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1、+568水平B3+6综采工作面作业规程编制依据1、煤矿安全规程2006年版2、神新公司生产技术管理制度3、小红沟煤矿分层延深初步设计说明书4、+568分层B3+6煤层综采地质说明书第一章 概 况第一节、工作面位置及井上下关系本采面+568 B3+6煤层综采工作面为+568水平东翼采区工作面，开采水平为+568水平，采面标高+568水平，设计走向长度1020米，倾斜长45米，面积43350平方米。阶段高度为22米（+590水平+568水平）。设计开采为矿井工业广场保护煤柱以东，其东界与原大梁煤矿相接，西界为工业广场保护煤柱, 南面98米是B1+2煤层，此煤层在本水平尚未开采，北面为B6煤层的顶板
2、 ；上部从石门到780米为+590水平煤层综采放顶煤工作面，现工作面已经回采完毕，从780米到1020米是+590水平东二南炮采工作面，其采空区采用全部陷落法管理，上部采空区已基本塌实，回采完后将其封闭并按规定留出了保护煤柱，对本采区无影响。+568水平B3+6煤层属二组煤，与B1+2相距97米采面对应地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠，地表为回填处理塌陷坑，坑内无积水。+568水平B3+6煤层工作面几何尺寸：工作面走向长度：1020米南北巷中心距:38.5米 工作面长度：42.5米 阶段高度:22米设计石门保护煤柱走向长度:160米。工作面设计回采长度：860米工作面周围状况工作面东部：采
3、区边界煤柱。工作面南部：B3煤层的底板工作面西部：工业广场保安煤柱工作面北部：B6煤层的顶板 工作面上部：从石门到780米为+590水平煤层综采放顶煤工作面，现工作面已经回采完毕，从780米到1020米是+590水平东二南炮采工作面，其采空区采用全部陷落法管理，上部采空区已基本塌实。 工作面下部：设计为B3+6煤层545水平分层，掘进工作还未施工。第二节、煤 层煤层赋存条件及顶底板特征顶底板特征表：顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征 顶粉沙岩24.49岩性坚硬稳定，不随采动垮落直接顶灰质泥岩2.15遇水膨胀,随采动后期垮落伪 顶炭质泥岩3.21黑色、灰黑色、薄层状，易破碎，随采动而垮落
4、直接底炭质泥岩1.35随采动而垮落老底粉 沙 岩4.00岩性坚硬稳定，不随采动垮落。+568水平B3+6煤层赋存稳定，为单斜构造，构造简单。采区范围内无大的断裂也无岩浆侵入现象。B3+6煤层厚度为48.87米，倾角87-89夹矸412层总厚度约3.88米，煤层有益厚度为44.99米，煤层平均厚度为45米，全井田范围煤稳定可开采。B3+6煤层主要为弱粘结煤，次为长焰煤，是很好的动力用煤，煤以光亮煤为主，根据生产阶段煤样进行的工业分析,B3+6煤层的分析灰分（AD%）17.43%,水分（MT%）8.00%,全硫（ST.D%）0.53%,发热量（QNET）24.50%。第三节、地质构造+568水平B
5、3+6煤层，没有大、中型断层和褶皱，也无岩浆侵入。因属于深层开采,煤质硬度有变软的趋势，但结构简单，属稳定煤层。预计对回采不会造成影响。第四节、水文地质B3+6煤层为弱含水煤层，在上水平回采时无出水现象。采区范围内对应地表无河流，对应地表为大面积塌陷区，呈南高北低，平时无积水，但在雨季和化雪期，塌陷区以南的雨、雪水将汇入塌陷坑，将造成塌陷区域采空区积水，开采时，在回采过程中若有淋水量较大时，应做好排水措施，确保回采工作安全。在回采过程中坚持“有疑必探，先探后采”的原则。 第五节、影响回采的其它因素（瓦斯、煤尘、煤层自然发火情况）该煤层为低瓦斯煤层，根据2008年该煤层瓦斯等级鉴定结果，最大瓦斯
