pvc管多少钱1米推荐回答：要看买牌名牌杂牌差价DN20要2~4块每米；DN50要5~8块每米；DN160要7~10块每米DN50的PVC管的外径是多少？推荐回答：63一般给水管有哪几种 规格有多少 常用有哪几种？推荐回答：一般家用水管规格有：DN15(4分管)、DN20(6分管)、DN25(1寸管)、DN32(1寸2管)、DN40(1寸半管)、DN50(2寸管)、DN65(2寸半管)、DN80(3寸管)、DN100(4寸管)、DN125(5寸管)、DN150(6寸管)、DN200(8寸管)、DN250(10寸管)等。水管Φ25×1/2的意思它的外径是25。实际对应的公称直径是DN20(也就是人们常说的6分管)。你可以去买6分的水龙头。也可以去买4分的水龙头(只要在管子和水龙头之间加一个变径就可以了)。家庭用水龙头的款式和材质是千变万化，但是其和管子连接的丝扣部分都是按照4分、6分、1寸等大小来分的。不必担心买错。通常说的4分管是按英寸来说的，因此4分管就是1/2英寸(4/8=1/2)，而一英寸=25.4mm，所以4分管的内径就是25.4/2=12.7mm，而这就是通常所说的DN15水管的内径。4分是英制管道直径长度的叫法，即1/2英寸等于公制的15mm.1英寸等于8分、合公制的25.4mm。6分=3/4英寸=20mm。4分=1/2英寸=15mm。另外记住管道都是以内径计算的，不过管道的丝扣螺纹都是以中径来计算的，用通径DN表示，螺纹分公制M和英制G，管道螺纹一般用英制，螺纹角度为55度.公制是60度。2寸pvc管是直径多少的推荐回答：2寸pvc管 -----pvc管尺寸按外径论外径50MM内径各同给水管壁厚内径排水管内径质量内径相PVC管人家说50管是几分管啊,还分厚度吗推荐回答：PVC50的管子是指公称直径为DN50，2英寸；DN50表示公称直径为50mm，即2寸管，16分管。厚度分别为：3.5、4.0、5.0、5.5、7.0、8.5和11.0PVC穿线管有 16 20 25 30 40 50 75 90 110PVC排水管有40 50 75 90 110 160 200 250 315 400 500PVC给水管有20 25 32 40 50 63 75 90 110 160 200PVC管特点:1、管材表面硬度和抗拉强度优，管道安全系数高。2、抗老化性好，正常使用寿命可达50年以上。3、管道对无机酸、碱、盐类耐腐蚀性能优良，适用于工业 污水排放及输送。4、管道摩阻系数小，水流顺畅，不易堵塞，养护工作量少。5、材料氧指数高，属B2耐燃材料，具有自熄性。6、管道线膨胀系数小，为0.07mm/m.0c,受温度影响变形量小。导热系数和弹性模量小，与铸铁排水管相比抗冰冻性能优良。7、管材、管件连接可采用粘接，施工方法简单，操作方便，DN50的PVC管的价格推荐回答：应该De50,外径5厘米PVC管排水管与给水管排水管价格般4-5元米给水管承压般1.0MPA价格8元左右米De50给水管与排水管般度均4米根pvc管有多少种型号？推荐回答：比较常用的PVC管 规格和型号PVC穿线管有 16 ， 20 ， 25 ， 30 ， 40 ， 50 ， 75 ， 90 ， 110PVC排水管有40 ， 50 ，75 ， 90 ，110 ，160 ，200 ，250 ，315 ， 400 ，500PVC给水管有20 ， 25， 32 ， 40 ， 50 ，63 ，75 ， 90 ， 110 ， 160 ， 200PVC管（UPVC管） 硬聚氯乙烯管，是由聚氯乙烯树脂与稳定剂、润滑剂等配合后用热压法挤压成型，是最早得到开发应用的塑料管材。UPVC管抗腐蚀能力强、易于粘接、价格低、质地坚硬，但是由于有UPVC单体和添加剂渗出，只适用于输送温度不超过45℃的给水系统中。pvc管多少钱1米250管子。推荐回答：要看买牌名牌杂牌差价DN20要2~4块每米；DN50要5~8块每米；DN160要7~10块每米展开全部下一篇：pvc给水管是一种供给水用的材料，这种材料的主要的组成材料是聚氯乙烯树脂，在现代生活中pvc给水管是一种必不可少的存在，因为自来水的供给就是pe给水管最大的特点就是它不会生锈，也正是因为pe给水管不会生锈，所以它被当成替代普通铁给水管的理想管材。给水管的作用是供水，如果水流不畅，那么用水一定很麻烦。并且，如果水流出现问题，水就成了死水。死水很容易滋生细菌，使水质严重下降。由于给水管实在太重要了，所以在选择的时候要特别的注意。目前，市场上最常见的有三种管，金属管、纯塑管、复合管。它们各有优劣，一起来看一下。聚乙烯给水管是一种替代普通铁给水管的理想管材，广泛被应用于城镇自来水管网系统以及化工、食品、印染、制药、造纸、冶金等工业的料液输送管道。作为铸铁管中应用十分广泛的一款铁管，球墨铸铁给水管是一款轻度高、管壁薄，同时具备耐腐蚀以及抗震性能的铸铁管。PVC给水管的特点是质轻、搬运装卸便利，耐腐蚀性优良，流体阻力小，机械强度大，施工简易等特点。下面一起看看PVC给水管的特点及应用范围吧。PE(聚乙烯)材料，PE给水管，一种供给水资源的媒介材料，具有无毒、耐腐蚀、高强度等特点，被广泛应用于城市供水、农田灌溉等领域。给水管通常要选用分子量大、机械性能较好PE树脂，这样才能承受一定的压力，hdpe给水管耐腐蚀性能非常好、且具有较好的耐冲击性、不会造成二次污随着社会发展越来越快，各行业的发展紧跟起来，而现在行业材料也变得越来越多了，并且每个行业的新型材料也在不断出现。当前位置： >>
综采工作面采煤作业规程
神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程目录第一章 概 况 ........................................................................................................
........................... 4 第一节 工作面位Z、周边关系及开采情况 ........................................................................................... 4 第二节 煤 层 ........................................................................................................................................... 4 第三节 煤层顶底板 ................................................................................................................................... 6 第四节 地质构造 ....................................................................................................................................... 6 第五节 水文地质 ....................................................................................................................................... 6 第六节 影响回采的其它因素 ................................................................................................................... 6 第七节 煤（岩）柱的计算与留设 ........................................................................................................... 6 第八节 储量情况及服务年限 ................................................................................................................... 7 第二章 采 煤 方 法 ................................................................................................................................. 9 第一节 工作面巷道布Z ........................................................................................................................... 9 第二节 采煤工艺 ..................................................................................................................................... 10 第三节 设备配Z ..................................................................................................................................... 12 第三章 支护设计与顶板管理 ................................................................................................................. 20 第一节 支护设计 ..................................................................................................................................... 20 第二节 工作面顶板控制 ......................................................................................................................... 22 第三节 工作面进、回风巷及端头顶板控制 ......................................................................................... 23 第四节 矿压观测 ..................................................................................................................................... 25 第四章 生产系统 ..................................................................................................................................... 36 第一节 煤炭运输系统设计 ..................................................................................................................... 36 第二节 通风系统设计 ............................................................................................................................. 37 第三节 瓦斯防治与抽放设计 ................................................................................................................. 