12504规程.doc

滕州市金达煤炭有限责任公司 12504工作面作业规程 编号：ZC12504-1滕州市金达煤炭有限责任公司12504工作面作业规程采煤工作面名称： 12504工作面编制人： 杨中联施 工 负 责 人： 李方总 工 程 师： 董仲濡主 管 矿 长： 徐开杰施工单位： 综采工区批 准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日编号：ZC12504-1滕州市金达煤炭有限责任公司12504工作面作业规程采煤工作面名称： 12504工作面编制人： 施 工 负 责 人： 总 工 程 师： 主 管 矿 长： 施工单位： 综采工区批 准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日矿会审单位及人员签字生产技术处： 年 月 日安 监 处： 年 月 日机 电 处： 年 月 日通 防 处： 年 月 日调 度 室： 年 月 日企 管 处： 年 月 日地 测： 年 月 日机电副总工程师： 年 月 日防治水副总工程师： 年 月 日采煤副总工程师： 年 月 日一通三防副总工程师： 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日审批意见会审时间： 2012年4月26日会审地点： 调度会议室 参加人员：黄成军 韩善全 侯成国 周伟 张志峰 陈昌凤 马世志 赵玉峰 孔卫国 徐继伟 褚衍启 董仲濡 同意按此规程组织施工，连同本意见一并贯彻，达到应知应会，考试合格后方能上岗作业，另强调如下：1、加强工作面一通三防管理，使用好综合防尘设施；完善并保护好隔爆设施，防止瓦斯积聚和煤尘沉积；严格坚持做好煤层注水工作。2、加强瓦斯检查管理，完善好井下各种监控系统。3、工作面确定需要爆破时，严格按措施执行。4、工作面出现地质条件变化，有与本规程不相符之处，要及时写出补充措施。5、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。6、工作面所有机电设备要保持完好，严禁带故障或无保护运行。7、作业规程贯彻时必须把煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程中相关内容一并贯彻。目录审批意见作业规程贯彻学习和考试记录采煤工作面开工通知单作业规程复查记录第一章概况 1第一节工作面位置及井上下关系 1第二节煤层 1第三节煤层顶底板 2第四节地质构造 4第五节水文地质 6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 8第一节巷道布置 8第二节采煤工艺 11第三节设备配置 14第三章顶板管理 17第一节支护设计 17第二节工作面顶板管理 20第三节两巷及端头顶板管理 22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 30第三节排水系统 42第四节供电系统 44第五节通讯照明系统 51第五章劳动组织和主要经济技术指标 53第一节劳动组织 53第二节主要经济技术指标 56第六章 煤质管理 57第七章 安全技术措施 58第一节一般规定 58第二节顶板管理 61第三节防治水 66第四节爆破管理 67第五节 通防及安全监测 72第六节 运输管理 76第七节机电管理 89第八节村下开采技术措施 106第八章灾害预防及避灾路线 111第九章煤矿井下安全避险“六大系统” 115- 125 -第一章概况第一节工作面位置及井上下关系12504工作面位于井田西部，西部与12502工作面采空区相邻，北部、东部为五采区未开采区，南部与12501工作面相邻，整个工作面呈近南北方向布置。工作面具体位置及井上、下关系见表1。表1 工作面位置及井上、下关系水平名称-300水平采区名称五采区地面标高+46.86+48.20m井下标高-423.3-483m地面相对位置对应地表为空旷地带，基本为农田，地势平坦。回采对地面设施的影响回采后地表将出现轻微裂隙、塌陷。目前工作面上部地表基本为农田，回采范围内无任何建筑和设施。井下位置及相邻关系该工作面南部为五采区轨道巷和五采区皮带巷，西部为12502工作面采空区，北部为马楼村庄下，东部为五采区未开采区。顺槽长度（m）1433面宽（m）94.7面积（m2）135705第二节煤层12504工作面开采煤层为12下煤层，根据本工作面巷道揭露的实测地质资料可知，本工作面煤层厚度较为稳定，平均纯煤厚度1.27m，均可采，具体情况见表2。表2 煤层情况表煤层厚度（m）1.27煤层结构较复杂较复杂煤层倾角311开采煤层12下硬度f=2.5煤种气煤稳定程度较稳定煤层情况描述12下煤层厚度较为稳定，平均纯煤厚度为1.27m。