6、绝对涌出量为0.0755m3/min，最大相对涌出量为1.357 m3/t，表明该煤层为属于低瓦斯煤层,无煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险。根据最近该煤层粉尘测定结果平均煤尘浓度为6.49mg/m3,按照矿煤质化验室提供的煤质资料计算得出平均煤尘爆炸指数为37.75%,具有爆炸危险性。煤层具有自然发火倾向性，属易自燃煤层，发火期一般为36个月，根据地质报告说明情况，最短发火期为58天。地质部门对工作面回采的具体建议B3+6煤层为弱含水煤层，在上水平回采时无出水现象。采区范围内对应地表无河流，对应地表为大面积塌陷区，呈南高北低，平时无积水，但在雨季和化雪期，塌陷区以南的雨、雪水将可能汇入塌陷坑
7、，将造成塌陷区域采空区积水，开采前，将在塌陷区以南用黄土做好防洪坝，在回采过程中若有淋水量较大时，应做好排水措施，确保回采工作安全。应做好探放水工作及地面防水工作。第六节、储量及服务年限一、采面储量1、地质储量计算 由于本采面煤层赋存较稳定，故地质储量可按下式计算； Q=LMHD =1020*42.5*22*1.3 =吨 L +568B3+6工作面走向长度，1020米； M +568B3+6平均厚度，42.5米； H +568B3+6煤层段高，22米； D 煤体容重，1.3 t/m3；2、煤炭损失：（1） 永久性煤柱的损失量Q柱=LMHD =160*42.5*22*1.3 =吨式中：L柱 煤柱
8、走向长度，160米；（2）放顶煤损失量 Q顶损=L1*H1*M1*d*c2 =860*19*42.5*1.3*10% = 90278吨L1-为工作面可采长度，860米 M1-为工作面长度，42.5米 H1-为放顶煤高度，19米c2-放顶煤损失率 ，10%（3）煤炭损失量 ：Q损 =Q柱+Q 顶损 = + 90278 = 吨 合计损失： 吨3.可采储量Q采= QD - Q损 = - =吨 可采储量： 吨4.工作面回采率： C = Q采/QD =/=77%二、采面服务年限目前矿井年生产能力150万吨，矿井为两个采面同时回采，按照平均分配的方式计算，一个采面平均需要回采75万吨的煤，按此计算：工作面
9、服务年限：T =（ Q采 / Qm）*12月 =（95.5/75）*12 =15.3月第二章、采煤方法叙述采煤方法及依据我矿于2000以来综采工作面采用急倾斜特厚煤层综合机械化放顶煤采煤方法经验表明,其采煤方法比以前炮采方法具有:资源回采率高、吨煤功效高、安全性高、职工的劳动强度低、巷道布置简单，工程量少等特点。为充分利用小红沟煤炭资源的优越条件，发挥机械的效能，提高工作面产量和劳动生产率，降低吨煤成本，根据小红沟煤层赋存条件和开采技术条件，采煤方法 采用急倾斜特厚煤层综合机械化放顶煤采煤方法。第一节、巷道布置及用途采面位于+568水平分层B3+6煤层，工作面走向长度1020米，工作面长度42
10、.5米，阶段高度为22米，工作面轨道巷沿B3煤层布置，皮带运输巷沿B6煤层布置。B6皮带运输巷（回风巷）：为运输巷兼回风巷，用于安装转载机、破碎机和可伸缩皮带机及照明信号、端头风筒、防尘管路等设施。巷道为锚网+锚索支护：锚杆使用18mm锚杆（其中巷道北帮及顶部采用等强锚杆，南帮使用金属锚杆）,锚杆长度2.2米，锚杆支护排距0.8米，锚杆支护间距：巷道顶部为0.6米，两帮为0.7米；锚索采用15.24的钢绞线，长度6.5米，锚索支护排距3米，间距1.5米；巷道净高2.9米，净宽4.0米，净断面为11.39m2 ，掘进断面12.32 m2 。B3轨道运输巷（进风巷）：为轨道巷兼进风巷、串车巷，铺设
11、正规轨道，用于移动变电站、泵站等设备的运行，也作为进风巷和供电电缆及供水、氮气管路的安装巷道。巷道为锚网+锚索、打支架支护巷道：锚杆使用 18mm锚杆（其中巷道南帮及顶部采用等强锚杆，北帮使用金属锚杆）,锚杆长度2.2米，锚杆支护排距0.8米，锚杆支护间距：巷道顶部为0.6米，两帮为0.7米；锚索采用15.24的钢绞线，长度8米，锚索支护排距3米，间距1.5米；巷道净高2.9米，净宽4.0米，净断面为11.39m2 ，掘进断面12.32 m2 。开切巷：布置在工作面的起始线上，垂直于两巷，两巷中心距为38.5米，采用锚网+锚索联合支护方式：使用18mm的等强锚杆，锚杆长度2.2米，锚杆支护排距
