3422综采面作业规程.doc

编号：HC/QCJS-01新汶矿业集团孙村煤矿采煤工作面作业规程采煤工作面名称：3422工作面编 制 人：亓东波、王汉忠区 队 长：王传华 施 工 单 位：综采三区批 准 人：张殿镇 编 制 日 期: 2004年12月25日执 行 日 期: 2005年02月10日目 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 7第七节 储量及服务年限 7第二章 采煤方法第一节 巷道布置 8第二节 采煤工艺 8第三节 设备配置 10第三章 顶板管理 第一节 支护设计 12第二节 工作面顶板管理 16第三节 顺槽及端头顶板管理 16第四节 矿压观测 17第四章 生产系统 第一节 运输系统 19第二节 通防与监控系统 19第三节 排水系统 23第四节 供电系统 24第五节 通讯照明系统 25第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 26第二节 主要经济技术指标 27第六章 灾害预防及避灾路线 28第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 29第二节 顶板管理 32第三节 防治水 35第四节 爆破管理 35第五节 通防及安全监测 38第六节 运输管理 40第七节 机电管理 43第八节 其它 47矿 审 批 意 见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新汶矿业集团孙村煤矿3422综采工作面施工单位综采三区复查时间参加复查人员签字施工单位: 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 日安监处: 年 月 日总工程师: 年 月 日存在主要问题处理意见第一章 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水平采区名称前三采区地面标高(m)+183.84井下标高(m)-855.09- -937.47地面的相对位置3422工作面对应的地面位置为南公庄及以东的一片农田。回采对地面设施的影响工作面回采后地表将轻微沉降，最大可达0.18m，但对民房不会造成斑裂，可正常开采。井下位置及相邻关系3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米 立井煤柱线，以南3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。走向长度(m)433-465倾斜长度(m)145面积(m2)67097.8第二节 煤 层煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度(m)1.28-2.191.82煤层结构简单煤层倾角（）26.1-26.8开采煤层4煤 种气煤稳定程度稳定 煤层情况描述3422工作面煤层稳定，结构简单，倾向为43-76,倾角26.1-26.8,平均倾角为26.4,煤层厚度1.282.19m，平均厚度1.82m,煤层变异系数为13.6%，可采指数为1。附图一：3422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 征顶板中粒砂岩14.0-18.0煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.018.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.60.8m的灰色粉砂岩。煤4煤1.28-2.191.82煤层稳定，结构简单底板粉砂岩1.7-2.0底板为灰色粉砂岩，厚度1.7-2.0m，层理发育、含植物碎屑化石，抗压强度14.1 MPa。 第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面地质构造简单，本工作面内没有断层构造。二、褶曲情况以及对回采的影响：本面走向313向西逐渐变为346，形成轻缓的向斜构造。三、冲击地压：本工作面经煤科总院北京开采所对四层煤及顶板所作的冲击倾向性鉴定结论，四层煤属中等冲击倾向煤层，顶板无冲击倾向，该工作面为冲击地压煤层工作面，严格按冲击地压工作面管理。附图二: 3422工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。第五节 水文地质水文地质情况一、涌水量工作面正常涌水量为0.041m3/min，最大涌水量为0.082m3/min。二、含水层（顶部和底部）分析本工作面水文地质条件简单，主要是顶板砂岩裂隙水，在顶板裂隙较发育地段，以滴、淋水形式出现。工作面掘进回风巷时，已将3420-21工作面老空水放净，预计回采时局部低洼处可能还有少量的积水。三、其它水源的分析：工作面防尘水等。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。煤的自燃倾向性有自燃倾向，发火期6-12个月地温危害地温较高，应采取降温措施。冲击地压危害冲击地压危险第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：16.6万t，可采储量：15.8万t。二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=158000/57288=2.8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-800前三采区是根据孙村煤矿2003年9月优化设计投入生产的。工作面采用走向长壁后退式布置。采区南侧轨道顺槽通过区段轨道巷与-1050管子井连接；北侧下巷运输顺槽直接与运煤上山、前三煤仓连接，通过区段轨道巷与-1050进风上山连接。3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米立井煤柱线，以南3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。采区煤仓容量200t。二、工作面轨道顺槽3422工作面上平巷为轨道顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设轨道。轨道顺槽采用锚网带支护，锚杆为201800mm（202000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.m，净高2.m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽内布置有108mm防尘管路一趟，50mm排水管路一趟，50mm高压风管路一趟，25mm高压供液管路一趟，并在靠近工作面处安设移动电站、泵站各一处。三、工作面运输顺槽3422工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道上帮敷设皮带。