八连城煤矿62303工作面采煤作业规程

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905M，面积630785M2。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2660M297M。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M210120/165煤层倾角最大最小/平均51/3煤层硬度F120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799灰分2560挥发分5370容重T/M3140发热量MJ/KG1980自然发火期月12个月相对瓦斯量M3/T812煤尘爆炸指数5119简要说明工作面平均煤层厚度165M，平均倾角3，有一层夹石厚度010040M。四、煤层顶、底板特征顶底板岩性厚度（米）裂隙发育情况老顶凝灰质粉砂岩085较发育直接顶粉砂岩270较发育顶板伪顶泥岩085较发育底板泥岩115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812M/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001020M3/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/储量工作面尺寸煤层名称走向（M）倾斜（M）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）2369790516514014695139九、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309左右（恒温带温度为1077，全区平均地温梯度为每100米增加37）计算公式为恒温带温度37107737309，该区域煤10恒温带深度垂直深度10923856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162303工作面井上下对照图12000262303工作面煤层底板等高线图12000362303工作面煤层厚度等值线图12000462303工作面主要地质剖面图120005煤层顶底板综合柱状图1200662303工作面回风顺槽、运输顺槽及开切眼地质素描图12000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15M18M/平均165M作业方法追机流水作业循环进度06M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121M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）42M27M。顶部锚杆采用直径22MM，L24（M）的螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用18MM，L20（M），锚杆间距为08M、排距为10M。锚索排距30M，间距12M，每排施工3根，锚索全长73M，锚索有效长度705M。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7643M。巷道前20M巷道断面为半圆拱形，巷道规格为（净）50M35M，其余地段断面为矩形，巷道规格为（净）42M27M。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24M；两帮采用18MM左螺旋等强度锚杆，锚杆长度20M，锚杆间距08M，排距10M。锚索采用178MM锚索，锚索长度73M，锚索间距21（11）M，排距30M，有效长度705M。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697M。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）5517M。锚杆间距08M、排距为10M，顶锚杆长度24M。锚索布置方式为三、二布置，排距为10M，锚索间距16M（21M），锚索长度93M。二、工作面主要巷道描述巷道名称项目基本描述支护形式锚网支护巷道净断面平均1134回风顺槽巷道用途回风、辅助运输支护形式锚网支护巷道净断面平均1134运输顺槽巷道用途入风、运煤支护形式锚网支护巷道净断面平均935开切眼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15M18M，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ZY3800/85/19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26M钢梁与25M或28M（超高处采用315M）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MG200/388WD双滚筒采煤机落煤，滚筒直径125M，截深06M。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ZY3800/85/19型液压支架推移刮板运输机，推移步距为06M。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035M/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30M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WLSHRC（6970616514095）92T式中W工作面正规循环生产能力，T；L工作面平均长度，697M；S工作面循环进度，06M；H工作面平均采高，165M；R煤的容重，14T/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ZY3800/85/19型液压支架表231支架型号ZY3800/11/25支架高度（M）110250支护强度（MPA）077中心距（MM）1500支架宽度（M）143160初撑力（KN）3090（P315MPA）工作阻力（KN）3800推溜力/拉架力（KN）272/360支架重量（T）124对底板平均比压（MPA）14表231支架型号ZY3800/85/19支架高度M085190支护强度MPA071074中心距MM1500支架宽度M143160初撑力KN3092工作阻力KN3800推溜力/拉架力KN178/306支架重量T110对底板平均比压MPA13二、工作面采煤机表233