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1、第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1307工作面位于-800胶带暗斜井以北，西为1305采空区，东为待放1309工作面，北为F33断层，南为F34断层，具体位置及井上下关系如表一所示。表一水平名称-380水平采区名称1300采区地面标高+56+57.1m井下标高410480m地面的相对位置1307采煤工作面工业广场以东，小屯村以南，为大面积农田。回采对地面设施的影响地面无任何大的建筑物和构筑物，1307工作面的回采对地面不会有影响。井下位置及与相邻关系1307采煤工作面位于-380水平大巷以东，F34断层以北， F33断层以南，西为1305采空区。走向长度（m）216208212倾斜
2、长度（m）508070面积（m2）14840第二节 煤层本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析和1307采煤工作面顺槽揭露情况，该工作面范围内，3煤层赋存较稳定，煤层的厚度在56.7之间。具体情况如表二所示。 表二煤层厚度（m）56.75.8煤层结构较简单煤层倾角（度）41811开采煤层3硬度1.81.9煤种气煤稳定程度较稳定煤层情况描述1307采煤工作面位于-380m水平，开采煤层为山西组第3层煤，煤层厚度在56.7m之间，平均为5.8m。煤层结构简单，属于半光亮光亮型煤，具有条带状结构，层状构造，3煤层中间有02层夹矸，夹矸为浅灰色泥质砂岩，厚度0.21m，工作面沿伪倾斜方向开采。
3、煤层产状：倾向75°100°，倾角4°18°。根据巷道揭露情况及地质报告，此工作面内煤层有FI5断层贯穿,对煤的回收及煤质有一定的影响。 附图1：工作面地层综合柱状图（1：200）。第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表三顶、底板名称岩石名称厚度特征老顶中细砂岩58m灰灰白色，厚层状，矿物成分以石英长石为主，含绿色及黑色物颗粒，硬度较大，局部易风化，不易冒落。直接顶粉细砂岩23.6m灰深灰色，含大量黄铁矿晶片、大量植物茎、叶化石，底部含泥质较多，易冒落。直接底粉细砂岩2.65.8m灰灰黑色，泥质胶结，层状，含黄铁矿片晶，富含植物根茎化石。老底中细砂岩5.
4、612m灰白色，较坚硬，中厚层状，裂隙较发育，属弱含水层，局部遇水易风化。第四节 地质构造断层名称倾向倾角断层性质断层落差（m）对回采的影响F34190°65°正2030南部边界，对回采无影响FI5170°180°50°正710采面内部断层，对回采影响较大FI42160°180°50°正15北部边界断层，对回采影响不大。FI 05-1340°350°60°正12西北部边界断层，对回采采面后头有一定影响。F33-1155°160°60°正2030北部边界，对
5、回采无影响。FI07-1150°170°70°正1下顺槽揭露断层，位置在距切眼向外约42米处，采面回采时破底。FI07-2165°70°正1下顺槽揭露断层，位置在距切眼向外约20米处，采面回采时破底。FI07-3160°180°70°正1下顺槽揭露断层，位置在距切眼向里约10米处，对回采无影响。FI07-4150°160°50°正0.5上顺槽揭露断层，位置在距切眼向外约90米处，对回采无影响。一、断层情况以及对回采的影响据1307工作面顺槽掘进的情况分析及有关的地质资料，1307工作面
6、附近存在以下断层(见表四)，由于本区地质构造较复杂，在本工作面内还可能存在落差较小的断层，对回采影响较小。断层情况表 二、钻孔情况以及对回采的影响根据地质勘探资料，本采面内无钻孔资料。三、 褶曲情况以及对回采的影响 本矿区位于汶泗向斜的北翼，总体为一背斜构造，但该面内褶曲构造不发育，对回采无影响。四、 其他因素对回采的影响 根据矿区内揭露和周边矿区的资料，本工作面无陷落柱，无火成岩侵入。附图2：工作面上顺槽、下顺槽及切眼地质素描图（1：500）附图3：1307采煤工作面煤层底板等高线图（1：1000）第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析1、本工作面3煤层顶底板都为弱含水层，在回采过程中
