古城煤矿采煤工作面作业规程.docx

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1、古城煤矿采煤工作面作业规程 目 录 矿审批意见 3 作业规程学习和考试记录 4 作业规程复查记录 5 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 7 第三节 煤层顶底板 8 第四节 地质构造 8 第五节 水文地质 9 第六节 影响回采的其它因素 10 第七节 储量及服务年限 11 第二章 采煤方法 11 第一节 巷道布置11 第二节 采煤工艺 13 第三节 设备配置 16 第三章 顶板管理 19 第一节 支护设计 19 第二节 工作面顶板管理 22 第三节 顺槽及端头顶板管理 25 第四节 矿压观测 30 第四章 生产系统 33 第一节 运输系统 33 第二节 通防与监

2、控系统 35 第三节 排水系统 48 第四节 供电系统 49 第五节 通讯照明系统 53 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 55 第一节 劳动组织 55 第二节 主要经济技术指标表 56 第六章 灾害预防及避灾路线 57 第七章 冲击地压防治措施 58 第八章 安全技术措施 61 第一节 一般措施 61 第二节 顶板管理 65 第三节 防治水 70 第四节 一通三防 71 第五节 运输管理 72 第六节 机电管理 88 第七节 其它 97 矿 审 批 意 见 会审人员签字： 采煤专业： 年 月 日 地测专业： 年 月 日 机运专业： 年 月 日 通防专业： 年 月 日 安 监 处： 年 月

3、日 总工程师： 年 月 日 安监处长： 年 月 日 分管矿长： 年 月 日 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 2100综放工作面是21采区第五个工作面，位于F6、3DF3及3DF7三条斜交正断层之间，上部至-850m水平大巷,下部至-1000 m水平底板等高线,靠近南部井田边界和3DF3断层煤柱线 ,北部为正在准备的2101工作面及条带,地面相对位置位于焦家村以北，具体位置及井上下关系如表一所示。 第二节 煤 层 本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析和工作面两顺槽掘进及开切眼施工证实，该工作面范围内，3层煤赋存稳定，全区可采，煤层的平均厚度8.0m为。具体情况如表二所示。

4、 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 本工作面经两顺槽掘进及开切眼施工揭露地质构造较为复杂，煤层总体为一SE倾斜的单斜构造。煤层产状为SE018。在工作面两顺槽及切眼施工共揭露断层11条，其中落差大于5m的有3条（见表四），对工作面的推进将会有一定的影响，当工作面过落差大于5m的断层时，需制定专项过断层措施。 二、褶曲情况以及对回采的影响 根据2100工作面两顺槽及开切眼施工揭露，本工作面无褶曲构造。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 根据2100工作面两顺槽及开切眼施工揭露，本工作面范围内，没有陷落柱、火成岩侵入。详见附图2,工作面运输顺槽、轨道顺槽素描图。 第五节

5、水文地质 一、3煤顶、底板砂岩裂隙含水层分析 工作面赋存最大落差断层为15m，两顺槽实际揭露说明闭合性好，仅局部有淋水。工作面水文地质条件简单。 对回采有影响的主要为3煤顶、底板砂岩裂隙含水层，矿井勘探时期对3煤顶、底板抽水试验及采后实际揭露，该含水层富水性弱，补给条件差。 3煤顶、底板砂岩裂隙含水层，由于断层落差小，与其它含水层无直接补给关系，加之断层闭合性好，对工作面回采无影响。 二、其它水源的分析 工作面南部为3DF3断层，落差5m，倾角650，该断层闭合性好，分析该断层含水性、导水性均较差，另外，3DF3断层侧留设了防水煤柱，预计该断层对工作面回采无影响。 三、涌水量 根据2105、2

