第一章概況第一節工作面位置及井上下關系具體位置及井上下關系如表一所示表一煤層名稱3上煤水平名稱900M水平采區名稱3200采區工作面名稱3206工作面地面高程（M）38854415工作面標高（M）89257689地面相對位置及地形情況該工作面地面位置位于魏大莊、魏牌坊以北，丁莊以南，工業廣場以西，劉店池以東。地面大部分為農田，有3條高壓線，4條低壓線，4條通信線在上方通過。井下位置及鄰區采掘情況該工作面井下位于3200采區內，DF41斷層以北，DF37斷層以南，DF27斷層以東。北鄰3402工作面未采動，南鄰3204工作面未采動。該面設計停采線為工業廣場保護煤柱線。回采對地面設施的影響根據山東省環境保護科學研究設計院肥城礦業集團單縣能源有限責任公司單縣陳蠻莊礦井及選煤廠建設項目環境影響報告書、陳蠻莊礦井及選煤廠初步設計及肥城礦業集團單縣能源有限責任公司陳蠻莊礦井礦產資源開發利用方案資料受初期采區塌陷影響，陳蠻莊村破壞等級為III級，馬草廟、安莊、魏莊村破壞等級為II級，魏大莊、桑河村均屬I級破壞。現受初期采區地表塌陷影響的陳蠻莊、馬草廟、安莊、魏莊、單莊、吳廟臺村均已搬遷，魏大莊、桑河村破壞等級至全井田開采結束后仍然較小，不需搬遷。第二節煤層情況表二煤層結構（M）煤層總厚（M）16553535煤層傾角（）233931可采指數1變異系數2472穩定程度穩定該面3上煤為焦煤，據3206掘進巷道實際揭露煤層資料可知，總厚度16M55M，平均35M，煤層結構簡單，煤層傾角在2339之間，平均31。煤質情況表表三3上煤為低中灰、中中高等揮發分、特低硫、低氧、一級砷、特低磷、強粘結性、特高發熱量的焦煤。走向長度（M）最小最大平均118211991190傾斜長度（M）最小最大平均182196191面積（M2）228386水分MAD灰分AD粘結指數GRI揮發份VADF固定碳FCD硫分ST,D膠質層厚度YJMM磷分PG發熱量QGR,DMJ/KG工業牌號0981443832773610104819500132833JM25第三節煤層頂底板煤層頂底板情況表表四煤層頂底板情況頂底板情況巖石名稱厚度M巖石特性老頂粉砂巖2876/52灰色，質硬，滑面明顯，局部破碎且見垂直裂隙，易風化。頂板直接頂泥巖025/13灰色、深灰色、灰黑色，泥質結構，局部含粉砂質及鋁質，局部滑面發育，見垂直裂隙，見大量植物根莖化石。直接底泥巖0228/15灰黑色，泥質結構，與煤接觸面為炭質泥巖，破碎易風化。底板老底細砂巖6298/80灰色，淺灰色，細沙粒狀結構，互層狀，以砂巖為主，夾粉砂巖，見植物碎片化石。第四節地質構造根據物探資料及巷道掘進實際揭露，煤層走向6284，傾向332354，傾角2339，平均31。根據物探資料回采過程中將揭露一處3煤異常區，根據物探資料及巷道實際揭露，異常區主要表現為異常區范圍內見斷層，煤層厚度變薄，巷道頂板局部破碎，局部頂板有淋水。在本工作面巷道掘進過程中，實際揭露18條斷層，落差在03M50M之間，在回采過程中，可能還將遇到巷道未揭露斷層，對正常回采存在不同程度的影響。據三維物探資料，本區域內無古河床沖刷、火成巖侵入及陷落柱現象。本面及相鄰區域斷層情況詳見下表斷層情況表表五構造序號構造名稱走向傾向傾角性質落差（M）對回采影響程度控制情況1DF397034070正斷層05影響大工作面內部，三維物探資料，未揭露2DF4297770正斷層05影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露3DF281041470正斷層05影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露4DF381021270正斷層05影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露5DF361334370正斷層015影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露6DF375432470正斷層05影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露7DF2711920970正斷層010影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露8DF4195570正斷層010影響小工作面外部，三維物探資料，未揭露9F18517555正斷層06無影響3206膠帶順槽實際揭露，已控制10F22429475正斷層06影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制11F32411470正斷層08影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制12F43030060正斷層24影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制13F515624665正斷層12影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制14F66815820逆斷層5影響大3206膠帶順槽實際揭露，已控制15F76433475正斷層08影