7、个别地点会有淋水现象，会增加一定的回采难度，预计采面正常涌水量0.5m3/h,，最大涌水量3m3/h。2、煤层下距三灰60m左右，且三灰属弱中等含水层，距离较远，对回采无影响。3、根据井下巷道揭露及钻探资料分析，边界断层不含水、不导水。4、1305采空区经钻探验证，无采空区积水，无突水危险。二、其他水源分析该工作面内无钻孔，不会出现钻孔涌水现象。三、涌水量根据上顺槽、下顺槽、切眼施工揭露，该区内涌水量实测为0.01-0.5m3/h。预计该工作面正常涌水量0.5m3/h，最大涌水量3m3/h。总之，该工作面水文地质情况简单、含水层水量清楚，无突水威胁，回采过程中要坚持“预测预报、有疑必探、先探后
8、掘、先治后采”的原则，以保证安全生产。第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 表五瓦斯属低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.03 m³/minCO2瓦斯绝对涌出量为0.03 m³/min煤尘爆炸指数爆炸性极强，属爆炸性煤层，爆炸指数为41%48%。煤的自然发火期61天地温危害无冲压危害 无 第七节 储量计算一、储量1307采煤工作面，煤层赋存较稳定，煤层结构简单，可采储量为118779t，回采率为86%，回采煤量102150t，损失煤量16629t。根据1307工作面顺槽揭露情况，工作面内部FI5断层将对采面的推采产生一定影响，该断层损失煤量为5800t。二、采煤
9、工作面服务年限结合工作面实际情况和矿年度计划，每月产量按12545吨计算，服务时间为8个月。 工作面服务年限=工作面可采储量/月产量 =102150/12545=8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-380水平1300采区由泰安市煤炭工业管理局批复，1307工作面生产系统，是利用-800轨道暗斜井及1300北翼采区轨道下山，1300北翼采区皮带下山，分别与1307采面上、下顺槽联络巷相联形成1307采面的通风、运输等生产系统。二、采煤工作面上顺槽（回风顺槽）、下顺槽（进风顺槽、运输顺槽）采煤工作面上顺槽与下顺槽，均沿煤层底板布置，支护采用矿用11#“工”字钢架棚支
10、护顶板，梯形断面。上、下顺槽棚距0.8m，上净宽1.98m，下净宽3.17m，净高2.23m，净断面积5.74m2。上顺槽主要用于回风、辅助运输，下顺槽主要用于进风、运煤。由于本工作面FI5断层落层较大，且为平行工作面的断层，工作面过此断层前进行调面，调前头，采用斜交方式过此断层。过此断层时，工作面由断层下盘推至上盘，要加强支护密度与强度，方式为在支架空档里加支走向板棚与斜撑柱。三、采煤工作面切眼工作面切眼沿煤层底板布置，采用矿用11#“工”字钢架棚支护顶板，梯形断面，棚距0.8m，上净宽2.38m，下净宽3.57m，净高2.23m，净断面积6.63m2。四、联络巷上、下顺槽联络巷均采用矿用1
11、1#“工”字钢架棚支护顶板，梯形断面。上顺槽棚距0.6m，下顺槽棚距0.8m，上净宽1.98m，下净宽3.17m，净高2.23m，净断面积5.74m2。通过联络巷使1300北翼采区轨道下山、-380胶带暗斜井，1300北翼采区皮带下山、-800轨道暗斜井与1307采面上、下顺槽形成通风、运输等生产系统。五、管路敷设防尘管路两路，一路敷设在上顺槽，另一路敷设在下顺槽，两路均每50m设置一个三通用于喷雾降尘；高压输液管布置在上顺槽，吊挂在距底板0.30m处东帮，并吊挂整齐；压风管敷设在上下顺槽上帮底板上；束管监测管线布置在上顺槽中，沿西帮棚头进行吊挂。附图4：1307工作面上、下顺槽、联络巷、切眼
12、支护断面图（1：50）第二节 采煤工艺一、采煤方法本工作面采用走向长壁后退式炮采悬移支架放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。二、采煤工艺过程全面注液移溜打眼装药、放炮铺设顶网伸前探梁、移板棚注液出煤移架剪网出顶煤补放煤口清理工作面全面注液三、采煤工艺沿底板炮采推进，采用一采一放当轮顺序折返补放。四、落煤方式及要求本工作面采用走向长壁后退式悬移支架放顶煤采煤方法，落煤方式采用炮采、采用MSZ-1.2型侧式供水电煤钻打眼，木炮棍装药，黄泥、水炮泥封孔，大功率MFB-100发爆器引爆，使用二级煤矿许用乳化炸药和1-5段毫秒延时电雷管爆破落煤。开帮高度为2.2m，放顶煤高度3.6m左右，采放比1：1.
