XXXX综放工作面作业规程.docx

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1、编号：时间：2021年x月x日书山有路勤为径，学海无涯苦作舟页码：第- 92 -页 共92页标识：受控编号：ZC-GC-2010-1XXXXXXXXXXXX有限责任公司综放工作面作业规程编 制 人： 审 核： 区 长： 施 工 单 位： 综 采 工 区 编 制 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日公 司 审 批 意 见会审单位及人员签字:生产技术部： 年 月 日 地 测 部： 年 月 日通 防 部： 年 月 日综 机 办： 年 月 日 机 电 部： 年 月 日安 监 处： 年 月 日副总工程师： 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日作业规程复查记录作业规程名称XXX综放工作面施

2、工 单 位综 采 工 区复 查 时 间一、存在主要问题：二、处理意见：目 录公司审批意见2作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 3第一章 概况 6第一节 工作面位置及井上下关系 6第二节 煤层 6第三节 煤层顶底板 7第四节 地质构造 7第五节 水文地质 8第六节 影响回采的其它因素 8第七节 储量及服务年限 9第二章 采煤方法 9第一节 巷道布置 9第二节 采煤工艺 11第三节 设备配置 13第三章 顶板管理 16第一节 支护设计 16第二节 工作面顶板管理 18第三节 顺槽及端头顶板管理 20第四节 矿压观测 22第四章 生产系统 24第一节 运输系统 24第二节 通防与监控系统 27

3、第三节 排水系统 38第四节 供电系统 38第五节 通讯照明系统 56第五章 劳动组织和主要经济技术指标 56第一节 劳动组织 56第二节 主要经济技术指标 57第六章 灾害预防及避灾路线 58第七章 安全技术措施 59第一节 一般规定 59第二节 顶板管理 60第三节 防治水 64第四节 爆破管理 65第五节 通防及安全监测65第六节 运输管理 66第七节 机电管理 71第八节 煤质管理 77第九节 其它 78第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系XXX工作面位于XXXXX公司一采区第二区段，工作面面长159m，走向回采长度900m，自北东向南西方向推进。具体位置及井上下关系如表一所示。

4、 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称1150水平采区名称一采区地面标高（m）井下标高（m）地面的相对位置本工作面位于后窑堤村东南，XXXXX公司矿回风井东北。回采对地面设施的影响本工作面地面为丘陵山地，无地面设施影响。井下位置及与相邻关系XXX工作面为一采区孤岛工作面，南东为XXX工作面（已回采），南西为一采轨道上山，北西为XX工作面（已回采），北东为三采区回风上山（设计）保护煤柱，XXX切眼位置为北东一采区边界保护煤柱线，停采线位置为一采轨道上山保护煤柱线。走向长度（m）900倾斜长度(m)159面 积(m2)142934第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为太原组下段的中下部15煤层，煤

5、层地质情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表二煤层厚度(m)4.606.205.30煤层结构复杂煤层倾角（）3187开采煤层15煤煤 种贫瘦煤稳定程度稳定煤层情况描述15煤,黑色，性脆，易碎，以亮煤、镜煤为主,其次为暗煤,丝炭少量。含有黄铁矿晶粒，结构简单，具条带状结构，层状构造；工作面内煤层产状变化不大；煤层厚度稳定；普氏硬度系数f =34。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（m）特征老顶中砂岩6.429.51 7.10中砂岩，灰白色，以石英为主，长石次之；泥钙质胶结，局部富含黄铁矿晶粒，偶见绿色矿物，呈水平层理和缓波状层理，节理较发育，硬度f=6-9。直接

6、顶泥岩0.102.40 0.36泥岩，灰黑色，破碎结构，含砂质，裂隙发育，硬度f=46。伪顶不发育。直接底铝质泥岩00.500.20灰黑色，结构破碎，含植物化石，较软，遇水膨胀，硬度f=34。老底砂质泥岩或中砂岩6.015.10 7.90本区域15煤底板岩性易出现相变。砂质泥岩，灰灰黑色,水平层理,贝壳状断口，硬度f=56。中砂岩，灰黑色，主要成份为长石、石英，钙质胶结，硬度f=69。附图1：XXX工作面综合柱状图第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响 1、本工作面内褶曲构造较为发育，总体呈现为一开阔舒缓的向斜构造，轴向N44W,向西北倾伏，另外面内伴生次级小型波状起伏。2、面内发育4个

