【正文】 逆斷層頂板破碎F1118090703正斷層需補切眼F129518550正斷層頂板破碎F131708060正斷層頂板破碎F142029040正斷層頂板破碎F155532550正斷層頂板破碎F165032040逆斷層頂板破碎F1718027010正斷層頂板破碎F1812021035正斷層頂板破碎F1915024050正斷層頂板破碎F2014523570正斷層頂板破碎F2118227270正斷層頂板破碎(3)水文地質情況該區(qū)水文地質條件簡單，直接充水含水層為煤15基本頂中砂巖，富水性弱，在斷層破碎帶及采空區(qū)冒落帶出現(xiàn)一定量淋水，根據(jù)同煤層工作面開采情況分析，不會影響正常生產。 (4)儲量情況31503工作面儲量計算范圍：東至31503東切眼；西到315上山保護煤柱線；上至31503東上巷；下到31503東下巷。工業(yè)儲量22萬t。礦井第二次延深勘探對第15煤層進行了煤塵爆炸試驗，各煤層均有煤塵爆炸危險性。常溫帶一般在孔深40～60m，溫度16℃左右。原始巖溫為31℃的點屬地溫正常背景下的一級高溫區(qū)。煤層硬度f =。目前該煤層均采用走向長壁后退式采煤方法。見四回一。工作面循環(huán)作業(yè)方式均采用三班生產，邊采邊準，沒有專門的檢修班，設備檢修在生產班中利用支柱、回柱放頂時間進行。目前綜采已成為我國實現(xiàn)高產高效的重要途徑，綜采工作面年產量大多在80萬t以上。②工作面推進速度慢，工作面支護難度大，工作面及上、下平巷受壓力影響范圍大，上下平巷維護量大。④礦井全員效率低，生產成本高，安全條件差等一系列問題日益突出。因此，為確保XX煤礦實現(xiàn)安全高效開采，急需對XX煤礦15層煤采煤方法進行改革。而在薄煤層工作面實施綜采尚屬首次。②綜采支護回撤采用快速移架方式，減少了高檔普采工作面人工回撤柱梁鞋工序，有力地保證了安全生產。④促進我礦“雙高”礦井建設。⑤推進速度快，可減小礦壓對底板的破壞，避免了支柱鉆底造成支護材料的丟失浪費，增加了礦井效益。 15煤層綜采適應性分析(1)煤層賦存～，含夾石0～2層，～，為復雜煤層，一般由夾石將煤層分為上下兩個分層。斷層多地質構造復雜。基本頂為淺灰色中砂巖，厚度平均16m，鈣質膠結，堅硬不易冒落，f=5，基本頂初次來壓步距為21m，屬于Ⅰ級來壓不明顯頂板。其底部為煤16，f＝。(個別受斷層影響的塊段最大達到30176。，操作空間小，不利于人員安全操作和躲避災害。經風量計算、風速驗算后，31503東工作面風量取335m3/min。另外，還需在綜采工作面設置瓦斯自動報警斷電儀和安全監(jiān)測系統(tǒng)，對綜采工作面的瓦斯進行監(jiān)測并及時分析。③綜采工作面防滅火技術對于低瓦斯礦井，在確保人員呼吸、設備冷卻及創(chuàng)造較好生產環(huán)境的前提下，風量計算中各參數(shù)取下限以減少工作面兩端風壓差。采煤工作面的快速推進不僅是一個效益問題，而且是一項極其重要的防火措施，是保持工作面采空區(qū)較低自燃幾率的根本問題。④綜采工作面煤塵治理技術煤礦粉塵的危害是眾所周知的，粉塵不僅使長期處于該環(huán)境下工作的工人患職業(yè)（矽）肺病，還會發(fā)生爆炸，對工人及礦井的安全造成極大的威脅。⑤防治水安全措施突水前安全措施：工作面上下兩巷水溝保持暢通，無淤泥、積水及臟雜物堆積；下巷有積水時，必須安泵排干；該面水文地質條件簡單，雖不會影響生產，但隨工作面推進，老空水流入該面下巷，因此面下巷應有一臺備用排水泵；要保持工作面下部超前開采5m，實現(xiàn)仰采，出現(xiàn)淋水后，可盡量減少進入工作面的水量；工作面開采過程中，必須堅持有疑必探的原則。為了調整支架，支架重量不可太大，在支護強度滿足的情況下，支架移架步距選擇較小為宜；另外受礦井配采限制，綜采工作面生產能力不宜大于40萬t。由于XX礦的綜采首采工作面已經限定平均長度160m左右，因此，只能按工作面的日最小循環(huán)數(shù)驗證工作面長度是否滿足要求。(2)設備選型①采煤機采煤機應根據(jù)煤層厚度、煤的力學性質以及煤層傾角、頂?shù)装逍再|對采煤機的影響來選擇，如前所述，～，屬硬煤；煤層傾角平均為20176。基本頂為淺灰色中砂巖，厚度為16m，矽質膠結，堅硬不易冒落，f =5，弱含水；直接底板為深灰色1m左右粉砂巖，易碎，含有大量的植物化石，f =3，屬Ⅲa類軟底。