13、64，循环进度0.9m。悬移支架支护顶板，顶网以上的顶煤靠顶板压力和支架支撑力破碎下落剪网放出。放顶煤采用连剪连放顺序折返补放方式，采用倒“T”型剪网口形式，长500mm，高500mm，剪网口距底板150mm。采用爆破与人工装煤相结合，工作面运煤采用SGW-30B型刮板输送机，顺槽采用SGW-30B型刮板输送机CGP-650胶带运输机联合运输。放顶煤范围为工作面推进2.7m起至停采线前1.8m止。五 、炮眼布置根据本工作面采高及煤层硬度，炮眼布置采用三排五花眼，炮眼间距为1.0m。一次爆破长度为10m，一次爆破装药量5.25kg，采用正向装药。炮眼封泥必须封满，按炮眼布置图进行打眼，按爆破说明
14、书进行装药爆破。附：爆破说明书 表六 爆 破 说 明 书炮眼名称顶眼腰眼底眼合计循环炮眼个数（个）757575225炮眼长度（m）0.930.90.932.76循环炮眼长度(m)69.7567.569.75207炮眼间距（m）1.01.01.0炮眼位置(下距底板m)1.91.10.3角度水平（度）75-8575-8575-85垂直（度）1059075装药量（克）150150225525循环装药量(千克)11.2511.2516.8839.38电雷管（个）1113循环电雷管(个)757575225水炮泥（m）1113循环水炮泥(m)757575225封泥长度（m）0.540.520.451.51
15、循环封泥长度(m)40.53933.75113.25联线方式串联起爆顺序斜切顺序起爆一次起爆长度10m备注：1、工作面采高2.2m。2、打眼范围：采面煤壁。3、采用二级煤矿许用乳化炸药和1-5段毫秒延时电雷管装药爆破。 4、采用正向装药，分组装药，一组装药必须一次起爆。 六、装药结构及联线方式采用正向装药，水炮泥和粘土炮泥必须将炮眼封满封实，否则禁止放炮，粘土炮泥为1：3的砂子和黄泥配制而成，一次起爆的距离为10m，爆破网络采用串联方式，斜切顺序起爆。附图5：炮眼布置图（1：100）七、装煤及出煤方式本工作面采用炮采人工装煤，采用SGB-30B型刮板输送机、CGP-650型胶带运输机，把煤运至
16、1300北翼采区煤仓，再采用SSJ800胶带运输机运至胶带暗斜井SSJ1000型主胶带运输机上，然后运至-147井底煤仓。八、工作面生产能力计算循环产量：75×0.9×5.8×1.38×0.86464.6（吨）日产量：75×0.9×5.8×1.38×0.86464.6（吨）月产量：75×0.9×5.8×1.38×0.86×30×90%12545（吨）第三节 设备配置一、液压支架的主要技术特征支架选用：ZH悬移支架支撑高度：1.82.3m外形尺寸（长
17、5;宽×高）=2660×755×285mm初撑力：636KN工作阻力：1200KN支撑强度：0.31MPa底板比压：1.5MPa二、端头支护主要技术特征1、铰接顶梁型号HDJA-1000，一梁一柱单体支柱型号DZ-2500 2、端头悬移支架：支撑高度1.82.3m外形尺寸（长×宽×高）=3240×755×285mm初撑力954KN工作阻力 1800KN支撑强度 0.39MPa底板比压 1.5MPa三、运输设备1、刮板运输机三部 型号SGB-30B型 电机功率2×15KW一部 2×22KW一部 15KW一部
18、运输能力：70t/h中间槽尺寸：（长×宽×高）： 1200×400×180mm 刮板链：边双链2、CGP-650型带式输送机三部技术参数为：电机功率：2×15KW运输能力：200t/h带宽：650mm带速：1.25m/s四、辅助运输设备辅助运输设备选用1.0吨矿车、盒子车， JD- 40绞车其主要技术参数如下：型号：JD-40静拉力：25KN绳径：18.5mm绳速：1.16m/s绳容量：580m滚筒直径：620mm外形尺寸（长×宽×高）：1794 ×2620×1615mm 第三章 顶板管理第一节 支护设计