40 第四节 防灭火系统设计 ......................................................................................................................... 46 第五节 防尘系统设计 ............................................................................................................................. 48 第六节 排水系统设计 ............................................................................................................................. 51 第七节 供电系统设计 ............................................................................................................................. 54 第八节 安全监测监控系统设计 ............................................................................................................. 66 第九节 供水施救系统设计 ..................................................................................................................... 68 第十节 压风自救系统设计 ..................................................................................................................... 69 第十一节 井下作业人员定位系统设计 ................................................................................................. 78 第十二节 通讯联络系统设计 ................................................................................................................. 79 第十三节 信号照明系统设计 ................................................................................................................. 80 第五章 作业形式、劳动组织 ................................................................................................................. 80 第一节 劳动组织 ..................................................................................................................................... 80 第二节 主要经济枝术指标 ..................................................................................................................... 81 第六章 煤质管理 ..................................................................................................................................... 82 第一节 煤的性质 ..................................................................................................................................... 82 第二节 煤质指标和管理 ......................................................................................................................... 83 第三节 提高煤质的技术措施 ................................................................................................................. 83 第七章 安全技术措施 ............................................................................................................................. 83 第一节 一般 规 定 ................................................................................................................................. 83 第二节 危险源辨识及风险评估 ............................................................................................................. 84 第三节 采煤安全技术措施 ..................................................................................................................... 89 7.3.1 超前预爆破人工装药安全技术措施 .................................................................................................. 891神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程第四节 顶板管理安全技术措施 ............................................................................................................. 98 7.4.1 工作面处理南、北端尾巷安全技术措施 .......................................................................................... 98 7.4.2 维护巷道的安全技术措施 .................................................................................................................. 99 7.4.3 两巷超前支护支设安全技术措施 ...................................................................................................... 99 7.4.4 防止顶板突然冒落安全技术措施 .................................................................................................... 100 第五节 矿压防治安全技术措施 ........................................................................................................... 103 7.5.2 周期来压预兆及采取的措施 ............................................................................................................. 111 第六节 一通三防安全技术措施 ............................................................................................................ 111 7.6.2 防止气体伤人以及气体防治的安全技术措施 .................................................................................112 7.6.3 综合防灭火安全技术措施 .................................................................................................................113 7.6.4 压风自救系统安全技术措施 .............................................................................................................115 第七节 机电运输 ....................................................................................................................................116 7.7.11 油脂管理措施 ................................................................................................. 126 7.7.12 更换液压支架立柱安全措施 ......................................................................... 126 7.7.15 检修工作面胶带输送机安全技术措施 .......................................................................................... 129 7.7.16 破碎机检修的安全技术措施 .......................................................................................................... 132 7.7.17 前部刮板运输机检修的安全技术措施 .......................................................................................... 133 7.7.18 后部刮板运输机检修的安全技术措施 .......................................................................................... 134 7.7.19 采煤机检修的安全技术措施 .......................................................................................................... 