环将顶锚杆及工作面侧帮锚杆螺丝卸下。超前工作面煤壁5.0m用风动退锚器将锚索盘卸下。卸不下来的要在回柱放顶前用铁剪子将其周围的锚网、钢筋梯剪断。当顶板破碎时严禁拆卸。上端头回柱放顶后，上尾巷有悬顶不冒落时，采用尾巷充填，不得留有瓦斯积聚的空间，采取管路抽放、风障等方法防止上尾巷瓦斯积聚。（1）预裂爆破施工安全技术措施 当工作面上下顺顶板完好时，需提前对顶板进行预裂弱化顶板。1、施工地点必须在距工作面煤壁20m-25m(超前支护以外)范围内进行爆破，瓦斯浓度大于1.0时不得放炮。炮眼单排布置，非煤壁侧炮眼距巷帮0.3m，炮眼间距为1.2m，深度为3m，水平、垂直角角度均为80。严格执行敲帮问顶制度，并对顶板要提前架设一梁三柱单体钢梁棚临时支护，不准无支护情况下爆破，以防漏、冒顶事故的发生。2、采用锚杆机打眼（湿式打眼）。3、打眼后要及时定药，采用正向起爆，定药时要将药卷定到眼底，不得留有空间，以防炮眼内积聚瓦斯。雷管脚线要拧成短路状悬空。4、炮眼必须用炮泥与水炮泥封满孔，封孔长度必须符合煤矿安全规程规定。5、放炮前必须将工作面及回风顺槽中的所有用电设备停电。放炮后必须经瓦斯员检测同意后方可由电气人员送电。6、雷管脚线连接后，必须用绝缘胶布带包好。严禁明接头。7、必须放单炮，严禁多孔同时爆破。8、关于爆破执行第八章第三节相关要求。五、支护质量要求1、液压支架端面距为0.3m。工作面支架要排成一条直线，支架整齐度误差不超过50mm，工作面支架中心距误差不超过100mm。2、液压支架顶梁要与顶板平行架设，顶梁要接顶严密。3、相邻支架间不应有明显错茬，最大错差不得超过侧护板高度的2/3。4、液压支架间空隙不超过100mm。严禁歪架、咬架，否则要及时调整。5、液压支架要垂直顶底板，歪斜5。工作面液压支架升架后要停顿35s再停止供液，保证液压支架初撑力在24MPa以上。6、两巷超前支护单体液压支柱要打成一条直线，单体整齐度误差不超100mm，找好柱窝，手把体朝外，注液口朝空间侧。7、单体液压支柱升柱时要使用注液压力显示表，超前支护单体初撑力要达到90kN（11.5Mpa）以上，保证单体液压支柱初撑力。8、回风顺槽、运输顺槽超前支护完整无缺、支护有效，巷道高度不得低于1.8m，人行道宽度不得低于0.8m。巷道无积水、无浮渣、无杂物，材料、设备码放整齐并有标志牌，牌板齐全、整洁，吊挂整齐，各种管线整齐吊挂，不得影响人行道宽度。9、两巷顶板破碎压力大时，要适当加密支护，加密支护时要留出宽不小于0.8 m的安全通道。10、加强回风顺槽、运输顺槽及工作面顶板压力观测和预报工作，超前支护以外的巷道离层或变形严重时，必须超前进行加固。11、失效支柱及时更换，坏柱及时运出。12、所有支设的单体液压支柱用自制的防倒绳套住并挂在顶板锚网上，防止倒梁、倒柱伤人。13、 工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分，不超过200mm。长度小于等于1m时，其最大突出部分，不超过250mm。六、支护材料使用、备用情况和存放管理表单体液压支柱入井前必须进行打压试验，合格后方可入井。使用超过8个月的单体液压支柱必须升井检修、试验。下表中的备用材料要随用随补充，必须经常存有。材料要整齐码放并挂标志牌，标志牌要标明存放材料的单位、材料名称、规格、数量及负责人。所有支护器材要建立基础台帐，对规格型号、进货渠道、数量及产品合格证等有记录。支护材料使用、备用情况和存放管理表 表3-2-2种 类规 格使用量备用量存放地点单 体钢梁DW28250/100150根20根两顺出口外50m100mDW31.5250/1009根20根两顺出口外50m100m2.6m53根20根两顺出口外50 m100m3.6m4根两顺出口外50m100m圆木183.0m5m3上顺出口外50m100m附图9：62303工作面支护平、剖面示意图附图9-1：预裂爆破说明书第三节 矿 压 观 测 坚持支护质量和顶板动态监测，健全分析和处理责任制。一、矿压观测内容观测内容主要有：工作面支架的工作阻力观测、支架活柱缩量观测、两巷顶板离层观测、超前支护矿压监测。二、矿压观测方法及时间要求（一）工作面的矿压观测：工作面10条观测线均匀布置在工作面中。1、支架初撑力及工作阻力的观测在工作面均匀布置10条观测线，观测线布置在4#、9#、13#、18#、22#、27#、31#、36#、40#、45#液压支架上（当工作面长度有变化时，重新均匀分布观测线），由区队技术人员负责每天对支架支柱初撑力和工作阻力的变化情况进行数据采集，每十天整理并分析。2、支柱活柱缩量的观测用标记法在工作面上部、中部及下部布置3条观测线。