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1、2091E回采工作面作业规程 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置表 表一 煤 层 名 称 9煤层 水平名称 二水平 采区名称 十采区 工作面名称 2091E 地面标高 （m） +20.2～+22.9 工作面标高 （m） - 554.2~-610.8 地 面 位 置 2091E工作面东部位于沙河大坝下方，其余大部分农田。 井 下 位 置 及 四 邻 采 掘 情 况 20
2、91E工作面位于十采区东翼九煤层第一个工作面，倾斜上方1397E工作面已采毕，1397W已掘出，倾斜下方暂无工程，上覆七煤层1377E、1378E、2071E、2071W、2072W已采毕，上覆八煤层无工程，下伏十二煤层1327W已采毕，其他暂无工程。 全部 走向长 （m） 910-923 可采 走向长 （m） 840-855 倾斜长 （m） 169.5 面 积 （m2） 143651 916.5 847.5 第二节 煤 层
3、 煤层情况表 表二 煤层总厚度（m） 0.7-2.7 煤（矿）层结构（m） 煤层倾角 （゜） 1°-12° 2.0 复杂 5° 可采指数 1 变异系数（%） 20.4 稳定程度 稳定 2091E工作面煤层厚度0.7~2.7m，平均2.0m，煤层底部有一层不稳定粉砂岩夹矸,厚度为0~0.5m。受断层及沉积影响，局部薄煤甚至全岩。煤层倾角1°-12°，平均5°，煤层走向在30°～90°之间变化。 第三节 煤层顶底板
4、 煤层顶底板情况表 表三 顶底板 名称 岩石名称 厚度（m） 抗压强度 （MPa） 抗拉强度（MPa） 岩 性 特 征 老 顶 粉砂岩 2.7 / / 深灰色，泥质胶结，含大量植物碎屑化石。 直接顶 泥岩 0.6-4.1 / / 深灰色，致密均一，性脆，细腻，略贝壳状断口。 2.6 直接底 细砂岩 1.1 / / 灰褐色，富含植物根化石。 老 底 细砂-中砂岩 4.5 / / 浅灰-青灰色，岩性上粗下细，显水平层理，含菱铁矿薄层，成分以石英为主，含植物化石碎片。 附图一：煤层综合柱状图
5、第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响概述 2091E工作面位于十采区东翼，工作面地质构造较为复杂，局部顶板压力较大，切眼顶板裂隙发育，较为破碎。该工作面掘进共揭露断层40条，对我队回采有较大影响的断层5条，落差1.0m-2.0m，断层落差在1.0m以下的断层数十条，断层附近煤层顶板稳定性变差，破碎易冒落。 据9煤层地质构造特点分析，在回采过程中还将揭露一定数量的隐伏地质构造。 断层特征表 表四 构造名称 走向 倾向 倾角 性
6、质 落差（m） 实见位置（m） 对 回 采 影 响 程 度 f1 26° 296° 49° 逆 0.5 边眼以内90m（风道） 影响小 f2 348° 258° 35° 逆 2.0 边眼以内128m（风道） 影响大 f3 349° 79° 40° 正 0.6-1.5 边眼以内190m（风道） 影响大 f4 349° 79° 43° 正 0.7 边眼以内245m（风道） 有影响 f5 16° 106° 48° 正 0.5 边眼以内401m（风道） 影响小 f6 26° 116° 47° 正 0.4
7、 边眼以内406m（风道） 影响小 f7 325° 55° 35° 正 0.8 边眼以内517m（风道） 影响小 f8 325° 235° 74° 正 0.4 边眼以内518m（风道） 影响小 f9 349° 259° 28° 正 0.5 边眼以内622m（风道） 影响小 f10 348° 78° 45° 正 0.3 边眼以内759m（风道） 影响小 f11 348° 258° 43° 正 0.7 边眼以内798m（风道） 有影响 f12 304° 34° 54° 正 0.5 边眼以内841m（风道
