煤矿采煤工作面作业规程.doc

编号：ljmk-ozy-jsk-01-59龙口矿业集团梁家煤矿采煤工作面作业规程工作面名称： 4208工作面编 制 人: 队 长：施工单位： 综 放 队批 准 人：编制日期: 08年12月25日 执行日期: 09年01月20日第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系4208工作面位于煤4二采区中部，工作面北部为尚未掘进的4206工作面，南部为尚未掘进的4210工作面，西部为煤4一采区已回采的4110工作面，东部为龙化张家村庄压煤边界。其井上下位置及相邻关系如表1一1所示: 工作面位置及井上下关系表 表11水平名称-450水平采区名称煤4二采区地面标高(m)+2.1+5.9井下标高(m)-380-418地面的相对位置4208工作面地面位置位于龙化村西北，张家村西。地面上主要为果园（有临时房）供电、通讯线路及兴隆庄水泥路。回采对地面设施的影响工作面回采后将对地表造成沉陷，增加原煤2回采沉陷区的塌陷深度，对地表农作物、建筑物及水泥路等附着物有一定影响。井下位置及相邻关系工作面位于煤4二采区的中部，北部为尚未掘进的4206工作面，南部为尚未掘进的4210工作面，西部为煤4一采区已回采的4110工作面，东部为龙化张家村庄压煤边界。走向长度(m)1323倾斜长度(m)178.9面积(m2)236685第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为4层煤，通过巷道掘进期间取得的地质资料分析和周围工作面实际回采情况推断，该工作面回采范围内4层煤赋存稳定，全区可采，煤层平均总厚度为12.12m。具体情况如表1-2所示。煤 层 情 况 表 表12煤层厚度(m)10.2413.9912.12煤层结构复 杂 煤层倾角（）8109开采煤层4层煤煤 种褐 煤稳 定 程 度稳定水份（）12.50灰份（）31.5挥发份（）46煤层情况描述4208工作面回采煤层为：新生代第三系4层煤，容重1.34t/m3。煤4宏观煤岩组分以暗煤为主，丝炭化物质含量高，夹亮煤条带。4208工作面煤层厚度自西向东逐渐变薄，平均总厚12.12m。煤层结构为: 1.3（1.5）0.2（0.05）0.4（0.06）0.25（0.05）0.1（0.06）0.13（0.05）0.06（0.07）0.19（0.06）0.1（0.08）1.2（0.05）0.1（0.06）0.05（0.07）0.8（0.1）0.15（0.25）0.2（0.08）1.0（0.05）0.15（0.06）0.15（0.1）0.3（0.08）0.06（0.05）0.1（0.05）0.08（0.8）0.1（0.7）0.22（0.15）0.1，煤层结构复杂，共含24层夹矸，夹矸厚度不稳定4-24-6段煤层平均总厚度为6.43m，自切眼向西500m范围内煤厚为6.06.5m，再向西至停采线煤厚为6.27.3m，煤层结构为:0.2（0.05）0.4（0.06）0.25（0.05）0.1（0.06）0.13（0.05）0.06（0.07）0.19（0.06）0.1（0.08）1.2（0.05）0.1（0.06）0.05（0.07）0.8（0.1）0.15（0.25）0.2（0.08）1.0（0.05）0.15（0.06）0.15。预计4-24-6可采煤样平均发热量(qnet，ar)为3450千卡/千克。附图11：4208工作面地层综合柱状图第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表13 顶、底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征直接顶泥岩与中粗砂岩互层14.75灰灰白色，砂岩泥质胶结，自然状态下抗压强度339kg/cm2直接底油43.2棕灰色，中厚层状，水平层理，自然状态下抗压强度220kg/cm2第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响本区域地质构造较复杂，材料巷北侧为df2-34南倾正断层落差h=2.68.0m，掘进施工中未揭露该断层，材料巷施工揭露df2-34-1北倾正断层落差h=5.5m，df2-34-2断层是工作面内探测到的南倾正断层，落差h=6m，df2-34-3北倾正断层落差h=6.88.0m，f2北倾正断层落差h=1.0m，df2-34-4南倾正断层落差h=1.21.8m；运输巷南侧为f2-15北倾正断层落差h=7.5m，运输巷掘进施工中揭露df2-33南倾正断层西端，落差h=2.6m，施工中还揭露f1南倾小断层h=0.5m，没有进入工作面。 