运输顺槽采用锚带网支护，锚杆为201800mm（202000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm。巷道采用梯形断面，净宽2.8m，净高2.4m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽内布置有108mm防尘管路一趟，50mm排水管路一趟，50mm高压风管路一趟。四、工作面切眼切眼沿煤层布置，采用锚网带加锚索支护，锚杆为18200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm；锚索沿倾向在切眼中间布置两排，间距3.2 m，排距2.4m。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.2m,断面积11.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料、安装。附图三：3422工作面位置及巷道布置图(1:1000)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，采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、液压支架支护顶板。（1）溜头进刀及割煤：采煤机下行割煤至溜头时，推移采煤机以上溜子。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。将采煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。采煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。采煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。采煤机上行至吃刀茬处，推移采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：采煤机上行割煤至溜尾时，推移采煤机以下溜子。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。将采煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。采煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。采煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。采煤机下行至吃刀茬处，推移采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。附图四：3422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，采煤机进刀深度为0.6m，采煤机牵引速度为0-6m/min,在割煤过程中,采煤机速度要适宜，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35架，追机作业，移架步距0.6m。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为：1、收回护帮板、侧护板；2、降柱使顶梁略离顶板；3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)；4、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；5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5s，以保证达到要求初撑力（24MPa）;6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架；7、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510m，推移步距0.6m，运输机保持平、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133m，因工作面切眼以上布置有30m的斜盘，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1.82m，割煤时回收率0.95，则日产量1451.820.61.36100.952046t月产量20462857288t第三节 设备配置一、支架：工作面安装支架97架，支架主要技术参数:型 号：ZY24001226 工作阻力：2400kN初 撑 力：1950-2026 kN 支架高度：1200-2600mm支架宽度：1410-1580mm 支护强度：0.50-0.53MPa 底板比压（前端）：平均1.18MPa 立柱行程二、采煤机：采煤机型号：MG160/375-BW 采高：1.43.2m截深：630 mm 适用倾角：350滚筒直径：1400 滚筒转速： 46.5r/min摇臂长度：1800mm 摇臂中心距：5850mm牵引力：350kN牵引速度：6.0m/min牵引型式：齿轮销轨 机面高度：1200mm最小卧底量：235mm灭尘方式：内外喷雾装机功率：1602+55kW 电压：1140V机重：27t三、运输设备1、刮板输送机（一部）：型号：SGD-630264W(1)主机设计长度：210m 出厂长度：200m输送量：400t/h 垂直方向弯曲：30水平方向弯曲：10 中部槽规格：1500630248mm哑铃销连接强度：1500KN(2)刮板链型式：中单链 规格：30108mm刮板链速0.93m/s 刮板间距：1080mm园环链破断接力：1130kN(3)电动机型号：YSB132 转速：1475rpm电压：1140660V 功率：2110kW(4)减速机速比：39.86：1 冷却形式：水冷(5)开关：DQZBH-3001140V(6)卸载方式：端卸(7)传动布置方式：平行(8)紧链方式：闸盘紧链 2、转载机（一部）：型号：SGD630/110(1)主机设计长度：25m 订货长度：45m输送量：500t/h 中部槽规格：1500630222mm(2)刮板链型式：中单链 圆环链规格：30108-C刮板链速1.34m/s 刮板间距：648mm圆环链破断接力：1130kN(3)电动机型号：DSB110 转速：1475rpm电压：1140660V 功率：110kW(4)减速机型号:JS-110圆锥、圆柱减速机速比：26.565：1 冷却形式：水冷(5)开关：DQZBH-2001140V(6)紧链方式：闸盘紧链四、乳化液泵站（一）泵站选型、数量采用DRB-200/31.5乳化液泵及RX-200/16泵箱，输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。