1212（1）作业规程新.doc

目 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5 第五节 水文地质6 第六节 影响回采的其他因素6 第七节 储量及服务年限7 第八节 煤质情况7 第九节 问题及建议8 第二章 采煤方法及回采工艺8 第一节 巷道布置8 第二节 巷道支护10 第三节 采煤工艺13 第三章 顶板管理16 第一节 支护设计16 第二节 工作面顶板控制17 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制21 第四节 矿压观测23 第四章 生产系统23 第一节 工作面主要设备23 第二节 运输系统28 第三节 通风系统31 第四节 安全监控系统35 第五节 防尘系统36 第六节 灌浆防灭火系统38 第七节 供、排水系统39 第八节 压风系统41 第九节 供电系统42 第十节 工作面各管路及电缆布置平、剖面图45 第十一节 通信、照明系统46 第五章 劳动组织和主要技术经济指标47 第一节 劳动组织和作业循环47 第二节 主要经济技术指标49 第六章 煤质管理50 第一节 原煤灰分管理50 第二节 原煤水分管理51 第三节 其他煤质管理措施52 第七章 安全支术措施52 第一节 一般规定52 第二节 采煤安全技术措施53 第三节 机电安全技术措58 第四节 机电检修安全技术措施64 第八章 灾害防治及避灾路线71 第一节 一般规定及自救、抢救方式71 第二节 避灾路线71 73 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 一、1212（1）工作面位置及井上下关系，见表1。 表1 工作面位置及井上下关系 水平名称 -610m水平 采区名称 西翼 工作面名称 1212（1）综采工作面 煤层名称 11-2煤层西翼一阶段 地面位置 面内有谢庄、村庄公路及塌陷区。 井下位置 本面为西二与西一西联合开采的一阶段，回风顺槽煤层底板标高为-396.9～-426.3米，运输顺槽煤层底板标高-454.7～-490.2米。 东 东至F6断层 西 西起F5矿井边界断层 南 南至-500m煤层底板等高线 北 北至采区回采上限-400m煤层顶板等高线 四邻采掘 情 况 工作面南边1242（1）面、下伏8煤层12228、12128工作面和12328工作面已回采完毕，与12228面采空区垂距约为69～88m。 回采对地面设施的影响 塌陷将影响地面村庄及农田。 地面标高 20.1～27.5m 工作面标高 -396.9～-490.2m 第二节 煤层 一、开采工作面开采煤层情况，见表2。 表2 煤层情况 走向长（米） 3014 倾 斜 长 （米） 127.3/ 228.5 面 积 （平方米） 661168 煤层总厚（米） 1.25～3.4 煤层结构（米） 煤层倾角 （度） 12～16.0 2.38 0.4（0.4）1.98 14.5 可采指数 100 变异系数（） 16.58 稳定程度 稳定 煤 层 情 况 该面煤层稳定，沿顺槽方向煤层顶底板稍有起伏，煤层产状190～205∠12～16，煤厚为1.25～3.4m，平均煤厚2.38m。煤呈黑色，块状～粉末状，呈油脂光泽,见镜煤条带,以暗煤为主,属半亮半暗型煤。煤层顶部普遍发育一层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩，局部地段夹矸变厚，使煤层分层。上顺槽距切眼600～735、2214～2230m煤厚为1.5～2.0m；下顺槽距切眼1990～2090m煤厚为1.5～2.0m，2810～2890m煤厚为1.3～2.0m。煤层顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为细砂岩直接覆盖在煤层之上，底板为泥岩。 第三节 煤层顶底板 一、开采煤层顶板情况，见表3。 表3 煤层顶底板情况表 顶、底板名称 岩石名称 厚度/米 特征 老顶 细砂岩 3.6 灰白色，以石英为主，具波状及斜层理，局部为水平层理，粒度均匀，坚硬致密 直接顶 砂质泥岩 2.62 灰色～浅灰色，较破碎、性脆易碎，局部相变为泥岩 伪 顶 直接底 泥岩 3.96 灰色～深灰色，以泥质为主，含植物化石碎片，局部发育一层0～0.54m的煤线 二、 1212（1）工作面综合柱状图，见附图1。 