断 层 情 况 表 表14 断层名称走向倾向倾角()性质落差（m）对回采的影响df2-34近ews58正2.68.0对工作面支护有影响f2-15近ewn60正7.5对工作面支护有影响df2-33近ews56正2.610对工作面支护有影响df2-34-1近ewn50正5.5对工作面支护有影响df2-34-2近ews50正6对回采及支护有影响df2-34-3近ewn 50正6.88.0对回采及支护有影响df2-34-4近ews50正1.21.8对回采支护有影响f1ews43正0.5对回采支护无影响f2近ewn60正1.0对回采及支护有影响二、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据地质资料和相邻4202工作面回采揭露情况分析，4208工作面回采范围内没有陷落柱和火成岩侵入，无其他地质构造。附图1-2:4208工作面平面图、两巷素描图。第五节 水文地质一、含水层（顶板和底板）分析4208工作面上方的煤2工作面有已回采的2204、2206工作面，分析以上两个工作面无老空积水。煤2底板与煤4-1底板间距93m。按煤4“三带”观测资料冒落裂隙带高度为采高的8.7倍，4208工作面的采放高度按7.3m计算，冒落裂隙带高度为7.38.7=63.5m，冒落裂隙带高度与煤2回采工作面老空区底板岩柱尚余29.5m。分析4208工作面回采后冒落裂隙带不会波及到上方煤2老空，4208工作面上方煤2老空水对4208工作面回采无影响。4208工作面回采后，影响工作面回采的含水层为煤3煤4间的砂岩含水层和煤4自身裂隙水；煤4底板无含水层。煤3煤间砂岩普遍含水，但赋水性不均匀，富水性较弱，局部富水，根据矿井煤4工作面回采涌水情况，结合4208工作面情况，预计工作面最大出水量15m3/h，正常出水量5m3/h。二、其它水源的分析工作面内的3-3号和3-41号钻孔，地质报告提供为封闭合格钻孔，煤2回采时已过这两个钻孔，无出水现象，分析对4208工作面回采无影响。工作面回采时加强观测，提前编制过钻孔措施。三、涌水量预计工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为15m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况，见表15影响回采的其它地质情况表表15瓦 斯低瓦斯矿井 煤 尘煤尘具有爆炸性煤的自燃自燃发火期52天地 温地温较高，一般为2527左右地 压地压显现明显二、矿压显现与应力集中情况根据矿压相关资料统计，工作面地压显现不明显。根据我矿已采工作面回采经验，预计该工作面局部的应力集中对正常回采影响不大。第七节 储量及服务年限一、储量基础储量（111b）： 165.9万吨储 量（111） ： 146.0万吨二、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1323/（50.83095）11.6个月根据生产接续工作安排，4208工作面计划2009年1月20日开始回采，于2010年1月10日回采结束。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）采区设计概况龙口矿业集团梁家煤矿煤4二采区设计由梁家煤矿完成（2003年6月）。煤4二采区是梁家煤矿投产的第二个煤4层采区。根据梁家煤矿煤4二采区方案设计批复意见，煤4二采区巷道布置设计利用了原下二采两条暗斜井部分已施工工程。原设计没有专用回风上山，2006年6月根据煤矿安全规程（2004版）第113条规定，设计增加专用回风上山及联络巷工程861m。2007年6月，为保证煤仓上口通风安全及利于皮带机头设备检修设计增加了皮带暗斜井进风巷工程73.1m，为解决皮带上山机头硐室通风问题，增加机头硐室联络巷48.5m。（二）采区巷道布置1、轨道暗斜井布置利用原下二采已施工的轨道暗斜井（-18）作为煤4二采区轨道暗斜井，底部标高确定为-508.5m，（原标高-549.5m），标高上提41m，以避免煤4二采区底部巷道进入煤4底板。2、皮带暗斜井布置利用原下二采区已施工的皮带暗斜井（-16）作为煤4二采区皮带暗斜井。皮带暗斜井底部标高-549.7m，由于下二采皮带暗斜井底部有65m巷道进入煤4底板，为防止皮带暗斜井底部及皮带上山底部进入煤4底板，煤4二采区皮带暗斜井底部标高上调至-506.7m位置，标高上提43m。3、轨道石门及泵房水仓布置轨道暗斜井底部与轨道上山底部通过轨道石门联系。在轨道石门中部布置联络巷与皮带上山机头部联系，用于上山皮带检修及皮带上山、皮带暗斜井疏排水。在联络巷与石门间布置水仓，泵房布置在石门内。4、轨道上山、皮带上山、回风上山布置轨道上山、皮带上山、回风上山均布置在煤2二采区上山保护煤柱内，沿经济可采层布置。因煤4二采区为单翼采区，为方便顺槽联络巷布置，减少联络工程量，轨道上山布置在西侧，皮带上山布置在东侧。为减少采区储量损失，专用回风上山布置在轨道上山西侧。轨道上山底部标高-508.5m，通过轨道石门与轨道暗斜井底部联系。皮带上山顶部通过回风联络巷与-350m煤4回风巷联系。