12下煤呈黑色,块状，半亮型，条带状结构，阶梯状断口，质硬性脆，含黄铁矿，玻璃光泽，含二层较为稳定的夹矸，夹矸分别为灰色泥岩、深灰色泥岩，典型结构为：0.33（0.12）0.33（0.19）0.61。第三节煤层顶底板 表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称平均厚度（m）岩性特征伪顶无直接顶砂质泥岩5.23深灰色,黑灰色，上部夹灰绿色细砂岩凸镜体夹线理状暗灰色粉砂岩，具浑浊状层理，含黄铁矿结核及晶体，上部产完整的植物茎叶化石。抗压强度464Pa，硬度系数4-6，易冒落。伪底泥岩0.35灰色，含粘土质，块状，松软，产多量植物根叶部化石。直接底八灰3.28深灰色，细晶部含多量泥质，富产动物化石碎屑，有0.10m的黑色泥岩夹带状黄铁矿，是14煤伪质，块状，含燧石结核，底顶。附图1：12504工作面煤（岩）层综合柱状图第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响本工作面呈单斜构造，总体倾向西偏北，倾角30110，一般为70左右。根据掘进揭露地质资料可知，12504工作面西部发育有落差015m的F4断层，北部有一落差025m的F3断层，受此两断层影响，工作面中北-北西走向的断层较为发育，都为正断层，断层组多呈阶梯状、地堑、地垒状出现，断层处顶板较为破碎，裂隙较为发育。断层产状、位置见表4表4 12504工作面断层要素表 二、褶曲情况以及对回采的影响：无。三、其他因素对回采的影响（岩浆侵入、溶洞、岩溶陷落柱等）根据掘进巷道揭露，无岩浆侵入、溶洞、岩溶陷落柱等构造，工作面形成后做了电磁波坑透CT,坑透CT结果显示工作面内无岩浆侵入、溶洞、岩溶陷落柱等构造。附图2：工作面材料道、运输巷、切眼素描剖面图第五节水文地质一、含水层分析根据12504工作面回采地质说明书可知，主要含水层在12下煤层上部，12下煤层上覆含水层主要为：上侏罗统砂砾岩含水层、太原组三灰、五灰、七灰含水层，其中五灰、七灰为弱含水层，三灰为富含水层。12下煤层上距三灰含水层为62.15m，根据采动冒落高度与其导致形成裂隙带之间的关系可知，采动冒落裂隙带影响高度已接近上覆主要含水层。采动裂隙带影响高度为：Hf=100M（3.3N+3.8）+5.1M：为12下煤采厚1.49mN：为煤分层层数，取1Hf=100M（3.3N+3.8）+5.1=1001.49（3.31+3.8）+5.1=26.1m62.15m所以，12504工作面不受三灰水的威胁，涌水主要为顶板五灰、七灰涌水，这两层石灰岩都为弱含水层，对回采威胁不大。二、其它水源的分析由于工作面赋存较深，底板八灰局部弱含水层或掘进巷道个别地段裂隙、节理发育，不排除局部含水层的可能。三、工作面回采影响分析尽管通过以上分析，12下煤回采时各含水层含水量不大，但是在回采过程中，受采动的影响顶板会产生裂隙，可能导致顶板出现滴水或淋水的现象。同时，根据本矿其它工作面开采经验，工作面尽管没有出现大量涌水的现象，但也必须高度重视，以防影响工作面安全生产，所以必须做好充分的排水准备，确保安全生产。四、工作面涌水量根据回采地质说明书，预计其涌水量为：正常涌水量：20m3/h 最大涌水量：40m3/h第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况见表5。二、冲击地压和应力集中区：无。表5 影响回采的其它地质情况表瓦斯瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.35m3/t，绝对涌出量0.84 m3/min。CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.07m3/t，绝对涌出量1.68 m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数45。煤的自燃倾向性具有自然发火倾向，自然发火期为30个月，自燃倾向等级为二类自燃。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：248000t可采储量：241000t（工作面回采率：97%）二、工作面服务年限工作面的服务年限开采储量月产量24.12.410（月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况12504工作面位于井田西部，西部为12502工作面采空区，南部为采区两条主要巷道：西翼轨道巷和西翼皮带巷，12504材料道与西翼轨道巷连接进行辅助运输；12504运输巷与西翼皮带巷连接形成运煤系统；同时形成工作面的通风系统。