19、一、支护设计1、采用经验公式计算支护强度Pt=8×9.8×h× = （5.8-2.2）×9.8×1.38+(8×2.2-3.6)×9.8×2.5= 391.7（kNm2）顶煤3.6米，煤=1.38t/m3岩=2.5t/m3,采高h=2.2m。2、参考同煤层矿压观测资料见表七，最大平均支护强度= 351（kN/m2）3、支护密度计算支架支柱的工作阻力30T/m2单体支柱的工作阻力25T/m2(1)计算载荷的最大控顶面积：S大=（2.66+0.90）×1.1=3.92m2(2)计算载荷的最小控顶面积：S小=2
20、.66×1.1=2.93m2(3)计算载荷的最大支护密度：L大=5/2.93=1.71棵/m2(4)计算载荷的最小支护密度：L小=5/3.92=1.28棵/m2（5）支护强度验算：1.71×(4×30+1×25)÷5×9.81=486.4>391.7>351（kN/m2）支护强度远大于顶板来压强度，支护选择合理。4、选择合理的支护密度为1.71棵/m2，架距1.1m，排距1.8m，最大控顶距3.56m，最小控顶距2.66m，循环步距0.90m。5、柱鞋直径的计算 200 =200 =249.4mm式中-一铁鞋直径 Q底板比
21、压（参考邻矿参数）Rt=Kg×Kb×Kh×Ka×R =0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×30×9.8=224.6KN1307工作面使用支柱柱鞋直径为300mm，大于计算数据，现场使用柱鞋合理。6、支护设备选择1307工作面选用ZH悬移支架，共68架支架，上下两端头采用端头悬移支架及单体支柱配铰接顶梁支护。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZH型悬移支架，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ZH悬移支架能满足要求。预计工作面
22、矿压参数参考表 表七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m2-42-3.6老顶厚度m5-85-8直接底厚度m122直接顶初次垮落步距m333初次来压来压步距m1919最大平均支护强度KN/m2351340-360最大平均顶底移近量mm200150-200来压程度不明显明显4周期来压来压步距m1010最大平均支护强度KN/m2307290-310最大平均顶底移近量mm135100-150来压程度不明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2234220-240最大平均顶底移近量mm9480-1006直接顶悬顶情况m随采随冒随采随冒7底板容许比压Mpa43.458直接顶类型类二类
23、二级二类二级9老顶级别级IIIIII10巷道超前范围m1818 工作面条件与支架适应对照表 表八工作面条件支架适应条件采高2.2m1.8-2.3m倾角1600-300煤厚5.8m<8m煤硬度1.83底板比压3.45Mpa1.5 Mpa支护强度391.7(kN/m2)600(kN/m2)顶板种类二级二类三级三类二、乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵站配置两台BRW80/20型乳化泵和一台RX1500型配液箱。输液管路主输液管选用直径25mm钢管，工作面支管选用直径10mm高压胶管，支管上接液压枪，高压胶管耐压32MPa。主要技术参数如下:型号: BRW80/20 公称流量 :80L/
