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1、第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系，见表1.水平名称+400m水平采区名称400采区地面标高+684+738m井下标高+393+430m地面相对位置工作面相对地面为山地丘陵，无马路、村庄、建筑物及水体。回采对地面设施的影响工作面对应地面无建筑物及水体，回采对地面无影响井下位置及相邻关系工作面位于井田中部，30400集中巷以南。北起30400集中运输巷，南部为东下山巷，留设50米煤柱，西邻30103上分层采空区，东部未采。走向长度/m750倾斜长度/m126面积/m294500第二节煤层采煤工作面开采煤层状况，见表2。煤层厚度/m6.12煤层结构简洁煤层倾角/()1-5
2、开采煤层3#煤种无烟煤稳定程度基本稳定煤况描述该面煤层赋存较稳定，煤层倾角较平缓，构造简洁第三节煤层顶底板开采煤层顶底板状况，见表3。顶底板名称岩石名称厚度/m特征基本顶细砂岩24灰色坚硬，胶质良好、匀称，局部变相为细砂岩干脆顶砂质泥岩5.4深灰色，质硬性脆，顶部为一层粘土泥岩伪顶黑色泥岩灰黑色，层面光滑易垮落干脆底黑色砂质泥岩6灰黑色，较坚硬基本底深灰色中粒砂岩8灰白色含砾砂岩工作面综合柱状图。地层单位代号层号标记柱状图厚度（米）煤岩特性界系统组上古生界叠系下统山西组GS3s32.4533.6顶板为夕煤与七砂岩之间的灰色粉砂岩及灰色细砂岩。3煤以半亮型煤为主，具线理壮结构，层状至块状构造，似
3、金属光泽，灰黑色条痕，比重中等，致密坚硬。全区稳定，结构简洁，厚度大。底板为K,砂岩至3二煤之间的黑色泥岩，灰黑色粉砂岩。均厚6.122.563.62第四节地质构造本工作面所处区域无任何大的影响回采的断层，无岩柱。依据30401运输顺槽掘进时期驾驭的地质资料，在掘进至615米和698米时，分别遇到简洁的地质构造（石包），长度7-10米。在回采作业过程中，回采至该段时，要结合现场实际状况，制定回采工作面过地质构造专项措施。第五节水文地质本工作面无涌漏水状况，有部分顶板裂隙渗水，对回采工作不构成影响。经工作面探放水，回采范围内未发觉积水。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质状况，见表4。
4、表4影响回采的其他地质状况瓦斯(CO2)该工作面区域煤层已经过抽放，在其底部还有3米厚的煤层的瓦斯会在回采过程中释放至工作面，依据相邻工作面和掘进巷道预料，该工作面肯定瓦斯涌出量为4.05/min,二氧化碳肯定涌出量为0.05/min,属高瓦斯工作面。煤层爆炸指数依据山西省煤炭工业局综合测试中心供应的煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告：煤尘爆炸火焰长度为0,无爆炸性；煤层自燃倾向性煤的吸氧量1.6018cm3g,自然倾向性等级111.自燃倾向性为不易自燃。地温危害不涉及第七节储量及服务年限一、储量工作面长度/m126工业储量/t369968推动长度/m675综合采出率/%95视密度/(t.