第四节 地质构造 一、断层情况及其对回采的影响，见表4。 表4 断层情况表 构 造 名 称 倾 向 / 度 倾 角 / 度 性 质 落 差 / 米 对 回 采 的 影 响 程 度 F5 正 15～30 有影响 F4 65 正 0～5 有影响 F6 100～130 70 正 15～25 有影响 Fs225 正 4 有影响 Fs226 正 3 有影响 Fs210 正 8 有影响 Fs234 正 3 有影响 Fs233 正 5 有影响 Fs235 65～75 正 0～7 有影响 Fs220 正 8 有影响 二、地质构造情况 第五节 水文地质 一、水文地质情况及防治水 1、12121工作面为西二与西一西联合开采的一阶段工作面,根据矿井初步设计，西二、西一采区的回采上限为-400m标高线，上顺槽实测煤层顶板最高标高为-394.3米, 上顺槽距切眼271～1320m范围内提高回采上限0～5.7m。 2、本面上顺槽对应基岩厚度在25.25～86.27m之间，“红层”中隔厚度在16.0～44.35m之间，留设最小防水煤岩柱高度为61.45m。1212（1）工作面含水层下开采设计已上报上级有关管理部门审批。 3、本面老顶赋存有砂岩，局部地段裂隙发育，含砂岩裂隙水，与其它含水层无直接联系，属静储量消耗型。 4、本面上下顺槽、切眼、下降风巷及增架切眼在掘进时顶板有滴、淋水现象, 且1242（1）工作面下顺槽在掘进时发生砂岩裂隙水突水，瞬时最大涌水量达25M3/h。 5、面内有十2、九-十1、补Ⅶ3和补Ⅵ1钻孔通过，其中九-十1、补Ⅶ3和补Ⅵ1孔已经12228工作面回采验证不导水；十2孔终孔深度为520.35米，该钻孔从13-1煤层底板至终孔无岩心资料、无测井曲线，未见11-2煤，且封孔质量不详，回采前应坚持“有疑必探，先探后采”原则，提前查明钻孔是否导水。 6、本面在初放以及正常回采期间顶板可能出水，必须备有排水量不小于300 M3/h的排水设施，并保证排水设施能随时运转。本工作面煤层顶板赋存有砂岩，局部含砂岩裂隙水，与其它含水层无直接水力联系，属静储量型，在构造带和裂隙发育地段可能有淋水、涌水现象。 第六节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质情况，见表5。 表5 影响回采的其他地质情况 瓦 斯 煤 层 爆炸性强 煤的自然 易自燃 地 温 26～33℃ 地 压 普氏硬度（F） 煤 层 夹 矸 直 接 底 直 接 顶 第七节 储量及服务年限 一、储量 表6 储量 储 量 计 算 块段号 走 向 长 （ 米） 游标值 倾 向 长 （ 米） 常 数 斜面积 平方米 煤 厚 m 容 重 T/M3 工 业 储 量 T 回采 率 可 采 储 量 T 1 3014 127.3/ 228.5 661168 2.38 1.40 2203012 95 2092861 二、工作面服务年限 工作面服务年限开采推进度/设计月推进度 301426411.5个月 第八节 煤质情况 M A（） V（） Q FC S（） Y（） 工业版号 1.46 17.23 35.82 6773 0.5 8 QM 摘自精查地质报告，回采后的毛煤煤质应以煤炭管理科为准。 第九节 问题及建议 1、12121工作面为西二与西一西联合开采的一阶段工作面,根据矿井初步设计，西二、西一采区的回采上限为-400m标高线，上顺槽实测煤层顶板最高标高为-394.3米, 上顺槽距切眼271～1320m范围内提高回采上限0～5.7m。 2、本面上顺槽对应基岩厚度在25.25～86.27m之间，“红层”中隔厚度在16.0～44.35m之间，留设最小防水煤岩柱高度为61.45m。1212（1）工作面含水层下开采设计已上报上级有关管理部门审批。 3、本面老顶赋存有砂岩，局部地段裂隙发育，含砂岩裂隙水，与其它含水层无直接联系，属静储量消耗型。 4、本面上下顺槽、切眼、下降风巷及增架切眼在掘进时顶板有滴、淋水现象, 且1242（1）工作面下顺槽在掘进时发生砂岩裂隙水突水，瞬时最大涌水量达25M3/h。 