7、小断层：XXXF1,H=0.4m;XXXF2,H=0.8m;XXXF3,H=1.2m;XXXF4,H=0.8m。 断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响XXXF19018059逆0.4较 小XXXF25014051正0.8m较 小XXXF31354570正1.2m较 小XXXF48017065正0.8m较 小二、褶曲情况以及对回采的影响1.由于向斜构造造成煤与其顶板完整性较差，煤岩层较为破碎，回采时应加强顶板支护。2.加强工作面水情观测，发现异常，应及时与调度室、地测部、技术部联系，并采取相应的安全技术措施。三、其他因素对回采的影响1、两顺槽顶板起伏较大，对顺

8、槽超前支护有较大影响。2、据现有资料分析工作面内切眼附近煤层厚度变化较大，对回采有一定影响。第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：2.0m3/h最大涌水量：5.0m3/h二、含水层（顶部和底部）分析该面主要水害威胁为15煤上部，本区域主要充水含水层为K2、K3石灰岩，属岩溶裂隙承压含水层。但根据钻孔抽水试验资料，K2石灰岩的单位涌水量为0.00037L/s.m，小于0.01L/s.m，富水性较弱。其面内发育向斜构造，巷道低洼处易积水，对回采影响较大。101工作面内低洼点积水采取了预打释放孔排水至XXX回风巷，使用30kW水泵排至一采轨道上山排水沟。参考一采区已回采的101工作面实际涌水量,利用

9、比拟法预计该面回采时正常涌水量为2.0m/h，最大涌水量5.0m/h。防治水建议：回采过程中必须做到有疑必探,先探后采,并建立健全排水系统。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 斯高瓦斯矿井，瓦斯含量5m/t煤 尘爆炸指数12.8225.78%,有爆炸危险煤的自燃15煤属不自燃-易自燃煤 地 温属于地温正常区，无地温热害地 压大地静力场型，在构造发育区应力集中第七节 储量及服务年限一、储量（一）工业储量：工作面面积是根据15号煤层采掘平面图中的工作面范围，利用AUTOCAD系统软件中面积计算程序在微机中直接量取，量取结果作为工作面面积的计算值： 1429345.31.48

10、112.1（万吨）（二）可采储量：112.180%89.7（万吨）二、采煤工作面服务年限服务年限=可采储量月产量=89.7910（月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、 采区设计、采区巷道布置概况一采区是以走向长壁采煤法布置的采区，共布置三个工作面。其中101、103工作面为已采工作面，XXX工作面是一采区的孤岛工作面。XXX工作面共布置四条巷道，即XXX工作面进风顺槽、回风顺槽、瓦斯尾巷和高抽巷。1、进风顺槽(N252802E)工作面进风顺槽通过XXX进风联络巷（原103回风联络巷）与一采轨道上山相连，形成工作面的运输系统；与一采回风上山相连，完成皮带机头段的回风任务。工作面进风顺槽沿15

11、#煤层顶板掘进。2、回风顺槽(N252802E)工作面回风顺槽通过XXX回风联络巷与一采轨道上山上车场相连，形成工作面的辅助运输系统；与一采回风上山相连，完成工作面的回风任务。工作面回风顺槽沿15#煤层顶板掘进。3、瓦斯尾巷(N252802E)为了工作面回采期间将上隅角的瓦斯排放出去，与工作面回风顺槽间距10.5m沿工作面走向设计一条瓦斯尾巷，瓦斯尾巷直接与一采回风上山相连形成工作面的瓦斯排放系统。瓦斯尾巷与回风顺槽之间每隔35m设计一个横贯。工作面回采时，当工作面后溜尾推进到瓦斯尾巷横贯位置时，打开该瓦斯尾巷横贯，同时，关闭采空区一侧的瓦斯尾巷横贯，依此类推。工作面瓦斯尾巷沿15#煤层顶板掘

