太原华润煤业有限公司原相煤矿煤矿10207综采工作面回采作业规程(203页).doc

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1、-太原华润煤业有限公司原相煤矿煤矿10207综采工作面回采作业规程-第 116 页太原华润煤业有限公司原相煤矿煤矿10207综采工作面回采作业规程 编制单位: 综采队 编制日期：二零一七年三月一日10207综采工作面回采作业规程会审名单职务签字会审意见时间总工程师生产矿长安全矿长机电矿长通风矿长采煤副总通风副总地测副总运输副总机电副总调度室机电科通风科技术科安监科地测科综采队编 制10207综采工作面回采作业规程审批意见10207综采工作面回采作业规程学习贯彻记录表贯彻时间 年 月 日 班贯彻人贯彻地点学习人签字10276综采工作面回采作业规程复审记录时 间主 持 人地 点记 录 人施工队组参

2、加人员复审记录目 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 1第三节 煤 层 顶 底 板 2第四节 地 质 构 造 3第五节 水 文 地 质 3第六节 影响回采的其它因素 3第二章 采煤方法 4第一节 巷道布置 4第二节 采煤工艺 4第三章 顶板管理 4第一节 支护设计 6第二节 工作面顶板管理 9第三节 顺槽及端头顶板管理 12第四节 矿压观测 15第四章 生产系统 16第一节 运输系统 16第二节 一通三防与安全监控 16第三节 供水 排水 54第四节 供 电 54第五节 设备配置 55第六节 通讯照明系统 55第五章 劳动组织和主要经济技术指标 98第一节 劳

3、动组织 98第二节 主要经济技术指标 99第六章 煤 质 管 理 100第七章 安全技术措施 101第一节 一般规定 101第二节 顶板管理 104第三节 防治水 118第四节 通防及安全监测 119第五节 运输管理 122第六节 机电管理 134第七节 其他 134第八章 灾害应急措施及避灾路线 16310207综采工作面回采作业规程（修改、补充说明）10207工作面走向949.6m，倾向长度155m，煤层平均厚度1.85m,现已回采295m，为了治理工作面上隅角瓦斯和缓解矿井采掘接续紧张，前期已在工作面皮带巷侧实施沿空溜巷450m（工作面切眼155m+皮带巷295m），由于溜巷工序繁多且在

4、运输机头转载机尾，造成工作面推进速度慢，溜巷质量差，经公司和矿领导研究决定将皮带巷与轨道巷系统进行互换调整，互换后皮带巷将做为轨道巷使用，轨道巷改为皮带巷进行使用，因此10207工作面作业原有作业规程已不适用系统互换调整后工作面回采作业需要，特将本规程进行修改补充完善。第一章 概 况10207工作面走向长949.6m，倾向长155m，埋深595622m。该工作面位于10205工作面西南部，10209工作面西北部，东北有南二辅助轨道巷，西南部为矿界，如图1所示。10207工作面所采煤层为02层煤，煤层厚度1.6-2.2m，平均1.9m，倾角010，平均6。第一节 工作面位置及井上下关系表1 工作

5、面位置及井上下关系表概况 煤层名称 02#水平名称730水平采区名称一采区工作面名称10207地面标高1289-1397工作面标高694-775（M（M地面位置地表大部为荒山。井下位置及四 邻采掘情况本工作面位于10205工作面南部，10209工作面北部，东有南二辅助轨道巷，西部为矿界。回采对地面设 施的影响无影响 走向长（m) 949.6 倾斜长（m) 155面积（m） 147188第二节 煤 层表2 煤层情况煤层情况煤（矿）层 总厚（m)1.62.0煤层结构煤层倾角 （) 0- 111.851.25（0.25）0.35 8可采指数1变异系数%20.1稳定程度较稳定煤暗煤-半暗型煤，半坚硬，