8、 有影响 f13 348° 258° 34° 正 0.2 边眼以内25m（运道） 影响小 f14 348° 258° 68° 正 0.5 边眼以内41m（运道） 有影响 f15 348° 258° 38° 正 0.4 边眼以内48m（运道） 有影响 f16 341° 251° 49-80° 正 0.9 边眼以内146m（运道） 影响大 f17 348° 258° 37° 正 0.4 边眼以内148m（运道） 影响小 f18 6° 276° 51° 正 0.4 边眼以内157m（运道） 影响小
9、f19 4° 94° 41° 正 0.7 边眼以内163m（运道） 有影响 f20 337° 247° 52° 正 0.6 边眼以内280m（运道） 有影响 f21 335° 65° 65° 正 0.7 边眼以内281m（运道） 有影响 f22 359° 89° 46° 正 0.5 边眼以内322m（运道） 有影响 f23 13° 103° 41° 正 0.6 边眼以内613m（运道） 有影响 f24 335° 65° 49° 正 0.4 边眼以内766.3m（运道） 影响小 f25 335°
10、 245° 47° 正 0.4 边眼以内766.6m（运道） 影响小 f26 18° 288° 39° 正 0.9 边眼以内784m（运道） 有影响 f27 312° 42° 36° 正 0.3 边眼以内818m（运道） 影响小 f28 23° 293° 54° 正 0.7 边眼以内840m（运道） 有影响 f29 13° 103° 46° 正 0.6 边眼以内914m（运道） 有影响 f30 359° 89° 52° 正 0.5 边眼以内940m（运道） 切眼外 f31 18° 288° 58
11、° 正 0.5 边眼以内941m（运道） 切眼外 f32 320° 50° 59° 正 0.9 边眼以内954m（运道） 切眼外 f33 325° 55° 72° 正 1.0 边眼以内960m（运道） 切眼外 f34 323° 53° 75° 正 1.5 切眼自运道开口向上64m 影响大 f35 74° 164° 45° 正 0.5 切眼自运道开口向上146m 有影响 f36 291° 201° 58° 正 1.4 切眼自运道开口向上160m 影响大 f37 348° 78° 62° 正
12、 0.5 边眼以内893m（风道） 有影响 f38 335° 245° 41° 正 0.5 边眼以内897m（风道） 有影响 f39 348° 78° 45° 正 1.5 边眼以内897.2m（风道） 影响大 f40 314° 44° 37° 正 0.4 边眼以内908m（风道） 有影响 附图二：2091E工作面上风、下运及开切眼素描图 第五节 水文地质情况及防治水措施 一、涌水量 最大涌水量：015m3/min 正常涌水量：0.1m3/min 二、充水因素： 9煤顶板为砂岩裂隙弱含水层，涌水量小。裂隙发育时一般有滴
13、水。 2091E工作面在掘进过程中风、运道没有出现较大淋水现象，上覆1377E、1378E和2071E部分采空区，回采结束后未形成积水空间，对该工作面回采无影响。 三、防治水措施： 1、上述涌水量预计为正常情况下的预计，实际排水能力要留有一定余地。 2、我队在回采过程中在运道局部洼点处备好排沙泵，如果积水量过大备好电泵，做好泵排水工作，确保排水顺畅。 3、我队在回采过程中要加强观测，发现水文异常及时采取有效措施并向有关部门汇报。 第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况：
14、 影响回采的其它地质情况表 表五 瓦 斯 CH4：1.051m3/min 煤（矿）尘 爆炸指数38.33% 二氧化碳 CO2：0.526m3/min 煤的自燃 有自然发火倾向 地 温 22℃ 地 压 / 普氏硬度（f） 煤 层 夹 矸 直 接 顶 （抗压强度） 直 接 底 （抗压强度） / / / / 二、煤质情况及煤质预测： 煤质情况及煤质预测表 表六 煤质情况 M A