12、进。4、高抽巷(N252802E)XXX高抽巷布置于工作面内上侧，与XXX回风顺槽之间的平距为39m，与煤层顶板间距约2545m，该巷道担负工作面瓦斯抽放任务。工作面高抽巷沿15#13#煤层间穿层掘进施工。5、切眼切眼内、外帮采用木锚杆进行支护，顶板部分用锚网索钢带单体联合支护，单体支柱采用一梁三柱，梁为半圆木。XXX工作面切眼位置为北东一采区边界保护煤柱线。6、停采线XXX工作面停采线位置为一采轨道上山保护煤柱线（与一采轨道上山平距80m米）。附图2：XXX工作面巷道布置图。巷道断面形状、几何参数及支护形式 表六巷道名称进、回风断面形状净宽（m）净高（m）净断面()支 护 形 式进风顺槽进风

13、矩形4.53.013.5锚杆菱形网梯形钢带锚索联合支护回风顺槽回风矩形3.52.79.45锚杆+菱形网+钢筋梯+锚索联合支护瓦斯尾巷回风矩形3.52.79.45锚杆+菱形网+钢筋梯+锚索联合支护切 眼回风矩形72.718.9锚网梯+锚索+梯形钢带配合单体液压支柱联合支护联络横贯回风矩形2.224.4锚网支护高 抽 巷回风半圆拱2.42.45.14锚网支护第二节 采煤工艺一、采煤工艺采用综采放顶煤回采工艺。 1、工艺过程割煤移架推前溜放煤拉后溜2、工艺说明双滚筒采煤机割煤，正常割煤高度为2.70.1m。割煤深度为0.8m。液压支架通过尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度最大为3.5m,采放比为1：

14、0.97。放煤采用单轮顺序放煤，一刀一放,放煤步距0.8m。 初次放煤在支架推过切眼后顶煤自然垮落时进行。在综采放顶煤区域，两端头使用剪网插板将端头支架上铺联的金属网剪开使顶煤放出。二、采煤方法：本工作面采用走向长壁顶板垮落采煤法。割煤方式为双向割煤，煤机往返一次割两刀，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.8m。具体操作如下：（1）采煤机向上（下）割透端头煤壁，同时自下（上）向上（下）推移刮板运输机，并在煤机后将刮板运输机推出约30m的弯曲段，将煤机两个滚筒上下调换位置，向下（上）进刀，通过弯曲段使得煤机达到正常截割深度（即0.8m）后，按要求推移运输机至

15、平直状态。（2）将煤机两个滚筒上下调换位置，向上（下）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤后，再次将煤机两个滚筒调换上下位置，采煤机向下空刀返回，进入正常割煤状态。（4）采煤机正常割煤时，采用煤机前滚筒截割工作面煤层上部，后滚筒截割工作面煤层下部的割煤方式。三、工作面正规循环生产能力1、工作面循环产量（A循）按下式计算：A循M1lLrC1M2lLrC22.71590.81.480.95+2.61590.81.480.80874.45(t)式中：A循采煤工作面循环产量，单位：t；M1采煤工作面机采高度，M1=2.7m；M2采煤工作面放煤高度，M2=2.6m；l采煤工作面长度，l=159m；L

16、采煤工作面循环进尺，L=0.8m；r煤的容重，r=1.48t/m；C1采煤工作面机采回采率，取0.95；C2采煤工作面放顶煤回采率，取0.80。2、工作面日产量（A日）按下式计算A日A循5874.4543497.8(t)3、工作面月产量（A月）按下式计算A月A日3085%3497.83085%90000(t) (每月按30天，月生产不均衡系数取85%)附图3：采煤机进刀方式示意图第三节 设备配置一、液压支架1中间支架型号： ZF-5200/17/30初撑力： 4594kN （P=31.5MPa）工作阻力： 5200kN （P=35.6MPa）最小支撑高度： 1.7m最大支撑高度： 3.0m支护

