4421W综采面作业规程.doc

目 录 矿审批意见 2 作业规程学习和考试记录 4 作业规程复查记录 5 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 6 第二节 煤层 6 第三节 煤层顶底板 6 第四节 地质构造 7 第五节 水文地质 7 第六节 影响回采的其它因素 8 第七节 储量及服务年限 8 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 8 第二节 采煤工艺 12 第三节 设备配置 14 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 14 第二节 工作面顶板管理 18 第三节 顺槽及端头顶板管理 18 第四节 矿压观测 19 第四章 生产系统 第一节 运输系统 21 第二节 通防与监控系统 21 第三节 排水系统 25 第四节 供电系统 25 第五节 通讯照明系统 26 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 27 第二节 主要经济技术指标 28 第六章 灾害预防及避灾路线 29 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 29 第二节 顶板管理 33 第三节 防治水 34 第四节 爆破管理 35 第五节 通防及安全监测 37 第六节 运输管理 39 第七节 机电管理 42 第八节 其它 46 矿 审 批 意 见 一、该工作面煤层较薄，一般的小断层即对工作面的开采造成较大的影响，生产过程中遇断层时除执行规程的要求外，根据断层情况及时补充相应的安全技术措施。 二、工作面上巷为斜巷开采，随着推采，上头需频繁增加支架，安装、加设上头支架及延长上头运输机尾时，除执行规程的要求外，根据现场条件及时补充措施。 三、工作面过5420下拉溜子道老巷时，补充过老巷措施。 四、该工作面的矿压观测及冲击地压的煤粉监测，由技术部防冲队落实，施工单位严密配合作业。 五、该面生产过程中，要严格控制好采高，保证支架的有效支撑效果，防止支架超高使用或压成死架。 六、因加架或其他原因，使用单体液压支柱支护时，严格落实规程的支护要求，保持支护强度符合要求。 七、该面水、火、瓦斯、煤尘、顶板、冲击地压等灾害的预防除执行规程外，严格落实各种灾害防治的安全规定和矿井重大灾害防治应急预案的要求。 会审单位及人员签字 编制人 年 月 日 区 长 年 月 日 审查人 年 月 日 技术部 年 月 日 通防部 年 月 日 地测部 年 月 日 机电部 年 月 日 运输科 年 月 日 调度室 年 月 日 安监处 年 月 日 回采副矿长 年 月 日 生 产 矿 长 年 月 日 回采副总工程师 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 工作面位置及井上下关系表 （表1-1） 水平名称 -800水平 采区名称 四采区 地面标高 197.6米 井下标高 -809- -931.84米 地面的相 对位置 4421W工作面对应的地面位置为辉城以南、周全庄以北的一片农田。 回采对地面设施的影响 工作面回采后地表将有一定程度的沉陷，对地面农田有轻微的影响。 井下位置及相邻关系 4421W工作面位于-800水平前四采区西翼。南以f13断层为界与5420工作面相邻，5420工作面已开采结束；北面未开采，东至采区上下山煤柱线；西以f12断层为界；上覆二层未开采。 走向长度m 512 倾斜长度m 220 面积m2 112673 第二节 煤 层 煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度m 1.6m 煤层结构 煤层稳定 煤层倾角（度） 25.6-26.5 开采煤层 4 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 4421W工作面煤层厚度为1.20-1.73米，平均厚度为1.6米，煤层倾角为25.6-26.5，平均倾角为26.0；煤层走向为320-350；倾向230-260；煤层可采指数为1，变异系数为7.3。 附图一4421W工作面地层综合柱状图 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 （表1-3） 顶、底板 名称 岩石名称 厚度（m） 特 征 基本顶 砂岩 20-28 灰白色、坚硬、层理较厚，顶部为钙质胶结。 直接顶 砂岩 0-4 灰色、性脆、层理不发育、无伪顶。 直接底 粉砂岩 2.6 粉砂岩灰色，层理发育含植物碎屑化石，底部煤为小五层。 老底 砂岩 5.0-6.0 灰白色，坚硬，厚层理。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 4421W地质构造较复杂，以断层为主，NNE方向的断层最为发育。在工作面西部有一向斜构造，褶幅为10m。煤层走向为320-350，倾向为230-260，倾角为25.6-26.5，平均倾角为26。 断层情况表 （表1-4） 断层名称 走向（度） 倾向（度） 倾角（度） 性质 落差（米） 对回采影响程度 f1 286 16 60 正 1.3 一般 f2 253 163 70 正 0.5 较小 f3 244 334 70 正 1.5 一般 f4 250 160 70 正 0.6 较小 f5 173 263 60 正 0.5 较小 f6 184 94 70 正 0.5 较小 f7 189 99 60 正 1.7 一般 f8 173 83 60 正 1.2 一般 f9 191 101 70 正 1.4 一般 f10 182 92 60 正 0.5 较小 f11 199 109 60 正 1.6 一般 f12 270 0 60 正 7.0 一般 f14 255 165 60 正 3.0 一般 f15 247 157 70 正 0.6 较小 二、褶曲情况以及对回采的影响本面基本为一单斜构造，不存在褶曲情况。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 根据工作面掘进时揭露情况分析，4421工作面范围内没有陷落柱和火成岩侵入。 