煤矿采煤工作面作业规程样本

1、煤矿采煤工作面作业规程样本 煤矿采煤工作面作业规程 工作面名称：31205联络巷和岩石集中巷 编 制 人： 区 队 长： 施工单位： 批 准 人： 编制日期: 年 月 日 执行日期: 年 月 日 目 录 矿审批意见 3 作业规程学习和考试记录 5 作业规程复查记录 6 第一章 概况 7 第一节 工作面位置及井上下关系 7 第二节 煤层 8 第三节 煤层顶底板 9 第四节 地质构造 9 第五节 水文地质 11 第六节 影响回采的其它因素 13 第七节 储量及服务年限 13 第二章 采煤方法 14 第一节 巷道布置14 第二节 采煤工艺 17 第三节 设备配置 21 第三章 顶板管理 26 第一节

2、 支护设计 26 第二节 工作面顶板管理 29 第三节 顺槽及端头顶板管理 32 第四节 矿压观测 35 第四章 生产系统 39 第一节 运输系统 39 第二节 通防与监控系统 41 第三节 排水系统 53 第四节 供电系统 55 第五节 通讯照明系统 60 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 62 第一节 劳动组织 62 第二节 主要经济技术指标表 64 第六章 灾害预防及避灾路线 65 第七章 安全技术措施 66 第一节 一般措施 66 第二节 顶板管理 68 第三节 防治水 72 第四节 “一通三防” 73 第五节 运输管理 74 第六节 机电管理 79 第七节 其它 86 矿 审 批

3、意 见 同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行： 一、工作面防治水要严格按设计的防治水要求执行,防治水设备设施及时、到位、完好,确保防治水安全。 二、由于两顺槽皆为沿空布置,通风部门要按本规定做好防灭火工作。 三、由于本工作面为孤岛采煤,工作面的顺槽压力较大,因此要加强顶板管理工作,特别是超前支护既要有足够的支护强度，又要保证规定支护距离。上下出口要支护良好,行人畅通,达到规定要求。 四、对于十字顶梁支护以外的变形工字钢棚和压力增大区,要根据现场情况，及时打点柱或使用抬棚加强支护,且有防崩工字钢牙口措施,确保现场安全。 五、任何人不得随意进入运输机、转载机、皮带机上方或里帮。确需进

4、入的，要首先停机闭锁、专人看管,并支护好顶帮后方可进入。 六、工作面出现地质生产条件等变化,有与本规程不相符之处,要及时写出补充措施,严禁无措施施工。 七、工作面及两顺槽出现片帮冒顶要及时处理,否则不得生产。 八、辅助运输严格执行行车不行人制度,在确保所有人员进入安全地点后提、放车辆。 九、工作面所有机电设备要保持完好,严禁带病或无保护运转。移动电站防跑车设施要安全可靠,拉移及连接装置强度足够,生根牢固。 十、工作面安全质量管理严格按照集团公司及矿和上级有关文件规定执行。 十一、工作面回采时,地测部门要加强煤厚探测工作,及时预报前方煤厚及地质情况。 十二、贯彻本规程时要将与工作有关的煤矿安全技

5、术操作规程、煤矿安全规程等一并传达执行。 会审单位及人员签字: 生产科 年 月 日 地测科 年 月 日 通风科 年 月 日 安监处 年 月 日 机电科 年 月 日 企管科 年 月 日 综采办 年 月 日 煤质科 年 月 日 总 工 程 师： 年 月 日 作业规程学习和考试记录 负责人： 传达人： 班次： 贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人 年 月 日 姓 名 成绩 签字 年 月 日 姓 名 成绩 签字 作业规程复查记录 作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 一、存在主要问题： 二、处理意见： 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 1304综放工作面是一采区最后一个工作

6、面，其周围是一采区的采空区，其上部一分层采面（1304-1采煤面）于1989年8月份回采完毕。具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一 水平名称 -430水平 采区名称 一采区 地面标高 +40m 井下标高 -345-422m 地面的相 对位置 1304综放工作面切眼的轨道顺槽端位于XX公路西300m处，停采线的运输顺槽端位于XX煤矿的风井以东南S620E450m处。两顺槽及停采线均在一采区已经形成的塌陷区内。 回采对地面设施的影响 1304综放工作面上部地面为一采区的塌陷区，预计本工作面的回采不会增大塌陷区范围，但塌陷深度预计增加3m。目前在塌陷区内无任何建筑物和设施