5、m3)1.45煤层生产实力/（匕说4.35可采面积/痛85050可采储量/m2351469循环进度/m0.6日循环个数n/个5日生产实力/t1644可服务年限/月7.5第二章采煤方法第一节采煤方法采纳走向长壁分层综采采煤法，装备有MG160/375-WDI型电牵引采煤机，SGZ-630/220刮板输送机、SZB-730/75转载机，P1.Mlooo裂开机,DSJ80402*40带式输送机运输;ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架和ZPG4000/17/35型过渡支架支护顶板（液压系统集中限制式）；采纳全部垮落法处理采空区。其次节巷道布置工作面布置有一条进风（运输）巷、一条回风巷和一条瓦
6、斯尾巷，切眼长126m。工作面进风（运输）巷、回风巷和瓦斯尾巷均为走向布置。进风（运输）巷长750米，11#工字钢支护，上宽3.5米，下口宽3.8米，净高2.7米；回风巷长686米，矿用11#工字钢支护，上口宽2.6米,下口宽3.0米，净高2.4米；瓦斯尾巷长735米，11#工字钢支护，上口宽2.1米，下口宽2.6米，净高2.2米Q附图1:30401综采工作面位置及巷道布置平面图第三节设备布置一、30401综采面主要设备表序号设备型号主要技术参数1采煤机MG160/375-WDT功率：375KW；2刮板输送机SGZ-630/220功率：220KW；3掩护式液压支架ZP4000/17/35100
7、架4桥式转载机SZB-730/75T功率：75KW；5轮式裂开机P1.M1000功率：90KW6可伸缩带式输送机DSJ-8040*2功率：40*2KW7乳化液压泵BRW200/31.5功率：125KW8移动变电所KBSGZY2-T-800(KVA)/10(KV)移变用高压真空开关PBG-100(A10(KV)Y移变用低压爱护箱BBD-800（八）1140V(660V)Y二、MG160/375-WDI采煤机主要参数名称单位参数适合倾角25o（两象限）或W45（四象限）煤质硬度f4机面高mm1150参考销排高mm422采高范围mm1700-3500机身厚度mm520滚筒中心距mm8804摇臂摇臂长
8、度mm1598(1906)摇臂形式整体弯摇臂行走行走方式摆线轮-销轨无链牵引、沟通变频调速牵引力kN440/264速度m/min6/10滚筒滚简直径nun1600;下切深度mm216；转速r/min35,41配套截深mm600/630滚简宽度mm670/700电机截割部功率KW2*160截割部供电电压V1140牵引功率KW2*25牵引供电电压V380泵站功率KW1*5.5泵站供电电压V1140压统液系流量1./min15.8油箱容量1.77液压泵型号CBK1008-B4F喷雾降尘方式内外喷雾水量1./min200水压Mpa4供水管型号KJP38-100；KJP25-150配套电缆主电缆型号MC
9、P-O.66/1.14-3*95+1*25+4*4电缆夹板型号U-100/145；H-150/180机器重量t25三、SGZ-630/220刮板输送机主要技术参数（工作面）序号名称单位参数1出厂长度m1252输送量t/h4503装机功率kw2*1104链速m/s15电动机电压V660/11406减速器传动比1:29.3627减速器型号6JS-1108电动机型号YBS-IlO9启动器型号QJZ-200/114010中部槽型式铸焊封底式11中部槽规格nun1250*590*25212中部槽联接方式哑铃联接13刮板链规格22*86-C14刮板链型式I中双链紧链方式紧链器15链中心距mm9016破断负
10、荷KN610四、SZB-730/75桥式转载机主要技术参数表序号名称单位参数1设计/制造长度m252输送量t/h6303刮板链速m/s1.334槽宽nun7305功率KW756电动机电压V660/11407转速r/min14808爬坡高度O109刮板连型式边双链10圆环链规格mm186411圆环链间距mm60012刮板间距mm64013圆环链破断负荷KN34314中部槽规格（长*宽*高）mm150073019015总重（不含拉移装置）kg14683五、P1.MlOoO轮式裂开机主要技术参数表序号名称单位参数1外型尺寸（长X宽X高）mm3540187416872裂开实力t/h10003最大输入块