附图二 4421W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、涌水量 正常涌水量 0.06（m3/min） 最大涌水量0.12（m3/min） 二、含水层（顶部和底部）分析 工作面水文地质条件简单，据工作面巷道掘进过程中揭露，，在煤层顶板裂隙发育地段及断层附近有少量裂隙水以滴淋水形式出现。 第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 （表1-5） 瓦斯 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.643 m3/t，瓦斯绝对涌出量1.01m3/min，本面参考值为0.6 m3/min。 二氧化碳 矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量2.08 m3/t，二氧化碳绝对涌出量1.27 m3/min，本面参考值为0.8 m3/min。 煤尘爆炸指数 四层煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为37.7 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 地温热害影响严重，应采取降温措施。 冲击地压危害 本工作面为四层煤工作面，经签定，四层煤具有冲击倾向性，且上覆二层煤未开采，应作为防治冲击地压的重点区域，在开采过程中按制定防冲措施严格执行。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量245176吨 可采储量232917吨 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 4.5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 工作面位于－800前四采区西翼，以北未开采，以南5420工作面已开采结束，上覆二层煤未开采，东至采区上下山煤柱线，西以F13断层与良庄相邻。 4421W西工作面现已放出，工作面走向长度620m，倾斜长75m～260m,平均220m，切眼长75m，自切眼向外逐渐向上延长，中间布置一条中间巷将工作面沿倾向分为上、下两块。综合各方面的因素，决定切眼内安装综采支架，随工作面推进采取向上延长工作面运输机，增加支架的方式开采，工作面全长一部运输机通采，中间巷作为辅助运输巷，设计切眼安装支架50架，工作面推进后再增加支架90架，全长260m综合机械化采煤。 采区煤仓容量200T。 二、工作面轨道顺槽 1、回风巷 注 （1）间排距顶板800800mm，两帮1000800mm。 （2）顶板靠近两帮锚杆采用Φ182000mm全螺纹等强锚杆，肩窝及底角锚杆采用异形托盘。 （3）Ｓ荒6.75m2，Ｓ净6.16m2。 三、工作面运输顺槽 运输巷 注 （1）间排距顶板8001000mm，两帮10001000mm。 （2）顶板靠近两帮锚杆采用Φ182000mm全螺纹等强锚杆，肩窝锚杆采用异形托盘。 （3）Ｓ荒7.35m2，Ｓ净6.6m2。 运输顺槽内布置有2寸防尘管路一趟。 中间巷 注 （1）间排距顶板800900mm，两帮1000900mm。 （2）顶板靠近两帮锚杆采用Φ182000mm全螺纹等强锚杆及异形托盘。 （3）Ｓ荒6.75m2，Ｓ净6.16m2。 切眼上头斜盘 注 1、间排距顶板800900mm，两帮1000900mm。 2、Ｓ荒5.74m2，Ｓ净5.2m2。 附图三4421W工作面位置及巷道布置图11000 第二节 采煤工艺 一、落煤方法 工作面采用综合机械化采煤方式。 二、进刀方式和割煤方式 1、割煤方式本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。 2、进刀方式双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架或单体支柱支护顶板。 （1）溜头进刀及割煤 ①煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。 ②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。 ④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。 ⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。 （2）溜尾进刀及割煤 ①煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。 ②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。 ④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。 ⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。 附图四4421W工作面采煤机进刀方式示意图 3、工艺过程 综采段割煤→移架→推溜 4、工艺要求 1割煤沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-6米,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。 2移架采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。工作面使用支架为临架操作，正常移架操作顺序为 1、施工人员必须站在上一架支架内操作下一架支架，面向下前方观察支架和煤帮情况。 2、收回侧护板； 3、降柱使顶梁略离顶板； 4、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距0.6m； 5、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线； 6、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力（24MPa）; 7、伸出侧护板使其紧靠下方支架； 8、将各操作手把扳到“零”位。 