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制16F85432460正斷層10影響小3206膠帶順槽實際揭露，已控制17F992265正斷層03影響小3206切眼實際揭露，已控制18F101142445正斷層35影響大3206切眼實際揭露，已控制19F1192250正斷層06影響小3206軌道順槽實際揭露，已控制20F1295551正斷層14影響小3206軌道順槽實際揭露，已控制21F131928980正斷層14影響小3206軌道順槽實際揭露，已控制22F1491145正斷層08影響小3206軌道順槽實際揭露，已控制23F151061665正斷層40影響大3206軌道順槽實際揭露，已控制24F166933920正斷層30影響大3206軌道順槽實際揭露，已控制25F1710719770正斷層30影響大3206軌道順槽實際揭露，已控制26F185632655正斷層07無影響3206軌道順槽實際揭露，已控制第五節水文地質一、水文地質情況影響該面回采的含水層主要有3上煤層頂、底板砂巖裂隙含水層、二灰、三灰巖溶裂隙含水層及地面鉆孔水。一3上煤層頂、底板砂巖裂隙含水層根據副井副檢鉆孔鉆孔資料及西翼膠帶、回風大巷實際揭露地質資料可知，3煤頂板有兩層含水層，第一含水層為細砂巖，距3煤537M677M，平均607M，單孔涌水量約為2M/H，第二含水層為細砂巖、中砂巖，距3煤38M92M，平均65M，單孔涌水量約為18M/H。勘探報告提供3上煤層頂、底板砂巖裂隙含水層資料如下水位標高16624M，Q00002L/SM，K0000299M/D，Q砂1421M/H，為開采3煤的直接充水含水層段。冒落帶、導水裂隙帶最大高度計算冒落帶最大高度公式H100M/47M1922；導水帶最大高度公式HF100M/（16M36）56式中M累計采厚，M取35M；N煤分層層數，N取1；H冒落帶最大高度；HF導水帶最大高度。計算得H121M，HF458M。為確保安全回采及時編制3206回采工作面頂、底板含水層探查設計，并嚴格組織施工。在3206膠帶順槽三個鉆機房內設計施工7個頂板砂巖疏放孔，其中放1孔初始水量為01M/H、放2孔無水、放3孔初始水量為01M/H、放4孔初始水量為02M/H、放5孔無水、放6孔無水、放7孔初始水量為01M/H。現放4孔測水量為01M/H，放7孔測水量為005M/H，其余孔均無水。此7個孔均已穿過導水裂隙帶，達到設計要求。3上煤層頂板砂巖水多以靜儲量為主，富水性不均一。3上煤層底板砂巖水主要以滲水為主，水量較小。3206軌道順槽S72點前45M處直至S86點前97M處頂板錨索見淋水，單根錨索最大涌水量Q12M/H，區域合計為Q15M/H，3206切眼X9點前10M處直至S99點處頂板錨桿見淋水，單根錨桿最大涌水量Q02M/H，區域合計為Q3M/H。分析為3煤頂板第二含水層。為保證巷道施工安全，嚴格執行煤礦防治水規定，做到有疑必探，先探后掘的原則，在3206膠帶順槽S73點后8M處鉆機房內施工三個頂板疏放孔，終孔進入第二含水層，其中F1孔無水、F2孔初始水量為46M/H、F3孔無水，現F2孔測水量為065M/H，逐漸有變小趨勢。上煤層頂板砂巖水多以靜儲量為主，富水性不均一。上煤層底板砂巖水主要以滲水為主，水量較小，根據3400回風下山實測底板水量為01M/H。預計上煤層頂、底板砂巖水最大涌水量Q砂20M/H。二二灰、三灰巖溶裂隙含水層據勘探報告資料，二灰、三灰含水層全區發育，層位穩定，巖性致密，屬巖溶裂隙含水層，富水性不均一，富水性弱至中等。副井揭露二灰前對二灰含水層進行了治理，共施工7孔，單孔最大水量122M/H。副井實際揭露時無水。在副井東馬頭門設計施工兩個二灰觀測孔，在西翼回風大巷及西翼軌道大巷施工三灰觀測孔，揭露二灰時均無水。二灰厚度06026M，平均厚度160M，3煤距二灰682M742M，平均710M。預計在該區域二灰富水性較差。地面勘探過程中共14個鉆孔均穿過三灰，無鉆孔漏水。三灰厚度12114M，平均厚度63M，3煤距三灰839M912M,平均875M。為確保安全回采及時編制3206回采工作面頂、底板含水層探查設計，并嚴格組織施工。在西翼軌道大巷兩個鉆機房內分別設計施工了兩個三灰觀測孔，觀4初始水壓為56MPA，單孔水量為15M3/H，目前實際水壓為54MPA，觀5初始水壓為55MPA，單孔水量為05M3/H，目前實際水壓為54MPA，觀5初始水壓為55MPA，單孔水量為05M3/H，目前實際水壓為52MPA，觀6初始水壓為50MPA，單孔水量為18M3/H，目前實際水壓為45MPA，觀7初始水壓為54MPA，單孔水量為20M3/H，目前實際水壓為46MPA，該區域三灰最大水壓54MPA，西翼軌道大巷鉆機房底板標高為8944M，距三灰46M，3206工作面最低標高為8925M，距三灰約875M，預計3206工作面三灰水壓為54MPA。根據勘探報告資料及鉆探資料，預計三灰最大涌水量Q三灰5M3/H。太原組灰巖巖溶裂隙發育具不均一性，表現為淺部富水性大于深部，既使同一層灰巖，在不同部位巖溶裂隙的發育程度也不相同。根據區域資料，三灰若通過導水斷層與奧灰對接，其富水性可增強。三灰水具有水壓高、水量小，富水性不均一的特點。