24、min 公称压力 :20MPa 电机功率:37KW2、泵站设置位置泵站安设在1300北翼采区进风联络巷，距离采面400m。3、泵站使用规定乳化液泵及配液箱均要水平放置，乳化液泵配液箱应高于泵体100mm以上，正常情况下一台泵工作，一台泵备用。要保证泵站压力不低于19.6MPa，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度2%-3%。要加强高压管路与泵站的维修，杜绝系统的漏液。第二节 工作面顶板管理本工作面采用全部垮落法管理顶板，采煤后铺设金属网，伸前探梁作为临时支护，用悬移支架支护顶板。本工作面采用ZH悬移支架支护顶板，上下出口端头采用端头悬移支架，铰接顶梁配单体支柱支护顶板，采用齐梁直线柱支护，基本支
25、架支护参数为：支架架距1.1m，排距1.8m，支护密度1.71根/m2，支架支柱初撑力不低于13MPa，抬棚支柱初撑力不低于7MPa。最大控顶距为3.56m，最小控顶距为2.66m，循环步距为0 .90m。一、正常工作时期的顶板方式采煤后，先伸出前探梁对顶板进行临时支护，然后移溜，移溜到位后即可移架，即采煤伸前探梁移溜移支架。采用分段移架，对顶板进行及时支护，采空区顶板在移架回柱后自然垮落。（一）移架回柱要求移架步距0.90m，移前一个班的支架，当班必须移完，禁止欠移支架。特殊情况，无法移通时，现场交接班，接班后立即处理。1、移架回柱工作由专职移架工担任，要二人一组，配合作业，互相监护。由下而
26、上进行。2、分段移架距离不少于8 m，分段点选在顶板较完整、支架牢固的地点。3、移架时必须一次移完整架支架，严禁只移一梁。4、工作面达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。5、支架接顶良好，支承有力，若顶板不平，用坑木衬平。6、支架禁止翻斜，支架垂直于煤壁，支柱垂直于顶底板，迎山有力，60-80迎山10，不得出现连续三棵支柱迎山或退山角过大。7、支柱直齐，直线偏差为±100mm，架距允许偏差±100mm。控顶距不得小于设计控顶距，最大不超过设计控顶距200mm。8、支架支柱初撑力不低于13Mpa，若底板松软必须穿鞋，顶板松软，可以用坑木接顶提高
27、顶板强度，使支柱达到初撑力。9、移架前必须认真清理浮煤，检查溜子移设、采高、采宽、联网、临时支护是否达到标准，顶网、老空网是否被撕开，处理合格后，才可挂线移架。10、移架过程中，严禁行人，坚持移架不行人，行人不移架制度。同时使用移动喷头灭尘。11、支架移到位置后，底板坚硬处挖出30-50mm柱窝，支柱钻底超过100mm，必须穿鞋，支柱时必须视底板倾角（每60-80迎山10）支设，做到迎山有力。12、若顶板压力大时，可进行带压移架，即将支柱内的液体稍微放出一些，而后将支架强行推进一个步距。13、支架移完后，必须及时支设铰接顶梁抬棚，随撤随支，做到一梁一柱，抬梁以上要用木板垫平与支架接实升牢。14
28、、移架前要对所移区域的支架进行二次注液，注液变形的支柱必须改正、升牢，不注液禁止移架。15、支架移完后，若架距超宽或存在网兜时必须支设走向板棚。16、支架上下梁出现高低差大于100mm时，必须用木板垫平。17、支架移完后，跟班区长必须对支柱初撑力进行检测，发现不合格的必须立即注液整改达到合格为止。18、煤层倾角大于150时，移架工应首先在紧靠被移支架的下方支设单体斜撑柱，并用导链钩头拉紧支架，以防下滑造成倒架。在分段处必须设挡卡，以防大块煤矸下滚伤人。移架工必须站在被移支架上方，脚下必须设防滑踩板，以防在移架过程中人员下滑。19、若煤层倾角大于250时，底板必须设置防滑设施，使用防滑软梯或设置
