3206工作面规程(37kw)

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系具体位置及井上下关系如表一所示表一煤层名称3上煤水平名称900M水平采区名称3200采区工作面名称3206工作面地面高程（M）38854415工作面标高（M）89257689地面相对位置及地形情况该工作面地面位置位于魏大庄、魏牌坊以北，丁庄以南，工业广场以西，刘店池以东。地面大部分为农田，有3条高压线，4条低压线，4条通信线在上方通过。井下位置及邻区采掘情况该工作面井下位于3200采区内，DF41断层以北，DF37断层以南，DF27断层以东。北邻3402工作面未采动，南邻3204工作面未采动。该面设计停采线为工业广场保护煤柱线。回采对地面设施的影响根据山东省环境保护科学研究设计院肥城矿业集团单县能源有限责任公司单县陈蛮庄矿井及选煤厂建设项目环境影响报告书、陈蛮庄矿井及选煤厂初步设计及肥城矿业集团单县能源有限责任公司陈蛮庄矿井矿产资源开发利用方案资料受初期采区塌陷影响，陈蛮庄村破坏等级为III级，马草庙、安庄、魏庄村破坏等级为II级，魏大庄、桑河村均属I级破坏。现受初期采区地表塌陷影响的陈蛮庄、马草庙、安庄、魏庄、单庄、吴庙台村均已搬迁，魏大庄、桑河村破坏等级至全井田开采结束后仍然较小，不需搬迁。第二节煤层情况表二煤层结构（M）煤层总厚（M）16553535煤层倾角（）233931可采指数1变异系数2472稳定程度稳定该面3上煤为焦煤，据3206掘进巷道实际揭露煤层资料可知，总厚度16M55M，平均35M，煤层结构简单，煤层倾角在2339之间，平均31。煤质情况表表三3上煤为低中灰、中中高等挥发分、特低硫、低氧、一级砷、特低磷、强粘结性、特高发热量的焦煤。走向长度（M）最小最大平均118211991190倾斜长度（M）最小最大平均182196191面积（M2）228386水分MAD灰分AD粘结指数GRI挥发份VADF固定碳FCD硫分ST,D胶质层厚度YJMM磷分PG发热量QGR,DMJ/KG工业牌号0981443832773610104819500132833JM25第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表表四煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度M岩石特性老顶粉砂岩2876/52灰色，质硬，滑面明显，局部破碎且见垂直裂隙，易风化。顶板直接顶泥岩025/13灰色、深灰色、灰黑色，泥质结构，局部含粉砂质及铝质，局部滑面发育，见垂直裂隙，见大量植物根茎化石。直接底泥岩0228/15灰黑色，泥质结构，与煤接触面为炭质泥岩，破碎易风化。底板老底细砂岩6298/80灰色，浅灰色，细沙粒状结构，互层状，以砂岩为主，夹粉砂岩，见植物碎片化石。第四节地质构造根据物探资料及巷道掘进实际揭露，煤层走向6284，倾向332354，倾角2339，平均31。根据物探资料回采过程中将揭露一处3煤异常区，根据物探资料及巷道实际揭露，异常区主要表现为异常区范围内见断层，煤层厚度变薄，巷道顶板局部破碎，局部顶板有淋水。在本工作面巷道掘进过程中，实际揭露18条断层，落差在03M50M之间，在回采过程中，可能还将遇到巷道未揭露断层，对正常回采存在不同程度的影响。据三维物探资料，本区域内无古河床冲刷、火成岩侵入及陷落柱现象。本面及相邻区域断层情况详见下表断层情况表表五构造序号构造名称走向倾向倾角性质落差（M）对回采影响程度控制情况1DF397034070正断层05影响大工作面内部，三维物探资料，未揭露2DF4297770正断层05影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露3DF281041470正断层05影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露4DF381021270正断层05影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露5DF361334370正断层015影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露6DF375432470正断层05影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露7DF2711920970正断层010影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露8DF4195570正断层010影响小工作面外部，三维物探资料，未揭露9F18517555正断层06无影响3206胶带顺槽实际揭露，已控制10F22429475正断层06影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制11F32411470正断层08影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制12F43030060正断层24影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制13F515624665正断层12影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制14F66815820逆断层5影响大3206胶带顺槽实际揭露，已控制15F76433475正断层08影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制16F85432460正断层10影响小3206