其主要参数为：1、乳化液泵技术参数公称压力：31.5MPa 公称流量：200Lmin电机功率：125kW 电机电压：1140V电机转速：1475r/min2、乳化液箱技术参数型号：RX20016 有效容积：1600L额定卸载压力：31.5 MPa（二）泵站设置位置泵站安设在3422工作面轨道巷三叉门处。（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。工作面设备配置表机械名称型号规格单位数量用途采煤机MG160/375-BW375kw部1落煤、装煤运输机SGD-630/264W2110kW部1运煤转载机SGD630/110110kW部1运煤乳化液泵DRB-200/31.5125kW台2供液液压支架ZY2400/10/26架97支护顶板附图五：3422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）煤层厚（m）采高（m）倾角()面长（m）走向（m）煤层号1.28-2.191.821.8226.414544942、工作面基本支护材料（表）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ZY2400/12/262.6m1.2m2400kN1972kN3、顶板管理方法采用全部跨落法管理顶板。煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.018.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.60.8m的灰色粉砂岩。根据3421工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为30m，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：3421；采高：2.1m；煤层倾角：23.2；距地表垂高：996m；柱梁型号：DZ22-25/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；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328.6kN / m2；切顶方式：一排戗棚,每6m一组丛柱；支回方式：见五回一；放顶步距：0.8m。同水平同采区同煤层3421工作面矿压参数表矿压参数（表）序号项目单位数值序号项目单位数值1顶板分类直接顶类别类36周期来压来压步距m13.2基本顶分级级支柱载荷平均值kN179.7最大平均值252.32底板分类底板类别类b顶板下沉量平均值mm160.4底板比压MPa14.1最大平均值169.33直接顶初次垮落步距m20顶板下沉速度平均值mm/h6.13最大平均值6.574初次来压来压步距m307全部观测段支柱载荷平均值kN158.9支柱载荷平均值kN177.2最大平均值243.4最大平均值245.2顶板下沉量平均值mm131.7顶板下沉量平钧值mm198.1最大平均值140.4最大平均值212.2顶板下沉速度平均值mm/h5.42顶板下沉速度平均值mm/h7.61最大平均值5.76最大平均值8.23离散系数0.235超前压力影响范围上平巷m25下平巷m15三、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3421工作面属同采区同煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性基本相同。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3421工作面。 (二)支护材料对比分析 3421面使用DZ22-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,3422面使用ZY2400/12/26掩护式液压支架支护顶板,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，3421工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为328.6 kN / m2（0.329 Mpa）；3422工作面使用ZY2400/12/26 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.530.60Mpa。(四)采煤工艺对比 3421工作面采用MSG132/320型双滚筒采煤机割煤、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；3422工作面采用MG160/375BW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根据同水平同采区同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算:回归分析法Ps=Ck（39hm+2.4Lf-6.9N+134） =1.4（391.82+2.430-6.92.97+134） =359.1kN/m2=0.3591MPa其中：Ps支护强度，kN/m2 ；CK备用系数，一般取1.21.4 ；*Lf初次来压步距，30m ；N采空区充填系数，2.97 ；式中：N=hi/hm=5.4/1.82=2.97hi直接顶厚度，5.4m ；hm煤层采高， 1.82m 位态方程法.Ps= A+KOhO/hTA=hi=5.42.5=13.5 t/m2= 132.3kN/m2KO=PO-A=373.8-132.3=241.5Ps=132.3+241.50.1693/0.182=357kN/m2=0.357MPa其中：hi直接顶厚度，5.4m ；直接顶岩石容重，2.5t/m3 ；KO位态常数 ；PO顶板来压时的载荷平均值hO来压时顶板下沉量的平均最大值，169.3mmhT要求控制的顶板下沉量，182mm 周期来压时支架的最大载荷平均值计算法.a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（MzL0）/2Lr=（5.42.520）/（24.5）=30t/m2=294KN/m2=0.294MPa其中：Mz直接顶厚度，5.4m ；直接顶岩石容重，2.5t/m3 ；L0直接顶初垮步距，20m ；Lr最大控顶距， 4.5mb、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=7hm=71.822.5=31.9t/m2=312.6kN/m2 =0.3126MPa其中：hm煤层采高， 1.82m ；顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3=A+Pe =A+ KOhO/haA=MZ=5.42.5=13.5 t/m2=132.3kN/m2K1=pn =177.22.08=368.6KO= K1-A=368.6-132.3=236.3P3= A+ KOhO/hT =132.3+236.30.2122/0.182=407.8kN/m2=0.4078MPa其中：A直接顶给定载荷；Pe基本顶对支架的动压强度；KO实测支架对基本顶的作用力；hO参照面顶板的最大下沉量；ha控制顶板的下沉量经以上计算,确定工作面合理支护强度为0.4078MPa，所选用支架支护强度应大于0.4078MPa。