15、 V Q FC S Y 工业牌号 1.7 15.03 29.34 6630 48.53 2.01 32 肥煤 煤质预测 2091E工作面回采初期受断层及裂隙影响，造成回采过程中破顶、底板较多且煤层顶板破碎，极易冒落。回采至边眼以内100m-300m范围内受数条中小型正断层影响，造成割板，破底厚度加大，增大原煤灰分，影响煤质。 三、其他 1、2091E工作面位于南阳庄背斜轴部西侧，且9煤层顶板性脆，节理裂隙发育，顶板压力较大，回采中严格顶板管理，尤其过断层及断层附近区域，顶板破碎带，煤层变薄区，应力集中区以及其它地质异常区域时，及时调整支护方式，加强支护
16、强度，严防顶板事故。 2、2091E工作面地质构造较为复杂，工作面共计揭露断层40条，其中f39、f36、f34、f3、f2断层落差相对较大，造成巷道局部全岩，且煤层顶板破碎；尤其在切眼掘进过程中揭露的f36、f34正断层，造成局部破顶、底板较多，煤层顶板破碎，易冒落，我队在回采初期制定相应的安全技术措施，防止顶板事故发生。巷道部分区域受裂隙影响顶板稳定性较差，易发生冒落,我队在回采时加强顶板管理，做好超前支护工作，确保安全生产。 3、根据9煤层已采工作面地质构造特点分析，工作面在回采中还将揭露一定数量的隐伏地质构造，我队现场发现地质异常情况，及时采取相应的安全技术措施，并第一时间上报，以
17、便及时解决。 4、提高煤质方法：回采过薄煤区、断层影响区、物探异常区、节理裂隙发育带、顶板破碎区时，要严格控制顶板，防止冒落，同时合理控制采高，掌握好溜子的入山（或上山）角度，减少割矸石厚度，若割矸石较多时应采取相应提高煤质措施，减小原煤灰分，提高煤质。 5、根据工作面坑透资料，工作面内有1个物探异常区，对回采初期有较大影响，我队密切注意地质条件变化，发现异常情况及时采取相应安全技术措施。 6、如遇相关特殊情况无法处理，要立即上报，以便及时解决。 第七节 储量及服务年限 一、储量: 储 量 计 算 走 向 长 （m） （游标值） 倾 斜 长 （m） （常数）
18、 斜面积 （m2） 煤 厚 （m） 容 重 （t/m3） 工 业 储 量 (t) 回 采 率 （%） 可 采 储 量 (t) 840-855 169.5 143651 2.0 1.4 402223 95 382112 847.5 注：综采工作面回采率参考值为95% 二、工作面服务年限: 工作面的有效推采长度为847.5m，工作面的服务年限为402223×95%÷42714=8.9≈9个月 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 2091E工作面位于十采区东翼九煤层第一个工作面
19、倾斜上方1397E工作面已采毕，1397W已掘出，倾斜下方暂无工程，上覆七煤层1377E、1378E、2071E、2071W、2072W已采毕，上覆八煤层无工程，下伏十二煤层1327W已采毕，其他暂无工程。 二、工作面轨道顺槽和皮带顺槽 2091E顺槽布置在9s煤层中，沿9s煤层顶板掘进。工作面轨道顺槽为回风巷道，皮带顺槽为进风巷道。 巷道布置 表七 巷道布置 支护形式 巷道长度 巷道断面 上风 GU25-9.0㎡拱型棚子、锚
20、网支护 910m 4.45×2.3m、4.5×2.2m 下运 GU25-9.0㎡拱型棚子、锚网支护 923m 4.45×2.3m、4.5×2.2m 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 2091E工作面回采主要工艺流程以割煤工序为中心，割煤、移架和推溜平行作业，组织正规循环，具体工序为： 割煤 → 移架 → 推溜 过断层及顶板破碎处时工序为：移架 →割煤→推溜→移架 二、采煤方法 2091E工作面采用综合机械化单一走向后退式采煤法。 1、采煤机的进刀方式：采煤机的进刀采用端部割三角煤斜切进刀的方式。斜切进刀段长度为20～30m，进刀深度为0.8m。 (1) 采
21、煤机向下（上）割透端头煤壁。 (2) 按向上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m），按要求推移刮板运输机至平直状态。 (3) 将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）割三角煤至割透端头煤壁。 (4) 割完三角煤后，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。正常切割长度为172.9 m，采煤机以2.0～7.0m/min的速度向下（上）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、采煤机割煤及采煤机牵引方式：
