四、处理两巷锚杆、金属网及托盘
1、两巷靠工作面侧的锚杆托盘及肩窝以下的金属网，每天由检修班或生产班停产时派专人集中时间拆除，视超前压力显现情况，决定向外拆除的距离，自煤壁起3－5m，最大不超过平均一个圆班的推进距离，周期来压期间，顶板开裂松散区段，适当减小拆除距离。工作面另一侧的托盘由生产班端头工拆除，视现场实际情况，煤壁片帮、有断层、顶板破碎压力大时只拆除工作面侧托盘及金属网。
2、拆除顺序为：由下而上、由里而外，使用脚手架时，要有专人扶持，脚手架要放置在牢固的位置，防止滚落的煤块、矸石推倒脚手架伤人。
3、拆除锚杆托盘前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先设专人站在安全地点用长把工具找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，必要时（巷道开裂严重、煤壁及顶板松散 离层断层带等）打牢护身柱，工作人员一定要站在片帮掉顶滚矸波及不到的地点作业。
4、两巷拆除锚杆、金属网时，人员应站在安全地段配合长把工具，坚持“一人作业、一人监护”制度，移端头架及采煤机割煤至机头，机尾期间不准拆除。
5、采煤机割煤至机头机尾时，两帮严禁人员通过及靠近，以防片帮伤人。 6、采煤机割煤至机头机尾时，运输机要停机闭锁，采煤机司机要集中精力，手把牵停按钮，（或使用遥控器站在支架后柱侧操作）放慢速度，同时做好自我保护，其他工作人员全部都远离滚筒5m以外，闪开滚筒旋转方向，以防甩出物料伤人，严禁人员进入面前作业。
7、若发现面前有锚杆或金属网时，要停机停溜闭锁，采煤机停电并摘掉滚筒离合器，然后对进入区域的顶帮进行加固支护后，一人掌握顶帮安全，另一人使用长度不小于1.5m的长把工具将锚杆或网钩出，严禁空顶作业。
8、若锚杆进入运输机内时，首先要停机停溜，在支架打好护帮板，控制好顶帮，并有专人监护前提下，方可使用长把工具钩出锚杆，禁止人员在煤壁与塑料网间操作。
9、面前有人作业时，严禁操作该处上下10m范围内支架，要派专人看管，防止误操作。
10、生产过程中，刮板输送机司机、转载机司机，皮带输送机司机应加强责任心，密切注视本设备运转情况，一旦发现煤流中有锚杆或金属网时，必须立即停机检出，严禁进
入煤仓。
11、卡在刮板输送机，转载机的链子或刮板下的锚杆铁网等必须及时处理，严禁强行开机。设备运行过程中，严禁人员用手去捡拾锚杆，以防挂伤或甩出伤人，必须停机闭锁，停稳后方可捡出。
12、拆卸捡出的锚杆金属网托盘等，必须及时外运，分类码放在指定地点，严禁堵积在两端头及人行道上，并积极做好回收工作。
13、各班验收员必须记录本班拆除及回收锚杆情况，严格现场交接班，把本班未能处理的隐患必须现场与下班验收员交代清楚，防止因锚杆造成运输设备的损坏。
14、建立台帐记录，建立健全岗位责任制，严禁锚杆及金属网等杂物进入煤流系统。
第四节 矿压观测
一、矿压观测的目的
1、首采区顶板运动规律与矿压显现规律； 2、支承压力分布规律； 3、研究支架与围岩的关系； 4、评价支架适应性；
5、研究支架对顶板的控制技术； 6、巷道变形破坏规律。 二、矿压观测内容 1、工作面“三量”观测；
2、工作面端面顶板破碎度观测（包括素描）； 3、支架工作状态的监测； 4、超前支承压力分布规律观测； 5、巷道变形破坏规律观测。 三、测区布置
沿工作面长度布置3个测区，每个测区设3条观测线。每个测区包括3架支架，分别为：从巷道起，第15、16、17架；第29、30、31架；第43、44、45架，工作面测区布置示意图见图1。
超前支承压力分布的观测采用顶板动态法，在轨道布置7台动态仪，间距5.0m。见
图2所示。
顶板破碎度统计观测采用全工作面监测方法，选取10个测点进行监测。
巷道变形观测布置在轨道巷内，监测开采期间顺槽围岩的变形破坏情况，在切眼前方50m外均匀布置3个测点，对巷道围岩变形进行连续观测。
四、观测与监测方法
1、“三量”观测按移架循环进行，每循环观测一次。顶板移近量用基点法（见图3，用测杆观测）或者用KY-82顶板动态仪法进行观测；活柱缩量用米尺观测；支架工作阻力用圆图自记仪连续观测（测区之外的支架工作阻力进行统计观测，选取代表区域进行连续观测）。
2、工作面所有支架均安装支架压力仪，考虑到顶板为复合顶板，端面顶板的支护尤为重要，采取对支架立柱和前探梁工作阻力进行观测方案，每隔5架支架布置支架工作阻力监测线，对支架进行常规工作阻力监测。
3、沿工作面方向，每隔5架支架布置观测线，进行端面顶板素描与破碎度观测。 4、观测参数包括：煤壁片帮深度（c）、顶板冒落高度（h）、端面距（b）、顶梁第1接顶点距梁端距离（a）及顶板冒落宽度(d)等（见图4）。每班观测一次。