134 7.7.20 乳化液泵检修的安全技术措施 ...................................................................................................... 136 7.7.21 液压支架检修的安全技术措施 ...................................................................................................... 137 第八节 防治水安全技术措施 ............................................................................................................... 142 第九节 爆炸材料运输及爆破安全技术措施 ....................................................................................... 143 7.9.1 井下爆炸材料运输安全措施 ............................................................................................................ 143 7.9.2 使用爆破母线安全技术措施 ............................................................................................................ 144 7.9.4 前溜机头、机尾卧底、挑顶安全技术措施 .................................................................................... 146 第十节 安全监控安全技术措施 ........................................................................................................... 149 第十一节 其 它 ................................................................................................................................... 151第八章第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第六节避灾路线及说明 ........................................ 156工作面及周围危害因素和分析 ............................................................................................... 157 工作面灾害预防措施 ............................................................................................................... 158 灾害应急措施及避灾方法 ....................................................................................................... 159 各种灾害的自救、互救及组织抢救 ....................................................................................... 163 事故处理措施 ........................................................................................................................... 163 避灾路线 ................................................................................................................................... 1652神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程附：巷道平面布Z图（见附图 1） 附：采煤方法图（见附图 2） 附：工作面设备配Z图（见附图 3） 附：工作面初次放顶炮眼布Z设计图（见附图4） 附：工作面支护示意图（见附图5） 附：超前预爆破设计图（附图 6） 附：运输系统示意图（见附图 7） 附：通风系统示意图（见附图 8） 附：氮气防灭火管路系统示意图（见附图 9） 附：综合防尘系统示意图（见附图10） 附：工作面排水系统图（见附图 11） 附：供电系统图（见附图12） 附：安全监控设备布Z图（见附图 13） 附：工作面压风系统图（见附图 14） 附：人员定位系统图（见附图 15） 附：通讯系统图（见附图16） 附：照明信号系统示意图（见附图17） 附:避灾路线示意图(附图 18)设计依据: 1.《煤矿安全规程》 2.《采矿设计手册》 3.《煤矿防治水规定》 4. 碱沟煤矿东一采区设计及设计批复意见 5. 碱沟煤矿01+工作面设计及设计批复意见 6. 《综采生产管理手册》 7. 碱沟煤矿东一采区+541水平B1+2煤层回采地质说明书 8. 神新能源公司安全生产技术管理规定3神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程第一节第一章 概 况 工作面位Z、周边关系及开采情况1.1.1 工作面位Z 03+ 煤层位于碱沟煤矿副斜井东翼（主副斜井相距 46 米） ，距副斜井中心线以 东
米范围。 。 1.1.2 地面相对位Z 03+煤层上方为荒山丘陵，顶板、底板为塌陷区域。B1+2煤层对应地表为+541 水平以上采空后与地表垮通形成的塌陷坑。 1.1.3 回采对地面的影响 地面无建筑物、公路、铁路，预计工作面回采将引起原地面塌陷坑的继续塌陷，形成沟 壑及周围地表拉裂区。 1.1.4 工作面周边关系及开采情况 03+ 工作面上部为+541 水平 B1+2 煤层综放工作面，目前已回采完毕。+518 水 平东三石门 B3 煤层底板距 B2 煤层顶板有 79.5 米粉砂岩，B1 煤层底板距 Bs 顶板有 14.2 米 泥质粉砂岩。+518 水平石门以西 67 米为原安宁渠区煤矿边界线，但该矿越界开采，该矿井 因水灾已关闭，矿井内充满积水，已于 2012 年通过+495 水平 B2 运输巷的探放水工作将水放 出，下部为实体。第二节1.2.1 煤层厚度煤层B1+2 煤层总厚度 37.03 米， 有益厚度 30.8 米其中 B1 煤层总厚 9.8 米， B2 煤层总厚 21 米， B1+2 煤层中含夹矸四层，夹矸共厚 0.21 米，含矸率 17.94%。 1.2.2 煤层产状 煤层位于八道湾向斜南翼，为一单斜构造，煤层走向自西向东 53°-55°呈一略向北突 出的弧形，煤层倾向西北，倾角 85°-88°。 1.2.3 煤层的稳定情况、结构、层理、节理等情况，以及对回采的影响 B1+2 煤层中 B1 煤层结构较简单,煤层中有一层夹矸。煤层内生裂隙发育，富水性、透水 性强。煤层较破碎，容易偏帮冒顶，虽无正、逆断层和其他地质构造，在局部地段可遇见煤 层时厚时薄的现象，煤层有伪顶、伪底，且容易垮落。B2 煤层走向变化较大，煤层逐渐偏南， 产生一个弧形，掘进范围内没有发现断层、褶皱现象，但煤层渗水性较强，渗水会随裂隙流 向工作面，加上煤层有伪顶，含碳质页岩、碳质泥岩，在水的浸泡下更易垮落，在回采时一 定要做好支护工作。附：煤层综合柱状图4神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程柱 状厚度m 岩石名称22.37 粉砂岩灰色，深灰 色，含薄层细 砂岩，层理节 理发育，泥钙 质胶结4.1 碳质泥岩10.55 B1煤0.35 碳质 泥岩灰黑色容易 脱落，薄层 状质脆松软煤岩石 描述半亮型、层状质 软，含5层0.2cm 以上泥岩夹矸灰黑色，层 状，遇水变软 易垮落半亮型、层状 质软，含泥矸 2层表1-1水平名称 地面标高 地面相对位Z 回采对地面设施的 影响 +518水平 +772-+829m工作面位Z及井上下关系表采区名称 井下标高 东三采区 +527ｍ+518水平B1+2煤层上方为荒山丘陵。顶板、底板为塌陷区域。B1+2煤层对应地表为 +541水平以上采空后与地表垮通形成的塌陷坑。 地面无建筑物、公路、铁路，回采将引起原地面塌陷坑的继续塌陷和周围地表拉裂 区。 东三采区 B1+2 煤层位于碱沟煤矿副斜井东翼（主副斜井相距 46 米） ，距副斜井井下位Z及与四邻 关系中心线以东
米范围。+518 水平东三石门 B3 煤层顶板距 B2 煤层底板有 79.5 米粉砂岩，B1 煤层底板距 Bs 顶板有 14.2 米泥质粉砂岩。+541 水平石门以西 67 米为原安宁渠区煤矿边界线，但该矿越界开采，该矿井因水灾已关闭，矿井内充 满积水，已于去年通过+495 水平 B3 运输巷的探放水工作将水放出，下部为实体。走向长度/ｍ993倾斜高度/ｍ25走向长度/ｍ9931.2.4 煤种、煤质 煤层大部分为亮煤， 黑色， 沥青光泽， 半暗半亮， 煤层牌号为弱粘结煤， 煤层较稳定； 容 重1.3t/m3。 表1-2煤 质 情 况 M 2.40 A 11.25 V 37.24煤质情况表Q 28.00 FC S 0.71 Y 工业牌号 弱粘结煤 M 2.405神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程第三节表1-3煤 层 顶 底 板 情 况 顶板名称 老 顶 直接顶 伪顶 伪底 直接底 碳质页岩 泥岩 0.4 岩石名称 粉砂岩煤层顶底板厚度（M） 79.5 岩性特征 较硬、灰白色、层状、节理发育煤层顶底板情况表节理发育、层状 易脱落、质脆0.39第四节地质构造B1+2煤层位于八道湾向斜南翼，单斜构造，地层走向自西向东53°-55°呈一略向北突出 的弧形，地层倾向西北，倾角85°-88°。根据东三+541B1+2综采工作面在回采过程及工作面 巷道掘进分析，工作面范围内无断层、褶皱，但煤层中小构造较多。第五节1.5.1 含水层分析水文地质工作面回采区范围内煤层裂隙比较发育，煤层富含裂隙水，对该工作面安全生产带来水 害隐患。 1.5.2 补给水关系 补给关系：补给水源主要为春季融雪及夏季的雨水地表水。 1.5.3 涌水量 预计工作面正常涌水量为1m3/min。第六节影响回采的其它因素31.6.1 影响回采的其它地质情况 表1-4 影响回采的其它地质情况表影 响 回 采 的 其 它 地 质 情 况 瓦斯 煤尘 煤的自燃 地温 地压 普氏硬度（f） 根据 2012 年瓦斯等级鉴定结果分析， 预计工作面相对瓦斯涌出量 0.21m /t， 绝 3 3 对瓦斯涌出量 0.96m /min，二氧化碳 1.92m /min。 具爆炸危险性,煤质属弱粘结煤和长焰煤。 煤的自燃发火期为 3-6 个月；煤层裂隙较发育。 正常 不排除有冲击地压倾向性 煤层 F≈2 普氏硬度（f） 煤层 F≈2 普氏硬度（f）1.6.2 对工作面回采的具体建议 根据回采实际情况，03+ 工作面处于芦草沟河渗漏区，淋水较大，煤层中含夹矸6神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程较多，在水的渗透下易垮落，加之在+541 水平 B1 巷掘进过程中在距石门 864m 处的底板出现 一突水点，出现大量涌水，并且引发了巷道冒顶的事故，518 水平在掘进过程中在 842 米处也 出现了冒顶现象。+541 水平采空区内还有积水存在，加上+518 水平煤层煤质较破碎，建议在 回采过程中做好以下工作： 1.03+工作面在不同地段均出现淋水现象， B2巷在回采过程中要对巷道道顶部的 淋水进行处理，以避免水淋在皮带上增加煤的水分，影响工作面的正常生产。 2. +518水平B1巷道底板煤层质软、破碎，局部位Z含夹矸,在水的浸泡下更易跨落，B1 在842米处出现了冒顶现象， 在回采时对此段要做好加强支护工作， 以保证工作面的回采安全。 