根据以上计算、分析结果选用支架型号为： ZY2400/12/26。ZY2400/12/26液压支架的主要技术参数：型号：ZY2400/12/26 工作阻力：2400 kN初撑力：1950-2026kN 支架高度：1200-2600mm支架宽度：1410-1580mm 支护强度：0.50-0.53MPa对底板比压（前端值）：平均1.18MPa由于工作面合理支护强度为0.4078 MPa，ZY2400/12/26型支架的支护强度为0.51-0.53MPa0.4078 MPa，因此所选支架满足要求。5、 确定特殊支护根据3421工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响25m,下平巷超前压力15m，根据新矿生字（2001）6号文规定，冲击地压工作面上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于50m,故本面选取50m,上下三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护.6、通过上述比较分析,确定3422工作面支护方式如下液压支架：ZY24001226 放顶步距：0.6m最大控顶距： 3.7m， 最小控顶距：3.1m 采空区处理方式:全部垮落法 第二节 工作面顶板管理3422工作面顶板为灰白色中粒砂岩，厚14.0-18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2 MPa；根据相邻采区且地质条件相似的3421工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。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97架ZY24001226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ZY24001226260012002400kN24MPa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35架，追机作业，移架步距0.6m。若机道片帮，端面距超规定，应拉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，检修采煤机、溜子、过断层及顶板破碎需要进机道时，拉超前架维护好顶板，保证端面距小于340mm，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子。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35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,要提高支架初撑力 ,防止端头出现冒顶。7、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 1、根据地质部门提供的资料，3422工作面未揭露断层，若推采过程中遇断层及顶板破碎带时，必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。2、当工作面局部地段片帮空顶或顶板破碎时，应及时拉超前架，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁，防止顶板冒落、控制煤壁片帮。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:双排单体支柱配金属铰接顶梁, 柱距不大于0.8m。1、支护要求：（1）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）超前支护支设质量支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。支柱要支到硬底，并迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50kN。铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。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。两巷单体支柱全部穿铁鞋（320mm）。（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,接实穿平顶板，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。（6）因巷道变形量大，在铁棚变形、锚杆失效、顶板下沉量大的地点及时支设单体液压支柱或架棚加强支护。 2、回撤要求（1）上下平巷超前支护不得超前工作面回撤,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ZY2400/12/26型支架。当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5m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）出口支设一对3.2m长的型钢梁（或工字钢梁）托棚头，交替迈步前移，移动步距1.2m ，一梁不少于三柱。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50m ，每巷需支柱132棵，铰接顶梁130根，铁鞋130块。共需264棵支柱，260根铰接顶梁，260块铁鞋。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150-200m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、板梁等支护材料。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。附图六：3422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3422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运动规律、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5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3条。