薄煤层规程 .doc

枣庄矿业（集团）有限责任公司 新安煤矿12213工作面作业规程第 114页 共 112页 目录 作业规程审批意见 作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概况3 第一节 工作面位置及井上下关系 3 第二节 煤层 3 第三节 煤层顶底板 4 第四节 地质构造 6 第五节 水文地质 6 第六节 影响回采的其他因素 9 第七节 储量及服务年限 9 第二章 采煤方法 9 第一节 巷道布置 9 第二节 采煤工艺 10 第三节 设备配置 12 第三章 顶板管理 16 第一节 支护设计 16 第二节 工作面顶板管理 18 第三节 巷道及端头顶板管理 21 第四节 矿压观测 26 第四章 生产系统 27 第一节 运输系统 27 第二节 通防与监控系统 28 第三节 排水系统 38 第四节 供电系统 39 第五节 通讯照明系统 40 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 43 第一节 劳动组织 43 第二节 主要经济技术指标表 45 第三节 工作面质量规定 46 第六章 灾害预防及避灾路线 47 第七章 安全技术措施 50 第一节 一般措施 50 第二节 一般规定 52 第三节 顶板管理 56 第四节 防治水 67 第五节 “一通三防” 68 第六节 运输管理 70 第七节 机电设备 82 第八节 火工品及井下放炮管理 94 第九节 煤质管理 99 第十节 资源回收 .100 第十一节 其它 .101 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 12213工作面是新安煤矿新源井二采区的一个对拉回采工作面。开采石炭系太原组第十二层煤下层（简称12下煤）。工作面走向长485m，倾斜长400m，煤层平均厚度1.4m,可采储量29.2万吨，工作面12下煤底板标高-424.9m～-490.2m。 具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下位置表表一 地面标高 33m 底板标高 -424.9m～-490.2m 地面的相对置 地面位于昭阳湖泄洪区，峦谷堆村西南500m，地面为鱼塘和湖地。 回采对地面设 施的影响 开采后对峦谷堆村的建筑物无影响。 井下位置及与相邻关系 井下北为未开采区，东为F15断层保护煤柱，南为12209工作面采空区，西为122采区轨道下山保护煤柱。 走向长度 485m 倾斜 长度 400 m 可采储量 29.2Mt 第二节 煤 层 本工作面设计开采煤层为12下层煤，通过地质资料分析，具体情况如表二所示。 煤层情况表表二 煤层厚度m 平均1.4 地质构造 煤种 煤层倾角 50～100 开采煤层 12下 坚固 系数 0.80-1.29 较简单 气煤 稳定程度 较稳定 煤层情 况描述 12下煤厚度1.3～ 1.6m，平均厚1.4m，无夹矸。12下煤色黑，性脆，沥青油脂玻璃光泽，半暗型，细条带状，水平层理，含有少量黄铁矿及方解石薄膜，坚固性系数0.80～1.29，宏观煤岩类型为半亮型为主，偶见光亮型。 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m 特征 直接顶 泥岩 0.654 深黑色，中层状，水平层理，含植物叶片化石，沿层面有黑色云母片。 老顶 七下灰 1.5 深灰色，隐晶质，致密性较脆，裂隙发育，内充填方解石。 直接底 泥岩 0.2 灰黑色，砂泥质结构，局部含植物叶片化石碎屑，参差状断口，半坚硬，较完整。 老底 八 灰 1.3 灰黑色，隐晶质，致密性脆，裂隙发育，内充填方解石。 附图112213综采工作面地层综合柱状图 第四节 地质构造 本工作面为一单斜构造，北西向倾斜，倾角为5～10，平均8，工作面里段坡度较缓，外段坡度较大。构造较复杂,全工作面内共有断层4条，断层落差较大，对回采均有不同程度的影响，具体情况如下 断层名称 产状 性质 对开采影响程度 F15 100∠45H0.7 正 无 F12213-1 120∠50H2.8 正 大 F12213-2 120∠75H1.2 正 大 F12203-3 70∠70H2.8 正 大 F12203-4 70∠70H2.5 正 大 附图2工作面运输巷、上材料巷、下材料巷、采面布置图 第五节 水文地质 （一） 工作面充水性因素分析 1、 含水层 开采该工作面时直接充水水源主要来自12下煤以上的含水层。开采采动影响范围内主要含水层为七灰，局部影响到五灰，但因其富水性不强，正常情况下不会构成矿井水害。12下煤以上的强含水层为三层灰岩。三灰到12下煤的间距为41.94～56.58m，平均为46.5m。