二、工作面材料道1、支护形式12504材料道沿12下煤层底板破顶板掘进，巷道中铺有轨道；顶、帮采取锚网（菱形金属网）支护形式。选用162000mm的螺纹钢锚杆，确定锚杆排距0.8米，间距0.8米，两帮岩石部位和煤帮各支设一棵锚杆,上部锚杆距顶板0.5米,下部锚杆距上部锚杆1.0米。为增加对顶板的控制力，沿顶部第2、4两棵锚杆顺巷道方向加纵向钢梯。2、巷道净断面巷道为矩形断面，净宽3.7m，净高2.3m，断面积为8.51m2。3、管线敷设巷道左帮敷设2寸进水管、108排水管、高压供液管、高压回液管各一路；右帮敷设供电电缆、信号电缆、通信电缆、安全监控设备电缆各一路。4、设备布置巷道内安设有JM-14型回柱绞车2部、JD-1.6型绞车7部。5、巷道用途该巷道主要用于进风、行人、材料供应及备用物料的存放等。三、工作面运输巷1、支护形式12504运输巷沿12下煤层底板破顶板掘进，一部皮带铺有轨道。顶、帮采取锚网（菱形金属网）支护形式。选用162000mm的螺纹钢锚杆，确定锚杆排距0.8米，间距0.8米，两帮岩石部位和煤帮各支设一棵锚杆,上部锚杆距顶板0.5米,下部锚杆距上部锚杆1.0米。为增加对顶板的控制力，沿顶部第2、4两棵锚杆顺巷道方向加纵向钢梯。2、巷道净断面巷道为矩形断面，净宽3.7m，净高2.3m，断面积8.51。3、管线敷设巷道内敷设2寸进水管、108排水管各一路；供电电缆、信号电缆、通信电缆、安全监控设备电缆各一路。4、设备布置巷道内安设有转载刮板运输机一部及皮带运输机两部。5、巷道用途该巷道主要用于工作面回风、行人、运煤。四、工作面切眼工作面切眼为矩形巷道，切眼沿12下煤层底板破顶掘进，矩形断面，净宽4.5m，净高2.2m，支护方式为钢带锚网支护，顶部选用6棵162000mm的螺纹钢锚杆支护。五、溜煤眼本工作面运输巷皮带机头处设有一转载溜煤眼，直径1m、深度3m。附图3：12504工作面位置及巷道布置图附图3：12504工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤方法本工作面是采用倾斜长壁后退式采煤法，双滚筒采煤机割煤，滚筒截深0.6m，见顶见底，一次采全高；机械落煤、刮板运输机运煤；全部垮落法管理顶板的综合机械化采煤工作面。二、采煤工艺工艺流程：煤层注水采煤机割煤自动装煤刮板输送机运煤移支架移刮板输送机。（一）落煤：采用MG200/456-WD型交流变频电牵引采煤机截割落煤。（二）装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ-730/320型刮板运输机铲煤板装煤。（三）运煤：工作面采用SGZ-730/320型刮板输送机，运输巷采用两部DSJ-80/275型可伸缩胶带输送机和一部SZB-730/75型转载输送机，运输至西翼皮带输送机、上仓皮带输送机，进入井底煤仓，经主井提升至地面。（四）工作面支护：采用ZY2400/09/20型和ZY2800/09/20型液压支架支护顶板；煤机过后，紧跟煤机后滚筒拉移支架，一般拉移架距离煤机后滚筒不超过10m。 （五）采煤机的进刀及正常切割1、采煤机的进刀方式：采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度不少于35m，进刀深度为00.6m。具体操作如下：采煤机向下（上）割透端头煤壁后，从头按向上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m以上，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段至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。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。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：采煤机正常割煤采用前滚筒割下部，后滚筒割上部的方式；当煤机割至工作面中后部时，为防止因煤太多而压死刮板运输机应适当放慢煤机速度。3、要求：采煤机按规定斜切进刀，截深符合要求，不留顶底煤，煤壁要直，严格控制采高，移液压支架及刮板输送机时要移直、移平。