12、0.8米，锚杆支护间距：巷道顶部为0.6米，两帮为0.8米；锚索采用15.24的钢绞线，长度8米，锚索支护排距3米，间距1.5米；巷道净高2.8米，净宽7.8米，净断面为21.84m2 ，掘进断面23.20 m2 ，用于安装液压支架、前后刮板机和采煤机。吊装硐室：布置在开切巷以西，沿B3煤层，长度10米，采用锚网+锚索、金属支架联合支护方式，安装前用金属棚子木背板支护，用于吊装液压支架。净断面为11.88m2。联络巷：布置在+568分层石门以东43米和780米位置上，用于工作面的风量调节，采用锚网支护。第二节、采煤工艺一、工作面回采工艺参数的确定本工作面分层高度为22米，机采3.0米，放顶煤1
13、9米，采放比1：6，采煤机截深0.6米，工作面日推3.6米。二、工作面工艺流程推前部输送机采煤机斜切进刀割煤移架拉后部刮板运输机放顶煤打顶眼、生产检修三、采煤工艺采煤机进刀：截割斜切进刀、装煤交替作业。工作面进刀采用截割方式斜切进刀。由机尾开始向工作面中部作斜切，斜切进刀距离不得小于10-15米。从斜切的位置向机头方向割底刀，在机头翻刀向机尾割顶刀,从机尾翻刀向机头方向扫底刀。或者斜切的位置向机尾割底刀机尾翻刀向机头方向割顶刀。从机头翻刀向机尾扫底刀。每班进刀程序完毕后斜切做到中部，将滚筒摇避至底刀位置，开动采煤机利用前溜向前推移后直接进刀割煤。利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾人工辅助
14、装煤，要求割满刀0.6m.）。斜切进刀由工作面中部与推移前部刮板输送机反向斜切入煤壁直到达到0.6m为止。在采煤机割机头、机尾时，要与两巷地板走平，保证机头与顺槽转载打接、机尾，机头水平推移。移架：采煤机在割顶刀同时，滞后3米（两副支架）按顺序由前部刮板运输机机尾向机头跟机移架，及时支护顶板，移架时，要求带压擦顶移架，移支架步距0.6m。移架时先将相邻两副液压支架达到规定初撑力，并将推移平板打死，相应降低所移液压支架，拉推移平板使架子移到指定位置，将液压支架升起，达到一定的初撑力(27MPA)，液压支架移架完毕。割底刀时推移前部刮板机，推刮板机时要求几副支架同时推移，以保证前部刮板机的弯曲度和
15、推刮板机的推力，在推移前部刮板机的同时采煤机完成中部斜切进刀，直至前部刮板机、支架成一条直线，一个循环完成。拉后部刮板运输机：移架完成后开始拉后部刮板运输机，拉刮板机时要求几副支架的拉后部刮板机千斤同时拉移，以保证后部刮板机的弯曲度和推刮板机的拉力，直至后部刮板机、支架成一条直线，一个循环完成。爆破放煤：工作面顶煤靠矿压和支架反复支撑挤压达不到破碎顶板进行出顶煤的目的，打眼在架前用岩石电钻打顶眼，采用岩石电钻向上打100mm炮眼爆破松动煤体落煤。爆破：顶部放顶高度为19米，两排炮间距3.6m,每个眼眼距为4.5m，炮眼布置为三花眼，随着工作面推进，当炮眼在支架后立柱后方时，起爆顶眼松动顶煤。1
16、、炸药量计算：N 炮眼装药量（1）该工作面阶段段高度为22m，采高为3m，采空区上部留设2 m厚的护顶煤，爆破孔装药时炮眼下部留设3m的封泥长度，其它剩余地段全部装炸药。爆破孔长度为：22-3-2=17米爆破孔装药长度：L1=N-M L1=17-3 L1=14（米）式中：N为爆破孔长度。 M为爆破孔下口封泥长度。（2）每循环有爆破孔数：工作面长度为42.5米，爆破孔的间距为4.5米，每排有爆破孔数为42.5/4.5；共10个爆破眼。 （3）每循环爆破时炸药需用量：1）爆破时所用炸药是乳化炸药，按乳化炸药计算：我矿所用的乳化炸药每节长度为0.37 m，则每个爆破眼所需的炸药量为：每个爆破眼所需的
17、炸药节为：N1=L1/MN=14/0.37N=38（节）故每个爆破孔内装入38节炸药式中：N1为爆破孔长度。 M为每节炸药长度。每循环（排）爆破时炸药需用量为：N=KMQN=10382.5N=950（kg）式中：M为每个爆破孔所需炸药节数。 K为每循环（排）爆破孔总数。 Q为每节炸药的重量2.5kg2、雷管数量计算根据我矿放顶煤开采经验，按照炸药爆炸指数，爆破孔每一组药装入6节炸药，每组药起爆需要2发雷管。爆破乳化炸药所需雷管：1、每一个爆破孔起爆需乳化炸药为38节，每一组药装入6节炸药，每组药起爆需要2发雷管，共需要雷管数量为38节/6组2发=12发。每循环（排）总共需要雷管：每循环（排）共