三灰“突水系數”為TP/M006MPA/M上式中各參數取值如下P54MPA；M875M經計算突水系數T006MPA/M，T006MPA/M小于正常塊段TS01MPA/M,符合防治水規定要求。（三）鉆孔水3206軌道順槽掘進過程中，預計地面鉆孔CZK111對巷道掘進影響較大。鉆孔CZK111孔深92056M，終孔位置為穿過三灰底板2M處。為保證巷道掘進及工作面回采安全，在3206軌道順槽S62前15M處鉆機房內施工3個探查孔，探孔3穿過地面鉆孔CZK111，探4孔、探5孔布置在兩側，經探查均無水。二、涌水量預計回采工作面正常涌水量Q正常Q砂Q三灰Q生產用水205530M/H。回采工作面最大涌水量Q最大（Q砂Q三灰Q生產用水）15（20510）M/H1545M/H。三、疏排水系統回采前在3206膠帶順槽6個水倉內均安設一臺185KW水泵（備用一臺），排水量50M/H，接力排到3200回風上山，經3200回風上山、西翼回風大巷、西翼軌道回風聯絡巷、西翼軌道大巷排至井底水倉直至地面。四、防治水措施1、該面回采期間，工作面涌水會沿水溝流向3206膠帶順槽臨時水倉，水倉內應安設不小于50M/H排水能力的排水設施，并設有備用排水設施。及時對排水設備及整個礦井主排水泵房進行檢修，保證正常排水并加強水情觀測。2、回采期間加強工作面水情觀測，特別是構造裂隙發育處，發現頂板淋水加大、煤壁及底板滲水等征兆應及時匯報調度室。3、回采期間應及時清挖水溝、沉淀池，保證水流暢通。4、7個頂板砂巖放水孔，4個底板三灰觀測孔，加強訓排查制度，并及時記錄水壓、水量發現異常及時匯報。第六節回采對周圍工作面及巷道的影響3206工作面作為首采面，對四周工作面及巷道不會造成影響。西翼軌道大巷、西翼膠帶大巷處于3206工作面下方，工作面回采過程中有可能對兩大巷造成一定影響。根據公式計算煤層底板破壞深度H00113H625LN（LX/400）252LNM/148式中H煤層底板最大破壞深度，M；H煤層埋藏深度，M取7905M；LX工作面傾斜長度，M取1916M；M煤層采高，M取35M。經計算H209M。3206工作面最低處相對應的西翼軌道大巷標高為8955M。西翼軌道大巷此處至3206工作面垂高為584M。因此工作面回采不會對西翼軌道大巷、西翼膠帶大巷造成明顯影響。工作面回采后會存有積水，兩巷道掘進至采空區時可能會以淋水的形式進入巷道，對巷道掘進造成一定的影響。第七節影響回采的其它因素1影響回采的其它地質情況表六瓦斯瓦斯成分CH40007、CO20043、N22368，瓦斯壓力00020008MPA，瓦斯含量17038M/T18226M/T，煤樣瓦斯放散初速度P為78MMHG，瓦斯含量低。煤礦塵煤塵爆炸指數2943，有爆炸性。煤的自燃級自燃影響回采的其它地質情況地溫區內對13個鉆孔進行了簡易測溫，未進行近似穩態測溫工作。根據鄰區巨野煤田普查報告測溫資料，恒溫帶深度為50M左右，溫度189。經計算，本區地溫梯度平均259/100M，即地熱增溫率1/386M，屬地溫正常區。根據900M水平揭露情況巖溫為37。地壓根據“煤炭科學研究總院北京開采研究所巖石力學實驗室山東陳蠻莊煤礦沖擊傾向性測定報告”數據判定山東陳蠻莊3號煤層屬于類，為具有弱（偏無）沖擊傾向性的煤層判定3號煤層頂底板巖層屬于類，為無沖擊傾向性的巖層。根據900M水平揭露巷道情況，礦壓顯現不明顯。煤層夾矸直接頂直接底普氏硬度F01840602030附圖13206回采工作面平面圖（11000）附圖23206回采工作面膠帶順槽實測素描圖11000附圖33206回采工作面軌道順槽實測素描圖11000附圖43206回采工作面切眼實測素描圖11000附圖53206工作面煤巖層綜合地質柱狀圖1200第八節儲量及服務年限一、儲量計算表七1、工業儲量1010468噸。2、可采儲量939735噸。回采率93。二、工作面服務年限可采推進長度/月設計推進長度工作面服務年限1190/（12428）177個月塊段號推采長度（M）工作面長度（M）斜面積（M2）煤厚M容重T/M工業儲量T回采率可采儲量T119019122838635135101046893939735第二章采煤方法第一節巷道布置一、采區設計、采區巷道布置概況（一）3206工作面布置概況根據采區煤層賦存特點及構造特征，采區巷道布置采用走向長壁采煤法的采區巷道系統布置。（二）工作面軌道順槽、膠帶順槽3206軌道順槽及3206膠帶順槽均沿煤層走向布置、沿煤層頂板施工，斷面為矩形，凈寬為4M，凈高為3M，巷道凈斷面積為120M2。3206兩順槽采用錨網索W鋼帶作永久支護。1、頂板采用高強預應力左旋無縱筋錨桿、W鋼帶和錨索聯合支護，每排布置6根錨桿，錨桿株排距800MM800MM，靠近兩幫的錨桿與巷道頂板成75夾角，錨索打設在W鋼帶空檔內，每排布置兩根，株排距為1600MM1600MM，沿巷道中心線向兩邊對稱布置。2、兩幫采用等強螺紋鋼錨桿和W鋼帶聯合支護，上幫每排布置5根錨桿，株排距為800MM800MM，下幫每排布置3根錨桿，株排距800MM800MM，巷道兩幫第一根錨桿距頂板300MM，并上仰15，底腳錨桿距底板距離超過300MM時及時補打一根底角錨桿，底角錨桿下扎15。3、錨索采用1786300MM鋼絞線制作，株排距為1600MM1600MM，配300MM300MM20MM鋼托盤。4、圍巖穩定性較差、壓力及頂板淋水較大時，錨桿株排距縮小800MM600MM，錨索每排增加至3根，株排距縮小至1200MM600MM，每循環進尺縮短為600MM，切割后立即支護。