5、面内有十2、九-十1、补Ⅶ3和补Ⅵ1钻孔通过，其中九-十1、补Ⅶ3和补Ⅵ1孔已经12228工作面回采验证不导水；十2孔终孔深度为520.35米，该钻孔从13-1煤层底板至终孔无岩心资料、无测井曲线，未见11-2煤，且封孔质量不详，回采前应坚持“有疑必探，先探后采”原则，提前查明钻孔是否导水。 6、本面在初放以及正常回采期间顶板可能出水，必须备有排水量不小于300 M3/h的排水设施，并保证排水设施能随时运转。 第二章 采煤方法及回采工艺 第一节 巷道布置 一、工作面顺槽布置 本工作面设计采用运输顺槽与回风顺槽平行布置方式，其中运输顺槽为机轨合一布置。 1、工作面运输顺槽布置 12121运输顺槽布置在与回风顺槽平距225.546m两巷中线平距的位置。 运输顺槽为机轨合一布置，皮带在上帮，轨道在下帮。为保证皮带机运输，巷道起伏坡度应不大于10。 2、运输斜巷布置 布置在运输顺槽与第一中部车场之间布置一条运输斜巷，与运输顺槽夹角为160，该巷为机轨合一。由于运输顺槽与运输斜巷之间有夹角，故运输顺槽外部的皮带机选用转弯皮带机。 3、工作面回风顺槽布置 回采上限为-400m标高线，上顺槽实测煤层顶板最高标高为-394.3米, 上顺槽距切眼271～1320m范围内提高回采上限0～5.7m。 为保证无极绳绞车运输，巷道起伏坡度应不大于10。 4、回风联巷布置 回风顺槽与11-2回风上山上平段之间布置一条回风联巷，用于回风及运输。 二、溜煤眼布置 运输斜巷与皮带上山相交处布置溜煤立眼，用于出煤。 三、开切眼布置 布置在距F5断层（井田西边界）东侧50m处，与运输顺槽夹角为95。 四、中部煤上山布置 由于本工作面走向较长，在F4断层东侧布置一条中部煤上山，解决长距离掘进通风、供电及监控等问题；若过断层需跳采，该煤上山则作为倒装切眼。 五、出煤上山布置 在回风顺槽与运输顺槽之间布置一条出煤上山，解决回风顺槽掘进期间的出煤。 六、巷道布置平面图 第二节 巷道支护 一、支护设计 锚杆选用20MnSi左旋无纵筋高性能等强螺纹钢预拉力等强锚杆，其屈服强度为410MPa，抗拉强度为650MPa，破断力为180KN，延伸率为22。 锚杆托盘采用Q235-AF钢，δ8 mm，规格为150150 mm。 锚索选用高强度、低松弛粘结式17钢绞线，直径15.24mm，强度1860N/mm2,延伸率≥3.5％，最低破断载荷260KN；锚索托盘使用U29钢压制而成，其规格300300mm。 玻璃钢锚杆抗拉强度≮200Mpa，抗剪强度≮70MPa，扭矩≮40Nm，尾部螺纹承载力≮50KN。 1、 1212（1）上顺槽支护 1212（1）上顺槽接近风氧化带，巷道断面形状设计为直墙斜顶矩形，其断面尺寸净宽中高48002800mm；巷道顶板采用6根Ф202500mm锚杆，锚杆间排距9001000mm；高帮采用4根Ф202000mm锚杆，锚杆间排距7501000mm；低帮采用3根Ф202000mm锚杆，锚杆间排距6001000mm；在巷道顶板按“2020”型式布置15.245000mm锚索，即锚索间排距为20002000mm。 2、 1212（1）下顺槽支护 1212（1）下顺槽为实体巷道，巷道断面形状设计为直墙斜顶矩形，其断面尺寸净宽中高48002800mm；巷道顶板采用6根Ф202500mm锚杆，锚杆间排距9001000mm；高帮采用4根Ф202000mm锚杆，锚杆间排距10001000mm；低帮采用3根Ф202000mm锚杆，锚杆间排距9001000mm；在巷道顶板按“2020”型式布置Ф15.245000mm锚索，即间排距为20002000mm。 3、1212（1）中部煤上山及出煤上山支护 1212（1）中部煤上山及出煤上山为实体巷道，巷道断面形状设计为矩形，其断面尺寸净宽净高42002800mm；顶板采用5根Ф202500mm锚杆，锚杆间排距9001000mm；两帮均采用3根Ф202000mm锚杆，锚杆间排距11001000mm。在巷道顶板按“2020”型式布置Ф15.245000mm锚索，即间排距为20002200mm。 4、1212（1）切眼支护 1212（1）切眼位于F5断层东侧约50m左右，与顺槽夹角95，切眼导硐断面为矩形, 断面尺寸（宽高） 4200m2800mm。