6、102等邻近工作面分析，预计该工作面正常涌水量：10m3/h,最大涌水量：15m3/h 第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况（见表五） 二、冲击地压和应力集中区 本工作面周围均为实体煤柱，根据工作面两顺槽及开切眼施工以及已回采的2106、2107综放工作面实际观测，预计深度地压对正常回采影响较大。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量：1156680t 可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为82%，可采储量948477t 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度 =1260113=11.1（月） 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区设计

7、、采区巷道布置概况 古城矿井21采区是古城煤矿2002年设计，山东省人民政府压煤搬迁办2002年以鲁政搬20028号文批准，2003年开始回采，21采区为矿井深部采区，位于工业广场东南部。北以F14断层与22采区为界，南至井田边界，浅部至-850m水平，深部到-1000m水平。采区地表平坦，泗河在采区浅部流过。地面村庄有河头村、田家村、马家村、焦家庄。 该采区共分为10个工作面，工作面采用倾斜长壁布置。-850水平运输大巷、-840皮带运输巷在采区上部穿过，工作面采用仰斜后退式开采。 二、工作面轨道顺槽 断面为直墙拱形，断面净面积为12.81m2，净宽为4.2m，墙高1.8m，拱高1.5m，支

8、护形式为：锚网钢梯锚索，锚杆间排距:拱部700800mm，两帮800800mm,锚索188000mm。轨道顺槽长1260m，主要作为进风、运料。 三、工作面运输顺槽 巷道断面为直墙拱形，净面积为12.81m2，净宽为4.2m，墙高1.8m，拱高1.5m，支护形式为：锚网钢梯锚索，锚杆间排距:拱部700800mm，两帮800800mm,锚索188000mm。运输顺槽长1260m，主要用作回风、煤炭运输。 四、采煤面切眼 采煤面切眼为矩型断面，净宽6.0m，净高2.5m，净面积15m2，支护形式为：锚网钢梯锚索单体支柱铰接顶梁。顶部锚杆为22mm2200mm螺纹钢树脂锚杆，帮锚杆为20mm2200

9、mm螺纹钢树脂锚杆和1200mm的管缝锚杆，锚杆间排距均为800mm，金属网为8#的冷拔丝经纬网,网孔为5050mm，钢梯为用10mm的圆钢加工的钢梯。锚索间距为1700mm，排距为3200mm，锚索为18mm，锚固深度为8000mm，中间采用单体支柱双排直线布置，排距2000mm，间距1000mm，与1000mm的金属铰接顶梁配合使用。 五、联络巷 断面为圆弧拱形，净宽为2.4m，墙高2.0m，拱高0.8m。支护形式为：锚网支护，顶部锚杆为202200mm、帮部锚杆为18mm1800mm的螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距均为800mm，金属网为网孔60mm60mm的8#冷拔丝经纬网，顶部钢梯用10

10、圆钢加工制作。 六、工作面煤仓 在-840水平设有工作面煤仓，其内径3.4m，圆形锚喷支护，深度为8m，设计容量100t。详见附图3：2100工作面平面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 2100综放工作面采用倾斜长壁采煤法，采用综采放顶煤工艺,一次采全高，全部垮落法管理顶板。 双滚筒采煤机割煤，采高2.4O.lm，割煤深度为0.6m。 液压支架尾梁、插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度5.6m,采放比为1:2.33。放煤采用一刀一放,双轮顺序放煤,放煤步距0.6m。初次放煤为工作面推进5m处，距停采线10m时停止放顶煤。 二、采煤方法 1、采煤机的进刀 采煤机的进刀采用中部自开缺口、

11、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下： 当采煤机向上(下)正常割煤时，从工作面下（上）端头开始向上（下）推移前部刮板运输机至工作面中部，当采煤机割透上(下)端头煤壁后，将两个滚筒的位置上、下调换，然后采煤机向下（上）空行，行至工作面中部前部刮板运输机弯曲段时开始进刀，当采煤机通过弯曲段达到正常截割深度后完成进刀，继续向上(下)推移前部刮板运输机至平直状态，采煤机向下（上）正常割煤。 详见附图4：2100综采工作面采煤机进刀示意图 2、放顶煤 根据本矿已回采的2102工作面的开采经验，放煤采用一刀一放煤, 放煤步距为0.6m。采用双轮顺序放煤工艺。即：两人放煤，