根據(jù)上述條件，采煤機可選用MG132/300WB型雙滾筒無鏈液壓牽引采煤機。 刮班輸送機技術特征表名稱型號電機功率(kW)電壓(V)輸送量(t/h)長度(m)單鏈刮板輸送機SGZ630/264W2641140450160③液壓支架綜采工作面支架架型是否與工作面煤層地質條件相適應，是綜采工作面安全生產的關鍵。根據(jù)綜采支架選型原則，采用掩護式輕型支架，~。(4)其他設備選型。綜采工作面走向長760～900m，平均840m?！?，～，～。由于東部邊界煤層受斷層影響，煤層變薄，因此，自斷層向西120m，由下平巷導26號點向上正傾斜布置切眼，切眼規(guī)格：2m2，矩形斷面，坡度20176。切眼采用樹脂加長錨桿配錨帶網錨固，并進行錨索補強；工作面切眼按3部分先后掘進，首先掘Ⅰ區(qū)，然后再由下向上分別掘進Ⅱ區(qū)和Ⅲ區(qū)。 工作面切眼支護斷面圖①頂板支護Ⅰ區(qū)：頂板采用錨帶網、錨索支護。錨桿支護形式和規(guī)格：Φ202000 mm等強度全螺紋鋼錨桿。錨桿支護形式和規(guī)格：Φ202000 mm等強度全螺紋鋼錨桿。錨桿角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線呈30176。②兩幫支護錨桿形式和規(guī)格：Φ181800 mm等強度螺紋鋼錨桿。錨桿角度：靠近頂板的巷幫錨桿安設角度為與水平線呈20176。錨桿布置：錨桿間排距1200700mm，兩幫各布置2條錨桿。按中線掘進，單軌布置。采用樹脂加長錨固，錨帶網支護。上平巷為回風、行人及輔助運輸，布置梭車。錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支樹脂錨固劑，鉆孔直徑32mm，錨固長度1000mm。錨桿布置：錨桿間排距8501100mm，每排長鋼帶之間布置錨桿安裝2m短鋼帶。錨固方式：樹脂端部錨固，采用1支MSK2850樹脂錨固劑，鉆孔直徑32mm?？拷装宓腻^桿呈30176。 工作面上平巷支護及設備布置圖(3)工作面下平巷沿煤層頂板布置，按中線掘進。采用錨帶網支護，用于煤炭運輸與進風。錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，鉆孔直徑32mm，錨固長度1000mm。錨桿布置：錨桿間排距8501100mm，每排長鋼帶之間布置錨桿安裝2m短鋼帶。錨固方式：樹脂端部錨固，采用1支錨固劑，鉆孔直徑32mm?？拷装宓腻^桿呈30176。工作面采用走向長壁后退式開采法開采。采煤機采用斜切進刀方式，雙向割煤，由上往下割煤，上行掃浮煤，液壓支架及時支護頂板。(2)裝煤、運煤方式工作面采用SGZ630/264W輸送機運煤，通過運輸巷SZD630/110轉載機和SD80皮帶輸送機接力運輸至煤倉。移架過程中應使用好支架防倒防滑機構，防止移架過程期間倒架、滑架和咬架、擠架，要保持支架垂直煤壁及輸送機。 31503工作面示意圖新風：180m矸石井（管子井、皮帶井）→400m矸石井（管子井）→400m車場→400m東大巷→400m北區(qū)石門→三采石門→315軌道上山→工作面上平巷→31503東工作面。排水系統(tǒng)：下巷積水順水溝外流（由水泵外排）至315運輸上山水溝→400m東石門→400m北區(qū)石門→400m立排水倉→地面。移動變電站6kV電源來自三采變電所，采煤機、接面溜子、乳化液泵站由移變站供電。(1)巷道礦壓觀測①巷道表面位移采用十字布點法安設表面位移觀測斷面，對頂?shù)装逡平考皟上镆平窟M行觀測。②頂板離層采用LBY3型頂板離層指示儀監(jiān)測頂板巖層錨固范圍內外離層情況。深部基點位于頂板粉砂巖中，淺部基點位于頂板中部。(2)工作面觀測①在工作面上、中、下部布置3條測線，每條測線布置2臺圓圖自記儀，觀測數(shù)據(jù)用于分析工作面支架阻力變化規(guī)律及頂板來壓規(guī)律，評價支架的適應性，為以后綜采工作面支架參數(shù)確定提供依據(jù)。③選點測底板比壓時，沿工作面均勻布置9個點，計算時各測點值在基本頂一次周期來壓過后，進行底板比壓測量。自開切眼5m開始設點進行觀測，先后經歷了直接頂初次跨落、基本頂初次來壓、六次周期來壓。