三、工作面正规作业循环生产能力工作面正规循环生产能力WLShrc 72.60.61.491.340.9784.4（吨）式中：W工作面正规循环生产能力，t L工作面长度， 按72.6m S工作面循环进尺， 0.6m h工作面设计采高， 1.49m r煤的容重， 1.34 t/m3c工作面回采率， 97%日产煤量1371.490.61.340.9761012（吨）月产煤量1059308024288（吨）附图4： 采煤机进刀示意图附图4： 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型交流变频电牵引采煤机一部，主要技术参数如下：1、适应煤层采高范围 （m）： 1.12.2 煤质硬度：f4煤层倾角（）： 152、截割电机功率（KW）：YBC-1004 截深（mm）：630牵引电机功率（KW）: YBS-252 调高电机功率（KW）: YBS-5.5二、液压支架1、型 号： ZY240009/20 重 量： 6500支撑高度: 0.92.0m 支撑宽度: 1.431.60m 初撑力： 2185KN 工作阻力: 2400KN 支护强度: 0.410.46MPa 对底板平均比压：1.05MPa推溜力/拉架力：120/264KN 泵站压力： 31.5 MPa。最小外形尺寸： 33901430900mm2、型 号： ZY280009/20 重 量： 8300支撑高度: 0.92.0m 支撑宽度: 1.431.60m 初撑力： 2244KN 工作阻力: 2800KN 支护强度: 0.430.51MPa 对底板平均比压：1.05MPa推溜力/拉架力：120/264KN 泵站压力： 31.5 MPa。最小外形尺寸： 44351430900mm三、运输设备1、工作面刮板输送机一部，其型号为SGZ-730/320（中双链），技术参数如下：电机功率：160KW2 运输能力：700t/h2、运输巷桥式转载输送机一部，其型号为SZB-730/75，主要技术参数如下：电机功率：75KW 运输能力：630t/h3、运输巷可伸缩胶带输送机两部，其型号为DSJ-80/275，主要技术参数如下：电机功率：75KW2 运输能力：400t/h四、辅助运输设备选用1.0t的矿车、叉车和平板车，牵引设备选用JD-1.6型绞车、JM-14型回柱绞车。1、 JD-1.6型绞车主要技术参数如下：型号：JD1.6 功率：25KW 绳速：0.733 m/s 容绳量：400 m 钢丝绳直径： 15.5mm 2、JM-14型回柱绞车主要技术参数如下：型 号：JM-14 牵 引 力：140KN滚筒直径： 400mm 钢丝绳直径： 21.5mm 平均绳速：6.9m/min 容绳量：150m 外形尺寸：2730mm984mm1120mm3、JH-20型回柱绞车主要技术参数如下：型 号：JH-20 牵 引 力：200KN滚筒直径： 400mm 钢丝绳直径： 24.5mm 平均绳速：0.12m/秒 容绳量：170m 外形尺寸：2560mm970mm800mm五、注水设备（1）手持式乳化液钻4台。（2）1.5m钻杆4根。（3）注水器4个、压力表4个、流量计1个。附图5：12504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、工作面支护设计：采用类比法进行设计1、参考同煤层矿压观测选择并预测本工作面矿压参数。（见表6） 表6 根据同煤层矿压观测选择并预测本工作面矿压参数参考表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m5.235.23直接底厚度m3.283.282直接顶初次垮落步距m814133初次来压来压步距m29352935最大平均支护强度KN/m2310310最大平均顶底移近量mm8070来压程度明显明显4周期来压来压步距m13171317最大平均支护强度KN/m2300300最大平均顶底移近量mm6050来压程度一般一般5平时最大平均支护强度KN/m2280280最大平均顶底移近量mm30206直接顶悬顶情况5m左右5m左右7底板容许比压MPa135.1135.18直接顶类型类9巷道超前影响范围m20202、根据经验公式计算支护强度Pt9.81 hrk9.811.492.58293KN/m2.式中：h采高，m(考虑煤层局部变化，采高最大按1.49m计算) r顶板岩石容重t/m3，取2.5。K上覆岩层厚度与采高之比，取8倍。3、参考同煤层矿压观测资料(见表6)，选择本工作面最大平均支护强度选取的最大平均支护强度Pc310KN/m2根据以上情况，PtPc，确定工作面最大支护强度为P310KN/m24、支护设备选择12504综采工作面支护选用ZY2400/09/20型和ZY2800/09/20型掩护式支架,共93架。从运输巷到材料道依次编号为193号支架。