17、强度： 0.71MPa中心距： 1500mm底板前端比压： 0.81.3MPa适应煤层倾角： 20数量： 97组自重： 17500kg2过渡支架型号： ZF-5200/19/30初撑力： 4594kN （P=31.5MPa）工作阻力： 5200kN （P=35.6MPa）最小支撑高度： 1.9m最大支撑高度： 3.0m支护强度： 0.71MPa中心距： 1500mm底板前端比压： 0.81.3MPa适应煤层倾角： 20数量： 4组自重： 17500kg3.排头支架型号： ZFG-6500/19/32初撑力： 5232kN （P=31.5MPa）工作阻力： 6500kN （P=39.1MPa）最

18、小支撑高度： 1.9m最大支撑高度： 3.2m支护强度： 0.82-0.86MPa中心距： 1500mm 底板比压： 0.41.3MPa适应煤层倾角： 20数量： 7组自重： 22500kg二、采煤机型号： MG300/730-WD电牵引采煤机适应采高： 1.9-3.5m截深： 800mm装机总功率： 730kW供电电源电压： 1140V牵引速度： 0-7.2-12.8m/min最大卧底量： 300mm滚筒直径： 1800mm适应煤层硬度： f4三、刮板输送机1前部刮板输送机型号： SGZ-800/630中部槽规格： 长宽高=1500800310mm链速： 1.3m/s运输能力： 1500t/

19、h电机功率： 2315kW电压等级： 1140V数量： 1部2后部刮板输送机型号： SGZ800/630中部槽规格： 长宽高=1500800310mm链速： 1.3m/s运输能力： 1500t/h电机功率： 2315kW电压等级： 1140V数量： 1部3转载机型号： SZZ-960/315链速： 1.5m/s转载能力： 2000t/h电机功率： 315kW电压等级： 1140V数量： 1部 四、破碎机型号： PLM 2200破碎能力： 2200t/h出口粒度： 300mm以下最大入口断面： 1000900mm电压等级： 1140V电机功率： 200kW数量： 1部五、可伸缩胶带输送机型号：

20、SSJ1200/3315带宽： 1200mm运输能力： 1200t/h电机功率： 3315kW电压等级： 1140V带速： 3.15m/s数量： 1部附图4：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、工作面支护设计本工作面选用兖矿集团机电设备制造厂生产的ZF5200/17/30型支撑掩护式液压支架，本架操作，回采时采取分段追机移架，全封闭及时支护顶板。1、支架技术参数2、支护阻力的校验根据容重法计算：P=9.8NHFr其中式中：P支架所需工作阻力N支架荷载相当采高岩重的倍数，一般为68，取N=8H采煤高度，取2.7mF支护面积，取7.547m2R顶板岩石容重，取2.5t/m3经计

21、算得：P=3993.87kN。即工作面支架合理工作阻力应不小于3993.87kN，该面选用的支架额定工作阻力为5200kN（端头支架为6500kN）；同时液压支架对底板比压为1.3MPa，小于煤层及底板岩石的抗压强度9 MPa及34.2 MPa。因此该支架满足工作面回采需要。3、控顶距工作面液压支架最大控顶距5340mm，最小控顶距4540mm，移架步距控制在800mm，顶板随支架前移在切顶线后自行跨落。过地质构造带和周期来压时，尽量采用最小控顶距来控制帮顶。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用无锡煤矿机械厂产的型号为BRW315/31.5型乳化泵2台及RX400/25泵箱1台，

22、输液管路选用高压胶管，耐压40MPa以上。喷雾泵选用型号为BPW-315/16型清水泵两台及泵箱一台,输液管路选用低压胶管，耐压16MPa以上。主要技术参数如下:1、乳化泵型号： BRW-315/31.5电机功率： 200kW电压等级： 1140V公称流量： 315L/min公称压力： 31.5MPa泵箱： RX400/25数量： 2泵一箱2、喷雾泵型号： BPW-315/16电机功率： 110kW电压等级： 1140V公称流量： 315L/min公称压力： 16MPa数量： 2泵一箱（二）泵站设置位置泵站安设在进风顺槽距离采煤工作面100m140m的位置，随工作面的推进而前移。（三）泵站使用