胶带顺槽实际揭露，已控制17F992265正断层03影响小3206切眼实际揭露，已控制18F101142445正断层35影响大3206切眼实际揭露，已控制19F1192250正断层06影响小3206轨道顺槽实际揭露，已控制20F1295551正断层14影响小3206轨道顺槽实际揭露，已控制21F131928980正断层14影响小3206轨道顺槽实际揭露，已控制22F1491145正断层08影响小3206轨道顺槽实际揭露，已控制23F151061665正断层40影响大3206轨道顺槽实际揭露，已控制24F166933920正断层30影响大3206轨道顺槽实际揭露，已控制25F1710719770正断层30影响大3206轨道顺槽实际揭露，已控制26F185632655正断层07无影响3206轨道顺槽实际揭露，已控制第五节水文地质一、水文地质情况影响该面回采的含水层主要有3上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层、二灰、三灰岩溶裂隙含水层及地面钻孔水。一3上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层根据副井副检钻孔钻孔资料及西翼胶带、回风大巷实际揭露地质资料可知，3煤顶板有两层含水层，第一含水层为细砂岩，距3煤537M677M，平均607M，单孔涌水量约为2M/H，第二含水层为细砂岩、中砂岩，距3煤38M92M，平均65M，单孔涌水量约为18M/H。勘探报告提供3上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层资料如下水位标高16624M，Q00002L/SM，K0000299M/D，Q砂1421M/H，为开采3煤的直接充水含水层段。冒落带、导水裂隙带最大高度计算冒落带最大高度公式H100M/47M1922；导水带最大高度公式HF100M/（16M36）56式中M累计采厚，M取35M；N煤分层层数，N取1；H冒落带最大高度；HF导水带最大高度。计算得H121M，HF458M。为确保安全回采及时编制3206回采工作面顶、底板含水层探查设计，并严格组织施工。在3206胶带顺槽三个钻机房内设计施工7个顶板砂岩疏放孔，其中放1孔初始水量为01M/H、放2孔无水、放3孔初始水量为01M/H、放4孔初始水量为02M/H、放5孔无水、放6孔无水、放7孔初始水量为01M/H。现放4孔测水量为01M/H，放7孔测水量为005M/H，其余孔均无水。此7个孔均已穿过导水裂隙带，达到设计要求。3上煤层顶板砂岩水多以静储量为主，富水性不均一。3上煤层底板砂岩水主要以渗水为主，水量较小。3206轨道顺槽S72点前45M处直至S86点前97M处顶板锚索见淋水，单根锚索最大涌水量Q12M/H，区域合计为Q15M/H，3206切眼X9点前10M处直至S99点处顶板锚杆见淋水，单根锚杆最大涌水量Q02M/H，区域合计为Q3M/H。分析为3煤顶板第二含水层。为保证巷道施工安全，严格执行煤矿防治水规定，做到有疑必探，先探后掘的原则，在3206胶带顺槽S73点后8M处钻机房内施工三个顶板疏放孔，终孔进入第二含水层，其中F1孔无水、F2孔初始水量为46M/H、F3孔无水，现F2孔测水量为065M/H，逐渐有变小趋势。上煤层顶板砂岩水多以静储量为主，富水性不均一。上煤层底板砂岩水主要以渗水为主，水量较小，根据3400回风下山实测底板水量为01M/H。预计上煤层顶、底板砂岩水最大涌水量Q砂20M/H。二二灰、三灰岩溶裂隙含水层据勘探报告资料，二灰、三灰含水层全区发育，层位稳定，岩性致密，属岩溶裂隙含水层，富水性不均一，富水性弱至中等。副井揭露二灰前对二灰含水层进行了治理，共施工7孔，单孔最大水量122M/H。副井实际揭露时无水。在副井东马头门设计施工两个二灰观测孔，在西翼回风大巷及西翼轨道大巷施工三灰观测孔，揭露二灰时均无水。二灰厚度06026M，平均厚度160M，3煤距二灰682M742M，平均710M。预计在该区域二灰富水性较差。地面勘探过程中共14个钻孔均穿过三灰，无钻孔漏水。三灰厚度12114M，平均厚度63M，3煤距三灰839M912M,平均875M。为确保安全回采及时编制3206回采工作面顶、底板含水层探查设计，并严格组织施工。在西翼轨道大巷两个钻机房内分别设计施工了两个三灰观测孔，观4初始水压为56MPA，单孔水量为15M3/H，目前实际水压为54MPA，观5初始水压为55MPA，单孔水量为05M3/H，目前实际水压为54MPA，观5初始水压为55MPA，单孔水量为05M3/H，目前实际水压为52MPA，观6初始水压为50MPA，单孔水量为18M3/H，目前实际水压为45MPA，观7初始水压为54MPA，单孔水量为20M3/H，目前实际水压为46MPA，该区域三灰最大水压54MPA，西翼轨道大巷钻机房底板标高为8944M，距三灰46M，3206工作面最低标高为8925M，距三灰约875M，预计3206工作面三灰水压为54MPA。根据勘探报告资料及钻探资料，预计三灰最大涌水量Q三灰5M3/H。太原组灰岩岩溶裂隙发育具不均一性，表现为浅部富水性大于深部，既使同一层灰岩，在不同部位岩溶裂隙的发育程度也不相同。根据区域资料，三灰若通过导水断层与奥灰对接，其富水性可增强。三灰水具有水压高、水量小，富水性不均一的特点。三灰“突水系数”为TP/M006MPA/M上式中各参数取值如下P54MPA；M875M经计算突水系数T006MPA/M，T006MPA/M小于正常块段TS01MPA/M,符合防治水规定要求。（三）钻孔水3206轨道顺槽掘进过程中，预计地面钻孔CZK111对巷道掘进影响较大。钻孔CZK111孔深92056M，终孔位置为穿过三灰底板2M处。