29、踩板。（二）工作面特殊支护本工作面的特殊支护有一梁三柱、铰接顶梁抬棚、走向板棚、单体斜撑柱、贴帮点柱。一梁三柱（型钢）在工作面上下端头巷内支设，用于加强出口支护，巷道两帮各支设一对，随采面的推采交错迈步前移使用，规格为11#矿用花边型钢，长度为3.0m，每端头支设2对4根。每对型钢两根之间间距不大于150mm，上下高差不大于150mm。其支柱初撑力不低于13Mpa。铰接顶梁抬棚：铰接顶梁抬棚是为了防止侧压力大推倒支架所用的特殊支护，在工作面老空侧沿倾向支设，用单体支柱配用铰接顶梁，顶梁必须铰接使用，若确不能铰接，必须搭接300mm以上。煤层倾角较大及俯采时，铰接顶梁支设的支柱两方向（推采及倾斜
30、方向）上都必须有迎山角（68°迎山1°），底板坚硬时，支柱必须刨出30-50mm的柱窝，支柱钻底大于100mm时必须穿鞋，并且要迎山有力，其支柱初撑力7Mpa。走向板棚：采用11#矿用花边型钢，此型钢长2.6m，在架距大，顶煤离层，煤壁片帮，分段移架，老空侧顶板冒落不及时，在支架空档里沿走向支设此板棚，支柱初撑力不低于7Mpa。木板棚（2.6×0.15×0.20m）支设要求同11#花边型钢。单体斜撑柱：当工作面支架变形严重或煤层倾角大于150时支设，用于护架，其初撑力不低于7Mpa。贴帮支柱：当工作面压力增大时，煤壁片帮时支设，以防片帮伤人，其初撑力不低
31、于7Mpa。（三）各专业工种的安全距离1、定炮与打眼、移架、攉煤、放顶煤间距不得少于15m。2、分段移架不得少于8 m。3、攉煤与放顶煤不得少于15m。4、上行放炮安全距离40m，下行放炮安全距离60m，端头放炮安全距离出口外40m。5、移架与打眼、攉煤、放顶煤的距离均不少于15m。6、打眼与放顶煤的距离不少于15m。（四）顶网铺设及要求铺设顶网的位置自切眼推进第一个循环开始，并跟切眼网连在一起。要求每片金属网平行煤帮使用，搭接宽度为100mm，搭接部分用长400mm的16#铁丝对折成双股，绕网眼3圈后用专用工具拧紧，剩余头侧卧在网内，再用钳子将顶网活扣与死扣相扭接，进行加固，然后每隔200m
32、m联一扣。铁丝网使用12#铁丝编制，网眼成菱形，为50×50mm，每片铁丝网的长度为10m，宽度为1.0m，特殊情况下（煤层倾角大于250）时使用长度5×1.2m规格的金属网。顶梁前的余网量不小于0.3m。（五）坑木及代用品管理所有坑木及代用品都必须备足24小时的用量，分类存放码放整齐，挂牌管理，责任到人。1、坑木管理工作面所有坑木必须回收干净，存放整齐，不得影响行人，运输。坑木使用要坚持节约适用的原则，降低材料费用。2、金属支柱，顶梁及代用品管理单体柱、顶梁、铁鞋、型钢必须使用合格用品。单体柱顶盖锚爪变形、缺失，顶梁花边变形或不全、缺销子，型钢弯曲，支柱漏液、卸液以及其它
33、部位损坏的必须停止使用 ，立即更换合格用品。每班有专职人员管理，严格控制丢失，每班进行清点，坏废品及时外运，以防丢失，上井后填入记录台帐。液压支柱建立台帐试压合格后入井，使用8个月后升井检修。3、悬移支架管理悬移支架和双体支柱必须进行编号管理，损坏时及时维修，确保使用合格的悬移支架。跑道弯曲、磨损变薄；前探梁无法打出；滑块缺销子、老化；连接簧缺失；推进缸串液；注液管阀堵塞、破损，都必须及时维修更换，严重时更换支架。双体支柱必须无漏液、卸液现象，支柱支设最大高度应小于支柱设计最大高度的0.1m，最小高度应大于支柱设计最小高度0.2m，确保支柱有足够的支护强度。并且支柱与支架之间联接钢丝绳用马鞍螺
34、丝紧牢。每班设专人管理与维护，损坏的支架及零部件及时更换，上井后填入记录台帐。4、备用数量及存放地点备用物料存放于1307工作面上顺槽中，距采面50-100m内，分类有层次集中码放，挂牌管理。材料存放地点有0.8m以上宽度的人行道和必需的运输通道。物料码放高度不得超过1m。备用单体支柱、双体支柱，各20棵，铰接顶梁、水平楔、金属网、铁鞋各不少于20件，2600mm、3000mm型钢各6根，方木（规格：1000×150×150mm）50根，木板（规格1000×150×150mm）2方，悬移支架3架（端头支架1架、基本支架2架）。材料名称规格循环用量回收率%