二、工作面材料巷4208材料巷沿煤4-6底板上500mm布置，巷道内敷设一路轻型窄轨铁路。材料巷主要以锚网喷锚梁支护为主。巷道全断面采用18l2250mm圆钢麻花树脂锚杆，锚杆间排距:650650mm。巷道断面为直墙三心拱，净高为3.2m，净宽为3.8m，主要用来进风、行人、运料。材料巷内布置一路dn100防尘供水管路，一路dn100供风管路，一路 dn50排水管路。三、工作面运输巷4208运输巷沿煤4-6底板以上500mm布置，巷道内安装带式输送机两部、转载机一部，巷道内敷设一路轻型窄轨铁路。运输巷内布置一路dn50防尘供水管路，一路dn100压风管路，一路dn100排水管路。运输巷主要以锚网喷锚梁支护为主，局部巷道架设了u型棚加强支护。巷道全断面采用18l2250mm圆钢麻花树脂锚杆，锚杆间排距:650650mm。巷道断面为直墙三心拱，净高为3.2m，净宽为4.0m，主要用来回风、行人、运煤、运料。四、工作面切眼4208工作面切眼位于工作面最东部，沿煤4-6底板以上布置，切眼设计为直墙三心拱断面，净高为3.5m，净宽为3.6m。五、联络巷4208工作面通过4208联络巷与煤4二采轨道上山连通，运输巷通过联络巷分别与煤4二采皮带上山、煤4二采轨道上山连通。4208工作面联络巷采用锚网喷支护，直墙半圆拱断面，净高3.0m，净宽3.6m，巷道全断面采用18l2250mm圆钢麻花树脂锚杆，间排距:650650mm。六、峒室及其它巷道在工作面切眼后方布置有支架组装硐室，硐室总长度20m，其中支架组装硐室断面：宽高=4.24.5m，其他断面：宽高=3.63.2m，锚网喷支护。全断面采用18l2250mm圆钢麻花树脂锚杆，间排距:650650mm。第二节 采煤工艺一、采煤工艺4208工作面采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化放顶煤回采工艺，mgty300/730-1.1d型双滚筒采煤机割煤，采高3.0m，截割深度为0.8m。工作面放顶煤采用液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤高度3.43m，采放比为1:1.14。放煤采用一采一放、边采边放、采放顺序作业方式，放煤步距0.8m。初次放煤为工作面推进10m位置处开始，距停采线15m时停止放顶煤。为便于工作面两端头的顶板管理，工作面上下端头区各留3部支架不放顶煤。二、采煤方法1、采煤机的进刀方式采煤机进刀采用端头斜切进刀的方式。斜切进刀段长度35m，进刀深度0.8m，具体操作如下：采煤机向下（上）割透端头煤壁后，拉架推移刮板输送机追机作业，刮板运输机弯曲段达到18m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过18m的弯曲段至35m处，采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。此时拉架、推移刮板输送机追机作业，按要求推移刮板运输机至平直状态。将两个滚筒的上下位置调换，返机向下（上）割三角煤至割透端头煤壁并拉架。割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态，拉架推溜追机作业。附图2-1：4208工作面采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割采煤机底滚筒沿煤4-6底板割煤，正常割煤长度为143.9m，采煤机以2.03.0m/min的速度向上(下)割煤，直至割透上(下)端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。工作面装煤采用采煤机滚筒截割和前部刮板运输机前移配合装煤，前部刮板运输机运煤到转载机和带式输送机。3、放煤工作面放煤采用一刀一放，边采边放，放煤步距参考同类型工作面数据选用0.8m，采用单轮顺序放煤作业方式，即：采煤机割煤移架结束后，滞后移架5架以外，开始放顶煤，利用尾梁上下摆动，插板来回伸缩等方式进行放煤。后部刮板运输机装运放落的顶煤，将煤运到转载机和带式输送机。以4架放煤为例，支架放煤操作步骤:首先操作4架插板千斤顶阀组，先将4架插板收回，顶煤流入后部刮板运输机被运走，在放煤过程中，适当操作支架尾梁上、下摆动，使顶煤破碎下滑，若遇有大块煤时，可利用插板尖齿插碎。放煤工要反复多次操作将煤放净，在放煤同时，打开支架喷雾进行降尘。三、工作面正规循环生产能力工作面每班2.5个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度3.0m，放煤高度3.43m，割煤时回收率为98%，放煤时回收率为85%日割煤量=178.93.00.81.34598%=2819吨日放煤量=（120-6）1.53.430.81.34585%=2672吨日 产 量=2819+2672=5491吨月 产 量=54913095%=156494吨第三节 设备配置一、采煤机采煤机选用mgty-300/730-1.1d型双滚筒采煤机，数量1台。