22、工作面采用双向割煤，往返割一刀；牵引方式为导轨式无链牵引。 第三节 设备配置 设备装配情况表 表八 序号 设备名称 型号 功率（kw） 数量 使用地点 1 采煤机 MG-200/500AWD 500KW 1 采面 2 工作面运输机 SGZ-730/400 2×200KW 1 采面 3 转载机 SZQ-730/40*2 2×40KW 2 下运 9S横川 4 皮带运输机 S-1000/200*2 弗兰德 1 下运 DSJ-1
23、000/2*75 1 运煤边眼 5 液压支架 ZY4800-13/32 116 采面 6 智能乳化液泵站 BRW-400/31.5 2 风道 7 移动变电站 KBSG-630 6/0.69KV 2 风道 8 14t绞车 JH-14T 18.5KW 2 上风、下运 9 8t绞车 JH-8T 11KW 2 上、下出口 10 调度绞车 JD-25KW 40KW 2 9S边眼 11 无极绳绞车 SQ-75 1 风道 附图四：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、
24、液压支架支护强度验算 （1）直接顶强度指标计算∶D＝Rc×C1×C2； 其中∶Rc ─ 岩石单向抗压强度，取350kg／平方厘米； C1─ 节理裂隙影响系数，取0.30； C2─ 分层厚度影响系数，取0.30； 所以∶D＝350×0.30×0.30＝31.50Kg／平方厘米。 根据计算，顶板属于Ⅱ类中等稳定顶板，预计直接顶初次垮落步距为10～20m。直接顶冒落后对采空区的充填程度计算如下∶ 式中∶∑h—填满采空区所需直接顶高度；M—采高，取2.0m； Kp—膨涨
25、系数，取1.35； 则∶ ＝＝5.71（m） 而实际直接顶平均厚度为2.6m，所以不能填满采空区。 ⑵老顶岩石的Km指标∶Km＝h／m； 其中∶h—老顶厚度 3.62m；m—采高，取2.0m； 则∶ Km＝3.62/2.0＝1.81 由此可知∶ 老顶属于Ⅱ级顶板，周期来压不明显。 预计老顶初次来压步距为L=20～30m。 周期来压步距为10～20m。 二、采面支护强度计算∶ 所选支架的实际工作阻力为∶ 所选用支架满足支护强度要求为： Q=N×H×F×R N——3～8倍采高，取6； H——采高，
26、2.0m； F——支护面积＝架宽1.5m×顶梁最大长度4.6m； R——容重，2.6t/m3。 则Q＝6×2.0×1.5×4.6×2.6=215.28t< 360t 故所选液压支架ZY4800-13/32型支护强度符合要求，选型合理。 第二节 工作面顶板管理 根据建井地质报告，结合9煤层实际开采生产，老顶初次来压和周期来压明显，2091E工作面顶板属Ⅱ类中等稳定，确定采用全部垮落法管理顶板，采用ZY4800-13/32型支撑掩护式液压支架控制顶板。 2091E工作面最大面长(不含两顺槽宽度)172.9m，工作面支架的架数以能满足工作面支护要求，确保工作面安全顺利回采为主
27、导；以适合工作面刮板输送机与转载机的允许搭接间隙为条件，确定工作面安装时布置113组普通支架，另加上端头2组加长梁支架，下端头1组加长梁支架（净宽1.5m），总共116组支架，考虑架间0.005m的积累间隙，工作面支护长度为： 116×1.505=174.58m 一、正常工作时期顶板支护方式 采用分段移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移刮板输送机，即割煤—移架—移刮板输送机；正常移架要滞后采煤机后滚筒为4~6组支架，若移架速度赶不上采煤机运行时可采取交替移架，但如果顶板破碎时要停机，紧跟前滚筒移架或采用带压移超前架的方式移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，
