最新11081采煤工作面作业规程.doc

郑煤集团郑新公司神力煤业 11081采面作业规程 目 录目 录1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2第五节 水文地质3第六节 影响回采的其它因素3第七节 储量及服务年限3第二章 采煤方法4第一节 巷道布置4第二节 采煤工艺5第三节 设 备 配 备7第三章 顶板控制8第一节 支护设计8第二节 工作面顶板控制15第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制16第四节 矿压观测17第四章 生产系统18第一节 运输18第二节 “一通三防”与安全监控19第三节 排水25第四节 供电26第五节 通信照明27第五章 劳动组织和主要技术经济指标28第一节 劳动组织28第二节 作业循环28第三节 主要技术经济指标29第六章 煤质管理30第七章 安全技术措施31第一节 一般规定31第二节 顶板34第三节 防治水39第四节“一通三防”及安全监控41第五节 运输44第六节 机电58第六节 其它66第八章 采面区域安全避险系统76第九章 灾害应急措施及避灾路线812第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系11081采煤工作面在11采区西翼，为复采工作面。具体位置见井上下关系见表1-1。表1-1 工作面位置及井上下关系表水平名称11081采煤工作面采区名称11采区地面标高（m）+208+306井下标高（m）+78.2+113.4地面相对位置地面位于李湾村境内，大部分为农田，地表为干旱河道，冲沟发育。大致呈北高南低之趋势。回采对地面影响 居住少部分居民已搬迁至新农村。井下位置及与四邻关系11081工作面为11采区西部，南面是尚未开采区，北面是按规定留设的断层保护煤柱，西面是井田矿界保护煤柱，东面是已开采工作面。走向长（m）260倾斜长度（m）90面积（）23400第二节 煤层工作面煤层情况见表1-2 表1-2 煤层情况表煤层厚度（m）2.5煤层结构简单结构煤层煤层倾角（）1224开采煤层二1煤煤 种无烟煤稳定程度稳定型煤层硬度系数（f）0.3绝对瓦斯涌出量（m3/min） 0.3相对瓦斯涌出量(m3/t)1.5煤层情况描述该工作面煤层为二1煤，黑色、粉末状、光亮型、半金属光泽；煤层厚度分布为中东部厚西薄，煤层最小厚度为2.0m，最大厚度2.8m，平均厚度为2.5m；煤层局部有夹矸，煤层倾角1224平均17。煤质情况见表1-3表1-3 煤质情况表MAVQFCStY工业牌号4.28.1116.930.03MJ/Kg0.20.38无烟煤原生煤层本身灰分大或煤层夹矸。第三节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表1-3表1-3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征顶板老顶中粒砂岩2.09.5暗灰色，含较高砂质并局部相变为细砂岩，含丰富的植物化石碎片和芦木类化石。直接顶泥岩2.5灰黑色、含少量砂质，含丰富的芦木类化石。伪顶炭质泥岩0.35据电测解。底板直接底砂质泥岩2.1暗灰色，灰黑灰色，自上而下砂质含量较低，上部为泥质细砂岩，含丰富的植物根部化石，下部含丰富的植物化石碎片老底泥岩5.2灰黑色，暗灰色，中上部致密，断口平整，含较多的植物化石碎片，下部含小鲕粒和大块黄铁矿结核。附图1-1：工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响（表1-4）表1-4 断层情况表构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响 11081采煤工作面上副巷、下副巷掘进过程中收集的资料，区内煤层赋存条件稳定，无断层发育。2、 褶曲情况及其对回采的影响 根据工作面实际揭露资料分析，本工作面无大的褶曲，对11081工作面回采无大的影响。附图1-2：工作面运输巷、回风巷、开切眼剖面图。第5节 水文地质本采面地表位于李湾村境内，大部分为农田，居住少部分居民已搬迁至新农村，地表干旱河道，冲沟发育。大致呈北高南低之趋势。当工作面推进过程中顶板易离层，应加强工作面顶、帮的管理，预计工作面正常涌水量为2m3/h，最大涌水量5m3/h。一、含水层（顶部和底部）分析 影响施工的主要为顶板淋水和原小王庄东矿老空水，根据已掘进的11081上下副巷揭露情况，预计该工作面回采时正常涌水量为2m3/h，工作面回采时最大涌水量5m3/h。二、涌水量 1、正常涌水量 该工作面回采时正常涌水量为2m3/h。 2、最大涌水量 该工作面回采时最大涌水量为5m3/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1-5 表1-5 影响回采的其它地质情况表瓦斯 低瓦斯矿井，绝对涌出量1.5m3/min。CO2低CO2涌出量煤尘爆炸性指数无爆炸性煤的自燃倾向性无自燃倾向性地温危害无冲击地压危害无2、 冲击地压和应力集中区 11081回采工作面无冲击地压，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。