12、从上（下）往下（上）依次进行,每人操纵一个放煤口，一人先大约放出顶煤量的1/21/3，另一人相距67架再依架放煤，见矸为止，而后升起支架尾梁，伸出插板。 三、工作面正规循环生产能力 工作面割煤回采率为97%、放煤回采率为78%。工作面回采率为82。工作面每日按8个循环组织生产，进尺4.8m，正规循环率80%，月平均工作天数29.42天，割煤高度2.4m，放煤高度5.6m，则： 日割煤量： A1m1Lnlc1 2.48580.61.3597%1282.5 吨/天 日放煤量： A2m2Lnlc2 5.68580.61.3578%2405.9 吨/天 月产量： B（A1A2）DK =(1282.52

13、405.9)29.428086880 吨/月 式中： m1-工作面采高，2.4m； m2-工作面放煤高度，5.6m； -煤层容重，1.35t/m3； c1-工作面割煤回收率，97%； c2-工作面放煤回收率，78%； n-工作面日循环数，8个； l-工作面循环推进度，0.6m； L-工作面长度，85 m； D-月平均工作天数，29.42天； K-月正规循环率，80% 第三节 设备配置 、放顶煤液压支架 型号： ZF6200/16.5/26.5型低位放顶煤液压支架 支架高度： 16502650mm 中心距： 1500mm 宽度： 14301600mm 工作阻力： 6200KN 初撑力： 5236

14、KN 支护强度： 0.83MPa 支架质量: 20T 、过渡支架 型号： ZFG6500/20/30 支架高度： 20003000mm 中心距： 1500mm 工作阻力： 6500KN 初撑力： 3960KN 支护强度： 0.83MPa 、采煤机 型号: MG250/591-QWD 采高: 1.83.159m 滚筒直径: 1600mm 截深： 600mm 牵引速度： 07.0m/min 最大牵引力: 590KN 总装机功率： 591KW 、 前、后部刮板输送机 型号： SGZ730/400 运输能力： 700 t/h 链速： 1.1 m/s 铺设长度： 110 m 电机功率： 2200KW 电

15、压： 1140/660V 、 转载机 型号： SZZ764/132 运输能力： 900 t/h 链速： 1.33m/s 铺设长度： 42m 电机功率： 132KW 电压： 1140V 、顺槽可伸缩胶带输送机 型号： DSL1000/60/2185 带宽： 1000mm 运量： 600t/h 带速： 2.5m/s 电机功率： 2185KW 电压： 1140V 7、破碎机 型号： PCM110 破碎能力： 1200T/h 最大入口尺寸： 700950mm 电机功率： 110KW 电压： 1140/660V 8、乳化液泵站 型号： BRW315/31.5 流量： 315L/min 压力： 31.5M

16、Pa 功率： 200KW 电压： 1140/660V 9、SGB630/40T刮板输送机 电机功率:55KW 运输能力:150t/h 链速:0.86米/s 中间槽尺寸:150O620200 米 详见附图5:2100综采工作面设备布置图及表六 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算： 1. 参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。(见表七) 2.合理支护强度的计算 采用经验公式计算： t 89.81hr=89.812.42.6 = 489.715（kNm2） 3、选择工作面支护强度 选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度=

17、432.6（kNm2），因此工作面支 护强度应大于489.715（kNm2）。 4、支护设备选择 2100综放工作面选用基本液压支架ZF6200/16.5/26.5型低位放顶煤支架,共52架,上、下两端头选ZFG6500/20/30型过渡支架各3架。从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为158号支架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZF6200/16.5/26.5型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 二、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 乳化泵选用BRW315/31.5型两台。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。 乳化泵主要技术参数如下: 型号：

