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1、目 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 煤层特征1第三节 煤层顶底板2第四节 煤质状况2第五节 水文2第六节 影响回采的其他因素4第七节 储量及服务年限4第二章 采煤方法5第一节 巷道布置5第二节 采煤工艺6第三节 设备配置10第三章 顶板控制12第一节 支护设计12第二节 工作面顶板控制15第三节 运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制17第四节 矿压观测20第四章 生产系统23第一节 运输系统23第二节 “一通三防”系统24第三节 排水系统32第四节 供电系统32第五节 照明、呼叫系统、信号、急停装置35第五章 劳动组织和主要技术经济指标32第一节 劳动组织35第二节 主要
2、技术经济指标37第六章 煤质管理及资源回收38第一节 操作及要求38第二节 初步放顶工作39第三节 资源回收管理措施39第四节 资源回收考核管理制度41第七章 安全技术措施42第一节 一般规定42第二节 顶板控制44第三节 防治水56第四节“一通三防”及安全监测57第五节 运 输61第六节 机 电70第七节 其 他81第八章 安全管理制度84第九章 灾害应急措施及避灾路线86第十章 安全六大系统95第一节 监测监控系统95第二节 通信联络系统98第三节 人员定位系统99第四节 压风自救系统100第五节 供水施救系统100第六节 紧急避险系统101第十一章 附 则101附1：3101工作面初采安
3、全技术措施附2：3101工作面老顶初次来压防治水安全措施附3：3101工作面过旧巷安全技术措施第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、3101工作面位置 井下位置：3101工作面位于井田东部，工作面顶板标高为：1066.3761056.389。工作面名称：工作面名称为3101工作面。二、工作面描述工作面运输顺槽长为250米，回风顺槽长为250米，为提高资源回收率初期切眼沿旧巷布置，推进与两顺槽垂直后工作面切眼长度为110米，回采面积为27500m2。回风顺槽东30米处有一条旧巷和两条顺槽基本平行，贯穿整个工作面（后附专项安全技术措施）。3101工作面地表为丘陵地带，涉及一个村庄（西源村
4、），3101工作面停采线地面位置有几户无人居住的旧房，我矿和县政府已对西源村地质灾害进行搬迁。在回采过程中可能会对地表上述区域造成一定的影响。地测科、基建科人员要提前向相关部门发布预警，主动协调，在生产中定时到地面查看变化情况，如果出现裂缝、塌陷区域要及时通知相关部门对地表进行恢复治理，防止地表水及河流水渗入井下，对矿井安全生产造成威胁，同时要配合公司相关部门积极协调因地表塌陷而导致的与村民之间的利益关系问题，避免事态扩大。第二节 煤层特征本工作面所采煤层为二迭（叠）系下统山西组3#煤层，该煤层结构简单，赋存稳定，为全井田可采稳定煤层，该工作面煤层平均厚度为4.13m，瓦斯含量低，工作面煤层倾
5、角在15左右，平均4，煤体容重1.45T/m3。第三节 煤层顶底板3#煤层结构简单，含两层夹矸，夹矸厚度为520厘米，属全区稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。底板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。附图1：工作面地层煤岩综合柱状图第四节 煤质状况MadAdVdafSQb工业牌号0.61%16.15%13.55%0.35%30.07MJ/Kg贫煤第五节 水文一、含水层（顶部和底部）分析本工作面顶板为泥岩及砂质泥岩，底板岩性为泥岩及砂质泥岩，根据井下高程情况看本工作面区域位置较稳定平缓，从掘进期间钻探、回采前物探、钻探、开采情况分析来看，预计该工作面在初次来压及回采过程中顶板含