第七节 储量及服务年限一、储量 （一）工作面工业储量 1、工业储量6.55万吨。 （二）工作面可采储量 工作面回采率为95%，可采储量为5.8万吨。二、工作面服务年限 工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量 =5.81.3 =4.46个月 该工作面的回采服务年限是4.46个月。第二章 采煤方法该工作面采煤方法为走向长壁放顶煤一次采全高采煤法。全部垮落法处理采空区。第一节 巷道布置一、采区巷道布置概况11081上副巷回风兼运料，11081下副巷进风兼运煤。11081上下副巷均采用7.0m2U型钢半圆拱巷道，规格为7.0m2。（详见巷道布置图）。2、 工作面运输巷 11081工作面下副巷进风兼运煤，下副巷采用7m2U型钢半圆拱巷道，规格为7.0m2。下副巷铺设一部SGB-420/40型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。3、 工作面回风巷 11081上副巷回风兼运料，11081上副巷采用7m2U型钢半圆拱巷道，规格为7.0m2。4、 工作面开切眼 支护形式:采用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm20mm。支架主要技术参数名 称单位参数备注名称单位参数备注支架最大高度mm2400立柱缸径mm125选用大直径的立柱顶梁用增强型支架最小高度mm1600支架中心距mm1000泵站额定压力MPa20-31.5在2031.5MPa之间根据实际情况选用支架长度mm2800支架步距mm800支护强度MPa0.55-0.71对应控顶距为2.83.6m伸缩梁伸缩长度mm800最大件重量Kg1000额定初撑力KN760-1545对应2031.5MPa5、 车场 11081采煤工作面无布置车场。6、 钻场 11081工作面回采过程中如需探放水可设临时钻场。附图2-1：工作面及巷道布置图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺 1、回采工艺流程：煤壁注水落煤移架移托梁放顶煤移溜。2、落煤采用手镐（风镐）落煤。3、装煤人工装煤。4、运煤工作面切巷选用一部SGB-420/40型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/40型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。5、工作面支护: （1）支护形式:采用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm20mm。 （2）悬移支架移架过程落煤后护顶（伸前探梁超前护顶）收回前探梁提起四根立柱前移顶梁及四柱落四柱支撑顶梁移托梁。 （3）移架操作顺序（见下图）分步前移式移架顺序示意图 落煤后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤。收回前探梁。操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板100mm。伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约35秒，以保证足够的支柱初撑力。移架千斤顶活塞收回使托梁整体前移0.8m，恢复到原来位置。将各操作手把恢复到“零”位。6、放顶煤：悬移液压支架移过后顶煤由后挡矸板下放出。放顶煤顺序：由机头向机尾。放煤时同时作业场数不超过4个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板输送机，瓦斯超限时，严禁放煤。放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。放煤后调整好挡矸链，防止煤或大块矸石窜入工作面。必要时加椽子、竹笆挡矸。放煤后，清净机道及采空区侧浮煤。7、移刮板输送机采面顶煤放完后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输送机。 移刮板输送机必须从机头或从机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移。刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁支柱保持0.4m间距。移刮板输送机后及时打上机头、机尾压(戗)柱，盖好机尾盖板。 工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，机头(机尾)移过后在安全条件下开机。