3.坚持做好 03+ 工作面的排水工作，砌筑两巷排水沟，经常对水沟进行清理， 时刻保证巷道排水流畅性，同时要保证 B2 和 B1 巷泄水眼的畅通，并要保证+518 水平东三石 门泄水眼的畅通，以保证工作面的安全生产。 4.开切巷施工完毕后，要立即进行探放水工作，防止发生透水事故。第七节1.7.1 工作面防水煤柱的计算煤（岩）柱的计算与留设已知：地面芦草沟河边界标高：+765.2，对应东三采区+518B1+2 工作面标高：+531.807， β=75° 煤柱留设长度为 X， X=(765.2-531.807)/tan75°=62.23 米 工作面防水煤柱留设为 62.23 米 1.7.2 工作面停采线煤柱的位Z计算 已知：上分层+541 工作面停采线处标高：+548.664，对应下分层+518B1+2 工作面标高： +527.323，β=75°工作面停采线煤柱距上分层停采线长度为 X X=(548.586-524.462)/tan75°=6.5 米 上分层 03+ 工作面停采线煤柱位Z位于东三+541 石门 38 米，经计算下分层 03+ 工作面停采线煤柱留设距东三+518 石门为 44.5 米。第八节储量情况及服务年限工作面基本技术参数：工作面走向长度（ L） ：993m；石门煤柱留设（L1） ：44 米，工作 面可采走向长度（L2）948.5 米；煤层水平厚度（B） ：30.5m；煤层容重（Y）1.3t/m?；开采 阶段高度（H）24m，机采采高（H1）3.2ｍ，放顶高（H2）20.8ｍ；机采工作面回采率（C1） 97%，工作面放顶煤回收率（C2）80%；工作面停采收尾铺网设计 12 米（L3） ，铺网顶煤回收7神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程率 0%（C3） ；工作面初放距离 8.6m（L4） ，初放顶煤回收率（C4）65%；工作面正规循环推进 度（D）3.6 米；工作面正规循环率（N）85%，工作面月生产工作日（T）28 天。 1.8.1 储量计算 工业储量Q工：Q工＝L×H×B×Y ＝993×24×30.5×1.3 ＝t 可采储量Q可：Q可＝L2×H×B×Y ＝948.5×24×30.5×1.3 ＝t 工作面回采损失量Q损：Q损＝Q损1+Q损2+Q损3+Q损4 式中Q损1：工作面机采损失 Q损2：工作面放顶煤损失 Q损3：工作面铺网损失 Q损4：工作面初采损失 Q损1＝L2×H1×B×Y×（1-C1） ＝948.5×3.2×22.4×1.3×（1-97%） ＝4379.7t Q损2＝L2×H2×B×Y×（1-C2） ＝948.5×20.8×30.5×1.3×（1-80%） ＝t Q损3＝L3×H2×B×Y×（1-C3） ＝12×21.8×30.5×1.3×（1-0%） ＝10372.4t Q损4＝L4×H2×B×Y×（1-C4） ＝8.6×21.8×30.5×1.3×（1-65%） ＝2601.7t Q损＝Q损1+Q损2+Q损3+Q损4 ＝449.38+1.7 ＝ 工作面可采出量Q：Q＝Q可－Q损 ＝－8神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程＝t 工作面回采率C：C＝Q可/Q工 ＝/ ＝95.5% 1.8.2 服务年限 工作面服务年限A＝L2/D×T×N ＝948.5/（3.6×28×85%） ＝11个月第二章 第一节2.1.1 巷道布Z情况 1、开切巷断面和支护设计采 煤 方 法 工作面巷道布Z开切巷:开切巷采用锚网、 锚索、 单体支柱联合支护,开切巷西帮采用φ18*2000mm的树脂 锚杆，开切巷顶部锚杆为φ20*2500mm的等强锚杆(全螺纹)；开切巷东帮采用φ18*2000mm普 通圆钢锚杆，巷道顶部及西帮锚杆间排距为800*800mm，巷道东帮锚杆间排距为800 *800mm， 锚网采用双抗网 ; 锚索为 ?15.24*9000mm, 锚索间排距为 mm ，单体支柱间排距为 mm。 2、吊装硐室 吊装硐室布Z在东三+518B1巷950m处,全长10m，净断面:S净=15.98m2，采用锚索梁、金 属支架联合支护，巷道南帮锚杆采用φ18*1800mm的等强锚杆，巷道顶部采用φ20*2500mm的 等强锚杆，锚杆间排距为800*800mm，巷道北帮采用φ20*2500mm的等强锚杆，锚杆间排距为 800*800mm，锚索使用φ17.8*9000mm的钢绞线，锚索间距2000mm，锚网采用双抗网支护，金 属支架采用11#工字钢加工，棚间距为1000mm。 3、绞车硐室 绞车硐室采用锚网支护，巷道净段面积 6.17m2，锚杆采用φ18*2000mm 的普通圆钢锚杆， 顶部锚杆间排距为 800*800mm，两帮锚杆间排距为 mm，锚网采用双抗网支护。 4、东三+518B1、B2 巷 东三 +518B1 为轨道巷 ( 进风 ), 巷道形状为圆弧拱断面，采用锚网支护 , 巷道净断面积 12.08m2。巷道锚杆采用φ20*2500mm 的等强锚杆，锚杆间排距为 800*800mm，锚网采用冷拔 丝网支护，锚索间排距为 mm。9神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程东三+518B2 皮带运输巷（回风） ，巷道形状为圆弧拱断面，采用锚索支护,巷道净断面积 15.33m2。东三+518B2 巷采用锚杆、双抗网、锚索联合支护，锚杆型号为? 18*2200mm，锚索 型号为Φ 15.24*6500mm ，双抗网型号为 1*9m ，锚杆间排距为 800*800mm ，锚索间排距为 mm； 2.1.2 其它巷道 联络巷：东三+518B1通风井联络巷，开口位Z距东三+518石门中心线15.95米，巷道施工 长度22.5米，采用锚网喷支护，锚杆采用Φ20*2500mm等强锚杆，间排距为800*800mm，锚索 采用Φ15.24*6500mm钢绞线，排距3000mm，锚网采用冷拔丝网,喷浆砼标号C25，厚度100mm。 03+工作面联络巷， 开口位Z距东三+518石门中心线33.85米，巷道施工长度25.7米， 采用锚网支护，锚杆采用Φ20*2500mm等强锚杆，间排距为800*800mm，锚索采用Φ 15.24*6500mm钢绞线，间排距mm，锚网采用冷拔丝网，并在联络巷内铺设轨道，轨 道采用24KG/米成品轨，轨枕采用24#水泥轨枕，轨枕间距700mm。在B1+2煤层中距离东三+518 石门以东、620米处施工联络巷，联络巷净断面为5.24m2。 附：巷道平面布Z图（见附图 1）第二节2.2.1 简述采煤工艺 一、采煤方法采煤工艺工作面采用水平分段综采放顶煤采煤法，分段高度为24ｍ，其中机采高度为3.2ｍ，放顶 煤高度为20.8ｍ，截深为0.6ｍ，割煤循环进度0.6ｍ。超前爆破松动顶煤循环进度8米，放煤 方法采用多轮、间隔、顺序、等量放煤, 随采随放，放煤步距1.2m（滚筒截深0.6m） ，即“两 采一放”采煤工艺。 二、采煤工艺 A) 回采工艺过程为:生产检修→拉后刮板运输机→割煤、装机→运煤→移架→推移前刮 板运输机→移转载机→移端头支架→放顶煤→顶煤超前松动爆破。 B) 工艺说明（以机头进刀为例，机尾进刀则为反向） 1、拉后部刮板运输机：采煤机割煤前，先将刮板运输机拉过来（拉移距离为0.6m） 。 2、采煤机进刀割煤：采用南部斜切进刀，双向割煤往返一次进一刀（如有特殊情况可根 据现场实际情况调整进刀方式） 。操作过程为： ①进刀前先将南、北两顺槽预割段（0.6m）处的锚网提前进行剪网并回收至北巷指定位 Z；对预割段的锚杆进行回收、拉直码放到北巷回收点。 ②由北向南推移前溜，创造采煤机从南部斜切进刀的线路。10神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程③采煤机从南部沿输送机弯曲段斜切进刀，割顶煤至工作面北端，同时追机移直输送机； ④把采煤机摇臂降下从工作面北端开始割底煤至工作面南端； ⑤将工作面南部的半段输送机移近煤壁，恢复到初始状态。 附进刀示意图ABCDE3、推移前部刮板机：进刀前将采煤机行至前部刮板输送机机头处,然后向前推移前部刮 板输送机机尾,采煤机斜切进刀后向前推移前部刮板输送机机头，推移前部刮板机，一般采用 先机尾后机头的顺序,推移步距为采煤机截深0.6m，推移前后部刮板运输机前要清理机头、机 尾底部余煤和杂物。 4、 割煤,落煤、 装煤:采煤机在前部刮板机尾进入割顶刀,向机头方向推进,割到机头位Z 停 ,将采煤机滚筒反向摇至底刀位Z,开动采煤机,从刮板机头向机尾割底刀,工作面装煤主 要靠采煤机滚筒上的螺旋叶片，把大部分碎落的煤装入刮板输送机，并利用刮板输送机铲煤 板，将余留的浮煤推挤到溜槽中，工作面两端头的煤采取人工装煤。 5、 运煤:工作面架前煤采用SGZ--730/110型刮板输送机运输到SZZ-800/160转载机上，架 后煤采用SGZ800/160刮板输送机运输到转载机上,再由转载机运出工作面。 6、 移架: 采煤机在割顶刀时滞后3.5m(两副支架),按顺序追机推移支架,及时推移支架护 帮板,前移支架步距0.6m，保证端面距≤0.3ｍ。 7、放顶煤: 放煤方法采用多轮、间隔、顺序、等量放煤, 即先按1,3,5,7……号支架顺 序放煤,再按2,4,6,8……号支架放煤,反复多次放煤,每次放煤量不宜过大,时间不宜超过5分 钟,放煤口出现矸石时应停止放煤。 2.2.2 循环工艺11神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程工作面采用“两采一放”的生产工艺，一个正规循环3.6ｍ，采用四班三运转作业制度进 行检-割-装-运-支-放-爆等生产组织，三个班连续生产，每天在早班前2小时进行检修。 1、放顶煤采放比3.2/20.924＝1：6.2 2、放煤步距：放煤步距是否合理, 将直接影响含矸率、工作面单产、回采率,放煤步距 主要由顶煤厚度、放煤高度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、顶板类型、放煤 口尺寸等方面的许多因素决定。本工作面段高 23m,循环推进采用 0.6m，放煤步距采用 1.2m， 顶煤弱化爆破循环步距 8 米。 2.2.3 工作面正规循环生产能力的计算 工作面正规循环生产能力：W＝LShrc W1＝22.4×3.6×3.2×1.3×97%＝325.4ｔ W2＝30.5×3.6×20.8×1.3×80%＝2375.2ｔ W＝（325.4+2375.2）×85%＝2700ｔ S―工作面循环进尺，ｍ,3.6m L－工作面平均长度，ｍ,22.4m h－工作面设计采高，ｍ,3.2m r－煤的视密度，t/ｍ,1.3t/m 工作面分段高度24ｍ，采高3.2ｍ，放顶高20.8ｍ，机采工作面宽22.4ｍ，放顶工作面宽 30.5ｍ，煤的容重1.3t/ｍ3，机采工作面回采率97%，工作面放顶煤回采率80%，工作面正规 循环率取85%。 附：采煤方法图（见附图 2）第三节设备配Z2.3.1 工作面主要设备名称、型号、数量 工作面主要设备：MG250/305－NWD 型短臂采煤机一台，滚筒直径 1.8m，截深 0.63ｍ， ZFT 端头液压支架 1 套，ZFG 渡液压支架 2 副， ZCH 超前 支护液压支架 1 套（4 架） ，ZF 中间液压支架 15 副，SGZ--730/110 型刮板机 1 台 （前溜） 、SGZ--800/160 型刮板机 1 台（后溜） ，PLM-1500 破碎机 1 台，BRW200/31.5 乳化液 泵 2 台，1 台工作，1 台备用，DSJ-100/2*75 可伸缩胶带输送机 1 台，SZZ-800/160 转载机 1 台，KBSGZY-800/6KV 移变 1 台，KBSGZY-500/6KV 移变 1 台。 表 3-1序 号 1 设 备 名 称 端头液压支架 型工作面设备配备表号 单 位 套 设 备 占 用 量 使用 1 备用 0 合计 1 使用 地点 端头液压支架ZFT12神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程2 3 4 5 6 7过渡液压支架 液压支架 液压支架 超前支架 短臂采煤机 刮板输送机(前)ZFG ZF ZF ZCH MG-250/300－NWD SGZ--730/110架 架 架 架 台 台2 14 1 4 1 10 02 3 4过渡液压支架 液压支架 液压支架 超前支架 短臂采煤机 刮板输送机 (前)0 0 05 6 78 9 10 11 12 13 14 15 16刮板输送机(后) 连续破碎机 转载机 移动变电站 移动变电站 乳化液泵 胶带输送机 1000s型皮带 液压单体支柱SGZ--800/160 PLM-1500 SZZ-800/160 KBSGZY-800/6KV KBSGZY-500/6KV BRW200/31.5 DSJ-100/2×75 1000s DZG-38台 台 台 台 台 台 台 米 根1 1 1 1 1 2 10 0 0 0 0 0 08 9 10 11 12 13 14 15刮板输送机 (后) 连续破碎机 转载机 移动变电站 移动变电站 乳化液泵 胶带输送机 1000s型皮带 液压单体支柱100016工作面喷雾、冷却用水供水方式为静压动态供水方式，供水源包括芦草沟截流井碱沟水 井，24小间不间断供水。