3推溜推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10米，高档普采段推移刮板输送机与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15 米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。 三、采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。 本面切眼长为75米，因工作面切眼以上布置有160米的上斜盘，随推采工作面上头逐渐延长运输机，增加液压支架。 四、工作面正规循环生产能力 工作面每天10个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度1.6m，割煤时回收率0.95，则 日产量1501.60.61.38100.951888吨 月产量18882852864吨 第三节 设备配置 一、设备配置 1、支架工作面安装支架160架，支架主要技术参数 型 号ZY2600／09／20 工作阻力2541-1883KN 初 撑 力2134-1581KN 支架高度900-2000mm 支架宽度1420-1590mm 支护强度0.34-0.46MPa 支架重量8370kg 架中心距1500mm 2、采煤机型号MG240/300-WB 采高1.1～1.8m 牵引速度6.0m/min 滚筒转速 80r/min 牵引力 254.8KN 牵引型式齿轮－销轨 灭尘方式内外喷雾 机重13.5T 装机功率1322＋40KW 电压660/1140V 3、刮板输送机（一部） 型号SGZ 630／220-B 功率2110 KW 运输能力450T／h 链速1.07m／s 刮板链形式中双链 刮板间距1032mm 4、选用移动式转载机（一部） 型号SGW-40T 设计长度20m 电机功率 55KW 运输能力450t/h 附图五4421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、工作面基本情况 1. 工作面主要参数 （表２－１） 煤层厚（m） 采高（m） 倾角 面长（m） 走向（m） 煤层号 1.6 1.6 26. 220 512 4 2、工作面基本支护材料 （表２－２） 型号 最大 高度 最小 高度 工作 阻力 初撑力 三用阀 流量 液压支架 ZY2600/09/20 2.0m 0.9m 2600KN 1858KN 3、顶板管理方法 全部垮落法管理顶板。煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚20-24米，抗压强度75.2MPa。底板为灰色粉砂岩，厚度2.6米，层理发育，抗压强度为14.1MPa。向下渐变为灰白色砂岩，坚硬、厚层理，抗压强度为75.2MPa。根据2419工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为24.2m，周期来压步距为13.2m。 二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数 1、 生产条件 工作面编号2419，采高2.0m，煤层倾角17，距地表垂高847.12m， 柱梁型号DZ22-30/100,Dz25-25/100单体支柱、HDJA-800金属绞接顶梁，支护方式排距0.8m、柱距0.6m，最大控顶距4.5m，最小控顶距 3.7m，支护密度2.08根/m2，支护强度37.6t/m2，切顶方式无密集戗棚切顶，支回方式见五回一，放顶步距0.8m。 2、矿压参数 （表２－３） 序号 项目 单位 数值 序号 项目 单位 数值 1 顶底板分类 直接顶类别 类 2 6 周期来压 来压步距 m 13.2 基本顶分级 级 Ⅱ 支柱载荷 平均值 KN 81．6 2 底板类别 类 Ⅳ 最大平均值 194．8 底板比压 MPa 29.3 顶板下沉 平均值 mm 169.8 3 直接顶初次垮落步距 m 9.8 最大平均值 182 4 初次来压 来压步距 m 24.2 顶板下沉速度 平均值 mm/h 4.99 支柱载荷 平均值 KN 109．1 最大平均值 7.64 最大平均值 246．7 7 全部观测段 支柱载荷 平均值 KN 97．8 顶板下沉 平均值 mm 243.1 最大平均值 212．6 最大平均值 255.8 顶板下沉 平均值 mm 164．7 顶板下沉速度 平均值 mm/h 4.59 最大平均值 179．2 最大平均值 5.73 顶板下沉速度 平均值 mm/h 4.28 5 超前压力影响范围 上平巷 m 25 最大平均值 6.88 下平巷 10 离散系数 0.25 三、选取支护参数的可行性分析 一本面与观测面顶底板岩性对比分析 本面与2419工作面属相邻采区同一煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性基本相同，煤层产状及其地质特征差异不大，而且均为上行开采方式。因此在对工作面进行支护设计时，其重要数据及资料均来源于2419工作面。 二支护材料对比分析 2419面使用DZ22-30/100，DZ25-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,4421面使用ZY2600/09/20 掩护式液压支架和DZ22-30/100、DZ20-30/100单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,支护材料部分相同. 三支护强度对比 两工作面顶底板岩性，煤层结构、赋存条件基本相同, 支护方式不同,支护强度不同，2419工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为37.6t/ m2（0.376 Mpa）；4421W工作面使用ZY2600/09/20 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.340.46Mpa。 四采煤工艺对比 2419工作面采用DY-150型单滚筒采煤机割煤、装煤。单向割煤,往返进一刀，工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过；4421W工作面采用MG240/300-WB型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。 