表7 工作面条件与支架适应条件对照表 项目工作面条件支架适应条件采高1.27-1.49m0.92.0m倾角70150煤厚平均1.45m0.92.0m煤硬度2.5最大4.0底板比压135.1MPa1.05MPa支护强度310（KNm2）410460（KNm2）顶板种类二级二类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型和ZY2800/09/20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，证明选用的支架能满足要求。二、乳化液泵站泵站选型、数量12504工作面乳化泵选用BRW125/31.5C型两台，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压36MPa以上。主要技术参数如下：1、乳化液泵型 号：BRW125/31.5C 额定工作压力：31.5MPa 流 量：125L/min 曲 轴 转 速：561r/min电机转速：1480r/min 电 机 功 率：75KW外形尺寸：2050832840 mm 2、乳化液箱型号：XR-WS1000 公称压力：31.5MPa公称容量：1000L 公称流量：125 L/min蓄能器充气压力：22MPa 外型尺寸：26608001476mm泵站设置位置工作面泵站安设在材料巷距离采煤面30m150m的位置，顶板稳定，不影响运输和行人的地点。泵站使用规定1、乳化液泵司机必须经专门技术培训，经考核合格后方可上岗。2、要加强泵站的维修，杜绝供液系统出现窜、漏液；泵站及管路系统由专职人员负责管理与维修，出现漏液或其它异常应及时维修，更换易损件，确保泵站运转正常。3、供液管路在巷道内悬挂整齐，并与电缆分挂在两帮，在面里不得受挤压。4、乳化液配比浓度保持35，使用乳化液自动配比仪配制乳化液，每班要对乳化液的浓度检查35次，并做好记录。5、泵站司机要保持泵站清洁，一个月要至少清洗泵箱一次，按泵站司机操作规程进行操作。泵箱内乳化液的悬浮物要及时清理掉。6、泵站司机工作要认真负责，经常检查机器润滑情况，并及时加注润滑油，在乳化液温度较高时应更换液体，保证泵站输出压力不得低于30MPa。7、泵站司机要严格执行交接班制度，并填好泵站运转记录。第二节工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式采用及时移架支护方式，一般移架滞后采煤机后滚筒5-10m，追机作业，移架步距0.6m；若顶板破碎或端面距过大时，应拉移超前架及时支护暴露的顶板。正常移架操作顺序为：1、打开架间喷雾、收回侧护板。2、调整平衡千斤顶、降低立柱使顶梁略离顶板，立即停止降柱，使支架移至规定步距(0.6m)。3、调架使支架与煤壁垂直，支架与底板垂直，歪斜小于5，中心线符合规定，全工作面支架排成直线，偏差不超过100 mm。4、均匀注液升柱同时调整平衡千斤顶，当支架顶梁与顶板严密接触后，继续注液约3-5s，以保证达到规定初撑力（24MPa）。5、伸出侧护板使其紧靠下方支架，支架不挤、不咬，架间间隙不超过200mm。6、将各操作手把扳到“零”位，关闭架间喷雾。移架时采用邻架操作，即人员站在上方（进风侧）相邻支架下操作下一个支架，人员施工时，必须确保下方支架内不得有其他人员作业，操作人员注意观察支架的运行状况，发现顶板破碎、来压等现象时，要带压移架，操作工作面最上方（进风侧）一个支架时，人员可以站在巷道内操作。支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求。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，停机及时移架，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。5、支架内无浮煤、浮矸堆积。活柱、柱缸上端平台和阀体无煤尘。6、相邻支架不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3）。7、安全出口与端头支架工程质量达到标准要求。二、特殊时期的特殊支护形式（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，并及时编写初次来压、放顶措施。2、工作面支架初撑力不低于24MPa，材料道运输巷所有支柱初撑力不低于90KN，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；拉移支架时，要做到少降快拉，带压擦顶移架。5、工作面严格控制采高，并保持顶板割平，支架顶梁与顶板保持平行，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。