18、有爆破眼10个，其中每个爆破眼需要雷管12发，共需要雷管数量为：1012=120（发）。2）炮孔装药方案：采用正向装药，每组药五节药卷加一节引药，每节引药装两发雷管，（每个炮眼装五节药卷加一节引药后还剩2节药卷，为此每一排炮有二个炮眼装六节药卷加一节引药，即装7节药卷），引药雷管线采用并联方式联接，雷管留出脚线，脚线头用绝缘胶布包好备用，装药时药卷用装药杆墩实。黄土用硬纸袋制成跟药卷同规格的黄土卷，一节一节装入炮孔底部墩实封孔，封黄土卷长度不小于3米。3）起爆方案：当炮眼位于液压支架后立柱时，按每一次起爆一孔由北至南逐一爆破，起爆前爆破孔两边的支架降架10-15cm，避免爆力破坏液压支架，对煤
19、层其它区域遇到局部变硬时，视情况进行松动爆破,达到爆破顶煤的目的。4）放顶煤：在完成移架后，停机开始放顶煤，放顶煤方法在工作面由北向南方向多轮间隔顺序放煤，在选架放煤过程中必须先放高位煤支架，要求每次放煤量不宜过大，放煤均匀，放煤时间不宜过长，严格控制好每架放煤时间及放煤量，放煤口出现矸石应停止放煤，处理完毕继续放煤。5）装煤：机采部分由采煤机滚筒螺旋叶片自行装入前部刮板运输机，顶煤通过液压支架尾梁和后插板的摆动、伸缩放出到后部刮板输送机，前、后部刮板输送机的落煤通过B6北巷的转载机输送到可伸缩皮带，然后经溜煤眼落集中煤仓。6）运煤：采煤机切割工作面下部的松散煤体和人工放出的顶煤，分别利用前部
20、刮板机和后部刮板运输机运至B6皮带巷转载机，经过破碎机，再由皮带运出工作面到采区煤仓。7）爆破松动顶煤：在该分层顶煤厚度22米，采用四台岩石电钻打顶眼（眼径100mm），具体为采煤机每进6刀后，由架前向顶煤打8590顶眼。眼间距4.5米，眼深17米，两排炮排距3.6米，炮眼布置为三花眼，随着工作面推进，当炮眼在支架前立柱后方时，起爆顶眼松动顶煤。8）装药方式采用正向装药每组五节药卷加一节引药，炮头雷管线采用小并联方式联接，脚线用绝缘胶布包好，各引药药卷之间联线方式为串联，雷管使用1段和5段的毫秒雷管，装药工具为炮杆。9）起爆方案工作面采用由底板向顶板顺序放炮，按一个孔为一组起爆，起爆前工作面支
21、架要跟进到位，防止架前出现大的空顶，避免造成架前冒顶。10）煤层注水地段的预爆破方案煤层注水地段在B3巷、B6巷各打2个爆破孔，深度20米，孔间距1.5-2米，B3巷的2个爆破孔的角度为90，B6巷的爆破孔角度向南85，工作面爆破孔根据顶煤注水软化程度实际情况布置附：工作面爆破参数序号名称单位单位备注1炮孔长度米172炮孔角度度85903炮孔装药长度米144炮孔装药量公斤955炮孔消耗雷管数发126炮孔间距米4.57炮孔排距米3.68排炮消耗炸药量公斤9509排炮消耗雷管量发12010装药方式正向装药，每孔装5组炸药，每组1节引药，2发雷管，5节药卷，采用并联连接。引药间雷管采用串联连接。11
22、起爆方式每孔为一组，由底板向顶板方向起爆四、工作面正规循环生产能力计算W=LShrc =42.53.6221.382 =3588t w-正规循环生产能力，t L-工作面长度，42.5 mS-正规循环推进长度，3.6mh-设计高度，22mr-煤的视密度，1.3t/m3c-工作面回采率，82第三节、设备配置综采工作面成套设备主要由液压支架、采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机、胶带输送机及工作面供电供液设备等组成。设备选型着重考虑设备的生产能力、主要技术指标、适应性、可靠性、安全性、经济性、配套性等因素。 根据小红沟煤矿对综采放顶煤的实际开采经验，结合我矿采区范围内煤层赋存条件，568水平B36煤层
