c工作面作业规程

16302c作业规程第一章概况第一节工作面位置及井上下关系163To2c综放工作面位于十六采区中部,东临163To2采空区,西临163Tl)3采空区,为“孤岛”工作面，该工作面设计停采线南距北区回风巷巷中80m,切眼中心线南距北区回风巷巷中826m.工作面位置及井上下关系表 表1煤层名称煤3T水平名称-518水平采区名称十六采区工作面名称163下02c地面标髙(m)+33.33〜+33.4+33.36工作面标高(m)二652.4 632.2-642.3地面的相对位置工作面地表位于エ业广场西北部,东西介于南阳湖农场四分场与髙庄.坞庄之间的农田.回采对地面设施的影响回采对地面设施无影响。井下位置及相邻关系位于十六采区中部，东临163To2工作面(已回采)，西临163M3エ作面(已回采),该工作面设计停采线南距北区回风巷巷中80m,切眼中心线南距北区回风巷巷中826m.推进长度(m)742.4工作面面长(m)135.5面积加’)96814第二节煤层工作面煤层情况表表2煤层情况煤层厚度(m)2.3〜6.44.07煤层结构简单煤层倾角(°)〇ー63可采指数1变异系数爲)25.32稳定程度较稳定回采煤层为山西组3下煤层,结构简单,属半亮型煤,层状构造,贝壳状〜平整状断口,玻璃光泽,f=l〜2.工作面东南部煤层相对较厚,西北部受冲刷影响变薄,最薄处为2.3叽平均煤厚4.07m,为较稳定的厚煤层.工作面北部赋存3.煤层,南部为冲刷区,3l煤层厚〇〜L10m,与3下煤层间距31.0〇〜37.95m,平均34.68。.煤质情况Mud(%).ヽ(%)Va.r(%)Qb,ad(MJ/kg)FC.0(%)Sl.ad(%)Y(mm)工业牌号2.5111.5641.1528.9553.980.5811.90QM45低友、低硫,髙发热量气煤,为炼焦配煤.第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表 表3顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

老顶中砂岩25.32二30.9528.13灰白色,成份以石英为主,次为长石,含少量暗色矿物,分选性好,粘土质胶结,具交错及斜层理,较坚硬,完整性好,58~10.直接顶粉砂岩07.020.55浅灰色,成份以石英为主，夹较多暗色矿物，泥质胶结，夹薄层状细砂岩，f=4~6.伪顶直接底泥岩〇~3.301.52深灰色,下部以粉砂岩为主,向上泥质含量逐渐增多，波层状,水平层理,遇水膨胀,f=2~4.老底细砂岩及粉细砂岩互层15.63~20.8618.26细砂岩:灰白色,参差状断ロ,粘土质胶结,中下部夹有薄层粉砂岩,呈互层状,具水平层理,f=6~8.粉、细砂岩互层:浅灰色ー灰色,以粉砂岩为主,微波状层理发育,稍具裂隙,方解石充填,f=4~6.附图ー:163ア02c工作面地质综合柱状图第四节地质构造ー、断层情况以及对回采的影响煤岩层总体趋势呈现北高南低的单斜构造,局部发育宽缓的向斜构造.煤层倾角平均约3°,最大处为6°.该面地质条件较为简单,回采范围内所有巷道掘进过程中共揭露断层点8处,落差0.7~2.0m,断层发育具有明显的方向性,以走向近NNW的断层为主,其中走向14。。-1800的断点有4处，占50%.回采范围内断层密度为79条/km',断层情况见表4及平面图.二、褶曲情况以及对回采的影响煤岩层总体趋势呈现北高南低的单斜构造，局部发育宽缓的向斜构造.煤层倾角平均约3°,最大处为6。断层情况表表4断层名称走向倾向倾角(°)落差(■)性质面内覆计延展长度(m)FP1217888650.9正60FP15170190260-280601.5正90FP29140230350.7正25SF16680170562.0正60SF28211020651.0正0FP41494621.5正80FP45162252551.0正30FP4690180650.7正20附图二:163エ02c工作面巷道布，平面及顺槽、切眼煤层底板等髙线、实测剖面图第五节水文地质ー、含水层分析直接充水含水层:3下煤顶板砂岩含水层,岩性以中、粉砂岩为主,局部夹粉细砂岩互层,含裂隙水,富水性不均一,以静储量为主,有突发涌水特点.间接充水含水层:侏罗系底部砂砾岩含水层,岩性以中细砂岩为主，局部含砾岩.煤3下顶板距上侏罗统底部砂砾岩含水层距离为107.7~180.8m,正常情况下,覆岩导水裂隙波及不到侏罗系底部砂砾岩含水层.二、涌水形式工作面东临163ド02工作面（已回采）,西临163下03工作面（已回采）.163T02工作面回采期间最大涌水量为30m'/h,正常涌水量5-15m*/h,163下03工作面回采期间最大涌水量为25m'/h,正常涌水量12m'/h.16342采空区共有2个积水区,16342c胶顺掘进期间已疏放，共疏放水量23168m",目前仍有2个探孔出水，水量5m'/h.预计1631102c工作面回采期间涌水形式为顶板淋水及采空区涌水，以釆空区涌水为主。三、涌水量1«预计方法:工作面充水条件与163下02工作面相类似,视为同一水文地质单元，故采用相关因素比拟法预计涌水量.2»涌水量预计:比拟因素:煤厚、回采面积、工作面正常涌水量。计算公式:Q=Q0xSxhチSO+hO参数选取:Q0:163To2工作面回采时正常涌水量15m'/h;SO:163To2工作面回采面积44021〇/;h0：163To2工作面煤3下平均厚度4.77m;S:163To2c工作面回采面积96814d;h:163To2c工作面煤3下平均厚度4.07m.涌水不均匀系数的确定：K=Q最大へ正，163T:02工作面正常涌水量Q正=15m'/h,最大涌水量30m'/h,K-2.0.计算结果：163To2c工作面正常涌水量:Q正:2.8mソh,Q最大-K*Q正=5.6m'/h.3I涌水量确定163To2c为“孤岛”工作面且回采过程中受顶板砂岩水影响,该含水层富水性不均ー,有突发涌水的特点;另163T.02采空区动态补给水量为5m'/h,综合考虑确定工作面正常涌水量10~30m'/h,最大涌水量50m'/h.四、涌水对回采工作面的影响前已述及,工作面在回采过程中主要受3.煤顶板砂岩水的影响,有突发涌水可能,涌水形式为顶板淋水及釆空区涌水,对回来有一定影响.第六节影响回采的其它因素ー、冲击地压（-）概况163To2c工作面位于位于十六采区中部,为孤岛工作面.开采深度平均675.66m,最深处接近700m,处于发生冲击地压的开采深度.1、煤层赋存情况及顶底板条件见第二节、第三节,煤层的顶底板条件对本工作面冲击地压影响较大..煤岩的物理力学特性3下煤煤质性脆,单向抗压强度为15.99MPa,经鉴定,3下煤为中等偏弱冲击倾向煤层.并且脆性煤层在坚硬厚砂岩顶板及中等稳定底板的夹击下,容易聚集大量的弹性能,在坚硬顶板断裂或滑移过程中,大量的弹性能突然释放,形成强烈震动,有发生冲击地压发生的可能..地质构造煤岩层总体趋势呈现北高南低的单斜构造,局部发育宽缓的向斜构造.煤层倾角平均约3°,最大处为6。.该面地质条件较为简单,回采范围内所有巷道掘进过程中共揭露断层点8处，落差O.7~2.Om,断层发育具有明显的方向性,以走向近NNW的断层为主,其中走向140。・180°的断点有4处，占50%.回采范围内断层密度为79条/km2.因此,褶曲及断层附近存在的残余应カ对本工作面冲击地压的影响比较大.(-)冲击地压危险程度分析.根据掘进期间冲击地压监测和治理情况进行冲击地压危险程度分析(1)掘进期间163下02c工作面胶顺在导线点N16205北17m至导线点N16213南37.8m区域监测到煤粉量超标、卡钻、吸钻现象,共进行煤层卸压放炮26组.(2)辅顺在距开门点5m至巷道结束多次监测到煤粉量超标、卡钻、吸钻现象〇163下02c辅顺共进行煤层卸压放炮40组.其中导线点交3北30.5m至导线点N16202南60m段进行煤层卸压放炮5组,导线点N16206北1m至导线点N16212南15m段进行煤层卸压放炮25组，导线点N16214南10m至导线点L南15m共36m段进行煤层卸压放炮10组(此段先按5m间距进行第一次卸圧爆破,经效果检验仍有动カ现象,然后又在第一次卸压爆破孔之间进行第二次卸压爆破).