6、薄层状。煤厚在1.62.0m之间,平均厚1.85米。夹石12层，厚度0.100.40米。 第三节 煤 层 顶 底 板表3 煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶板情况岩石名称厚度（m)岩性描述老顶粉砂岩1.2灰黑色，具植物化石及黄铁质结核，节理发育。直接顶细砂岩1.0浅灰色，含少量植物化石及白云母片。直接底细粒砂岩2.02灰色，顶具0.35mm。含铝泥岩，具节理，钙质充填，过度接触。老底粉砂岩2.02深灰色，垂直节理发育，过度接触。第四节 地 质 构 造本工作面切1#点前37.5m揭露YX18,H1.2m55，该断层为YX1伴生断层，向工作面内延伸，对回采有一定影响；切1#点前7m揭露YX25,H0

7、.5m45，该断层为YX1伴生断层，向工作面内延伸，对回采有一定影响；严格执行预测预报、先治后采的原则，随时观测地质变化，做好地质编录，进行地质资料的分析；若遇到节理较为发育的地点，放慢割煤速率，防治煤体大面积垮落造成瞬间瓦斯涌出，导致瓦斯报警。第五节 水 文 地 质 1、顶板含水层为山西组砂岩裂隙含水岩组，本组在本区埋藏较深，含水性差。上部无采空区，该工作面主要水源为顶板裂隙水，无突水及采空区涌水威胁。2、10207工作面东北部为10205采空区，在10207瓦斯治理巷施工过程中，及时向上部采空区打探眼，确认采空区不存在积水。3、回采工作面必须坚持“预测预报、先治后采”的原则，完善排水系统，

8、工作面安装排水能力大于10m/d的排水泵，安装3寸排水管路并挖好水沟，做好日常观测记录，并加强瓦斯预报和监测。最大涌水量:5 m/d正常涌水量:1-5 m/d第六节 影响回采的其它因素瓦 斯: 原始绝对瓦斯涌出量：36.8m/min 原始相对瓦斯涌出量：21.2 m/t,煤的自燃性: 煤的自燃倾向等级为类,自燃。煤尘爆炸性: 02# 煤尘具有爆炸性。第二章 采煤方法第一节 工作面设计、巷道布置概况10207工作面巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置，10207工作面布置在02#煤层，通风系统采用Y型通风，即皮带顺槽、轨道顺槽进风，瓦斯治理巷回风，工作面回风由沿空留巷经工作面立眼下行至1

9、0207瓦斯治理巷进入南回风巷。一、 巷道布置 1、该巷道掘进断面为矩形断面，巷道断面：宽4800mm，高2800mm，净断面积13.44，采用锚网索+钢带进行支护。2、该顺槽主要用于本工作面进风、并在靠巷道下帮安装带式输送机，工作面上的煤由刮板运输机运至皮带顺槽转载机和三部胶带输送机，经南翼胶带运到主斜井煤仓。3、轨道顺槽情况本工作面布置3条顺槽，其中皮带顺槽全长1597米，先从2#煤层掘进600米后起坡进入02#煤层，利用原旧巷进行扩修使用，在02#煤层段东北侧20米处还留有一条原旧巷道，回采时会给顶板带来影响，需编制专项技术措施；轨道顺槽全长1120米，布置在02#煤层，与瓦斯治理巷共用

10、500米2#煤层巷道；瓦斯治理巷全长1640米，布置在2#煤层，做为工作面回采时，卸压瓦斯治理专用巷。 4、顺槽内布置有108mm的供水管路一路、98mm的压风管路一路、乳化泵站布置在1号贯眼处，设备列车移变等，布置在距工作面60米的位置。 二、采煤面切眼1、切眼位于10207综采工作面两顺槽的终点位置，该巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网索（锚杆+金属网+锚索+单体）支护，矩形断面，净宽6.4m，净高2.5m，净断面积16。 三、停采位置 根据工作面设计要求，W13点为本工作面的停采线。第二节 采煤工艺一、采煤工艺10207综采工作面开采的煤层为02#煤，平均煤厚1.85m，采用走向长壁后退式一次

11、采全高全部垮落综合机械化采煤法，采高1.85-2.0 m，平均采高1.93m.可采储量为38.35万吨。我矿属于高瓦斯突出矿井，工作面在回采过程中必须严格执行“防治煤与瓦斯突出规定”，生产前必须对工作面进行突出危险性检测，检测结果不超标后，方可安排生产。 1、采煤机进刀方式 10207综采工作面采用端部斜切进刀割“三角煤”的方式进刀。斜切进刀段长35m，其中直线段长12m，弯曲段长10m。 2、采煤机割煤方式 10207综采工作面采用MG250/600WD型双滚筒采煤机自端部斜切进刀双向割煤，双向顶溜的方式割煤（调整工作面时可采用单向割煤，单向顶溜）。采煤机依靠滑靴、滚轮与工作面刮板输送机上的