7、。 井下位置及与相邻关系 1304综放工作面是北翼一采区的最后一个网下放顶煤工作面，该面一分层于1989年8月份回采完毕。该面东起切眼（内错一分层切眼80m），西至设计停采线（与一分层对齐），南邻1303综放工作面（该面已经回采完毕），北邻1305综放工作面（该面已经回采完毕）。 走向长度 1155m 倾斜长度 155m 面 积 179025m2 第二节 煤层 本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析 煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度m 煤层结构 较简单 煤层倾角（度） 开采煤层 3 硬度 3.1-3.9 煤种 稳定程度 较稳定 煤层情况描述 1304综放工作面回采的煤层为山西组3层煤

8、，一分层已经回采完毕，剩余底煤厚度2.37.8m,平均6m。其中东部较厚，西部较薄。煤层结构简单，属于半暗半亮暗型煤，具有带状结构，层状构造，中大型节理比较发育。该煤层属低变质的气煤。 煤层走向为255°-360°-60°,倾向为345°-360°-150°，倾角0-14°，平均6°，多数情况下为6°。 工作面倾斜方向煤层伪倾角：在切眼附近煤层北倾2.5°；切眼西0520m范围内，煤层北倾0-3°，一般1°左右；切眼西5201155m范围内，煤层南倾1-4°，一般3

9、°；在设计停采线附近的煤层，南倾一般4-5°。 工作面走向方向煤层伪倾角：运输顺槽侧切眼西0320m范围内，煤层倾角0-3°，一般1°左右，此范围内，小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西3201155m范围内，煤层东倾1-9°，一般4°左右。轨道顺槽侧切眼西0380m范围内，煤层伪倾角较缓，在0-3°左右，一般1°左右（仅在切眼西5063m范围内倾角较大，为7-8°），小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西3801155m范围内，煤层东倾1-12°，一般5.5°。 3层煤中间没有

10、夹矸，但在距煤层底板01.5m处，发育厚度为0.10.5m的硬质煤体，在两顺槽掘进过程中发现，此硬质煤体延伸到工作面内，可能对回采和煤质管理造成较大影响。 1304-1工作面回采时，自切眼起01000m范围内，工作面约有三分之一的长度为割直接顶采煤，割顶最大厚度2.1m，一般0.8m，割煤最小厚度0.6m，一般2.4m左右。切眼西10001155m范围内，为丢顶煤开采，丢顶煤厚度0.33.9m，一般2.0m左右。 1304-1工作面回采时，自切眼起0910m范围内，没有探底煤厚度，也没有丢顶煤。 和1304-1工作面回采证实，该工作面范围内，3层煤赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在2.307.9

11、m之间。具体情况如表二所示。 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三 顶、底板名称 岩石名称 厚度 特征 基本顶 煤层顶板为人工金属网假顶上面冒落的松散岩块。 直接顶 伪顶 直接底 粉砂岩 深灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，比较破碎。硬度系数为46。局部比较发育。 老底 粉细砂岩互层 15 灰白色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，致密坚硬，硬度系数为8。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 据1304-1工作面回采时揭露，1304综放工作面切眼以西1070m，轨道顺槽23m和53m处，分别发育一条小断层，落差为0.5m，预计对该面的回采影响不大。在其它回采

12、巷道的施工时，没有揭露断层。但不排除在工作面内存在落差较小断层的可能性。 二、褶曲情况以及对回采的影响 1304综放工作面东段位于小南湖向斜的核部，西段位 于小南湖向斜的北翼，总体构造受小南湖向斜的控制，小型波状起伏比较发育。对正常回采影响不大，但对于1304综放工作面的泄、排水会带来一定影响。 断 层 情 况 表 表四 断层名称 走向 倾向 倾角 断层性质 断层落差 对回采的影响 F1 90° 180° 75° 逆 0.5m 不大 F2 90° 180° 60° 逆 0.5m 不大 1304综放工作面的最低点：轨道顺槽距位于切眼60