综上钻屑量监测结果表明,在胶顺和辅顺掘进期间,部分区域煤粉量异常,钻进过程中有明显动カ显现,具有冲击危险,其中,辅顺冲击危险程度定为极高,胶顺冲击危险程度定为高.2,根据开采因素的影响对工作面各巷道进行冲击地圧危险程度分析该工作面为“孤岛”工作面，面长135.5m,工作面辅顺西侧为163ro3和163To4采空区,采空区宽度456m;工作面胶顺东侧为163,02和163Toi采空区,采空区宽度为519m.该工作面回采期间，随工作面推进,将引起东、西两侧采空区以及本工作面上方区域的髙位顶板运动和应カ重新分布,本工作面回采区域内应カ集中程度将非常髙.该工作面内的未用的原16302原辅顺西距163T.02c辅顺78m,东距163>02c胶顺52m,基本处于工作面中间.根据类似条件分析,该老巷相当于工作面中间巷,回采期间受采动影响动力显现将非常剧烈,可能会发生比较严重的冲击.3、冲击地压危险阶段该工作面为“孤岛”工作面,因受上位顶板的重力作用较大，是典型的高应カ区，工作面全面都是冲击危险区域.回采期间大致要经过以下几个危险阶段:(1)初次放顶阶段,工作面推进约50~60n)时工作面将进入初次放顶期间，此时基本项冒落引起本工作面矿压显现剧烈,有可能发生冲击地压.(2)本工作面“见方”前后,工作面推进约130~150m时，本工作面高位岩层破断,引起本工作面上覆岩层剧烈运动,有较大可能发生冲击地压.(3)与邻近工作面“见方”前后,工作面推进约550-600m时,由于本工作面的回采,至少会引起一个邻近工作面采空区上搜岩层同时运动或破断,上覆岩层运动、破断面积和高度加大,矿压显现更为剧烈,有很大的可能发生冲击地压.(三)冲击地压防治区域.重点危险区域(1)工作面范围内的未用的原163ro2c辅顺全长.(2)工作面推进至初次放顶、本工作面“见方”以及与邻近工作面“见方”前后，即エ作面推进至约60m、130~150m、550~600n!时的胶顺、辅顺及未用的原163fo2辅顺.(3)掘进期间监测具有冲击危险的区域,即:①胶顺导线点N16205北171n至导线点N16213南37.8m附近;②辅顺导线点交3北30.5m至导线点N16202南60m附近;③辅顺导线点N16206北1m至导线点N16212南15m附近;④辅顺导线点N16214南10m至导线点L南15m共36m附近.(4)163,02c联络巷全长及与胶顺交叉口前后150nl区域..一般危险区域163ro2c胶顺和辅顺未划为重点防冲区域的其他区域.(四)监测方法1、电磁辐射法(1)采用KBD5型电磁辐射监测仪对冲击危险区域每10米布置一个电磁辐射监测点,进行动态跟踪监测,对工作面上下顺槽超前100m范围内遇断层区域不能实施钻屑法时,定点布置测点监测。(2)根据3下煤煤岩变形破坏声电效应试验测定结果,冲击危险指标为电磁辐射强度值为100mV,脉冲数为160〇,用以下两种方式判断冲击危险:①临界值法:如果监测数据超过以上临界值,则认为该区域存在冲击危险;②动态趋势法:如果监测数据没有超过临界值,但出现以下情况时,也认为具有冲击危险:a.当电磁辐射强度值或脉冲数随时间呈现增长趋势时.b.当电磁辐射强度值或脉冲数先随时间呈增长趋势,而后突然降低,之后又呈增长趋势时.(3)电磁辐射监测主要应用于受断层及构造影响无法正常实施钻屑法监测的区域,该工作面主要应用于一般危险区域监测。2、顶板动态法通过工作面支架工作阻力变化情况、超前支承压カ分布规律、两巷围岩变形移动情况、顶板煤炮情况等常规矿压观测,分析顶板运动规律,及时准确预测工作面周期(初次)来压,并结合工作面来压情况进行冲击危险预测预报。3、煤体应カ监测法开采过程中在重点危险区域煤体内部安设布置直观式钻孔应カ计,利用钻孔应カ计监测煤体内部应カ变化及超前支承压カ变化情况。如果监测的应カ增速较快或钻孔应カ波动变化剧烈时,应及时进行冲击危险预测预报。同时在该钻孔应カ计附近使用钻屑法进ー步验证,发现煤粉量超标或打钻过程中卡钻、吸钻等动カ显现明显时,必须撤出危险区所有人员,进行深孔爆破卸压,直至危险解除。4、经验类比法根据本矿冲击地压发生的地质条件、开采条件、煤层及顶底板条件等影响因素和冲击地压发生时间、与老顶周期来压关系、发生地点等特征规律,在工作面回采过程中遇到相同或类似地质条件、开采条件等情况时,及时进行冲击危险预测预报.5、钻屑法(1)采用手持式风动钻机施工,孔径42-45mm,孔深10m,钻孔应布置在巷高或采高的中部,水平垂直煤帮,钻孔施工过程中不得来回进、退钻,施工到指定深度必须空转,以使煤粉全部排出.(2)冲击危险指标:钻孔深度小于7m时,临界煤粉量为4.OL/m,钻孔深度大于加时,临界煤粉量为5.3L/(n。如果实际煤粉量超过临界值,或钻进过程中出现卡钻、吸钻、异响、煤炮增多等动カ现象,均可判定所测地点存在冲击危险,必须采取解危措施。(3)工作面每推进20~30m左右利用钻屑法检测一次(冲击危险比较严重时,可适当减少施工时间间隔或选择工作面周期来压时进行检测),检测孔布置在工作面顺槽超前支承压カ峰值影响区内,一般在煤壁前方10-30米范围内,检测孔间距5米。(如果工作面内有冲击危险,工作面内也应布置检测孔).利用电磁辐射法、顶板动态法、经验类比法、煤体应カ监测法等其他方法预测有冲击危险时,必须立即利用钻屑法进ー步验证冲击危险性。所有冲击危险解危工程施工结束后必须采用钻屑法进行效果检验,效果监测孔应布置在两个爆破卸压(钻孔卸压)孔中间,进行效果监测时,效果监测孔不得少于2个,只有当2个效果监测孔均正常时,方可解除危险,正常生产,否则,必须要继续采取解危措施.(五)解危治理措施1、钻孔卸压(1)采用液圧或风动钻机施工,施工过程中从低应カ区开始施工卸圧孔,由低应カ区向高应カ区钻进,并同时记录每米钻孔的钻屑量及施工过程中的动カ现象和其他特殊情况。(2)卸压钻孔直径130mm,钻孔布置在采高或巷道高度的中部,孔深20米,间距2~5m,确保孔深应达到高应カ集中区.2、爆破卸圧(1)采用普通钻爆法施工。炮眼釆用风动钻机或煤电钻、麻花钻杆配合巾42mm钻头施工,炮眼距底板1.5m左右,垂直于煤帮。爆破采用MFB-200型发爆器起爆,每次只能起爆ー个炮孔。(2)爆破参数：孔深8~10m;爆破孔布置及装药量一般根据眼深等具体条件而定,孔间距一般取3~6m,每孔装药长度一般为孔深的40%,炸药采用煤矿许用水胶炸药,剩余炮眼长度全部用水炮泥和粘土炮泥封口,装药采用整料软管防护式反向装药,每孔均匀布置3个同段毫秒延期电雷管,孔内并联连线。3、顶板爆破(1)施工方法顶板爆破采用普通钻爆法施工。炮眼采用锚杆钻机、L5m六角中空钢钎配合巾34mm钻头施工.163下02c胶顺段炮眼口距西帮巷帮500mm,与水平方向成?5度夹角朝向163下02采空区;163下02c辅顽沿空段炮眼ロ朝向辅顺西侧巷帮500mm,与水平方向成75度夹角朝163下03采空区顶板,爆破采用MFB-200型发爆器起爆,每次只能起爆一个炮眼。(2)爆破技术参数爆破孔的孔深取决于采空区悬顶厚度,一般要求能够达到悬顶厚度的一半,一般取10~13m;爆破孔布置及装药量根据顶板岩性和眼深等具体条件而定,孔间距一般取3~6m,每孔装药长度一般取6~8m,炸药采用煤矿许用水胶炸药,剩余炮眼长度全部用水炮泥和粘土炮泥封ロ,装药采用塑料软管防护式反向装药,每孔均匀布置3个同段毫秒延期电雷管,孔内并联连线.(3)由于163下02c工作面是孤岛工作面,两沿空顺槽部分区域应カ集中程度较高,已提前对胶顺辅顺部分区域巷道顶板进行切顶爆破卸压.4、其他防范主要措施(1)对工作面中部的原163下02c辅顺及联络巷的防冲措施,釆用锚索加固顶板,锚索间距3-5m,保证巷道有一定的支护强度和空间,以利通风,(2)工作面回采期间,原163下02c辅顺只能作为通风使用，必须提前对该巷道施工栅栏或板闭等措施进行封堵,并悬挂“严禁入内"警示牌,严禁人员入内.