第一章地质概况。
第一节工作面位置及井上下关系。
1250工作面位于125盘区下山下部的南翼，走向长度850m，倾斜长190m，可采储量902538t。采高控制在3.8m，预计可采期11个月。
在工作面的回采范围内由于受到冲刷带及断层构造的影响将对回采煤质产生影响。
第二节地质说明书。
第二章采煤方法。
第一节采煤方法。
一、工作面参数
二、采煤方法选择的依据。
根据顶板分类，1250工作面12号煤层顶板为二类顶板，正常回采阶段，直接顶一般无悬顶或悬顶面积很小，随放顶能及时垮落，垮落的顶板基本能够充满采空区，因此本工作面采用全部垮落法管理顶板。
根据煤层赋存状况和盘区开拓设计确定本工作面采取走向长壁后退式综合机械化回采，盘区内前进式推进。
三、采煤方法。
1250综采工作面采用区内前进走向长壁后退式综合机械化采煤方法，全部垮落法充填采空区。
第二节采区设计及工作面巷道布置。
1250工作面位于125盘区下山下部的南翼，盘区内采取前进式推进，工作面采取后退式回采。本工作面共有服务巷道3条。
运输巷——主要运输巷道及主要进风巷道及放置配电设备列车及乳化液泵站，巷道净宽4.6m，净高3.2m，净断面积14.
72 m2，顶板采用锚杆－钢带－锚索－钢筋网联合支护，两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。巷内铺设dsp－1080皮带一部，皮带机头处施工漏煤眼一个。
回风巷——用于设备、材料的运输及回风，巷道净宽3.2m，净高3.2m，净断面积10.24 m2，顶板采用锚杆－钢带－锚索－钢筋网联合支护，两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。
3、切眼——用于回采设备的安装及初采的工作场所，巷道净宽6.8m，净高3.2m，净断面积21.76m2，顶板采用锚杆－钢带－锚索－钢筋网联合支护，两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。
第三节采煤工艺。
一、采煤工艺。
本工作面采用mg300/730kw型双滚筒采煤机落煤；采用sgzt/400型双中心链可弯曲刮板运输机采面运输；采煤机滚筒配合采面运输机推移装煤；pcm－200型双中链**机**，dsp－1080皮带运输巷运输；工作面采用zz4800/22/42型支撑掩护式液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板，放顶步距0.6m。
二、工艺流程。
三、进刀方式。
本工作面回采割煤时采用工作面中部斜切进刀，进刀长度27m，往返一次割煤一刀，随割煤顺序依次移架，移架滞后割煤6～9m，返空刀清浮煤，滞后煤机后滚筒9～15m推移采面输送机。
三、工作面正规循环生产能力w（t）
w＝lshr＝190×0.6×3.8×1.45＝628.14t
式中： w：工作面正规循环生产能力，t；
l：工作面倾斜长度，190m；
s：工作面循环推进长度，0.6m；
h：采高，3.8m；
r：煤的容重，1.45t/m3；
第四节设备配置。
1、采煤机mg300/730－wd型双滚筒采煤机一部，无链牵引，牵引速度0～7.1m/min。滚筒直径2.
2米，螺旋头数3条，截齿安装2×48个，摇臂上、下摆角度42.8°－22°，采高范围0～4.2m。
2、刮板输送机sgz764/400型双中心链可弯曲刮板输送机一部，刮板链链速1.1m/s，刮板间距1.0米，刮板中心距120mm，运输能力800t/h，铺设长度90米，前后双电机驱动，功率2×200kw，电机转速1475r/min。
3、**机sgz764/200型双中心链，刮板链链速1.33 m/s，刮板间距920mm，爬坡角度为100，运输能力1000t/h，铺设长度40米，电机功率200kw，电机转速1480r/ min。
4、破碎机pcm－110主动重锤式破碎机，电机功率110kw。
5、乳化液泵mrb—200/31.5型，泵站供液压力31.5mpa，流量120l/min，电机功率125kw，泵站采用两泵一箱配置，一台工作一台备用。
6、液压支架zz4800/22/42型支撑掩护式支架，工作阻力4800kn，初撑力4364kn，支撑高度2.2m～4.2m，平均支护强度0.
66～0.75mpa，对底板比压1.53mpa，支架宽度1470mm，重量14.