13、m附近和120m两处，运输顺槽位于距切眼145m处。 三、其他因素对回采的影响 根据1304-1工作面回采时揭露，1304综放工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 参见附图2：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。 第五节 水文地质 一、含水层（顶部和底部）分析 1304综放工作面位于1304-l采空区的下方,水文地质条件比较简单,回采波及的含水层主要是3层煤顶板砂岩,含水性中等。一般为顶板淋水，水量小于20m3/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。 二、其它水源的分析 本矿注浆后积存的水，可能直接造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影

14、响不明显。 三、涌水量 预计该面正常涌水量为20m3/h,最大涌水量40m3/h。 第六节 影响回采的其它因素 一、 回采的其它地质情况 见表五。 二、 冲击地压和应力集中区 本工作面虽然为孤岛采煤，但是其上分层已经与1989年回采完毕，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 响回采的其它地质情况表 表五 瓦斯 低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量5.31 m3/min,采面参考值0.82 m3/min。 CO2 低CO2矿井，CO2相对涌出量1.51m3/t,绝对涌出量19.21 m3/min。采面参考值2.35 m3/min。 煤尘爆炸指数 煤尘具有爆炸性，指数为38.2

15、642.16%。 煤的自燃倾向性 自然发火煤层，发火期36个月。 地温危害 无 冲击地压危害 无 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量：1450103t； 可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为93%，可采储量1348595t。 二、采煤工作面服务年限 工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度 =1155/（1.2×3×30）=10.7个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 一采区是XX煤矿1994年设计，XX集团公司XX年以XX生字XX号文批准，并于当年投入生产的。该采区共分为八个区段，工作面采用倾斜长壁布置。-430水平大

16、巷（北翼轨道（运输）大巷）在采区中央穿过，工作面采用跨大巷仰斜开采；在采区上部边界底板岩石中布置有一采区总回风巷；采区下部布置有-450- -470泄水巷，并设有水仓和泵房；在泄水巷以东25m处平行布置北翼辅助皮带巷,该巷分别与北翼-430m水平轨道大巷和1305岩石集中巷相联。第二岩石轨道下山内错运输顺槽布置,上部与北翼轨道大巷联接,下部与-450 -470泄水巷联结。1304岩集轨与1304轨道顺槽重叠布置,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接,1304岩集运与1304运输顺槽重叠布置,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接。工作面二进提和二回提均内错工作面布置,三进提和三回提位

17、于停采线外。 1304综放工作面是该采区最后一个网下开采放顶煤工作面，左右两侧都已经采完，属于孤岛采煤。 二、采煤工作面轨道顺槽 1304综放工作面北侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置，与1304-1工作面轨道顺槽重叠,靠两帮各敷设铁路。 轨道顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为14×160Omm水泥锚杆，排距×间距=700×70Omm。巷道采用梯形断面,上净宽3m,下净宽3.987m, 净高2.8m,断面积9.8m2。主要用于该工作面的进风和运料。 轨道顺槽内布置有80的防尘管路一趟、76的注浆管路一趟、注氮管路一趟，并在靠近工作

18、面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。 三、采煤工作面运输顺槽 1304综放工作面南侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置，与1304-1工作面运输顺槽重叠。 运输顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为14×160Omm水泥锚杆，排距×间距=700×70Omm。梯形断面,上净宽3.6m,下净宽4.587m,净高2.8m,断面积11.5m2。主要用于该工作面的回风和运煤。 运输顺槽内布置有80的防尘管路一趟、76的注浆管路一趟、束管监测管路等管线，并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。 四、采煤面切眼 切眼位于1304综放工作面的最底部

19、，沿煤层底板布置。初掘时为梯形断面,采用12#矿用工字钢棚支护（刷大部分为木棚支护）, 工字钢棚棚距0.8m。净宽7m,净高2.8m,断面积21m2。 五、联络巷 联络斜巷：锚喷支护,半圆拱断面,净宽3m, 净高3.2m,墙高1.7m,断面积8.6m2。锚杆规格：14×160Omm,排距×间距=800×70Omm,喷厚不小于100mm。 通过联络巷使集中巷和顺槽、采面形成通风系统。 六、溜煤眼 在工作面运输顺槽内,距切眼714m(斜距)处布置1#溜煤眼,距1#溜煤眼509m(斜距)处布置2#溜煤眼。在1304岩石集中运输巷靠近溜煤眼处设有一号煤仓，其内径3.5m，

