4418煤柱面作业规程.doc

编号：HC/QCJS-01 煤矿采煤工作面作业规程目 录矿审批意见 2会审单位及人员签字 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 6第三节 煤层顶底板 7第四节 地质构造 7第五节 水文地质 8第六节 影响回采的其它因素 8第七节 储量及服务年限 9第二章 采煤方法 10第一节 巷道布置 10第二节 采煤工艺 10第三节 设备配置 14第三章 顶板管理 15第一节 支护设计 15第二节 工作面顶板管理 19第三节 两巷及端头顶板管理 23第四节 矿压观测 26第四章 生产系统 28第一节 运输系统 28第二节 通防与监控系统 28第三节 排水系统 32第四节 供电系统 33第五节 通讯照明系统 33第五章 劳动组织和主要经济技术指标 34第一节 劳动组织 34第二节 主要经济技术指标表 35第六章 灾害预防及避灾路线 38第七章 安全技术措施 39第一节 一般措施 39第二节 顶板管理 40第三节 防治水 49第四节 爆破管理 49第五节 “一通三防” 50第六节 运输管理 54第七节 机电管理 58第八节 其它 64矿 审 批 意 见编制人: 年 月 日单位负责人: 年 月 日审查人: 年 月 日技术部 年 月 日 通防部 : 年 月 日地测部 年 月 日机电部: 年 月 日机电运输: 年 月 日 调度室： 年 月 日安监处: 年 月 日回 采 矿 长: 年 月 日回采副总工程师： 年 月 日生 产 矿 长: 年 月 日总 工 程 师： 年 月 日会审单位及人员签字作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称新汶矿业集团孙村煤矿4418（煤柱）工作面施工单位复查时间参加复查人员签字施工单位: 年 月 日技术部: 年 月 日通防部: 年 月 日地测部: 年 月 日机电部: 年 月 日安监处: 年 月 日总工程师: 年 月 日存在主要问题处理意见第一章 概况第一节工作面位置及井上下关系一、工作面位置、范围及四邻和地表的关系4418(煤柱)工作面位于-800米水平,前组四采区四层煤第二亚阶段。东临F12断层;西临4418工作面采空区;南临4417工作面采空区;北临4419工作面采空区,上覆4218工作面,4218工作面已开采结束。4418(煤柱)工作面走向长为3565米,平均59米。倾斜宽为137米,斜面积为8042.0平方米。工作面标高为-650 -710米。设计代采段走向长为3072米,平均54米。倾斜宽为202227米,平均215米,斜面积为11659.0平方米,工作面标高为-650 -745米。 该面对应的地面位置为:南宫庄西北的一片农田,西周河由南向北贯穿本工作面上方。地面标高为+187.8m。二、工作面位置及井上下关系表 表一水平名称-800水平采区名称前组四采区地面标高+187.8m井下标高-650-745m地面的相对位置4418(煤柱)工作面对应的地面位置为南宫庄西北的一片农田,西周河由南向北贯穿本工作面上方.地面标高为+187.8m。回采对地面设施的影响工作面回采后地表将有一定程度的沉陷，对地面农田有轻微的影响。井下位置及相邻关系4418工作面位于-800m水平，前组四采区四层煤第二亚阶段面。东到F12断层，西临4418工作面采空区，南临4417工作面采空区，北邻4419工作面采空区，上覆二层4218工作面已开采结束。块段号走向长度(m)倾斜长度(m)面积(m2)591378042.05421511659.0第二节 煤层本工作面设计开采煤层为四层煤，通过地质资料分析和工作面掘进揭露巷道证实，该工作面范围内，煤层结构简单，煤层稳定。具体情况如表二所示。表二煤层情况表 煤层厚度(m)2.2煤层结构结构简单煤层倾角22开采煤层4煤 种气煤稳定程度稳定 煤层情况描述（1）煤层稳定,结构简单,变异系数为7.7%,可采指数为1,煤层厚度为2.022.52米。平均纯煤厚为2.2米。（2）煤的物理性质:黑色、粉末黑褐色,容重为1.36,硬度小,断口呈梯状,性脆且易碎,导电性弱,亮煤、暗煤和镜煤条带较宽,相互交替存在,具有条带结构和层状结构,层理间偶见丝炭,属半亮型煤。（3）工作面瓦斯等级为低级,煤尘爆炸指数为37.1%,自燃发火期为55天,预计原始地温为26,地压为2094.52244.5T/ m2,设计带采段地压为2094.52332T/ m2 。附图一：4418工作面地层综合柱状图第三节 煤层顶底板 一、 煤层顶底板岩性情况: 煤层顶板有伪顶,岩性为粉砂岩,灰色,厚1.2米.向上为砂岩,白色,坚硬,厚度为13米。底板为粉砂岩,灰色、层理发育,含植物碎屑化石,厚度为1.72.0米.其底部煤为小煤5,厚度为0.10.15米。二、煤层顶底板情况表 表三 顶、底板名称岩石名称厚度（m）特 征基本顶砂岩13.0白色，坚硬，厚层理。