3206綜采工作面軌道順槽巷道內布置有防塵管路、壓風管路、排水管路，該巷用于工作面進風和運料。距工作面60200M處設置移動變電站、泵站列車等設備。3206綜采工作面膠帶順槽內布置有108防塵管路、壓風管路、排水管路，巷道用于工作面回風和運煤。三采煤面切眼切眼沿煤層頂板施工，切眼凈寬75M，凈高3M，斷面積225M2。1、切眼斷面支護頂板W鋼帶排距為08M。切眼頂部采用高強錨桿、34M及42MW鋼帶、錨網支護；錨桿間、排距為800800MM；錨索施工在W鋼帶空檔內，排距為08M，間距為16M，“545”布置。2、幫部采用等強錨桿配合18MW鋼帶支護，每排3根錨桿，排距800MM。第二節采煤工藝一、采煤方法該工作面采用走向長壁采煤法，后退式回采，全部垮落法管理頂板。二、采煤工藝使用雙滾筒采煤機割煤，綜采一次采全高，采高平均35M，采煤機沿頂板割煤，割煤深度08M，循環進尺08M。采煤機下行割煤，伸伸縮梁、護幫板護頂護幫，上行牽機，追機移架，推移刮板輸送機，即下行割煤（推移輸送機機尾）護幫護頂上牽機移架推移輸送機。（一）采煤機進刀方式采煤機的進刀采用上端部下斜切進刀方式，斜切進刀段長度約30M，截深08M。具體操作如下1、采煤機自輸送機機尾下行斜切進刀割煤，至輸送機機尾30M處完成進刀，再自上而下割煤至輸送機機頭，同時，自下而上將輸送機機尾彎曲段移直。2、采煤機割透輸送機機頭后，反向上牽機，自下而上推移輸送機。3、上牽機至輸送機機尾約30M，上行割煤至輸送機機尾。采煤機正常割煤長度191M，割煤速度1373M/MIN，采用前滾筒在上部，后滾筒在下部的方式。（二）割煤方式1、機頭割煤拉架采煤機下行割煤時，下滾筒上升沿頂，上滾筒下降沿底。上行牽機時，正常滯后采煤機后滾筒35架移架。上行20米時，自刮板輸送機機頭向上推移刮板輸送機。拉架800MM，刮板輸送機推移800MM。2、機尾割煤拉架采煤機上行牽機至機尾時，推移采煤機以下刮板輸送機。采煤機自機尾下滾筒上升沿頂，上滾筒下降沿底下行進刀割煤。繼續向刮板輸送機機尾拉架移溜，拉架800MM，刮板輸送機推移800MM。采煤機割煤至機頭。（三）落、裝、運煤方式本面采用MG400930WD型雙滾筒電牽引采煤機割煤。割煤時采煤機滾筒配合工作面輸送機前移裝煤，輸送機運煤至轉載機和膠帶機。（四）移架、推移輸送機移架采用及時拉架方式，追機作業，正常情況下，正常移架滯后采煤機后滾筒35架；頂板破碎及片幫時可及時拉架或將伸縮梁伸出，打出護幫板來控制頂板，拉架步距08M，并按照先移架、后移輸送機的順序進行。推移輸送機跟機推移輸送機，移架后順序推移輸送機，推移輸送機滯后采煤機后滾筒1215架，其中彎曲段長度不得小于20M，彎曲段要均勻過渡，推移輸送機步距08M。附圖63206綜采工作面端部斜切進刀示意圖。三、工作面正規循環生產能力Q循環LSMRC191083513593671T其中Q循環每個循環產量，T；L工作面長度，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、工作面日產量日產量Q循環367132013T根據工作面長度及本礦生產實際，生產班均按1個循環組織生產，每日3個循環。2、工作面月產量月產量282013T56364T附圖73206綜采工作面正規循環作業圖表。第三節設備配置一、采煤機選用MG400930WD型無鏈電牽引采煤機一部。主要技術參數截深800MM采高2439M牽引速度077128M/MIN適應角度040總裝機功率950KW截割電機功率為400KW2額定電壓3300V冷卻方式水冷截割速度373M/MIN滾筒直徑2000MM二、液壓支架的主要技術特征1、基本液壓支架ZY80002043型支架119架支撐高度20004300MM工作阻力8000KN移架步距800MM伸縮量800MM支護強度112117MPA初撐力5717KN2、過渡支架ZYG8000/20/43型支架6架支撐高度20004300MM工作阻力8000KN移架步距800MM伸縮梁800MM支護強度112117MPA初撐力5717KN三、運輸設備1、工作面刮板輸送機1部型號SGZ800500型中雙鏈刮板輸送機鏈速137M/S中部槽尺寸1500800310MM電機功率250/125KW運輸能力1500T/H電壓1140V冷卻方式水冷卸載方式端卸2轉載機1部型號SZZ800/200型中雙鏈刮板轉載機輸入鏈速740/1480R/MIN總裝機功率200KW輸入功率200/100KW中部槽外寬800MM轉載能力1800T/H刮板鏈速154M/S3、膠帶輸送機1部型號DSJ100/100/3250帶寬1000MM帶速315M/S電機功率250KW3運輸能力1000T/H電壓1140V4、破碎機1部型號PLM2000輪式破碎機破碎能力（原煤含矸量5）2000T/H最大入口斷面1000900MM出口粒度300MM以下破碎軸轉速466RPM刀齒頂圓線速度226M/S轉動速比1315輸入功率132KW5、皮帶自移機尾1部型號DY1000皮帶自移機尾額定橫向校直力157KN自移最大推力633KN額定推力402KN行程2900MM最大橫向校直力247KN附圖83206綜采工作面設備布置示意圖第三章頂板管理第一節支護設計一、采用類比法和計算法，確定工作面液壓支架支護強度。