35、复用率%消耗率%丢失率%消耗定额数量单位基本悬移支架ZH58架10010000端头悬移支架ZH5架10010000双体支柱DZ-2300262棵10010000铁丝网1.1×10m8片001001002090m2/万吨单体支柱DZ-2500172棵10010000铁丝16#150m00100100铁板棚11#矿用花边型钢2600mm30根10010000铰接顶梁HDJA-1000160根10010000一梁三柱11#矿用花边型钢3000mm12根10010000铁鞋30mm320块98982坑木消耗及代用品消耗计算表 表九 二、特殊时期的顶板管理工作面生产前要编制初次放顶和初采专项安
36、全技术措施。（一）初次来压、周期来压前的顶板管理1、工作面初次来压前，必须编制专项安全技术措施。2、根据山东科技大学和我矿联合对1301、1303采煤工作面推采3层煤顶板来压规律的测试计算，初次来压一般在切眼向前推进19m左右，周期来压一般10m左右。初次来压，周期来压前2个循环，放顶煤时，必须保证老空侧煤矸拥住支架上平面20cm以上。为了确保初次来压及周期来压顺利通过，要求在工作面推进10m时，应加强支护，增大支护密度，在架子空档里支设2.6m长的型钢走向板棚，确保安全生产。严格控制工作面的开帮高度，使开帮高度不超过2.2m，倾角大于250，应控制在1.8-2.0m。及时伸前探梁和移架，严禁
37、空顶作业，支柱支撑有力，充分利用ZYY-60C测压表观察支柱的压力变化情况，支架支柱初撑力不低于13Mpa，防倒倾斜铰接顶梁联锁抬棚初撑力7 Mpa。发现异常及时采取措施，支设的支柱必须达到合格，特殊支护必须支设齐全牢固，在距工作面50m处，要有足够备用物料，以备来压时使用。（二）停采前的顶板管理1、根据保安矿使用悬移支架放顶煤采煤多年的实际经验，停采前的前二个循环不出老空浮煤，若悬顶不冒时，必须另行强制放顶措施。2、加强老空侧的联网质量，老空侧的金属网及放煤口有漏联和漏补的，必须重新联网和补联。3、工作面收面时，另行收面措施。（三）过断层及顶板破碎时的顶板管理1、本工作面除了FI5断层落差较
38、大外，没有揭露落差较大的断层，其它为采面边界断层，对回采基本无影响，推采过程中遇到小断层采用挑顶或留底煤的方法硬过，过断层时另行补充措施.2、工作面由断层的上盘推至下盘时，要加大上盘空顶区的控顶强度。3、工作面由断层的下盘推到上盘时，除加大支护密度与强度外，还要用斜撑柱护好断层面，防止煤体下滑伤人。4、断层带和破碎带岩石松软时，用镐刨的方法过断层。5、片帮超宽处的支护最小控顶距时端面距为100-200mm，若端面距较大，伸出前探梁，梁上垫坑木接实顶，缩小端面距，或者在煤壁支设贴帮柱、板棚增加支护强度。若顶煤松软、破碎或片帮较重，则必须在煤壁加打贴帮柱护顶，预防冒顶或支设走向板棚超前支护顶板。6
39、、冒顶区支护发现局部冒顶，应立即组织人员快速在支架上接顶，接顶方法：冒高小于400mm，用坑木在支架前探梁上打“井”字型木垛。冒高大于400mm，则要打联体木垛接顶，顺向用长木梁，横向根据宽度选择长度合适的木梁。支设走向板棚打木垛接顶，板棚用2棵支柱支牢固。7、如遇顶板破碎，应采取打超前管缝锚杆以控制顶板，预防冒顶。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面上下顺槽的顶板管理采煤工作面自煤壁向外两顺槽必须进行超前支护，超前支护采用单体支柱配用铰接顶梁，超前支护的距离每帮不少于20m，铰接顶梁沿巷道走向布置，一梁一柱，单体支柱距煤壁0.5m，柱距1.0m。支护要求：1、顶梁互相铰接，梁子与棚头之间垫木