其主要技术参数如下:采高:2.04.5m电机功率:730kw截深:800mm牵引速度:07.7m/min二、液压支架的主要技术特征1、基本支架(1)基本支架型号为zf4600/17/32，数量20部。支撑高度:17003200mm支撑宽度:14301600mm初撑力:3954kn(p=31.4mpa)工作阻力:4600kn(p=36.62mpa)支护强度:0.66mpa放顶煤尾梁长度:1130mm过煤高度:500mm底板比压:0.41.2mpa（2）基本支架型号为zf5200/17/32，数量94部。支撑高度:17003200mm支撑宽度:14301600mm初撑力:3495kn(p=31.4mpa)工作阻力:5200kn(p=41.4mpa)支护强度:0.75mpa尾梁长度:1130mm过煤高度:500mm底板比压:0.41.2mpa2、过渡支架型号为zfg6400/17/32hg，数量6部。支撑高度:17003200mm支撑宽度:14301600mm初撑力:5216kn(p=31.4mpa)工作阻力:6400kn(p=38.5mpa)支护强度:0.86mpa放顶煤尾梁长度:1130mm底板比压:1.84mpa3、端头支架型号ztz11600/18/28，数量一组两架。支撑高度:18002800mm支撑宽度:2180mm初撑力:8526kn(p=31.4mpa)工作阻力:11632kn(p=39.8mpa)支护强度:0.58mpa底板比压:1.05mpa三、运输设备:1、刮板运输机两部，前后刮板运输机型号为sgz-764/4002(双中链)电机功率:400kw2运输能力:1200t/h刮板链速:1.3m/s中间槽尺寸:1500764270mm2、转载机一部（带破碎机），型号szz-830/315，设计长度40m，技术参数为:电机功率:315kw运输能力:1600t/h3、可伸缩带式输送机两部，型号dsj-1000/1602，技术参数为:电机功率：160kw2运输能力：1000t/h带宽：1000mm带速：2.5m/s4、辅助运输设备选用1.5t的矿车和平板车，牵引设备选用jd-2.5型和jd-1.6型调度绞车。附表2-1:4208工作面主要机电设备一览表。附图2-2:4208工作面设备布置示意图。4208工作面主要机电设备表表 21名 称型 号数 量装机功率（kw）使用地点采煤机mgty-300/730-1.1d1台730kw工作面刮板运输机sgz-764/40022部400kw2工作面转载机szz-830/3151部315kw运输巷带式输送机dsj-1000/16022部160kw2运输巷过渡支架zfg6400/17/32hg6架工作面端头支架ztz11600/18/281组下端头基本支架zf4600/17/3220架工作面基本支架zf5200/17/3294架工作面喷雾泵pb-2502台37kw材料巷乳化液泵站drb-400/31.53台250kw材料巷设备列车1列材料巷移动变电站kbsgzy-1000/6/1.2kv3台材料巷移动变电站kbsgzy-630/6/1.2kv2台材料巷移动变电站kbsgzy-500/6/0.69kv1台材料巷门口移动变电站kbsgzy-500/6/1.2kv1台联络巷kbsgzy-500/6/0.69kv1台调度绞车jd-2.54台40kw材料巷调度绞车jd-1.62台25kw运输巷第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度pt89.81h89.813.02.25530（kn/m2）式中:pt 工作面合理的支护强度（kn/m2）h 采高（m） 顶板岩石容重（t/m3），一般取2.252、参考同煤层矿压观测资料，如下表。4202工作面与4208工作面处在同采区相邻工作面。其最大平均支护强度为610(kn/m2)，底板容许比压1.3mpa。3、选择工作面支护强度选取上述两项中最大值610(kn/m2)，即工作面合理支护强度应大于610(kn/m2)。4、工作面支护设备选型4208综放工作面选用基本液压支架zf5200/17/32型低位放顶煤支架94部，zf4600/17/32型低位放顶煤支架20部，上下两端头选用zfg6400/17/32hg型过渡液压支架各3部，从运输巷到材料巷依次编号为1120号支架。下端头选用ztz11600/18/28型中置式(一组两架)端头支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用zf5200/16/27型支架和zf4600/17/32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。