18、BRW315/31.5 流量： 315L/min 功率： 200KW （二）泵站设置位置 泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80m150m的位置。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串、漏液。 第二节 工作面顶板管理 根据已开采的21采区相邻2102工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶是不稳定的类顶板。 本工作面的顶板管理采用全部垮落法。 工作面配置52架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置3架放顶煤过渡支架,共58架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。 一、正常工作时期顶板支护方式 采用追机移架的方式对顶板进行及

19、时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，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，工艺为移架割煤移运输机。移架步距0.6m。 （一）移架顺序为： 1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的前探梁伸出护顶。 3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 4、机头处3架过渡架的移

20、架的顺序为:先移2#架（57#架），后移1#架（58#架）,再移3#架（56#架）。 5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将前探梁伸出。 （二）支护要求： 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求,即： 三直：支架排成一条直线，偏差不超过50mm；运输机一条直线，偏差不超过50mm，弯曲段不小于20m；工作面煤壁一条直线。 二平：顶板平无伞檐；底板平无台阶和落差。 一净：机电设备上无浮煤杂物。 二畅通：工作面上下出口及超前支护段内要保证有0.7m宽、1.8m高的人行通道,端头无材料及杂物堆积,顶板支护良好。

21、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距离一般不超过6架，防止长时间空顶。 4、工作面出现架前冒顶时，要及时打贴帮柱配合木料接顶，并支好支架。 5、工作面生产以前要编制初次放顶和工作面初采的专项措施。 二、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。 3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架

22、状态,及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头联网时与经纬网搭接0.4m以上,防止出现端头冒顶。 5、工作面停采前要编制造条件措施,加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 本面揭露11条断层，必须加强过断层回采时的顶板管理工作,当断层落差大于5m时,需要制订专门过断层措施。 当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护 1、支护要求： 工作面有两个畅通的安全出

23、口，一个是轨道顺槽通到总进风巷，一个是回风顺槽通到总回风巷。 运输顺槽超前支护采用3.4m型长梁配合单体支柱架棚支护，轨道顺槽超前支护采用单体支柱配合2.8型长梁架棚支护; 一梁三柱，梁间距1.0m，当顺槽压力较大时,缩小梁距加强支护。超前支护长度不少于40m。皮带顺槽超前支护由于转载机、破碎机及破碎机皮带轮位置占用空间大，此位置可以一梁两柱支护。详见附图6：2100综放工作面顺槽及端头支护示意图。 2、支护材料: 单体液压支柱为DZ2535。 单体液压支柱参数： 初撑力: 117.6KN 最大工作阻力: 245KN 支撑高度: 2.54.0m 3、支护质量标准： 、单体支柱必须成一直线，偏差

24、小于100mm。 、所有单体支柱支设必须迎山有力，支设牢固，初撑力不得小于6.5 MPa ，不得大于25 MPa。支柱防倒绳钩必须挂牢在巷道顶网上，支柱钻底初撑力达不到要求时或支柱钻底量超过20cm时必须穿铁鞋。 、两巷道支护高度不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m，单体支柱活柱行程不得小于150mm。 、在转载机（破碎机）两侧支设的单体支柱距转载机（破碎机）机身最突出部分不得小于50mm，单体支柱影响转载机（破碎机）拉移时必须提前整改。 、两顺槽超高处，超前支护所用3.5m单体柱不够高时，可用4.0m单体柱带木帽支护，木帽规格为0.5m的道木；工作面超前支护以外的巷道发现巷道变形严重