20、圆形锚喷支护，深度为16m，容量约150t。 七、峒室及其它巷道布置 在切眼靠近轨道顺槽端布置采煤机组装峒室，深1.5m，长15m，高2.8m，用工字钢棚加金属摩擦支柱支护。 在切眼靠近轨道顺槽、运输顺槽端各布置一个液压支架调架峒室，深1m，长5m，高2.8m。锚网支护。 附图3：1304综放工作面位置及巷道布置示意图。 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 1304综放工作面采用倾斜长壁金属网假顶下综采放顶煤采煤法。 双滚筒采煤机割煤，采高3±O.lm，割煤深度为0.6m。 液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度3.Om,采放比为1:1。放煤采用割两刀一放煤,两轮顺序放煤,放煤步距1

21、.2m。 初次放煤为工作面推进7m处，距停采线10m时停止放顶煤。采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。 二、落煤方法 1、采煤机的进刀 采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下： （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，翻转煤机挡煤板，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35m处（23#支架或80#支架处），使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。 （2）翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，向下

22、（上）割三角煤至割透端头煤壁。 （3）割完三角煤以后，翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 附图4：采煤机进刀示意图。 2、采煤机正常切割。 正常割煤长度为120m，采煤机以3.5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、放煤。 放煤采用割两刀一放煤, 放煤步距参考同类型采煤面的数据选用1.2m。采用两轮顺序放煤工艺。即：割完两刀后， 进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为1.52.0m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮

23、结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。 三、采煤工作面正规循环生产能力 工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，割煤高度3.0m，放煤高度3.0m，割煤时回收率0.97，放煤时回收率0.7，则 日割煤量=155×3.0×1.2×3×0.97=1624吨 日放煤量=155×3.0×1.2×3×0.9=1507吨 日产量=1624+1507=3131吨 月产量=3131×30=9.4

24、万吨 第三节 设备配置 一、采煤机 采煤机选用AM500双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： 采高:2.2-3.5m 电机功率:2×375KW 截深:686mm 牵引速度:O-7.2m/min 二、液压支架的主要技术特征： 1.基本支架型号为ZFP5l00-17/32 支撑高度:1.7-3.5m 支撑宽度:1420-150Omm 初撑力：441OKN 工作阻力:5l00KN 支护强度:0.74MPa 放顶煤尾梁长度:1.25m 过煤高度:>50Omm 底板比压:1.8MPa 2.过渡支架型号为ZFP540019/32 支撑高度:1.93.5m 支撑宽度:14201599mm 初撑

25、力：5212KN 工作阻力:540OKN 支护强度:0.70MPa 放顶煤尾梁长度:1.25m 前梁初撑力:97.52KN 前梁工作阻力:119.71KN 3.排头支架型号为ZTF5400-22/32 支撑高度:2.2-3.2m 支护强度:0.70MPa 工作阻力:540OKN (其它技术特征与过渡支架相同) 三、运输设备 1.刮板运输机有两部，其中 前部运输机型号为SGZ-830/630(双中链) 电机功率:2×315KW 运输能力:1200t/h 中间槽尺寸:1500×830×270mm 后部运输机型号为SGZ-830/500(双中链) 电机功率:2×

26、;25OKW 运输能力:1200t/h 中间槽尺寸:1500×830×270 mm 2.桥式转载机一部，其型号为SZZ-830/250，设计长度50m，其它技术参数为 电机功率:25OKW 运输能力:1500t/h 链速:1.44m/S 中间槽尺寸:150O×830×270 mm 3.破碎机一部，型号为LPS-1500，技术参数为 破碎能力:1500t/h 电机功率:16OKW 4.可伸缩带式输送机一部，型号为SSJ-1200/2×200，技术参数为 电机功率:2×200KW 运输能力:1000t/h 带宽:1200mm 带速:3.1