三条线平均布置在架子上（当工作面长度有变化时，重新均匀分布观测线），每班进行一次观测，记录上次移架、本次移架的活柱高度，计算出循环活柱下缩量。 （二）两巷顶板离层观测对安装在两巷的顶板离层仪距工作面100m内1天观测一次，其它每周观测1次，填好记录，计算出顶板下沉速度及下沉量，对顶板下沉速度进行对比，发现顶板下沉速度加快或下沉量过大，要采取备棚等措施加强支护。（三）超前支护矿压监测 在上、下两巷超前支护20m范围之内均匀布置3个测点，对单体液压支柱进行观测，随着工作面推进，每班由班长对测点处单体液压支柱阻力用单体液压支柱阻力检测仪进行监测一次，结合支柱阻力情况对超前支护重打或补打，并保证其初撑力达标。并数据收集、发现问题及时汇报。 区队技术人员负责收集、分析矿压数据，绘制矿压显现图表，揭示矿压显现规律，提出支护质量存在的问题，监督支柱检修质量，发现问题及时监督整改，促进工作面支护质量的提高。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式 1、装煤、运煤及转载工作面由MG200/388-WD型采煤机割、装煤和推移刮板运输机辅助装煤，由SGZ730/500型刮板运输机运出工作面，由SZZ730/160型桥式转载机转载至运输顺槽DSJ100/63/275型胶带运输机、西六运输巷、西部皮带巷、南翼集中运输巷（2皮带）、皮带机上山（1皮带）运到井底煤仓，由新主井箕斗提升进入地面原煤运输系统。运输方式为：刮板运输机、胶带运输机、箕斗联合运输。2、辅助运输工作面所需的设备、材料采用600mm轨距1t矿车或平车运输。由副井井底车场经西部轨道巷、西二轨道上山、西六运输巷、62303回风顺槽（62303运输顺槽），62303运输顺槽分别采用调度绞车与1台SDJ-28型多用双速绞车进行运输。62303回风顺槽分别采用1台SDJ-28型多用双速绞车和无极绳绞车联合辅助运输。二、运煤线路和辅助运输线路1、运煤路线 工作面62303运输顺槽西六运输巷西部皮带巷南翼集中运输巷（2皮带）皮带机上山（1皮带）井底煤仓地面原煤运输系统2、辅助运输路线副井井底车场西部轨道巷西二轨道上山西六运输巷62303回风顺槽62303工作面副井井底车场西部轨道巷西二轨道上山西六运输巷62303运输顺槽62303工作面附图10：62303工作面生产系统示意图 第二节 “一 通 三 防” 与 安 全 监 控一、通风系统、（一）风量计算与选择表 1、按瓦斯涌出量计算：Q采q采K/C-CO3.591.5/0.7=769m3/min 式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q采采煤工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3/min ，预测绝对瓦斯涌出量14.97m3/min，预计瓦斯管路抽放占76，风排占24，14.97m3/min24=3.59m3/min，风量计算取3.59m3/min；K采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数（正常生产时连续观测一个月，最大日绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值），参照62301工作面瓦斯日报计算得出为1.5；C回风流瓦斯（二氧化碳）允许浓度，按0.7%选取；CO进风流瓦斯（二氧化碳）浓度，不超过0.5%，按0.7%选取。2、按工作面温度计算：Q=60VS=601.85.74=689m3/min式中：Q采煤工作面实际需要风量，m3/min：V工作面风速，m/s，取1.8 m/s：S工作面平均有效断面面积，m2，取5.74m2 。表4-2-1工作面空气温度t（）工作面风速v（m/s)201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.03、按工作面最多人数计算：Q=4N=434=136m3/min式中： Q采煤工作面实际需要风量，m3/min。4每人每分钟不低于4m3/min的配风量：N采煤工作面同时工作的最多人数，取34人。 4、按风速进行验算：（1）按最低风速验算，采煤工作面最低风量：Q600.25S平均=15 S平均=154.2=63m3/min式中：S平均采煤工作面平均有效断面积，取4.2：S平均=（采煤工作面最大空顶距+最小空顶距）采煤工作面平均采高/270%=（3.34+3.94）1.65/270%=4.2。