以管路的方式直接接通到工作面用水地点，设备开关、泵箱等放Z 于平板车上。 附：工作面设备配Z图（见附图 3） 2.3.2 工作面主要设备选型计算 （一）工作面设备选型： （1）采煤机选型 1）采煤机选型的原则 影响采煤机选型的主要因素包括煤层的力学特性、煤层厚度和倾角、工作面生产能力等， 因此采煤机选型以采煤机对工作面地质条件的适应性，以及采煤机的实际生产能力作为主要 考虑因素，同时兼顾设备的配套性、经济性与可靠性。主要选型原则： ①采煤机的生产能力大于工作面设计生产能力。 ②主要技术性能满足工作面顶底板岩层特性和煤层的力学特性。13神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程③整机大修周期的过煤量应大于工作面的可采储量。 ④采煤机与液压支架、刮板输送机之间必须具备良好的配套关系，这主要指采煤机的滚 筒截深、机面高度、卧底量、牵引方式等技术指标，以及采煤机与刮板输送机之间的过煤空 间，采煤机与工作面两端头设备的配套性等。 2）采煤机的技术参数确定 ①采煤机生产能力计算 采煤机正常开机割煤时的理论生产率估算公式如下： Q=60HBVρC，t/h 式中：Q―采煤机理论生产率，t/h ； H―工作面煤层平均采高，取 3.2m； B―采煤机滚筒截深，取 0.63 m； V―采煤机截煤时的平均牵引速度，取 2m/min； ρ―煤的实体密度，取 1.3t/m3； C―工作面采煤机回采率，取 0.80。 Q=60×3.2×0.63×2×1.3×0.8=252t/h 该工作面以放顶煤为主， 采煤机割煤量以割煤高度 3.2m 来估算采煤机正常开机割煤时的 理论生产率。 ②装机功率 采煤机装机功率可以采用比能法进行计算。 P=QHw，kW 式中：P―装机功率，kW； Q―采煤机的理论生产率，252t/h； Hw―采煤机单位能耗，取 0.83kW.h/t。 P=QHw=252×0.83=209kW 因此，选用的采煤机装机功率应不小于 250kW。 根据上述分析计算，可采储量为 104 万吨的综采工作面，配套采煤机主要性能和技术参 数应满足以下要求： a、采煤机的生产能力大于 250t/h； b、采煤机允许的平均截割牵引速度大于 2m/min； c、采煤机应优先选用 630mm 截深的滚筒； d、采煤机的装机功率不低于 250kW；14神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程e、采煤机牵引功率 50kW 以上，牵引力 250kN 以上； f、滚筒直径 1.8m。 根据碱沟煤矿目前使用采煤机的情况和生产厂家产品情况， 选用上海天地煤机厂生产的 MGD250/305--MND 系列型采煤机。 （2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机 1）前部刮板输送机技术参数确定 ①输送能力 按照工作面的平均生产能力确定工作面刮板输送机输送能力。通常考虑到工作面输送条 件较差，工作面输送机的实际运输能力应为平均落煤能力的 1.2 倍，所以刮板输送机应具备 的输送能力为 Qg=Q×1.2=120×1.2=144t/h 式中：Q―采煤机小时割煤能力，工作面采高 3.2 米，截深 0.6 米，工作面长度 23 米， 进一刀 30 分钟，考虑不均衡因素确定前溜运输能力为 120t/h。 ②刮板输送机的铺设长度 刮板输送机的铺设长度应达到工作面长度，约为 30m，其精确长度配套设计时确定。 根据采煤机 MGD250/300―MND 配套选择山东矿机集团有限公司生产的 SGZ730/110 型刮板 输送机，SGZ800/160 型刮板输送机主要技术参数见综采工作面设备一览表。 2）后部刮板输送机技术参数确定 ①输送能力 按照工作面的平均生产能力确定工作面刮板输送机输送能力。通常考虑到工作面输送条 件较差，工作面输送机的实际运输能力应为平均落煤能力的 1.2 倍，所以刮板输送机应具备 的输送能力为 Qg=Q×1.2=190×1.2=228t/h 式中：Q―工作面放煤能力，工作面日产 3000 吨，考虑不均衡因素确定工作面能力为 220t/h。 ②刮板输送机的铺设长度 刮板输送机的铺设长度应达到工作面长度，约为 30m，其精确长度配套设计时确定。 根据与液压支架配套情况，后部刮板机选择山东矿机集团有限公司生产的 SGZ800/160 型刮板输送机，SGZ800/160 型刮板输送机主要技术参数见综采工作面设备一览表。 （二）支架选型15神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程（1）液压支架的选型 1）液压支架选型原则 综采工作面配套液压支架的选型主要应考虑以下几方面： ①支架架型结构与工作面煤层赋存条件相适应； ②液压支架对顶板的支护强度与矿井大采高综采工作面顶板破断运动规律相适应； ③支架的支撑高度与工作面采高相适应； ④支架电液控制系统的技术性能（主要指跟机移架循环周期）与工作面高速推进的生产 技术条件相适应； ⑤支架的可靠性（主要指实际大修周期和实际使用寿命）必须与高产高效工作面的生产 要求相适应； ⑥支架运输尺寸、搬运方式及支架自重与矿井辅助运输条件相适应； ⑦支架通风断面与工作面通风要求相适应。 根据碱沟煤矿煤层支架的使用情况，综采工作面配套液压支架结构型式宜选用支撑掩护 式。配套液压支架选择林州煤矿机械集团有限责任公司生产的 ZF 型支架。 2）过渡支架的选择 过渡支架的选择应当以中间支架为依据，选择性能配比的过渡支架，通过分析比较，过 渡支架选择郑州煤矿机械集团有限责任公司生产的 ZFG 型支架。 3）端头支架的选择 端头支架的选择应当以转载机为依据，SZZ800/160 转载机选用 ZFT(3)性墩 头支架。 4）超前支架的选择 为消除回风巷使用单体液压支柱进行超前支护的工作量和不安全因素，选择两套（共 4 架）ZCH(2)性超前支架进行支护。 根据上述分析计算，以上配套液压支架主要性能和技术参数见综采工作面设备一览表。 （三）配套乳化液泵站 （1）泵站及相关电器设备的选型原则 乳化液泵站的选型原则可以归纳为以下方面： ①泵站的输出压力应满足液压支架初撑力的要求； ②泵站的输出流量应满足液压支架移架速度的要求； ③乳化液箱的容积应满足多台泵同时工作的需要；16神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程④泵站应配备机电液一体化的检测系统，以实时检测系统的输出流量、输出压力，乳化 液箱的液位和温度、泵站运行状态，并可预警，保护人员和设备的安全。 （2）泵站及管路选型 根据东三采区+518B1+2 工作面的地质状况,我矿选用 ZF 型液压支架。乳化液 泵选型依据本架的主要参数有: 初 撑 力: P=31.5MPa 工作阻力: P=39.8MPa 支护强度: 0.8MPa 乳化液泵站:额定供液压力为 31.5 MPa,流量大于 200 升/分 作为机械化采煤工作面液压支架,单体液压支架等的动力源,乳化液泵站主要由乳化液泵 和乳化液箱两大部分组成。根据以上参数,查《煤矿常用机械设备选型实用手册》 ，选用乳化 液泵及泵箱(两泵一箱)型号技术参数如下: 乳化液泵型号: 额 定 压 力: 流 量: 电 机 功 率: 外 形 尺 寸: 乳化液箱型号: BRW200/31.5 31.5MPa 200L/min 125KW ×1270mm RX200/16A所使用管路规格为: 支架主进液管:直径?32 的高压胶管 支架主回液管:直径?51 的高压胶管 泵到箱联接管:直径?102 的普通胶管 （3）泵站设Z位Z 工作面泵站放Z于进风巷设备列车上，且靠近工作面侧，即放Z在列车尾部。 （四）顺槽胶带输送机设备选型 1、设计依据 在+518mB2 煤层胶带输送机巷布Z一条胶带输送机， 长 1000m， 倾角 0°， 其运量 Q=700t/h， +518m 水平胶带输送机选择为 DSJ100/70/2×75 型 1 台。其性能参数为： ⑴ 输送物料：原煤，粒度≤200mm，松散比重：0.7`1.0t/m3。 ⑵ 输送机：输送量 700t/h，带速 2.5m/s。 ⑶ 胶带：带宽 1000mm，PVG1000S 五级整芯阻燃带。17神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程⑷ 电动机：功率 75kW，转速 1475r/min，电压 660V。 ⑸ 减速器：整机配套 ⑹ 制动器：整机配套 ⑺ 软起动装Z：整机配套 ⑻ 拉紧装Z：整机配套 ⑼ 传动滚筒：Φ630mm ⑽ 机尾改向滚筒：Φ500mm、Φ400mm、Φ219mm ⑾ 改向滚筒：Φ400mm ⑿ 安全综合保护装Z一套：整机配套，包括有满仓装Z、低速打滑装Z、防跑偏装Z、 烟雾报警装Z、自动洒水装Z、温度保护装Z、撕带保护装Z、沿线停车装Z（每 100m 设一 个） 。 2.3.3 工作面主要设备技术参数 1、采煤设备 采煤机 1 台，主要技术参数如下： 型 号 MG250/300-NWD 采 高 2.6-3.9m 电 机 功 率 300KW 牵 引 速 度 0-8.66m/min 牵 引 方 式 机载式交流变频调速电牵引 滚 筒 直 径 1.8m 截 深 0.63m 2、运输设备 1）工作面刮板输送机（前部）1 部，主要技术参数如下： 型 号 SGZ730/110 电 机 功 率 110 kw 运 输 能 力 700t/h 链 速 1.12m/s 中部槽规格 ×300 2）工作面刮板输送机（后部）1 部，主要技术参数如下。 型 号 SGZ730/160 电 机 功 率 160 kw 运 输 能 力 700t/h 链 速 1.12m/s 中部槽规格 ×300 3）顺槽转载机 1 部，主要技术参数如下。18神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程型 号 SZZ800/160 电 机 功 率 160/80 kw 运 输 能 力 1500t/h 链 速 1.42m/s 悬空段中部槽规格 ×855 落地段中部槽规格 ×800 4）破碎机 1 部 ，主要技术参数如下： 型 号 PLM1500 破 碎 能 力 1500t/h 锤 速 20m/s 电 机 功 率 110 k 5）可伸缩胶带输送机 1 部，主要技术参数如下： 型 号 DSJ100/70/2×75 电 机 功 率 2×75KW 运 输 能 力 700t/h 带 速 2.5m/s 皮 带 宽 度 1m 3、支护设备 1）工作面液压支架 15 副，主要技术参数如下： 型 号 ZF 初 撑 力 5890KN 工 作 阻 力 6500KN 支 护 强 度 0.86 MPa 对底板比压（平均） 2.3 Mpa 2）端头液压支架1套（3副） ，主要技术参数如下： 型 号 ZFT 初 撑 力 14426 KN 工 作 阻 力 16765 KN 支 护 强 度 0.60Mpa 对 底 板 比 压（平均） 1.72 Mpa 3）过渡液压支架2副，主要技术参数如下： 型 号 ZFG 初 撑 力 5680KN 工 作 阻 力 6800 KN 支 护 强 度 0.837~0.868Mpa 对 底 板 比 压（平均） 2.5Mpa 4）超前液压支架4副，主要技术参数如下： 型 号 ZCH 初 撑 力 5235KN19神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程工 作 阻 力 支 护 强 度 对 底 板 比 压（平均） 5）液压单体支柱，主要技术参数如下： 型 号 最 大 高 度 最 小 高 度 额定工作压力6082KN 0.53~0.56 Mpa 1.1 Mpa DZG―3.8 3.8m 2m 31.8Mpa第三章 支护设计与顶板管理 第一节 支护设计3.1.1 工作面支护设计 1、工作面支护设计及支护 工作面支护强度采用经验公式计算：Pt＝9.81hrk 式中：PtDDD－工作面合理的支护强度KN/O hDDDD放顶高度 rDDDD 顶板岩石容重 t/ｍ 3 ，对于急倾斜煤层取顶煤容重 , 一般取 1.3t/ ｍ 3 kDDDD工作面支柱上覆岩层厚度与采高之比，一般为2―8，跟据工作面具体 情况合理选取3。 Pt＝9.81hrk＝（9.81×20.924×1.3×3）kPa＝800.53kPa 工作面液压支架支护阻力：P= Pt×支护面积=800.53×（4.7×1.75）=6584.37KN 工作面选用ZFT端头支架1套，ZFG过渡支架2副，ZCH 超前支架1副，ZF中间支架15副，顶板管理采用全部垮落法管理，最大控顶距4.2 ｍ，最小控顶距3.6ｍ，端面距要小于等于300L。经过前几个工作面的使用经验证，只要支 架检修完好，使用正确，完全满足工作面管理顶板的要求。 ZF四柱支撑掩护式低位型放顶煤液压支架 初撑力： 5890KN 工作阻力：6500KN 支护强度：0.85-0.87MPa 根据本煤层相似工作面经验值，预计本工作面矿压参数如表3-1。 表3-1 预计本工作面矿压参数表序号 1 顶底 板条 项目 直接顶厚度 基本顶度厚 单位 ｍ ｍ 同煤层实测 本面选取或预计 120神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程件 2直接底厚度 直接顶初次垮落步距 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距ｍ ｍ ｍ KN/O L 3