(3)为了降低冲击地压危险程度,根据现场生产及顶板活动情况,适当控制工作面的推进速度,每天控制推进速度4-6m.冲击地压解危治理应根据各区域导致应カ集中的不同条件和原因,因地制宜,有针对性的选择不同的解危措施,或综合采取多种有效措施,提高解危效果.所有冲击地压治理措施都必须采用钻屑法进行效果检查和评定,确定冲击危险程度是否减弱和已经消除。如果冲击危险没有减弱,则必须考虑采取其他有效的解危措施;如果冲击危险已经减弱但仍没有解除,则必须继续采取相同解危措施或采取其他更为有效的解危措施,直至冲击危险解除为止.二、影响回采的其它地质情况影晌回采的其它地质情况表瓦斯低瓦斯煤尘有爆炸危险性,爆炸指数41.15%煤的自燃有自然发火倾向,发火期3~6个月地温正常第七节储量及服务年限ー、储量表6储量计算块段号走向长(m)倾斜长(m)面积(m!)煤厚(m)容重(t/m；)ェ业储量(万t)回采率(%)可采储量(万t)lllb-DOl742.4135.5968144.071.3653.686.246.2合计968144.071.3653.686.246.2エ业储量:53.6万吨;可采储量:46.2万吨.（工作面回采率参考值为86.2%.）二、工作面服务年限根据矿井生产实际情况,工作面三八工作制,二班零四小时生产,检修班四小时检修,考虑到该工作面为“孤岛”工作面,具有冲击地压危险,需采取措施进行防冲治理,且工作面要过3条老巷,每日按10个循环组织生产.工作面回采率为86.2%工作面每日按10个循环组织生产,循环进尺0.8m,煤层平均厚度4.07m,则:日产量=135.5x4.07x10x0.8x0.862x1.36-5172.1（吨）每月按29天计:月进尺=10Xo.8X29=232（m）月产量=5172.1x29x10-4»15（万吨）可采期=可推进长度/月设计进尺=742.4チ232-3.2（个月）本工作面可采期=3.2（个月）第二章采煤方法第一节巷道布置ー、采区巷道布置概况十六采区是以走向长壁采煤法布置的采区.十六采区采用北区辅运巷、北区胶带巷、北区回风巷三条开拓巷道布置的方式,分别与矿井北部三条开拓巷道（北部辅运巷、北部胶带巷、北部回风巷）沟通,形成采区的辅助运输、煤流运输、通风等生产系统.二、工作面辅助顺槽工作面西侧顺槽为辅助运输顺槽，163,02c辅顺与163103采空区净煤柱3.0m.工作面辅助运输顺槽,作为进风・运料等辅助运输之用,在其内靠近工作面侧布置移动变电站.163102c工作面辅顺为沿空巷道,矩形断面，净宽x净髙=4.5x3.0m,净面积13.5m、采用锚网索支护,顶板锚杆为:¢＞22mm,L=2200mm,设计锚固カ＞150kN/根;两帮锚杆为:¢20mm,L=1800mm.设计锚固カ＞100kN/根•锚杆间排距均为800mm,顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆.锚索为:018mm,L=6500mm,设计锚固カ＞200kN/根,间排距为1500x2400mm.三、工作面胶带顺槽工作面东侧顺槽为胶带顺槽,与163「02采空区净煤柱为3.0m,为充分利用原163下02机头碉室段,确定163f02c煤流运输采用胶带输送机与刮板楡送机搭接联合运输的方式.胶带顺槽作为煤炭运输.回风之用，皮带机储带仓远离工作面布置,靠近工作面侧布置胶带运输机,胶带运输机与溜煤眼段布置刮板输送机.163To2c工作面胶顺为沿空巷道，矩形断面,净宽x净髙=4.5x3.0m,净面积13.5m:采用锚网索支护，顶板锚杆为:¢22mm,L-2200mm,设计锚固カ＞150kN/根;两帮锚杆为:¢20mm,L-1800mm,设计锚固カ＞lOOkN/根•锚杆间排距均为800mm,顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆.锚索为:¢18mm,L-6500mm,设计锚固カ＞200kN/根,间排距为1500x2400mm.四、采煤面切眼切眼:为矩形断面，切眼净宽X净高=7.5x3.0m,净面积22.5m2;切眼顶板支护形式为:锚网+钢筋梯+锚索+单体,顶板锚杆为:¢22mm,L=2500mm,设计锚固カ＞150kN/根,间排距均为700mm;北帮锚杆为；¢20mm,L=1800mm,设计锚固カ＞lOOkN/根，南帮为木锚杆支护，锚杆间排距均为8001nm;锚索为①18mm,b6500mm,间排距分别为1500x2400mm,设计锚固カン2OOkN/根;单体支柱间排距均为1000mm.五、溜煤眼在163下02胶顺和北区胶带巷立交处布置溜煤眼,圆形断面,中=3.0m,净深20.75m,净面积7.Id,容量约200t.六、兩室及其它巷道采煤机碉室:在切眼刷大的基础上,在顶板条件较好出开深1.5m,长18m,髙3.0m的采煤机组装碉室,支护形式为:锚网+钢筋梯+锚索+单体，顶板锚杆为:中22mll1,L=2200mm,间排距均为700mm,设计锚固カ＞150kN/根;南帮锚杆为:920mm,L-1800mm,间排距均为800mm,设计锚固カ＞lOOkN/根;锚索为中18mm,レ65001nm,排距为700mm,设计锚固カ＞200kN/根;北帮为木锚杆支护,间排距均为700mm;单体支柱排距为1.0m.原163To2辅顎:距163To2c辅顺78.2m,平行于163To2c辅顺,原163To2辅顺矩形断面,净宽«净高=4.5x3.0m,净面积13.5m'.采用锚网索支护，顶板锚杆为:中22mm,L-2200mm,设计锚固カ＞150kN/根；两帮锚杆为:中20mm,L-l800mm,设计锚固カ＞lOOkN/根,锚杆间排距均为800mm,顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆.锚索为:中18mm,L-6500mm,设计锚固カ〉200kN/根，间排距为1500/2400mm.163Toi1#泄水巷;推进342.7m时开始从1631102c胶顺开始揭露,与163下02c胶顺夹角78°,矩形断面,东段38.4m,净宽・净高=2.5*3.0m,净面积7.5m',西段15.3m,净宽・净髙=4.1*3.0m,净面积12.3m'.采用锚网支护,顶板锚杆为:中22mm,L-2200mm,设计锚固カ＞150kN/根；两帮锚杆为;020mm,L-1800mm.设计锚固カ＞lOOkN/根.锚杆间排距均为800mm,顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆.163To2c联络巷;推进119.4m时开始从原163下02辅顺开始揭露,与163102c胶顺夹角135°,矩形断面，净宽・净高=4.2*3.0m,净面积12.6m'.采用锚网支护，顶板锚杆为;中22mm,L=2200mm,设计锚固カ＞150kN/根;两帮锚杆为;中20mm,L=1800mm.设计锚固カ＞100kN/根,锚杆间排距均为800mm,顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆.巷道断面特征表表?巷道名称用途断面形状净断面(m3)支护形式备注辅顺进风矩形13.5锚网+钢筋梯+锚索煤巷胶顺回风矩形13.5锚网+钢筋梯+锚索煤巷切眼矩形22.5锚网+铜带+锚索+单体煤巷原163；02c辅顺进风矩形13.5锚网+钢筋梯+锚索煤巷泄水巷矩形7.5锚网+钢筋梯煤巷联络巷短形12.6锚网+钢筋梯煤巷溜煤眼圆形7.1锚网喷第二节采煤エ艺ー、采煤エ艺163,02c工作面采用走向长壁综釆放顶煤一次釆全高采煤法.ェ序过程;割煤ー移架ー推移前部输送机・放煤ー拉移后部输送机.双滚筒采煤机割煤，采髙2.8土0.2m,割煤截深0.8m.二、落煤方法.采煤机进刀端头自开缺口斜切进刀，进刀长度30m,进刀深度0.8m.