12、齿轨配合骑在刮板输送机上行走。采煤机自机尾斜切进刀，当进入刮板机直线段后，将工作面机尾段推直，然后向机尾方向割“三角煤”，然后再向机头方向割煤，同时滞后采煤机10m（即13个中部溜槽）处开始由机尾向机头方向顶溜；当采煤机割通机头后，采煤机反向斜切进刀，当进入刮板机直线段后，将工作面机头段推直，然后向机头方向割“三角煤”，然后再向机尾方向割煤，同时滞后采煤机10m（即13个中部溜槽）处开始由机头向机尾方向顶溜。不论是采煤机正常割煤、斜切进刀还是割三角煤期间，始终都是靠采煤机运行方向前端的前滚筒在上，割顶煤；而靠采煤机运行方向后端的后滚筒在下，割底煤和清理浮煤。采煤机沿整个工作面运行一次完成一个割

13、煤循环，每刀截深为800mm。采煤机端部自机尾斜切进刀双向割煤的工序流程如下： 二、破、装、运煤方式 1、破煤方式：利用MG250/600WD采煤机上直径1.6m滚筒上的镐型截齿完成工作面落煤任务。2、装煤方式：利用MG250/600WD采煤机滚筒螺旋叶片和刮板机溜槽前的铲煤板联合装煤。3、运煤方式：利用SGZ764/630刮板输送机、SZZ764/200转载机和皮带顺槽的胶带输送机实现工作面的机械运煤。 三、移架、顶溜工序1、采用泵站供液控制顺序移架，单架移架时间不超过12秒。工作面正常割煤时采用跟机顺序移架的方式，邻架操作，先降后移。在正常情况下，移架工序滞后采煤机前滚筒12个支架完成（在

14、顶板非常稳定时，移架工序也可以滞后采煤机后滚筒12个支架完成）。当顶板破碎，可滞后前滚筒1个支架带压移架，以便及时支护顶板，移架步距800mm。每个支架的移架顺序如下：降支架立柱以刮板输送机为支点，用移架千斤顶移架800mm升起支架立柱。 四、各工序影响范围和安全距离 1、割煤：在运行的截割滚筒15m范围内，任何人不得在架前作业、逗留。 2、移架：在上下相邻支架及本架范围内，不得有人穿行或从事与移架工序无关的工作。 3、推溜：推刮板输送机必须在采煤机的后滚筒方向进行, 刮板输送机弯曲段长度不得小于13节中部槽，约10m。在推刮板输送机弯曲段范围内，禁止与推刮板输送机无关的人员通过或停留。 五、

15、各工序的质量要求 1、采煤机在割煤的要求（1）、靠近工作面两端约16m的底煤，即采煤机在工作面端部时位于两个滚筒中心线之间的底煤，利用采煤机反向运行时，由后滚筒清扫。（2）、严格控制割煤高度，最高不超过2m，最低不低于1.8m，最低采高应使采煤机上方有足够的过机空间并保证支架的过人空间。（3）、割煤过后，要保证工作面煤壁平直，无伞檐。顶底板平直，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。保持工作面“三直、两平、两畅通”。（4）合理控制采煤机速度，保持煤量均匀，严禁发生堵塞现象。 2、推移刮板输送机的质量要求（1）、每次推溜后应保证刮板输送机成直线并与煤壁平行，其直线误差在50mm以

16、内。推移刮板输送机后还要保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。（2）、刮板输送机的机头、机尾推进度应保持一致，且必须保持推移步距为800mm，以确保截深、循环产量和工程质量。（3）、在推移输送机时，必须在距采煤机后滚筒10m以外进行，不得出现急弯，并保持弯曲段长度不小于9个中部槽，约10m。（4）、必须单向推移输送机，严禁从两头向中间推移输送机。（5）、正常情况下停机时不得推刮板输送机，以防卡死输送机。（6）、为保证推刮板输送机工作顺利进行，不致发生飘底、啃底现象，应使用成组推溜。（7）、在工作面正常生产期间，除进刀所需的弯曲段之外，其它地段不得出现弯曲段。若推刮板输送机