五合理支护参数的计算 1、位态方程法 （1）支架对直接顶的工作状态 遵循原则由于直接顶在采空区已经垮落，所以在进行顶板控制设计时，必须按最危险状态（岩煤壁切断）考虑，因此，在顶板岩梁沉降过程中，支架对直接顶的工作状态应按“给定载荷”来考虑，即 pzAMzYzFzcosα42.59.81cos26.088KN/m2 pz对直接顶的作用力，KN/m2 Mz直接顶厚度4m, Yz直接顶岩石容重2.5t/m3 Fz直接顶悬顶系数，取1 α工作面倾角，26.0度 （2）建立“限定变形”工作状态下的位态方程，确定合理支护强度。 支架在“限定变形”工作状态下，支架阻力起到限定基本顶岩梁运动的作用。控制岩梁位态所受顶板应力，包括基本顶梁作用力和直接顶作用力两方面。即 PiPzPe△ha/△hi Pe基本顶岩梁对支架的作用力 △ha实测观测面（2419面）顶板下沉量，179.2mm △hi要求控制的顶板下沉量，由于本面采高1.6m，顶板下沉量应控制在160mm以内， Pe A-P0 246.7-88158.7 Pi 88158.7179.2/160 265.7KN/m2 式中 P0顶板来压时的载荷平均值 Rk控顶距，3.70m （3）根据经验公式进行支护强度计算 依照经验，通常工作面支架必须能够有效支撑6至8倍采高的岩石容重，则支护强度为 P7hYg 71.62.59.8274.4KN/m2 Y---岩石的容重。 h---工作面平均采高。 2、回归分析法 PS＝Ck（39hm＋2.4Lf－6.9N＋134） ＝1.3（391.6＋2.424.2－6.92.14＋134） ＝316.8KN/m2 式中 PS支护强度，KN/m2 hm采高，1.6m； Lf初次来压步距，24.2m； N采空区充填系数；2.14 Ck备用系数，一般取1.2－1.4；取1.3； Lf＝2.45Lp2.4513.232.3m 式中 ；Lp周期来压步距，13.2m； N＝hi/hm＝4/1.6＝2.5 式中 hi直接顶厚度，4m； hm煤层采高，1.6m； 3、用初次来压和周期来压期间支柱的最大载荷平均值法 根据工作面实测顶板压力（初次来压时最大值）进行支护强度计算 P0212.62.08442KN/m2 2419工作面初次来压期间的实测顶板最大压力为246.7KN/棵，2419工作面支护密度为2.08棵/m2 由于P0 PS P Pi所以工作面合理支护强度取Pt442KN/m2 4、确定支护方式 因为工作面合理支护强度为442KN/ m2，即0.442MPa，而所选用支架的支护强度为0.46MPa0.442 MPa，因此架型满足要求。 5、 确定特殊支护 根据2419工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响25米,根据新矿生字（2001）6号文规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取50米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护. 6、通过上述比较分析,确定4421工作面支护方式如下 液压支架支护顶板 放顶步距0.6m 最大控顶距4.19m， 最小控顶距3.59m 采空区处理方式全部垮落法 四、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 乳化泵选用DRB－200/31.5型三台，RX-200/16泵箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。 乳化泵主要技术参数如下 公称压力31.5MPa 公称流量200L／min 输出压力31.5MPa 电机功率125KW 乳化液配比3～5 电机转速1475r/min 电机电压1140V 乳化液箱技术参数 型号RX-200/16 有效容积1600L （二）泵站设置位置 泵站安设在-800总回与回风巷三叉门以北25米处。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力不低于30MPa，使用乳化液自动配比器，乳化液浓度3--5，使用糖量计进行乳化液浓度监测。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 4421W工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚20-24米；老顶为砂岩灰白色。中粒向下为灰色粉砂岩，厚4-5米；根据相邻采区且地质条件相似的2419工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为24.2米，周期来压步距为13.2米。 本工作面采用全部垮落法管理顶板。 一、正常工作时期顶板支护方式 工作面采用160架ZY2600／09／20轻型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4） 型号 最大高度mm 最小高度mm 额定工作阻力 初撑力 ZY2600／09／20 2000 900 2600KN 24MPa 一、正常工作时期顶板支护方式 采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。 二、正常工作时期的特殊支护形式 正常工作时期，需要检修煤机、溜子需进机道时，支设贴帮柱和临时柱。贴帮柱、临时柱柱距1.5米，必须托木料支设，要求支在硬底上，拴全拴牢防倒绳. 三、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理 1、本工作面初采时，必须认真做好矿压观测预报工作。 2、工作面支架要有足够初撑力，不低于24 MPa，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。 3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。 4、来压时，要及时拉超前架。 5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。 6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力 ,防止出现端头冒顶。 