具体操作如下;（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后,在煤机后方推移刮板运输机,使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换,向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至距顺槽30m处,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.（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁.（3）割完三角煤以后，将两个滚简的上下位置调换,采煤机空机返回，进入正常割煤态.见采煤机斜切进刀示意图.正常割煤正常割煤长度为135.5m,采煤机正常牵引速度4m/min,双向割煤,截深0.8m0采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式..放煤单轮顺序放煤，采放平行作业，一刀ー放,放煤步距0.8米.放煤在移架后滞后《10个支架,放出煤流中含幵量大于”3时关闭放煤口,停止放煤.当放煤口遇大块煤堵塞时，可伸缩插板、上下摆动尾梁,以便大块煤放出.放煤插板打开后,放煤エ除做好放煤口喷雾降尘エ作外，应特别注意顶煤流动情况,放完煤后关闭放煤口，并确保过煤高度不小于500mm,再进行下架放煤工作.放煤结束后将后部刮板输送机拉移到位.初次放煤为工作面顶煤冒落后开始放煤，距停采线10m时停止放顶煤，为工作面撤除创造条件,采煤工作面两端头使用插板撕网的方式将端头支架上方顶煤放出.作面工艺技术要求见表8:163To2c工作面工艺过程及技术要求表表8工序名称质量特征技术要求割煤割煤方式双向割煤，截深800mm,端头自开缺口斜切进刀，进刀长度30m.采高均匀割煤髙度2.8±0.2m.顶底板割底厚度く100mm,无台阶，不丢底煤;无伞岩,掉顶高度〈300mm.煤壁煤壁成直线.移架移架循序追机移架、立即支护,移架步距800nlm;移架滞后煤机后滚筒3~15m,需要时可在煤机机身处移架或拉移超前支架。支架齐直支架齐直成线，偏差〈±50mm,中心距偏差〈±100mm.支架正支架与顶底板垂直,歪斜度く±5。.顶梁平最大仰角く7°,相邻支架错差不超过主顶梁恻护板宽度的2ハ・支架不挤、不咬,架间空隙く200mm。推前溜推溜顺序在移架后滞后移架151n顺序推移，推移步距800mm.海子平直上下弯曲度＜3°;溜子直偏く±50mm;弯曲段＞20m.转载接煤前机头高度4250mm;底链不拉回煤.放煤放煤方法单轮顺序放煤:放煤在移架后滞后＜10个支架,放出煤流中含阡量大于1/3时关闭放煤口,停止放煤.当放煤口遇大块煤堵塞时,可伸缩插板、上下摆动尾梁,以便大块煤放出.放煤插板打开后,放煤エ除做好放煤口喷雾降尘工作外,应特别注意顶煤流动情况,放完煤后关闭放煤口,并确保过煤高度不小于500mm,再进行下架放煤工作

放煤步距采放平行作业,一刀ー放,放煤步距800mm.拉后溜拉移循序后部在放煤后滞后放煤架10m顺序拉移,拉移步距800mm.三、工作面正规循环生产能力W,=L,xsxhxrXC=135.5X0.8X4.07X1.36X86.2%=517.2t式中:W-工作面正规循环生产能力,t;L-工作面平均长度,m;S-工作面循环进尺,m;h-工作面设计采高,m;rー煤的容重,t/d;C-回采率,%.设备配置一、设备配备情况.液压支架中间支架端头支架型号ZFS6200/18/35ZTF6500/19/32支架髙度1800~3500mm1900-3200mm支架宽度1410~1580am1490-1660mm中心距1500mm1570mm初撑カ5063~5274kN6157kN放顶煤尾梁长度1250mm1250mm工作阻カ6000~6250kN6577kN支护强度0.8~0.86MPa0.75Mpa对地比压1.9MPa2.05Mpa安装数量85组7组.采煤机表!0型号MG400/940-WD型电牵引采煤机采髙2000-4101mm滚筒直径2000mm截深800mm牵引速度7.123-12m/min牵引力0~748kN电压3300V装机功率940kW.刮板输送机表!1前部输送机 后部输送机SGZ-1000/1050SGZ-900/1050H

SGZ-1000/1050SGZ-900/1050H运输能力2000t/h1800t/h铺设长度138.35m138.13m电压3300V3300V功率2x525kW2x525kW链速1.2m/s1.35m/s4转载机表!2型号SZZ-1000/400运输能力2200t/h长度55m电压3300V功率400kW.破碎机表!3型号PCM200破碎能力2200t/h出料口粒度小于300mm进料口粒度800x1000x800mm电压1140V功率200kW.顺槽可伸缩胶帯输送机表!4型号SSJ-1200/2x315运输能力1800-2000t/h带宽1200mm带速0~3.55m/s电压1140V功率2x315kW.转载刮板运输机表!5型号SGZ900/1050H（初期单电机,后期为双电机）运输能力2000t/h长度101.64m电压3300V功率525kW.泵站表!6乳化液泵喷雾泵型号GRB-315/31.5KPB-315/16压力31.5MPal6MPa流量315L/min315L/min电压1140V1140V功率200kWHOkW数量3泵2箱2泵1箱.两巷超前支护支架表!7胶顺超前支架辅厦超前支架型号ZT24500/18/35ZT107000/22/38支架髙度1800-3500mm2000-3800mm初撑カ19780kN92315kN工作阻力24500kN107025kN支护强度0.495MPa0.355MPa对地比压0.92MPa0.99MPa安装数量3组5组二、设备布置工作面布置液压支架92组,其中机头布置端头支架3组,机尾布置4组.端头支架后立柱中心线滞后中间架后立柱中心线435mm.胶顺靠近工作面侧安装SSJ12OO/2x315型胶带机一部,布置总长度约为750m.该胶带运输机机尾配用SZZ-1000/400型转载机和PCM200型破碎机各一部,胶带机头前安装SGZ900/1050H型单驱刮板运输机一部搭接运输煤流，该运输机顺巷道方向成12。拐弯布置・当工作面推进到转载机头接近胶带机储带仓时,开始陆续拆除胶带机储带仓框架进行生产;当不再适合拆除胶带机储带仓框架时,撤除胶带机的全套设备,并将搭接运输机的机尾后延,并加装机尾驱动,使工作面运输机配合搭接运输机运输煤流继续推进.当工作面推进至停釆线时,该工作面回采完毕.电站及设备列车布置在163.02c工作面辅顺，靠釆帮侧铺设轨道,供电站及设备列车使用，设备列车最后ー个车盘距工作面安全出口约150m,电站及设备列车随工作面回采向前移动.附图四一1:163下02c工作面设备布置示意图.附图四一2：163T02c工作面胶带运输机布置图.第三章顶板管理第一节支护设计ー、液压支架支护强度验算.经验公式计算支护阻カF=NxHxSxZxQx9.8=8x3x7.79x2.6x1.3x9.8-6193kN式中:F-要求的支架工作阻カ,kN;N-采髙的倍数,一般取6〜8,这里取8;H-工作面采髙,3m;Sー支架的支护面积,7.79m';Z-煤层顶板岩石容重,2.6t/m';Q-动载系数,1.3.所选液压支架的工作阻カ应大于6193kN.2、支护强度验算P=N*Z*H=8x2.6x3*9. 10 0.61MPaP-要求支架的支护强度,MPa;N-采髙的倍数,一般取6〜8,这里取8;Zー煤层顶板岩石容重,2.6t/m';所选液压支架的支护强度应大于0.61MPa.3.支护设备选择163川2c面选用中间液压支架ZFS6200"8ハ5工作阻カ是625。kN;上下端头选用ZFS6500/19/32型放顶煤端头支架工作阻カ是6577kN,支护强度分别为0.8-0.86Mpa和0.75MPa,均满足要求.故所选液压支架能满足要求.二、顺槽超前支架支护强度与初探カ1、支架支护强度验算工作面两巷均为沿空巷道，类比临近工作面沿空巷道单体支护强度计算:(1)相邻工作面辅顺单体方式;800*1200mm十字梁配合6路单体.