100－2003初次 来压ｍ KN/O L
25044周期 来压最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围5 6 7 8 9 10平时KN/O L ｍ MPa 类 级 ｍ 100－200510－4010－403.1.2 工作面两回采巷道支护设计 工作面在回采时，不破坏进、回风巷原有的锚网支护，只是在工作面超前动压影响区范 围内进行加强支护， 北巷采用1套ZFT端头支架、 DZG-38型单体支柱、 一字铰接梁、 金属支架进行加强支护，南巷采用1套ZCH超前支架、DZG-38型单体支柱、一字铰 接梁进行加强支护，随着工作面的推移，超前支护段的超前支护架、端头支架及单体液压支 柱要及时向前推移与顶板接实，以控制顶、帮保证工作面正常生产，南、北巷超前支护不小 于30m。 支拄实际支撑能力计算： Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R RDDDD支柱额定工作阻力，KN KhDDDD支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得 KgDDD工作系数 KzDDD增阻系数 KbDDD不均匀系数21神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程KaDDD采高系数 Rt＝（0.99×0.95×0.9×0.9×1.0×250）KN＝190 KN 支柱阻力影响系数如表3-2所示。 表3-2 支柱阻力影响系数表顶目 工作系数kg 增阻系数kz 不均匀系数kb 采高系数 倾角系数 液压支柱 0.99 0.95 0.9 ＜1.4m 1.0 ＜10° 1.0 微增阻支柱 0.91 0.85 0.8 1.5－2.2 m 0.95 11°－25° 0.95 急增阻支柱 0.5 0.7 0.7 1.5－2.2 m 0.95 26°－45° 0.9 木支柱 0.5 0.7 0.7 ＞2.2 m 0.9 ＞45° 0.85（适应一般工作面） 当巷道变形小时，随工作面推进，在检修、端头作业时，在转载机可靠闭锁的条件下， 沿工作面煤壁处回收进、回风巷帮金属网和锚杆，两巷超前支护的单体和一字铰接梁则随工 作面推进，逐距回收。 3.1.3 端头支护设计 为满足工作面前后部刮板机与转载机搭接及运料、行人等要求和安全通道需要，工作面 北巷采用1套ZFT端头液压支架、DZG-38型单体液压支柱、一字铰接梁、金属支架 联合支护，北巷超前支护不小于30m。南巷采用1套ZCH超前支架、DZG-38型单体 液压支柱、一字铰接梁联合支护，自工作面煤壁起南巷超前支护不小于30m。随工作面推进逐 次前移，普通的ZF四柱支撑掩护式低位型放顶煤液压支架与单体、铰接梁即可。第二节3.2.1 正常工作时期顶板管理工作面顶板控制工作面采用水平分段放顶煤采煤法，顶板管理采用全部垮落法管理。工作面后部顶煤放 出后上水平回采形成破碎的松散物将直接充填架后采空区， 一般不会对工作面形成较大威胁； 如果工作面回采地表没有明显沉降或塌陷，必须对上部顶煤采取强制放顶专项措施。 正常情况下， 采煤机割煤后， 必须及时距滚筒3.5ｍ(两副支架)单架依次顺序随机推移支 架,追机作业； 减少顶煤的暴露面积和缩短顶煤的暴露时间，当支架与采煤机之间的悬顶距离 超过此规定或发生冒顶、片帮时，应当要求停止采煤机；移架时采用带压移架法，当片帮宽 度达到未割煤先移架也不会影响割煤时，应采取超前移架法；在移架有可能引起冒顶的情况 下采取先移顶板完整处的支架， 然后再移相邻支架； 支架高度不得大于3.8 m， 不得小于2.5 m，22神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程当工作面实际采高不符合上述规定时，应采取措施；严禁随意拆除和调整支架上的安全阀； 必须按从上口到下口、从下口到上口或从中间到两头的顺序交替移架，不得擅自调整和多头 操作；移架受阻时，必须查明原因，不得强行操作；必须保证支架紧密接顶，初撑力达到规 定要求，工作面顶、底平直；顶板破碎时，必须在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支 护，严防架前冒顶；移架后支架高底、前后不错差，保证端面距≤0.3ｍ，支架垂直煤壁。 放煤不得在最大端面距下进行，不得在采煤机割煤处放煤，前部刮板输送机移直后必须 及时移设端头支架。 3.2.2 工作面初次放顶顶板管理 根据我矿初次放顶的实践 , +518水平分段工作面初次放顶确定人工强制放顶 ,以开切巷 作为自由面,支架安装好开始生产, 在支架端面距前支架间向采空区打眼,工作面推进3m（五 刀）后,在支架端面距前支架间打眼并装药,当炮眼位于支架尾梁后部时,开始放炮,由南向北 逐个分次起爆,将自由面扩大挑高,出部分煤将垫层留好,第二排炮位于支架尾梁后部后, 再 开始放炮,由南向北逐个分次起爆,再将自由面扩大挑高, 然后每推进一个正规循环后 ,在支 架端面距前打一排眼并装药,当炮眼位于支架后部后, 开始放炮,由南向北逐个分次起爆,出 煤时将垫层留好。 并对地表对应位Z进行观察,看地表原塌陷坑是否有下沉和边坡跨蹋的迹象, 当地表塌陷坑有明显的下沉和边坡跨蹋的现象时 ,说明顶煤跨蹋,完成初次放顶,开始正常生 产。 3.2.3 工作面停采前顶板管理 工作面回采完以前就要进行工作面收尾的准备工作。 ⑴+518水平B1+2煤层工作面回收采用后退掩护式回收法，在工作面接近尾声时，留设宽 为12m、高为3m的巷道作为回收巷道，巷道顶部采用钢带锚网支护，液压支架与回收巷道西帮 之间采用锚索、单体加工字钢梁进行加强支护。 ⑵当回收完毕后，由顶煤自然垮落,将后部空间充填结实，并对其注浆防灭火。 ⑶在+518B1、B2巷距东三+518石门以东4m的位Z上各设一道永久密闭,封闭工作面。 ⑷采区要根据工作面的实际情况编制切实可行的工作面收尾操作规程和安全措施。第三节工作面进、回风巷及端头顶板控制3.3.1 工作面进、回风巷的顶板管理 1、东三+518B2巷道在锚杆、锚索、锚网、钢带联合支护的基础上，B2巷超前支护采用1 套ZFT端头液压支架、DZG-38型单体支柱、一字铰接梁、金属支架进行加强支护， B1巷采用1套ZCH超前支架、DZG-38型单体支柱、一字铰接梁进行加强支护。 2、工作面进、回风巷原有锚网支护失效必须返修支护；23神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程3、巷道来压明显下沉地段采用加密锚索等技术措施加强支护。 4、进、回风顺槽自工作面煤壁超前30米范围内支护完整，高度不低于1.8米，有0.8米宽 人行道。 3.3.2 工作面端头支护及安全出口的管理 1、支护形式 03+工作面端头支护方式采用端头液压支架进行支护， B2 巷超前支护采用 1 套 ZFT端头液压支架、DZG-38型单体支柱、一字铰接梁、金属支架进行加强支护， B1巷采用1套ZCH超前支架、DZG-38型单体支柱、一字铰接梁进行超前支护。 2、质量要求 要求前部刮板机推直后，及时移设端头支架，移架后及时升紧支架，支架顶梁平行顶板， 端头后架不起拱，支架高度符合要求。所有支架升紧升平，达到初撑力，顶梁平行顶板。 东三+518B1+2工作面端头及超前支护图煤仓溜煤口石门皮带机头 滚筒中心线800石 门 巷 道 中 心 线 石 门 皮 带 中 心 线0 1500滚筒中心线 巷道中心线 石门皮带机尾 滚筒中心线 轨道中心线端头架、转载机、皮带机中心线385217060049401700转载机机头 链轮中心线顺槽皮带机尾 滚筒中心线破碎机机 头 架 前 溜 机 头 过 渡 槽 前溜 机头 抬高 槽2 前溜 机头 抬高 槽1 中 部 槽20501号过渡支架机 头 架 后溜 机头 过渡 槽126902号过渡支架1750234017503号中间支架中 部 槽序号 1＃ 2＃ 3＃ 4＃ 5＃组合开关 组合开关 泵箱8＃ 9＃23000移动变电站 移动变电站6号中间支架中 部 槽10＃ 高压电缆车采 煤 机中 部 槽7号中间支架中 部 槽中 部 槽8号中间支架中 部 槽1750中 部 槽9号中间支架中 部 槽 后溜 机尾 抬高 槽1750前溜 机尾 抬高 槽1 前溜 机尾 抬高 槽2172711号中间支架后溜 机尾 过渡 槽175012号中间支架2850串车组15号中间支架＃ 10 9＃ 8 ＃ ＃ ＃ 6 7 ＃ 5 ＃ 4 ＃ 3 ＃ 2 ＃ 13超前支架3超前支架3超前支架3超前支架 14号中间支架2850机 尾 架13号中间支架26251750中 部 槽10号中间支架机 尾 架3、综采工作面端头使用端头支架或其他有效支护形式，应在作业规程中明确说明。 4、工作面的超前支护：采用动压观测的工作面，两巷超前支护的长度必须大于动压影响 范围5米以上。 5、工作面超前支护单体支柱打成直线，其偏差不超过±100mm（局部变化柱除外） 6、单体液压支柱必须要穿柱鞋，顶部要接实，顶板且支护可靠。 7、单体液压支柱必须有可靠的防倒措施（防倒绳、防倒链等） 。 8、超前支护单体初撑力不低于50KN。 9、工作面与进、回风顺槽安全出口处高差不得超过±20cm。 10、进、回风顺槽距工作面安全出口30米范围内巷道必须支护完好可靠，无空顶、网兜、24600125028240中 部 槽31500串上所装的具体设备名称 设备名称 序号 设备名称 低压开关 1号泵 6＃ 组合开关 2号泵 7＃中 部 槽4号中间支架中 部 槽中 部 槽5号中间支架中 部 槽175047002号中间支架26251号中间支架后溜 机头 过渡 槽2说明： 1、东三+518B1+2工作面共安装2 4副液压支架，其中1套（4架）超前支架、1套 （3架）端头支架、2副过渡支架、1 5副中间架。 2、工作面后部刮板机安装长度28.24米，共14节槽子，其中机头架1节、机头过 渡槽2节、机头抬高槽1节、中部槽7节、机尾抬高槽1节、机尾过渡槽1节、机尾 架1节。 3、工作面前部刮板机安装长度28.24米，共15节槽子，其中机头架1节、机头过 渡槽1节、机头抬高槽2节、中部槽8节、机尾抬高槽2节、机尾架1节。 4、工作面端头支架中心线、皮带机、转载机中心线与+5181B2巷道中心线相距 970mm，转载机链轮中心线距开切巷东帮以东45.52m，破碎机头距开切巷东帮以 东25.24m。 5、工作面前、后部刮板机链轮中心线与端头支架中心线相距600mm。 6、工作面后部刮板机中心线与装载机机尾链轮中心线相距800mm。 7、工作面排头液压支架与东三+518B1巷道相距600mm。 8、工作面后溜中心线与前溜中心线相距5300mm。 9、轨道中心线距巷道中心线1270mm。后溜 机头 抬高 槽600转载机机尾0 顺槽皮带机头800神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程失效锚杆现象。 11、在工作面两个安全出口处必须悬挂醒目的安全撤离方向警示标志。 