1、根據濟南設計院礦井初步設計確定，最大平均支護強度為784KN/M2。按經驗公式計算PT981HRK98135268714168KN/M2式中PT工作面合理的支護強度，KN/M2H工作面采高35M。R頂板巖石容重，T/M，一般可取26T/M。K工作面支架應該支護的上覆巖層厚度與采高之比，一般為48，取8。2、選擇工作面支護強度ZY8000/20/43型綜采支架支護強度是1120KN/，經比較1120KN/784KN/，因此工作面選用ZY8000/20/43型支架支護頂板是合理的。液壓支架從下端頭至上端頭依次編號。3、支護設備選擇3206綜采工作面共選用125架支架對頂板進行全支護法管理，其中基本液壓支架ZY8000/20/43型支架119架，ZYG8000/20/43型過渡支架6架，自溜頭向溜尾依次編號1125架。二、泵站、乳化液泵站（一）泵站及管路選型、數量乳化泵選用BRW315/315型，乳化液箱規格型號為XR400/30型，裝備兩泵一箱。噴霧泵選用BPW250/63型，清水箱型號為SX2500型，裝備兩泵一箱。主要技術參數如下乳化泵型號BRW315/315公稱流量315L/MIN公稱壓力315MPA電機功率200KW型號BRW315/315公稱流量315L/MIN公稱壓力315MPA電機功率200KW噴霧泵型號BPW250/63公稱流量250L/MIN公稱壓力63MPA電機功率37KW（二）泵站設備位置泵站列車安設在3206軌道順槽距離采煤面60200M左右的位置。（三）泵站使用規定（1）乳化泵壓力不低于30MPA。（2）乳化液濃度35。（3）乳化液配比采用乳化液自動配比裝置。（4）加強支架與泵站的維修，杜絕系統的竄漏液。（四）液壓管路使用規定3206綜采工作面所有使用液壓管路及泵站管路必須使用國標，三證齊全的高壓膠管、接頭及U型銷，否則，現場不準使用。第二節工作面頂板管理本工作面頂板管理采用全部垮落法。本工作面共配置125組支架對工作面實行全面支護法管理，其中119組ZY80002043掩護式液壓支架，上、下兩端各配置3組ZYG80002043型掩護式過渡支架，工作面最小控頂距4618M，最大控頂距5418M。一、正常工作時期頂板支護方式采用追機移架的方法對頂板進行及時支護，在采煤機割煤后，先移支架，后移輸送機。正常情況下，采用帶壓移架或擦頂移架，少降快移一次到位的方式移架，正常移架滯后采煤機后滾筒35架，端面距不大于396MM，防止因空頂時間過長出現冒頂。頂板破碎、片幫嚴重及過斷層時，要緊跟采煤機前滾筒擦頂移架或帶壓移架及超前移架控制頂板，并及時伸出伸縮梁護頂，打出護幫板護幫，即不等采煤機割煤就進行移架，再進行其它操作，移架步距08M。移架順序為1、采煤機上行牽機時，滯后采煤機后滾筒35架移架（頂板破碎時可緊跟前滾筒移架）。2、基本支架移架操作順序少量收伸縮梁降立柱帶壓擦頂移架中收伸縮梁用側護千斤頂、底調千斤頂調整支架升立柱伸伸縮梁千斤頂打開護幫板。“帶壓擦頂”移架，應先操作拉架把手，然后降立柱，支架移動后立即停止降柱，支架拉移到位后，升立柱使支架頂梁與頂板接實。移架過程中，利用側護千斤頂、調架千斤頂隨時對支架進行調整，使支架垂直于頂底板，拉線移架，使支架排列整齊成一條線。3、機頭處三架過渡架的移架順序為先移2架，后移1架，再移3架。支護要求（1）工作面工程質量應達到動態達標，確保“三直、兩平、一凈、三暢通”。（2）加強支架、泵站和液壓管路的維修，及時處理液壓系統中的竄漏液，嚴禁帶病作業。（3）加強支架的支護強度，確保支護質量，支架初撐力不得小于25MPA。（4）采煤機過后要跟機及時移架，移架與煤機后滾筒間距一般為35架，防止因空頂時間過長而造成冒頂。（5）工作面支架中心距保持14601600MM，支架歪斜不超過5，架間距不超過200MM，支架與輸送機保持垂直，偏差小于5，垂直頂底板支撐，按線移架，支架直線性偏差不得超過50MM。（6）支架最大支撐高度應小于支架設計高度100MM，最小支撐高度應大于支架設計高度200MM；采煤機司機要嚴格控制采高，ZY8000/20/43段支架，采高不大于42M，當支架超高時，要及時配合木料接頂。（7）相鄰支架不得有明顯錯茬（不超過頂梁側護板高的23），支架不擠、不咬、不歪。（8）當頂板比較破碎時，要及時跟機移架，必要時可采取拉超前架，當端面距超過396MM時，及時伸出支架伸縮梁護頂。（9）頂梁接頂嚴密，受力狀態良好，工作面一旦受地質構造影響冒頂時，應及時用木料接頂，防止冒頂擴大。（10）當液壓系統壓力不足影響移架時，要及時停止割煤和移架，查明原因且處理正常后方可繼續割煤。（11）嚴格執行敲幫問頂和先支后回制度，嚴禁空頂作業，嚴防片幫傷人。（12）工作面割煤時，割平頂底板，不留傘檐，達到“三直”（煤壁直、溜子直、支架直）。若出現傘檐、活塊時也可使用手鎬處理掉。（13）局部懸頂和冒落不充分（2M5M）的應采取措施，超過的應進行強制放頂，強制放頂時及時補充措施。二、特殊時期的頂板管理（一）來壓及停采前的頂板管理1、工作面初次來壓前必須編制專門安全技術措施。2、初次來壓和周期來壓期間，應堅持支護質量檢測和來壓的預測預報工作，由生產技術科在軌道、膠帶順槽掛牌標明來壓位置，來壓前注意觀察現場頂幫變化，及時加強支護。3、工作面支架液壓系統要有足夠的壓力（不低于25MPA），泵站系統壓力不得低于30MPA，乳化液濃度在35范圍內，超前支護支柱初撐力不低于90KN。