23、规定要保证泵站压力不低于30MPa，使用ME15-5乳化油，乳化液浓度达到1.5%2.5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式工作面安装109组液压支架，其中ZF-5200/17/30型液压支架98组，回风顺槽端头4组、进风顺槽端头3组ZFG-6500/19/32型可放煤排头支架，机尾、机头各2组ZF-5200/19/30型过渡支架。割煤后采取及时移架方式支护顶板，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板；当顶板破碎、片帮严重时要紧跟煤机前滚筒移架或进行超前移架。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、工作面开采前必须编制初次放顶

24、专项安全技术措施。2、工作面支架以及进风顺槽、回风顺槽内所有支设的单体支柱必须达到初撑力。3、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当增加支护密度,确保排头支架铺联网与巷道金属网搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。4、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。5、在顶板来压时，应提高支护强度。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：1、过断层措施（1）工作面即将过断层时，工区技术管理人员要根据地测部提供的资料和现场实际制定出工作面将要通过的层位。（2）在顶板裂隙发育区段，应及时拉超前架护顶，并及时伸出伸缩前梁，升紧护帮板，防止因煤层破碎诱发冒顶事故。（3）在留底煤区段 ，煤机应控制好采高，保持

25、在2.50.1m；割矸区段的割矸厚度不得超过断层落差的二分之一。（4）两端头三角区破碎时，要及时架设木板梁抬棚，以加强支护。（5）煤机过断层区域，要放慢速度，速度控制在2.0m/min。（6）两端头三角区支护作业时，应先支护端头顶板，并伸出伸缩前梁，打紧护帮板，作业前应将前部停机闭锁时进行。（7）两端头段刹刀或提刀区域，要掌握适当的高度，与工作面顺平，确保刮板运输机的正常运转。（8）加强对支架、泵站的维护工作，杜绝窜、漏液现象，支架必须达到初撑力。（9）加强对煤机的维护工作，对损坏的截齿及时更换，每天要检查煤机各部位对接紧固情况，以防煤机出现事故。（10）过断层期间技术人员应及时掌握断层的延展

26、方向，并制定出具体的破底、留底煤的范围和尺度，以便于指导安全生产。（11）工区管理人员或工长、验收员一定要随时掌握工作面推进要通过的层位。（12）两端头段单体需采取防失脚倒柱措施，确保单体达到初撑力。（13）现场要备足规格齐全的装顶支护材料。2、顶板破碎时的顶板管理（1）顶板破碎时，采用带压移架以防松动顶板，片帮严重时采取超前支护，减少空顶面积，架前冒顶处应架设木垛或用物料充填。（2）在冒顶范围超过8m、冒高超过1m、片帮深度超过1m需要处理时，必须有专项措施。（3）处理冒顶时至少有两人以上在场操作，一人施工，一人观察顶板及周围状况，清理出一条畅通无阻的退路，以便及时退出，采取从一侧向另一侧维

27、护顶板，不能多头同时进行。（4）处理局部冒顶前，应首先对冒顶区周围加强支护，并检查冒顶区域的安全情况。（5）冒顶区域移架，应首先检查冒顶情况，确定正确的移架顺序。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面进风、回风顺槽的超前支护1、支护要求:进风顺槽超前支护煤壁向外不小于30m，采用1000800mm的金属十字梁与1800mm的一字梁组成的网状顶梁配合单体液压支柱支护顶板，每排两个金属十字梁和一个金属一字梁，即为“+”的组合形式，十字顶梁800mm长方向沿巷道走向布置，在每个金属十字梁下支设一棵单体液压支柱。回风顺槽超前支护距离从煤壁向外不小于30m，采用1000800mm的金属十字梁组成的网状顶梁

28、配合单体液压支柱支护顶板，每排三个金属十字梁，即为“+”的组合形式，十字顶梁1000mm长方向沿巷道走向布置，在每个金属十字梁下支设一棵单体液压支柱。端头支护排距不变，柱距根据上窜下滑情况确定支架与巷道支护间的空顶距不大于500mm。 要求两巷架设金属顶梁段与超前单体点柱之间必须连续、无间隔。当两巷替棚区域内压力增大，顶板下沉明显时，需加密支护。工字钢复合支护段超前支护直接将单体支设在顶梁后回撤可采帮棚腿，沿切顶排回撤不采帮棚腿及顶梁，超前支护以外的出现巷道变形明显，断锚杆、撕裂钢带时，应及时加打点柱进行支护。在生产过程中，根据现场实际情况需要改变顺槽超前支护方式时，必须及时编制、修改补充措施