23、做以下设备安装：1、采煤机：MGD-250/300-NWD型短臂采煤机参数如下：适应工作面倾角：小于16滚筒直径：1800mm 机身高度：1696mm截深：630 mm截割高度:2.53.2m最大牵引力：250KN牵引速度：010m15m /min电机功率：250KW适应电压：6601140V调速方式：交流变频调速牵引方式：齿轮销轨式2、液压支架：ZF5600/19/38放顶煤液压支架支架工作阻力：5600kN支架高度：19003800mmZFG5600/19/35过度支架液压支架支架工作阻力：5600kN支架高度：19003500mmZCH10536/19/35超前支护式液压支架超前支护式液
24、压支架工作阻力10536KN支架最小高度1900mm支架最大高度3500 mmZFT15375/20/35端头支护式液压支架端头支护式液压支架工作阻力15375KN支架最小高度2000mm支架最大高度3300mm3、运输机：前部输送机采用SGZ730/90型输送能力：700t/h链速：1.1m/s功率：90KW水平弯曲度:1.0垂直弯曲度:3减速器型号 ：M3RH70E传动比 ：1：28.149圆环规格：2692-C（中双链）mm适应电压：660/1140V后部刮板运输机采用SGZ730/110型输送能力：900t/h链速：1.29m/s功率：110KW水平弯曲度:1.2垂直弯曲度:3减速器型
25、号 ：M3RH70E传动比 ：1：28.149圆环规格：2692-C（中双链）mm适应电压：660/1140V4、转载机：采用SZZ730/110型参数如下：S输送机Z转载机Z中双链730中部槽外宽110总装机功率5、破碎机：采用PLM1000型参数如下：破碎能力：1000t/h电机功率：110KW手压泵工作压力：9.4MPa手压泵给油量：4ml循环手压泵压力油型号：20#机械油6、可伸缩带式输送机：采用DSJ100/60/275型参数如下：带宽：1000mm带速：2.5m/s运输能力：600t/h电动机功率：275KW输送长度：800m储带长度：100m7、单体液压支柱：DZ3.5 DZ3.
26、15 、DZ2.8D单体Z支柱8、乳化液泵站：BRW200/31.5 B标示泵 R第一特征代号（标示乳化液） W第二特征代号（标示卧式结构） 200主参数公称流量 3.15产品特征代号9、移动变电站：KBSGZY-800/6K矿用B隔爆S三相G干式Z组合Y移动变电站800/6额定容量/电压等级附：工作面设备布置图第三章、顶板控制第一节、支护设计工作面支护：工作面支护包括：工作面支护，工作面超前支护,工作面端头支护。1、工作面支护工作面采用24副ZF5600/19/38液压支架和2副ZFG5600/19/35过渡支架进行支护，1副ZFT15375/20/35（两架一组）端头液压支架，1副ZCH1
27、0536/19/359(三架一组)超前支护式液压支架。2、端头支护：工作面B6回风巷超前支护采用ZFT15375/20/35端头支护式液压支架支护，三架一组。 3、超前支护：B3进风巷超前支护采用ZCH10536/19/35超前支护式液压支架进行支护，两架一组，支护长度14米，剩余的6米根据巷道顶板实际破碎程度，若巷道顶板完好，不进行单体支护，若顶板较破碎，打一排单体加“一字梁”进行支护。B6回风巷超前支护采用一字铰接梁配合3.5米、3.15米单体支柱进行支护，距煤壁10米的范围内打双排，1020米范围内打单排，支护单体排距1.2米，一排打在转载机南侧，距巷道南帮的安全距离不小于0.7米。一排
28、打在转载机北侧。支架选型验算：支护强度验算：采用以采高倍数估算法，即作用在支架上8倍的岩石重量来确定支架的工作阻力的国家标准。支架选型：根据支架结构特点进行选择。支撑掩护型液压支架具有双排立柱，具有掩护梁以支撑板为主兼有掩护式的特点，靠支撑和掩护作用来维持一定空间。支架阻力的计算：根据地质条件和煤层赋存情况，采用现场观测，然后根据观测数据进行估算。根据公式 P=49.8 SMcos式中：P支架承受的载荷 KNS支架支护的顶板面积 6m2煤的密度 1.3 t/m3M煤层的高度 16 m煤层倾角 87P=49.861.3160.05=245（KN） 一般情况下，支架承受的载荷可取68倍采高煤柱重量