28、就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架—割煤—移刮板输送机,步距不得小于0.5m。 （一）移架顺序 1、采煤机向下（上）端正常割煤时,移架滞后采煤机后滚筒为4 ~6组架。如果采煤机在割煤过程中，顶板有掉时可紧跟前滚筒移架，并且在该循环推移刮板运输机后及时拉超前架控制顶板。 2、采煤机割煤，移架。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，移架自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒最少为4组架移架，最多不得超过6组移架，顶板破碎时同上，两顺槽端头顶板破碎时，必须提前拉移端头支架。 （二）工作面顶板管理要求 1、工作面应达到动态的质量要求，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。 三直：
29、是指支架直、输送机直、煤壁直。 两平：是指顶板平（支架前梁平）、底板平（刮板运输机平）。 一净：是指架箱浮煤清理干净。 两畅通：是指上下安全出口畅通。 2、要加强支架与泵站的维护、维修力度，严禁带病运行，杜绝系统的窜漏液现象。 3、加强支架的支护强度，确保支护质量。 4、采煤机过后要及时追机移架，移架与采煤机后滚筒间距为4~6组支架，停机后要及时移架至后滚筒，防止因空顶时间过长而造成冒顶事故。 5、当出现系统压力不足时，要及时停机，等查明原因后方可开机移架。 6、工作面一旦受地质构造影响冒顶时，应及时用木料接顶，防止事故扩大。 7、严格执行“敲帮
30、问顶”制度，严禁在空顶、空帮及支护质量不合格的情况下进行作业。 8、处理工作面空顶时，必须先停止工作面设备运行，严格执行“专人闭锁”制度，并在使好临时支护后再处理。 9、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。 （三）回采工作面铺设假顶的连接方法及规定 1、2091E工作面为中等稳定顶板，如顶板破碎时，要铺设金属网人工假顶，规格为10×1.2平方米经纬网，单层铺设，网的搭接长度为沿走向200mm，沿倾向为400mm，使用12＃～20＃铅丝，双丝单扣联接，上下网平行交错布置。如用塑料网，使用方法与金属网相同扣距不大于150mm。 2、金属网或塑料假顶铺设整个工作面
31、上下端头要多铺设出0.5m的富余量，正常回采时，联网要始终保持沿走向留1.5m的富余量，所有金属网均采用上压茬，禁止联戗茬网，顶板较好时可以联对接网。 3、回采开始建网时，应先把金属网悬挂或钉在液压支架顶梁梁尖的木料上，并打板吃网。 4、联网时，必须停机、停溜、并闭锁，以防面溜、机组误动作伤人，如采面高度较大时，要搭好稳固的脚手架。如确需要进入工作面内，要停机、闭溜并闭锁，以确保安全。 5、联网时，一定要坚持敲帮问顶制度，防止片帮或有掉伤人。 6、回采过程中顶板好时可以联对接网或甩网，上下顺槽顶板好时可以用半圆替棚子方式降成本。 二、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停
32、采前的顶板管理 1、工作面初次来压前，派专人深入现场，掌握可靠的矿压显现数据，并制定专项初次放顶措施，区里要组成初次放顶安全管理小组，由区长、技术员、点班区长、班长及有经验的老工人组成，每班有小组管理成员盯班指挥，发现安全隐患，立即处理，防止重大事故发生。 2、工作面初次来压时，工作面液压支架与端头支架必须保证支架完好，全部达到初撑力要求，如采面来压，劈帮严重，要过好超前架子或做好人工超前，保证支护状态完好。 3、及时拉超前架，缩小架前控顶距和顶板悬露时间。 4、割煤时，要严格控制好割煤高度，割平顶、底板，使支架受力均匀，并接顶严密。 5、上、下出口范围内如有顺风、退山，歪扭