同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表31序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m25.4325.43基本顶厚度m61.7261.72直接底厚度m2.822.892直接顶初次垮落步距m35353初次来压来压步距m18241824最大平均支护强度kn/ m2610610最大平均顶底板移近量mm110110来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m610610最大平均支护强度kn/m2550550最大平均顶底板移近量mm9090来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度kn/m2496496最大平均顶底板移近量mm60606直接顶悬顶情况m117底板容许比压mpa1.31.38直接顶类型类119老顶级别级10巷道超前影响范围m6012060120工作面条件与支架适应条件对照表 表32工作面条件支架适应条件采高（m ）3.01.73.2倾角（）915煤厚（m ）6.4328煤硬度f1.5底板比压(mpa)1.31.1支护强度（kn/m2）610660750顶板种类1类级二、乳化液泵站(一)泵站及管路选型、数量乳化泵选用drb-400/31.5型三台，装备三泵两箱,供液管路选用高压胶管，供液管耐压45mpa以上。喷雾泵选用pbq-250/63清水泵，数量2台。乳化泵主要技术参数如下:型号:drb-400/31.5 公称流量 :400l/min 公称压力 :31.5mpa 电机功率 :250kw (二)泵站设置位置泵站安设在材料巷距工作面150m200m位置。(三)泵站使用规定要保证泵站压力大于30mpa，乳化液配比浓度3%5%。同时要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理根据已开采的同采区相邻4202工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压不明显，直接顶不稳定的1类级顶板。4202工作面顶板来压时，其动载系数一般在1.131.25/1.18，最大支护强度610knm2。本工作面顶板管理采用全部垮落法，采空区顶板随支架前移而自行垮落。工作面配置114部低位放顶煤基本液压支架，上下端头各配置3部过渡支架，共120部支架。下端头配置一组端头支架，对工作面顶板实行全支护法管理，工作面支架最大控顶距5.428m，最小控顶距4.628m。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时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移刮板运输机，即割煤移架移刮板运输机，正常移架采用擦顶带压移架的方式，移架要滞后采煤机后滚筒23架，不得超过5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架，即:当发现煤壁片帮严重时，工艺为:移架割煤移刮板运输机。移架步距0.8m。(一)移架顺序为:1、采煤机向下(上)正常割煤时，滞后采煤机后滚筒23架自上(下)而下(上)移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机前滚筒过后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶，保证支架端面距340mm。3、采煤机进刀，向上(下)正常割煤时，自下(上)而上(下)滞后采煤机后滚筒23架移架。4、两端头三部过渡架要及时拉移不得拖后工作面支架，移架顺序为:先移2#架(119#架)，后移1#架(120#架)，再移3#架(118#架)。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒12架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒23架，顺序将护帮板打出，护牢煤壁。(二)质量要求: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。2、加强工作面的支护管理，确保支护质量。保证工作面支架不串漏液、不卸载，液压支架前柱、顶梁初撑力不低于规定值的80%(支架压力表达到24mpa以上)；支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距1500mm，偏差不超过100mm；支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤、不咬，支架间隙200mm。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不得超过5架，防止长时间空顶。