顶板采用5根Ф202500mm锚杆，锚杆间排距9001000mm；老塘帮采用4根Ф201800mm玻璃钢锚杆，玻璃钢锚杆间排距7501000mm；扩面帮采用3根Ф201800mm玻璃钢锚杆，锚杆间排距11001000mm；在巷道顶板按“2020”型式布置Ф15.245000mm锚索，即间排距为20002000mm。 5、切眼扩面支护 切眼扩面巷道断面尺寸（宽高） 2800m2800mm，巷道顶板采用4根Ф202500mm锚杆，间排距9001000mm；帮部采用4根201800mm玻璃钢锚杆，间排距8001000mm；扩面前，在距老塘帮2500mm和3500mm处各打一排单体挑棚，扩面期间，在扩面巷距原挑棚1000mm处再施工一排单体挑棚，所有挑棚一梁四柱，梁为4500㎜长11工字钢，首尾相接。单体型号为DZ-35或DZ-28型。 二、巷道锚杆支护设计平、断面图 三、支护参数 1、锚固参数及确定依据 由于选定锚杆眼孔径28mm和锚杆直径20mm，根据 “三径”匹配的关系和锚固力要求，参考锚固剂性能、锚杆和岩体力学性能以及锚固段长度与锚固力关系，选用Z2360锚固剂，采用加长锚固方式，顶板每根锚杆使用2支Z2360锚固剂，帮部每根锚杆使用1支Z2360锚固剂。 根据1212（1）工作面地质条件，为确保顶板的稳定，采用打Ф15.245000mm锚索来加强巷道支护效果。由于锚索眼孔径选定28mm和锚索直径15.24mm，根据“三径”匹配的关系和锚固力要求，参考锚固剂性能、锚索和岩体力学性能以及锚固段长度与锚固力关系，选用Z2360锚固剂，采用加长锚固方式，每根锚索眼使用3支Z2360型锚固剂。 2、锚杆预紧力矩、锚杆设计锚固力 顶、帮锚杆设计锚固力分别为80KN和60KN，预紧力矩分别不低于100Nm和60Nm；帮部玻璃钢锚杆设计锚固力不低于40KN，预紧力矩不低于50Nm；锚索预紧力不小于60KN。 3、钢带型式、强度、规格 巷道上、下顺槽顶板均使用长4.8m M5钢带，上顺槽高帮使用3.2mM4钢带，低帮使用2.0mM4钢带；下顺槽高、低帮分别使用3.2m和2.0m轻型钢带，其中下顺槽自出煤上山向里100m高、低帮分别使用3.2m和2.0mＭ4钢带；中部煤上山及出煤上山顶板采用4.2mM5钢带，两帮均采用2.6mＭ4钢带；切眼导硐和切眼扩面巷顶板分别采用4.2m和3.2mM5钢带，老塘帮采用2.6m钢筋梯子，扩面帮及扩后煤壁帮不使用钢带或钢筋梯子。 钢带屈服强度大于215MPa，抗拉强度大于400MPa。 4、金属网型式、强度、规格 巷道上、下顺槽顶板均采用55001200mm的金属网；高帮采用35001200mm，低帮采用25001200mm；中部煤上山、出煤上山及切眼导硐顶板采用46001200mm的金属网，两帮均采用30001200mm金属网；切眼扩面巷顶板及煤壁帮均采用32001200mm金属网。金属网的钢丝抗拉强度450MPa，伸长率≧12，强度降低率≦10。 第三节 采煤工艺 一、采煤方法 1、采煤方法 本面采用单一走向长壁、区内后退式、一次采全高、全部跨落法综合机械化采煤。 2、采高确定 根据地质资料提供的数据，工作面煤厚平均为平均煤厚2.38m，考虑职工操作安全因素,确定工作面平均采高度为2.38m（煤层变薄带不得低于2.0m，煤层变厚带不得高于2.8m），初放期间采高控制在2.3～2.4m。 二、采煤工艺流程 割煤 -→ 移架 -→ 推移刮板输送机。 三、割煤 1、采用SL-300型双滚筒电牵引采煤机跟顶底板双向割煤，往返一次进两刀，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤。 ⑴ 煤机割透机头（机尾）煤壁后，将前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿输送机弯曲段斜切入煤壁,进入输送机直线段,以采煤机前滚筒为准。 ⑵ 煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到设计值后停止牵引。 ⑶ 顺序推溜并移架后，调换前、后滚筒位置,反向割煤。 ⑷ 采煤机再次割透机头（机尾）煤壁后，调换前、后滚筒位置，向机尾（机头）割煤，进入下一个循环的割煤。 