为保证巷道掘进及工作面回采安全，在3206轨道顺槽S62前15M处钻机房内施工3个探查孔，探孔3穿过地面钻孔CZK111，探4孔、探5孔布置在两侧，经探查均无水。二、涌水量预计回采工作面正常涌水量Q正常Q砂Q三灰Q生产用水205530M/H。回采工作面最大涌水量Q最大（Q砂Q三灰Q生产用水）15（20510）M/H1545M/H。三、疏排水系统回采前在3206胶带顺槽6个水仓内均安设一台185KW水泵（备用一台），排水量50M/H，接力排到3200回风上山，经3200回风上山、西翼回风大巷、西翼轨道回风联络巷、西翼轨道大巷排至井底水仓直至地面。四、防治水措施1、该面回采期间，工作面涌水会沿水沟流向3206胶带顺槽临时水仓，水仓内应安设不小于50M/H排水能力的排水设施，并设有备用排水设施。及时对排水设备及整个矿井主排水泵房进行检修，保证正常排水并加强水情观测。2、回采期间加强工作面水情观测，特别是构造裂隙发育处，发现顶板淋水加大、煤壁及底板渗水等征兆应及时汇报调度室。3、回采期间应及时清挖水沟、沉淀池，保证水流畅通。4、7个顶板砂岩放水孔，4个底板三灰观测孔，加强训排查制度，并及时记录水压、水量发现异常及时汇报。第六节回采对周围工作面及巷道的影响3206工作面作为首采面，对四周工作面及巷道不会造成影响。西翼轨道大巷、西翼胶带大巷处于3206工作面下方，工作面回采过程中有可能对两大巷造成一定影响。根据公式计算煤层底板破坏深度H00113H625LN（LX/400）252LNM/148式中H煤层底板最大破坏深度，M；H煤层埋藏深度，M取7905M；LX工作面倾斜长度，M取1916M；M煤层采高，M取35M。经计算H209M。3206工作面最低处相对应的西翼轨道大巷标高为8955M。西翼轨道大巷此处至3206工作面垂高为584M。因此工作面回采不会对西翼轨道大巷、西翼胶带大巷造成明显影响。工作面回采后会存有积水，两巷道掘进至采空区时可能会以淋水的形式进入巷道，对巷道掘进造成一定的影响。第七节影响回采的其它因素1影响回采的其它地质情况表六瓦斯瓦斯成分CH40007、CO20043、N22368，瓦斯压力00020008MPA，瓦斯含量17038M/T18226M/T，煤样瓦斯放散初速度P为78MMHG，瓦斯含量低。煤矿尘煤尘爆炸指数2943，有爆炸性。煤的自燃级自燃影响回采的其它地质情况地温区内对13个钻孔进行了简易测温，未进行近似稳态测温工作。根据邻区巨野煤田普查报告测温资料，恒温带深度为50M左右，温度189。经计算，本区地温梯度平均259/100M，即地热增温率1/386M，属地温正常区。根据900M水平揭露情况岩温为37。地压根据“煤炭科学研究总院北京开采研究所岩石力学实验室山东陈蛮庄煤矿冲击倾向性测定报告”数据判定山东陈蛮庄3号煤层属于类，为具有弱（偏无）冲击倾向性的煤层判定3号煤层顶底板岩层属于类，为无冲击倾向性的岩层。根据900M水平揭露巷道情况，矿压显现不明显。煤层夹矸直接顶直接底普氏硬度F01840602030附图13206回采工作面平面图（11000）附图23206回采工作面胶带顺槽实测素描图11000附图33206回采工作面轨道顺槽实测素描图11000附图43206回采工作面切眼实测素描图11000附图53206工作面煤岩层综合地质柱状图1200第八节储量及服务年限一、储量计算表七1、工业储量1010468吨。2、可采储量939735吨。回采率93。二、工作面服务年限可采推进长度/月设计推进长度工作面服务年限1190/（12428）177个月块段号推采长度（M）工作面长度（M）斜面积（M2）煤厚M容重T/M工业储量T回采率可采储量T119019122838635135101046893939735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（一）3206工作面布置概况根据采区煤层赋存特点及构造特征，采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。（二）工作面轨道顺槽、胶带顺槽3206轨道顺槽及3206胶带顺槽均沿煤层走向布置、沿煤层顶板施工，断面为矩形，净宽为4M，净高为3M，巷道净断面积为120M2。3206两顺槽采用锚网索W钢带作永久支护。1、顶板采用高强预应力左旋无纵筋锚杆、W钢带和锚索联合支护，每排布置6根锚杆，锚杆株排距800MM800MM，靠近两帮的锚杆与巷道顶板成75夹角，锚索打设在W钢带空档内，每排布置两根，株排距为1600MM1600MM，沿巷道中心线向两边对称布置。2、两帮采用等强螺纹钢锚杆和W钢带联合支护，上帮每排布置5根锚杆，株排距为800MM800MM，下帮每排布置3根锚杆，株排距800MM800MM，巷道两帮第一根锚杆距顶板300MM，并上仰15，底脚锚杆距底板距离超过300MM时及时补打一根底角锚杆，底角锚杆下扎15。3、锚索采用1786300MM钢绞线制作，株排距为1600MM1600MM，配300MM300MM20MM钢托盘。4、围岩稳定性较差、压力及顶板淋水较大时，锚杆株排距缩小800MM600MM，锚索每排增加至3根，株排距缩小至1200MM600MM，每循环进尺缩短为600MM，切割后立即支护。3206综采工作面轨道顺槽巷道内布置有防尘管路、压风管路、排水管路，该巷用于工作面进风和运料。距工作面60200M处设置移动变电站、泵站列车等设备。3206综采工作面胶带顺槽内布置有108防尘管路、压风管路、排水管路，巷道用于工作面回风和运煤。三采煤面切眼切眼沿煤层顶板施工，切眼净宽75M，净高3M，断面积225M2。1、切眼断面支护顶板W钢带排距为08M。切眼顶部采用高强锚杆、34M及42MW钢带、锚网支护；锚杆间、排距为800800MM；锚索施工在W钢带空档内，排距为08M，间距为16M，“545”布置。