4、工作面保证顶底板平整，煤壁平直，与顶底板垂直，伞檐长度超过1m时，其最大突出部分不超过200mm，伞沿长度在1m以下时伞檐最突出部分不超过250mm。工作面要及时移架，端面距最大值340mm，前梁接顶严密。5、工作面出现冒顶时，要及时用道木或板梁接顶，并支好点柱。6、为有效控制顶板，若移架速度不及采煤机牵引速度时(滞后采煤机距离超过5架时)，要停止采煤机牵引，等拉架赶上时，再开机割煤。7、工作面顶板破碎拉架困难时，要查明原因，清理好架角前的杂物、浮煤，严禁野蛮操作，防止漏矸或发生冒顶事故。8、为增强支架的稳定性，每次移架过程中必须及时调整支架，使其垂直于顶底板支护，歪斜5。9、工作面上下出口20m范围内巷道高度不低于1.8m，并要有0.7m宽人行道。10、随工作面推进，若端头隅角顶板垮落不及时，自端头支架尾梁末端开始，隅角内顶板悬顶长度大于3m时，必须停止作业，进行垛袋封堵。11、工作面生产以前要编制初次放顶的专项安全技术措施。二、特殊时期的顶板管理(一)初次来压期间的顶板管理:工作面初次来压前必须编制专项安全技术措施。工作面初次来压期间，为防止工作面发生冒顶事故应注意以下几点:1、抓好支架检修工作，保证支架前后立柱、支架前梁千斤顶不自降；支架伸缩梁、护帮灵活好用；支架阀组、千斤顶无窜漏液现象。泵工检修好泵站，保证泵站压力达到30mpa。2、采用追机拉架，拉架距采煤机后滚筒23架进行，拉架时，采用带压擦顶移架，少降快移，及时支护顶板。3、加强工作面的支护管理，确保支护质量。新以支架前柱、顶梁初撑力不低于规定值的80%(支架压力表达到24mpa以上)；支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距1500mm，偏差不超过100mm；支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤、不咬，支架间隙200mm。4、加强工作面的工程质量管理工作，做到“三直一平”，拉架过程中，要使用好侧护板、防倒装置，保持支架处于最佳支护状态。5、若工作面初次来压顶板破碎时，必须加快工作面推进速度，使用单体支柱辅助移架时，单体支柱必须拴好两道防倒绳，绑好液压枪进行远方操作。6、加强对两巷及隅角内所支护的单体柱初撑力以及防崩防倒的检查、整改，提高隅角及两巷的支护强度。7、工作面初次来压时，在端头区回撤钢棚时，必须坚持“先支后回”、“由里向外”的原则，坚持敲帮问顶制度并检测好气体。在端头破喷体时，一次只准回撤3棵，钢至少保证一梁四柱（如上出口压力较大顶板下沉严重，则施打顺向抬棚），并加强作业附近的单体支柱防倒绳和防崩管的管理并安排专人监护顶板。8、加强工作面上、下出口的支护管理，保证两出口的支护质量，单体支柱活柱必须达到40cm，对不合格的单体棚当班必须进行整改，保证支护有力，支护单体支柱按规定绑好防崩管和防倒绳。(二)周期来压期间的顶板管理:4208工作面周期来压步距为10m12m，压力显现不明显，压力主要显现方式为：工作面、巷道顶板下沉、煤壁片帮、两帮内挤、工作面局部顶板破碎、巷道底鼓明显，隅角顶板垮落较快，对此我们采取以下防治措施：1、加强工作面支架、泵站的维修，保证支架各千斤顶、阀组不窜液，伸缩梁、护帮灵活好用；保证泵站压力大于30mpa以上，乳化液配比浓度3%5%。2、采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒23架开始移架，移架采用擦顶带压移架的方法；当顶板破碎或煤壁片帮严重时，采取拉超前架的方法对顶板进行支护。若顶板破碎支架拉移困难时，必须施打单体支柱辅助移架，加快支架的拉移速度，减少空顶时间。3、加强工作面的支护管理，确保支护质量。新移支架前柱、顶梁初撑力不低于规定值的80%(支架压力表达到24mpa以上)；支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距1500mm，偏差不超过100mm；支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7；相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)，支架不挤、不咬，支架间隙200mm。4、工作面周期来压期间底鼓明显时，及时调整机采层位，减少工作面底鼓量，杜绝因溜子、支架扎底造成工作面溜子、支架不平直等现象，保持工作面的工程质量。5、工作面周期来压期间，加强两巷及隅角的支护情况检查，每班必须安排专人对巷道及端头支设单体支柱的防崩、防倒情况以及扒口柱、卸液柱、失效柱情况进行全面排查整改。6、对于上出口受溜尾大架影响无法支设中柱的区域及时进行改柱，保证溜尾出口一梁五柱支护，并保证溜尾120架挑钢长度在0.5m以上，否则必须在溜尾无法支设中柱位置施打顺巷抬棚。