7、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理 （一）轨道、运输顺槽的超前支护 上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于50m,上平巷排距宽度不小于1.2m, 下平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为双排单体支柱配铰接顶梁和铁鞋, 柱距不大于0.8m。 1、支护要求 （1）支超前支护时必须穿铁鞋,初撑力不得小于50KN,顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,并拴齐拴牢防倒绳。支设超前支护时严格按照煤矿安全技术操作规程“端头支护工”中规定执行。 （2）巷道断面要求工作面上、下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80。 （3）超前支护支设质量 ①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。 ②支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。 ③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。 ④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。 ⑤两巷单体支柱全部穿全铁鞋（φ320mm）。㎜ （4）两巷架设超前支护时,在顶板超高处,应及时用木料打木垛维护, 穿平接实顶板，支柱升紧升牢，严禁支柱超高使用。 （5）工作面上下出口及巷道高度不低于1.8m。 2、回撤要求 （1）上下平巷超前支护不得超前回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱. （2）上下平巷支架、超前支护、平巷转载机不得滞后工作面放顶线. 二、工作面端头的管理 工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY2600/09/20型支架。 当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护。 工作面平巷遇铁棚支护段时，要在上（下）出口设一对3.2米长的π型钢托棚头，一梁不少于三柱支设。 上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强维护和切顶。 三、支护材料的使用数量和存放管理 运输顺槽与轨道顺槽超前支护均为50米，每巷需支柱126棵，铰接顶梁126根，铁鞋126个。共需378棵支柱，378根铰接顶梁，378个铁鞋。 1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150米以外指定地点，分类码放整齐，挂牌管理，不得妨碍行人、行车和通风。 2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、木料等支护材料。 3、对工作面支架、两巷柱梁实行编号，分区域管理，并登记造册。 4、各种型号的备用液压管路，应分别挂牌，盘放悬挂整齐。 附图六4421W工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图） 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 4421W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、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活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板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6条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布置上下端头的支架各1条、中间基本支架4条,即分别布置在30、60、90、120、支架上。由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，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36、83、129支架上。 3统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,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。 观测频次一般为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。 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,根据观测时间计算出移近速度。 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 每旬由技术部矿压组不定期对工作面和顺槽支护质量进行两次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。 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 1、运煤设备及装、转载方式 工作面刮板输送机和螺旋滚筒装煤、平巷刮板运输机运煤。 2、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矿车和JD-40kw对拉绞车，通过轨道顺槽运进工作面。 二、移溜（转载机、破碎机等）方式 采用推移工作面运输机的方式，推溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。 1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。 2、采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。 三、运煤路线 4421工作面→运输巷→运输上山→运输石门→五采煤仓→-800大巷轨道运输→-800中央煤仓 四、辅助运输路线 地面→