采煤机型号MG200/388WD机身长度M10采高M1120滚筒直径M120截深M06牵引速度M/MIN070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234刮板机型号SGZ730/500机头尺寸长宽2619运输能力T/H750链速M/S109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235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/S14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236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237设备型号DSJ100/63/275带面宽度M10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BQS2075型2台刮板机SGZ730/5001台多用双速绞车SDJ28型1台2、回风巷设备选用多用双速绞车SDJ28型1台无极绳绞车JWB75J1台钻机ZDY3200S2套泥浆泵3NB150/7751台水泵BQS2075型2台调度绞车JD16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PHRN165259816243KN/M2式中H工作面采高，取165M；R顶板岩石容重，取25981KN/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）ZY3800/85/19型液压支架载荷在最小控顶距时的载荷Q小（HRN）KSKNQ小182598160145011858KN在最大控顶距时的载荷（HRN）KSKNQ大182598160145912192KN式中H最大采高18M；R顶板岩石容重，取25981KN/M3；N支架支撑上覆岩层厚度与采高之比，48倍采高，取6；K液压支架卸载移架所增加的阻力系数，K1315，取14；S工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，S501；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S591。（1）ZY3800/11/25型液压支架载荷在最小控顶距时的载荷Q小（HRN）KSKNQ小18259816014542002KN在最大控顶距时的载荷（HRN）KSKNQ大18259816014632336KN式中H最大采高18M；R顶板岩石容重，取25981KN/M3；N支架支撑上覆岩层厚度与采高之比，48倍采高，取6；K液压支架卸载移架所增加的阻力系数，K1315，取14；S工作面最小控顶距时单个支架的支护面积，S54；S工作面最大控顶距时单个支架的支护面积，S63。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ZY3800/85/19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ZY3800/85/19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150。根据工作面条件和所选液压支架的适应条件对照表（表311）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311项目单位工作面条件ZY3800/11/25ZY3800/85/19采高M1518/16515251519倾角51/31010煤厚M210120/165112508519底板比压MPA140140支护强度MPA024077078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312乳化液泵型号MRBZ200/315乳化液箱型号RX200/16公称流量/MIN200乳化液箱容积L1600公称压力PA315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PA315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MRBZ200/315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30MPA。（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15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321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M334最大控顶距M394机道宽度M20放顶步距M06端面距M03支架整齐度50MM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26M钢梁与25M或28M（超高处采用315M）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03M，对间距10M，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04M，木顶帽规格为长宽厚040M015M010M。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（05M10M）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08M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06M。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05M10M时架设1对（2架）支护。10M20M以内打设2对（4架）一梁三柱错梁齐柱式支护。20M30M以内打设3对（6架）一梁三柱错梁齐柱式支护。30M40M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10M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20M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15M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300MPA，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26M钢梁与28M（巷道超高处用315M）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10M，柱距10M。