從巖體形成結構的觀點分析，對于基本頂形成的大結構，支架是通過直接頂對其起支撐作用。通過計算得 Cz=。(2)基本頂級別的確定基本頂級別由基本頂分級指標—初次來壓當量(Pe)的平均值Pe對照MT5541996基本頂分級指標表劃定的范圍確定。Pe=(Lf)+ ()式中 Pe—基本頂初次來壓當量，kN/m2；Lf—基本頂初次來壓步距，21m； N—基本頂充填系數(shù)，N=hi/hm=； Hi—直接頂厚度，m； hm—煤層采高。由于895Pe≤975，所以工作面基本頂屬于Ⅲ級。當工作面推進到21m時，基本頂初次來壓，持續(xù)時間為4個循環(huán)。工作面基本頂初次來壓以后，回采工作面繼續(xù)推進，裂隙帶巖層形成的結構，將始終經歷“穩(wěn)定—失穩(wěn)—再穩(wěn)定”的變化。(1)。(2)工作面支架的增阻特征支架增阻量的多少反映了支架的支護質量、工作狀態(tài)及頂板的活動程度。 支架增阻量頻率分布表阻力區(qū)間kN0~100100~200200~300300~400 400~500＞500數(shù)量50132701528984頻率 %。%的比例分布在0～500kN范圍，%多的支架基本沒有增阻量。(3)支架初撐力與工作阻力的相關性一般情況下，支架工作阻力隨其初撐力的增大而增大。(4)支架工作阻力與活柱縮量、頂板下沉量的關系通過現(xiàn)場觀測還發(fā)現(xiàn)，工作面掩護支架在生產使用過程中，有以下三種情況。②活柱不隨支護阻力增大而下縮，%。支架承載后，即頂板壓力首先使△S△S△S3壓實，隨后頂板壓力增大，活柱才隨之下縮。③活柱隨支護阻力減小而下縮，%。總之，掩護支架在ZY2600/09/20工作面反映出的工作特性基本是好的。 平衡千斤頂工作阻力頻率分布表阻力區(qū)間kN0~5050~100100~150150~200200~250＞250數(shù)量01630352514頻率025 工作阻力頻率分布圖分析結果表明，平衡千斤頂?shù)墓ぷ髯枇Γ夹∮陬~定工作阻力。由于平衡千斤頂?shù)膲毫ψ兓苌喜繃鷰r的運動與支架位態(tài)的影響，因此，平衡千斤頂?shù)墓ぷ鳡顟B(tài)在來壓期間與非來壓期間是不同的。無論是總增阻還是來壓期間與非來壓期間的增阻，其增阻值范圍基本都集中在50~120kN之間，增阻與降阻幅度均不大。上述分析表明，該面頂板的運動比較平衡；平衡千斤頂能根據(jù)頂板的運動情況調節(jié)頂梁的受力中心，使之能較好地發(fā)揮對頂板的支撐作用。(2)測定方法：沿采煤工作面傾斜方向在控頂區(qū)內布點，共設10個測點，測試時清理好底板，選擇底板條件完好處，當儀器與頂?shù)装褰佑|時，記下活柱與壓力表的初讀數(shù)，然后逐漸加壓，每隔1MPa記錄一次數(shù)，當發(fā)現(xiàn)壓力表讀數(shù)突然下降，活柱迅速伸長時，即為第一層破壞點，該點的比壓值為底板的分層底板比壓。 底板比壓及剛度測試匯總表項目底 板巖性12345678910全面平 均底板比壓值pi（MPa）巖石底板容許比壓值（MPa）拐點時壓入量hi（mm）15981091068910底板剛度Si（MPa/mm）底板容許剛度MPa/mm）(1)超前壓力影響范圍31503東工作面超前壓力采用KY82頂板動態(tài)儀測定，每隔5m設一臺頂板動態(tài)儀，（至煤壁距離為定值處）的下沉速度。計算公式為： ()式中 Sa，Sb—Si兩側已知距離，m，其中SbSa； Si—固定點至煤壁的距離，分別是123450m； Vi—所求固定點（Si）處的下沉速度，mm/h；Va－Vb—與Sa和Sb相對應處的下沉速度，mm/h。 超前壓力影響范圍表固定點(m)5101520253035404550速度mm2/h由上表可知31503東面上、超前15m范圍為重點管理區(qū)，現(xiàn)31503東面上下平巷超前支護距離30m，滿足要求。頂?shù)装迤骄平?5mm，最大移近量21mm，平均移近速度6mm/d。頂?shù)装迤骄平?6mm，最大移近量89mm。(1)XX煤礦在15層煤使用掩護支架后，由于支架初撐力的提高和支護強度的提高，頂板運動沿傾斜的分布，較單體工作面均勻，綜采支架運行良好可靠。(3)從礦壓顯現(xiàn)的規(guī)律來看，