17、过程中出现推移困难，不应强推硬过，必须先查明原因，并经处理后再继续推溜。3、移架的质量要求（1）、必须严格按移架工序的要求进行移架；（2）、为保证拉架时刮板输送机保持平直，在移架时，应将邻架的推移千斤顶处于推溜状态；（3）、移架时要保证支架推移到位，移架过程中要及时调整支架，如有挤架、咬架等现象，在移架过程中必须及时利用侧护板进行调整。（4）、支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100mm。（5）、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高度的23），支架不挤不咬，支架顶梁间无空隙。第三章 支护设计第一节 支架

18、选型 一、选型依据 1、矿山地质条件 （1）直接顶的类别与顶板的级别对支架的选型起主导作用，10207工作面顶板以砂质泥岩为主，层理发育。裂隙发育，考虑到支架的稳定性，选用带有护帮装置的掩护式支架。 2、煤层倾角10207工作面02#煤层倾角平均8，属近水平煤层。支架无需安设防倒防滑装置。3、生产条件 （1）采煤方法：10207工作面采用走向长壁式综合机械化开采方法。 （2）运输能力：我矿为斜井运输方式，运输方便，巷道断面能满足支架运输需要。（3）根据以上条件10207工作面选用ZY48001024型支架。4、支架选型（1）顶板压力计算： P0 = PKH=82.69.8=340.4KN/m

19、式中： P0顶板压力KN/m H工作面采高 2.0m P顶板岩石容重2.6 T/m K工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8 （2）支架高度：支架最大高度Hmax=Mmax+0.2m=2.0+0.2 =2.2m 式中 Hmax支架最大高度，m Mmax煤层最大高度，m 支架最低高度 Hmin=Mmin-s-a=1.35-0.25-0.05=1.05m 式中 Hmin支架最低高度，m Mmin煤层最低高度，m S在控顶区范围内顶板的最大下沉量，m A支架卸载前移时的可缩量，一般取0.05m由上可知ZY-4800/10/24型支架能满足工作面需求。（3）支架强度验算：ZY-4800/10

20、/24型支架技术参数为： 工作阻力Q支=4800KN 支架支护面积S=6.3*1.5=9.45m 支架的支护强度P=4800/6.8=507.94KN/m408.1KN/m 由上式计算：P（507.94KN）P0（340.4KN） （4）底板比压计算： 02#煤底板抗压强度为3.12MPa 支架工作面阻力为4800KN 底板比压=支撑工作面阻力/支架对底板的接触面积。 =48001032.18106=2.139MPa 因为3.121.376，02#煤层顶板抗压强度完全能够满足该支架对底板的比压。 由上述可知：工作面支架额定支护强度大于顶板来压强度，故支架能满足安全支护要求，选用ZY-4800/

21、10/24型支架可以维护采场顶板。 本工作面倾斜长度155米，工作面布置107架液压支架，中心距1.5m。运输机尾端头支架采用2部ZZTM311300/16/28H型巷旁充填模板液压支架，1部ZY-4800/10/24型液压支架。 二、选择合理的支护材料本工作面选用ZY-4800/10/24型支撑掩护式液压支架支护顶板，端头支护、超前支护采用DW-28、25型单体液压支柱配“”型梁横梁进行支护。 三、工作面支架初撑力工作面在开采过程中，泵站压力不得小于30MPa，支架初撑力不得小于泵站压力的80%，即支架初撑力为24MPa。 四、控顶距采煤机割煤前后，工作面支架的最大、最小控顶距如图所示。采用

22、2台2BRW-315/31.5型乳化液泵为该工作面的支架提供动力，乳化液浓度控制在3%-5%，乳化液泵压力设计为31.5Mpa。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式1、采煤工作面必须及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须牢固，并有防倒措施。严禁在浮煤或者浮矸上架设支架。液压单体支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90 kN（11.4Mpa），移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须先架好临时支护。2、工作面不得任意留顶煤和底煤。 3、采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即：割煤移架上牵机移运输机，采用带压擦顶移架方式移架。正常移架滞后