支护强度:F产6*50チ(0.8*4.5)=83.3kNパ辅顺超前第三组支架处于超前圧力峰值区(超前20m),支护长度为10.54m,第三组支架支护区支护强度为：Fm产107000チ(10.45*4.5)=2275.4kN/m,(2)相邻工作面胶顺单体方式:800*900mm十字梁、2600mm一字梁配合3路单体.支护强度:F,=3*5O+(0.8*4.5)=41.7kN/m2胶顺超前支架第一组支架正处于超前压カ峰值区(超前20m),支护长度为9m,第一组支架支护区支护强度为：F«,=24500v(9*4.5)=604.9kN胶顺选用ZT24500/18/35型支架的第三组支架工作阻カ为7350kN1辅顺选用ZT107000/22ハ8型支架的第三组工作阻カ为!07000kN,两卷选用的超前支架工作阻カ均大于单体支护方式.同时相邻163.00工作面采用相同支护方式，满足沿空巷道支护要求.2.超前支架的初探カ通过与相邻163.00工作面类比,结合现场情况,减少重复升降对顶板破坏,确定胶顺超前支架的立柱初撑カ压カ表的值为20Mpa,胶顺端头支架的立柱初撑カ为24MPa;辅顺超前支架的第一、二、三、四组支架立柱初撑カ圧力表值为lOMPa,超前支架第五组立柱初撑カ压カ表值为20MPa,端尾支架立柱初撑カ压カ表值与工作面要求相同为24MPa.三、乳化液泵站1、泵站选型、数量泵站型号和数量详见表15.工作面供液管路选用直径2/31.5mm髙压胶管,回液管路选用直径51mm胶管.高压胶管选用钢丝缠绕髙压胶管,耐压32MPa以上.2、泵站设置位置泵站安设在辅願距离工作面煤壁约150〜1951n的位置。3、泵站使用规定（1）乳化液泵站卸载圧力不得低于3OMPae（2）使用自动配液装置配制乳化液,乳化液浓度3%〜5%（ME2O-5乳型乳化油时,用糖量仪测量显示值1.5%~2.2%）.自动配液装置故障时,可以应急采用人工配液。（3）毎天使用糖量仪检测乳化液浓度。人工配制乳化液时,使用糖量仪检测乳化液浓度每班不少于一次.（4）加强泵站及支架供液系统的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理根据兖州矿区及本矿综放工作面矿压观测资料,预计本工作面老顶初次来压步距约50nI左右,老顶周期来压步距约20m。工作面顺槽超前压カ影响范围预计为:胶顺、辅顺超前压カ明显影响范围80m左右。工作面切眼布置92个液压支架,对工作面顶板实行全支护法管理,采空区采用全部垮落法管理顶板。ー、正常工作时期顶板支护方式（一）控顶方法1、移架采用本架操作.顶板支护采用追机移架、立即支护方式支护顶板并及时伸出护帮板.在采煤机割煤后,先移支架,再移运输机,即割煤ー移架ー推移运输机;采取正常移架的方式移架，移架步距0.8m.2,正常移架滞后煤机后滚筒一般不得超过10个支架.顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前煤机移架,即:当发现片帮严重时，在煤机割煤前移架，再进行其它操作,エ艺顺序为移架一割煤ー推移运输机.3,在顶板离层的情况下，应采用“擦顶移架法”，即首先将支架立柱快速下降,当支架顶梁与顶板稍有距高时,停止降架,立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移,将支架前移ー个步距，然后升起支架,并达到初撑カ（顶板破碎段除外），进行正常的操作支架的过程.（-）移架顎序.采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3~15m移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）..采煤机割煤并移架后,及时将支架的护帮板伸出护帮,片帮严重时要伸出伸缩梁护顶.3,采煤机进刀,向上（下）正常割煤时,自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒移架.4、机头（尾）处端头架正常移架顺序为:先移2#架（91#架）,后移1#架（92#架）,再移3#架（90#架）;条件特殊时，可根据现场实际确定移架顺序.5,在采煤机割煤时,超前采煤机前滚简1~3架将护帮板收回,并在采煤机后滚筒后方顺序将护帮板打出.6.移架过程中要正确使用侧护板，防止支架挤咬、倾倒,架间距超过200mm漏煤、阡.（三）工作面支护要求.加强支架的支护强度,确保支护质量,泵站压カ（30MPa,支架初撑カ不得低于24MPa.液压系统压力不足时,要及时停机,查明原因,处理好再移架支护.2,工作面支架以及端头和两顺槽所有单体支柱必须达到初撑カ，特别注意工作面中部支架的初撑カ及支架状态,及时采取措施预防冒顶..加强上、下端头顶板管理,要提髙支护质量,适当加大支护密度,确保端头支架联网与巷道搭接200mm以上,防止出现端头冒顶..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15m,防止长时间空顶.如果出现液压支架故障,可以采取插花移架的方式.5,工作面出现冒顶，冒落高度＞300mm时,要及时用木料接顶.6,工作面支架齐直成线,偏差＜±50mm;中心距保持1500土100mm,支架歪斜＜5。，支架仰角＜7。,相邻支架错差不超过主顶梁侧护板的2ハ,垂直顶底板支撑.二、特殊时期的顶板管理(一)初次来压、两次工作面见方(见冲击地压冲击危险区域划分)及停采前的顶板管理1•工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2•工作面基本顶初次来压、两次工作面见方期间,必须加强顶板来压的预测预报工作..工作面支架以及辅顺所有单体支柱必须达到规定的初撑カ,特别注意工作面中部支架的初推カ及支架状态,及时采取措施预防冒顶。.加强上、下端头顶板管理,要确保支护质量,适当加大支护密度。端头支架联网与巷道搭接0.2m以上,防止出现端头冒顶.5•工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层、老巷及顶板破碎时的顶板管理1、过断层顶板管理措施(1)工作面即将过断层时,工区技术管理人员要根据地质部门提供的资料和现场实际确定出工作面将要通过的层位.(2)在顶板裂隙发育区段,应及时拉超前架护顶,并及时伸出伸缩前梁,升紧护帮板,防止因煤层破碎诱发冒顶事故。(3)在留底煤区段,煤机应控制好采髙,保持在2.8土0.2m;割阡区段的割阡厚度根据工作面起伏度及汗石硬度确定。(4)两端头三角区破碎时,要及时架设木板梁抬棚,以加强支护。(5)煤机过断层区域或破碎带时,要放慢速度,速度控制在2.0m/min,割煤后及时移架并将支架护帮板伸出,片帮严重时及时使用伸缩梁护顶.工作面支架要升实.(6)两端头三角区顶板破碎支护作业时,应先加强端头顶板支护,伸出伸缩前梁,打紧护帮板,机头作业应在前后运输机、转载机停机停电闭锁时进行,机尾作业应在前部运输机停机闭锁时进行.(7)两端头段刹刀或提刀区域,要掌握适当的高度,与工作面顺平,确保刮板运输机的正常运转。(8)加强对支架、泵站的维护工作,杜绝窜、漏液现象。(9)加强对煤机的维护工作,对损坏的截齿及时更换,每天要检查煤机各部位对接紧固情况,以防煤机出现事故。(10)过断层期间技术人员应及时掌握断层的延展方向,并制定出具体的破底、留底煤的范围,以便指导安全生产.(11)工区管理人员或班组长、验收员一定要随时掌握工作面要通过的层位.(12)端头段单体需采取防失脚倒柱措施,确保单体达到初撑カ.(13)拉移端头支架时,所有人员必须躲到安全地点,严禁在移架同时进行端头的支护、回撤等施工.(14)现场要备足规格齐全的装顶支护材料.(15)当现场断层阡石硬度较大煤机割不动时,必须及时编制过断层放震动炮专项安全技术措施。2、过老巷顶板管理措施(1)由于本工作面通过老巷较多(三条),回采前编制专门安全技术措施(2)工作面即将过老巷时,工区技术管理人员要根据地质部门提供的资料和现场实际确定出工作面将要通过的层位.