4、支架支護狀態良好，系統不滲不漏，安全閥滿足要求。5、按正規循環作業，盡量加快推進速度，盡可能的減小來壓對回采的影響，面前出現地質構造要配合板棚背頂控制頂板，機組司機嚴格控制采高，工作面輸送機及時調整順坡，避免支架超高或壓死。6、來壓時要帶壓操作及時拉超前架，正確使用好伸縮梁及護幫板，對頂板、煤幫及時支護。7、若出現片幫應及時伸出支架伸縮梁打出護幫板，縮小面前空頂。8、拉架時要做到少降快拉或擦頂移架。9、加強工作面來壓期間礦壓預報觀測，發現工作面兩順槽頂板破碎壓力大時，提前采取措施如超前支護增加支護長度及密度。10、工作面停采時要編制停采措施，加強頂板管理。（二）過斷層及頂板破碎時的頂板管理1、工作面斷層較多，必須加強過斷層回采時的頂板管理工作。當工作面局部地段片幫較嚴重時，可超前采煤機移架，及時支護煤壁；在頂板破碎的地段，為了有效的防止頂板冒落、控制煤壁片幫，應采取及時拉超前架的方法維護頂板。若工作面遇斷層、頂板破碎煤壁側出現冒頂時，先把支架移到位，摘除懸巖危矸，然后人員站在安全地點裝頂，在頂梁上方架設字形木垛，并設專人監護安全，發現危險，施工人員及時撤到安全地點。發現支架壓架、擠架、咬架、鉆底、撬腳等現象必須及時處理。人員進機道工作必須首先停止采煤機和刮板輸送機運轉，敲幫問頂，摘除活石及松動的煤幫，確保人員在有效支護下工作，嚴禁空頂作業。空頂面積大、頂板破碎需支設貼幫柱、臨時柱時，柱距15M，托鋼梁支設，并拴繩防倒。支臨時柱、貼幫柱時，二至三人一組，互相配合好，進入施工地點首先敲幫問頂。支設時，一人支柱，一人扶柱（遞送工具及物料），并由專人負責照明監護。施工過程中發現頂板來壓等異常現象時，要及時撤出機道，待壓力穩定后再進行作業。回臨時柱、貼幫柱時，人員必須站在支柱的斜上方人行道內進行遠距離卸載，一人操作，一人監護，發現頂板有冒落危險時，立即停止卸柱，并進行維護，確認無危險后再卸柱，觀察頂板，待頂板穩定后方可用長鉤將支柱拖出。2、工作面過斷層期間，要上下盤順坡并及時拉超前架伸出伸縮梁護頂，使用護幫板護幫，移架時配合木料控制頂板，斷層落差在10米以上時補充措施。3、為了防止頂板冒落、控制煤壁片幫，在滿足高度要求的情況時，應及時拉超前架維護頂板。4、移架時采取帶壓移架或擦頂移架。5、支架必須達到初撐力，特別注意工作面斷層上、下盤支架的初撐力及支架狀態，預防冒頂。6、當工作面遇逆斷層或煤層變厚時，采取托頂煤施工。（三）工作面過水窩等硐室的頂板管理措施1、當工作面距硐室30M時，要在小硐內支設點柱，柱距為10M，排距為10M，柱頂墊方座，支柱墊鞋并拴繩防倒。2、工作面與硐室采通前，必須將硐室內的雜物清理干凈，以確保采煤機正常通過。3、過硐室時，若支設的單體支柱影響采煤機通過要及時改支。4、面前作業要執行敲幫問頂制度，停機停溜停電閉鎖。（四）兩順槽超高地段頂板管理1、兩順槽超高需要打頂垛支護時，使用二分鋼絲繩吊掛傾斜40M鋼梁，每架鋼梁3個吊掛點，鋼梁上方打“井”字形木垛接頂。2、在膠帶順槽內使用傾斜40M鋼梁上方打“井”字形木垛接頂的方式支護，一梁三柱支設牢固，采取一邊支對柱，一邊支單柱的方式。支柱下墊鐵鞋并全部拴繩防倒，初撐力不低于90KN。3、在軌道順槽內使用傾斜40M鋼梁上方配合木垛料打“井”字形木垛接頂的方式支護，一梁三柱支設牢固，支柱下墊鐵鞋并全部拴繩防倒，初撐力不低于90KN。4、木垛料的規格長度不小于12M，木料之間必須采用平面接觸，不準使用圓木、三棱木、腐爛、破損和變形的木料。5、木垛架設成長方形或方形，靠幫側及其側面的必須打齊，四角必須加緊楔，夾緊楔不得打在頂層。6、木垛層面應和巷道傾斜面相一致，打設要迎山有力；上、下方向各層的接觸點必須保持在一條直線上。7、打木垛和吊掛鋼梁使用操作平臺和梯子，操作過程中需要專人扶持操作平臺和梯子，操作平臺放置平穩，有專人扶持。梯子倚放可靠，不搖晃，并有專人監護頂板和煤幫情況。8、嚴格執行敲幫問頂，先支后回制度，嚴禁空頂作業。吊掛用的鐵絲確保牢固可靠，吊掛鋼梁期間嚴禁人員通過，防止鋼梁脫落傷人。9、打木垛要由經驗豐富、操作熟練的人員進行，提前將物料準備好，有專人遞送，縮短施工木垛的時間。10、打木垛期間要在作業范圍兩側掛好“正在施工，無關人員嚴禁靠近”的警示牌，施工結束后將警示牌收回。當班吊掛的鋼梁要在當班支設完畢，嚴禁交接給下一班。第三節順槽及端頭頂板管理一、工作面軌道、膠帶順槽的超前支護（1）軌道順槽、膠帶順槽超前支護基本形式為三排單體液壓支柱（規格DW2540M）配40M型鋼梁。上、下兩順槽超前支護從工作面煤壁向外不小于30M（根據礦壓觀測記錄，及時補充延長超前支護長度措施），軌道順槽超前支護排距08M，軌道順槽超前支護人行道不小于15M；膠帶順槽超前支護支設對柱，膠帶順槽人行道出口寬度不小于08M。支設超前支護時要拉線支設，其偏差小于50MM。（2）軌道順槽、膠帶順槽的加強支護支護時必須穿鐵鞋，支柱初撐力不低于90KN。兩順槽超前支護支柱要支成直線，嚴禁支柱超高使用，支柱活柱伸出量不小于200MM，工作面軌道順槽、膠帶順槽超前支護段巷道寬度不小于4M，高度不低于3M。支設方法支設超前支柱時，至少兩人操作，清理柱位，將鐵鞋平放在柱位上；先將鋼梁托起，然后按一梁三柱拉線對號支設；支柱時一人扶柱升柱，一人監護；支柱確保迎山有力；隨支柱隨拴防倒繩，支柱工作完成后，必須對支柱進行二次注液。