33、等变形支柱，要及时改好，改柱子要坚持先打后回的原则，缺柱的要补齐。 6、回采初期回撤尾巷架棚时须制定专向安全技术措施 7、初次放顶期间盲窝悬顶过大，须制定专向安全技术措施 8、工作面临近停采时要编制收尾安全措施,加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、工作面过断层或褶曲时，要根据其性质及时降低采高或漂溜子减少割底或破板，矸子硬时要采取爆破的方法，防止损坏设备。 2、在工作面过断层或褶曲发生片帮时，要及时做人工超前支护，防止冒顶事故发。当工作面发生冒顶时，其处理方法为：在冒顶、片帮不太严重区域，由上往下用前探梁依次挑好倾向板，将矸石逼好；在冒顶、片帮比较严
34、重区域，首先挑好走向板，然后在此板支护下向片帮最远端打好锁扣板，人员撤出，再用已挑好的走向板挑起锁扣板，从上往下依次进行。 3、在顶板比较破碎时，超前移架，缩小空顶时间，随割煤，随打板过架子，防止冒顶。 4、处理冒顶时要闭溜停机并有专人负责，坚持敲帮问顶制度，严禁人员站在冒顶下方。 5、在处理冒顶片帮时，必须在冒顶片帮稳定后人员方可进入，处理过程中，要有老工人观山,后路畅通。 6、采高过大时，要搭好稳固的脚手架。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、回采工作面超前支护及端头支护强度计算∶ 支护要求∶ 公式∶（m2／棵）； 其中:a—
35、支护走向长度； b—支护倾向长度；n—支柱数量； 其值: ＝＝1.5m2/棵。 要求:上下出口端头范围内对顶板的支护强度要满足1.5 m2/棵的值，只许加强不能削弱。 计算1.5 m2的岩石重量：m＝1.5×h×d； 式中:m—岩石重量（t）； d—岩石容重，取2.6t/m3； h—老顶+直接顶+伪顶＝2.7+2.6+0＝5.3； 则:M＝1.5×5.3×2.6＝20.67t 每棵单体液压支柱的压力为：20.67t/棵﹤25t/棵 故选用支护强度大于或等于25t/棵的DZ30-25单体液压支柱符合要求。
36、 二、工作面上风、下运的顶板管理 （一）上风、下运的超前支护形式及超前距离∶ 1、2091E工作面上风、下运均含有GU25-9.0㎡拱型棚子和锚网支护。锚杆巷道距煤壁60m范围内加强支护，距煤壁20m范围内用长3m钢梁或柔性钢带或3米大板沿走向一梁三柱，3.5m长钢梁一梁四柱打三趟托梁。打钢梁时柱子距两头不小于2个牙,打大板、钢带时柱子距两头不小于100mm。钢带搭接不小于150mm，钢梁与钢梁、钢梁与大板、大板与大板两头间距不大于400mm。距煤壁20－60m范围内沿走向打两趟托梁,上下两帮的托梁为保证行人运输托梁尽量打距上下帮不小于400mm，中托梁靠中间部位打，下运靠转载机插帮打。棚
37、子巷道超前支护距离为20m，距煤壁10m范围棚空打横向板，一梁三柱支护或在棚子下打双排柱;10～20m范围内在棚空打超前横板,一梁两柱或在棚子下打单排柱的支护方式。当顺槽为架棚和锚杆双重支护时,超前支护按架棚支护为主。 采用随采随回的操作方法，顺槽不再超前回替金属拱型棚子3～8m。 机组割透上、下机头前可以提前摘除2～3架棚子，动头组或末组支架前必须将机头的两趟通梁串至所回棚子的前一空横梁，并将横梁托住。两趟通梁不能齐头，错开距离（300~500mm）。随着金属棚子的摘除，顺槽打一趟中托梁，材料用3.0m大板或3.5m钢梁。托梁的端头对接，托梁所对应的每块横板下要打好一棵单体柱，并用12#
38、以上铅丝拴好。当回出棚子的距离不够打一块托板时应在横梁下及时打好点柱，保证一梁三柱。 2、上、下顺槽替换棚子及其布置方式∶ 当上、下顺槽为金属拱形棚子支护时，回采时，用3m大板或半圆替换棚子，要先在所回棚子前一棚空打好一块大板或半圆，一梁两柱，然后再回拱形棚子，横板的规格为3.0m×0.18m×0.16m的大板或厚度不小于0.10m的厚半圆。 布置方式：使用规格为3.0m×0.18m×0.16m大板或半圆做横板配合单体液压支柱一梁三柱替回拱形棚子，随着金属棚子的替回，上下顺槽要各打两趟走向托板，材料用3.0m大板或钢梁,每趟托板的端头对接，顶板破碎时托板所对应的每块横板下要打好一棵单体柱