三层灰岩厚2.90～11.42m。平均7.13m，发育有岩溶裂隙，常为方解石或泥岩充填。为开采12下煤的主要威胁。 2、老空水 12217工作面开采后，由于与12209采空区的煤壁较薄，12209面采空区的积水可能流入12217工作面。 3、 隔水层 三灰以下有几层泥岩、砂泥岩互层，有一定的隔水作用。 （二）“两带” 1、按照煤炭工业部颁布建筑物水体铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程附录6的附表6-1、附表6-2公式， 垮落带高度Hm100∑M/4.7∑M192.25.612.2 其中M1.45 导水裂隙带高度H1i100∑M/1.6∑M3.65.622.55.6 其中M1.45 根据上述公式计算得到覆岩垮落带最大高度为7.81m，导水裂隙带最大高度为28.1m. 2、根据矿井水文地质规程规定，缓倾角岩层用全部垮落法开采时，其导水裂隙带高度按下式确定 H100M/3.3n3.85.1 式中H 导水裂隙带高度，m M累计采厚,m n煤层分层数。 根据上述公式计算得到导水裂隙带最大高为25.5m. （三）涌水量预计 利用水文地质分析比拟法，根据12209工作面开采时的涌水量预计，12213工作面的冒裂带达不到三灰含水层，此时，工作面涌水量为10m3/h，最大不会超过40m3/h。但F15断层受断层活化影响，导水裂隙带高度波及到三灰的情况下，工作面涌水量应不超过30m3/h，最大不超过70m3/h。 （四）防治水措施 1、该工作面整体是下材料巷低，运输巷和上材巷高，因此排水系统以下材料巷为主，运输巷和上材料巷为辅。 2、水仓和沉淀池下材巷由外向里共两处水仓。在导F8点向外20m处低洼处，施工暗水仓两个，为1＃水仓，沉淀池一个。在导F9点前3米低洼处，施工暗水仓两个，为2＃水仓。沉淀池一个。运巷导点6点前10m低洼处，施工水仓两个。沉淀池一个。上面改轨在Q4点处施工水仓一个，沉淀池一个。 3、管路下材巷在2＃水仓处安装二路Φ108排水管路接到122采区轨道巷水沟中。运巷在水仓处安装一路Φ108排水管路通过联络巷接到122采区轨道巷水沟中。上面改轨在Q4点处水仓安装一路Φ108排水管路，通过上切眼接到上材巷泄水槽中。 4、水泵在下材巷2＃两水仓里，分别安装排水能力不低于80m3/h、扬程30m的水泵一台，排水能力不低于50m3/h、扬程30m的水泵一台，共四台水泵。1＃两水仓里，分别安装排水能力不低于85m3/h、扬程30m的水泵一台，排水能力不低于50m3/h、扬程30m的水泵一台，共四台水泵。在运巷两水仓里分别安装排水能力不低于85m3/h、扬程30m的水泵一台，安装排水能力不低于50m3/h、扬程30m的水泵一台，共四台水泵。在上面改轨水仓里，安装排水能力不低于85m3/h、扬程30m的水泵一台。在各水仓处都要有一台具有相应能力的备用水泵。 5、泄水槽在下材巷敷设200200mm的泄水槽到切眼，在运巷敷设200200mm的泄水槽到切眼，在上材巷敷设200200mm的泄水槽到切眼。 6、各处水仓里的水泵使用双回路电源。 7、初次放顶前在-550水平车场对三灰水进行疏放。 8、回采前，对全部水泵和供电系统进行一次同时运行的排水试验，确保能够正常运行。 9、加强两道支护，保持工作面畅通。 10、编制避灾路线图，安设通讯电话、警报器。 （五）、煤质及其它影响生产的地质因素 12下煤工业牌号为气煤，低灰，中硫，特低磷，高挥发份，是优质动力用煤和较好的煤焦煤和配焦煤。属低沼气，低二氧化碳矿井，煤尘有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为44.56，煤层自燃发火期1.5个月，12下煤顶板由易冒落到中等冒落，底板稳定，地压较小。 （六）、问题与建议 1、严格执行防治水措施，工作面初次放顶前，排水设施及供电系统必须完成，否则不能开采。 2、由于断层可能横贯全面，要制定好过断层的措施。 3、煤尘有爆炸危险性，必须采取有效的防尘措施。 4、工作面过断层时要破煤层的顶底板岩石，对煤质有影响。 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五 瓦斯、CO2 属低沼气，低二氧化碳矿井。 煤尘爆炸指数 煤尘有爆炸危险性。煤尘爆炸指数44.56。 煤的自燃倾向性 煤层自燃发火期45天。 