29、，高者取911倍，取最大值11即： P11=24511=2695（KN）5600（KN）10536（KN）15375（KN） 根据支架选型计算可知ZF5600/19/38、ZFG5600/19/35、ZFT10536/19/35、ZCH15375/20/35四种型号的支架完全能满足B3+6煤层需要，四种支架支护强度能达到3195KN以上。2、乳化液泵站设计前面已做支架选型设计，通过计算表明放顶煤液压支架ZF5600/19/38过渡支架ZFG5600/19/35超前支护架ZFT8000/20/33端头支架ZCH9030/19/35这四种型号的支架完全满足工作面压力的需要，经查阅支架技术参数中泵站
30、压力规定为31.5Mpa,故选用三柱塞往复泵BRW/200/31.5，该泵公称压力为31.5Mpa，公称流量为200L/min，泵站公称压力与支架规定泵站压力相符，又由于此泵性能平稳可靠，噪音小、体积小等特点，故选用此泵，泵站泵箱使用RX200/16A型，本液箱采用NXQ-L25/320-A型蓄能器,以减少卸载阀的动作次数，延长液压系统中的液压元件的使用寿命，同时还能吸收高压系统中的压力脉动，由于泵站是工作面支架的动力源，故选用两泵一箱结构，一泵运行一泵检修，从而确保来确保泵站的持续正常运行。第二节、工作面顶板控制（1）工作面支架要排成一条直线，其偏差不得超过正负50mm，中心距按作业规程要求
31、，偏差不超过正负100mm，支架间距不得超过100mm。（2）液压支架必须接顶，没有接顶处，应加垫木版或半圆木，使液压支架与顶板接实。（3）当采煤机割完顶煤后，必须追机移架，空顶时间不能超过规程规定。（4）移架前，必须全面检查支架的液压系统，严禁带病运行。（5）移架操作时，操作人员必须站在操作架顶梁下方，前后立柱之间底座上，并面向煤壁操作，以防止拉架过程中挤伤腿脚，移架时，禁止人员通过移架区。（6）移架中如发生严重的片帮、冒顶时必须及时空顶，在空顶后再进行移架。（7）若移架速度赶不上截割速度时，可采用插花移架，待顶刀割完时，结束移架工作。（8）工作面支架与煤壁的端面距不得超过300mm，液压支
32、架初撑力不少于27mpa。（9）工作面立柱行程符合要求，支架立柱行程控制在规定值内。（10）移架完毕后支架架间错距不得超过18mm，否则必须采取措施加以调整，防止挤架、咬架。第三节、运输巷、回风巷及端头顶板控制1、工作面B3进风巷采用ZCH10536/19/35超前支护式液压支架进行支护，支护长度13米，剩余7米在回采过程中根据顶板破碎情况若有破碎地段随时采用一字铰接梁配合一排单体支柱进行支护。2、工作面B6回风巷超前支护采用ZFT15375/20/35端头支护式液压支架，支架长度7.5米，剩余12.5米由一字铰接梁配合3.15米、3.5米单体支柱进行密集支护，距端头架10米的范围内打双排，1
33、020米范围内打单排，支护单体排距1.2米，一排打在转载机南侧，距巷道南帮的安全距离不小于0.7米。一排打在转载机北侧。单体支柱必须穿铁鞋挂防倒绳勾。3、超前支护单体柱初撑力大于或等于60KN。4、巷道距工作面20米范围内的支柱完整无缺，留有0.7米以上的人行道。5、超前支护区域采用3.3米、3.15米单体支柱必须用绳套将单体固定缚牢，绳套必须挂在钢带上，防止单体自动卸压倾倒伤人，同时应对各卸压柱及时补液和更换。6、超前支护区域内，严禁堆放任何物品，浮煤杂物必须清理干净，保证安全出口的畅通。7、在B3巷单体车备放10根以上3.5米或3.15米单体支柱，挂牌管理，在材料车备放一字梁和铁鞋。工作面
34、端头顶板支护及控制：南端头采用1副ZFG5600/19/35液压支架进行支护,当南帮与液压支架距离70cm 时必须采用一字铰接梁配合单体支柱进行支护。北端头采用ZFT15375/20/35端头液压支架进行支护，当北帮与端头架距离70cm 时必须采用一字铰接梁配合单体支柱进行支护。（1）加强端头支护强度，单体液压支柱初撑力不小于额定初撑力柱径100mm大于等于90KN。（2）两顺槽超前支护在距煤壁20m范围内必须采用端头架（超前架）或两排“一”字铰接梁支护，超前支护的单体必须用钢丝绳套悬挂在锚网上，以防单体卸压倒柱伤人，同时应对各泄压柱及时补液或更换。（3）超前支护单体柱初撑力必须不小于额定初撑