39、顶板好时一梁四柱。此外上下顺槽各自的两趟托板，板头要错开一定的走向距离（交错量一架棚子以上）压力大时加打一趟中托梁，回替金属拱型棚子要保持超前工作面煤壁3～8m。顶板破碎时可随采随回。当回出棚子的距离不够打一块托板时应在横梁下及时打好点柱，保证一梁三柱，在超前10m范围内棚子之间没有打横板的棚子下打好两棵带帽点柱，10-20m范围内每架棚子下打好一棵带帽点柱。 打托梁时用长3m长钢梁或柔性钢带或3米大板沿走向一梁三柱，3.5m长钢梁一梁四柱打两趟托梁。打钢梁时柱子距两头不小于2个牙、打大板、钢带时柱子距两头不小于100mm。钢带搭接不小于150mm，钢梁与钢梁、钢梁与大板、大板与大板两头间
40、距不大于400mm。上风的两趟托梁大致均匀布置，距上帮、下帮帮柱的距离不超过800mm，两托梁之间留出不小于700mm的人行道。下运的两趟托梁在保证行人的情况下托梁尽量打距转载机上、下帮不大于200mm的位置，若转载机保证接煤需要往上帮过或转载机下帮人行道距离不足时两托梁分别打在紧贴转载机上下帮的位置。转载机保证接煤需要往上帮过距上帮帮柱较近无法打托板时，两趟托板可均匀布置在装载机下帮。 （二）支护质量要求 1、上、下出口高度均要求达到1.8m以上，保持出口畅通，并有不少于0.7m宽的人行道。 2、支柱必须支到实底上，不见底时要穿柱鞋，坚硬底板要刨柱窝，注液口朝向采空区，手把背向采空区，
41、迎山有力，不得出现空载支柱。 3、严禁使用损坏的坑木和失效、漏液、自动卸载、柱体弯曲的单体支柱。 4、每班派有专人巡回检查支护情况，并经常对单体支柱和液压支架进行二次注液，保证单体支柱和超前液压支架达到初撑力。 第页，共23页 5、支柱纵横成线，成排成行，偏差小于100mm。所有单体支柱必须用不小于12#铁丝拴好吊挂绳，以防倒柱伤人。 6、超前支护段巷道，单体支柱伸出行程不得小于200mm。 7、工作面上、下端部支架上方不得空顶。若支架顶梁接顶不严时，必须用板劈插严背实，使支架接顶要严，初撑力达到要求。 8、打单体支柱或回撤单体支柱时，必须严格按照“先打后回”制度和“三角回柱法”
42、操作，一人负责打单体支柱或回撤单体支柱，一人负责照明掌握安全；一人负责递料，并清理好退路；回撤时，要使用卸载把手，作业人员要站在支架完整，支护条件可靠的安全地点操作；发现不安全情况立即停止作业，解除安全隐患，确保安全后方可继续工作。 （三）上风、下运的加强支护 当上风、下运顶板、两帮压力的增大时，在上风、下运可随时加大支护强度。超前支护以外的巷道出现片帮、冒顶及锚网支护脱落等现象的地段应及时进行加强支护。 三、工作面安全出口的管理 （一）支护形式 工作面上端头采用2架ZY4800-13/32型加长液压支架，下端头采用1架ZY4800-13/32型加长液压支架进行加强支护，共计三组.
43、上下端头必须保持不少于两块交替前窜的机头长梁（通板），随工作面推进迈步式交替前移，保证机头外有0.5m～1.0m的步距，第一块梁与工作面第一组（末组）支架间距不大于0.2m，第二块梁与第一块梁的间距不超过0.3m，顶空时上顶用小板或半圆插严背实。长梁的规格及材质为3.0米大板时，一梁三柱，为4.0 m 大板或3.5m长钢梁，一梁四柱。棚子巷道末组支架如果完全进入顺槽，末二组支架可以挑上回棚子大板，则上机头可以不使用通板，但是，在末组支架以上至少保持一趟托梁。 （二）支护质量要求 1、若上下机头机组割不透时，需人工做超前缺口，超前缺口的支护采用沿走向3.0m大板支护顶板,板距不大于0.6m，
44、保证一组支架不少于两块板）缺口做好后，及时探板，并打好贴邦柱，上顶插背好。 2、端头液压支架前顶板破碎时，必须先使用插梁维护顶板，插梁可用大板梁或半圆木，一头担在超前支架托梁上，另一端用单体支柱支设。 3、两端口进刀侧，采煤机回头前，锚网支护巷道风道的下帮及运道的上帮的金属网或塑料网要超前工作面1.0－2.0m剪断拆走，并及时用木料逼好帮，采煤机割透后由做机头人员将帮锚杆、托盘及钢筋梯回收，并分类码放在指定地点。回撤时，要两人作业，一人观察顶帮，监护安全，一人回撤，并严格执行“敲帮问顶”制度。 4、采煤机割煤至上出口或下出口时，必须放慢牵引速度，机头范围工作人员躲到上下出口5m