2、帮部采用等强锚杆配合18MW钢带支护，每排3根锚杆，排距800MM。第二节采煤工艺一、采煤方法该工作面采用走向长壁采煤法，后退式回采，全部垮落法管理顶板。二、采煤工艺使用双滚筒采煤机割煤，综采一次采全高，采高平均35M，采煤机沿顶板割煤，割煤深度08M，循环进尺08M。采煤机下行割煤，伸伸缩梁、护帮板护顶护帮，上行牵机，追机移架，推移刮板输送机，即下行割煤（推移输送机机尾）护帮护顶上牵机移架推移输送机。（一）采煤机进刀方式采煤机的进刀采用上端部下斜切进刀方式，斜切进刀段长度约30M，截深08M。具体操作如下1、采煤机自输送机机尾下行斜切进刀割煤，至输送机机尾30M处完成进刀，再自上而下割煤至输送机机头，同时，自下而上将输送机机尾弯曲段移直。2、采煤机割透输送机机头后，反向上牵机，自下而上推移输送机。3、上牵机至输送机机尾约30M，上行割煤至输送机机尾。采煤机正常割煤长度191M，割煤速度1373M/MIN，采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式。（二）割煤方式1、机头割煤拉架采煤机下行割煤时，下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底。上行牵机时，正常滞后采煤机后滚筒35架移架。上行20米时，自刮板输送机机头向上推移刮板输送机。拉架800MM，刮板输送机推移800MM。2、机尾割煤拉架采煤机上行牵机至机尾时，推移采煤机以下刮板输送机。采煤机自机尾下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行进刀割煤。继续向刮板输送机机尾拉架移溜，拉架800MM，刮板输送机推移800MM。采煤机割煤至机头。（三）落、装、运煤方式本面采用MG400930WD型双滚筒电牵引采煤机割煤。割煤时采煤机滚筒配合工作面输送机前移装煤，输送机运煤至转载机和胶带机。（四）移架、推移输送机移架采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，正常移架滞后采煤机后滚筒35架；顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出，打出护帮板来控制顶板，拉架步距08M，并按照先移架、后移输送机的顺序进行。推移输送机跟机推移输送机，移架后顺序推移输送机，推移输送机滞后采煤机后滚筒1215架，其中弯曲段长度不得小于20M，弯曲段要均匀过渡，推移输送机步距08M。附图63206综采工作面端部斜切进刀示意图。三、工作面正规循环生产能力Q循环LSMRC191083513593671T其中Q循环每个循环产量，T；L工作面长度，191M；S工作面每刀截深，08M；M采高，M，26M42M，平均35M；R煤的容重，T/M，取135T/M；C工作面回采率，取931、工作面日产量日产量Q循环367132013T根据工作面长度及本矿生产实际，生产班均按1个循环组织生产，每日3个循环。2、工作面月产量月产量282013T56364T附图73206综采工作面正规循环作业图表。第三节设备配置一、采煤机选用MG400930WD型无链电牵引采煤机一部。主要技术参数截深800MM采高2439M牵引速度077128M/MIN适应角度040总装机功率950KW截割电机功率为400KW2额定电压3300V冷却方式水冷截割速度373M/MIN滚筒直径2000MM二、液压支架的主要技术特征1、基本液压支架ZY80002043型支架119架支撑高度20004300MM工作阻力8000KN移架步距800MM伸缩量800MM支护强度112117MPA初撑力5717KN2、过渡支架ZYG8000/20/43型支架6架支撑高度20004300MM工作阻力8000KN移架步距800MM伸缩梁800MM支护强度112117MPA初撑力5717KN三、运输设备1、工作面刮板输送机1部型号SGZ800500型中双链刮板输送机链速137M/S中部槽尺寸1500800310MM电机功率250/125KW运输能力1500T/H电压1140V冷却方式水冷卸载方式端卸2转载机1部型号SZZ800/200型中双链刮板转载机输入链速740/1480R/MIN总装机功率200KW输入功率200/100KW中部槽外宽800MM转载能力1800T/H刮板链速154M/S3、胶带输送机1部型号DSJ100/100/3250带宽1000MM带速315M/S电机功率250KW3运输能力1000T/H电压1140V4、破碎机1部型号PLM2000轮式破碎机破碎能力（原煤含矸量5）2000T/H最大入口断面1000900MM出口粒度300MM以下破碎轴转速466RPM刀齿顶圆线速度226M/S转动速比1315输入功率132KW5、皮带自移机尾1部型号DY1000皮带自移机尾额定横向校直力157KN自移最大推力633KN额定推力402KN行程2900MM最大横向校直力247KN附图83206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、采用类比法和计算法，确定工作面液压支架支护强度。1、根据济南设计院矿井初步设计确定，最大平均支护强度为784KN/M2。按经验公式计算PT981HRK98135268714168KN/M2式中PT工作面合理的支护强度，KN/M2H工作面采高35M。R顶板岩石容重，T/M，一般可取26T/M。K工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，取8。2、选择工作面支护强度ZY8000/20/43型综采支架支护强度是1120KN/，经比较1120KN/784KN/，因此工作面选用ZY8000/20/43型支架支护顶板是合理的。