二、工作面正规循环生产能力 W=LShc式中 W正规循环生产能力，t；L工作面长度，65m;S正规循环推进长度，0.7m；h采高，2.5m；煤的容重，1.36t/m3；c工作面的采出率，95%；650.72.51.360.95=146.965 第三节 设 备 配 备 该采煤工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用人工装煤，工作面支护采用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架。工作面切巷选用一部SGB-420/40型刮板运输机，下副巷铺设一部SGB-420/40型刮板运输机和一部DSJ650型皮带运输机。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面的支护设计1、支护强度计算：按经验公式计算： P=（48）hYe=（4-8）22.5=2040t/ 式中: h-工作面采高 Ye-顶板岩石平均容重 2.5 t/ m3取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/ m2.=0.41Mpa 由于ZH12000/16/24Z型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.457-0.533Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。2、两巷与端头支护设计：（1)、支护设计：根据柱距计算公式：L柱=P1/KLP式中P1=R1 R2R3R4=0.950.95129.8=26.9t/根R1支柱不均匀系数：0.95R2支柱增阻系数：0.95R3工作面系数R4支柱最大承载值：29.8t/根P为顶板压力，本采面采用8倍采高围岩重P=8hv=822.5=40t/m3L柱=P1/KLP=26.9/1.2L 排40=0.56m为保证安全，距L柱取0.5m，支护强度即可达到要求。(2)、底板比压分析：JB= PN / SI=300KN/3.14（0.055m）2=0.0316KN/m2式中JB支柱对底板比压PN支柱额定工作阻力SI支柱底座面积比较：泥岩比压JBN=0.0165KN/m2JBJBN故支柱应垫柱鞋，防止柱子钻底。3、采空区处理采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过25m2）时，必须采取加固支架措施或制订强制放顶措施。4、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m，放顶步距0.7m。工作面支护断面图5、采面上、下安全出口支护 1）采面上、下安全出口采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合端头支架，安全出口要超前煤壁1.0m，安全出口的规格为：长3m、高1.8，支架顶梁长4.0m，前探梁长0.8m，宽1m，上安全出口长3m、宽1m、净高1.8m下安全出口长3m、宽1m、净高1.8m。安全出口内做到无浮煤杂物，畅通无阻。2）超前支护：采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1m金属铰接顶梁配DW 2530/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW 2825/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。3）尾巷回收21021上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷根据刮板输送机滞后情况可适当放宽1m回收，回收尾巷后放落顶煤，使用竹芭、椽子打严闭实。6、上下安全出口顶板支护设计该工作面直接顶初次跨落步距为910m，老顶初次垮落步距为1016m ，老顶的周期来压步距为812m。1）工作面支护设计（1）煤层顶底板岩性煤层顶底板岩性伪 顶：炭质泥岩，平均厚0.35m，据电测解。直接顶：泥岩，平均厚2.5m，灰黑色、含少量砂质，含丰富的芦木化石。老 顶：砂质泥岩，平均厚2.3m，暗灰色，含较高砂质并局部相变为细砂岩，含丰富的植物化石。直接底：暗灰色，灰黑色，自上而下砂质含量较低，上部为泥质细砂岩，含丰富的植物根部化石，下部含丰富的植物化石碎片。老 底：泥岩，平均厚3.8m灰黑色，暗灰色，中上部致密，断口平整，含较多的植物化石碎片，下部含小粒和大块黄铁矿结核（2）顶底板分类直接顶为泥岩，初次垮落步距68m，老顶初次来压步距1020m，周期来压步距810m，直接顶厚与采高之比为N = 6.45/2=3.225，老顶来压和周期来压不太明显，属I级顶板，本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属II类松软底板。（3）顶板结构本工作面回采时，顶板结构为：煤直接顶老顶（4）采场控制设计本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。a“支”，就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，根据工作面的实际情况，用以下几种方法来确定本工作面的支护强度。