23、采煤机一般不超过5个支架，端面距不大于800mm；为防止因空顶时间过长而出现冒顶，顶板破碎时，要紧跟前滚筒移架或超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，即：移架割煤移运输机。移架步距0.8m。4、基本支架移架操作顺序：少降前梁降立柱移架升立柱二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理参照周边矿井资料，预计该面初次来压步距3040m，周期来压步距为2030m，为此应做好以下工作：1、初次来压和周期来压期间，必须坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24Mpa），泵站系统

24、压力不得低于30 Mpa，乳化液浓度在35范围内，超前支护支柱初撑力不低于90KN。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、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沿底板推采，工作面运输机及时调整顺坡，避免支架超高或压死。6、若出现片帮必须及时移架。7、拉架时要做到少降快拉擦顶移架。8、加强工作面来压期间的矿压观测、预报，发现工作面两巷顶板破碎压力大时，提前采取措施配合倾向板梁加强支护，超前支护段增加支护长度及密度。9、加强上、下端头处的顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保联网与巷道

25、顶网搭接不少于200mm，联网对搭，网扣不小于200mm，保证网扣质量，防止出现端头冒顶、漏煤漏矸，若端头破碎严重，必须及时改用双层网。（二）特殊地质条件下支护的安全措施1、为了减少断层在工作面内的暴露范围，遇断层时应适当调斜，工作面调采使工作面与断层成一定夹角，逐步揭露断层。2、应按断层性质、落差及顶底板岩层硬度等因素确定采用挑顶或下切，做到既有利于维护顶板又减少破岩量。3、工作面过断层期间，要上下盘顺坡并及时移架，移架时配合木料或工字钢控制顶板。4、过断层时要预先逐步减小采高，以减小破岩量和增加支架的稳定性，但是立柱要留有足够的伸缩余量，以防压死支架。5、为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮,在

26、满足采高要求的情况下，必须及时超前移架维护顶板。6、移架时尽可能采取带压擦顶移架。7、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。8、采煤机切割软岩时，采用及时支护形式，采煤机每割 5m 时， 必须停机，移架，及时支护好顶板，然后再推移刮板运输机。9、采煤机切割软岩时，要放慢切割速度，均匀的通过陷落柱。 10、采煤机切割陷落柱时，顶板破碎或煤壁片帮时，支架及时伸前探梁，并在靠煤壁支设单体液压支柱。单体液压支柱规格：DW-2.8。11、遇地质构造时，应编制专项安全技术措施。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道顺槽、运输顺槽的顶板管理（一）、支护要求： 1、

27、两顺槽超前支护采用DW-2.8型、2.5型单体液压支柱。2、单体液压支柱必须穿鞋、戴帽，并用防倒绳将其栓牢，初撑力不得小于90KN。3、受采动压力影响，皮带顺槽超前20m、轨道顺槽超前20m范围内必须进行超前支护。沿工作面推进方向布置，皮带巷内设置两列单体液压支柱：钢梁采用3.54.0m型钢梁，一梁两柱，间距:2200100mm,排距:1000100mm；轨道巷内设置三列单体液压支柱，沿走向打设，一梁一柱，钢梁采用1m绞接钢梁，柱距:1000100mm,排距:1200100mm；（若工作面两顺槽顶板20m内受采动影响顶板下沉量变大，影响工作面推进时，将超前支护的间距变更为500100mm）进行

28、加密支护，保证工作面安全正常推进。4、沿空留巷支护（二）、支护材料的使用数量和存放管理1、皮带顺槽超前支护（20m）：需要型钢梁20根，单体支柱60根；端头支护需要单体支柱16根，关门柱8根。共计需要84根单体支柱。2、轨道顺槽超前支护（20m）：需要绞接钢梁60根，单体支柱60根；端头支护需要单体支柱16根，关门柱8根。共计需要84根单体支柱。3、老巷超前20m：需要绞接钢梁24根，单体支柱20根；4、沿空溜巷滞后支护120m，需要绞接钢梁360根，单体支柱360根；5、沿空溜巷支模：需要绞接钢梁8根，单体支柱8根；3、计算其备用量为正常用量的10%，即备用单体液压支柱56棵，柱鞋56个，道