40、板，单体支设在顶梁中间，顶梁用圆销联好，下口插入水平销，并打牢，保持顶梁平直。2、超前支柱拴防倒钢丝绳，钢丝绳长500mm，一端用马鞍螺丝与支柱紧牢，另一端用马鞍螺丝与防倒金属钩紧牢，金属钩挂到斜上方顶网上。3、支柱初撑力不少于7Mpa。4、支柱支设纵横成线，偏差不大于±100mm。5、支柱支设在底板上，底软钻底大于100mm时穿柱鞋。6、上下顺槽各支设2棵关门柱，柱距不大于0.7m。支柱与切顶线齐。7、上下顺槽巷道出现架棚变形时，应及时支设单体支柱配铰接顶梁支护，棚头与顶梁之间垫木板且支柱支在棚头下方，棚腿变形时整改合格。8、超前支护必须坚持“先支后回”，严禁超前回撤。9、上下端头
41、巷内两帮各支设一对型钢抬棚加强支护，型钢长3.0m，成对支设，交错迈步前移使用。每根型钢支柱3棵，柱爪卡在梁牙槽内，支柱初撑力不低于13Mpa。前移型钢至少3人协同操作，先支后移，正常情况下保持一梁三柱，移运输机时可一梁二柱，移完后必须及时补齐。10、发现断梁折柱，必须及时更换，巷道底鼓变形，及时清挖，确保出口畅通。二、工作面两端头顶板管理支护形式及质量要求1、上端头采用2架端头悬移支架和一排铰接顶梁支护顶板；下端头采用3架端头支架和一排铰接顶梁支护顶板。架距1.1m，每架端头支架支柱6棵，支架前后各支设2柱，中间支设2柱。移溜前，支设前后各2柱和靠近煤壁侧的中间2柱，移溜后，支设前后各2柱和
42、靠近老空侧的中间2柱。采面巷口与首架端头悬移支架之间加支一排铰接顶梁，保护巷角。工作面延长，两顺槽支护与首架端头支架架距大于1.2m时，外调端头支护，加支一对2.6m长型钢板棚，架距大于1.6m时撤型钢加支基本支架；反之，工作面缩短，两顺槽支护与首架端头支架架距小于0.9m时，里调端头支护，架距小于0.8m后，撤基本支架。本工作面因受边界断层影响，采面初采期需延后头，推采期间及时加支支架。2、上、下端头应支设切顶密集支柱，在端头支架尾处支设一排，以便于溜头溜尾的维护和两端头放煤的安全。3、端头支护必须设专人维护，确保出口畅通，安全出口的高度不低于1.6m，宽度不小于0.7m。4、铰接顶梁必须一
43、梁一柱。5、顶梁圆销、水平销齐全牢固，支柱拴防倒钢丝绳。6、支设工作完成后，必须对支柱二次注液，确保支柱初撑力达到规定要求。7、端头支护的前移、支设应在基本支架移完并达到初撑力后方可进行。附图6：1307工作面支护图（平面图、剖面图 1:50）第四节 矿压观测 一、矿压观测内容1307工作面矿压观测的主要内容：支柱载荷观测、支护质量动态观测。矿压观测及分析工作从采面初采至收面止，全面观测。 通过对1307工作面矿压观测，掌握采煤工作面上覆岩层运动规律，围岩与支架的相互作用关系，确定采动影响范围及支承压力分布变化规律，为工作面合理支护参数的确定提供可靠依据。 二、观测方法 1、观测仪器与工具：支
44、柱载荷用ZYY-60C型测压仪。2、测区布置：在工作面内设置三条测线，工作面上顺槽以下5米，下顺槽以上5米和采面中间各设一个观测区。在工作面顺槽煤壁前方设置超前支护观测区。 3、由跟班区长进行矿压观测，安全员监测。观测数据准确，保证数据精度，在井下及时记录，字迹清晰，上井后报调度室。4、观测数据由技术科做出处理，绘制矿压曲线图，预测预报初次来压和周期来压步距，以便有效地指导生产。5、在工作面生产期间，每班由跟班区长和安全员对采煤工作面支护质量进行检查验收，存在的问题立即整改，当班整改完毕。每班分班前班后二次测压，发现压力达不到要求时立即注液整改，压力异常时及时向调度室汇报，测压数据记录准确字迹清晰，上报技术科，由技术科绘制矿压曲线图，指导生产。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）运煤设备及装载方式工作面人工攉煤配合SGB-30B型刮板输送机运煤，运输顺槽使用SGB-30B刮板输送机和CGP-650胶带输送机运煤，把煤运至1300北翼采区煤仓，再采用