2、端头斜切进刀具体方法，见图。 端头斜切割三角煤进刀示意图（以下端头为例） 第一步 前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿输送机弯曲段斜切入煤壁。 第二步 采煤机机身全部进入直线段且两滚筒的截深都达到0.8m后停机。 第三步 调换前后滚筒位置，反向割煤。 第四步 再次调换前后滚筒位置，开始下一个循环。 3、装煤方法 利用机组滚筒叶片和刮板机铲煤板，联合将煤自行装入运输机，人工清理架间浮煤。 4、运煤方法 采用机械运煤,工作面布置一部SGZ－900/1050型刮板输送机，下顺槽由里向外分别布置一部SZZ－800/315型转载机、一部PCM-200型破碎机、一部SSJ1000/2250型可伸缩胶带输送机（三部）、一部SSJ1000/2250型可伸缩胶带输送机（二部）、STJ12000/2250型皮带机（一部）。 四、支护方式及移架 采用ZZ6400－15/30型普通液压支架147架对工作面进行支护。 采煤机割煤后，及时伸出支架的伸缩梁护住顶板，移架采用带压擦顶移架，少降快拉。移够步距后立即升架；支护方式为分段接力追机顺序移架，支架操作方式为本架操作；升架接顶后，继续供液3～5s，确保支架达到初撑力。 五、推移刮板输送机 利用液压支架推移千斤顶和导向杆推移刮板输送机。 六、各工序正常作业间距 ⑴、斜切进刀间距≥25m； ⑵、割煤与移架间距≥5m； ⑶、割煤与推溜间距≥15m，且刮板输送机弯曲段≥15m； ⑷、割煤与端头作业间距≥25m。 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、设备型号 1、根据设计，本面选用的液压支架为ZZ6400/15/30型支架，并由BRW-400/31.5型乳化泵提供动力。 2、工作面控顶距图 3、支护设备主要技术参数 支 架 型 号ZZ6400/15/30 支 撑 高 度1.5～3.0m 支 架 宽 度1.43～1.60m 支 架 中 心 距1.5m 支 护 强 度大于0.859 Mpa 对 地 比 压1.76Mpa 工 作 阻 力6400KN/架 初 撑 力5236KN 推 移 行 程900mm 适 应 角 度 ＜15 操 作 方 式本架 系 统 压 力28 Mpa 二、支架支护强度验算 支护强度核算QMKR 式中Q预计支护强度； MPa M采高为2.38m； K增载系数，取8.0； R顶板岩石容重，取2.5t/m3。 则 QMKR2.3882.59.810-30.467MPa 三、验算结论 所选支架支护强度（P）为0.859MPa ，而顶板压力（Q）预计为0.549MPa，由于0.467Mpa0.859 Mpa、 Q＜P ，所以支架支护强度满足顶板压力的要求。由支架支护强度验算可能性知，该支架对谢桥矿11-2煤层及顶底板条件是基本适应的，故本面选用ZZ6400-15/30型支撑掩护式液压支架控制顶板。 四、乳化液泵站 1、泵站选型 BRW400/31.5型乳化泵 额定压力31.5Mpa 公称流量400l/ min 柱塞直径56mm 柱塞行程64（80）mm 柱塞数目5 曲轴转速552（425）r／min 电机功率250KW（南阳） 额定电压660v／1140v 配套液箱容积 3000L（主液箱2000L，辅助液箱1000L） 2、泵站数量 布置2台BRW400/31.5型乳化泵，一台使用一台备用。 3、泵站设置位置 泵站布置在工作面运输顺槽距工作面煤壁1120m。工作面推进一定距离而前移泵站。 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区，最小控顶距为4.674m，最大控顶距为5.474m，放项步距0.8m。工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架、伸出伸缩梁，移架在采煤机割过3～5架后进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。 二、正常工作时期的特殊支护方式 1、如果顶板破碎，必须采用立即支护，即采煤机后滚筒割过后，带压及时移架、伸出伸缩梁，并采用架头插铁管方法管理顶板。 