27、5m/s 5.辅助运输设备选用1.5吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下： 型号:JD-11.4 静拉力:9.8KN 绳径:12.5mm 绳速:26-72m/min, 平均44m/min 绳容量:400m 滚简直径:550mm 外形尺寸:1100×765×730mm 附图5：1304综放工作面设备布置示意图 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度 t8×9.81×h×r =8×9.81×3.0×2.6 =612.144（kNm2） 2、

28、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=392.4（kNm2）。 3、选择工作面支护强度 392.4（kNm2）<612.144（kNm2）,因此工作面支护强度应大于612.144（kNm2）。 4、支护设备选择 1304综放工作面选用基本液压支架ZFP5l0017/32型低位放顶煤支架,共95架,上下两端头选用ZTF540022/32型放顶煤排头支架各3架和ZFP540019/32型过渡支架各一架。从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1103号支架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZFP540017/32型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压

29、值要求。 通过对比、验算，证明选用ZFP540017/32型支架能满足要求。 预计工作面矿压参数参考表 表六 序号 项 目 单 位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶 底 板 条 件 直接顶厚度 m 冒落带 老顶厚度 m 冒落带 直接底厚度 m 1 1 2 直接顶初次垮落步距 m 7 7 3 初 次 来 压 来压步距 m 50 50 最大平均支护强度 kN/ m2 392.4 392.4 最大平均顶底移近量 mm 150 150 来压程度 明显 明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 12 12 最大平均支护强度 kN/m2 392.4 392.4 最大平均顶底移近量 mm 100 100 来

30、压程度 明显 明显 5 平 时 最大平均支护强度 kN/ m2 294.3 294.3 最大平均顶底移近量 mm 70 70 6 直接顶悬顶情况 m <1 <1 7 底板容许比压 MPa 46.17 46.17 8 直接顶类型 类 二类二级 二类二级 9 老顶级别 级 V 10 巷道超前影范围 m 20 20 工作面条件与支架适应条件对照表 表七 工作面条件 支架适应条件 采高 3.0m 1.73.5m 倾角 <120 0-120 煤厚 6.0m 2.2-8.0m 煤硬度 3.13.9 最大4.0 底板比压 46.17MPa 1.8MPa 支护强度 612.144（KNm2）

31、 70246（KNm2） 顶板种类 二级二类 二、乳化液泵站 （一）泵站及管路选型、数量 乳化泵选用GRB315/31.5型两台和MRB125/31.5型一台。喷雾泵选用XPB250/55清水泵,装备三泵两箱;二次负压降尘选用XQB110/20高压泵,装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。 主要技术参数如下: 乳化泵: 型号:GRB-315/31.5 MRB-125/31.5 公称流量 :315L/min 125L/min 公称压力 :31.5MPa 31.5MPa 电机功率 :200kW 75 kW 高压泵: 型号:XQB-110/20 公称流量:110L/min 公称压力

32、:20MPa 电机功率:45kW （二）泵站设置位置 泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m80m的位置。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板管理 根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的二类二级顶板,1304工作面顶板为分层开采后的松散破碎矸石,顶板来压时,其动载系数一般在1.131.25/1.18,最大支护强度612.144kNm2。 本工作面的顶板管理采用全部跨落法。 工作面配置95架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置3架排头支架和一架放顶煤过渡支架,

33、共103架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。 一、正常工作时期顶板支护方式 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6m。 移架顺序为： 1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3-5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，

34、自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 4、机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架（102#架），后移1#架（103#架）,再移3#架（101#架）。 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。 支护要求： 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。 2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。 3、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10m，防止长时间空顶。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。

35、 5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理 (一)来压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和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m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)过断层及顶板破

36、碎时的顶板管理： 本面仅揭露2条小断层，但是必须加强过断层回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护 1、支护要求: 轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字顶梁支护,支护距离不少于40米;运输顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字梁顶支护,支护距离不少于20米。 超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。 2、支护材料及支护密度: 轨道顺槽使用三排1000×6