地温危害 无 冲击地压危害 较小 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量上面30019686143 1.41.3313.2万吨 下面4851941.41.3317.5万吨 可采储量13.217.59529.2万吨 二、采煤工作面的服务年限 工作面的服务年限可采推进长度/月推进长度 485/102.6 4.7个月 其中，月设计推进长度的计算为 月设计推进长度月生产天数每天正刀循环总数循环进尺正规循环系数3060.695102.6m 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、对拉工作面材料巷道 12213上材料巷和12213下材料巷都是沿煤层底板布置，靠巷道下帮敷设铁道，铁轨型号22kg/m。 上、下材料巷都采用锚杆支护。锚杆排距80080Omm。巷道采用矩形断面,净宽3.2m、 净高2.0m、断面积6.4m2。两材料巷主要用于该工作面的进风和运料。 两材料巷内各布置有规格Φ50mm的防尘管路一路；Φ50mm风管路一路，Φ108mm的排水管路各一路，并在两材料巷各设有移动电站一处、乳化泵站等设备。 二、对拉工作面运输巷道 12213综采工作面运输巷沿煤层底板布置。 运输巷采用锚杆支护。巷道采用矩形断面,净宽3.8m, 净高2.2m,断面积8.36m2。主要用于该工作面的回风和运煤。 运输巷内布置有规格Φ50mm的防尘管路、风管路及Φ108mm的排水管路各一路，设置转载机和破碎机各一部，胶带输送机两部。 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 １、采煤方法单一长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板 ２、循环进尺的确定 本工作面煤层厚度平均1.4 m，煤机可采厚度1.25～2.0m，支架高度0.9～2.0m，煤机滚筒截深为 0.63m，确定循环进尺为0.6m，煤机割煤平均高度1.4m。 ３、回采工艺 双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀， 往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理顶板，为综采工作面采煤工艺。 4、工序安排 煤机上（下）行割煤 →移架 →推溜 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，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，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）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。 （3）割完三角煤以后，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。 2、采煤机正常切割。 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。 三、采煤工作面正规循环生产能力 上工作面每天6个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度1.4m，割煤时回收率95，则日割煤量1961.40.661.330.951248t 下工作面每天6个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度1.4m，割煤时回收率95，则日割煤量1941.40.661.330.951235t 月产量 （12481235）30 7.45Mt 四、上下工作面机头错距规定 12213综采工作面为对拉工作面，考虑工作面有底板水，开采时，先采下工作面，当下工作面推采85米后，上工作面开采；下工作面超前上工作面，上、下两工作面煤壁错距保持在1.2～4m。 附图3采煤机进刀示意图 第三节 设备配置 一、采煤机 采煤机选用MG200/456--WD型，功率456KW，采高1.1～2.1 m，额定电压1140V，生产能力800T/h，截深0.63 m，牵引速度 0～6～1.2m/min。 二、液压支架的主要技术特征 （1）基本支架 型号ZY2400-09/20两柱支撑掩护式薄煤层液压支架 额定供液压力31.5MPa 高度最低900mm；最高2000mm 宽度最小1430mm；最大1600mm 额定初撑力 2185KN 额定工作阻力2400 KN 对底板比压平均值1.05MPa 支护强度0.41～0.46MPa （2）超前支护支架 为便于上下工作面端头的顶板管理，特配置超前液压支架，其主要技术特征如下 型号ZTZLDCC 额定供液压力41 MPa 高度最低1400 mm；最高2600 mm 宽度最小3200 mm；最大3900 mm 额定初撑力23045 KN 额定工作阻力29000 KN 底板比压平均值0.78MPa 平均支护强度0.74 MPa 支护面积4.6189～5.168 m2 三、运输设备 1.