（2）按最高风速验算，采煤工作面最高风量：Q604S平均=240 S平均=2404.2=1008m3/min：式中：S平均采煤工作面平均有效断面积，取4.2：S平均=（采煤工作面最大控顶距+最小控顶距）采煤工作面平均采高/270%=（3.34+3.94）1.65/270%=4.2。5、根据上述计算结果，确定采煤工作面实际需要风量为769m3/min（二）通风路线 地面新鲜风流副井西部皮带巷西六运输巷62303运输顺槽62303工作面。地面新鲜风流副井西部轨道巷西二轨道上山西六运输巷62303运输顺槽62303工作面。工作面乏风62303回风顺槽西六回风巷西六回风联巷西部总回风巷经西风井排至地面。附图 11：62303工作面通风系统示意图二、瓦斯防治（ 62303初采初放期间的通风管理见规程末页）（一）瓦斯抽放系统 1、采取上尾巷抽预埋立管抽放（1）预埋立管使用的天井规格：天井深度不得低于1.5m，直径不小于0.8m。天井由采煤区负责施工。 （2）62303上顺2趟预埋立管用一趟抽采管路进行抽采。（3）在12寸管尾部接12寸变6寸四通，四通上接2根6寸软管，6寸根软管前直接6寸预埋管，预埋立管埋设步距为5m,迈步交替式对上隅角、上尾巷进行瓦斯抽采。（4）立管规格为6寸1.5m铁管（共计1节），立管顶部安装6寸1.5米铁花管（1节），花管顶部0.5m为花孔。（5）每次安装立管前，顶板高度必须满足3m，将立管立在巷道靠帮，用铁丝固定。（6）安装、回撤尾巷立管时，使用蝶阀控制抽采流量，保证抽采管路正常抽采。 2、顶板高位钻孔设计在62303回风顺槽内每间距24m布置一个瓦斯抽采钻场，在钻场顶板处向工作面布置68个高位抽采钻孔。高位抽采钻孔按钻孔设计参数施工到位后，下3寸6m插管，用树脂封孔剂封孔5.5m，通过4寸软管接入气水分离器，然后再接入12寸瓦斯抽采管路系统进行高位瓦斯抽采，采用随抽随采的方法进行抽采瓦斯。详见62303回采工作面瓦斯综合治理抽采设计钻孔设计部分。3、本煤层水力压裂钻孔设计施工钻孔布置：从62303回风顺槽停采线向工作面方向布置第一个煤层水力压裂钻孔，再向同方向前进24m布置第二个煤层水力压裂钻孔，采用单排平行沿层钻孔，钻孔平行煤层倾向，两个水力压裂钻孔之间间距为24m，此后依次叠加进行布置施工，直至上部21907工作面采空区影响区域，共计布置煤层水力压裂钻孔8个，钻孔施工参数如下：煤层水力压裂钻孔参数设计表钻孔名称钻孔仰（俯）角（ ）与顺槽夹角（ ）钻孔孔长（ m ）终孔高度（ m ）水力压裂钻孔顺煤层90701.2 4、瓦斯抽采管路62303工作面高位抽采管网系统：采用西风井地面瓦斯抽采泵站进行瓦斯抽采，抽采主管路为直径600mm的无缝钢管，抽采干管为直径400mm的PE管，抽采支管为直径300mm的PE管。抽采管路路线：西风井地面瓦斯抽采泵站西部区总回风巷西二区专用回风巷西六区集中回风巷62303回风顺槽62303工作面高位钻场。62303工作面预埋抽采管网系统：采用西部区移动瓦斯抽采泵站进行瓦斯抽采，抽采主管路为直径300mm的PE管，抽采支管为直径300mm的PE管。抽采管路路线：西部区移动瓦斯抽采泵站西三区集中回风巷西二区集中回风巷西六区集中回风巷62303回风顺槽62303工作面尾巷预埋。（二）瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员。瓦斯检查员要对本区域的各地点瓦斯情况及瓦斯抽采情况进行认真检查，发现管路漏气、积水要及时汇报处理，以防影响瓦斯抽采效果。根据煤矿安全规程第一百八十条规定和62303工作面实际情况，运输顺槽、回风顺槽、机电设备处、抽放钻场分别设瓦斯检查牌板。检查地点：工作面内距回风顺槽10m范围内；机组附近；上尾巷范围内；上隅角范围内；工作面，每班至少检测3次。运输顺槽距工作面煤壁10m范围内；62303回风顺槽的抽放瓦斯钻场；瓦斯抽放钻场（分别测抽放孔）每班至少检测2次，机电设备每班至少检测1次，如实填写瓦斯牌板，同时汇报调度室，瓦斯浓度变化地点要加强检查。重点检查区域：工作面上头20m范围内、上隅角、上尾巷、工作面至回风顺槽出口外10m范围内、液压支架间和工作面。矿长、矿总工程师、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工必须佩戴便携式甲烷检测报警仪。附图 12：工作面瓦斯抽放系统示意图（三）瓦斯监控1、监测分站种类：监测分站（2台）、甲烷传感器（5）台、一氧传感器（2台）、温度传感器（1台）、烟雾传感器（1台）、风门传感器（2台）、声光报警器（2台）、馈电传感器（2台）、管道甲烷传感器（1台）、管道一氧传感器（1台）、管道温度传感器（1台）