35、力的50%。（4）端头作业时，工作面必须停止出煤，工作面所有运煤设备必须停电闭锁。（5）在推移前溜时，必须先将前溜前面的单体和一字梁撤除，撤除的单体和一字梁补打到超前支护的最前面，保证一梁一柱。（6）端头支护区域必须保持畅通，电缆管路悬挂整齐，无杂物堆积。（7）架设一字梁时，人员站在安全地点，扶稳单体和一字梁，逐一给单体加压，没有接顶处应加垫木板，使一字梁与顶板接实，然后第二次加压，使单体达到初撑力的要求。第四节、矿压观测一、工作面矿压观测（1）观测目的 1.掌握工作面顶板来压显现的步距和强度，检测顶板支护效果。2. 为研究和选择支护设备,合理安排工序,合理地选择采煤技术参数,选择工作面支护方
36、式和顶板管理方法提供科学依据（2）观测内容 1、液压支架支护阻力。2、顶底板变形、离层情况。3、超前支护单体初撑力的监测情况。4、对巷道顶板变化情况进行分析。（3）测区划分及测点布置工作面测点布置每副液压支架上，前、后立柱上各装一块能反映支架初撑力的压力表。轨道巷、皮带巷设置顶板观测点，每隔100在巷道顶板安装一套顶板离层仪。（4）工作面矿压观测方法项目观测仪表观测方法观测内容液压支架支护阻力普通压 力表移架前后各读取一次读数1、初撑力。2、最大工作阻力。3、循环经历时间。4、支架运行特征。支护阻力观测二、两巷矿压观测根据集团公司要求，该施工巷道要进行顶板离层监测、顶板和两帮移近量、锚杆和锚索
37、载荷监测，观测内容、目的及方法见下图序号观测内容观测目的测量工具1巷道表面位移顶板离层监测巷道相对变形量，判定稳定性卷尺2顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施离层指示仪3巷道下沉量检测顶底板变化测杆顶板离层监测每隔100米设置一处，巷道表面位移检测设置1处，所需仪器数量，两巷各均匀布置巷道顶底板位移量及移近速度测点。见下表测仪器一览表序号规格名称及数量备注1卷尺4/卷2离层指示仪9/套3补偿式测压仪1套三、矿压观测时间（1）工作面液压支架每班进行数据监测。（2）北巷超前支护单体每天进行一次检测数据取证。（3）两巷顶板离层监测每周进行一次现场数据取证，并有详细记录。第五节、+568水平B3
38、+6煤层综采面初次放顶方案一、概况我矿+568水平B3+6煤层综放工作面准备工程预计2009年5月底结束，根据开采程序，新面安装之前，在开切巷内首先布置开切800mm孔和100mm爆破孔，爆破孔内装炸药，然后工作面进行安装；安装和设备调整工作结束后，按工作面拉开切技术方案要求进行放炮开切，并将综放工作面逐步向西推进，直到一定距离，达到初放目的，为此编制该方案设计。1、煤层开采条件+568水平B3+6煤层产状东西走向,煤层倾角87-89，平均倾角为88，煤层由B3和B6两层煤层组成, B3+6煤层主要为弱粘结煤，次为长焰煤。开采范围是采区边界煤柱以东，南部以B3煤层的底板为界，西界为工业广场保安
39、煤柱，北部以B6煤层的顶板为界，开切处采面上界为矿井+590水平，开切处段高为22m。2、开切巷范围上部、四周煤层采掘破坏情况+568水平B3+6煤层属二组煤，与B1+2相距98米。开切处采面上界为是+590水平东二南炮采工作面，其采空区采用全部陷落法管理，上部采空区已基本塌实，这对+568水平B3+6煤层综放工作面开切工作无影响。巷道布置情况：开切巷处巷道中对中间距为38.5m，开切巷长度加两巷道宽度为42.5m。3、工作面水文地质情况+568水平B3+6煤层为弱含水煤层，在上水平回采时无出水现象。采区范围内对应地表无河流，对应地表为大面积塌陷区，呈南高北低，平时无积水，但在雨季和化雪期，塌