刮板输送机两部 刮板输送机型号SGZ--730/400 双中链 1电机功率2200KW 2运输能力700T/h 3链速1.1 m/s 4长度上工作面196m，下工作面194m 5中间槽尺寸1500730270mm 2.桥式转载机一部，其型号SZZ-764/160，长度60m，其它技术参数为 1 电机功率160KW 2 运输能力900T/h 3 链速1.44m/S 4 中间槽尺寸150O764270 mm 5 链条间距120mm 6 链条破断负荷850KN 3．破碎机一部，型号为PLM--1000，技术参数为 1）电机功率 160KW 2）破碎能力1000t/h 4. SDJ-250型可伸缩带式输送机一部，长度550米，技术参数为 1 电机功率 2125KW 2 运输能力 900 t/h 3 带宽1000mm 4 带速2.5m/s 5. DJJ-100/80/45型转载皮带机一部，长度30米，技术参数为 1）电机功率 45KW 2）运输能力800 t/h 3）带宽1000mm 4）带速2.5m/s 6.辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-40型调度绞车，其主要技术参数如下 1 型号JD-40 2 静拉力25KN 3 绳径18.5mm 4 绳速1.115---1.63m/s, 平均1.37m/s 5 绳容量650m 6 滚简直径620mm 7 外形尺寸184025001370mm 附图412213对拉综采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 支架支护强度Pmin 0.41 MPa 经验计算支护强度 Pj＝8hr＝81.42.510000＝280000Pa＝0.28MPa 式中 h-----采高，取1.4 m r------岩石容重，取2.5t/ m3 由计算结果知支架支护强度PminPj，因此工作面支护强度满足要求。 2、支护设备选择 12213综采工作面选用ZY2400-09/20两柱支撑掩护式薄煤层液压支架,上工作面132架，下工作面131架，运输巷端头各安装四组ZTZLDCC型超前支护支架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZY2400-09/20型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 通过对比、验算，证明件对照表选用ZY2400-09/20型支架能满足要求。 工作面条件与支架适应条 表六 参数 工作面条件 支架适应条件 采高 1.4 0.9～2.0m 倾角 5-100 0～200 煤厚 1.4 0.9～2.0m 煤硬度 0.80-1.29 最大4.0 底板比压 10MPa 1.05MPa 支护强度 0.284（MPa／m2） 0.41（MPa／m2） 二、乳化液泵站 （一）泵站及管路选型、数量 乳化泵选用WRB-125/31.5型4台。装备2套2泵一箱，其中上材料巷1套，下材料巷1套。 高压输液管路选用Φ25高压胶管进液，Φ32高压胶管回液，耐压45MPa以上。 主要技术参数如下 乳化泵 WRB-125/31.5 公称流量 125L/min 公称压力 31.5MPa 电机功率 75KW （二）泵站设置位置 泵站安设在12213工作面材料巷距离采煤面80～150m的位置。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力≥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。 预计工作面矿压参数参考表表七 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 0.6-4 4 老顶厚度 m 1.5 1.5 直接底厚度 m 0.2 0.2 2 直接顶初次垮落步距 m 0.6-10 10 3 初次 来压 来压步距 m 25--35 25--35 最大平均支护强度 kN/ m2 180 190 最大平均顶底移近量 mm 100--120 120 来压程度 不明显 不明显 4 周期 来压 来压步距 m 12--16 12--16 最大平均支护强度 kN /m2 170 180 最大平均顶底移近量 mm 100 100 来压程度 不明显 不明显 5 平时 最大平均支护强度 kN/ m2 170 180 最大平均顶底移近量 mm 100 100 6 直接顶悬顶情况 m 0 0 7 底板容许比压 MPa 10 10 8 直接顶类型 类 3 3 9 老顶级别 级 Ⅰ Ⅰ 10 巷道超前影范围 m 20 20 第二节 工作面顶板管理 本工作面的顶板管理采用全部跨落法管理顶板。