液压支架从下端头至上端头依次编号。3、支护设备选择3206综采工作面共选用125架支架对顶板进行全支护法管理，其中基本液压支架ZY8000/20/43型支架119架，ZYG8000/20/43型过渡支架6架，自溜头向溜尾依次编号1125架。二、泵站、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用BRW315/315型，乳化液箱规格型号为XR400/30型，装备两泵一箱。喷雾泵选用BPW250/63型，清水箱型号为SX2500型，装备两泵一箱。主要技术参数如下乳化泵型号BRW315/315公称流量315L/MIN公称压力315MPA电机功率200KW型号BRW315/315公称流量315L/MIN公称压力315MPA电机功率200KW喷雾泵型号BPW250/63公称流量250L/MIN公称压力63MPA电机功率37KW（二）泵站设备位置泵站列车安设在3206轨道顺槽距离采煤面60200M左右的位置。（三）泵站使用规定（1）乳化泵压力不低于30MPA。（2）乳化液浓度35。（3）乳化液配比采用乳化液自动配比装置。（4）加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。（四）液压管路使用规定3206综采工作面所有使用液压管路及泵站管路必须使用国标，三证齐全的高压胶管、接头及U型销，否则，现场不准使用。第二节工作面顶板管理本工作面顶板管理采用全部垮落法。本工作面共配置125组支架对工作面实行全面支护法管理，其中119组ZY80002043掩护式液压支架，上、下两端各配置3组ZYG80002043型掩护式过渡支架，工作面最小控顶距4618M，最大控顶距5418M。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移输送机。正常情况下，采用带压移架或擦顶移架，少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒35架，端面距不大于396MM，防止因空顶时间过长出现冒顶。顶板破碎、片帮严重及过断层时，要紧跟采煤机前滚筒擦顶移架或带压移架及超前移架控制顶板，并及时伸出伸缩梁护顶，打出护帮板护帮，即不等采煤机割煤就进行移架，再进行其它操作，移架步距08M。移架顺序为1、采煤机上行牵机时，滞后采煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。2、基本支架移架操作顺序少量收伸缩梁降立柱带压擦顶移架中收伸缩梁用侧护千斤顶、底调千斤顶调整支架升立柱伸伸缩梁千斤顶打开护帮板。“带压擦顶”移架，应先操作拉架把手，然后降立柱，支架移动后立即停止降柱，支架拉移到位后，升立柱使支架顶梁与顶板接实。移架过程中，利用侧护千斤顶、调架千斤顶随时对支架进行调整，使支架垂直于顶底板，拉线移架，使支架排列整齐成一条线。3、机头处三架过渡架的移架顺序为先移2架，后移1架，再移3架。支护要求（1）工作面工程质量应达到动态达标，确保“三直、两平、一净、三畅通”。（2）加强支架、泵站和液压管路的维修，及时处理液压系统中的窜漏液，严禁带病作业。（3）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于25MPA。（4）采煤机过后要跟机及时移架，移架与煤机后滚筒间距一般为35架，防止因空顶时间过长而造成冒顶。（5）工作面支架中心距保持14601600MM，支架歪斜不超过5，架间距不超过200MM，支架与输送机保持垂直，偏差小于5，垂直顶底板支撑，按线移架，支架直线性偏差不得超过50MM。（6）支架最大支撑高度应小于支架设计高度100MM，最小支撑高度应大于支架设计高度200MM；采煤机司机要严格控制采高，ZY8000/20/43段支架，采高不大于42M，当支架超高时，要及时配合木料接顶。（7）相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤、不咬、不歪。（8）当顶板比较破碎时，要及时跟机移架，必要时可采取拉超前架，当端面距超过396MM时，及时伸出支架伸缩梁护顶。（9）顶梁接顶严密，受力状态良好，工作面一旦受地质构造影响冒顶时，应及时用木料接顶，防止冒顶扩大。（10）当液压系统压力不足影响移架时，要及时停止割煤和移架，查明原因且处理正常后方可继续割煤。（11）严格执行敲帮问顶和先支后回制度，严禁空顶作业，严防片帮伤人。（12）工作面割煤时，割平顶底板，不留伞檐，达到“三直”（煤壁直、溜子直、支架直）。若出现伞檐、活块时也可使用手镐处理掉。（13）局部悬顶和冒落不充分（2M5M）的应采取措施，超过的应进行强制放顶，强制放顶时及时补充措施。二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理1、工作面初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、初次来压和周期来压期间，应坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，由生产技术科在轨道、胶带顺槽挂牌标明来压位置，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。3、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于25MPA），泵站系统压力不得低于30MPA，乳化液浓度在35范围内，超前支护支柱初撑力不低于90KN。4、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。