29、木4m，小板材料1m,铰接顶梁（1.0m或1.2m）：68根。由于工作面两顺顶板变化较大，高矮支柱更换频繁，工区根据现场实际提前备用适合高度的支柱。4、备用材料的存放地点为工作面150m以外，并用铁丝或油绳牢固的捆绑在帮上。材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有1.0m以上宽度的人行道和必需的运输通道。（三）支护质量标准：1、单体支柱（以支柱根部向上1.01.6m为准）成一直线，偏差小于100mm。2、所有单体支柱初撑力不得小于90KN，支柱迎山角度为巷道顶板倾角的1/41/5左右。3、两巷道支护高度不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0

30、.8m，单体支柱活柱最小高度比设计最小高度大200mm，最大支撑高度比设计最大高度小100mm。4、所有支柱要挂设防倒绳（用8mm钢丝绳做的防倒绳），防倒绳一头套在支柱活柱或手把上，另一头用钩子牢固的挂在巷道顶、帮锚网或钢带上，余绳不宜过大，支一棵，拴一棵。5、顶板不平处顶梁之上采用木料垫平，换成钢梁6、所有单体支柱的三用阀方向要一致，注液口方向朝向非人行方向。 7、工作面超前老巷、贯眼内、巷道交叉口必须加强支护。（四）、支护材料的存放及回收1、工作面采后，随着回采推进液压单体、工字钢及木料要全部回收，确实不能回收的应由相关单位现场查看确认签字方可放弃回收。沿空溜巷后160米内要迈步式回撤支护

31、，顶板变形量大的地段不能回收的要用原木支实代替单体。2、工作面所需的半圆木、方木、等材料必须分类码放在巷道内，不得妨碍行人、通风，并挂牌管理。3、当皮带顺槽巷道压力大时，转载机头前超前一梁二柱支护增加中间支柱变为一梁四柱，增加超前支护强度，拉转载机前提前回撤影响转载机前移的中间柱；为减小跨度和不影响转载机移设，转载机段人行道侧支柱可根据井下现场实际情况靠电机或破碎机支设，靠上帮一排支柱以戴帽（柱帽为圆木）点柱的形式与对侧支柱错开布置以利行人畅通。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式1、上、下端头支护采用单体液压支柱配合型梁进行支护。每一根型梁下支设三根单体液压支柱（设备影响除外），支柱初撑力

32、不得小于11.5MPa，支柱钻底严重支撑力达不到要求时必须穿铁鞋，支柱必须拴好防倒绳。当两端头顶板破碎时在顶梁上方使用硬质材料配合厚木板沿工作面方向进行加强支护。当两端头顶板较为破碎时，根据现场情况制定专项措施。2、上端头切顶线支设关门支柱，支柱间距不大于0.5m，支柱初撑力不得小于11.5MPa，并使之挡矸有效。随着工作面的推进，关门柱及时回撤前移。关门柱回撤标准：轨道顺槽以工作面最外侧支架尾梁末端为准，超前最大1.0m或拖后不得超过1.0m。3、工作面支架上窜下滑影响端头支护,根据现场情况编制专项支护方案。第四节 矿压观测一、矿压观测内容 1、对本面进行如下项目的观测工作： 支架阻力观测：

33、选用支架压力表观测。 支架活柱下缩量观测：用钢尺测量活柱下缩量。 3、锚网巷道表面位移观测：用钢尺对巷道顶底板及两帮固定的木橛间位移量进行观测。 4、两巷超前支护范围内单体支柱工作阻力观测：选用单体液压支柱测力计。 二、矿压观测方案1、综采支架光显压力表安装、观测：2、前后柱工作阻力进行监测，安装时固定在两后柱间托缆架下。 3、显现数据顺序为左柱、右柱。 4、压力合格标准：支架压力不低于24Mpa，不高于37.5 MPa为合格，高于37.5MPa时支架安全阀自动卸压，或使用手动降立柱卸压。 5、两巷移近量观测：沿用掘进中布置的围岩移近量观测点，观测时应记录点与工作面的距离，测点距离工作面10m