（3）超前支護支設質量支設超前支護時要拉線支設，其偏差不大于50MM。支柱要支到硬底，并做到迎山有力，單體液壓支柱初撐力不低于90KN。鋼梁打到位，并保持鋼梁平直。所有單體支柱的三用閥的卸載閥方向一致，閥嘴朝向工作面采空區方向。兩順槽單體支柱全部穿鐵鞋（280MM）。（4）兩順槽架設超前支護時，在頂板超高處，應及時用木料打木垛維護，穿平接實頂板，支柱升緊升牢，嚴禁支柱超高使用。（5）工作面上下出口及巷道高度不低于18M。（6）回撤要求上下兩順槽超前支護不得超前回撤，在切頂排回撤后，及時打好關門柱，關門柱間距不大于05M。上下兩順槽超前支護、轉載機不得滯后工作面放頂線。二、工作面端頭支護及安全出口管理（一）支護形式工作面機頭、機尾采用ZYG8000/20/43型液壓過渡架配合走向40M鋼支護頂板。運輸機頭頂板維護1架下側使用兩根走向40M鋼，分別布置在轉載機尾上下側。轉載機與1架間距大于05M時，增加一根鋼梁與其成對布置。轉載機下側行人寬度大于08M時，增加一根走向鋼與原鋼梁成對布置。運輸機尾頂板維護在125架上側05M處布置成對走向40M鋼維護頂板。成對鋼架與架間距03M，對與對間距11M，鋼梁錯距08M，邁步前移，步距16M，一梁三柱。上、下端頭支柱穿鞋支設，支柱帶帽（方座），初撐力不低于90KN，并全部拴2分鋼絲繩防倒，放頂線打好基本柱和關門柱，其間距不大于05M，每棵基本柱打一棵趄向采空區的趄柱。（二）端頭頂板支護要求1、上、下安全出口應嚴格按支護平面布置圖支護，所用單體液壓支柱和鋼梁符合要求，支柱迎山有力，要支設在實底上，并穿鐵鞋。2、上、下兩順槽超前支護距離應不小于30M，要保持支架完整無缺，通風、行人、運輸暢通。3、進行超前支護時要堅持三人作業，一人監護，兩人工作，嚴禁單人作業，嚴禁有空頂、空幫現象。4、支超前時，嚴禁使用失效支柱、鋼梁，頂板破碎時必須用木料墊平接頂。5、保持安全出口暢通。工作面上、下端頭處的過渡支架可滯后面內支架05M。6、超前支護及工作面上使用的單體液壓支柱，必須拴好防倒繩。7、膠帶順槽超前支護保持與支架后底座箱齊，最多允許滯后放頂排05M，上下超前支護回撤時嚴禁操作過渡支架。8、超前支護必須打成直線，其柱排距符合規程規定。9、工作面下端頭下幫超前支護支設的一排支柱鋼梁延續至放頂線回撤。10、上、下端頭若遇巷道局部地段寬度變化，人行道寬度變小或無人行道時，需制定專項補充措施。11、轉載機機尾要及時前移，設蓋板防護，轉載機處要設行人過橋；前移過渡支架時，人員禁止在其過渡架靠下幫進行其它工作或逗留。12、過渡支架前移時要專人拉架，操作時停止輸送機、轉載機運轉，周圍人員閃開5米以外。13、兩端頭回柱放頂時，要停止轉載機及工作面輸送機運轉，清理好后退路保持暢通，回柱放頂使用卸載手把拴繩的方法遠距離操作，繩長不少于4M（或在過渡支架內側操作），人員嚴禁站在老塘側回撤柱梁，待回柱頂板穩定后，使用長柄工具將柱梁勾出。回撤柱梁嚴禁拖后，彎曲變形的鋼梁要及時更換，防止前移滾動碰傷人員，上（下）端頭禁止前移鋼梁或回柱放頂與拉移過渡架平行作業。14、加強工作面輸送機頭過煤高度及端頭支護高度控制，防止出現死架。15、上、下兩端頭及兩出口、超前支護轉載機橋身下要班班清理，高度不低于30M，保持衛生清潔，出口人行道寬度不小于08M并保持暢通無阻。16、加強端頭及兩順槽超前支護，支柱質量檢查，每班要派人檢查、檢測，發現失效、漏液支柱及時更換，并堅持好支柱多次注液制度。17、加強工作面及兩順槽支護質量、頂板動態監測工作，做好老頂初次來壓，周期來壓期間的頂板管理及預測、預報、記錄工作；超前支護以外錨網支護巷道若出現頂板開裂、離層、破碎等現象時，要及時采取措施用單體支柱配合板梁打點柱或架棚維護。18、正常生產中，要根據安設巷道中的頂板離層儀、巷道已暴露斷層、破碎帶及壓力異常地段的支護強度等實際狀況，提前采取措施加強支護，及時改變超前支護形式、長度、密度，保證行人及運輸安全。三、支護材料使用數量、備用數量及存放地點備用材料存放距工作面120150M之間，材料分類碼放整齊，實行掛牌管理，標明材料名稱、型號、數量等內容，并由專人負責清理碼放，保證人行道寬度不小于08M及行車暢通無阻。支護材料數量表表八名稱規格使用量備用量存放地點單體液壓支柱DW315MDW280MDW250M200棵150棵240棵20棵20棵20棵單體液壓支柱DW350M30棵10棵單體液壓支柱DW40M30棵10棵鋼32M40M100條40條鐵鞋280MM320個50個板棚25M100塊200塊木垛料12018015M100塊200塊方座小楔03016015M020080035M05立方02立方2立方1立方軌道順槽附圖93206綜采工作面支護平、剖面圖四、處理兩順槽錨桿、錨網、鋼帶及托盤1、兩順槽工作面側幫部的錨桿托盤及肩窩以下的錨網、鋼帶，每天由檢修班或生產班停產時派專人集中時間拆除，視超前壓力顯現情況，決定向外拆除的距離，自煤壁起12M，周期來壓期間，頂板開裂松散區段，適當減小拆除距離。人員嚴禁進入放頂線以內扔廢舊物料。人員拆除時停止輸送機，并閉鎖。2、拆除順序為由下而上、由里而外，使用腳手架時，要有專人扶持，腳手架要放置在牢固的位置，防止滾落的煤塊、矸石推倒腳手架傷人。