上隅角内切顶线处至少保持有两架单体钢棚支护隅角顶板，单体钢棚保证一梁五柱支护并施打好两棵戗柱，以防止顶板来压时推倒隅角内单体钢棚。如周期来压前上隅角顶板悬顶较长，必须采取措施保证隅角顶板垮落。7、保证端头架支撑有力，对端头架立柱及阀组窜漏液现象及时进行维修。端头架上方预留钢棚时，必须保留下帮单体支柱的支护状态，推进至端头架切顶线位置在进行回撤，保证端头顶板支护强度；在端头架前回撤钢棚时，必须将端头架上方用道木背平，并使用好端头架的护帮板，将端头架升紧，保证端头顶板支护强度。8、溜头超前准备时，一次撤除中柱的长度不准超过1.6m，在转载机推移完毕后及时补齐中柱，并将转载机电机、破碎机处抬棚施打牢固，保证支护强度。9、加强溜头隅角顶板控制，对于隅角顶板锚梁回撤后仍然不垮落的，必须采取措施进行处理并及时挂设挡风帘封堵隅角，防止因周期来压隅角顶板垮落气体超限影响安全生产。10、在工作面周期来压期间，对运输巷上帮失脚柱在喷体破除后及时改柱，并对喷体破除区域的煤壁及时垛袋或挂网进行封堵，防止煤壁片帮影响安全生产。(三)过断层及顶板破碎时的顶板管理:本区域地质构造较复杂，材料巷北侧为df2-34南倾正断层落差h=2.68.0m，掘进施工中未揭露该断层，材料巷施工揭露df2-34-1北倾正断层落差h=5.5m，df2-34-2断层是工作面内探测到的南倾正断层，落差h=6m，df2-34-3北倾正断层落差h=6.88.0m，f2北倾正断层落差h=1.0m，df2-34-4南倾正断层落差h=1.21.8m；运输巷南侧为f2-15北倾正断层落差h=7.5m，运输巷掘进施工中揭露df2-33南倾正断层西端，落差h=2.6m，施工中还揭露f1南倾小断层h=0.5m，没有进入工作面。工作面回采过程中断层对煤质及顶板管理造成一定程度影响，过断层期间必须加强顶板管理编制过断层专项措施。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。工作面回采收尾时要编制专项回采收尾措施，加强顶板管理。第三节 两巷及端头顶板管理一、工作面材料巷、运输巷的超前支护1、支护要求及支护材料4208工作面材料、运输巷支护均采用单体液压支柱配合钢上方背道木的支护形式。材料巷支护棚距为500mm，一梁五柱支护，单体支柱穿650400的对柱铁鞋和500铁鞋，根据以往回采工作面支护经验，暂定材料巷支护长度不少于120m。运输巷支护棚距为400mm，一梁六柱支护，单体支柱均穿650400对柱铁鞋，根据以往回采工作面支护经验，暂定运输巷支护长度不少于150m。dz-2800单体支柱参数 dz-2500单体支柱参数初撑力:11.5mpa 初撑力:11.5mpa最大工作阻力:25t 最大工作阻力:25t支撑高度:2.02.8m 支撑高度:1.72.5m附图3-1:4208工作面、两巷及端头支护平面图。附图3-2:4208工作面两巷支护剖面图。2、支护质量控制标准两巷支护均采用单体液压支柱配合钢上方背道木的支护形式。两巷单体支柱均穿铁鞋，铁鞋要放平、放正、放实。铁鞋上的钢丝绳鞋带必须拴在单体支柱手把上，以便于回收铁鞋。单体支柱要成直线，棚距不超过规定要求的50mm，支柱钻底量不大于100mm。两巷支设的单体支柱必须拴好两道防倒绳，材料巷支设单体支柱的注液侧朝向老空区方向，运输巷支设单体支柱的注液侧朝向工作面推进方向。材料巷两帮单体支柱按56度的扎角支护，运输巷两帮单体支柱按810度的扎角支护，支柱支设迎山有力。单体支柱的初撑力，柱径为100mm的90kn。每班对两巷超前支护内新支设的单体支柱进行补液及初撑力检查，补液后对达不到初撑力要求的单体支柱必须进行更换。在用支柱必须完好，不漏液、不自动卸载、无外观缺损；在用钢无断裂、缺爪和变形严重现象。两巷支护必须按设计要求进行支护，严禁出现一梁一柱或钢悬臂现象。巷道两帮破碎时，要处理掉喷体，并背好巷帮。巷道两帮内挤，出现喷体挤压单体支柱时，必须及时破除喷体，防止挤断单体支柱。若巷道两帮内挤严重，可根据实际需要在两帮之间施打横撑单体支柱控制两帮内挤。两巷支护必须保证支护质量达到质量标准化要求，要求道木背顶严实，单体支柱柱爪接触钢的正上方垫有顺巷道木。工作面两巷的超前支护要保持完好，两巷超前支护范围内严禁堆积杂物和存放设备，保持人行道畅通。严禁使用失效的单体支柱和顶梁，不得使用超过检修期(8个月)的单体支柱，背顶严禁使用腐朽道木。二、工作面端头的管理(一)端头支护方式1、运输巷端头支护方式运输巷采用一组两架ztz11600-18/28型端头支架维护端头顶板，端头支架支护宽度2.06m，顶梁和尾梁共长9.026m，靠上帮侧偏巷中0.30m对称布置。转载机、破碎机电机减速机位置无法施打中柱，必须施打顺巷钢抬棚，每次推移转载机后必须及时将顺巷钢抬棚施打好，并将电机后方中柱补齐。2、材料巷端头支护方式材料巷端头支护采用单体钢棚进行支护，正常情况下采用一梁五柱支护。当上端头120#架进入巷道内超过0.6m，端头支护钢可撤除下帮柱一梁三柱支护，120#架顶梁必须挑住钢下头时，钢与支架顶梁接触必须严实，否则必须用道木垫实。