25、时，必须按两顺槽超前支护支设标准提前加固。 、所有单体支柱的三用阀方向及支柱手把一致并且注液口方向朝向老空。 、铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。 、架棚支护时，长钢梁沿巷道断面方向布置，一棚三柱，单体支柱柱爪必须卡在梁牙上，两端支柱柱爪距长梁两端不得小于0.2m,顶梁上方均匀布置至少两块木板（1.2m），支柱上方必须用木料垫实,保证长钢梁整体受力均匀,防止长钢梁受力不均,造成长钢梁弯曲损坏。 、长钢梁及铰接顶梁上方必须保持一梁一柱一木，以缓冲顶板突然来压时对支柱的冲击力。 二、端头支护(上、下安全出口)的顶板管理 1、上、下端头支护采用单体液压支柱配合1m双楔铰接顶梁进行支护。双楔铰接

26、顶梁距端头1#、58#架顶梁边缘不得大于0.5m，距离超过0.5m时，必须加打一排双楔顶梁支护顶板，双楔顶梁间距为0.6m，必须在每一个双楔铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱，因设备影响前后溜头处可以分别有一棵双楔梁不打支柱，支柱初撑力不得小于11.5MPa，不得大于25 MPa，支柱钻底量超过20cm或支撑力达不到要求时必须穿鞋，支柱必须拴好防倒绳，顶梁必须铰接使用。 58架顶盖外沿与上煤壁间距不得大于1.2m。当小于1.2m时，支架进入顺槽，可以代替原出口抬棚，大于1.2m时要及时恢复双楔梁支护。双楔梁与上煤壁间距大于1.2m时要增加一排单体支柱配合铰接顶梁进行支护；当双楔梁到上煤壁距离小于1

27、.2m，顶板破碎，回撤双楔梁、铰接顶梁困难时可以使用15Kg/m的轨道（4.0m）整体加固。1架顶盖外沿与下煤壁间距不得大于1.8m，当1架外边缘距下煤壁小于1.8m时，1架进入顺槽可以代替原出口抬棚。当1.8m时必须恢复双楔梁支护，当双楔梁与下煤壁间距大于1.8m时要加一排单体支柱配合铰接顶梁进行支护；出口处高度超过3.5m以上时，可以用15kg/m以上轨道超前工作面煤壁不超过5m代替原出口抬棚。当两端头顶板破碎时在顶梁上方使用轨道（15kg/m，4.0m）配合厚木板（长：1.8m、厚：10cm）沿工作面方向进行加强支护，每刀一根，轨道一头担在支架及双楔梁上方，另一端担在铰接顶梁上。当支架分

28、别进入两顺槽，距离上、下煤壁的间距符合上述规定代替双楔梁时，必须贴支架外沿支设单体支柱，支设在轨道下方。支柱与轨道接触部分必须加木板防滑。 2、为进一步加强端头顶板管理，工作面上下端头各包网不少于2架，采煤机割煤后，及时挂菱形金属网（网孔5050mm）后打管缝锚杆（1.2m）支护顶板（煤体较好，顶板完整时可以不打锚杆）,菱形金属网和顺槽经纬网搭接不得小于0.4m,工作面联网搭接0.2m,联网扣距0.2m,扣要联紧联牢。两端头的端头架必须插网放顶煤，严禁丢煤。特殊情况不能放煤时必须报经生产科批准。 3、上、下端头应支设切顶关门支柱，支柱（中-中）间距不大于0.4m，支柱初撑力不得小于50KN，并

29、使之挡矸有效。随着工作面的推进，关门柱及时回撤前移，关门柱回撤标准是关门柱与支架插板收回位置齐，运输顺槽超前0.6m或拖后不得超过2.8m；轨道顺槽超前或拖后不得超过0.6m。 端头支护的挪移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。 三、支护材料的使用数量和存放管理 轨道顺槽超前支护40m：需要3排计126棵单体支柱，42棵长钢梁;出口支护需要16棵单体支柱，8棵铰接顶梁，8棵双楔梁，关门柱10棵。共计需要152棵单体支柱，16棵顶梁，42根长钢梁。 运输顺槽超前支护40m：需要3排计126棵单体支柱，42棵长钢梁;出口支护需要16棵单体支柱，8棵铰接顶梁，8棵双楔梁，关门柱10棵。