上工作面中配置132架，下工作面中配置131架ZY2400-09/20两柱支撑掩护式薄煤层液压支架, 运输巷端头安装四组ZTZLDCC型超前支护支架对巷道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3～5架，不得滞后超过5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、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）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。 工作面支护要求 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、一平、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15m，防止长时间空顶；当工作面顶板完好、采高不大于1.4米时，支架可以滞后10架移架。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理 一来压及停采前的顶板管理 1、工作面顶板初次来压前必须编制专门安全技术措施。 2、工作面顶板初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在材料巷、运输巷挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及材料巷、运输巷的超前支护支架及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,由于本工作面在开采时，运输巷两工作面要保持一定错距，上、下工作面端头压力较大，必要时需在运输巷的超前支护支架上面超前上金属菱形网与中间巷顶板锚网联接，或者在超前支护支架里面使用“一”字梁或双楔铰接顶梁配合液压单体支柱一梁一柱打棚，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。 二过断层及顶板破碎时的顶板管理 加强过断层及顶板破碎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。 1、当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片帮、破碎、压力大等严重情况，必须加强临时超前支护，工作人员进入机道进行接顶和进行临时支护时，工作面采煤机、刮板输送机等设备，开关要停电打闭锁，且工作地点上下10架范围内关闭截止阀，并设专人观察顶板和煤壁，护好帮，执行好敲帮问顶制度，确认安全后方可工作，否则，严禁进入。 2、处理顶板条件差时，必须从顶板好的区域逐渐向孬的区域进行维护，严禁空顶作业。进行顶板维护时，首先用长把工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，确认安全后方可进行维护工作。进行顶板维护时，现场要有专人指挥，运料、递料、维护人员分工明确，坚持“有人作业，有专人观察顶板”的原则，维护顶板时，应闪开维护人员在特殊应急情况下，能够及时撤离的通道。 3、进行维护工作时，左右15m不得有与维护工作无关的工作，统一口号，递料、装顶维护等动作，要协调一致，需要动作液压支架时，必须安排专人进行操作，且工作人员要闪开被动作液压支架，躲入安全地点后，才可进行操作。 4、确保顶板维护区域的液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，达到初撑力；顶板维护时，接顶要严密。 5、当需要维护的顶板处高度较大时，工作人员维护必须使用脚手架，脚手架的搭设要牢固可靠，稳固有力，不影响进行其它工作。 6、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板漏顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架；移架时，人员必须临架进行操作。 第三节 巷道及端头顶板管理 一、工作面上、下材料巷、运输巷的超前支护要求 1、运输巷采用四组八架ZTZLDCC型液压支架进行全断面超前支护。