当上端头120#架进入巷道内，与巷道上帮间距小于1.5m时，钢棚进入后巴子内无法回撤，可采取在支架前梁前超前回撤。并靠上帮按0.5m间距施打好带帽点柱，按规定绑好两道防倒绳、防崩管；当支架与上帮间隙小于0.7m时，不再支设点柱。当上端头120#架与钢之间空顶大于0.5m时，采用顺巷迈步钢支护顶板，确保上端头支护无安全隐患。隅角切顶线拖后过渡支架切顶线的距离控制在2.0m以内，隅角内切顶线处2架单体钢棚必须保持一梁五柱支护，以利于切顶和防止窜矸。(二)端头超前处理方式1、按照每天割煤5刀，进尺4.0m的推进速度，端头架前每天需超前破除上帮喷体，推移转载机前必须将转载机推移盘前超前卧底。2、运输巷上帮喷体、材料巷下帮喷体需超前破除，超前距离不小于5.0m。3、喷体破除采用风镐破碎，使用断线钳、大锤等工具进行处理，破碎后的喷体装袋，集中装车升井或运到老空区。破帮的煤装入运煤系统，严禁喷体混入煤中。4、运输巷超前破喷体时，施工迎头超前工作面5.020m，以满足正常生产。运输巷破除上帮喷体时，3个施工地点可同时作业，作业时只撤除上帮外侧单体支柱，并在内侧单体支柱靠面侧按规定绑扎两道防崩管，钢保证一梁五柱支护，如作业地点宽度不足需要将上帮柱全部撤除时，必须施打顺巷抬棚。5、材料巷超前2m破除下帮喷体并将下帮底角的回弹料全部清理干净，作业时只撤除下帮柱，钢至少保证一梁三柱支护，每次撤棚长度不超过2.0m。6、破除喷体采取以下方法：上、下端头煤壁两侧两帮喷体较完整时，采取自下而上超前破除喷体，喷体破除后及时垛袋或挂网进行封堵。上、下端头煤壁两侧两帮喷体局部开裂时，首先对开裂喷体敲除后，再根据现场情况确定采取自下而上或自上而下破除喷体。上、下端头煤壁两侧两帮喷体局部开裂较轻时，对开裂喷体敲问后，采取自下而上破除喷体，喷体破除后及时垛袋或挂网进行封堵。上、下端头煤壁两侧两帮喷体开裂严重或两帮腮部喷体断裂时，必须采取自上而下超前破除喷体。当工作面两端头片帮严重、顶板破碎时，只超前破除底根喷体。7、必须保证顶板在有支护的情况下，方可进行扩帮、卧底改柱工作，严禁空顶作业。8、在上下端头喷体破除后，及时支设单体支柱并按照规定要求将防倒绳、防崩管绑扎固定牢固。 (三)端头支架的前移方式:靠推移千斤顶和固定在转载机溜槽下的推移板相互作用完成的，具体操作步骤如下:1、机组下行割透运输巷巷帮，回机上行插机到35m以外后，工作面移架至溜头。停机清理好溜头大架前及端头支架前的浮煤杂物完成移溜头工作。2、将端头架上、下两侧的推移千斤顶打在推移供液位置上，使转载机前移一个步距0.8m。3、清理端头架前方不少于1.0m范围内的闲杂物料，将端头架前方1.0m范围内的钢、道木、铁鞋撤除，及时外运并码放整齐。上述作业要求逐架进行，撤除单体支柱时，先对需要撤除单体支柱进行泄液再撤除防崩管，撤除防崩管采取外窜的方法，拆除需要撤除单体支柱的防崩管，保留相邻不撤除单体支柱的防崩管，钢防崩管不得撤除。4、先降上帮侧端头架，当端头架顶梁离开顶板后，停止降架，将下帮侧的推拉千斤顶打在推移供液位置上，然后将上帮侧拉移千斤顶打在拉移供液位置上，前移0.8m，升紧上帮端头架，完成上帮端头架的拉移工作。5、上帮端头架拉移结束后，降下帮端头架，使其顶梁离开顶板，停止降架，将上帮侧推移千斤顶打在推移供液位置上，将下帮侧推移千斤顶打在拉移供液位置上，前移0.8m，升紧下帮端头架，完成下帮端头架的拉移工作。6、各项准备工作做好后，经班长检查无安全隐患后，发出开机信号，开机割煤。三、支护材料的使用数量和存放管理4208材料巷超前支护长度120m，需要240根2.6m钢，1200棵dz-2500单体液压支柱，480块650400对柱铁鞋和240块500铁鞋，2400块道木；端头支护需要85棵单体液压支柱，17根2.6m钢，51块铁鞋，200块道木。运输巷超前支护长度150m，需要375根3.2m钢，2250棵dz-2800单体液压支柱，1125块650400对柱铁鞋，3000块道木。按照两巷超前支护长度要求，所用支护材料必须存有5%以上的备用量。1、材料巷：单体液压支柱：（1200+85）5%64棵，取65棵。铁鞋：（480+240+51）5%39块，取40块。钢：（24017）513根，取15根。道木：（2400+200）5%130块，取140块。2、运输巷：单体液压支柱：22505%113棵，取115棵。铁鞋： 11255%56块，取60块。钢： 375519根，取20根。道木： 30005%150块，取160块。备用材料分别存放在两巷距工作面130m160m的巷道内，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称。材料存放时单体柱爪朝上排放整齐，使用防倒绳捆绑好，连接牢固。道木码放成垛，木垛高度不得高于1.2m，木垛外端距轨道侧的间隙不得小于0.5m。铁鞋每10个垛成一垛