5、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响，面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板，机组司机严格控制采高，工作面输送机及时调整顺坡，避免支架超高或压死。6、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好伸缩梁及护帮板，对顶板、煤帮及时支护。7、若出现片帮应及时伸出支架伸缩梁打出护帮板，缩小面前空顶。8、拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。9、加强工作面来压期间矿压预报观测，发现工作面两顺槽顶板破碎压力大时，提前采取措施如超前支护增加支护长度及密度。10、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、工作面断层较多，必须加强过断层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，为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。若工作面遇断层、顶板破碎煤壁侧出现冒顶时，先把支架移到位，摘除悬岩危矸，然后人员站在安全地点装顶，在顶梁上方架设字形木垛，并设专人监护安全，发现危险，施工人员及时撤到安全地点。发现支架压架、挤架、咬架、钻底、撬脚等现象必须及时处理。人员进机道工作必须首先停止采煤机和刮板输送机运转，敲帮问顶，摘除活石及松动的煤帮，确保人员在有效支护下工作，严禁空顶作业。空顶面积大、顶板破碎需支设贴帮柱、临时柱时，柱距15M，托钢梁支设，并拴绳防倒。支临时柱、贴帮柱时，二至三人一组，互相配合好，进入施工地点首先敲帮问顶。支设时，一人支柱，一人扶柱（递送工具及物料），并由专人负责照明监护。施工过程中发现顶板来压等异常现象时，要及时撤出机道，待压力稳定后再进行作业。回临时柱、贴帮柱时，人员必须站在支柱的斜上方人行道内进行远距离卸载，一人操作，一人监护，发现顶板有冒落危险时，立即停止卸柱，并进行维护，确认无危险后再卸柱，观察顶板，待顶板稳定后方可用长钩将支柱拖出。2、工作面过断层期间，要上下盘顺坡并及时拉超前架伸出伸缩梁护顶，使用护帮板护帮，移架时配合木料控制顶板，断层落差在10米以上时补充措施。3、为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮，在满足高度要求的情况时，应及时拉超前架维护顶板。4、移架时采取带压移架或擦顶移架。5、支架必须达到初撑力，特别注意工作面断层上、下盘支架的初撑力及支架状态，预防冒顶。6、当工作面遇逆断层或煤层变厚时，采取托顶煤施工。（三）工作面过水窝等硐室的顶板管理措施1、当工作面距硐室30M时，要在小硐内支设点柱，柱距为10M，排距为10M，柱顶垫方座，支柱垫鞋并拴绳防倒。2、工作面与硐室采通前，必须将硐室内的杂物清理干净，以确保采煤机正常通过。3、过硐室时，若支设的单体支柱影响采煤机通过要及时改支。4、面前作业要执行敲帮问顶制度，停机停溜停电闭锁。（四）两顺槽超高地段顶板管理1、两顺槽超高需要打顶垛支护时，使用二分钢丝绳吊挂倾斜40M钢梁，每架钢梁3个吊挂点，钢梁上方打“井”字形木垛接顶。2、在胶带顺槽内使用倾斜40M钢梁上方打“井”字形木垛接顶的方式支护，一梁三柱支设牢固，采取一边支对柱，一边支单柱的方式。支柱下垫铁鞋并全部拴绳防倒，初撑力不低于90KN。3、在轨道顺槽内使用倾斜40M钢梁上方配合木垛料打“井”字形木垛接顶的方式支护，一梁三柱支设牢固，支柱下垫铁鞋并全部拴绳防倒，初撑力不低于90KN。4、木垛料的规格长度不小于12M，木料之间必须采用平面接触，不准使用圆木、三棱木、腐烂、破损和变形的木料。5、木垛架设成长方形或方形，靠帮侧及其侧面的必须打齐，四角必须加紧楔，夹紧楔不得打在顶层。6、木垛层面应和巷道倾斜面相一致，打设要迎山有力；上、下方向各层的接触点必须保持在一条直线上。7、打木垛和吊挂钢梁使用操作平台和梯子，操作过程中需要专人扶持操作平台和梯子，操作平台放置平稳，有专人扶持。梯子倚放可靠，不摇晃，并有专人监护顶板和煤帮情况。8、严格执行敲帮问顶，先支后回制度，严禁空顶作业。吊挂用的铁丝确保牢固可靠，吊挂钢梁期间严禁人员通过，防止钢梁脱落伤人。9、打木垛要由经验丰富、操作熟练的人员进行，提前将物料准备好，有专人递送，缩短施工木垛的时间。10、打木垛期间要在作业范围两侧挂好“正在施工，无关人员严禁靠近”的警示牌，施工结束后将警示牌收回。当班吊挂的钢梁要在当班支设完毕，严禁交接给下一班。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、胶带顺槽的超前支护（1）轨道顺槽、胶带顺槽超前支护基本形式为三排单体液压支柱（规格DW2540M）配40M型钢梁。上、下两顺槽超前支护从工作面煤壁向外不小于30M（根据矿压观测记录，及时补充延长超前支护长度措施），轨道顺槽超前支护排距08M，轨道顺槽超前支护人行道不小于15M；胶带顺槽超前支护支设对柱，胶带顺槽人行道出口宽度不小于08M。支设超前支护时要拉线支设，其偏差小于50MM。（2）轨道顺槽、胶带顺槽的加强支护支护时必须穿铁鞋，支柱初撑力不低于90KN。两顺槽超前支护支柱要支成直线，严禁支柱超高使用，支柱活柱伸出量不小于200MM，工作面轨道顺槽、胶带顺槽超前支护段巷道宽度不小于4M，高度不低于3M。支设方法支设超前支柱时，至少两人操作，清理柱位，将铁鞋平放在柱位上；先将钢梁托起，然后按一梁三柱拉线对号支设；支柱时一人扶柱升柱，一人监护；支柱确保迎山有力；随支柱随拴防倒绳，支柱工作完成后，必须对支柱进行二次注液。