30、共计需要152棵单体支柱，16棵顶梁，42根长钢梁。 工作面正常需要单体液压支柱304棵，铁鞋304个，顶梁32根，长钢梁84根。 计算其备用量为正常用量的10%，即备用单体液压支柱31棵，金属铰接顶梁4个，铁鞋31个，坑木5m3，小板材料5m3，型长钢梁9根。 备用材料的存放地点，应保持距工作面200250m之间，在两顺槽中的内侧煤壁处。材料分类摆放整齐，材料层与层之间必须使用统一长度、规格的垫木。实行挂牌管理，牌板必须清洁、卫生。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0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 2100综采工作面的

31、矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽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观测。 根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制性效果，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。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 (1)支架工作阻力观测： 在支架前后立柱上安装压力表，分别在工作面上、中、下部均匀布置3条观测线，观测支架前后立柱工作阻力的变化情况。测线布置：上、下端头的端头支架各一条，中间基本架1条，即分别布置在

32、3#、30#、56#支架上，由工区派专人进行读取支架的初撑力、工作阻力，分别在移架前、移架后各读取一次并记录好。 (2)支架活柱缩量观测： 用钢卷尺在工作面上、中、下部布置3条观测线，在移架后、移架前测量活柱下缩量，根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度，其测线与支架阻力测线对应布置，即分别布置在3#、30#、56#支架上。 2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩变形观测 、利用顶板离层观测。在两顺槽每间隔100m安装一部顶板离层仪，对每个离层仪按推进度进行编号，随每部离层仪在巷道的行人侧1.5m高位置悬挂离层仪管理牌板，要要求所有离层仪必须型号统一，安装合格，能够真实的反映顶板煤岩的离层情况

33、；离层仪管理牌板必须统一，无破损，字迹清晰。 、随工作面的推进，两顺槽顶板受采动影响发生变化，距工作面距离越近影响越大，对于顶板离层仪的观测要求距工作面200m范围内每3天进行一次观测；距工作面200m以外每7天进行一次观测；观测数据时要正视离层仪标尺，将观测数值认真填写在离层仪管理牌板上，字迹要清晰工整。 、技术及记录要求 a、建立顶板离层仪观测记录本，每次观测将观测数据填写在记录本上，次月2日前将观测记录本交生产科。 b、观测过程中如出现下沉量超过150mm时，工区必须及时汇报生产科，由生产科组织专业人员进行分析，以便进一步采取针对性措施。 c、加强平时的检查与维护，当下沉量接近极限值时，

34、必须对顶板离层仪的浅基点和深基点重新进行调整，防止超过极限值造成顶板离层仪破坏。 (2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 使用增压式压力表分别测量在轨道、皮带顺槽超前支护内所有支柱的工作阻力,掌握其变化情况，每小班观测一次，以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。 三、支护质量监测 每旬由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查一次,对存在的问题,由采煤队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、观测时间要求 1、支护质量监测:整个生产期间。 五、管理规定 1、要以严谨的科学态度进行读数，不得马虎，更不能

35、凭自己想象造数。 2、要爱护仪表、保护仪表，严禁随意破坏各种仪表。 3、与观测无关人员严禁对仪表进行随意调整。 4、读数时须平视仪表表盘，读数力求精确。 5、上井后须及时将观测数据上交工区并与工区共同分析矿压变化情况以便指导生产。 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 采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护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,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中40T刮板输送机（40T刮板输送机在

36、工作面推进80m后撤出）到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过转载煤仓运出。 （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矿车或平板车、SQ-1200连续牵引绞车，通过轨道顺槽运进工作面。 二、移溜方式 采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。 （一）推移前部运输机 1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。 2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。 （二）拉移后部输送机