直接顶粉砂岩1.2灰色，易碎。直接底粉砂岩1.7-2.0粉砂岩，层理发育，含植物碎屑化石，含泥质老底砂岩5.0-6.0白色，坚硬，楔状，层理发育。第四节地质构造断层情况以及对回采的影响4418(煤柱)工作面地质构造简单，工作面共揭露一条断层,对回采影响不大.煤层走向155，倾向65，倾角22。表四 断层情况表 断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采影响程度f110419450正1.1较小第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：0.05（m3/min） 最大涌水量：0.1（m3/min）二、含水层（顶部和底部）分析本工作面水文地质条件简单，顶板裂隙发育地段有少量砂岩裂隙水以滴、淋水形式出现。第六节影响回采的其它因素 表五 影响回采的其它地质情况表 瓦斯矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.643 m3/t，瓦斯绝对涌出量1.01 m3/min，本面参考值为0.6 m3/min。二氧化碳矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量2.08 m3/t，二氧化碳绝对涌出量1.72 m3/min，本面参考值为0.8 m3/min。煤尘爆炸指数四层煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为37.1%。煤的自燃倾向性有自燃倾向，发火期6-12个月。地温危害地温热害影响严重，预计原始地温32，应采取降温措施。冲击地压危害本工作面为四层煤工作面，四层煤具有中等冲击倾向性，且上覆二层煤4218工作面已开采结束,在开采过程中应制定防冲措施并严格执行。第七节 储量及服务年限一、 储量 工业储量： 59812万吨可采储量： 56821.4万吨，本矿的工作面采率参考值95%。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/月产量 =56821.4/1502.20.81.363290.951.91个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况-800前四采区是孙村煤矿2001年7月变更设计投入生产的，工作面采用走向长壁后腿式布置。采区沿四层布置两条上山，轨道上山回风，南侧与轨道上山联接，下巷运输通过轨道上山，联络巷进入采区煤仓，北侧通过轨道下山与-800前四下车场相连接，4418（煤柱面）位于-800水平前四采区第亚阶段。二、工作面运输巷4418(煤柱)工作面运输巷、腰巷,沿煤层底板布置，运输巷、腰巷,采用锚网带支护，巷道采用梯形断面,断面积5.28m2。主要用于该工作面的进风和运煤。三、工作面回风巷4418(煤柱)工作面回风巷,沿煤层底板布置，回风巷采用锚网带支护，巷道采用梯形断面,断面积5.28m2。主要用于该工作面的回风和运料。四、工作面切眼切眼沿煤层底板布置，采用锚网带支护，巷道采用矩形断面,断面积5.28m2。附图二：a.附图：4418(煤柱)工作面运输巷、回风巷、切眼素描图b.4418(煤柱)工作面位置及巷道布置示意图见平面图。第二节 采煤工艺一、 采煤工艺 工作面采用走向长壁采煤法，垮落法管理顶板，见顶见底，循环进度0.8m。采用DY-150（W）型无链牵引式单滚筒采煤机落煤、装煤，SGB630150（C）型运输机运煤，采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护顶板，见五回一的支回方式。二、采煤方法（一）机械落煤1、4418(煤柱)工作面使用单滚筒采煤机DY-150（W）割煤,其落煤方式如下:进刀方式和割煤方式：割三角煤端部斜切进刀，单向割煤，往返进一刀。a.机组下行割三角煤顶煤，割透下机窝。b.机组上行割三角煤底煤，装余煤，沿弯曲段运行10-15米。c.移机头。d.机组上行割顶煤，割透上机窝。e.机组下行割底煤，移输送机、支柱至进刀处。2、采煤机吃刀处在正规柱梁空档内按间距1.2m使用型钢加强支护，采煤机吃刀完毕后及时前移，型钢长3.2m，一梁不少于二柱。附图三 采煤机吃刀（二）、爆破落煤工艺上下端头采用爆破落煤，打眼放炮人工攉煤，炮采段必须按1.2m间距支设贴帮柱。1、打眼方法：炮眼采用双排眼布置，眼深1.0米，眼距0.9米，采用矿用水胶炸药，每孔装药量0.3kg。打眼前先敲帮问顶，支护齐全，消除一切危险因素。 用风煤钻配六棱空心钻杆湿式打眼，用镐点眼，禁止套用老眼或残眼。在临时支护的保护下操作，与回柱平行作业间距为回柱点以上10m,以下15m。 打眼时，禁止开采煤机和运输机，人员不准站在运输机内。打完眼后，风煤钻、风水管要拉到上下平巷支护完好处盘好。