2、如果工作面片帮达700mm时，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。 三、回柱放顶与其他工序平行作业安全管理 回柱放顶的方法是使用绞车（即上端头用JM-14型绞车、下端头用JM-11型绞车）、配合滑轮，严禁人工放顶。 1、回柱前，维护好附近支护，找掉顶帮活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。 2、回柱方法是用单体卸液手把远方操作，由里向外，由下向上，先柱后梁。 3、注意事项 ⑴ 放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后工作。 ⑵ 回单体前，钢梁须用双股10铁丝吊挂牢固。 ⑶ 回单体时，慢试慢回，严禁猛回。 ⑷ 放顶时严禁动附近的支架。 ⑸ 对埋得深的单体不能硬拉，须采用卧底法处理。 ⑹ 绞车要支设牢固，绳和绞车要符合规定，放顶时人员躲到不能发生崩绳、崩柱、甩钩、断绳等伤人的安全地点。 ⑺ 放顶线有窜矸喷碴危险时要设挡矸帘。 四、特殊时期的顶板管理 （一）工作面初采、初次放顶及周期来压期间安全技术管理 1、工作面初采前，生产单位必须编制专门的安全技术措施，审批后贯彻执行。 2、工作面初放期间，矿成立初放领导小组，加强现场管理及矿压观测工作，由生产技术科牵头成立矿压观测小组，收集观测数据，技术部门应及时掌握矿压显现及变化规律，指导初放工作。 3、加强工作面矿压观测、水文预测预报、瓦斯涌出量的检测工作，发现问题及时向矿调度汇报，并采取针对性措施进行处理，同时保证排水系统正常运转。 4、必须严格工作面质量管理，严格进行工作面支护质量的班后评估和顶板动态的监测，并认真分析处理，及时将结果反馈到生产现场，以便针对问题采取相应措施进行处理。 5、初放期间，工作面跟底板回采，采高必须控制在2.8～3.0m。 6、加强工作面顶板、煤壁管理，煤机割煤后，及时使用伸缩梁、护帮板；带压擦顶移架，超前支护顶板；若片帮严重,超前移架不能有效支护顶板时，必须架设走向木棚支护顶板，或采用聚胺脂木锚杆固帮的方式管理煤壁。 7、加强上下出口的安全管理，若采空区顶板不能及时冒落，可在上、下隅角使用δ0.15m1.6（2.4）m双面扒皮料架设木垛支护顶板，木垛与顶、底板要接实。 8、工作面遇岩石段，煤机截割困难时，采取先放松动炮，再进行采煤机截割方式推进（回采需放炮时，另行编制放炮专项安全技术措施）。 9、工作面要确保达到“三直、两平、一净、二畅通”的要求，架间浮煤、杂物清理干净。 10、加强液压系统的日常检修和维护，确保完好，泵站压力达到规定值，支架初撑力不低于规定值得80。 11、加强煤机、输送机等各机电设备的检修与维护工作，确保采面在来压期间正常运转。 （二）煤壁、顶板事故预防及处理措施 1、加强地质预报工作，工作面过地质异常区前，地质部门须及时向有关职能科室和综采队提供详细的地质资料，施工单位前编制专项安全技术措施。 2、定期进行顶板动态监测，调查顶板活动规律，进行顶板来压预测，防止片帮冒顶事故的发生。 3、加强工作面支护质量管理，支架保持良好的支护状态。 4、坚持正规循环作业，加强机电设备的检修，确保工作面正常推进。加强工作面支架检修工作，杜绝漏液、卸液、串液现象。 5、人员操作煤机、支架及行走时都应在架档内进行，架前清理前必须伸出伸缩梁、护帮板护住顶、帮，同时注意观察煤帮和架档情况，防止片帮、掉矸伤人。 6、追机移架支护顶板，确保端面距不超过340mm，必要时采取带压擦顶移架，及时伸出护帮板、伸缩梁进行护帮、护顶，支架达到初撑力，当煤机割过后煤壁发生片帮且移架速度跟不上采煤机时，应停掉煤机进行移架。 7、若局部片帮掉顶严重，支架不能有效支护顶板时，可架设走向木棚支护顶板。 ⑴ 架走向棚管理顶板时，必须从片帮处向上顶板完好处开茬，施工顺序按照从上往下、先老塘侧后煤壁侧顺序进行；开茬处使用δ0.15m2.4m的双面扒皮料为梁，DZ-28（25）单体为腿架设倾向棚，一梁两柱，倾向棚间距600mm，第一棚距离支架架头200mm，并在倾向棚梁下使用δ0.15m2.4m的双面扒皮料架设走向棚，走向棚一端与支架前梁搭接200mm，另一端使用单体支撑与顶板接劲，一架两棚，棚间距0.75m。 ⑵ 沿开茬口向下按上一条架走向棚方法架设走向棚。 ⑶ 走向棚梁下用δ0.15m2.4m的双面扒皮料为梁、DZ-28（25）单体为腿挑临时倾向棚，一梁二柱；连续架走向木棚沿倾向距离达到4.5m时，要架设正规倾向挑棚，棚梁使用I11-4.5m工字钢，棚柱使用DZ-28（25）单体，一梁四柱；倾向棚架设在距走向棚煤壁一端0.4m处，棚梁间对口搭接。 ⑷ 使用搪材、笆片等将顶帮过严背实。 ⑸ 棚梁与棚腿间要用双股10铁丝拴牢。 ⑹ 架棚施工要有班队长现场统一指挥，并安设有经验的工人专门观察顶板。 8、当大范围出现片帮、冒顶时，使用聚胺酯药包、木锚杆加固煤壁配合架设走向棚的方法进行管理，并编制专项安全技术措施。 9、若煤壁侧发生片帮、冒顶，按以下措施执行 ⑴ 人员进入煤壁侧处理煤壁冒顶前，使用适长的圆木或扒皮料配合塘柴、笆片将施工地点的煤壁背实。 ⑵ 处理冒顶前，必须要先检查瓦斯情况。若瓦斯超限或积聚，须处理掉瓦斯后方可作业。 ⑶ 施工时要按照从上向下、由外向里的顺序施工；施工过程中，由班长或跟班队长现场统一指挥，并设专人观察顶板状况。 ⑷ 处理冒顶时，必须将高冒区填实封闭。 （三）过地质异常区及地质钻孔等 1、 工作面过断层时应加强支架、煤机、转型机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。 2、 地质部门必须在工作面回采至距地质异常区前100m ,即提供异常区内详细的地质情况，以便提前采取针对性措施。 3、生产单位技术人员接到通知后根据工作面现场情况及时编制好切实可行的专项安全技术措施，报矿审批后贯彻执行。 （四）停采前的顶板控制 工作面停采前距停采线30m时要升高采高，距离停产线15m时纫网纫绳，具体规定需要制定专门的措施报批执行。 （五）工作面加架时顶板管理 1、工作面停采前距停采线30m时要升高采高。 2、停采前，使用DZ-28型单体（或δ0.15m2.6m双面扒皮料）、搪材、笆片打贴帮柱护帮。 3、及时编制好切实可行的各专项安全技术措施，报矿审批后贯彻执行。 （六）支架规格质量要求 1、支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm,中心距偏量不超过100mm。 2、支架要垂直顶底板，歪斜不超过5，与顶板接触严密，迎山有劲，支架初撑力不得低于额定值80。 3、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰角小于7度，最大俯角小于5度。 4、相邻支架间的错茬不得超过顶梁侧护板的2/3，支架不挤不咬，架间空隙不超过100mm。 5、支架要保持完好，无窜液，漏液，不自动卸载。 6、架内无浮煤矸、杂物堆积，管线、电缆吊挂整齐。 7、及时移架，控制端面距不超过340mm。 8、支架与工作面刮板输送机垂直，偏差不得超过5，在调整工作面刮板输送机的上窜下滑时，要尽量保持好支架与刮板输送机的相对位置。 9、支架损坏部位要及时更换，不得带病作业。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 1、运输巷、回风巷超前支护 2、上下安全出口加强管理的有关规定 工作面上、下顺槽主要为锚索网支护，上顺槽S281m～S109-3m、S127-4m～S120-8m段为架29U型棚支护。锚索网支护和架棚支护段超前支护均按下列规定执行。 ⑴ 上顺槽工作面煤壁向外50m范围内沿走向用矿用11工字钢挑三排棚距巷帮400mm处各一排,巷道中间架一排,50m～100m米范围内挑双排棚距上帮400mm处架一排,巷道中间架一排。 ⑵ 下顺槽工作面煤壁向外30m范围内沿走向用矿用11工字钢挑三排棚距巷帮400mm处各一排, 距转载机下帮300mm处架一排，30m～50m挑双排棚距上帮400mm处架一排,距转载或胶带输送机下帮300mm处架一排，50m～100m挑单排棚距胶带输送机下帮300mm处架一排。 ⑶ 如果巷道顶板破碎或压力显现强烈，可采取增加走向挑棚距离和提高支护强度的方法管理顶板，必要时可采取套棚加强。确保上、下出口20m范围内高度不得低于1.8m ，人行道宽度不低于700mm，以保安全证畅通。 ⑷ 在上、下端头支架架边200mm处用11长6.5m工字钢挑双排走向挑棚，并随支架的前移而交替迈步前移，6.5m工字钢挑棚要始终横跨机头、机尾，保证不低于一梁四柱，其中一根工字钢钢梁梁端不得超过端头支架后立柱。 ⑸ 如果端头顶板破碎或压力显现异常，应在工作面上、下端头4架范围内联双层金属网，用18铁丝联接，网扣距200mm，两层金属网错距为200mm，并托料管理顶板，托料规格为φ2004000mm的圆木，间距为800～1600mm。 ⑹ 工作面上、下三角煤体松软破碎时，应架三角斜跨棚管理顶板，梁子用φ2004000mm 的圆木，一端搭在支架架头上，搭接长度不少于200㎜，另一端用DZ-28型单体做腿子，一梁两柱，并用大笆、塘材将顶过严。 ⑺ 上下顺槽超前支护范围内要加强支护管理，架设正规挑棚，挑棚成一条直线，顺槽内单体支设后三芯阀出口方向应与工作面推进方向一致。 ⑻ 单体初次使用前必须先放气，单体须迎山有劲，底板松软时单体须穿铁鞋,确保单体初撑力不低于50KN,单体活柱不少于200mm，并用双股10铁丝吊挂牢固。 ⑼ 上下顺槽超前支护范围内若断面不能满足生产要求，需采取分段分次卧底和撕帮及超前套棚，具体措施另行编制。 ⑽ 下顺槽木点柱支护段须提前挑棚。 ⑾ 工作面上、下出口必须安设专人进行维护，安全出口范围内无断梁折柱，支柱完整无缺，无淤泥、积水，无杂物废料堆积，保证足够的通风、行人、运输断面。 ⑿ 上、下顺槽U型棚、梯形棚支护段须提前改棚，具体措施另行编制。 ⒀ 加强上下顺槽顶板支护的巡视，发现问题及时汇报并采取措施处理。 3、特殊支护 ⑴ 如果端头压力过大,顶板破碎,一般支护难以控制顶板时,可采用在上、下隅角装木垛加强支护。木垛用φ200mm1400mm（或2400mm）的双面扒皮料按“井”字型搭接， 打在实底上；木垛随着工作面的推进而前移。 ⑵ 在巷道局部地点压力过大可打木点柱支护，木点柱规格为φ200mm4000mm（3200mm或2800mm）的圆木。打木点柱要挖柱窝，深度不小于200mm。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 1、初放期间，由技术科牵头成立矿压观测小组，小组成员要按要求收集观测数据并将收集到的数据及时上交技术科，技术科应及时掌握矿压显现及变化规律，指导初放工作。 2、初放结束后，由生产单位技术人员负责工作面顶板动态监测，以及工作面上下顺槽顶板变化情况，并将观测数据存档。 二、矿压观测方法 1、测点布置 ⑴ 在上下顺槽分别布置三组测站，测量巷道的顶底板及两帮的位移量，每组测站设两个测点。在掘进时，应在上下顺槽安设顶板离仪观测顺槽顶板离层情况。 ⑵ 工作面每10架液压支架要布置一组支架压力表，每组两块，用于观测支架前后立柱受力状态。 2、管理规定 ⑴ 采面顶板观测主要是对支架初撑力和工作阻力进行监测。 ⑵ 对顶板破碎区、地质异常区要加强监测，所有监测数据必须准确无误。 ⑶ 保证压力表完好，对损坏的、不准确的压力表要及时更换。 第四章 生产系统 第一节 工作面主要设备 一、工作面机电设备配备，见表6。 表6 工作面设备配备 序号 设备名称 规格型号 单位 数量 使用地点 1 支架 ZZ6400/15/30 架 147 1212（1）工作面 2 采煤机 SL-300 台 1 1212（1）工作面 3 刮板输送机 SGZ-900/1050 台 1 1212（1）工作面 4 转载机 SZZ-800/315 台 1 1212（1）运输顺槽 5 破碎机 PCM-200 台 1 1212（1）运输顺槽 6 胶带输送机 SSJ1000/2250 部 2 1212（1）运输顺槽 7 胶带输送机 STJ1200/2315 部 1 运输顺槽出煤斜巷 8 乳化液泵 BRW-400/31.5 台 2 1212（1）运输顺槽 9 移动变电站 KBSGZY-1250KVA-6/1.2 台 1 中部煤上山 10 移动变电站 KBSGZY-500KVA-6/0.69 台 1 中部煤上山 11 移动变电站 KBSGZY-2500KVA-6/3.3 台 2 1212（1）运输顺槽 12 移动变电站 KBSGZY-1250KVA-6/1.2 台 1 西一C组轨道上山一车场