要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。直接顶初次跨落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 式中：P1-支架支护强度 t/m2 MA -直接顶及顶煤厚度 2.24+2+0.5=4.74m YA -煤岩平均容重 1.36t/m3 LA -直接顶初次垮落步距 8m L小 -最小控顶距 2.8m=(4.7482.0)/（22.8）=13.54t/m2老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/4ktL小=23+(121.3620)/（44.4752.8）=29.5t/m2式中：P2 -支架支护强度 t/m2MB -老顶厚度 7.78m YB -煤岩容重 1.36t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4.475 L小 -最小控顶距 2.8m CB -老顶初次来压步距 16m式中： A-直接顶作用力 t/mA=MzYzL/L小=（8.952.03.6）/2.8 =23t/mMz-直接顶垮落厚度 6.45+2+0.5=8.95mL-最大控顶距 3.6mKt-岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N N=8.95/2.0=4.475 Kt取4.475顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小式中:P3 -支架支护强度 t/m2 Mc -老顶厚度 7.78m Yc-岩石容重 2.45t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4.475 L小 -最小控顶距 2.8m Cc-老顶初次来压步距 20m则P3=23+(7.782.4520)/(44.4752.8)=29.5t/m取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=29.5t/m2b、工作面支护密度G(根/m)G=P/Fn 式中:F-支柱工作阻力的80%；支柱额定工作阻力为 200t/根额定工作阻力的80%为： 20080%=160t/根n-支柱工作阻力利用系数 0.85P-最大支护强度 则G=P/Fn=38.9/(1600.85)=0.286根/m实际支护密度为：Gs=4/2.8=1.4根/mGs G,工作面支护强度可满足安全生产需要。c、护护帮顶:根据普采放顶煤工艺要求，顶板、煤壁、老塘实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。工作面所选支架顶梁规格为:长2800mm,宽1000mm,可以满足护顶要求。护底：护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要站铁鞋，该工作面直接底为砂质泥岩，抗压强度为29Mpa,支架工作阻力在2000KN时对底板最大比压为6 Mpa，工作面在丢底煤地段支架支柱钻底量大于200mm时支架支柱底部采用 300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。d、稳要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 取2m r-复合岩层密度 2.0t/m -煤层倾角 取最大20 G实-支护密度 1.4根/米2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=22.0(cos20+sin20/0.5)/1.4 =4.6t/m2= 46kN泵站压力为20MPa时，悬移支架支柱初撑力为46kN，可以防止推垮型冒顶事故的发生。2、 选择支护材料 工作面上下副巷均采用7.0m2U型钢进行支护，采面采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合式悬移支架。三、乳化液泵站（一）泵站型号、参数 11081采煤工作面选用BRW-125型乳化泵， 压力31.5MPa 流量125L/min 电机75kW。（2） 泵站设置位置 11081采煤工作面乳化液泵站设置在11采区外部乳化液泵站硐室。（3） 泵站使用规定 1、泵站必须水平放置，最大倾角不得大于5o。 2、传动箱内有清洁的N68机械油，工作时油位不得低于油标玻璃的红线，但在绿线之下。 3、润滑池内有加有清洁，充足的N46机械油。 4、各连接管道无渗漏现象，吸液软管无折叠，各部位的连接螺钉紧固，泵体无带电现象。 5、电机专项于所示箭头相同。 6、泵体无异常噪音、震动、管道泄漏现象。 7、泵站无串液现象。 8、安全保护装置齐全，动作灵敏可靠。仪表指示正确。 9、乳化液泵站使用队组必须每班指派取得操作资格证件者进行看守。 10、乳化液泵站每次使用前，除检查安装标准所设内容外，还应检查一下内容： 吸液阀螺堵是否松动。 