(3)过老巷期间,应及时拉超前架护顶,并及时伸出伸缩前梁,升紧护帮板,防止因煤层破碎诱发冒顶事故.(4)两端头三角区破碎时,要及时架设木板梁抬棚,以加强支护.(5)煤机通过老巷时,要放慢速度,速度控制在2.0m/min,割煤后及时移架并将支架护帮板伸出,片帮严重时及时使用伸缩梁护顶.工作面支架要升实.(6)两端头三角区顶板破碎支护作业时,应先加强端头顶板支护,伸出伸缩前梁,打紧护帮板,机头作业应在前后运输机、转载机停机停电闭锁时进行,机尾作业应在前部运输机停机闭锁时进行.(7)加强对支架、泵站的维护工作,杜绝窜、漏液现象。(8)加强对煤机的维护工作,对损坏的截齿及时更换,每天要检查煤机各部位对接紧固情况,以防煤机出现事故。(9)过断层期间技术人员应及时掌握老巷与工作面夹角、老巷顶底板状况,并制定出具体的截割层位,尽量沿老巷底板推进.(10)工区管理人员或班组长、验收员一定要随时掌握工作面要通过的层位.(11)现场要备足规格齐全的装顶支护材料.(12)工作面老巷区段顶板破碎时参照【3】顶板破碎时的顶板管理执行。3、顶板破碎时的顶板管理(1)顶板破碎时,采用擦顶移架以防松动顶板,片帮严重时采取超前支护,减少空顶面积.(2)回采过程中因断层等原因,造成工作面漏顶、漏牙时,应及时向下刹刀割底,并采取降低采髙,留取一定的顶煤来控制顶板,必要时可在支架前梁上穿板梁或エ字钢与铺设金属网配合的方法维护顶板。铺设金属经纬网时,长边对接,短边搭接长度不小于300nlm;使用12#铁丝隔扣相连;端头铺网时与巷道顶网搭接相联。(3)处理冒顶时至少有两人以上在场操作,一人施工,一人观察顶板及周围状况,清理出一条畅通无阻的退路,以便及时退出,采取从ー侧向另ー恻维护顶板,不能多头同时进行.(4)处理局部冒顶前,应首先对冒顶区周围加强支护,并检查冒顶区域的安全情况.(5)冒顶区域移架,应首先检查冒顶情况,确定正确的移架顺序。(6)工作面架前浮煤浮汗要及时清理干净,保证支架能顺利拉移。(三)周期来压期间的顶板管理.工作面周期来压及压カ显现明显时,及时加大挑顶量,控制好采髙,并立即汇报矿调度室和区队组织快速推进,避免发生压死支架事故..工作面支架必须达到初撑カ,使用好支架伸缩前梁和护帮板,减少片帮和掉顶现象..顺槽超前支护所有单体液压支柱必须达到初撑カ,杜绝使用失效的单体液压支柱.要及时加强端头支护,增加密集支柱..坚持支护质量监测和来压预报工作。.生产过程中发现工作面压カ显现明显时,必须及时向区队值班人员汇报。.因顶板垮落造成关键岗位视野不清时必须立即停机,防止误操作。第三节顺槽及端头顶板管理ー、工作面辅助顺槽、胶带顺槽的超前支护(一)支护方式和范围辅顺超前支护采用ZT107000/22/38型支架支护,超前支护距离40m。胶顺超前支护采用ZT24500/18/35型支架支护,超前支护距离20m,超前支护范围以外的巷道出现顶板离层、垂网、破碎等异常情况时,必须及时采取打点柱、架棚等措施,并及时向矿有关部门汇报.超前支架前顺槽巷道架设抬棚:使用1.0m较接梁时,每个1.0m一字较接梁下支设1棵单体液压支柱,柱距1.0m;使用3m花边梁抬棚时,ー梁三柱;架设板梁棚时,柱距l.0m。支护位置及距离根据现场确定。超前支架前垂直巷道用钢梁(3.8m花边梁或工字钢)架棚时,根据现场采用ー梁两柱或ー梁三柱。影响超前支架前移的钢梁与单体在超前支架拉移前回撤,支护距离根据现场确定。(二)超前支架的前移支护操作1、胶顺端头支架的前移支护操作第一步:超前支架端架的前移支护操作操作超前支架的端架右架控制阀,降端架右架前、中、后立柱使右架高顶,通过与转载机联接的推移千斤顶使右支架前移ー个步距,行走过程中为了防止支架倒架及歪斜,在支架前、中、后顶梁设有调架千斤顶以便及时调整顶梁、底座,支架行走ー个步距后,同时升前、中、后立柱及时支撑顶板。完成右架动作后,操纵左架控制阀,降左架前、中、后立柱使左架离顶,通过左架前端推移千斤顶使左架前移ー个步距,左架行走过程中,及时调整顶梁及底座调架千斤顶使顶梁不歪斜,左架到位后同时升前、中、后立柱及时支撑顶板,完成端架的前移与支护.第二步:拉移第二组超前支架。工作原理同上・第三步:最后拉移第一组超前支架。工作原理同上.2、辅顺超前支架的前移支护操作:临架操作第一步:第一组超前支架前移支护操作拉移左架,操作第一组支架右架后端的操作阀,降前、后立柱使左架离顶,通过与第二组超前支架连接的推移千斤顶将第一组超前支架推出ー个步距,行走过程中为了防止支架倒架及歪斜,在支架前、后顶梁上设有调架千斤顶以便及时调整顶梁,底座方向需要调整时,采用单体调整,支架行走ー个步距后,同时升前、后立柱及时支撑顶板.完成左架拉移升降后,用同样的方法将右架前移ー个步距,完成整个支架的前移与顶板的支护.第二步:第二组超前支架前移支护操作拉移左架,操作第二组超前支架的右架后端控制阀,降超前支架左架前、中、后立柱使左架离顶,通过与第一组超前支架联接的推移千斤顶使左架前移ー个步距,行走过程中为了防止支架倒架及歪斜,在支架前、中、后顶梁设有调架千斤顶以便及时调整顶梁,支架行走ー个步距后,同时升前、中、后立柱及时支撑顶板。完成左架拉移升降后,用同样的方法将右架前移ー个步距并及时升起,完成超前支架的前移与支护.第三、四、五组超前支架及端尾架工作原理同拉移第二组超前支架工作原理相同,第五组支架为本架操作.(三)顺槽的支护质量要求.加强支架的支护强度,确保支护质量,超前支架初撑カ不得低于预定初撑カ。液压系统压力不足时,要及时停机,査明原因,处理好再移架支护。.巷道顶板破碎处,在超前支架前梁上提前上工字纲,确保支护质量。.巷道超高处,要及时用木料接顶,装顶木料要用钢丝绳牢固固定在顶板上..辅煤超前支架与机尾92#端头架的间距正常生产期间不得超过2.0m,防止机尾三角区空顶面积较大。机尾92#端头架与辅顺端尾架顶板破碎或压カ显现明显时,在机尾92#端头架与端尾架上及时上工字钢,防止顶板架间出现网兜,或顶板下沉。.胶顺超前支架与机头1#端头架间距超过0.5m时,及时调整支架的角度,或在1#端头架与超前支架端架上上工字钢,保证端头的支护质量..超前支架齐直成线,偏差小于±100mm,支架歪斜必须及时调整。.支设支柱纵横成线’偏差小于±100mm。.支柱应支到实底,并做到迎山有力。超前单体液压支柱初撑カ不小于50kN(6.4MPa),端头单体液压支柱初撑カ不小于90kN(11.5MPa)〇单体液压支柱活柱行程不小于200mm(若顶板压カ大、改动单体影响顶板支护强度时,单体活柱行程可以不小于100mm);单体液压支柱最大活柱行程根据支柱型号确定..铳接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直,较接率不低于95%..不得使用失效的单体液压支柱、一字顶梁及其它支护材料..所有单体液压支柱三用阀方向一致,进出液一端朝向采空区..巷道高度不得低于L8m,人行道宽不小于フ00mm。.两巷单体支柱必须穿铁鞋支护,铁鞋的链子挂在单体手把上,铁鞋必须在两端头及时回撤.14.支设的单体液压支柱必须栓绳联锁或绑好保安板。单体栓绳时,两端绳头要在顶板上生根,确保保安板或安全绳牢固、齐直、安全可靠..支柱要与顶梁可靠吻合,不得空肩,单体点柱与顶板间必须垫木板。.支柱活柱行程不足、支柱受侧向压カ时必须及时改柱或扩帮处理,否则必须采取可靠措施将支柱固定牢靠,防止支柱断裂伤人..超前支护段巷道顶板压カ显现、下沉量增大时,须及时在棚梁下补支单体,加大支护强度.18.超前支护使用工字钢棚时,必须采取不少于两道拉杆或其它硬联接措施,确保工字钢棚支设牢靠..因巷道底鼓需要卧底时,要避免因卧底而造成单体失脚歪倒,卧底期间要及时改支失脚单体,保证原有的巷道支护强度.二、工作面端头特殊支护安全出口的管理（一）机头（胶顺）特殊支护形式机头端头使用ZT24500/18/35型超前支架端架支护,巷道3#超前支架与工作面第一组端头支架相邻,转载机布置在端架中间,前后运输机机头分别布置在超前支架端架的右架前部和后部,右架顶梁的下部.