11、度mm7007004最大排出粒度mm3005电动机型号DSB-90型6电动机功率KW907电动机转速r/min14758电动机电压V1140/6609裂开主轴转速r/min37010裂开锤头数个411裂开锤头冲击速度m/s2012大（小）皮带轮节圆直径mm1250/31513V带规格（长X宽X高）SPC-5600814机器总重t13.3六、BRW200/31.5乳化液泵主要技术参数表序号名称单位参数1公称压力MPa31.52公称流量1./min2003电机功率KW1254卸载阀型号WXF2A5平安阀型号WAE125/31.56泵所配乳化箱型号XlORX7外形尺寸（泵带电机、底拖）mm20508
12、32X10708重量（泵带电机、底拖）Kg16009平安阀出厂调定压力（Mpa）10卸载阀出厂调定压力（Mpa）31.511卸载阀复原工作压力（Mpa）卸载阀调定压力80%-90%12工作介质乳化液（含5%乳化油的中性混合液）七、ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架主要技术参数表名称单位参数支架高度（最低/最高）nun1700/3500宽度（最小/最大）mm1200/1340中心距mm1250初撑力(P=31.5MPa)KN3208支护强度MPa工作阻力(P=38.5MPa)KN4000对底板比压（平均值）MPa1.63泵站工作压力MPa31.5适用工作面倾角O横向20,纵向10通风断
13、面m25.8移架步距mm600立柱（4个）型式单伸缩+加长杆缸径nun180柱径mm170加长杆mm140初撑力KN802工作阻力KN1000行程mm1800(987+813)推移千斤顶（3个）型式一般、差动缸径mm140杆径mm70推溜力(P=31.5MPa)KN121拉架力(P=31.5MPa)KN364行程nun700侧推千片顶（3个）型式一般缸径mm63杆径mm45推力(P=31.5MPa)KN99拉力(P=31.5MPa)KN49行程mm140伸缩千斤顶（2个）型式一般缸径mm80杆径mm60推力(P=31.5MPa)KN158拉力(P=31.5MPa)KN69行程mm700护帮千斤
14、顶（1个）型式一般缸径mm100杆径mm70推力(P=31.5MPa)KN246拉力(P=31.5MPa)KN126工作阻力(P=39.3MPa)KN306行程mm480尾梁千斤顶（2个）型式一般缸径mm140杆径mm105推力(P=31.5MPa)KN485拉力(P=31.5MPa)KN212工作阻力(P=39.3MPa)KN605行程mm340铺网架后铺底网，人工联网。网片宽度1400mm,网卷d夏大直径小300mm八、DSJ800/2X40型可伸缩胶带输送机主要技术参数表序号名称单位参数1输送量t/h4002输送长度m6003胶带速度m/s2.04贮存胶带长度m505与转载机搭接长度m1
15、26传动滚筒直径mm5007改向滚简直径nun400（机头）320（机尾）8托辐直径mm899胶带规格mm80010主电机功率KW240电压V380/66011张紧绞车功率KW4绳速m/min7.67牵引力KN90012机头传动部分尺寸mm41351961153513机尾外形尺寸mm15994110070714传动滚筒直径mm630附图2:30401综采工作面设备布置图第四节回采工艺一、回采工艺中部支架操作程序：割煤（装煤）一移架一联网一采煤机空刀行走（上行）一移溜，要求追机刚好支护顶板，采煤机下行割煤时,追机移架,移架滞后采煤机后（左）滚筒3-5米,采煤机空刀上行时，追机移溜,移溜滞后采煤机
16、后（右）滚筒10-15米。过度支架操作程序：割煤（装煤）一采煤机空刀行走（上行）一移溜一移架一联网，要求伸缩梁刚好伸出，要协作中部支架推移煤溜机头和机尾。1、采煤机割煤、装煤：MG160/375-WDI双滚筒采煤机采纳从回风巷端头斜切进刀方式，采煤机下行割煤，来回1次进1刀，移一次溜。采煤机回风巷端头斜切进刀操作：（1）左滚筒下降至底板，右滚筒上升,采煤机沿溜子弯曲段下行，并渐渐切入煤壁；采煤机进入直线段以后,推移刮板输送机尾，采煤机下行割煤至运输巷（同时跟机移架、联网）；（3）割透运输巷煤壁后，左滚筒上升，右滚筒下降，采煤机空刀上行（追机移溜），割机尾三角煤（追机移架）。（4）割透三角煤后，