6、水层可能会向工作面出现局部淋水现象，但涌水可能不大。为安全起见，在工作面初采和老顶初次来压前必须做好防治水（排水）工作，完善工作面排水系统，以防出现水淹工作面事故。煤层中有夹矸，岩性为泥质粉砂岩、粉砂岩及炭质泥岩，泥质胶结，层理、裂隙发育，遇水易变软垮落，因此回采时要特别注意加强两个端头的有效支护及两巷的超前支护，防止冒顶事故的发生。二、其他水源的分析1、大气降水及地表水矿区属于典型的大陆性气候，降水多集中在7、8、9月份，且多雨，给煤矿井上下造成威胁。特别是在地面采空塌陷区，遇到大雨和暴雨时，雨水从塌陷裂缝与矿井连通处流入井下。井田内没有常年性河流，各冲沟雨季汇集大气降水由南向北汇入井田外西
7、北向的陶清河。2、构造水井田发育有1条正断层。原雄山煤业公司开采3号煤层时曾揭露此断层，遇断层时初期有少量涌水，但衰减很快，一周左右即断流。由此分析，井田内断层有一定的导水性，但因上覆和下伏含水层均属弱富水性含水层，在断层本身储水和附近含水层储水被疏干后缺乏补给来源，因而构造对井田水文地质条件影响不大（不在此工作面开采范围）。 3、老空水矿区内存在大面积的采空区，其采空区中有与之相连接生产巷道留有排水出口，位置高于采空区的积水可由排水口自巷道导入水仓后排出，但低于排水口凹处的存在积水。针对以上因素分析，建议采取以下措施：（1）每年在雨季来临前，我矿组织人员去地面查看采空塌陷区，并对裂缝进行及时
8、修复，防止雨水通过地表裂缝流入井下。（2）在回采期间，应组织人员定时不定时对地面进行查看。（3）雨季来临时，对主斜井、副斜井、回风立井进行防洪构筑，并备有一定防洪设施准备，以防雨水通过井筒、安全出口等通道流入井下，造成淹井事故。（4）雨季来临前，对井下排水设施进行联合排水试验，以加强矿井排水能力。（5）加强气象预报工作。（6）加强对采空区涌水观察，并严格执行“先探后掘、先治后采”加强物探先行，钻探验证，化探跟进原则。（6）加强周边矿井水患调查。我矿在施工3#煤一采区轨道巷、一采区胶带巷时揭露了原采空区，放水量有40余万方。三、涌水量预计：正常涌水量为：15m3/h；最大涌水量为：25m3/h（
9、初次来压时）第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况瓦斯瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.84 m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.79m3/minCO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.14 m3/t，绝对CO2涌出量为0.49m3/min煤的自燃倾向性级，不易自燃煤层煤的爆炸性煤层有爆炸危险性地温危害无冲击地压危害无二、防治措施综上所述，工作面切眼附近空巷较多，煤质相对较软，纹理较为发育，直接底为泥岩、砂质泥岩，遇水稳定性变差，故回采时要加强顶板控制，加强邻近旧巷的巷道维护，回采过程中加强对顶底板的观察，加强水、火、瓦斯等有害气体的检测。由于在回采过程中会遇到相应的空巷影响，因此在回采过程
10、中要及时制定相应的专项安全技术措施。第七节 储量及服务年限一、工作面储量计算3101工作面参数运输顺槽250米回风顺槽250米煤层平均厚度4.13米容重1.45T/m3放顶煤回收率90%工作面回采率93%回采面积27500m2工作面工业储量：Q总=275004.131.45=164683.75吨工作面可采储量：Q可= Q总90%=148215吨工作面实行两采一准，“三八制”作业方式，生产班每班进3刀。每刀产量：Q1100.64.131.4593%368吨日进6刀日产量2208吨，月工作天数25天，生产天数23天，月产量220823=50784吨可采期Z=14821550784=2.92月2.9
11、月。二、工作面服务年限3101工作面服务时间约2.9个月。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、3101工作面巷道布置3101工作面运输顺槽为250米，回风顺槽为250米，工作面切眼布置长度为110米。二、工作面巷道基本情况巷道基本情况名称断面（m2、m）支护形式棚距（mm）设备布置用途掘进方式管路敷设回风顺槽断面积13.5上宽4.5、下宽4.5、高3锚网1000轨道调度绞车回风、进料、行人沿底板炮掘压风管路防尘管路供水施救排水管路运输顺槽断面积13.5上宽4.5、下宽4.5、高3锚网1000移变皮带机转载机进风、运煤、行人沿底板机掘压风管路防尘管路供水施救切眼断面积15上宽6、下宽6、高2.5