乳化液箱系统各部积垢是否过多。 各连接运动部件、紧固件是否松动。 11、乳化液泵站运行期间应保持一下标准： 柱塞表面带液但不滴液或滴液较少。 滑块与柱塞之间无间隙。 阀组动作的节奏声和压力表跳动正常，近排液阀组完好。 油温低于85。 普采工作面乳化液浓度应符合3%5%。 12、泵站无看护人员或看护人员擅自脱岗者，将给予责任人100200元的经济处罚，如造成影响者，视情况加重处罚。 13、由于看护保养不到位造成泵站损坏者，将给予相关责任人乳化液泵站带病运转或乳化液浓度配比不足，将给予相关责任人100200元的经济处罚，如造成事故，视情况加重处罚。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式。采用放顶煤支架支护顶板，采空区全部自然垮落法管理顶板。2、 正常工作时期的特殊支护形式。1、上下安全出口采面上、下安全出口采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合端头支架，安全出口要超前煤壁1.0m，安全出口的规格为：长3m、高1.8，支架顶梁长4.0m，前探梁长0.8m，宽1m，上安全出口长3m、宽1m、净高1.8m下安全出口长3m、宽1m、净高1.8m。安全出口内做到无浮煤杂物，畅通无阻。2、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW 2530/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW 2825/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。3、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。3、 回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离。 1、移架后采35架。 2、推溜后采810架。 3、端头支架采一架回一架。4、 特殊时期的顶板控制。 1、初采时的顶板管理初采时要求安全出口不小于700mm，超前支护不小于20m。严格控制采高为2.0m。且要求端头支架与过渡支架初撑力都达到设计要求。初采时必须紧抓工程质量，工作面要求四直、三平、两畅通。初采开始时，要对上下副巷进行加强支护，使用型梁和单体液压支柱，一梁三柱进行加强支护，在后溜正对位置打设一排密集支柱，支柱采用木点柱，点柱中心距200mm。 2、来压及停产前的顶板控制。 在此期间还需加强工作面矿压观测，准确测定周期来压步距，并根据周期来压步距适当调整停采线位置，使停采线位置避开周期来压。为缓和停采期间的矿压显现，在距工作面停采线20m时停止放顶煤。 3、过断层及顶板破碎时的顶板控制。 根据11081采煤工作面上副巷、下副巷掘进过程中收集的资料，区内煤层赋存条件稳定，无断层发育。 4、应力集中区的顶板控制。 根据已揭露的资料分析，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、采面上、下副巷的超前支护。1、采面上、下副巷安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，必须采取有效措施加强巷道支护，长度不得少于20m，高度不低于1.8m，行人道宽度大于0.7m，靠近工作面10m在替棚段下采用1米金属铰接顶梁配DW 2530/100型单体液压支柱打双排，其余10m在U型钢棚下采用DW 2825/100型单体液压支柱打单排。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50KN以上，高度不低于1.8m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。2、两巷超前支护必须连续架设，抬棚要一梁三柱，梁头对接，梁上背实，支柱迎山有力，单体液压支柱采取防倒措施，初撑力不小于50kN。抬棚必须打直，三用阀注液口背向风流方向。底板是煤底时，柱下必须采取穿木鞋等防支柱钻底措施。替棚顶空时，必须采取巷顶充填煤袋或垛设坑木等措施将顶背实。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式采面上、下安全出口采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合端头支架，安全出口要超前煤壁1.0m，安全出口的规格为：长3m、高1.8，支架顶梁长4.0m，前探梁长0.8m，宽1m，上安全出口长3m、宽1m、净高1.8m下安全出口长3m、宽1m、净高1.8m。（2） 质量要求1、必须保证上下安全出口高度，及时清理浮煤。安全出口内做到无浮煤杂物，畅通无阻。2、单体柱要求初撑力达到设计要求，并且要求单体柱架设防倒链。3、切顶戗柱必须戴柱帽，柱子使用单体液压支柱。柱帽用型梁焊制。当顶板破碎或压力过大时，需再加棚板确保有效管理顶板。4、端头支护必须保证行人宽度70cm，高度1.8m。