40、陷区以南的雨、雪水将汇入塌陷坑，将造成塌陷区域采空区积水，开采时，在回采过程中若有淋水量较大时，应做好排水措施，确保回采工作安全。在回采期间应做好探放水工作及地面防水工作。二、初放技术方案1、+568水平B3+6煤层综采工作面开切巷布置情况该开切巷布置在+568水平B3+6煤层1020 m处,其长度为42.5m (B3+6煤层运输巷道北侧帮和轨道巷道南侧帮间距),开切巷设计宽度8 m,高度为2.8 m。在开切巷处水平阶段高为22m（上阶段为+590水平）。2、初放技术方案（1）首先打探孔以确定开切巷顶部煤层厚度，为确定炮眼的深度提供依据（特别是靠近B6煤层底板）。（2）确定炮眼初步深度后，在开
41、切巷中间靠东帮处打一个800mm孔，角度为85，该工作面开切处阶段高度为22m，开切巷设计高度为2.8m，采空区上部留设2 m厚的护顶煤，所以800mm孔高度初定为17.2m，作为自由面，800mm四周各1.5 m处布置四个100mm爆破孔，800mm孔南、北各1.5 m处的100mm爆破孔向西成85的角度，垂直高度17m，斜长17.2m。距800mm孔1.5 m处西北、西南方向的两个100mm爆破孔的角度为90，高度17m。（3）开切巷中间的800mm孔同时向运输巷及轨道巷方向布置其相互间距为3 m的100mm爆破孔。然后根据开切巷宽度，开切巷和端头巷道内一定规则共布置 4排100mm爆破孔
42、。各排自东向西顺序分为A排、B排、C排和D排。第一排与第二排爆破孔之间的排距为2米，自第二排起布置排距为2.6m，间距为3 m的爆破孔，排与排之间错开布置。将800mm孔作为自由面、100mm爆破孔内装入炸药爆破放顶，进行此次拉开切工作。三、初放技术方案的说明综采工作面安装调试工作结束后，开始综采工作面拉开切。根据B3+6煤层特性，在开切巷中间，靠近东帮布置一个800mm孔，角度为85，其高度17.2m。为增大爆破的自由面，800mm孔四周各1.5米处布置四个100mm爆破孔。800mm孔南、北各1.5 m处的100mm爆破孔的高度为17.2m，距800mm1.5 m处西北、西南方向的两个10
43、0mm爆破孔的高度为17m，第一排爆破孔向西成85的角度，相互间距为3m。第一排爆破孔与第二排爆破孔排距为2m，自第二排起布置排距为2.6 m，间距为3 m的爆破孔，高度为17m，（共布置三排）。第二排爆破孔的高度为17m，角度为90、间距为3m；第三排爆破孔的高度为17m，角度为90、间距为3m；第四排爆破孔的高度为17m，角度为90、间距为3m；排与排之间错开排列形成形状。由中心的800mm孔向两端头拉开，工作面逐步往西推进每进五刀（约3m），布置一排爆破孔装入炸药爆破放顶促使顶板下沉，直到整个顶板安全的冒落下来此而初放工作结束。800mm孔周边的开切孔：共设四个100mm爆破孔，第一排的
44、2个爆破孔眼高为17.2m，角度为85，第二排的2个爆破孔眼高17米，角度为90。该爆破孔放炮起到松动软化800mm孔四周的实体煤、破坏800mm孔围岩平衡状态、扩大自由面有效面积的作用，这对拉开切工作顺利起步提供一定范围的有利条件。A排：其位置是在液压支架后方沿开切巷东帮顶板角（距东帮30cm左右）共设有14个100mm爆破孔，眼高为17.2m，向西成85倾角，爆破孔间距为3 m；爆破A排眼起到松动软化开切巷东侧帮内宽度约为1.56 m、高度约为17m范围的实煤、破坏开切巷东侧围岩平衡，对拉开切工作顺利进行提供最关键的作用。所以施工单位必须按设计要求布置爆破孔、控制眼深、角度和装药量。B排：
45、共设14个100mm爆破孔，眼高为17m，角度为90，眼间距3 m，与第一排排距为2m，B排眼和A排插花布置。爆破B排眼起到松动开切巷东侧帮内宽约为0-2.5 m、高度约为17m范围的实煤，局部扩大初次放顶自由面的有效面积的作用。C排：共设有14个100mm爆破孔，眼高为17m，角度为90，眼间距3 m，其布置于离B排距离为2.6m处，和B排眼插花型布置，眼间距3m；B排眼和C排眼的爆破效果的好坏直接关系到本次拉开切初次放顶工作的进展情况，所以施工单位必须按要求布置爆破孔、控制眼深、角度和装药量。D排：共有14个100mm爆破孔，眼高为17m，角度为90， D排眼与C排眼插花型布置，眼间距3 m，