12、工字钢支护1500支架、采煤机沿底板机掘附图2：工作面位置及巷道布置图附图3：工作面巷道断面图第二节 采煤工艺一、采煤工艺3101工作面采用走向长壁后退式采煤法，综采放顶煤全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤工艺。1、采煤工艺顺序为：双滚筒采煤机割煤刮板输送机运煤液压支架支护顶板（移架） 推移刮板输送机（推前溜）放顶煤清煤拉移刮板输送机（拉后溜）下一循环。在顶板破碎时，需超前移架。2、落煤：采用采煤机滚筒螺旋叶片截割落煤，滚筒截深600mm3、装煤：采煤机滚筒配合SGZ630/264刮板输送机铲煤板装煤。4、运煤：工作面采用SGZ630/264刮板输送机（前溜）和SGZ630/264刮板输送机（
13、后溜），运输顺槽采用1部SZB730/75刮板转载机和1部DSJ100/275带式输送机。5、工作面支护：最大采高3.2m，最小采高1.7m，循环进度0.6m。二、采煤方法1、采煤机进刀方式：采用端部割三角煤的斜切进刀方式，斜切进刀长度为30m，进刀深度为0.6m。具体过程以端头进刀为例。（1）采煤机割透机头时，采煤机后15m，前溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。（2）让采煤机反向牵引，沿溜方向弯曲段切入煤墙。使采煤机滚筒进入煤壁0.6m后，同时将机头及前溜顶向煤墙，使整个大溜成一条直线。（3）让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始割煤。（4）机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，
14、后滚筒割底煤的方式。2、采煤机正常切割。正常割煤长度为110m，采煤机以2.4m/min的速度向前割煤，采煤机正常割煤时采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式。3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返一刀。采煤机以电牵引方式沿工作面移动。4、工艺说明（1）推移前部刮板机：进刀前将采煤机行到前部刮板输送机机尾或机头处，然后以先机头后机尾或以先机尾后机头的顺序向前推移前部刮板运输机，推移步距0.6米，推移刮板机后将前溜与支架间的浮煤和杂物清理干净。技术要求必须依次顺序推刮板输送机，不准任意分段或相向推刮板输送机。严禁将刮板输送机推成急弯，推刮板输送机要求刮板输送机平、直、稳。推刮板输
15、送机应在前部刮板输送机运转时进行，应有两人以上协同作业，确保推刮板输送机工作顺利进行。（2）斜切进刀：工作面采用斜切进刀的方式，机尾或机头推出后，采煤机在机尾或机头斜切进入煤壁，然后推移前部输送机，使前溜保持一条直线，完成斜切工序。（3）割煤、装煤、运煤：采煤机在前部刮板机尾（机头）处完成斜切进刀工序后，从前部刮板机尾（机头）开始割顶煤，向机头（机尾）方向推进，割到机头（机尾）位置后，将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，从前部刮板输送机机头（机尾）向机尾（机头）割底煤，利用采煤机滚筒螺旋自行装煤，为了保证煤能完全装运出工作面，采煤机完成割底刀后，从机尾（机头）向机头（机尾）方向来回清扫底刀装煤。机头
16、机尾由人工辅助装煤。每次进刀都要求割满0.6米。采煤机切割的松散煤体以及人工放顶煤利用前、后部刮板输送机运至转载机,再由转载机运至胶带输送机运出工作面。技术要求：工作面采高必须严格控制在2500100mm，顶底板必须平整，煤壁齐直，顶底板不得出现弧顶弧底台阶。工作面每次割刀必须割满刀，确保产量的稳定。采煤机运行过程中，必须有一人操作，前后两人监护，司机要密切注意采煤机工作情况，如发现前方发生片帮、冒顶、电缆憋劲、出槽或其他事故时，应紧急停机，采取措施处理。（4） 移架，拉后溜：液压支架在采煤机割顶刀时，滞后采煤机15米，按顺序移架，步距0.6米,移架操作由两名工人配合进行，前架移架工操作推溜油