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10M、21M，柱距10M。工作面下排头支架前，采用26M钢梁与25M（巷道超高处用28M或315M）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03M，对间距07M，单体支柱柱距为10M，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08M的行人通道，工作面内排头支架与巷道支护间距不应大于05M。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25M（超高处用28M或315M）单体液压支柱与26M钢梁架设一梁二柱走向棚进行超前支护，柱距22M，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50M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20M25M超前支护以外范围内进行爆破，瓦斯浓度大于10时不得放炮。炮眼单排布置，非煤壁侧炮眼距巷帮03M，炮眼间距为12M，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03M。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（115MPA）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18M，人行道宽度不得低于08M。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08M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322种类规格使用量备用量存放地点DW28250/100150根20根两顺出口外50M100MDW315250/1009根20根两顺出口外50M100M26M53根20根两顺出口外50M100M单体钢梁36M4根两顺出口外50M100M圆木1830M5M3上顺出口外50M100M附图962303工作面支护平、剖面示意图附图91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MG200/388WD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SDJ28型多用双速绞车进行运输。62303回风顺槽分别采用1台SDJ28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1062303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/CCO35915/07769M3/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1497M3/MIN，预计瓦斯管路抽放占76，风排占24，1497M3/MIN24359M3/MIN，风量计算取359M3/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15；C回风流瓦斯（二氧化碳）允许浓度，按07选取；CO进风流瓦斯（二氧化碳）浓度，不超过05，按07选取。2、按工作面温度计算Q60VS6018574689M3/MIN式中Q采煤工作面实际需要风量，M3/MINV工作面风速，M/S，取18M/SS工作面平均有效断面面积，M2，取574M2。表421工作面空气温度T（）工作面风速V（M/S2010202310152326151826281825283025303、按工作面最多人数计算Q4N434136M3/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Q60025S平均15S平均154263M3/MIN式中S平均采煤工作面平均有效断面积，取42S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（334394）165/27042。（2）按最高风速验算，采煤工作面最高风量Q604S平均240S平均240421008M3/MIN式中S平均采煤工作面平均有效断面积，取42S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（334394）165/27042。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1162303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15M，直径不小于08M。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15M铁管（共计1节），立管顶部安装6寸15米铁花管（1节），花管顶部05M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55M，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4、瓦斯抽采管路钻孔名称钻孔仰（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90701262303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）、管道负压传感器（1台）、管道流量传感器（1台）。2、断电范围上隅角、工作面、钻场、卡轨车、回风传感器断工作面及回风顺槽所有非本质安全型电器设备。3、设备安装（1）在西六运输巷二台皮带尾处安设二台监测分站。分站设置处便于人员观察、调试、检验。分站安设支架，距底板不小于300MM。分站取自监测专用电源。（2）甲烷传感器设置工作面甲烷传感器距工作面煤壁出口不大于10M处设置一台甲烷传感器。采煤回风甲烷传感器距回风顺槽入口以里1015处设置一台甲烷传感器。上隅角甲烷传感器在采面回风隅角处设置一台甲烷传感器。钻场传感器在钻场下风侧35M设置一台甲烷传感器。上隅角、工作面甲烷传感器报警值为10，断电值为15，复电值为10；钻场、卡轨车甲烷传感器报警值为10，断电值为10，复电值为10；回风甲烷传感器报警值07，断电值为07，复电值为07。