37、00的十字绞接顶梁与三排DQZ-3150A单体液压支柱配套支护,步距O.6米。 运输顺槽使用三排l000×600的十字绞接顶梁与三排DQZ-3150A单体液压支柱配套支护,步距0.6米。 (详见附图六1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）)。 DQZ-3150 单体液压支柱参数 初撑力:12t 最大工作阻力:25t 支撑高度:2.33.15m 3、支护质量控制标准 支柱纵横成线,偏差小于±l00mm。 支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为20左右）。单体液压支柱初撑力不小于6OkN；摩擦柱子要使用5t升柱器升牢。 绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持

38、平直。 同一排中单体支柱与摩擦支柱不得混合使用。 所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。 两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。 两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，直径250mm）支护。 二、工作面端头的管理 上、下端头采用十字顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的十字顶梁支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应使用一对走向抬棚一梁三柱支护顶板，抬棚选用3.5m长的12号工字钢。上、下端头应支设切顶密集支柱,在排头架的掩护梁尾处支设一排,以便于转载机尾的维护和两端头放煤的安全性。 端头不得出现空载的十字顶梁

39、,跨溜头、溜尾要使用一对抬棚支护。 端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。 三、支护材料使用数量、备用数量 轨道顺槽超前支护40m，需要67排计201棵单体支柱，67排201块十字顶梁;端头支护需要40棵单体支柱，12排36块十字顶梁;合计需要241棵单体支柱，237块十字顶梁。 运输顺槽超前支护20m，需要34排计102棵单体支柱，34排102块十字顶梁;端头支护需要43棵单体支柱，13排39块十字顶梁;合计需要145棵单体支柱，141块十字顶梁。 工作面正常需要单体液压支柱386棵，铁鞋386个，十字顶梁378块。计算其备用量=386×10%=39棵。

40、1304综放工作面备用支柱DQZ-3150单体液压支柱40棵，十字铰接顶梁40块，铁鞋（45号钢，直径250mm）40个，坑木5m3，小板材料5m3，3.5m长的12号工字钢2根。 备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，在轨道顺槽中的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。 附图6：1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图） 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 1304综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测

41、、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果， 超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 (1)支架阻力观测 利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的排头架各1条、中间基本支架6条,即分别布置在3#、15#、30#、45#、60#、75#、90#、101#支架上。由

42、矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。 （2）支架活柱缩量观测 用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在30#、60#、90#支架上。 (3)统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩变形观测 利用移动观测站观测。在轨

43、道顺槽超前工作面20m范围内, 间隔4-5m安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤璧起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1-4#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。 观测次数一般1-2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每10-30分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。

44、(2)巷道围岩表面位移观测 利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区,用测尺和测枪量测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。 (3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱上安设2-3台单体支柱压力自记仪,连续观测单体支柱支护阻力的变化情况,每天换表纸一次,观测3-5个循环。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。 三、支护质量监测 每旬由技术科不

45、定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤队立即整改。 监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、观测时间要求 1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。 2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。 3、支护质量监测:整个生产期间。 第四章 生产系统 第一节 运输系统 一、运输设备及运输方式 （一） 运煤设备及装、转载方式 采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；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动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁

46、上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出。 （二）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1.5t矿车或叉车、JD-11.4绞车，通过轨道顺槽运进工作面。 二、移溜方式 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 0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。 （一）推移前部运输机 1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。 2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下

47、）的顺序推向煤壁,成一条直线。 （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，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口5-10架拉移一个步距。 三、煤炭的运输 前期:1304综放工作面1304综放工作面运输顺槽1#溜煤眼区段煤仓北翼皮带大巷主井底煤仓。 后期:1304综放工作面1304综放工作面运输顺槽2#溜眼煤1304岩集运区段煤仓北翼皮带大巷主井底煤仓。 四、辅助运输系统路线： -430井底车场北翼轨道大巷1304岩集联络巷1304岩集轨二进提(或三进提)1304综放工作面轨道顺槽1304综放工作面。 详见附图7：1304综放工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。 第

48、二节 通防与监控系统 一、通风系统 （一）风量计算 1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算 （1）按瓦斯涌出量计算 Q=100×q×k =100×O.82×1.5=123 m3/min （2）按二氧化碳涌出量计算 Q=67×q×k=67×2.35×1.5=236 m3/min 按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算需风量为236 m3/min。 2、按工作面温度计算 Q=60×V×S×k=60×1.3×9.2×1.O=789.4m3/min 3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量 Q = 4