17、缸驻前部溜子，本架操作前后立柱操作手把，使支架下降1015cm，然后操作推移油缸，拉架前移，达到移架步距后，升起前后立柱使之达到初撑力，若遇到破碎顶板时，必须停止采煤机割刀进行移架，以控制顶板，顶刀割完后，开始反向割底，移架工作即告完成。在拉移本架完毕后，随即操作本架与后溜的连接油缸，拉移后溜，防止后溜进入采空区。拉后溜子前要把靠支架侧的浮煤和杂物彻底清理干净。技术要求：移架操作时，移架工应站在支架安全地点面向支架操作，禁止脚登在前刮板输送机与支架底座之间移架，以免挤伤，移架时，禁止人员通过移架区。移架前，必须全面检查支架的液压系统，严禁带病运行。移架前及时整理好架间液压管路、电缆、以防挤坏。
18、移架后及时清理架间浮煤，在清理机头机尾浮煤时，应先进行敲帮问顶。移架中如发生严重的片帮、冒顶时，必须及时刹顶，在控顶后再进行移架。移架过程中，认真观察推移油缸运行状态，防止损伤油缸表面及密封，发生支架前进困难时，严禁硬移，必须及时找出原因，处理完毕后，方可继续操作。拉后部刮板输送机必须按顺序进行，其弯曲长度不小于15米。拉后部刮板输送机前必须将架间浮煤清理干净，确保拉移到位，减少拉移阻力，保证刮板输送机平直。（5）放顶煤：本工作面回采段平均高4.13米，放煤步距确定为0.6m。采煤机完成进刀循环停机后开始放顶煤,放煤方法采用上下移动后尾梁和后插板单轮间隔式顺序放煤,即先按1,3,5,7号支架顺
19、序放煤,再按2,4,6,8号支架放煤,每次放煤量不宜过大,每架放煤时间不宜过长，控制在2分钟左右，见矸封口。工作面支架后方不得放空，以防顶板突然冒落及采空区内大量有毒有害气体被压入工作面。技术要求：严格执行放煤十六字方针：均匀放煤，由底至顶，大块破碎，见矸关门。严格控制放煤时间，严禁超量放煤，班前应预估放煤量。放煤结束后，插板必须伸出，操作把手必须返回零位。附图4：采煤机进刀方式示意图三、工作面正规循环生产能力WLShrc1100.64.131.4593%368t式中：W工作面正规生产能力，t； L工作面长度，110m； S工作面循环进度，0.6m； h工作面平均高度，4.13m； r煤的容重
20、，1.45t/m3； C回采率，93%；第三节 设备配置一、设备配置情况1、选用MG150/375-W型采煤机1台，主要技术参数如下采高电机功率截深牵引速度牵引方式1.72.8m3750.6m06m/min齿轮销排式电牵引2、放顶煤液压支架，主要技术参数如下支架型号数量初撑力工作阻力支护强度ZF5000/17/32653956KN5000KN0.790.8MPa3、过渡液压支架，主要技术参数如下支架型号数量初撑力工作阻力支护强度ZFG5500/17/3263956KN5500KN0.790.8MPa4、工作面刮板输送机2部（前、后溜），主要技术参数如下型号电机功率输送能力链速中部槽尺寸刮板链规
21、格SGD-630/26465/132kW450t/h1.13/0.93m/s1500588252mm2286mmSGD-630/26465/132kW450t/h1.13/0.93m/s1500588252mm2286mm5、转载机1部，主要技术参数如下型号电机功率输送能力链速中部槽尺寸SZB730/7575kW700t/h1.439/0.72m/s1500688609mm6、轮式破碎机1部，主要技术参数如下型号电机功率刀体数量电动机输出转速皮带传动比PCM110110kW41475rpm3.15:17、可伸缩带式输送机1部，主要技术参数如下型号电机功率输送能力带速DSJ100，275kW27
22、5kW600t/h2.0m/s8、转载牵引设备（双速绞车），主要技术参数如下型号电机功率输送能力带速DSJ100，275kW275kW600t/h2.0m/s9、辅助运输设备双速绞车主要技术参数：型号牵引力(KN)绳径(mm)绳速(m/s)容绳量(m)滚筒直径(mm)外形尺寸(mm)ZJT200/660慢速，14020慢速,0.22504302590785800快速， 221快速,1.1二、设备管理：1、对设备严格按班检、日检、月检的定检内容进行检修，每天确保8个小时的检修时间，对各综采设备进行强制性检修，变设备故障处理为预防性检修。2、检修工应熟知设备的性能与原理，对照设备完好标准认真检修，