3t，采面共使用126架。
附图：采煤机进刀方式示意图
附图：工作面设备布置示意图。
第三章顶板控制。
第一节支护设计。
根据本工作面地质条件，设计使用zz4800/22/42型支撑掩护式支架支护顶板。
1、采用经验公式计算。
pt＝9.81hrk＝9.81×3.8×2.5×4＝372.78kn/m2
式中： pt：工作面合理的支护强度 kn/m2；
h：采高，3.8m；
r：顶板岩石容重，2.5kn/m3；
k：应支护的上部顶板系数，取4。
支架应支护的强度小于支架的设计支护强度。
2、对底板比压 （12层煤底板抗压强度20mpa）
y＝fk1k2＝1.53×3×1.2＝5.508mpa≤20mpa
式中： f：支架对底板比压，1.53mpa；
k1：底板载荷集中系数，取3；
k2：底板撒水系数，取1.2。
经计算支架的设计能力符合工作面的支护要求。
3、供液系统的确定。
本工作面选用mrb200/31.5型乳化液泵站供液，泵站供液压力31.5mpa，最远供液距离330m，供液管路使用φ31.
5mm承压钢编管。泵站安放在1250运输巷，供液管路经1250运输巷至1250工作面机头到达工作面支架。乳化液配比浓度3％～5％。
第二节工作面顶板控制。
1、工作面回采时采用全部垮落法管理顶板。
2、本工作面使用液压支架支护顶板，液压支架切顶、放顶，机尾使
附图：1250综采工作面支护图。
用端头支架支护顶板。放顶步距0.6m，最大控顶距端头4.
98m，中部4.68m；最小控顶距端头4.38m，中部4.
08m。由于本工作面煤层顶板在回采过程中随放顶而垮落，因此在回采过程中不需要采取强制放顶措施。
3、在工作面割煤时随割煤及时移架支护新暴露的顶板，移架后及时打开护帮板支护煤壁。移架采取本架操作顺序移架，移架滞后割煤最大10m，顶板破碎时追机移架。煤机返空刀后滞后煤机后滚筒15～20m顺序推移采面输送机。
当采面停止割煤后，伸出采面全部支架的护帮板。移架时要求降架高度10～20cm，即要求支架带压擦顶移架。
4、工作面正常回采时，工作面顶板按照正常回采管理顶板，遇到地质构造或特殊情况，另编写安全技术措施。
第三节运输巷、回风巷顶板控制。
1、运输巷、回风巷超前支护。
本工作面要求安全出口的高度不小于2.4m。两巷超前支护距离不小于20m。
超前支护方式：
回风巷：两排倾向架棚支护，每架棚保证一梁二柱，回风巷板梁规格3000×250×100mm，支柱使用3.5米单体液压支柱，排距1.
2m，柱距2.0m，单体支柱靠两帮距离0.6m。
运输巷：三排倾向架棚支护，每架棚保证一梁三柱，运输巷板梁规格4000×250×100mm，支柱使用3.5米单体液压支柱，以装载机未标准，第一排支柱打设在距下帮0.
2m，第二排支柱打设在距第一排支柱2.0 m。第三排支柱打设在距上帮0.
5m。割完一刀煤时，开始拉**机，在拉**机时，必须将超宽地点的液压支柱卸掉，使**机前移后将卸掉的支柱补打；割完二刀煤时，采面机头、机尾同时回撤超前维护支柱，回柱放顶时，必须由三人作业，一人观顶、两人回柱，严禁单人作业。两巷超前支护共使用3.5米单体液压支柱120根。
2、回风巷的维护。
2.1 按《综采作业规程》中超前维护的维护，在正常情况下，维护长度不得小于20米；超宽必须使用三排支柱维护。
2.2 单体液压支柱打起时必须要有防倒装置（超前维护），即用钢丝绳或尼龙绳将相邻支柱拴好。
2.3 单体液压支柱必须支撑有力，严禁打在浮煤或浮矸上。
2.4 单体液压支柱必须完好无漏液，严禁使用失效、泄液支柱。
2.5 单体液压支柱的手把和三用阀必须与巷道平行。
2.6 回柱放顶时，必须由三人协同作业，一人观顶、两人回柱，严禁单人作业。
2.7 单排支柱回柱放顶工作，必须滞后移架放顶。
2.8 各抬棚木板梁必须平面与顶板接触，从而增加稳定性及支护质量。
2.9各单体支柱必须打在实底上，严禁打在浮煤或浮矸上。
第四节矿压观测。
1、工作面支架压力观测。
工作面第一部支架安设液压压力表，距第一架间隔10架在支架的前后立柱上安设一组液压压力表，共有13架上液压压力表。保证支架移架升紧后初撑压力不小于泵站供液压力的90％即不小于25. 2mpa。
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