17、重复回风巷端头进刀操作，割一下个循环Q在采煤机正常行进的过程中，由前滚筒沿顶板割顶煤、后滚筒割底煤,前后滚筒割煤高度之和为限制采高。采煤机割下的煤大部分顺滚筒的螺旋叶片装入刮板输送机,少量煤落究竟板上，在推移刮板运输机前由人工清运入槽。附图3：采煤机进刀示意图2、移架1）采纳追机移架的方式对顶板进行刚好支护。在采煤机割煤后，先移支架、铺网，采煤机空刀上行回机尾，同时追机移溜，即割煤一移架一联网f采煤机空刀行走（上行）一移溜Q2）正常生产时期，采纳带压擦顶的方式移架，采煤机下行割煤时，追机移架,移架滞后采煤机后滚筒（左滚筒）3-5米，采煤机空刀上行时,追机移溜,移溜滞后采煤机后滚筒（右滚筒）10
18、-15米。移架与采煤机后滚筒的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时，必需停止采煤机进行支护、处理，同时要将煤溜与采煤机停电闭锁。3）顶板裂开或片帮时，必需紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架,即当发觉片帮严峻时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架一割煤。4）移架时必需2人以上作业，其中1人在架内操作，操作时留意视察顶板、煤壁及支架直线状况，身体不能伸到支架顶梁以外，不能站在架间操作，不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上，防止移架时挤伤脚,并留意视察底座的移动状况，防止挤电缆，同时留意降架不能造成太大的错台，防止架间掉汗伤人；另1人站在相邻支架的平安地点视察支架的移动状况，刚
19、好通知操作者调整支架。5）移架后梁端距煤壁不大于30OnInb局部片帮地段端面距超过300mm必需在顶梁上挑梁护顶；超过60OnIm要在煤壁侧架顺山棚，并必需将顶板用木板背严。3、移溜1）移溜前，必需细致检查推移千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。2）煤溜必需从工作面一头向另一头依次推移，禁止从两头向中间推。3）推移煤溜必需与采煤机保持IO-15米距离。4）推移煤溜机头或机尾时必需停机。要有专人指挥，专人操作。除过机头、机尾外，禁止在煤溜停止时推移煤溜。5）机头（尾）煤溜推不动时，不能硬推，在采煤机割透机头（尾）处煤壁后，要刚好伸出伸缩梁维护顶板，当采煤机离开机头（尾）15
20、米以外时，停止采煤机、煤溜运转并停电闭锁后，作业人员方可进入煤壁侧进行处理。4、铺网1）本工作面支架可实现架后自动铺网，人工联网。铺网机构主要由旋转架和托架组成，通过连接板与底座较接，网卷放入网槽内，一端从槽内引出，随支架前移，实现自动铺网。2）本工作面采纳人工铺联网。联网前要先将尾梁打到离底板不小于40Omm处固定位置，防止尾梁受力突然下移伤人，只有在确认平安后方可进行铺联网。要求支架底座后方有在支架移动时能张紧底网的设施（可在支架底座上挂1米长的短链与底网挂接），支架尾梁底边与底座保持不少于2米长联接好的底网，移架后，网边至支架底座距离不得大于50cm。3）为确保支架底网铺设质量，要求网宽
21、140Onlnb网卷最大直径不大于300mm,网孔为5555mm的菱形网，网与网搭接在100150mm,支架工作过程中，必需做好网的接续工作。即一旦出现网卷将放完，应停止移架，刚好更换新网卷，并做好新旧网卷的人工联接。4）联网运用14#铅丝，要求扣扣联接，一扣三扭必需联接坚固。二、正规循环生产实力计算：W=1.Shrc式中W-工作面正规循环生产实力，t；1.一工作面平均长度，m；S一工作面循环进尺，m；H工作面设计采高，m；r一煤的视密度，tm3;c一工作面采出率，%o工作面数据套入公式：W=126X0.6X3.OX1.4595%=312t第三章顶板管理第一节支护设计一、支护强度计算：1、矿压