23、处理设备问题要彻底，检修质量必须可靠。3、严格执行包机制度，包机到人，留名挂牌。4、严格交接班制度，认真填写运转日志。5、设备必须严格按照润滑标准进行加油，并定期检查更换。6、必须搞好综采设备的配件工作，要有完善的配备件支持，确保及时更换。附图5：工作面设备布置示意图第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、计算支护强度：P=KH1 cosa 10-6 =2.0 9.32.89.8103 cos3。 10-6 =0.5097 Mpa;式中：P：计算支护强度，Mpa; :冒落带岩层加权平均容重，2.89.8103N/m3； a:平均煤层倾角，取3度； K：老顶来压增载系数，取2
24、.0； H1:冒落带高度，米；其中冒落带高度的计算：3101工作面采用放顶煤、全部垮落法管理顶板的回采工艺，由此按下列公式计算支架支护强度。H1=M/（KP1）=2.8/(1.31)=9.3米式中：H1:冒落带高度，米; M:工作面最大采高，2.8米; KP:岩层冒落碎胀系数。取1.3米 2、参考同煤层矿压观测资料（表1），液压最大平均支护强度0.79Mpa3、选择工作面支护强度：0.5097Mpa0.79Mpa，因此工作面支护强度应大于0.5097Mpa。4、支护设备选择：3101工作面选用ZF5000/17/32型支架、ZFG5500/17/32过渡支架，基本支架作端头和端尾支架使用，从运
25、输顺槽到回风顺槽依次编号为171号支架。根据本工作面条件与支架适应条件对照表（表2）可以看出，选用ZF5000/17/32型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也满足底板比压值要求。（表1）同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测备注1顶底板条件老顶厚度m0.5直接顶厚度m0.2伪顶厚度m0底厚度m22直接顶初次跨落步距m0 3初次来压来压步距m3035最大平均支护强度MPa0.5097最大平均顶底板移近量mm04周期来压来压步距m1520最大平均支护强度MPa0.413最大平均顶底板移近量mm05平时最大平均支护强度MPa0.9最大平均顶底板移近量mm06直接
26、顶悬顶情况m7顶底容许比压MPa0.098直接顶类型类9老顶级别级10巷道超前影响范围m20（表2）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2.5m1.73.2m倾 角1530煤 厚4.13m煤硬度底板比压0.09MPa0.120.19MPa支护强度0.4087Mpa0.790.8Mpa顶板种类三级一类通过对比、验算，证明选用ZF5000/17/32型支架能满足本工作面各种要求。二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵站型号为BRW125/31.5C，数量为2台；乳化液箱1台（即2泵1箱）；输液管路选用25高压胶管，耐压在40MPa以上。主要技术参数如下：乳化泵型号公称
27、流量公称压力电机功率BRW125/31.5C80L/min20MPa75kW（二）泵站位置设置乳化泵站安设在一采区轨、胶联络巷。（三）泵站使用规定1、卸载阀整定值为20MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液等现象。第二节 工作面顶板控制工作面安装ZF5000/17/32型放顶煤液压支架71架，对顶板实行垮落法控制。采空区顶板随支架前移自行垮落充填，最小控顶距5300mm，最大控顶距5900mm。放顶步距为0.6m。一、正常生产时期顶
28、板支护方式工作面内用追机移架方式对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤移架移输送机，采用带压擦顶移架方式移架，正常移架要滞后煤机后滚筒3-5架，不得超过6架。超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。采取紧跟前滚筒移架，当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架割煤移输送机。支护要求如下： 1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净、二畅通”的质量要求，液压支架排成一条直线，其偏差不超过50mm。 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