（3） 与其它工序之间的衔接关系立柱要求打成一排直线，工作面逐架前移，步距为0.8m。三、支护材料的使用数量和存放管理 11081工作面采用85架ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架，4架ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合端头支架。附图2-4：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）。 第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、围岩应力2、工作面状况统计3、支柱与支架的载荷与压缩4、采空区上覆岩层移动和破坏过程的观测5、地板比压的测定 6、端面顶板宏观参数：工作面中设置端面顶板宏观统计观测点，观测记录工作面顶煤冒落、煤壁片帮、采高、端面距等参数。观测上下副巷所安设顶板离层仪离层变化情况及锚杆、锚索测力计受力变化情况。 7、工作面出现异常来压时，进行专项矿压观测，分析原因，总结规律。二、矿压观测方法1、矿压数据收集方法 工作面开始回采后，定期统计各项观测数据，直接顶初次垮落后，每班对各项矿压数据统计一次，直至老顶初次来压结束，之后每天观测一次，直至前五个周期来压结束。 工作面初次放顶、过泄水巷及出现异常来压时进行专项矿压观测。 2、矿压数据整理分析 定期对所收集的矿压数据进行整理分析，由防冲办及时进行整理编制工作面矿压观测简报及矿压日报旬报。 工作面回采结束后，编制完整的工作面矿压观测报告。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式11081采煤工作面（刮板输送机）21021下副巷运输巷21皮带下山11运输上山上仓斜巷主井地面。（1） 运煤设备及装、转载方式。 采用人工装煤；破碎并垮落到支架掩护梁上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自溜进入输送机中运出，集中到下副巷皮带输送机上运出。（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，采用人工运到工作面。工作面旧料采用人工回收上井。二、推移刮板输送机1、本工作面移溜采用单体液压支柱推移刮板运输机的方式。 2、采用单体液压支柱推移要由上向下或由下向上推移，严禁从两头向中间推移，推拉方式为依次推移。 3、推移刮板输送机步距 0.7m，推移刮板输送机最长弯曲距离12m。最大弯曲度不得超过25。4、刮板运输机布置在架内，即采煤又放煤，落煤后先移架，使刮板运输机靠后排支柱，放完煤后将刮板运输机前移，移溜时采用单体液压支柱进行推移，单体液压支柱移溜时要加横挡，以两根支柱的根部作为支撑点，并对两根支柱进行补液，撑紧顶板，严禁顶在单独的一根支柱下方进行移溜。三、运煤路线 11081采煤工作面溜子11081下副巷溜子11081皮带运输巷11进风巷流煤眼主井地面。四、辅助运输路线 1、设备安装路线 地面副井西大巷总回风巷（绞车）回风巷11081下副巷（绞车）11081后头。 2.设备撤出路线 工作面停采时设备撤出路线（采用绞车运输） 停采工作面11081下副巷（绞车）11回风巷11采区总回风巷（绞车）（人工推车）副井地面。 3.材料运输路线 副井西大巷总回风巷（绞车）回风巷11081下副巷（绞车）11081后头。附图4-1：运输系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。根据工作面生产需要，11081工作面共建风门两组（见通风示意图）。为了降低工作面煤尘，在工作面上、下副巷分别设置水幕，在各运输机机头处安装喷雾装置，工作面实行煤壁浅孔注水。1、 矿井通风设施必须坚持工程质量标准，保持完好状态，确保通风系统的正常稳定运行。2、 所有通风设施必须编号登记造册，建立卡片，达到实物与账卡相符。 3、永久密闭 用不燃性材料建筑，严密不漏风。（手触无感觉，耳听无声音）。 密闭前后5m内无杂物、积水、淤泥，支护完好，无片帮昌顶。 密闭前无瓦斯积聚。 密闭四周要掏槽，见硬底帮与煤岩接实。 密闭内有水的要设反水池或反水管。有自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、注浆孔，孔口封堵严实。 4、密闭前要设栅栏、警标、记事板和检查箱。（进回风间的挡风墙除外）墙面平整（1m内凹凸高度差不大于10mm），壁面要勾缝或用灰、泥满抹，无裂缝、无重裂缝、空缝。 5、永久风门 每组风门不少于两道，通车门间距不小于一列车长度，行人门间距不小于5m，巷道长度限制的不受此限。所有的风门都要设反向风门。通车门要能自动开关，否则要设专人负责开关；行人门能自动关闭。风门设在帮顶良好处，顶帮刹杆上无悬浮煤岩。 风门前后5m内巷道支护良好，无杂物、无积水、无淤泥。 门框要包边沿口，有衬垫，四周接触严密（以不透光为准，通车门底坎除外）；门扇平整，木制单层门扇要错口对缝和穿带，双层板门要夹衬料；风门要有适当角度，门扇与门框不歪扭； 风门水沟处要设