22、参数选择参考同煤层30203综采工作面矿压观测资料，预料本工作面矿压参数。同煤层矿压观测预料本工作面矿压参数参考表序号项目单位同煤层实测本面预料1顶底板干脆顶厚度m5.45.4基本顶厚度m2121干脆底厚度m5-65-62干脆顶初次垮落步距m15.6143初次来压来压步距M3532最大平均支护强度KNmi700700最大平均顶底板移近量mm155155来压显现程度来压不明显来压不明显4周期来压来压步距m4040最大平均支护强度KNm,650650最大平均顶底板移近量mm140140来压显现程度来压不明显来压不明显5平常最大平均支护强度KNm1500500最大平均顶底板移近量mm95956干脆顶
23、悬顶状况m227干脆顶类型类二二8基本顶级别级二二9巷道超前影响范围m20202、液压支架支护强度计算：(1)依据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量，设计取8倍采高的顶板岩石重量计算：P=8XhXrXl控XbXg=8X3.0X2.7X4.1X1.25X9.8=3255KN试中：P一工作面上覆8倍采高岩石所需支护强度；h工作面米高，3.0m；r一煤层顶板岩石容重，取2.7t113;1控一工作面最大控顶距，4.1m；b一支架支护宽度，1.25m；g重力换算单位，9.8ms2(2)强度验算:本工作选用ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架额定工作阻力4000kN3
24、255kNo依据以上计算，可满意回采工作面顶板支护要求。(3)支护形式确定依据以上计算数据与工作面ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架的相关参数比较得知：该支架满意本工作面顶板支护要求，支架选型合理。二、乳化液泵站1、该采面配备乳化液泵型号为BRW200/31.5,2台。2、泵站位于30400集中巷设备碉室Q3、泵站运用规定：1)在运用泵前，曲轴箱按规定加清洁的N68机械油，加油必需在滤网口加入。油位在泵运转时不应低于油标玻璃的红线但应在绿线下。检查各连接管道是否有渗漏，各部位的坚实件是否松动，液箱供水是否正常。2)在确认无故障后，将泵体吸液腔的放气螺堵拧松，把吸液腔空气放尽，等出液后
25、拧紧。3)启动泵前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位要适当，乳化液浓度3%-5%,各种爱护齐全牢靠，运行方向为正向。4）泵在启动后，要留意监听泵的运转状态，如有异样要马上停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。5）投入工作初期要留意视察油温、油位变更。油温应低于80,油位不得低于油标玻璃的红线。6）在工作中要留意柱塞密封是否正常，发觉漏液，要刚好停泵拧紧柱塞密封圈或更换处理。7）再次开泵时必需得到呼叫停泵人的吩咐后方可开泵。开泵前，必需向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。8）保证配液用水清洁，运用乳化液自动配比装置，必需保证乳化液浓度始终符合3-5%,并按规定用
26、折射仪检查配比浓度。9）卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整平安阀的整定值。必需保证乳化液泵的输出压力不小于30MPao10）修理、更换主要供液管路时必需关闭主管路截止阀，不得在井下拆卸各种压力限制元件，严禁带压更换元件。11）按如下要求进行定期检查、检修，并做好记录：每班擦洗一次油污、脏物；按肯定方向旋转过滤器-2次；检查四次乳化液浓度。每天检查一次过滤器网芯。每10天清洗一次过滤器Q至少每月清洗一次乳化液箱。每台液压泵运行不超8小时，两台泵交替运行。运行50小时后，换第一次油，并清洗油池；运行500小时后换油并清洗油池；运行1500小时后，换油并清洗油池。第二节工作面顶板限制一、支架