附：工作面支护示意图（附图 4）第四节3.4.1 矿压组织机构矿压观测为确保矿压防治工作的顺利开展，成立矿压防治领导小组，具体领导机构如下： 一、领导小组 组长：侯德建 副组长：周强、孙雪亮、胡明军、王晔、袁吉斌、涂德华、吴玉海、商传新、曲海鹦、 候纪平 成员：张春雷、杨亮、薛金牛、龙在海、马欢乐、秦伟、马辉及各掘进施工队队长 2、矿压防治办公室设在生产办 办公室主任：张春雷 副主任：张丛虎 成员：李能东、华军福 各生产单位必须建立健全相应的组织机构，加强矿压防治有效实施。办公室配备专职人 员，对各个监测点进行不定期及时全面检查，并整理、分析日常检测资料，及时进行矿压预 测预报，落实相应措施，确保矿井安全生产。 办公室配备专职人员，对各个监测点进行不定期及时全面检查，并整理、分析日常检测 资料，及时进行矿压预测预报，落实相应措施，确保矿井安全生产。 3.4.2 矿压防治管理制度 （一）矿压危险性分析预测预报制度 1、矿压危险性分析及预测预报工作由矿压防治办公室负责。 2、矿压防治办公室负责顶板监测系统数据采集分析和煤粉量监测工作。 3、矿压监测预测预报报表包括：钻屑监测预警单、锚杆应力监测记录表、巷道变形量监 测记录表、支架压力观测记录表。 4、钻屑法预报指标有钻屑量和钻孔施工过程中的动力现象。当出现下列情况时，工作面 冲击危险程度增强： （1） 、多个监测区域的煤粉量监测先超出临界值，具有低冲击危险性，若出现明显下降 后，此时具有中等危险性，若下降后又出现比较大的回升，且超出煤粉量临界值，则具有强 冲击危险性。25神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程（2） 、钻屑监测施工过程中有明显的吸钻、卡钻、顶钻等动力现象。 （3） 、钻屑监测预警单由矿压办公室专业技术人员编制完好后，由责任单位领导负责初 审签名，矿总工程师审核（总工程师不在时，由矿长审核） 。 （4） 、出现严重冲击危险时要向集团公司汇报。 5、钻屑法监测孔位Z和时间： （1） 、采煤工作面：工作面垂直煤壁不同煤层处施工监测孔，孔深 10m，在两顺槽距工 作面距煤壁 60m 范围内布Z钻孔，孔深 10m，间距 20m，孔距巷底高度为 1.2m，单排布Z， 钻孔方向与煤层水平垂直巷帮， 待工作面推进 20m 后延续上述方案布孔，达到重复检测目的； （2） 、掘进工作面迎头布Z一个孔，严重冲击危险时，2-3 个孔。 （3） 、监测时间：采煤工作面每推进 2 天，在煤壁处监测一次，严重危险区域每班监测 一次；掘进工作面迎头每天监测一次。出现严重冲击危险时，制定专门监测措施。 6、煤粉取样地点出现以下情况，先将人员撤到安全地点，待压力稳定后，经跟班人员检 查，确认无危险后，再进行煤粉监测。 （1）有较大的煤炭突出，煤壁突然外鼓； （2 7、新采区、新水平、新阶段的首采工作面要进行标准煤粉量、危险煤粉量的重新标定。 标定标准煤粉量的监测孔要避开采动影响区或其它应力集中区。 8、做好现场记录，把监测时间、地点、每米的煤粉量及孔内冲击、卡钻等现象填在表上， 同时记录附近发生煤炮、来压等宏观矿压现象。 9、通过回采工作面矿压监测系统对工作面支架阻力、超前支护情况进行连续监测，预测 预报工作面来压情况。通过掘进工作面矿压监测系统对巷道顶板离层、锚杆（锚索）支护情 况进行观测，对可能发生的顶板危险进行预测预报。 10、矿压预测预报综合报表由矿压防治办公室报矿长或总工程师后，矿长和总工程师要 根据预测预报情况，提出处理意见或建议，生产指挥中心根据矿长或总工程师签署的处理意 见和建议，协调安排相关单位进行落实。 11、每次矿压显现后，矿压防治办公室要在当班对矿压显现的时间、位Z、现场破坏情 况、人员受伤情况、工作面采掘及支护情况进行详细记录，对来压前各监测数据情况进行记 录总结。 12、矿压显现后，矿压防治办公室要对现场发生矿压显现前的征兆（包括煤爆声、钻孔 钻进中的异常情况） 、防治施工情况进行认真记录。 13、矿压显现后，矿压办公室要及时将矿压显现情况标绘在专用的矿压显现平面图上，26神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程并认真填写矿压显现记录。 14、矿压按破坏后果分三类记录统计：矿压事故（由矿压及其伴随现象如冒顶、底鼓等， 造成的人员伤亡事故，或由于井巷或采场被破坏造成中断工作 24 小时以上的矿压） 、破坏性 矿压（对生产造成一定的破坏，需进行修复工作）和一般矿压（对生产的破坏后果轻微，不 需要进行修复） 。 15、破坏性的矿压显现要在当班及时标绘到矿压显现记录平面图上；矿压监测工程（钻 屑检测孔） 、防治施工工程要及时标绘在监测防治施工平面图上，无特殊原因，标绘工作推迟 不得超过两天。 （二）矿压显现及防治现场记录制度 1、 每次矿压显现后， 矿压防治办公室要在当班对矿压显现的时间、 位Z、 现场破坏情况、 人员受伤情况、工作面采掘及支护情况进行详细记录，对来压前各监测数据情况进行记录总 结。 2、矿压显现后，矿压防治办公室要对现场发生矿压显现前的征兆（包括煤爆声、钻孔钻 进中的异常情况） 、防治施工情况进行认真记录。 3、矿压显现后，矿压办公室要及时将矿压显现情况标绘在专用的矿压显现平面图上，并 认真填写矿压显现记录。 4、矿压按破坏后果分三类记录统计：矿压事故（由矿压及其伴随现象如冒顶、底鼓等， 造成的人员伤亡事故，或由于井巷或采场被破坏造成中断工作 24 小时以上的矿压） 、破坏性 矿压（对生产造成一定的破坏，需进行修复工作）和一般矿压（对生产的破坏后果轻微，不 需要进行修复） 。 5、破坏性的矿压显现要在当班及时标绘到矿压显现记录平面图上；矿压监测工程（钻屑 检测孔） 、防治施工工程要及时标绘在监测防治施工平面图上，无特殊原因，标绘工作推迟不 得超过两天。 （三）矿压防治例会制度 1、为了定期总结前期矿压监测防治效果，为后期矿压监测防治提供经验，提高矿压监测 防治效率和效果，特建立矿压防治例会制度。 2、矿压防治例会由矿总工程师召集组织，每月月底（具体时间根据实际情况由矿压办公 室临时通知）召开一次，参会人员包括：安全生产副矿长、矿压办公室、生产办、本安办、 生产指挥中心、综采队和掘进各队的相关负责人员，参会人员实行签到制，对无故不参加会 议的以上生产部室和区队负责人，每次罚款 200 元。27神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程3、 矿压防治例会以总结当月矿压防治矿压监测防治情况，安排下月矿压监测防治工作重 点为主要内容，兼顾与矿压监测、防治有关的采掘生产安全相关事项。 4、 每月矿压防治例会由矿压办公室负责编写会议纪要，经总工程师签署后下发各单位学 习会议纪要精神。 （四）矿压事故汇报制度 1、 发生矿压事故时， 现场作业区队的负责人必须立即向生产指挥中心汇报事故发生的地 点、破坏情况、现场作业人员数量、受伤人员的数量、身份、受伤情况及其所在的具体位Z， 以便及时制定方案、采取措施进行处理。 2、生产指挥中心接到事故汇报后，必须及时向矿领导汇报，并立即召集相关科室和区队 负责人迅速到生产指挥中心集合，成立事故救援小组，尽快制定科学可行的救援方案。同时， 要根据井下汇报情况，及时指挥事故现场及附近安全区域的作业人员，对事故伤亡人员进行 救援并沿避灾路线迅速向安全地点撤离。 3、事故发生后，生产指挥中心负责组织有关管理人员到现场勘查和指挥救援处理。现场 勘查由总工程师任组长，矿压办公室负责矿压显现位Z、破坏情况勘查记录，造成人员伤亡 的矿压显现，矿压办公室还要向生产指挥中心汇报矿压显现震中位Z及能量，生产办负责采 掘生产情况（包括采掘工作面的具体位Z、工作面或巷道支护情况、事故地点及其附近的地 质条件等）记录，本安办负责事故受伤人员数量、身份及受伤情况记录。生产指挥中心负责 记录汇总并向公司作详细汇报。 （五）矿压防治检查制度 为了加强矿压防治工作管理，建立以“矿压监测治理”为重点的安全管理长效机制，最 大程度地降低矿压显现的强度和频率，保证矿井安全顺利生产，特制定以下管理制度： 1、矿压防治检查纳入矿安全质量标准化大检查内容，每月定期检查。安全科在每月的安 全质量标准化大检查中安排矿压防治专项检查小组，检查小组由矿压防治办公室、职能科室、 采掘各队相关人员组成。 2、 矿压防治除每月安排专项检查外，矿压办公室平时要不定期地对相关各队的矿压监测 防治防范措施落实情况进行检查，检查出的问题要及时下发整改通知，责令责任单位限期整 改，未按规定整改者，严肃处理。 3、每月的矿压防治专项大检查，矿压办公室要在当日对检查考核结果进行汇总，并下发 检查问题通报和处理意见。 4、 综采队、 掘进各队检查考核严格按已下发的矿压监测防治方案及安全技术措施中的有28神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程关规定执行。 （六）工作面方案实施验收制度 为确保采掘工作面矿压防治技术方案有效实施，特制定本制度： 1、成立矿压防治机构，设Z专人进行矿压监测数据、钻屑法数据等的分析处理，以及预 测预报，同时做好现场写实记录。 2、生产办暂定为矿压防治办公室，对矿井矿压防治技术方案进行编制，审批后下发采掘 区队，严格按照方案进行实施，矿压防治办公室排专人对技术方案实施效果进行验收。 3、采掘区队严格按照矿井矿压防治技术方案及措施进行施工。 4、采掘区队安排专职技术人员，对方案现场指导实施，并做好现场写实记录，并有矿压 防治办公室验收人员对施工质量进行验收。 5、 矿压防治办公室每班按排专人对方案中具体施工质量及施工参数进行检查确认、验收 签字，最后由矿压防治办公室收集整理为电子版写实记录。 3.4.3 矿压观测 一.观测的目的 1、掌握工作面顶板来压显现的步距和强度。 2、确定工作面合理的放煤步距。 3、为研究和选择支护设备,合理安排工序,合理地选择开采参数,选择支护方式和顶板管 理方法提供科学依据。 4.支架可靠性评价。 5、巷道稳定性监测评价。 6、冲击地压防治。 二.观测内容 1、顶板移进量及移进速度。 2、支护阻力。 3、支柱活柱下缩量。 4、顶板破碎度。 5、钻屑量 三.测前准备 1、选定测区,搜集测区地质及技术基础资料。 2、编制回采工作面矿压观察计划。 3、培训矿压观测人员,组建矿压观测组。29神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程4、准备矿压观测仪表,工具和各种观测记录表。 四.测区划分及测点布Z 一般设Z上中下三个测区,每个测区设Z2--3条观测线。 五.围岩移动观测仪分类 围岩 移动 型 号 及 名 称 顶板离层监测仪、MYJ-30-B锚杆测力计 主 要 用 途 测量B1巷、B2巷顶底板相对移近量六.工作面矿压观测 1.支护阻力观测项 目 液压支架 支护阻力 观 测 仪 表 观测方法 观 测 内 容 1.初撑力 2.最大阻力 3.循环经历时间 4.支架运行特性利用液压支架上压力表每班设专人记录2.液压支架工作面矿压&三量&观测记录表 工作面: 年 顶底板移近 量 读 数 2号 月 日 班 观测人:架 工 采 号 序 高至 煤 壁左 前 柱右 前 柱左 后 柱右 后 柱备注距离 1号下缩 压力 下缩 压力 下缩 压力 下缩 压力 mm MPa mm MPa mm MPa mm MPa3.测压期间整理好日常观测资料； 4.按测区整理观测资料； 5.根据观测资料确定科学的放煤时间。 3.4.4 工作面矿压监测方案 一.钻屑法监测 1.钻屑法监测实施方案 地点：工作面南北顺槽实体煤帮。 检测孔布Z：在两顺槽距工作面距煤壁60m范围内布Z钻孔，钻孔直径42mm，孔深10m，30神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程间距20m，孔距巷底高度为1.2m，单排布Z，钻孔方向与煤层水平垂直巷帮，每2天在两巷施 工一次，达到重复检测目的；在工作面垂直于煤壁，施工钻屑孔，钻孔直径42mm，孔深10m， 工作面每推进两天施工一次（大概5m）检测孔。如下图 检测内容：主要检测每米钻孔的钻屑量，单位kg，另外还需记录卡钻、孔内冲击等钻孔 动力现象。如果检测到的煤粉量超过临界指标，或出现卡钻、吸钻、异响等动力现象，应认 为煤体处于临界危险状态，必须立即采取解危措施。 图 1 钻屑法检测孔布Z图钻屑量指标的确定：目前矿井可先参照表 3-6 的规定执行。在实施过程中，针对不同的 情况研究适合矿井的指标。 在不受采动影响工作面顺槽在巷帮打眼，距工作面煤壁 60m 以外， 施工 5 个钻孔，间距 10m，钻孔深度 10 米，孔距巷底高度为 1.2m，单排布Z，钻孔方向与煤 层水平垂直巷帮记录每孔每米煤粉量，画出正常煤粉量曲线，然后用加权平均法对其进行处 理，作为标准煤粉量（正常值） ，在此基础上，确定矿压危险的煤粉量的临界值。 