34、时可以撤掉不再实施观测，撤掉的观测标牌要及时回收上井。 4、超前支护内单体支柱工作阻力检测：测线定为中间排单体支柱，按每8架型钢梁抽查1架型钢梁下的一棵单体柱，共检测5个柱点，每班检测12次。 三、矿压观测实施办法 1、观测时间：工作面生产期间。 2、两巷单体支柱初撑力检查，每小班抽查12次。井下记录数据，上井汇总分析。 3、支架活柱下缩量观测主要对压力分机所在的支架进行观测，对其左右柱两个活柱进行下缩量实测。测量时为割煤前测量一次，割煤后移架前再量1次。量下缩量时要记录好每次量的时间，以便能计算单位时间内活柱下缩速度。 4、两巷顶帮移近量观测。按照技术科安排每23天观测一次数据，井下记录数据

35、，上井及时填入计算机表格中汇总分析。 第四章 生产系统第一节 运输系统 一、运输设备及运输方式 采煤机割装底煤和工作面前部运输机前移配合装运底煤，运至转载机、破 碎机和胶带输送机上，通过10207工作面皮带顺槽皮带输送机、胶带大巷皮带运至主井煤仓。 二、运煤路线 工作面10207面皮带顺槽胶带运输机（三部皮带）南翼皮带巷胶带运输机胶带大巷胶带运输机主斜井煤仓主斜井地面煤仓。 三、辅助运输路线 工作面需用的材料、设备工作面10207面皮带顺槽转载机等物资，采用1.5T矿车、平板车、无极绳绞车通过轨道顺槽运进工作面。第二节 供水 排水供水路线：地面静压水池副斜井南翼轨道巷10207轨道顺槽/207

36、皮带顺槽工作面 排水路线工作面顺槽南翼轨道巷南轨道大巷中央水仓第三节 供 电 10207综采工作面综采设备供电将引自南翼采区变电所、皮带、绞车电源引自南翼变电所和中央变电所，第四节 设备配置 一、工作面设备布置表序号设备名称设备型号单位数量1移动变压器KBSGZY-800/6（660/1140）台22组合开关QJZ-1600/1140-8台23乳化泵（二泵一箱）BRW315/31.5套14转载机SZB764/132台15轮式破碎机PLM1000/110台16刮板输送机SGZ764/400M1607采煤机MG250/600-AWD台18掩护式液压支架ZY4800/10/24架100掩护式液压支架

37、ZYD4800/12/26架69煤矿用移动金属屏蔽橡套软电缆MYPTJ-3*70mm2-8.7/6KV米32010屏蔽橡套软电缆MYP-3*120+1*50mm2 660/1140米5011采煤机屏蔽橡套软电缆MCP-660/1140/ 3*95+1*16+4*6mm2米53012屏蔽橡套软电缆MYP-3*35+1*16mm2 660/1140米250013工作面集控套114皮带机自移机尾ZY2700台115皮带输送机DSJ1000/2*75部2设备名称设备型号额定功率额定电压功率因数数量备注皮带机DSJ100/63/275150kW660V0.852调度绞车JD-5555kW660V0.85

38、1照明综保ZBZ-4.0M4kVA660V0.851潜水泵11k660V0.851小结功率: 370kW 小结功率: 539kW 皮带机DSJ80/40/24080kW660V0.851无极绳绞车SQ-80/75B75kW660V0.851调度绞车JD-2525kW660V0.851照明综保ZBZ-4.0M4kVA660V0.851小结功率: 184kW 无极绳绞车SQ-120/132B132kW660V0.851调度绞车JD-5555kW660V0.852调度绞车JD-4040kW660V0.852调度绞车JD-2525kW660V0.851调度绞车JD-11.411.4kW660V0.852照明综保ZBZ-4.0M4kVA660V0.851小结功率 373.8kW采煤机MG250/600WD600kW1140V0.851乳化泵BRW-315/31.5200kW1140V0.852实际运行1台太转载机SZZ764/132132kW1140V0.851小结功率 =932kW刮板机SGZ-764/400400kW1140V0.851乳化泵BRW-315/31.5200kW1140V0.852实际运行1台