27、布置形式30401综采工作面采纳ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架支护，工作面布置94架中部支架，机头、机尾各布置3架ZPG4000/17/35型过渡支架。支架支撑高度1.73.5m,采煤机截深600mm,移架步距600mm。最大控顶距1.=41001111,最小控顶距为1.=3500mm0额定工作阻力（P=38.5MPa）4000KN/架，初撑力（P=31.5MPa）3208KN/架。二、正常工作时期的顶板管理1）工作面采纳追机移架的方式对顶板进行刚好支护。在采煤机割煤后，中部支架操作为先移架、铺网，采煤机空刀上行时再追机进行移溜，即割煤一移架一联网一采煤机空刀上行一移溜。过渡支架
28、的操作为先移溜，再移架，即割煤一移溜一移架一联网。2）正常生产时期，采纳带压擦顶的方式移架，采煤机下行割煤时，追机移架,移架滞后采煤机后滚筒（左滚筒）3-5米，采煤机空刀上行时,追机移溜,移溜滞后采煤机后滚筒（右滚筒）10-15米。移架与采煤机后滚筒的悬顶距离超过10米或发生片帮冒顶时，必需停止采煤机进行支护、处理，同时要将煤溜与采煤机停电闭锁。3）顶板裂开或片帮时，必需紧跟采煤机前滚筒或人工操作超前移架,即当发觉片帮严峻时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架一割煤。4）移架时必需2人以上作业，其中1人在架内操作，操作时留意视察顶板、煤壁及支架直线状况，身体不能伸到支架
29、顶梁以外，不能站在架间操作，不能站在底座前、推移千斤顶和推移缸上，防止移架时挤伤脚,并留意视察底座的移动状况，防止挤电缆，同时留意降架不能造成太大的错台，防止架间掉汗伤人；另1人站在相邻支架的平安地点视察支架的移动状况，刚好通知操作者调整支架。5）移架后梁端距煤壁不大于30OnInb局部片帮地段端面距超过300mm必需在顶梁上挑梁护顶；超过60OnIm要在煤壁侧架顺山棚，并必需将顶板用木板背严。6）支架高度不得大于3.2米，不得小于2.8米，当工作面实际采高不符合上述规定时，应当报告队长实行措施。7）必需按从上口到下口、从下口到上口或从中间到两头的依次交替移架，不得擅自调整和多头操作。移架受阻
30、时，必需查明缘由，不得强行操作。严禁随意拆除和调整支架上的平安阀。8）移架后支架凹凸、前后不错茬，梁端距不大于300mm,支架垂直煤壁。必需保证支架紧密接顶，初撑力达到规定要求，工作面顶底平直。9）顶板裂开时，必需在架顶铺网或架木梁、打撞楔等进行超前支护,严防架前冒顶。加强支架的支护强度,确保支护质量，支架初撑力不得小3200KNo10）采煤机割煤后，要刚好移架，防止长时间空顶。工作面出现冒顶时，要刚好用木料接顶，并升实支架。11）工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，否则要刚好调整。12）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。即支架直、煤溜直、煤壁直；顶板平
31、、溜子中部槽接口平；浮煤净；上下出口畅通。三、特殊时期的顶板管理1）割煤后刚好带压擦顶移架，移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。2）片帮严峻地段，在保证有足够采高的状况下，刚好超前移架，严防架前冒顶。顶板裂开、压力大易片帮冒顶时，加快推动度，削减空顶时间。3）加强上下出口端头支护，刚好移端头，尽量削减空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。端头支护无漏液柱,超前支柱必需达到额定初撑力不低于90KN,对卸载柱必需刚好更换或补打。4）工作面冒顶时必需刚好停止刮板输送机并进行处理，不得使其进一步扩大。巷道冒顶抽条处加强超前支护，并加快推动度。5）发生冒顶时，在有阅历有老工人监护下，确认稳