3、拆除錨桿托盤、錨網、鋼帶前，應仔細觀察頂幫變化，堅持敲幫問頂制度，當發現有離層或片幫時，首先安排專人站在安全地點用長把工具找掉懸煤危巖，以防掉落煤矸傷人，必要時（巷道開裂嚴重、煤壁及頂板松散、離層斷層帶等）打牢護身柱，工作人員一定要站在片幫掉矸波及不到的地點作業。4、兩順槽拆除錨桿托盤、錨網、鋼帶時，人員應站在安全地段配合長把工具，堅持“一人作業、一人監護”制度，移過渡架及采煤機割煤至機頭、移機尾期間不準拆除。5、采煤機割煤至機頭機尾時，兩幫嚴禁人員通過及靠近，以防片幫傷人，兩順槽內在5米外設專人警戒，防止人員出入。6、采煤機割煤至機頭機尾時，要閉鎖輸送機，采煤機司機要集中精力，手把牽停按鈕，（或使用遙控器站在支架內側操作）放慢速度，同時做好自我保護，滾筒旋轉方向嚴禁站人，以防甩出物料傷人，嚴禁人員進入面前作業。7、若錨桿進入輸送機內時，首先要停機停溜，在支架伸出伸縮梁，打出護幫板控制好頂幫后，在有專人監護前提下，方可使用長把工具鉤出錨桿。8、面前有人作業時，嚴禁操作該處以上范圍內的所有支架，要派專人看管，防止誤操作。9、生產過程中，工作面三機司機應加強責任心，密切注視本設備運轉情況，一旦發現煤流中有錨桿或錨網、鋼帶時，必須立即停機撿出，嚴禁進入煤流運輸系統。10、卡在刮板輸送機的鏈子或刮板下的錨桿、錨網等必須及時處理，嚴禁強行開機。設備運行過程中，嚴禁人員用手去撿拾錨桿，以防掛傷或甩出傷人，必須停機閉鎖，停穩后方可撿出。11、拆卸撿出的錨桿、錨網、鋼帶、托盤等，必須及時外運，分類碼放在指定地點，嚴禁堆積在兩端頭及人行道上，并積極做好裝車升井工作。12、各班驗收員必須記錄本班拆除及回收錨桿情況，嚴格現場交接班，把本班未能處理的隱患必須現場與下班驗收員交代清楚，防止因錨桿造成運輸設備的損壞。13、建立臺帳記錄，建立健全崗位責任制，嚴禁錨桿、錨網、鋼帶、托盤、木料等雜物進入煤流系。第四節礦壓觀測一、礦壓觀測內容1、支架阻力觀測2、支架活柱縮量觀測3、頂底板移近量觀測4、巷道圍巖表面位移觀測5、順槽超前支護范圍內單體液壓支柱阻力觀測以及支護質量動態監測。根據觀測結果對工作面頂板活動規律、來壓特征，工作面支架受力特點，支架對頂板的適應性和控制效果，超前支承壓力影響范圍和分布特點，頂板、煤層穩定性，工作面支護質量等進行分析，并進一步了解煤、巖體力學參數等基礎數據。2觀測設備型號及數量FCH64/05型礦用手持式采集器3臺、KY82型礦用本安型頂底板移近量檢測儀8臺、YHY60型礦用液壓支架測力儀13臺。三、觀測方法1、工作面的礦壓觀測（1）支架阻力觀測利用YHY60型礦用液壓支架測力儀觀測支架立柱工作阻力的變化情況。分別布置在3、13、23、33、43、53、63、73、83、93、103、113、123支架上。由技術科礦壓組負責連續觀測支架的初撐力、工作阻力。（2）支架活柱縮量觀測用標記法在工作面上、中、下部布置3條觀測線，在移架后、移架前測量活柱下縮量，根據循環的次數，可算出循環下縮量和下縮速度。（3）統計觀測沿工作面采煤機移動方向每隔5架作一觀測剖面，技術科礦壓組每周初壓及工作面來壓時每班統計一次端面頂板的破碎及煤壁的片幫情況包括梁端距、片幫、冒高超過05M以上的區域及頂板破碎情況，同時統計支架安全閥開啟量率、頂煤冒落狀況和支架因頂板壓力損壞的部件等。2、兩順槽的礦壓觀測（1）頂底板移近量觀測利用移動觀測站觀測。在軌道、膠帶順槽超前工作面30M范圍內，間隔5M各安設4臺KY82型礦用本安型頂底板移近量檢測儀，監測順槽頂底板的相對移近量，用來推斷頂板的運動過程和狀態。動態觀測儀的編號始終由煤壁起依次為1、2、3、4，當1頂板動態儀距煤壁不足1個循環的距離時，需將其回撤，并重新支設在原4頂板動態儀的前面，同時調整各動態儀的編號，使其仍然從煤壁起依次為14。各動態儀的間距及1頂板動態儀至煤壁的距離，在觀測時必須做好記錄。觀測次數一般為12小時觀測一次，當臨近頂板來壓時加密觀測，可視變化情況每1030分鐘觀測一次，觀測時必須記錄觀測時間。同時采煤機割至端頭影響到頂板動態儀時也必須加密觀測，并記錄采煤機影響情況及采煤機到端頭的距離。（2）巷道圍巖表面位移觀測利用巷道成巷期間設置的觀測基點，并視情況補設部分基點，在軌道順槽、膠帶順槽分別距切眼10M、20M、30M、40M、50M處布置五個測區，用測尺測量巷道受采動影響過程中的頂底板及兩幫移近量，每天觀測一次，根據觀測時間計算出移近速度。（3）巷道超前支護范圍內單體液壓支柱阻力觀測在工作面推進30M后，分別在軌道順槽、膠帶順槽超前支護范圍外端的支柱上測2棵單體支柱壓力，連續觀測單體支柱支護阻力的變化情況，每小時觀測一次，觀測35個循環。測站處同時設置一組頂底板移近量觀測點，以便分析圍巖變形時，支柱阻力的變化情況。三、支護質量監測監測內容要包括支架初撐力、煤壁片幫情況、梁端距、采高及端面頂板冒落情況、兩順槽單體支柱初撐力、超前支護質量等，由當班安監員進行監測。四、觀測時間要求1、工作面觀測到老頂初次來壓和二次周期來壓。2、順槽觀測至工作面推進60M止。3、支護質量監測整個生產期間。第四章生產系統第一節運輸系統一、運輸設備及運輸方式（一）運輸設備及裝、轉載方式采煤機割裝煤和工作面輸送機前移配合裝運煤，輸送到安裝于膠帶順槽的膠帶輸送機上，通過3200膠帶上山輸送機和西翼膠帶大巷運至井底煤倉。1、工作面刮板輸送機1部型號SGZ800500型中雙鏈刮板輸送機鏈速137M