6、严格执行“敲帮问顶”制度，在来压前后及过程中，及时检查支架的初撑力，提高工程质量，及时更换不合格的液压件和管路。当来压强烈、显现明显时，要立即撤出人员，待顶板稳定后，并在跟班区长、安监员全面检查确认无危险后，方可进入工作面，进面后先维护好后再从事其它作业。7、积极组织正规循环作业，加快推进度，减少来压对回采的影响。（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，部分断层对工作面回采时有影响要及时编制相关措施。2、断层落差小于1/2采高时采取直接推过的办法。如果工作面揭露的是走向断层，则应采取一盘挑顶板留底煤，另一盘逮住顶煤适当卧底二者相结合的办法平推硬过，而当断层为斜交断层时，则应采取挑顶抬刮板输送机或逮顶卧底的办法处理断层; 如果断层为倾向或近倾向正断层时，有以下两种情况：工作面由上盘向下盘过渡，则应根据煤层上翻的幅度，采取逐茬挑顶并适当抬刮板输送机的办法，使挑顶幅度与煤层上翻幅度相当；工作面由下盘向上盘过渡，则应采取逐茬卧底逮顶的办法。3、工作面过断层时，要及时拉超前架支护顶板；应少降快移，带压擦顶移架，确保支架初撑力达到规程要求。 4、严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后改”的原则。断层段必须安排有经验的老工人施工，此处要有一名班组长现场指挥，确保施工安全。5、断层处顶板破碎时，严格按本面规程中过顶板破碎带措施的有关规定执行。需要打眼放炮时另作补充措施。第三节材料道、运输巷及端头顶板管理一、工作面材料道、运输巷的顶板管理1、材料道、运输巷的超前支护(1) 材料道、运输巷超前支护均采用单体支柱配合铰接顶梁的形式进行支护，单体支柱与铰接顶梁均成前八后四正悬臂使用，柱距1.2m。顶板破碎时顶梁上部应横穿半圆木。材料道及运输巷支护距离不少于20m。(2) 材料道采用两排支柱顺巷支护，一排靠上帮，一排靠下帮，排距1.m；工作面推采过程中在正巷关门向前、两排超前中间加打两棵单体支柱，上覆铰接顶梁，随工作面的推进及时支设；运输巷采用三排支柱顺巷支护，一排靠上帮，一排靠上帮运输巷刮板输送机溜槽沿，一排靠下帮刮板输送机溜槽沿，并留有不小于0.8m宽的人行道。2、支护质量控制标准支柱纵横成线，偏差不大于50mm。支柱要支到实底，钻底量不大于100mm，否则必须穿铁鞋，单体支柱初撑力不低于90KN（11.5MPa）。支柱后及时上齐防倒绳，超高段（大于2.5m）用油绳双重联索防倒。铰接顶梁之间要用圆锥销联好，并保持平直。所有单体支柱三用阀方向一致，注液阀孔朝向采空区。两巷超前支护段净高不得低于1.8m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。超前支护以外锚网支护巷道片帮宽度大于设计宽度时用打点柱的方法进行支护。二、工作面端头支护1、工作面上端头使用端头架支护。下端头使用ZY240009/20支架支护，顶梁用加长的顶梁。2、工作面上、下端头两巷处采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行维护。3、端头支架和单体支柱初撑力必须达到要求，确保支护强度和安全出口畅通。4、端头支架进入巷道，造成支架超高时，应用木料进行接顶，使支架接实顶板。5、材料道关门柱要及时与工作面切顶线回齐，关门柱严禁滞后切顶线，运输巷关门柱滞后切顶线的距离不得大于0.6m。关门柱间距不大于300mm，防止人员进入采空区、矸石窜入工作面及安全出口。三、支护材料的使用数量和存放管理1、按工作面正常使用量的10准备备用支护材料，备用支护材料存放在距工作面30100m之间，材料应放置在无淤泥、无积水、无淋水、顶板完好的地方，距轨道距离不少于0.5m，且有1.0m以上宽度的人行道和必需的运输通道。2、材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，并由专人负责。3、为搞好柱、梁的管理工作，防止丢失，工区设置专职柱、梁管理员，全面负责单体液压支柱和铰接顶梁的管理工作，详细清查柱、梁的实有数目和丢失、损坏情况，并及时安排人员把损坏的单体液压支柱和铰接顶梁上井维修，并做好记录。