32、定后，架设小木垛或用撞楔法等刚好勾顶。冒顶区，顶板裂开区尽可能削减支架反复升降次数。严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的平安地点，不得使其进一步扩大。6）刚好检修处理支架漏窜液，保证支架高度，严防支架压低或被压死。7）支架降低或压低时，刚好适量挑顶或卧底，上升支架，严防压死架。8）平安阀漏液或超过支柱阻力不泄液时刚好检修或更换。9）工作面超前压力大时，必需对全部支柱进行二次注液，确保支柱达到初撑力。四、停采前的顶板管理1）当工作面回采至距停采线15米时，工作面起先铺双层金属网（同时接着铺设底网），金属网为上下错层铺设，错距为500mm,金属网沿工作面走向搭接长度为15Omnb沿煤层倾
33、向方向搭接长度为200mm。网与网间用12号铁丝双股环环相连；回采至距停采线6米时，起先在网下平行工作面铺设中422mm的钢丝绳，绳头与上下顺槽巷道的外帮相齐，在两巷道外帮顶部各打一排（3个）锚索用于固定钢丝绳。钢丝绳间距0.63米，共铺绳5道。2）当工作面回采至距停采线3米时，将工作面支架平行停采线支打成一条直线，刮板输送机和支架起先脱离，利用单体柱协助前移部刮板输送机至停采线处，形成支架回撤通道。每割一刀煤，在支架梁前平行工作面打锚杆、锚索进行支护，锚杆、锚索排距0.63米，锚索行距2.4米，锚杆行距1.2米。靠煤壁顶部打一排锚杆，间距1200mm,向煤壁倾斜10-15；煤壁打两排锚杆进行
34、护帮，锚杆的间排距120OmmXI200mm,上排锚杆距顶板800mm,下排锚杆距底板1000mmmmo锚索采纳17.8X7300Innl的锚索钢绞线，采纳三支锚固剂，一支规格为K2335（先放），另两支为Z2360（后放），锚索预紧力不小于100KN；顶锚杆采纳22X2400Innl的左旋螺纹钢高强锚杆，每根锚杆运用两支锚固剂，一支K2335（先放），另一支为Z2360（后放），顶锚杆预紧力距不小于100NM,锚固力不小于100KN；帮锚杆采纳18X1500mm的一般金属锚杆，每根锚杆运用一支锚固剂，规格为Z2360,预紧力距不小于70NM,锚固力不小于70KN。当顶板较裂开时，可在支架上部
35、垂直煤壁煤壁每1.5米架设圆木，并与液压支架接触紧密，不滚动，煤帮侧用DZ31.5/30/100型液压柱支撑，工作面上下出口煤帮处适量爆破并用锚网支护好，且架设钢梁支护完好，以利于工作面支架等设备回撤，全部支柱必需运用4的细钢丝绳做的防倒装置。3）工作面运输、回风巷中，超前工作面煤壁30米范围内，在原有工钢支护下支打两排超前支护，以保证工作面撤架时的平安Q五、初次来压和周期来压时期的顶板管理1）刚好开展支护质量和顶板动态监控工作，依据顶板动杰观测记录，驾驭顶板活动规律、和顶板来压周期。2）保证泵站压力在30MPa以上，管路不漏液、不窜液。支架支柱要达到初撑力。3）机组割煤后刚好移架，尽量削减顶
36、板空顶时间。4）端头及超前支护全部单体柱进行二次注液，确保初撑力达到90KN。5）对采空侧不冒落的顶板要刚好进行放顶，采空区冒落高度不得低于采高的2/3。6）工作面要备齐足够的支护材料，备用材料短缺后必需刚好进行补充。第三节上下端头及两巷支护一、机头、机尾和上下端头及平安出口管理工作面机头、机尾各运用3架过渡支架支护顶板。上下端头均采纳“四对八架”的支护形式对端头空间顶板进行限制。当工作面支架移动导致上下端头空间变更时，可依据实际距离对上下端头的支护数量进行增减，但必需保证每对梁能错步支护，并有不小于07米的行人间距。端头支护距顺槽煤壁一侧空顶距离不得大于0.5米Q“四对八架”一梁三柱错步支护
37、：除在钢梁下距两端留足20Omm外,匀称支设三根支柱，且每组架梁中心距为0.3米，错步步距0.6米，每组架的架中心距1.1米（不大于1.2米）。梁顶必需用勾木板匀称布置接顶,顶板裂开时密排布置接顶。上下端头靠采空侧在每对支架间加支DZ31.5/30/100型单体液压柱切顶，柱间距不大于400mm,每根支柱均要坚持运用防倒装置（4.0的细钢丝绳做的防倒勾）。上下端头支架与两巷超前架间距均不得超过0.3米。端头支护的前移、支设应在机头（尾）支架移架完成并达到初撑力后方可进行。二、进回两巷超前支护工作面上、下出口与进、回两巷连接处25米范围内运用DZ31.5/30/100型单体液压支柱配11型钢梁超