正常生产期间采煤机割完机头,拉移工作面支架,将后部运输机拉到位后，用超前架的第ー组推移机构推移转载机,转载机推移1个步距（0.8m）后,拉移超前支架的端架,然后第二组超前支架,最后拉移第一组超前支架,这样胶顺端头与超前支护完成一个循环,下ー个工作循环仍然按此办法施工.转载机技移完毕后，在超前支架端架的顶梁末端,两架之间挂上“严禁入内”牌板.机头1#架与超前支架端架之间距离小于。.5m时,顶板完整时可不支护.架间距在。.5m以上，或顶板较破碎,架间坠网可在1#架上工字钢，并探出1#架至超前支架端架上;也可在1#架架侧支设抬棚,抬棚下单体在拉移后部运输机机头前停机回撤后,在前部运输机机头后补支，并栓好防倒链.（二）机尾（辅厦）特殊支护形式辅顺超前使用ZT107000/22/38型支架,最后ー组超前支架的顶梁末端与工作面92#端头支架的前梁相接,辅顺端头安装ー架ZT107000/22/38型端尾架与机尾92#端头架相邻.端尾架距不采帮的距离根据现场确定.超前支架前移ー排（0.8m）,进完机尾后，机尾端头支架与端尾架紧跟前移ー排.端头架92#架距端尾架间距小于1.0m时,架间不再支护单体,将“严禁入内”的牌板挂在92#架尾梁与掩护梁较接处;当92#架距端尾架大于1.0m时，顶板较完整时，可不支护单体,巷道下坡坡度大于1。。时,在92#架尾梁与掩护梁处支设密集支柱，株距。.5±0.1m,否则可根据现场确定是否支设密集;顶板破碎时,可在92#架与端尾架前梁上提前上工字钢，端头压カ较大时，在距端尾架恻。.2m处架设单体点柱,柱距1.0m,在92#架尾梁与较接梁交接处挂好“严禁入内”牌板.正常生产期间在采煤机割完机头,超前支架靠采帮侧支架可以超前视顶板情况拉移1~2排,不采帮支架可以根据现场超前拉移1排或2排.（三）铺顶网两端头三角区顶板破碎时,可在端头3~4个支架上铺金属经纬顶网.联网方法:金属网长边平行工作面,使用12#铁丝隔扣对接相联;短边搭接。.3~。.5m,使用12#铁丝隔扣相联.联网每扣拧3圏以上.第一次挂网生根时,先降下ー组支架前梁后，工作人员从其上侧顶板完好处向架上吃网，撤人后再升紧支架.（四）顺槽端头支护质量要求1,超前支架、端头支架移架完成后要及时升起并达到初撑カ，确保三角区的支护强度.2I及时移架，防止大面积空顶.两顺槽端头保证髙度不低于1.8m,端尾架距前部运输机减速箱确保0.7m安全出口，机头超前支架与不采帮保证有0.7m安全出口，安全出口不够时采取扩帮卧底或停机过人等措施,支架拉移后及时清理浮煤,浮开.3,端头三角区顶板破碎时，端头架要及时上网或上工字钢，确保端头支护质量.4.金属网隔扣相联,靠巷道侧必须与巷道顶网连接（搭接＞200mm）.5、现场要备用足够的支护材料.（见表18）三、支护材料的使用数量和存放管理支护材料明细表表!8序号名称规格单位正常使用数量最小备用数量存放地点1液压单体支柱DZ-315棵3030辅顺料场2液压单体支柱DZ-350棵10辅顺料场3一字梁1000mm个30辅顺料场4经纬网1.2x6m块360辅顺料场5坑木方3辅顺料场6工字钢3.0~4.0m根20辅顺料场备用材料在辅助顺槽中靠帮分类摆放整齐,实行挂牌管理,标明材料名称。顺槽内存放物料要留出不小于。,7m宽度的行人空间.附图五:163下02c工作面顺柏及墙头支护示意图第四节矿压观测ー、矿压观测内容1、综采支架工作阻力:每架液压支架安装ー组综采支架工作阻カ测压表,记录工作面支架エ作阻カ大小B2、在工作面支架上安装5条电脑圆图仪监测线:两头各安装一条,中间均匀布置3条,用于监测记录支架受力的变化规律,进ー步分析顶板来压状况及规律性。3、辅顺、胶顺超前支护支架每架液压支架安装ー组综采支架工作阻カ测压表,记录工作面支架工作阻カ大小.4、围岩变形量:在工作面上下顺槽设置巷道变形观测点,观测在超前压力影响下巷道变形规律.5、端面顶板宏观参数:工作面中设置端面顶板宏观统计观测点,观测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。6、观测上下顺槽所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、锚索测カ计受カ变化情况.7、工作面出现异常来压时,进行专项矿压观测,分析原因,总结规律。二、矿压观测方法1、矿压数据收集方法(1)工作面开始回采后,定期统计各项观测数据,直接顶初次垮落后,每班对各项矿压数据统计一次,直至老顶初次来压结束,之后毎天观测一次,直至前五个周期来压结束。(2)定期采集电脑原图压カ自记仪所记录的压カ数据,保证工作面支架工作阻カ曲线的完整性.(3)工作面初次放顶、出现异常来压时进行专项矿压观测.2、矿圧数据整理分析(1)定期对所收集的矿压数据进行整理分析,由防冲办及时进行整理编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。(2)工作面回采结束后,编制完整的工作面矿压观测报告.第四章生产系统第一节运输系统ー、运输设备及运输方式(一)运煤设备及装、转载方式采煤机组割煤自装煤和前部运输机前移装运底煤;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溜进入后部输送机中运出.尾梁、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、后输送机平行运煤,集中到胶带顺槽桥式转载机、破碎机、胶带输送机和转载刮板输送机上通过溜煤眼运出.(-)辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资,采用无轨胶轮车运到工作面.工作面旧料采用无轨胶轮车回收上井.胶顺旧料利用皮带机、转载刮板运输机,运至转载刮板运输机头,用无轨胶轮车回收上井.二、移溜（转载机、破砕机等）方式采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式,推拉溜步距0.8m,弯曲段长度不小于20m,推拉方式为跟机单向推拉.（一）推移前部运输机1、工作面割煤、移架后，滞后10架以上依次推移前部输送机.2«在采煤机斜切进刀切入煤壁规定截深后,将前部输送机推向煤壁，成一条直线.3.特殊需要时，可以采取单向推溜方式推移前部输送机.（二）拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置,待放煤エ序结束后，将后部运输机滞后后ー个放煤处5架以上拉移ー个步距（0.8m）.（三）拉移转载机前后部机头推拉到位后,将转载机拉移ー个循环步距（0.8m）•然后将皮带自移机尾前移ー个循环步距（0.8m）.三、运煤路线工作面-163To2c顺槽胶带输送机ー转载刮板运输机ー酒煤眼ー北区胶带卷胶带输送机ー北部胶带巷胶带输送机一井底3•煤仓ー主井装载皮带ー主井至地面煤仓.四、辅助运输路线.设备安装路线地面一副井一井底车场一井下换装嗣室ー北部辅运巷ー北区辅运巷ー163To3辅顺ー163ア02c辅顺一切眼..设备撤出路线停采工作面一163fo2c辅顺ー163fo3辅顺ー北区辅运巷ー北部辅运巷一井下换装嗣室ー井底车场ー副井一地面..材料运输路线采用无轨胶轮车运输:地面一副井一井底车场ー北部辅运巷ー北区辅运巷ー163To3辅顺-163F02c辅顺ー工作面电站前.4、运人路线采用无轨胶轮车运输:北部辅助运输巷乘车点ー北部辅运巻一北区辅运巷ー163fo3辅趣一163‘02c辅顺ー工作面.附图六:163To2c工作面生产系统.第二节通防与监控系统ー、通风系统（一）、风量计算根据《煤矿安全规程》和《兖矿集团有限公司矿井风量计算办法》规定计算工作面开采时需要风量为:Qs=60xVxsxK长=60x1.6x9.5x1.0=912m1/min式中:V-采煤工作面的合适风速，取1.6m/s;S-综放工作面平均有效通风断面积取9.5m1;K*-工作面面长调整系数,取1.0.