表1 钻孔深度/采高 煤粉量指数 判别工作地点矿压危险性的钻屑量指数 1.5 ＞1.5 1.5～3 2～3 3 ≥4注：煤粉量指数=每 m 实际煤粉量/每 m 正常煤粉量 2.矿压显现监测预警 用钻屑法判别工作地点矿压危险性的临界煤粉量指标，在表 1 中所列的钻孔深度内，如 果实际煤粉量超过临界煤粉量，或者钻进过程中出现卡钻、吸钻、异响以及煤粉颗粒的变化 等现象，则表明该地点具有冲击危险性。 需要注意，钻杆被卡死等钻孔动力效应除与煤体压力有关外，还受施工钻具、施工方法31神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程和施工经验的影响，因此要配备专职人员采取正确的施工方法，鉴别矿压危险。 如果在预计有矿压危险的地点测定的煤粉结果超过临界煤粉量，或者打钻过程中出现卡 钻、吸钻、异响等现象，则表明该区域已具有矿压危险性，必须立即采用矿压危险解危措施 进行卸压处理。 2.支架压力监测 工作面每幅支架安装 2 块压力表，压力表报警参数设Z为 30MPa，工作面每隔 3 副支架 观测支架压力表数据，设专人进行观测，每班观测 2 次，并做好记录。 二.矿压防治辅助监测方法 1.锚杆应力监测 在距工作面煤壁 50-80 米处，两顺槽巷道两帮及顶部锚杆露头处安装锚杆测力计，锚杆 测力计最大报警参数设定为 80KN,安排专人每天进行观测记录，根据观测数据分析巷道两帮 及顶部应力情况。 2.巷道变形量监测 在距工作面煤壁 50-100 米处两顺槽巷道两帮及顶底部量取初始数值， 然后每天进行观测 记录，根据观测数据分析巷道变形量的大小，巷道变形报警参数设Z为 30cm。 3.4.5 工作面矿压解危技术方案 一.顶板深孔爆破卸压方案 顶底板处理高度的确定，应满足冒落矸石充满或基本充满采空区，对上覆岩层起支撑或 垫层作用。同时，破坏其上部老顶的完整性，使上覆岩层较易垮落，从而减弱顶板垮落的冲 击强度。由于煤层倾角为 86°，工作面设计放顶煤高度为 21.8m，设计沿工作面推进方向， 在工作面顶板侧顺槽每隔 50m 布Z一组钻孔 （见图 6-3） ， 每组布Z 3 个孔， 上中下扇形布Z， 方向垂直顶板侧，炮眼长度为 40m，装药长度为 30m，封孔长度 10m。钻孔参数（详见表 3-7） 顶板顺槽深孔爆破装药参数及结构 顺槽：炮眼采用 ZDY-1900S 型全方位液压钻机及配套钻杆施工，炮眼直径 98mm。连线方 式采用串联（1#、2#、3#、 ） ，正向一次起爆。采用乳胶基质炸药，各钻孔装药长度、封孔长 度和装药量见表 6-13，炮眼装药后，用黄泥封孔。顶板爆破孔起爆位Z确定孔口位于工作面 液压支架前立柱处，并进行安全检查无危险后方可进行起爆作业。如表 3-7 所示。32神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程顶板深孔爆破布Z图 钻孔参数 参 数 1# 炮孔长度 （m） 装药长度/m 封孔长度/m 装药量/kg 炮孔角度 40 钻孔 30 10 280 18 2# 40 钻孔 30 10 280 35 孔 3#钻 孔40 30 10 280 52° 号（°） ° ° 二.超前预爆破松动煤体卸压方案 根据监测结果，对工作面应力集中区域进行超前预爆破煤体卸压爆破处理，释放存在于 煤体内的弹性能。为保证顶煤的充分泄压及破碎，根据炸药性能与前期顶煤弱化试验对比。 03+ 工作面顶煤超前松动爆破： 1、打眼：+518B1+2煤层较坚硬，可放性差，工作面顶煤仅靠矿压和支架反复支撑挤压达 不到破碎顶煤实现放顶煤的目的。因此在B2巷布Z超前预爆破炮眼12个，每排6个炮孔，每组 炮眼排距为4m，根据公司规定，为了保护巷道增加爆破后的安全系数， B1巷留设了2m的护巷 煤柱，护顶高度为2m。超前预爆破炮眼采用ZDY-1900S型液压钻机进行施工，钻头直径选用Φ 98mm。 2、装药：超前眼采用安顺达公司乳胶基质，每个眼的乳胶基质后部装一节三级煤矿许用 乳化炸药作为引药（塑壳） ，为保证炸药能够顺利起爆，每节引药内配两发雷管，两根引线， 引药雷管线采用串联方式连接。B2巷封孔运用安顺达公司封孔器对其进行封孔，要求炮眼的33神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程封孔长度不小于设计值。每组炸药装完后脚线要扭结为短路，并用黑胶布缠好放入眼内。 3、放炮：起爆方式采用B2巷12个炮眼分两次起爆， （超前预爆破范围在自工作面10m-15m 之间起爆，严禁在自工作面煤壁10m范围内起爆，并且自工作面煤壁起南、北巷超前支护不小 于30m） ，起爆前将对B1、B2巷超前支护段进行检查，所有人员撤至北巷自爆破点120m以处顶板 支护完好处，并在+518石门处安排专人进行警戒，待带班干部清点好人员后方可进行起爆， 放炮警戒距离要求直线距离达到150m，拐弯达到100m。 4、对工作面超前预爆工艺在生产中做好写实记录集分析，并及时调整、修正参数。 5.矿压防治解危措施效果检验实施顶板爆破后，在爆破孔旁边 5m范围内施工一个110mm 的检测孔， 测定炮眼的爆破半径及岩层裂隙情况。 检验程序： 打眼―装药―爆破―打检测眼― 观测检测眼―得出结论。利用钻屑法来衡量矿压解危的效果，首先在工作面两顺槽未爆破炮 眼影响区域施工一个钻屑眼，将取出的煤粉量的平均值作为标准样，之后在工作面煤壁每隔 两天施工一个钻屑眼，将取出的煤粉量与标准样进行对比，分析解危效果。钻屑量指标确定 参照表执行，表3-6判别工作地点矿压危险性的钻屑量指数。 检验程序： 未爆破区域取煤粉标准样―爆破影响范围内取煤粉样―对比分析―得出结论。 附：03+工作面超前预爆破设计图（见附图5） 三.工作面初次放顶设计 （1）方案简介 03+开切巷施工完毕后， 首先在开切巷内施工泄水眼对上水平进行泄水，具体施 工位Z位于东三+518B1+2次放顶炮眼设计图中，工作面安装完毕后则按照以下方案进行初次 放顶。 工作面在进刀前，调整液压支架，使用液压钻机施工 A、B 排炮眼。工作面推进 1.2m（2 刀）后，使用岩石电钻施工 C 排炮眼。A 排炮眼距开切巷东帮以西 5.4m ，A1（B1、C1）至 A4（B4、C4）排炮眼间距为 3.5m，A1 炮眼施工位Z在 1 号架与 2 号架之间，A5（B5、C5）至 A7（B7、C7）排炮眼间距为 3.5m，A5 炮眼施工的位Z在 10 号架与 11 号架之间,A4（B4、C4） 至 A5（B5、C5）排炮眼间距为 5.25m,A 排炮眼与 B 排炮眼排距为 0.6m，B 排炮眼与 C 排炮眼 排距为 2.4m。 起爆从南向北依次排炮（由一组炮向二组炮方向依次爆破）开切放顶，与上分层采空区 沟通，初放成功后按超前预爆正规循环进行推进。 初次放顶工作严格按设计方案施工，并做好现场矿山压力观测和数据记录分析，力求安 全和科学。 附：工作面初次放顶炮眼布Z图。34神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程（2）泄水眼的施工 在东三+518B1+2 安装之前先在开切巷内施工 4 个泄水眼，1#泄水孔在 B1 巷内进行施工， 钻孔距离开切巷东帮以西 8m 的位Z，钻孔距离 B1 巷南帮 1.5m，2 号孔施工在距离开切巷东 帮以西 1m， 距离 B1 巷南帮 1.5m， 3 号泄水孔距离 2 号孔 13.25m,距离开切巷东帮 1m 的位Z， 4#泄水孔在距离 B2 巷北帮 1.5m 的位Z进行施工， 距离开切巷东帮 1m 的位Z进行施工设计钻 孔长度为 21.53m，在施工的过程中可根据实际情况延长钻孔以达到泄水的目的。 （3）初次放顶步骤 1、在工作面进刀前调整液压支架，在架间距开切巷东帮 5.4m 位Z施工 A 排炮眼，共施 工 7 个眼，A1 至 A7 炮眼南北方向为 90°，东西方向为向东与水平面成 75°夹角施工。眼深 18.4m，黄土封孔长度 2m，装药长度 16.4m。 2、施工完 A 排眼后施工 B 排眼，A、B 排眼排距为 0.6m，B 排眼共施工 7 个，B1 至 B7 炮眼南北方向 90°， 东西方向为向东与水平面成 87°施工， 眼深 19.3m， 黄土封孔长度为 2m， 装药长度为 17.3m。 3、A、B 排炮眼施工完，工作面推进 1.2m（二刀）后，施工 C 排眼，共施工 7 个眼，C1 至 C7 炮眼东西方向 90°，南北方向 90°，眼深 19.3m，黄土封孔长度 3m，装药长度 16.3m， 炮眼顶部留有 2m 厚的护顶煤。 4、起爆由南向北（由第一组炮眼向第二组炮眼方向）依次进行起爆，第一组炮眼为：A7、 A6、A5、B7、B6、B5、 ；第二组炮眼为：A1、A2、A3、A4、B1、B2、B3、B4;C 排炮眼单独分 为两组施工，第一组：C7、C6、C5、第二组为 C1、C2、C3、C4。 5、每组炮眼施工后对其进行装药，炮线用编织带联接并放进炮眼内，留 1m 编织带在炮 眼外，待放炮时再用编织带将炮线引出，炮眼由南向北依次起爆。A 排炮眼采用一段雷管、B 排炮眼采用三段雷管同时起爆，C 排炮眼采用一段雷管起爆。 6 、在 B2 巷距开切巷西帮 13.4m 位Z布Z超前预爆循环炮眼，超前预爆炮眼按照 03+ 超前预爆破炮眼设计进行布眼。 初次放顶炮眼施工顺序如下： 施工 A、B 排炮眼→进 2 刀→施工 C 排炮眼→进 5 刀→施工 D 排炮眼→进 5 刀→施工 E 排炮眼→进 5 刀→施工 F 排→超前预爆正规循环炮眼 附：工作面初次放顶炮眼布Z设计图（附图 7） 四.煤层注水软化设计 （1）注水方式 根据煤层赋存条件及节理发育情况，综放工作面通过注水巷施工超前长钻孔，采用高压35神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程连续注水方式进行煤体弱化，注水孔顺着煤层的走向双向布Z，利用煤层弱层理面和高压水 流，让煤体充分冒落和破碎，同时结合超前预爆破方式对煤体进一步破碎。 （2）注水巷施工位Z选择 03+ 工作面设计走向长度 993 米，该工作面顶煤注水弱化位Z选择在东三+518 石门以东 616 米处，利用联络巷作为注水巷对该工作面煤层进行注水软化，设计钻孔施工长 度、煤层注水弱化周期等条件确定有效注水范围。 （3）煤层注水软化主要设备选型 根据煤层的硬度， 施工钻孔长度、 钻孔角度和试验场地空间的大小等因素， 选取 ZDY-1900 型全液压钻机。 封孔采用：考虑到封孔器与钻孔相匹配，同时能够承受一定的压力，因此选取 ZF-A38 型封孔器。 （4）注水巷钻孔布Z 钻孔布Z是在考虑到综放厚煤层的特殊条件下来制定的，布Z是根据煤层层理、节理、 裂隙及孔隙分布等情况，根据煤层中间夹矸位Z，煤层弱层理面等因素，钻孔沿煤层走向双 向布Z，分别布Z在煤层较硬处。每个注水巷施工钻孔时，根据保护煤柱的留设厚度(7~10) 及煤层的注水弱化直径(3~6)布Z，严禁钻孔施工在煤岩交接处或保护煤柱内。 03+ 工作面注水巷钻孔布Z 03+ 工作面 616m 联络巷长 21.7m， B1、B2 巷各留 7m 的保护煤柱，则注水孔的 布Z范围为： 21.7-14=7.7(m) 注水弱化半径取 1.75m 时，直径取 3.5m，注水孔的施工排数为： 7.7/3.5=2.2 排，取 2 排 联络巷处共施工 4 组（4 个）注水孔，其中向西沿煤层走向施工 2 组（2 个）注水孔，向 东沿煤层走向施工 2 组（2 个）注水孔。 （5）对工作面注水软化工艺在生产中做好写实记录及分析，并及时调整、修正参数。 附：煤层注水软化设计施工图（附图 8）第四章 生产系统 第一节 煤炭运输系统设计4.1.1 工作面煤炭运输设备 工作面主要运输设备： SGZ--730/110型刮板机1台（前溜） ，SGZ--800/160型刮板机1台36神新能源公司碱沟煤矿 01+ 采煤作业规程（后溜） ，PLM-1500破碎机一台，DSJ-100/70/2×75可伸缩胶带输送机一台，SZZ800/160转载 机一台，DTL-100/75型胶带输送机1台（+518石门） 。 如表4-1所示。 表4-1 主要运输设备布Z表序号 1 2 3 4 5 6 设备名称 刮板输送机(前) 刮板输送机(后) 连续破碎机 转载机 可伸缩胶带输送机 胶带输送机 型号 SGZ730/110 SGZ800/160 PLM-1500 SZZ-800/160 单位 台 台 台 台 使 1 1 1 1 1 1 设 备 占 用 量 用 备 用 合 0 0 0 0 0 0 1 2 3 4 5 6 计 使用地点 刮板输送机(前) 刮板输送机(后) 连续破碎机