支架立柱中心线距上帮煤壁为0.7m，转载机道两立柱中心线相距1.5m，人行道宽1.6m，超前支护液压支架移架步距0.6米，巷道超前维护倾向跨度3.8m，走向距离从煤壁算起20m。若超前维护以外的巷道出现变形时，可打点柱支护或套棚支护。（见工作面支护平面布置图及巷道支护剖面图） 2、上下材料巷采用HDJB-600、HDJB-1000 “一”字顶梁和HDJB-1000600“十”字型顶梁倾向相互铰接，配合单体支柱三排支护，人行道排距为1.0m，电缆道1.0m，柱距1.0m。随着工作面的推进，当巷道压力大，引起上、下材巷巷道变窄时，人行道排距为0.8m。锚网梯钢棚复合支护巷道时，替换工字钢棚支护顶板，锚网梯巷道时，直接支护顶板。巷道超前维护倾向跨度上下材巷3.2m，走向距离从煤壁算起20m。若超前维护以外的巷道出现棚梁变形时，可打点柱支护或套棚支护，若巷道坡度较大、顶网不完好时，超前扶棚时应铺单层网护顶。（见工作面平面布置图及巷道支护剖面图） 3、支护要求 1）、超前液压支架前移时，一定要坚持同组交替前移、组组依次前移的原则，前一支架前移后及时用后一支架前伸板护严新暴露的顶板，严禁同组同时降架操作。 2）、前移超前支架沿工作面推进方向由外向里的顺序逐架逐组依次进行，升实一架再操作另一架，否则，严禁继续操作。 3）、操作超前支护支架前应首先观察好顶板，确保顶板安全可靠。顶板不完好时，必须扶设临时支护，单体支柱作腿，大板当梁，一梁两柱，木梁规格为3000（2000）200150mm 。 4）、顶网破碎时，必须及时补网；锚网支护顶板失效时，前移超前支架前，应用单体支柱作腿、大板当梁、一梁两柱倾向扶棚，棚距0.6-1.0米，且降架前在架侧用大板支设临时抬棚将倾向棚抬起。 5）、支护质量应符合如下标准要求 a、支架、支柱应纵横成线，偏差不大于50mm。 b、超前支架前移前应清理净底板浮煤，并做到支撑垂直顶底板，超前支架歪斜不大于5度，液压支柱初撑力不小于24MPa，班班进行二次注液。 c、支柱支在实顶实底上，必须做到迎山有力，单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa，班班进行二次注液，并有现场检测手段。支柱钻底量大于100mm时，应穿铁鞋支护45号钢，直径280mm。顶板不平时，必须用木料衬平，必要时必须用大板打木垛装顶。 d、铰接顶梁之间要用圆柱销联好，保持平直，铰接率应达到100 ，不得出现连续不铰接的顶梁，严禁使用失效的支柱和损坏的一字梁。 e、所有超前液压支架侧护板都应及时伸出支实，护严顶板。 f、三巷巷道净高均不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m。 4、三巷超前支护的长度从工作面煤壁起，往外不得少于20m，单体液压支柱必须拴好安全绳。 5、超前支护以外的巷道出现巷道及支护变形时应及时用单体液压支柱加强支护，单体液压支柱2/3以上，必须上好防倒杆或防倒链。 6、单体液压支柱参数 型号DZ--2.5； DZ--2.8；DZ--3.15 伸缩行程800mm 公称流量110L/min 公称压力20MPa 额定工作载荷25t 额定工作液压318Kg/cm2 油缸直径100mm 泵站压力31.5MPa 初撑载荷11.8～15.7t 底座面积109 cm2 7、金属铰接顶梁 “ 一”字型铰接顶梁型号HDJB600；HDJB1000； “十”字型铰接顶梁型号HDJB1000600 金属双楔铰接顶梁规格 HDJS1； 二、工作面端头的管理 1、运输巷使用ZTZLDCC型超前支护支架跨转载机全断面支护工作面机头出口。 2、当上、下工作面错距为1.2～4m，上工作面上窜或下滑，下工作面下滑或上窜，端尾超前支架与煤壁超过0.5米时，使用“一”字梁或双楔铰接顶梁配合液压单体支柱一梁一柱打棚，柱距1.0m；或者使用一对弹性钢梁加强支护，间距200mm，一梁三柱，倾向距离工作面排头支架不大于300mm，抬棚与支架顺序前移，且每增宽0.5米增加一棚，切顶排打齐戗柱，超前与端头架梁端相齐，滞后直至切顶排处，单体支柱支在铰接顶梁靠采空区侧第三个牙磕处，铰接率确保达到100％。 3、“п”型钢或“双锲梁”支护时，必须由两人以上进行操作，一人托梁，一人打单体支柱，待顶板用护顶材料穿好，再升实支柱；迎头密集支护时，单体液压支柱支设带帽点柱，单体液压支柱间距0.3m，每棵密集支柱跟一棵戗柱。 4、当上下工作面端尾1架距离煤帮大于0.5米时，必须打切顶排并支设切顶密集支柱，每一密集支柱跟一戗柱，丛柱净宽300 mm。 5、双楔梁按要求上齐打紧弧型销，跨前后部运输机机尾上方最多允许2个梁下无支柱。 6、割煤时，允许倒掉面溜机头（尾）前1.0米范围内双楔梁下支柱, 推溜后老塘侧必须及时支柱,单体支设要牢固。 