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。 (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处布置三个测区,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巷道围岩移近速度。(2)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观测单体支柱支护阻力的变化情况。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:观测从老顶初次来压到第六次周期来压结束。 2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。3、支护质量监测贯穿整个生产期间。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）。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3422工作面刮板输送机SGD630/264WSGD630/110转载机SD-150胶带输送机（功率150kW）SD-150煤仓皮带胶带输送机（功率150kW）3422煤仓-1050前三大倾角皮带-800前三煤仓-800大巷轨道运输-800煤仓。四、辅助运输路线北立井-800井底-800前三轨道巷-1050管子井 3422轨道巷 工作面。附图七：3422工作面生产系统、运输系统图。第二节 通防与监控系统一、通风系统一、通风系统（一）风量计算1.按瓦斯涌出量计算:Q = 100qk=1000.62 =120m3/min。q-采煤工作面的瓦斯涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.6m3/mink-采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-22、按二氧化碳涌出量计算:Q = 67qk=670.82 =107.2m3/min。q-采煤工作面的二氧化碳涌出量（m3/min）,本面q=0.8 m3/minK-采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-23、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q = 4n = 480=320m3/min。n -工作面最多人数（人），每班最多出勤80人计算4.按工作面温度计算:工作面参数：煤层厚度1.28m2.19m，平均煤厚1.82m。，采高h=1.82m，最大控顶距d1=3.7m、最小控顶距d2=3.1m，平均面长L=145m，按28对应的风速2.15m/s进行配风,根据集团公司生产矿井风量计算细则，采60 采采（m3min）602.151.82（3.1+3.7）/20.751.21.15=826.2m3/min，式中：采-与采煤工作面气温相对应的风速(ms) 采-采煤工作面的平均有效通风断面（m2） L -采煤工作面面长系数1.0 -综采工作面配风系数1.155.按风速进行验算:（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q 15S = 154.69=70.35m3/min。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q 240S = 2404.69=1125.6m3/min。通过验算可以看出，70.35826.2 1125.6m3/min，符合要求。6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：根据地质说明书提供的资料，瓦斯每分钟瓦斯涌出量为0.6m3，占总量的百分比为0.6/826.2100%=0.0726%1%，风量符合要求。7、通过以上计算，确定工作面需要风量为826.2m3/min， （二）通风路线进风路线：北立井-800前三轨道巷-1050前三管子井3422工作面轨道巷3422工作面回风路线：3422工作面3422工作面下平巷-1050前三回风上山-800前三回风反井一采回风上山-600八号东大巷-600系统改造上山-400东回北风井地面。二、防治瓦斯（一）瓦斯检查（设点、次数）1、由通防工区专职瓦斯检查员检查，每隔4.5h检查一次，每班对工作面瓦斯检查点检查2次，并填写牌板和记录手册。瓦斯检查点分别设在工作面、工作面下隅角、工作面回风出口以外10m处。瓦斯检查牌板应设置在工作面回风侧距安全出口20m范围内的位置，悬挂整齐，字迹清晰，检查结果要及时填写，瓦斯检查记录手册由当班管理人员签字。专职瓦斯检查员发现瓦斯超限或瓦斯涌出异常，要立即通知施工单位停止作业、撤出人员，并汇报调度室和通风工区，制定专门措施进行处理，只有当瓦斯降至规程允许浓度后方可恢复生产。2、工作面必须配备1台灵敏可靠的瓦斯报警仪，悬挂在工作面下隅角。机电维修工、班长、放炮员、采煤机司机、区长、工程技术人员必须随身携带便携式瓦斯报警仪。放炮员携带的报警仪用于一炮三检。报警仪悬挂位置距上帮煤壁不小于200mm，距顶板不大于300mm，距切顶线不大于1.0m处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报生产调度室。特殊工种报警仪携带者必须会使用报警仪，报警仪常开，当发现施工现场瓦斯浓度达到1或偏高时必须及时汇报工区，听从安排处理。（二）瓦斯监测在工作面回风巷距出口5-10m范围内下帮安装瓦斯传感器，垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。当瓦斯浓度达到1%时，必须能够自动报警；放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。当瓦斯浓度达到1.0%时，必须能够自动将工作面及回风巷范围内的所有电器设备全部断电。工作面此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。采煤工作面的测风点应设置风速传感器。通防工区负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监测系统瓦斯探头，必须每7天对仪器的零点、灵敏度、报警点(1%)、断电点(1.0%)、复电点(1%)进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作，瓦斯传感器随工作面推进及时外移，生产中必须保护好传感器，严禁炮崩向上洒水和损坏。该瓦斯传感器型号为KJ2000型，控制区域为工作面及回风巷全部非本质