45、以外安全地点。 5、拉两端头的支架时端头支架操作工必须站在安全、便于操作的位置，并注意观察周围顶板完好情况，坚持少降快移的原则，减少空顶时间，机头范围工作人员躲到上下出口10m以外安全地点。 6、支护密度要求：随工作面推进随摘影响过机头的单体柱，上、下机头过后及时补好老塘侧的单体柱，头、末组支架与机头长梁之间每有大于0.3m空顶时要增加同样规格的长梁支护，一梁三柱，上顶插严背实。 7、毛窝支护：为更好的保护工作面上下机头和机尾，增大上下端头的支护强度，规定在上下机头（尾）后的老塘侧，分别加打木垛、抬板、密集支柱三种特殊支护的任何一种，以便更好的支护顶板。当毛窝宽度大于1.5米时，打双抬板
46、每块抬板要求三立三戗，抬板板距不大于0.8米，柱距0.8米～1.0米；当毛窝宽度小于1.5米时，可以打密集支柱来加强支护。 8、上、下毛窝的回撤：上、下毛窝老塘侧最大控顶距不超过头（末）组液压支架尾粱端1.5m，最小控顶距到上（下）机头老塘侧三排点柱，排距0.7-1.0m，行人侧要留有不小于0.7m宽的行人道，并保证上下老塘侧矸石不得窜入架箱。 附图六：回采工作面上、下出口及端头支护平面示意图 第四节 矿压观测 一．矿压观测的内容： a、巷道内顶板下沉速度； b、巷道内两帮变形速度； c、回采工作面内支架实际载荷及工作阻力； d、回
47、采工作面内顶板冒落、顶板响声、顶板破碎度、煤壁片帮深度、支柱支设状况等宏观现象;其它观测。 二．矿压观测的手段 a、采用顶板离层仪监测顶板下沉速度； b、采用十字布点和卷尺监测两帮和顶底板变化速度。 三、现场观测工程布置 为获得顶板运动的矿压显现量（对于综采面），需要设置两个大的测区。 （1）工作面测区 工作面测区分别在采面116组支架中均匀的设13组支架加压力表为设立观测站。 每个观测站为一组支架，分别设1个压力测点，观测内容为支架阻力（初撑力、末阻力和中间阻力）。这些量用来反映工作面推进过程中支护强度的变化规律（一般与老顶来压同步）和支护体系对顶
48、板的控制效果（如控顶区顶板完整性、切顶效果等），顶板 来压显现规律及支架的实际工作状态及其对围岩的适应性。观测周期为每天观测13组支架读一次数。 （2）巷道测区 分巷道移动测站和固定测站两部分。 由于2091E 工作面上风、下运拱型棚子支护，上风绕道里设置？个顶板离层仪观测点或十字布点观测点，观测点设置观测数据牌板。 四、实施方案 1．矿压观测由专人负责全面的观测记录及资料的初步整理和分析工作。 2．在正式观测前，观测小组成员在地面熟悉设计方案，掌握观测仪器的使用及数据读取方法，并了解基本的数据处理方法。 3．巷道内十字布点观测每日一次。 4．观测时，应特别注意工作面内顶板
49、冒落、顶板响声、支柱支设状况等宏观现象，发现异常，及时记录。 5．上井后资料及时交给地测科矿压组，以便分析整理。 6．每个观测成员必须严格按照预先设定时间进行观测，不得随意更改观测时间。观测时要认真负责，确保观测数据的真实可靠。如果发现仪器等异常情况，应及时反映给有关人员，及早处理。 7、观测中应注意对观测仪器的保护，如发现仪器工作不正常，应及时更换观测仪器。 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）运煤设备安装、转载方式 （1）落煤方式 落煤方式∶使用MG-200/500AW型电牵引采煤机，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤和扫浮煤，一刀一个循
50、环。采煤机自开缺口，斜切进刀（采用割三角煤的进刀方式），斜切进刀长度为20~30m，滚筒截深0.8m，配合SGZ—730／400型刮板运输机，实现工作面的落煤、装煤和运煤。 （2）装煤 采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板输送机前移配合装煤。 （3）运煤 工作面使用SGZ-730/400型刮板运输机，运道采用SZQ-730/40转载机一部、S-1000/200*2弗兰德皮带运输机一部，运煤边眼采用DSJ-1000/2*75皮带运输机一部，横川采用SZQ-730/40转载机一部。采面刮板输送机将落煤运到下运转载机，运到下运皮带，通过边眼皮带、横川转载、十采上部运煤石门皮带灌入小井。 （二）辅
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