断电范围工作面及回风顺槽内所全部非本质安全型电气设备的电源。采煤机司机必须佩带便携式甲烷检测仪。（3）其它传感器距回风顺槽入口以里1015处设置一台一氧化碳传感器，报警值为00024CO；一台温度传感器,报警值为30。（4）在带式输送机滚筒下风侧1015M处安装一台烟雾传感器；一台一氧化碳传感器，报警浓度为00024CO。（5）各传感器安设时，距顶板不大于300MM，距帮不小于200MM。（6）甲烷电闭锁和风电闭锁的被控开关的负荷侧设置一台馈电传感。（7）主要风门设置风门传感器、声光报警器。附图13162303工作面监测监控分布示意图附图13262303工作面监控系统示意图附图13362303工作面通讯、人员定位系统示意图（四）尾巷瓦斯治理为防止瓦斯积聚，使尾巷充分冒落，超前工作面煤壁2个循环将顶锚杆锚杆螺丝及工作面侧帮锚杆螺丝卸下。超前工作面煤壁50M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、锚带剪断，尾巷不能自行垮落时，每循环上尾巷回柱放顶前，用装袋钻泥（或浮货），从最上头液压支架大柱开始向上帮成弧形码放钻泥袋，挡矸柱沿弧形打设，不给上隅角瓦斯留有积存空间，保证回柱放顶后尾巷充填严实。袋子码放要成墙体，墙体空间侧要用装货袋子填实，不给瓦斯留有积存空间。施工安全技术措施1、拆卸锚盘、锚索、剪锚网、剪锚带必须在有单体、钢梁等支护可靠的条件下进行，必要时要架设临时支护。2、拆卸锚盘、锚索作业时，施工人员必须侧身作业，必须在保证自身安全的前提下进行作业；螺母或锁具卸下后，人要站在外侧用15M以上的撬棍撬动锚盘，使锚盘卸载，然后取出锚盘。3、顶板破碎时要先进行临时支护，以防漏、冒顶事故的发生。4、码放时，人员必须在支护可靠的条件下施工。5、超前支护以外充填前要先进行敲帮问顶，处理掉伞檐、危石、浮石。施工人员要在顶板完整、支护可靠的地点作业。6、（1）严禁任何人员进入尾巷中退锚、拆卸锚盘、锚索、剪锚网、剪锚带。（2）设置风障排出上隅角瓦斯。（3）在回风顺槽、入风顺槽距工作面上下出口60M200M的范围内布置隔爆水袋，水袋内要按规定注入足够水量。三、综合防尘、防火系统综合防尘和防火用水由井上蓄水池供给。（一）综合防尘综采工作面粉尘主要来源于采煤机割煤、移架、破碎机破岩及转载过程中，健全防尘系统，并采取如下措施进行防治。1、防尘管路铺设到工作面的上、下出口20M内。回风顺槽每隔50M在防尘管路上安设一个三通及阀门；运输顺槽每隔50M在防尘管路上安设一个三通及阀门。指派专人维护，杜绝管路滴、漏、跑水现象。2、采煤机内、外喷雾系统必须保持完好，割煤时喷雾降尘。水压低、无水或喷雾装置不能正常喷雾时必须停机。采煤机内外喷雾齐全有效，内喷雾装置工作压力不得小于20MPA，外喷雾装置工作压力不得小于40MPA。液压支架必须安装喷雾装置，降柱或者移架时同步喷雾。破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或者除尘器。工作面的喷雾高压胶管固定在电缆筐的管、线槽和液压支架内。3、液压支架必须安装喷雾装置，液压支架喷雾降尘系统要满足以下要求。（1）喷雾系统各部件的设置应有可靠的防止砸坏的措施，并便于安装和维护。（2）在静压供水的水压达不到喷雾要求时，必须设置喷雾泵站，其供水压力及流量必须与液压支架喷雾参数相匹配。泵站应设置一台喷雾泵备用。4、破碎机必须安装喷雾装置,运转时进行喷雾降尘。5、输送机转载点，都必须安设喷雾装置，运转时进行喷雾降尘。6、在回风顺槽、入风顺槽距工作面出口不大于30M处各设一道全断面净化水幕；在回风顺槽、入风顺槽拉门口以里30M处各设一道全断面净化水幕，形成上下顺槽双道净化水幕。7、距离工作面出口30M范围内的巷道，每班至少冲洗一次；工作面出口30M以外的巷道每隔一天至少冲洗一次，并清除堆积浮煤。发现粉尘堆积随时洒水清扫。8、在回风顺槽、运输顺槽距工作面上下出口60M200M的范围内布置隔爆水袋，每个水袋内按规定注入60L水量，其中回风顺槽需注入2340L的水量，需布置39个隔爆水袋；运输顺槽需注入2340L的水量，需布置39个隔爆水袋。水袋间距为150MM200MM，排距12M3M，水棚长度不小于20M。9、煤矿防尘用喷嘴应符合MT/T240的规定。10、井下采煤员工必须佩戴防尘口罩，加强个体防护。（二）防灭火一、防灭火设计1、工作面回风顺槽沿煤层顶板布置，工作面的运输顺槽沿煤层顶板布置，到边界后由切眼贯通，煤层采全高，回采时采用后退式。2、工作面回风顺槽上隅角建立防火观测点，每班瓦斯员检查，并对检查的数据记录清楚。3、工作面在回采过程中，上尾巷未充分垮落，采用矸石装袋充填并填满为止，下顺尾巷垮落不充分，采用挡风罩挡严。4、工作面两巷必须铺设防灭火消尘管路，回采过程中必须有足够压力水随时洒水消尘降温。5、采区回风顺槽必须安设CO探头，随时监测回采工作面的CO变化情况，如发现异常及时向相关领导汇报，进行分析处理。6、抽采区瓦斯员每班检查工作面回风顺槽上隅角及抽放管路中的CO，并每班做好记录，发现异常及时汇报相关领导采取措施进行处理。7、提高工作面回采率，以减少浮煤积热发火，及时清架间浮煤。8、工作面合理配风，严格执行作业规程规定的风量。9、工作面结束后按规程规定的时间内必须封闭采空区，密闭围岩有裂隙时应封堵喷浆和注浆防止发生自燃火灾。10、工作面上、下两巷防火（防尘）管路完善，设施齐全，巷道管路直径为108MM，水量、水压要满足要求。要每50M留设一个三通阀门，留设三通阀门配备软管。11、按照吉煤集团采煤工作面防火、封闭、密闭管理特别规定，在6230工作面上、下顺槽出口处必须设置两道防火门，防火门采用不燃性材料砌筑，墙体厚度不得低于08M，按工作面所需风量预留好门口，不得影响运输、行人，按门口规格预制好备用防火材料。（1）62303下顺防火门砌筑位置62303下顺门子口以里25M处砌筑第一道防火门，第二道防火门距第一道防火门7M处砌筑。（2）62303上顺防火门砌筑位置62303上顺门子口以里30M处砌筑第一道防火门，第二道防火门距第一道防火门7M处砌筑。二、停采线设计及时编写停采结束后密闭安全技术措施，并及时审批实施，以便做好密闭材料的准备工作，相关单位把材料回净，迅速密闭，工作面回采结束45天内完成全部密闭工作。三、机械设备防火措施1、加强两巷工作面内部电器设备管理、检查、维修，防止漏电产生火花。2、做好皮带、溜子的管理工作，做到勤检查勤维修，发现问题及时处理，严防皮带摩擦起火。3、所有电缆必须使用阻燃电缆。4、工作面上下两巷必须各配备两台干粉灭火器，放置距工作面不大于50M处。5、当工作面遇到硬岩时，需有专人接通水管对滚筒进行洒水降温。四、防灭火安全技术措施1、建立健全消防管路系统。泵站、皮带机头、皮带机尾、配电点、油脂存放点均要按规定配备灭火器材及灭火工具，必须保证工人会操作。2、选用阻燃皮带和延燃电缆。