（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50MM。支柱要支到硬底，并做到迎山有力，单体液压支柱初撑力不低于90KN。钢梁打到位，并保持钢梁平直。所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，阀嘴朝向工作面采空区方向。两顺槽单体支柱全部穿铁鞋（280MM）。（4）两顺槽架设超前支护时，在顶板超高处，应及时用木料打木垛维护，穿平接实顶板，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18M。（6）回撤要求上下两顺槽超前支护不得超前回撤，在切顶排回撤后，及时打好关门柱，关门柱间距不大于05M。上下两顺槽超前支护、转载机不得滞后工作面放顶线。二、工作面端头支护及安全出口管理（一）支护形式工作面机头、机尾采用ZYG8000/20/43型液压过渡架配合走向40M钢支护顶板。运输机头顶板维护1架下侧使用两根走向40M钢，分别布置在转载机尾上下侧。转载机与1架间距大于05M时，增加一根钢梁与其成对布置。转载机下侧行人宽度大于08M时，增加一根走向钢与原钢梁成对布置。运输机尾顶板维护在125架上侧05M处布置成对走向40M钢维护顶板。成对钢架与架间距03M，对与对间距11M，钢梁错距08M，迈步前移，步距16M，一梁三柱。上、下端头支柱穿鞋支设，支柱带帽（方座），初撑力不低于90KN，并全部拴2分钢丝绳防倒，放顶线打好基本柱和关门柱，其间距不大于05M，每棵基本柱打一棵趄向采空区的趄柱。（二）端头顶板支护要求1、上、下安全出口应严格按支护平面布置图支护，所用单体液压支柱和钢梁符合要求，支柱迎山有力，要支设在实底上，并穿铁鞋。2、上、下两顺槽超前支护距离应不小于30M，要保持支架完整无缺，通风、行人、运输畅通。3、进行超前支护时要坚持三人作业，一人监护，两人工作，严禁单人作业，严禁有空顶、空帮现象。4、支超前时，严禁使用失效支柱、钢梁，顶板破碎时必须用木料垫平接顶。5、保持安全出口畅通。工作面上、下端头处的过渡支架可滞后面内支架05M。6、超前支护及工作面上使用的单体液压支柱，必须拴好防倒绳。7、胶带顺槽超前支护保持与支架后底座箱齐，最多允许滞后放顶排05M，上下超前支护回撤时严禁操作过渡支架。8、超前支护必须打成直线，其柱排距符合规程规定。9、工作面下端头下帮超前支护支设的一排支柱钢梁延续至放顶线回撤。10、上、下端头若遇巷道局部地段宽度变化，人行道宽度变小或无人行道时，需制定专项补充措施。11、转载机机尾要及时前移，设盖板防护，转载机处要设行人过桥；前移过渡支架时，人员禁止在其过渡架靠下帮进行其它工作或逗留。12、过渡支架前移时要专人拉架，操作时停止输送机、转载机运转，周围人员闪开5米以外。13、两端头回柱放顶时，要停止转载机及工作面输送机运转，清理好后退路保持畅通，回柱放顶使用卸载手把拴绳的方法远距离操作，绳长不少于4M（或在过渡支架内侧操作），人员严禁站在老塘侧回撤柱梁，待回柱顶板稳定后，使用长柄工具将柱梁勾出。回撤柱梁严禁拖后，弯曲变形的钢梁要及时更换，防止前移滚动碰伤人员，上（下）端头禁止前移钢梁或回柱放顶与拉移过渡架平行作业。14、加强工作面输送机头过煤高度及端头支护高度控制，防止出现死架。15、上、下两端头及两出口、超前支护转载机桥身下要班班清理，高度不低于30M，保持卫生清洁，出口人行道宽度不小于08M并保持畅通无阻。16、加强端头及两顺槽超前支护，支柱质量检查，每班要派人检查、检测，发现失效、漏液支柱及时更换，并坚持好支柱多次注液制度。17、加强工作面及两顺槽支护质量、顶板动态监测工作，做好老顶初次来压，周期来压期间的顶板管理及预测、预报、记录工作；超前支护以外锚网支护巷道若出现顶板开裂、离层、破碎等现象时，要及时采取措施用单体支柱配合板梁打点柱或架棚维护。18、正常生产中，要根据安设巷道中的顶板离层仪、巷道已暴露断层、破碎带及压力异常地段的支护强度等实际状况，提前采取措施加强支护，及时改变超前支护形式、长度、密度，保证行人及运输安全。三、支护材料使用数量、备用数量及存放地点备用材料存放距工作面120150M之间，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责清理码放，保证人行道宽度不小于08M及行车畅通无阻。支护材料数量表表八名称规格使用量备用量存放地点单体液压支柱DW315MDW280MDW250M200棵150棵240棵20棵20棵20棵单体液压支柱DW350M30棵10棵单体液压支柱DW40M30棵10棵钢32M40M100条40条铁鞋280MM320个50个板棚25M100块200块木垛料12018015M100块200块方座小楔03016015M020080035M05立方02立方2立方1立方轨道顺槽附图93206综采工作面支护平、剖面图四、处理两顺槽锚杆、锚网、钢带及托盘1、两顺槽工作面侧帮部的锚杆托盘及肩窝以下的锚网、钢带，每天由检修班或生产班停产时派专人集中时间拆除，视超前压力显现情况，决定向外拆除的距离，自煤壁起12M，周期来压期间，顶板开裂松散区段，适当减小拆除距离。人员严禁进入放顶线以内扔废旧物料。人员拆除时停止输送机，并闭锁。2、拆除顺序为由下而上、由里而外，使用脚手架时，要有专人扶持，脚手架要放置在牢固的位置，防止滚落的煤块、矸石推倒脚手架伤人。3、拆除锚杆托盘、锚网、钢带前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先安排专人站在安全地点用长把工具找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，必要时（巷道开裂严重、煤壁及顶板松散、离层断层带等）打牢护身柱，工作人员一定要站在片帮掉矸波及不到的地点作业。