材料名称规格使用量备用量使用地点单体液压支柱 DW2500 DW2850 DW3150140棵30棵两巷超前金属铰接顶梁DJB1200/300127棵20棵两巷超前坑木1.2 m0.2 m0.2m10m3铁鞋300mm50个两巷超前表8 工作面支护材料表附图6：12504采煤工作面及材料道、运输巷支护平面示意图附图7：12504采煤工作面及材料道、运输巷支护剖面示意图第四节矿压观测一、矿压观测内容本工作面的矿压观测主要内容有：支架阻力观测、支架活柱量观测（顶底板移近量）、两道超前支护范围内单体支柱工作阻力观测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、顶板及煤层稳定性、工作面支护质量等进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、支架阻力观测在每架支架的立柱上安装压力表，观测支架支柱工作阻力的变化情况。在工作面布置5条观测线，每班由工区派专人进行连续读取支架移架前后的初撑力、工作阻力，并做好记录。2、支架活柱下缩量观测检修班每天用钢卷尺测量10、20、30、40、50支架班前、班后的活柱下缩量变化情况及支架的工作阻力。3、巷道的矿压观测两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对超前维护的单体工作阻力进行测量并记录三、支护质量监测每旬由生产技术处不定期对工作面、两巷超前支护的支护质量至少检查1次，对检查中存在的问题由工区立即整改。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、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求工作面及两巷的矿压观测：整个工作面生产期间。支护质量监测：整个工作面生产期间。顶底板移近量观测：初采至采至150米处。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、转载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面输送机前移装煤；落煤经工作面输送机、运输巷桥式转载机、可伸缩胶带输送机、12504运输巷溜煤眼，运输至西翼皮带输送机、上仓皮带输送机，进入井底煤仓，经主井提升至地面。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1t矿车、叉车及平板车装载，JD-1.6型绞车及JM-14型回柱绞车牵引，通过材料道进行运输。二、推移刮板运输机方式1、采用支架移溜器推移工作面输送机，推移步距为0.6m。推移方向由上（下）往下(上)或由中间向两头推移,严禁由两头向中间推移。推移时要平稳、缓慢、前后照应，弯曲段必须满足刮板输送机运输的整体要求，防止刮板输送机槽脱节。2、采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推刮板运输机，推移工作面刮板输送机与采煤机应保持1215m距离，弯曲段不小于15m，移刮板输送机机头和机尾时必须距采煤机后滚筒15m距离。3、采煤机向上（下）斜切进刀入煤壁规定截深后，将运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。三、运煤路线12504工作面12504运输巷西翼皮带下山上仓皮带机巷井底煤仓主井地面。四、辅助运输路线地面副井井底车场西翼轨道下山12504材料道各用料地点。地面副井井底车场西翼轨道下山12504运输巷联络巷12504运输巷各用料地点。附图8：12504工作面运输系统示意图第二节通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按气象条件确定需要风量： Qcf=6070%vcfScfkchkcl 600.71（3.731.49）1.01.1=256m3minQcf 采煤工作面实际需要风量 m3minvcf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，取1.0m/s； Scf采煤工作面的平均有效断面积， m2 : kch采煤工作面采高调整系数，取1.0 kcl采煤工作面长度调整系数，取1.0 70%有效通风断面系数； 60为单位换算产生的系数。 2、按照瓦斯涌出量计算：Qcf=100qcgkcg =1000.072=14 m3 /minqcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.07m3 /min。 kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测 1 个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取2。100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1的换算系数。