29、。2、支护质量控制标准支柱纵横成线,偏差小于l00mm。支柱应支到实底,并做到迎山有力（每6-8迎山1）。单体液压支柱初撑力不小于9OkN。铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于200mm。两巷单体支柱钻底量大于100mm时必须穿铁鞋。二、工作面端头的管理上、下端头采用十字顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的十字顶梁支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应在排头支架外侧架设走向型钢抬棚一梁三柱支护顶板。上、下端头放顶线处应支设切顶密集支柱

30、,以便于转载机尾的维护和两端头放煤的安全性。其中,回风顺槽端头切顶线不得超前于端头支架主顶梁后端，进风顺槽端头切顶线要求紧跟转载机机尾（由于施工工序影响，拖后的距离不得大于一个拉移步距），密集切顶支柱柱距500mm。三、支护材料使用数量、备用数量进风顺槽超前支护30m，其中，金属十字梁与一字梁组成的网状顶梁配合单体液压支柱支护共38排计76棵单体支柱、76个十字顶梁、38个一字梁；端头支护需要40棵单体支柱，10排20个十字顶梁、10个一字梁及两路型钢迈步抬棚；合计需要116棵单体支柱，96个十字顶梁，48个一字梁。考虑到材料备用、损坏及危棚支护，进风顺槽共需单体150棵，铁鞋150个，十字梁

31、120个，一字梁 60个，型钢梁2个。回风顺槽超前支护30m，共30排需要90棵单体支柱；90个十字顶梁。端头支护需要40棵单体支柱，8排24个十字顶梁及两路型钢迈步抬棚；考虑到材料备用、损坏及危棚支护，回风顺槽共需单体150棵，十字顶梁130个, 铁鞋150个，型钢梁2个。备用材料大部分存放在顺槽入口处，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，工作面需要时通过两巷辅助运输设备运入。同时，在两顺槽铁路道头处存放一定数量的备用材料，以便于使用。备用材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。生产过程中损坏或失效的支护材料要及时更换，更换下的材料应及时回收上井，严禁随意丢失。附图5：工

32、作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）。第四节 矿压观测一、矿压观测内容1、工作面顶板（包括顶煤）运动规律及来压特征。主要是顶板统计观测，包括顶板破碎度、片帮深度、顶板冒落高度等内容。2、支架对顶板的适应性及控制效果。主要对支架支护阻力进行观测，包括初撑力、工作阻力等的测定。3、支承压力超前影响范围与分布特点。主要观测顶底板移近量、两帮移近量。4、工作面支护质量监测。二、观测方法1、支架支护阻力观测工作面液压支架采用YHY60（B）型矿用数字压力计进行综采工作面综采支架工作阻力监测，每隔10架安装一套数字压力计分机，并定期对压力计分机监测的数据用配套的数据采集计进行采集汇总到地面微机后进

33、行数据处理。2、顶板统计观测 在工作面10#、20#110#架（间隔10架）进行顶板稳定性统计。一般每天统计一次，统计主要内容有：a、接顶距 b、片帮深度 c、端面顶煤冒落情况、架后顶煤及顶板垮落情况等。3、工作面两顺槽超前压力影响与分布观测在工作面两顺槽自切眼煤壁大于30m开始各布置三个测区观测巷道变形。各测点均采用“十字”布点法设立，使用测枪、钢卷尺等工具，每1-2天测量一次，顶板活动剧烈或距工作面20m时开始每天测量一次，并及时测出测点至工作面煤壁的距离。4、两巷支护质量监测选用YHY60A型直读式压力表测量工作面端头及顺槽内单体液压支柱的支护压力，每周进行一次测量统计记录。安排专人负责