29、距离一般不超过6m，防止长时间空顶。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 5、工作面支架严禁歪斜和咬架，挤架，否则，要及时调整。二、特殊时期的顶板控制（一）工作面来压时的顶板控制1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门的初采安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，预计工作面初次来压步距为3035m，周期来压步距为1520m，在周期来压期间要加快推进速度，以甩掉顶板压力加强支护，尽量不在此期间由各种原因影响循环，应加强来压的预测预报。3、工作面支架初撑力不低于24Mpa，回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱初撑力80mm不得小于60KN，100mm不得小于90KN；特别注
30、意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。4、加强上、下端头顶板控制，打好双排超前支护，并安设防倒链。5、工作面停采前距停采线20m时铺单层金属见网，距停采线10m时铺双层金属网，一直铺到停采线，严格铺网质量。工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制根据地质资料分析，本工作面没有断层出现，但是不排除有次生小断层的出现的可能（发现时必须编制过断层安全技术措施）。当工作面顶板破碎时，加强支护，工作面高度不得忽高忽低，严格按要求将采高控制在1.8-2.2之间，采用带压移架超前支护，坚持一步三调，相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，不挤
31、不咬不倒，保持良好支护状态。（三）停采前的顶板控制在距停采线12米处，开始沿工作面方向铺设单层金属网（网片规格为10005000mm，网孔为3030mm，网与网搭接为200mm）。工作面顶板支架上方平行于工作面铺3m长圆木，排距为1m，从机头向机尾方向铺设，首尾相接，在铺圆木期间，工作面净高不低于2.2m。然后距停采线10米铺设双层金属网，所有金属网孔与孔连接好，金属网必须撑紧铺整齐，按此依次铺下去；工作面顶板支架上方平行于工作面铺3m长圆木，排拒为1m，从机头向机尾方向铺设，首位相接，在铺圆木期间，工作面净高不低于2.2m，3米圆木规格直径为18mm；当工作面推进到停采线时，停移支架。第三节
32、 运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制1、支护要求：工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护均采用单体液压支柱配合型梁支护，两巷超前支护长度均不小于20m，在工作面通过构造带时加强端头支护，并制定相应技术措施。超前支护以外的巷道出现压力增大时应及时打点柱支护。2、支护材料及支柱密度：运输、回风顺槽均使用三排单体液压支柱配合型梁支护，柱距1m，排距0.8m。表3单体液压支柱参数型号DZ25250/100Q最高高度（mm）2500最低高度（mm）1700额定工作阻力（kN）250 3、支护质量标准（1）两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm，柱距偏差不
33、超过100mm，排距偏差不超过100mm。采用防倒绳或防倒链连接，以防倒柱伤人。（2）支柱应支到实底上，并做到迎山有力，单体液压支柱初撑力100mm不得小于90KN。（3）顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。（4）两巷高度不得底于1.8m，行人道宽度不得小于0.8m。（5）两巷单体液压支柱均支到实底上。（6）超前支护范围内严禁堆放闲置设备和杂物。（7）两巷单体液压支柱打设要迎山有力，防止压力大时被推到。二、工作面端头三角区及安全出口的管理1、端头、端尾采用单体液压支柱配合型梁支护，上、下两个端头分别用8根4对型梁，交错迈步支护，一梁肆柱或一梁叁柱，老空