按瓦斯涌出量进行验算:Q=100xq来xK与通=100x1.42*1.4=198.8m7min式中:q采ー工作面瓦斯绝对涌出量,取1.42m3/min;Ku-工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4.按二氧化碳涌出量进行验算:Q=!〇〇xq黑xK案通=100x3.65x1.4=132.64m/min式中:工作面二氧化碳绝对涌出量,取3.65m3/min;工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,1.6.按人数计算:Q=4xN=4x26=104m7min式中:Nー工作面同时工作的最多人数,取26人.未用的原163下02辅顺需要风量计算:Q巷=60xVxs=60X0.25X14=212m3/min根据上述计算和考虑防治瓦斯、自然发火和工作面防尘、降温等综合因素,确定在未用的原163下02辅顺内设置调节风门,使通过该巷道的进风风量不小于2121nソmin,确定163下02c工作面西段风量不小于912m/min;163下02c工作面东段风量不小于1124n!ソmin。（二）、通风路线副井一北部辅运巷ー北区辅运巷ー163下02c辅顺（未用的原163下02c辅顺）-16下02cエ作面一163下02c胶顺ー北区回风巷ー北部回风巷ー风井・二、防治瓦斯（-）瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设专职瓦斯检查员巡回检查,毎隔3~5小时检查ー次,每班至少检查两次,检查结果通知当班采煤班长并签字认可,并及时向通风调度汇报。2、瓦斯检查点分别设在:（1）工作面风流（指煤壁、顶、底板各200mm和以采空区切顶线为界空间风流）；（2）回风隅角;（3）工作面回风流（指距采煤工作面10m以外的回风顺槽内不与其他风流汇合的一段风流）.3、加强初次来压时瓦斯检查,来压前指定专职瓦斯检查员蹲点观测。4、出现瓦斯浓度超过规定时,必须立即停止生产,撤出人员,汇报调度,适当加大风量,采取相应措施,进行处理。（二）瓦斯监测.传感器设置（1）在163下02c工作面回风隅角安设瓦斯传感器一台;（2）在163下02c回风顺槽、距工作面面口不大于10m的地方安设瓦斯传感器一台；（3）在163下02c回风顺槽靠近工作面方向、距该顺槽与采区回风巷的联络巷门口10-15m处安设CO、瓦斯、温度、风速传感器各ー个..报警值:瓦斯:>0.8%;CO:>24ppm;温度：>30C;风速:《0.25m。.瓦斯断电浓度:>1.0%..瓦斯复电浓度:<1.0%..瓦斯电断电闭锁:当所有瓦斯传感器中任何ー只所测瓦斯浓度ン1.0%,或安全监测监控设施故障时,切断工作面及两顺槽内所有非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当瓦斯浓度(1.0%,且安全监测监控设施故障解除后,自动解除电气闭锁..所控设备:超限断电由设在十六采区变电所内的FZ03#监测分站控制为163下02c工作面供电的所有相关髙防..维护、校验、试验(1)采煤区队的班组长负责传感器的吊挂、移动,防止传感器、线路损坏,确保监测监控正常运行;(2)监测队负责故障处理、毎10天进行一次瓦斯电断电闭锁试验,并按规定校调传感器。.其它:(1)监测监控分站:该工作面使用十六采区变电所内的FZ03#监测监控分站.(2)传感器所用信号电缆型号:回风激槽内为:MHYV1Xx7/0.43;从回风顺槽口到FZ03#分站为:MHYVT1x7/0.37。(3)传感器所用电源：在胶顺转载刮板输送机机头安设监测监控专用综保一台,其电源引自十六采区风机专用电源;KDW12X型直流电源箱的交流电源引自专用综保,直流电源箱与综保放置在ー起。KDW12X型直流电源箱为该工作面的传感器供电,如果一台直流电源箱不能满足要求,可安装两台,确保交流电源停电后,备用电池工作2小时以上.(4)断电执行器:型号为KHJ6.3的断电执行器,要在每台被控髙防开关后面安设一台;断电执行器所用电源引自KDW12X型不间断电源。.监测监控设施明细表163下02c工作面安全监测监控设施明细表表!9设施名称数量(台)安装位置瓦斯传感器1工作面回风隅角瓦斯传感器1工作面回风顺槽距面口瓦斯传感器1163下02c工作面回风顺槽与北区回风巷的联络巷门口1〇ー15m以北1〇ー151nー氧化碳传感器1163下02c工作面回风顺槽与北区回风巷的联络巷门口1〇〜15nl以北1〇〜15m温度传感器1163下02c工作面回风激槽与北区回风巷的联络巷门口1〇〜15111以北い15m风速传感器1163下02c工作面回风顺槽与北区回风巷的联络巷门口1〇〜15m以北1〇〜15m馈电状态传感器3十六采区变电所内8#、9#、5#高防开关负荷侧电缆监测监控专用电源箱2163To2c胶顺转载刮板输送机机头ロ专用综保处断电执行器3十六采区变电所监测监控分站1十六采区变电所附图七:163下02c工作面安全监测、监控系统图.束管监测(1)从北区总束管上,接取ー芯束管经回风顺槽敷设至163下02c工作面的回风隅角.(2)通风工区束管机房实时抽气监测。(3)由采煤队随着采煤工作面的推进,在隅角剪断,以确保束管头不被埋压并确实抽到回风隅角气体.(三)人工检测采掘区队长（包括副职）、技术人员、各班工长、流动电钳エ、采煤机司机必须携带便携式瓦斯检测报警仪,エ长将便携式瓦斯检测仪悬挂于工作面回风隅角,采煤机开机时司机随身携带便携式瓦斯检测仪,停机检修时将便携式瓦斯检测仪放在采煤机上对工作面瓦斯进行监测.（四）回风流及隅角瓦斯治理1、工作面两顺槽角度较平缓及巷道上坡时,端头悬顶（顶板下沉量不足1m）距离超过5m时仍不垮落,将巷道顶网在端架顶梁切顶处南侧（老塘侧）剪开,促使顶煤冒落.并坚持毎排剪网,直至悬顶冒落。剪网施工时,人员站在胶激端架顶梁下人行道侧,用长柄剪钳操作.2、工作面某ー侧顺槽巷道下坡角度较大、顶板破碎、剪网后有涌阡危险时,一般不得采用剪网手段放顶。但悬顶（顶板下沉量不足1m）距离超过5n）仍不冒落时,每推进2~3m剪网ー次,直至顶板冒落,确实由于条件限制,无法控制时,应对进回风隅角进行封堵.3、顺槽巷道采空区内悬顶距离过长（10m以上）、已采取剪网手段仍不垮落时,必须向通风管理部门汇报,加强有害气体监测，以便及时采取措施.4、工作面停机时,应尽量将后部输送机开空.5、加强工作面气体检测,发现气体情况变化及时处理;回风隅角悬挂的便携仪报警时,机头人员必须立即向班组长汇报。6、当回风隅角瓦斯浓度达到1.0%或回风流瓦斯浓度超过1.0%时,工作面必须立即停止生产,切断电源,撤出人员。并汇报通风管理部门采取措施处理.フ、当瓦斯浓度超过L0%时,由通风工区在回风隅角安设抽排风机,并制定专项措施.8、加强回风隅角瓦斯监测,定期进行取样分析.9、指定专人负责检查、维修电气设备、电缆,杜绝失爆。三、综合防尘系统（一）供水管路系统辅顺:北区辅运巻①159mm供水管一未用的原163下02辅顺①108mm供水管・・联络巷中108mm供水管ー163下02c辅顺中1081nm供水管（该管路供清水泵箱、乳化液箱、辅顺洒水降尘等）.原!63T02辅顺:北区辅运巷中159nlm供水管一未用的原163下02辅顺中1081nm供水管（该管路供未用的原163下02辅顺煤层注水等）胶顺:北区辅运巷中159nlm供水管ー163下02胶濒中108nlm供水管（该管路供胶顺防尘水幕、三机转载喷雾、架间及放煤口喷雾、溜头及转载机电机冷却水、工作面及胶顺洒水降尘等）.（二）防尘措施根据《煤矿安全规程》规定,采取以下降尘措施:1、为保证防尘用水的水量、水质及管路维护方便,两顺槽水管均在进入顺槽处和供水管路末端安装过滤器、闸阀,原163下02辅桢进入顺槽处安装过滤器、闸阀。在两顺槽距离采煤エ作面300m范围内各安设水压表.2、胶带顺槽和辅助顺槽、原163下02辅顺内供水管每隔501n设ー个带固定手柄的三通阀门,胶顺每个三通阀门处分别配长251n的消防软管（中13mm）.3、煤层注水注水方式采用静压注水,水压不小于3MPa,钻机选用MK-3型钻机,钻机布置在原163下02辅顺。钻孔的布置采