34、进行监测数据，并及时整理打印观测报表。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、转载方式采用采煤机截割、装煤并通过前部运输机前移配合装运底煤；前部运输机运出的煤通过桥式转载机、破碎机和胶带输送机运至溜煤眼运出。同时，在放顶煤区域内破碎并垮落到支架掩护梁、尾梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出, 通过桥式转载机、破碎机和胶带输送机至溜煤眼运出。 （二）辅助运输设备及运输方式顺槽需用或回收的材料、设备等物资，采用矿车、平盘车或叉车装载，通过无极绳绞车运输。回风顺槽联络巷使用14T慢速绞车运输。1.进风顺槽无极绳绞车提升能力校核进风顺

35、槽使用SQ-1200/75型无极绳绞车，最大牵引力为60KN，钢丝绳规格为6*1921.5mm，适用倾角为12，牵引重量为22t，每次运输不得超过3个车皮。进风顺槽运输最重大部件为刮板运输机电机及减速器7.53t（含平板车重量1.5t），最大坡度为11 ，故无极绳绞车提升能力及钢丝绳安全系数满足要求。2.回风顺槽无极绳绞车提升能力校核回风顺槽使用SQ-1200/75型无极绳绞车，最大牵引力为60KN，钢丝绳规格为6*1921.5mm，适用倾角为12，牵引重量为22t，每次运输不得超过3个车皮。回风顺槽运输最重大部件为刮板运输机电机及减速器7.53t（含平板车重量1.5t），最大坡度为11 ，故

36、无极绳绞车提升能力及钢丝绳安全系数满足要求。3.回风联络巷14T慢速绞车提升能力校核计算斜巷绞车实际提升最大拉力 14T慢速绞车最大提升能力为：140kN 提升大部件最重的为刮板运输机传动部，重量为6.03t，每次运输不得超过3个车皮，平板车重量为1.5t，总重为7.53t坡度16f=0.015计算最大拉移力如下：F最 =7.53(sin16fcos16) =7.539.8(0.27560.0150.9613) = 21.46kN140kN满足要求钢丝绳拉力验算：拉移支架时需钢丝绳最大拉力为:F绳 = G1（sin16 +fcos16 ）qgL（sin16 +f1cos16 ）1000G1为1

37、99.8KN f取0.015 钢丝绳(6*19，公称抗拉强度为1850MPa)绳径为24.5mm，取拉移时伸出最大长度L=50m，比重q=2.165kg/m,出绳夹角=16 ,取钢丝绳运行阻力f1=0.1 F绳=7.539.8(0.28+0.0150.96)2.1659.850（0.28+0.10.96）1000kN= 21.46kN钢丝绳破断力为415kN，故安全系数为：41521.46=19.34满足要求。二、移溜（转载机、破碎机等）方式（一）推移前部运输机在移架后顺序推移前部运输机，滞后移架1015m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前溜时必须依顺序进行，严禁相向操

38、作。推溜以后，溜子必须保持平、直。（二）拉移后部输送机后溜在放完顶煤后拉移，拉移步距为0.8m，必须依次顺序进行，严禁相向操作，杜绝误操作，后部运输机拉移滞后放煤架1015m，并确保弯曲段不小于30m，确保拉移到位。停机时不得移溜；拉移后应保证其平、直。（三）转载机及破碎机的拉移转载机、破碎机通过安装在转载机机身两侧的自移装置随着工作面的推进及时进行拉移。（四）皮带机尾的拉移皮带机尾通过安装在承载段上的两个拉移油缸、承载段前20米的两压一趄固定铁鞋、拉移链子进行拉移，铁鞋由检修班进行拉移。三、运煤路线XXX综放工作面XXX进风顺槽溜煤眼1#煤仓主斜井地面。四、辅助运输路线1、进风顺槽侧：地面副井井底车场1150轨道大巷一采轨道上山XXX进风联络巷XXX进风顺槽。2、回风顺槽侧：地面副井井底车场1150轨道大巷一采轨道上山XXX回风联络巷 XXX工作面回风顺槽。附图6：XXX工作面运输系统示意图第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）通风方式XXX工作面采用进风顺槽进风、回风顺槽和瓦斯尾巷回风（“U+L”型一进二回）的全负压通风方式。（二）采煤工作面