34、侧（三角区）加密单体柱，加打戗柱支护，防止来压推棚，保证后溜电机的维修空间。2、为防止端头、端尾在拉架时，支架间漏煤压机头或机尾，便于端头三角区的顶板管理，要平行于工作面铺单层金属网：金属网在工作面侧要保证能对前、后溜机头进行维护（金属网延伸入工作面的距离以两架为易），背离工作面侧要铺至巷道外帮并下垂挞拉下护外帮不小于1.5米；网与网之间搭接20cm，孔孔相连扭结，网片规格14m。3、顺槽超前管理长度20米，靠近老空侧的10米采取“4对8梁” “一梁三柱”，迈步加强支护，10米外采用单体液压支柱配合3米圆木，一梁三柱，棚距为1米，高度不低于1.8米，压力过大时，要适当延长超前支护，在圆木棚或工
35、字钢棚下中间打点柱，点柱间距视现场情况而定。单体液压支柱全部用防倒链栓牢，以防倒柱伤人。4、安全出口要随时清理，确保畅通。人行道净宽不小于1m，净高不小于1.8m，端头、端尾回棚后，及时将外帮逼好，防止片帮煤伤人。5、对端头、端尾侧的盲区管理，采取与支架采空区一侧的顶梁边缘为一线布置切顶柱的办法进行管理，并“一梁四柱”切顶支护。6、端头侧跨转载溜应布置行人过桥。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面两顺槽超前支护均不少于20m，单体支柱配合型梁。支柱、顶梁要建帐统一管理，现场牌板与实物相符。支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，及时更换上井。按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，备用
36、支护材料堆放整齐，专人负责并挂好标志牌。附图6：工作面运输顺槽、回风顺槽超前支护示意图第四节 矿压观测一、矿压观测内容及观测仪器1、3101工作面的矿压观测主要内容支架立柱活柱下缩量、支架阻力观测、顶底板移近量及移近速度、顶板破碎度、两巷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，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定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。2、测前准备选定测区,收集测区地质及技术资料。培训矿压观测人员,组建矿压观测组。准备矿压观测仪表,工具和各种观测记录表。
37、3、测区划分及测点布置工作面设13个测点，测点分别布置在液压支架前后立柱上。两巷各布置1个巷道顶底板位移量及移近速度测点，测点布置在距工作面煤壁6m处。4、矿压观测仪表的选择分类型号及名称主要用途数量压力检测YHY60A-2数显测压表测量和记录液压支架压力142围岩移动ADL-2型测杆测量工作面顺槽顶底板相对移近量2二、矿压观测方法工作面每架安装一组支架压力监测表，监测支架前立柱的阻力情况。每班工作人员在操作支架时都必须将支架升实，保证支架的初撑力。每班的验收员对支架的初撑力情况进行监测并建立台帐记录。（1）支护阻力观测项目观测仪表观测方法观测内容压力检测YHY60A-2数显测压表移架前后各读
38、取一次读数压力观测（2）支柱活柱下缩量项目观测仪表观测方法观测内容支柱活塞下缩量钢卷尺移架后和移架前测量活柱伸出量各一次活柱下缩量（3）巷道顶底板位移量及移近速度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，检修班打完超前支护后有验收员对单体液压支柱的初撑力进行测量，生产班由验收员对端头及超前支护的单体液压支柱的初撑力进行测量并建立台帐记录。项目观测仪表观测方法观测内容巷道顶底板位移量及移近速度ADL-2型测杆移架后、移架前、再移架后各测一次并记录测量回采工作面顶底板、巷道围岩相对移近量。（4）顶板破碎度项目观测仪表观测方法观测内容顶板破碎度木尺每隔35架取1架测断面冒落高度、宽度、片帮