5、巷道表面位移观测。主要观测巷道顶底板位移、两帮移近量及帮底移近量（见图5）；巷道测点布置在超前切眼50m以外，每20.0m安装一组，安装3组，进行巷道变形的监测；采用测枪进行测量，读数时，每个数据要求读2次以上，以避免错误，尽量缩小误差。量取数值后，填入设计的专用表格，注明观测时间、测区测点号、测量人，作为原始资料留存备用。
五、观测时间要求
1、工作面：观测到老顶初次来压和二次周期来压。 2、顺槽：观测到工作面推进200m止。 3、支护质量检测：整个生产期间。
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〉、运输设备及装、转载方式
采煤机割装底煤和工作面运输机前移配合装运底煤，集中到转载机、破碎机和胶带输送机上，通过3100回风上山皮带和东翼皮带巷强力皮带运至煤仓。
〈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1.5t矿车及车盘、JDHB-20A、SQ-1200/75B型绞车，通过轨道顺槽运进工作面。
二、移溜方式
采用支架推移千斤顶推移工作面运输机，推移步距0.8m，弯曲段长度不小于20m，推移运输机顺序方向为：采煤机中部进刀后自工作面中部向左端头（右端头）顺序推移。
三、运煤路线
煤流顺序：采煤机落煤→3111工作面输送机→3111运输顺槽转载机→3111皮带输送机→3100回风上山皮带→东翼皮带巷→井下煤仓→主井提升→地面煤仓。
四、运料路线
副井→井底车场→东大巷→3100轨道上山底车场→联络巷→3111轨道顺槽→工作面。 附3111工作面运输系统图：
第二节 通防与监控系统
一、通风系统
（一）风量计算
根据肥城矿业集团公司《矿井风量计算细则》计算本工作面风量 Q采＝60·V采·S效·K长
式中：Q采－采煤工作面需要风量m3/min
V采－采煤工作面平均控顶距下的平均风速，查表得1.0米 K长－采煤工作面长度系数，查表得1.0
S效－采煤工作面有效通风断面，S效＝H×I×K面效 式中：H－工作面采高3.6米
I－工作面平均控顶距（4.6＋3.8）/2＝4.2m K面效－工作面有效通风断面系数0.8 S效＝3.6×4.2×0.8＝12.096㎡
则：Q采＝60×1.0×12.096×1.0＝725.76m3/min （取726m3/min） (二)采煤工作面风量验算：
1、按瓦斯绝对涌出量验算：根据《煤矿安全规程》136条规定采掘工作面回风流中
瓦斯浓度不超过1％进行验算：
Q瓦/Q采<1% 1.977÷726×100%=0.273%<1%
式中：Q瓦－该采煤工作面瓦斯绝对涌出量为1.977m3/min。 Q采－该采煤工作面需要风量726m3/min
2、按二氧化碳绝对涌出量验算，根据《煤矿安全规程》136条规定采掘工作面回风流中二氧化碳浓不得超过1.5%验算。
QCO2/采＜1.5% 0.318÷726×100%=0.00438%<1.5%
式中：QCO2－该采煤工作面二氧化碳绝对涌出量为0.318m3/min Q采－该采煤工作面需要风量726m3/min
3、按风速验算：根据《煤矿安全规程》有关规定，采煤工作面风速无论在最小或最大控顶距下都应在0.25～4m/s范围内。
Smax=3.6×4.6×0.8=13.25m2 Smin=3.6×3.8×0.8=10.944m2
Vmin= Q采/（60×Smax）=726/（60×13.25）=0.913 m/s Vmax= Q采/（60×Smin）=726/（60×10.944）=1.106 m/s 式中：Q采－采煤工作面需要风量726m3/min
4、按最多工作人数验算：按每人每分钟供给风量不少于4m3/min计算 Q采/N＞4 m3/min/人
726/70＝10.3m3/min>4m3/min/人
N-该采煤工作面同时工作最多人数为70人。
根据以上计算，该采煤工作面726m3/min，可以满足供风要求。 （三）通风路线
新鲜风流从副井→副井绕道→东大巷→3111轨道车场→3111轨道顺槽（3111泄水巷）→3111工作面。
乏风路线：3111工作面皮带顺槽→3100回风上山→东翼皮带巷、东翼总回风巷→三采区集中胶带下山→风井→地面。
二、防治瓦斯
1、瓦斯检查（设点、次数）
工作面回风流瓦斯检查牌板设置在距工作面50m处，瓦斯检查员必须检查以下地点：①采煤工作面上下隅角风流 ②切顶线附近风流 ③采煤工作面风流 ④采煤工作面回风流，以上地点每次检查三遍以结果最大数记录检查手册，其中采煤工作面回风流检查结果记录瓦斯牌板和瓦斯日报表中，并做到瓦斯检查手册、瓦斯日报表、瓦斯牌板检查数据“三对口”。检查内容：瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、浓度、风流温度。瓦斯检查员必须认真