7、端尾切顶排必须及时回撤，最大拖后量不得超过排头架切顶线老塘侧1.0m。回撤顺序为先远后近，先老塘后煤帮；回柱前要先清理加固好安全退路，并确保退路安全畅通。回料时要二人配合作业，一人观察顶板及四周安全情况，另一人回料。 8、金属双楔铰接顶梁支护时，必须由两人进行操作，一人托梁，一人插圆销，在铰接梁插好圆销后，先打后侧的弧形楔，待顶板用护顶材料穿好，再打紧前弧形楔。 9、严格执行好“敲帮问顶”制度和“先支后回”制度。顶板破碎或压力较大时，必须打好临时护身柱，确保人员在安全的条件下作业，严禁空顶作业。 10、回撤单体支柱时，必须实行远方卸载回料，并使用手拉葫芦将卸载的支柱拉出，严禁人员进入老塘内取料或作业；回出的支柱、顶梁等要及时运出，严禁堵塞退路。 11、当工作面端头端尾顶板条件较差时，无法保证正常生产时，根据需要必须及时铺单层或双层金属网。 12、当上、下工作面错距为1.2～4m，端头超前支架走向交替迈步前移，或使用排型钢或双楔梁进行支护。 三、支护材料使用数量、备用数量 1、工作面正常需要单体液压支柱180棵，铁鞋180个，一字顶梁120块，十字梁120块，计算单体备用量1801018棵。 2.12217综采工作面备用支柱各种支护用品备用量按不少于在用量的10计算，DZ-3.15， DZ-2.8，DZ-2.5单体液压支柱各18棵，铰接顶梁各12块，铁鞋（45号钢，直径250mm）18个，坑木5m3，小料5m3，。 3、备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，材料分类摆放整齐，标明材料名称、规格型号、数量、单价等内容，实行挂牌管理，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。 附图5 12213综采工作面支护支护平面布置图及剖面图 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 12213综采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、巷道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的活动规律、来压特征，工作面支架受力特点。 超前支护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上、下工作面上、中、下部均匀布置10条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置基本支架10条,即上工作面分别布置在1、15、30、45、60、75、90、105 、120、131支架上；下工作面分别布置在1、15、30、45、60、75、90、105 、120、132支架上。 2统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔15架作为一观测剖面,区队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。 三、支护质量监测 每旬由生产技术部不定期对工作面和巷道支护质量动态检查两次,对存在的问题,由综采三区立即整改。 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、两材料巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。 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 采煤机前滚筒沿煤层顶板割煤、后滚筒和运输机前移配合装运底煤；集中到桥式转载机和胶带输送机上通过采区皮带运出。 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1.0t矿车或平板车，JD-40绞车，通过上、下材料巷运进工作面。 二、移溜方式 采用推移刮板运输机的方式，推移溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于15m，推移方向为自下（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，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。 2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将刮板运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。 三、煤炭的运输