39、深度等大致评价顶板稳定性三、支护质量监测每班由各队队长分别对两巷超前支护动态进行抽查5根。每旬由安全科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由综采队负责立即整改，并写出整改措施及报告。检测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端头、端尾、采高及顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、矿压观测时间要求1、对工作面，整个生产期间都要进行矿压观测。2、对两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。3、支护质量检测，整个生产期间都要进行监测。五、矿压观测制度及安全技术措施1、观测制度工作面在每个支架各安装一台矿压观测仪器。工作面每班由观测组人员进行观测，观测的次数不少于2次
40、，若遇矿压显现，每班观测次数不少于4次。在两顺槽各架设一台顶底板移近量观测仪器，每班作好观测记录。观测人员认真记录观测数据，下班后交给资料整理人员统一管理。2、安全技术措施对观测组的全体人员应组织专门的培训，使其掌握基本的矿压知识，仪表、仪器的使用方法和矿压观测操作规程。因第一手资料来自观测人员，观测工作的成效取决于观测资料的准确性，所以要严格要求观测人员。明确所观测数据的用途，测取最有代表性的观测数据。观测的数据要准确，数据的精度要达到要求。观测数据必须在井下及时记录，数据记录字迹要清楚，严格按规定的表格书写。连续观测时，要严格执行交接班制度，本班记录交下一班，以便连续记录。上班记录资料交资
41、料整理人员，并说明观测情况。如果井下发现观测仪器不正常或出现其他来压等异常情况，要及时汇报，以便尽早处理和解决。随着工作面的推进，要及时整理观测资料，以便找出规律，发现检查观测中存在的问题，资料有错误时，要及时加以改正，发现资料缺少时要及时补测。对顶板动态的监测，要及时编制预测报告，预报矿压显现状况，使观测结果及时为生产服务。整理资料时，应实事求是，不允许对原始资料进行任意涂改，以保证资料的真实性。对认为有问题的资料数据，要与观测人员核实，查清原因，经过统一研究处理后才能进行整理。非观测人员不得擅自乱动仪器、仪表，要注意保护。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
42、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前、后溜槽前移配合装煤，落煤由工作面型号为SGD630/264前、后溜槽输送到SZB730/75型转载机，到DSJ100顺槽带式输送机，到3#煤一采区胶带巷，然后到3#煤机轨合一巷，再到3#煤仓，最后主斜井皮带到达地面。工作面机头、机尾益出的浮煤可通过人工将其装入溜槽和转载中。工作面推进满3米后撤除两节转载溜槽，满40米时，移动转载并相应缩短40米皮带。 （二）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的矿车、平板车、ZJT200/660双速绞车，通过3101回风顺槽运进、运出工作面。二、推移刮板输送机方式采用液压
43、支架推拉千斤顶推移工作面刮板输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机1520m，刮板输送机弯曲度不得超过13，推移刮板输送机时最小弯曲度不得小于15m，推移方向为自上（下）而下（上）顺序进行。1、采煤机向上（下）端正常割煤时，按照自下（上）而上（下）的顺序，依次推移刮板输送机时，距离采煤机后滚筒1520m。2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。三、运煤路线采煤机落煤 工作面前溜转载溜顺槽皮带3#煤一采区胶带巷皮带 机轨合一巷皮带3#煤仓主斜井皮带地面筛分系统四、辅助运输路线地面 副斜井3#煤甩车场轨道大巷3#煤一采区轨道大巷轨胶联络巷 3101回风顺槽3101工作面附图7：3101工作面运输系统示意图第二节 “一通三防”系统一、通风系统（一）3101综采工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100QCH4K采1000.791.3102.7m3/min式中：Q采回采工作面所需风量m3/min；QCH4回采工作面的绝对瓦斯涌出量，QCH4绝对瓦斯涌出量为0.79m3/min；K采回采工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.3100按采