38、前支护（在支设单体柱前必需将钢梁顶部用木料接实，防止钢梁变形），柱距0.8米,距工作面10米内一梁三柱支护。进风巷距工作面10米内支设的中间一排超前单体支柱必需紧靠转载机挡板支设；回风巷在距工作面10米内的一梁三柱要匀称支设，超前支护的三排支柱均要成直线支设。附图4：30401综采工作面、端头及两巷支护示意图。三、支护质量管理1、超前支护的支柱要支设整齐，偏差不超过土50mm,支柱初撑力不得小于90KNo2、上下端头支架与两巷超前间距均不得超过0.3米，端头支设的单体液压柱初撑力不得小于90KNo3、单体支柱手柄与注液口统一朝向巷道出口。全部单体支柱必需运用防倒柱平安装置。严禁运用漏液、残缺破
39、损失效支柱。4、平安出口必需有专人维护。上下平安出口高度不得低于1.8米，行人宽度不小于0.7米。每班验收员对两巷推动度及平安出口验收，发觉出口堵塞、断梁折柱、巷道底鼓变形时，刚好告知专职维护人员或当班带班长马上更换、清理。5、端头回柱放顶至少两人以上在带班长现场指挥下，遵守先里后外的依次进行。在回柱前必需具体检查作业地点四周的平安状况，回柱前先打好两根俄柱，并清理脚下杂物找好退路。回柱时，要先回直柱后回俄柱,作业人员必需站在平安的地点作业。6、两巷专职维护人员必需常常检查两巷顶板支护状况，发觉担心全隐患刚好处理，保持两巷文明卫生。7、工作面必需常常存有肯定数量的支护材料。在距工作面30TOo
40、米的回风巷材料堆放点备用以下材料：单体支柱不少于50根，支架支柱不少于20根，金属网不少于10卷，木料（背板、圆木）不少于Sm?穿顶用量；在进风巷的中部工具箱内，支架检修理配件不少于10架的易损配件。备品用件要码放整齐，现场牌板要与实物相符。8、靠近工作面进风超前支护段内的工钢棚，随着循环推动要对钢梁、棚腿进行回收，但必需在超前支护一梁三柱支设齐全完好的状况下进行。9、进、回风巷回撤工钢棚支架后，两帮浮煤要刚好清理，若空顶面积较大，必需在紧靠煤壁支设点柱或单排柱进行顶板维护，并用木料进行背帮接顶。回撤两巷支架时，遇到压死状况，严禁采纳放炮的方式进行。10、开工前，班组长和平安员必需对工作面平安
41、状况进行全面检查,确认无危急后，方准工人进入工作面。每个工作人员必需常常检查工作地点的顶板、煤壁、支架等状况。第四节矿压观测一、观测目的回采工作面矿压观测的目的在于驾驭工作面老顶来压显现、步距和强度，分析回采空间支架与围岩相互作用关系，为如何选择采煤机械和支护设备；如何合理地支配工序、合理地选择采煤参数；为探讨支护方式以及顶板管理方法提出具体要求或供应科学依据。二、回采工作面及其平巷的测点的布置1、回采工作面矿压观测：工作面每架支架安装有检测支架立柱阻力状况的压力表。每班工人操作支架时都必需将支架升实，保证支架的初撑力。每班质量验收员对支架的初撑力及活柱下缩量状况进行观测、记录。2、巷道的矿压
42、“观测：两巷的单体液压柱的阻力观测用单体测力计进行检测，检修班打完超前维护后由验收员对单体液压柱的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前支护的单体柱初撑力进行测量并记录。3、工作面一般设置上、中、下三个测区，每个测区设23条观测线,中测区观测项目要齐全，上、下观测项酌情而定；工作面在机头机尾段距进、回风巷不大于10米处设置上下两个测点，工作面中部设置一测点；进、回风巷测点位置应距工作面煤壁60100米，靠人行道侧。三、观测内容和方法液压支架工作面一般须要观测“三量”一一顶底板移近量、支架载荷、活柱下缩量。在工作面上、中、下三个测点（每测点不少于3架）进行。上下顺槽巷道中常常要观测顶底板移近量、支架破损量（变形及损坏），并对超前支护内的支柱载荷进行抽查检测。顶底板移近量观测方法：上下顺槽运用顶板动态仪观测顶底板移近量，可在测点的顶底板处安设木檄或铁钉做成的基点量测，或干脆支设仪器进行测读控顶区内顶底板移近量。活柱下缩量观测方法：工作面支架活柱下缩量观测，在柱锁和活柱下做一个记号，且用钢直尺或钢卷尺测出读数（以40050Omm为好），每2此观测读数一次，正常状况下每班观测2次（每4h一次），发觉顶板移近量递增时缩短为2小时一次。支柱载荷观测方法：顺槽内超前支柱运用专用测压计安装在支柱上，进行