3、按照二氧化碳涌出量计算：Qcf=67qcckcc =670.152 =20.1m3 /minqcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.07m3 /min。 kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；取2。67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过 1.5的换算系数。4、按工作人员数量计算 ：Qcf4Ncf 426104m3min Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，26人； 4每人需风量，m3/min。 经上述计算后选取最大值234m3min作为采煤工作面的实际需风量（二）风量验算：按风速进行验算： a) 验算最小风量 Qcf600.25Scb 式中： Scb=lcbhcf 600.25Scb=600.254.031.49=90.07 m3min 256 90.07 b) 验算最大风量 综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量 Qcf605.0Scs 式中： Scs=lcshcf 605.0Scs = 605.0（3.431.49）=1533.21 m3min 2561533.21 式中： Scs采煤工作面最大控顶有效断面积，m2； lcb采煤工作面最大控顶距, m； hcf采煤工作面实际采高, m； Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2； lcs采煤工作面最小控顶距, m； 0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%有效通风断面系数； 5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。 通风路线1、新鲜风流地面副井井底车场西翼轨道下山12504材料道12504工作面。2、乏风风流12504工作面12504运输巷西翼皮带下山上仓皮带机巷主井地面。二、安全监测（一）瓦斯监测1、瓦斯检查瓦斯检查员必须严格按规定的巡回检查路线，每隔3.5-4.5小时检查一次，每班检查2次。采煤工作面在工作面风流、回风隅角、回风流设置瓦斯检查点。瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面30m附近，检查结果要及时填写。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在12504回风巷距工作面不大于10m处安设GJC4（B）型矿用低浓甲烷传感器T1，在12504回风巷距回风口10-15m处安设GJC4（B）型矿用低浓甲烷传感器T2，在12504回风巷开门点向里500m处和1000m处安设GJC4（B）型矿用低浓甲烷传感器T3，甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于0.3m，距巷帮不得小于0.2m，并加防护罩，甲烷传感器必须安设在无淋水的地点；甲烷传感器T1的报警浓度0.8%、断电浓度1.5%、复电浓度0.8%；甲烷传感器T2 、T3的报警浓度0.8%、断电浓度1%、复电浓度0.8%；断电范围为工作面及其回风巷内的所有非本质安全型电气设备。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电器设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电器设备、需要安全监控设备停止运转时，必须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。采煤机自身装备甲烷断电仪，随机工作，把其一组常闭接点串接在采煤机控制回路中，瓦斯超标时，常闭接点打开，即控制真空磁力起动器断电，使整机停止运行。当瓦斯浓度超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。3、防瓦斯措施区队长、班长、流动电钳工、爆破工、煤机司机、技术人员下井必须携带便携式甲烷报警仪，随时检查瓦斯。严格执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度，发现问题及时进行处理。采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。采煤工作面及其他作业地点风流中、电动机或开