4、两顺槽拆除锚杆托盘、锚网、钢带时，人员应站在安全地段配合长把工具，坚持“一人作业、一人监护”制度，移过渡架及采煤机割煤至机头、移机尾期间不准拆除。5、采煤机割煤至机头机尾时，两帮严禁人员通过及靠近，以防片帮伤人，两顺槽内在5米外设专人警戒，防止人员出入。6、采煤机割煤至机头机尾时，要闭锁输送机，采煤机司机要集中精力，手把牵停按钮，（或使用遥控器站在支架内侧操作）放慢速度，同时做好自我保护，滚筒旋转方向严禁站人，以防甩出物料伤人，严禁人员进入面前作业。7、若锚杆进入输送机内时，首先要停机停溜，在支架伸出伸缩梁，打出护帮板控制好顶帮后，在有专人监护前提下，方可使用长把工具钩出锚杆。8、面前有人作业时，严禁操作该处以上范围内的所有支架，要派专人看管，防止误操作。9、生产过程中，工作面三机司机应加强责任心，密切注视本设备运转情况，一旦发现煤流中有锚杆或锚网、钢带时，必须立即停机捡出，严禁进入煤流运输系统。10、卡在刮板输送机的链子或刮板下的锚杆、锚网等必须及时处理，严禁强行开机。设备运行过程中，严禁人员用手去捡拾锚杆，以防挂伤或甩出伤人，必须停机闭锁，停稳后方可捡出。11、拆卸捡出的锚杆、锚网、钢带、托盘等，必须及时外运，分类码放在指定地点，严禁堆积在两端头及人行道上，并积极做好装车升井工作。12、各班验收员必须记录本班拆除及回收锚杆情况，严格现场交接班，把本班未能处理的隐患必须现场与下班验收员交代清楚，防止因锚杆造成运输设备的损坏。13、建立台帐记录，建立健全岗位责任制，严禁锚杆、锚网、钢带、托盘、木料等杂物进入煤流系。第四节矿压观测一、矿压观测内容1、支架阻力观测2、支架活柱缩量观测3、顶底板移近量观测4、巷道围岩表面位移观测5、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、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。2观测设备型号及数量FCH64/05型矿用手持式采集器3台、KY82型矿用本安型顶底板移近量检测仪8台、YHY60型矿用液压支架测力仪13台。三、观测方法1、工作面的矿压观测（1）支架阻力观测利用YHY60型矿用液压支架测力仪观测支架立柱工作阻力的变化情况。分别布置在3、13、23、33、43、53、63、73、83、93、103、113、123支架上。由技术科矿压组负责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，可算出循环下缩量和下缩速度。（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，技术科矿压组每周初压及工作面来压时每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05M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、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。2、两顺槽的矿压观测（1）顶底板移近量观测利用移动观测站观测。在轨道、胶带顺槽超前工作面30M范围内，间隔5M各安设4台KY82型矿用本安型顶底板移近量检测仪，监测顺槽顶底板的相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤壁起依次为1、2、3、4，当1顶板动态仪距煤壁不足1个循环的距离时，需将其回撤，并重新支设在原4顶板动态仪的前面，同时调整各动态仪的编号，使其仍然从煤壁起依次为14。各动态仪的间距及1顶板动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般为12小时观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每1030分钟观测一次，观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到顶板动态仪时也必须加密观测，并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。（2）巷道围岩表面位移观测利用巷道成巷期间设置的观测基点，并视情况补设部分基点，在轨道顺槽、胶带顺槽分别距切眼10M、20M、30M、40M、50M处布置五个测区，用测尺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移近速度。（3）巷道超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进30M后，分别在轨道顺槽、胶带顺槽超前支护范围外端的支柱上测2棵单体支柱压力，连续观测单体支柱支护阻力的变化情况，每小时观测一次，观测35个循环。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，由当班安监员进行监测。四、观测时间要求1、工作面观测到老顶初次来压和二次周期来压。2、顺槽观测至工作面推进60M止。3、支护质量监测整个生产期间。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式（一）运输设备及装、转载方式采煤机割装煤和工作面输送机前移配合装运煤，输送到安装于胶带顺槽的胶带输送机上，通过3200胶带上山输送机和西翼胶带大巷运至井底煤仓。1、工作面刮板输送机1部型号SGZ800500型中双链刮板输送机链速137M