打眼工必须严格执行煤矿安全技术操作规程采煤专业采煤打眼工部分的有关规定。2、爆破操作规定：(1)、装药定炮前先检查瓦斯，符合规定方可定炮，定炮必须由专职放炮员操作，先清除炮眼内的粉尘，然后定炮，定炮必须使用专用炮棍，随定炮随将脚线扭结悬挂，避免与导电体接触。(2)、按电雷管顺序定炮连线，连线放炮必须由放炮员一人操作，定炮时，脚线必须扭结短路，必须一次定炮一次起爆。全面只准使用一个放炮器。炮后详细检查爆破情况，发现拒爆、残爆的炮眼严格按煤矿安全规程342条处理。(3)、定炮完毕，经检查符合放炮规定后，由班长派专人在所有通往放炮地点的通道上站岗，躲炮半径必须大于150m以上，躲炮时间30min以上。站岗人员必须拉绳挂牌。放炮员清理现场后最后一个离开放炮地点，至躲炮点吹哨后按规定放炮。站岗必须严格执行以下规定：放炮前，由当班班长亲自安排专人到规定地点站岗，每处站岗地点安排两人前往，一人站岗，一人回来通知班长放炮，所有站岗返回人员通知班长后，班长清点人数，确认无误，方准下达放炮命令，安监员将闭锁钥匙交给放炮员，放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。放炮后，班长、安质员、放炮员、瓦检员必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘顶板、瞎炮、残炮等情况，如果有危险情况必须立即处理。确认安全无误后，班长安排人员撤岗，撤岗人员必须与回来通知放炮的人员是同一人，站岗人员在未见到撤岗人员之前，严禁让任何人员进入警戒范围，只有见到撤岗人接到撤岗命令后，方可撤岗。工作人员进入工作地点后，补齐被炮崩倒的支柱，并严格按照由上向下的顺序进行。3、煤层注水眼规定及要求(1)、施工方法每次放炮前,进行煤层注水工作，用风煤钻驱动。施工前准备工作：钻孔注水前，必须检查支柱状况，将支柱加固整改一遍。检查施工所用工具（风煤钻、水式钎尾、钻杆）是否完好齐全，并依次拧紧。(2)操作规定：钻孔布置在煤层中间顶板以下1.0m处，俯角15，根据爆破落煤长度每6m 布置一个注水孔。选好眼位，调整好角度，点开启动，在钻头进入煤体的同时打开水阀，2人扶钻1人推钻。钻孔过程中，必须按设专人监护顶板、煤帮情况，发现问题及时撤人。施工人员严格执行煤矿安全技术操作规程中有关打眼工的具体规定：a.根据循环进度，确定钻孔的深度为1.0m。b.钻孔钻到位置后，使用防尘水管和封孔器注水，采用自然渗透方式增加煤体含水量。在放炮前，必须将注水孔注满水，注水时间不少于3-5min，并用粘土炮泥将注水孔孔口封实，封泥长度不少于50mm。c.施工人员必须坚持敲帮问顶，及时用长把工具 (1.5m) 摘掉悬矸活石，在完好支柱保护下操作，严禁空顶作业，严禁站在运输机内，严禁开采煤机和运输机。机道内岩体有片帮危险又不易摘掉的，要支好戗柱。摘顶找帮前，必须加固好周围支柱，维护好工作空间，摘顶找帮以下5m不得有人。d.必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。附图四炮眼布置图（三视图）表六 炮眼特征表 名称距离（m）位置角度眼深（m）利用率（%）装药量（kg/孔）炮眼数量（个）距顶（m）距底（m）仰俯（）水平（）顶眼0.90.61.6仰5851.0800.30底眼0.91.60.4俯5851.0800.30表七 爆破说明书 序号项目单位数量说明1打眼工具型号 ZMS-60风煤钻台数2上下平巷各一台2炮眼特征循环眼数个25平均深度m1.0循环炮眼总长度m253炸药炸药种类27矿用水胶炸药每孔装药量kg/孔0.3循环用量kg7.5吨耗kg/t0.01964雷管种类毫秒延期电雷管1-5#循环用量个25吨耗个/t0.0655封泥炮泥0.5粘土炮泥水炮泥个1水炮泥封泥长度m0.5封满封实6起爆联线方法串联联线 三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度2.2m，回收率0.95，循环率0.9，则日产煤量=1502.20.81.3630.95=1023.2t月产量=1023.2290.9=26707t 第三节 设备配置 1、采煤机：采煤机型号：DY-150W 采高：1.62.8m截深：800 mm适用倾角：350滚筒直径：1250mm 滚筒转速： 40.6r/min牵引力：350kN牵引速度：0-6.0m/min牵引型式：齿轮销轨 机面高度：1200mm最小卧底量：145mm灭尘方式：内外喷雾装机功率：150kW 电压：660V机重：27t2、刮板输送机（一部）：型号：SGD 630150（W） 功率：275kW 运输能力：450th 链速：0.93ms 刮板链形式：双边链 刮板间距：1080mm 中部槽：1500630248mm（长宽高）3、转载机（一部）：型号：SGW-40T 设计长度50m 电机功率: 55 kW 运输能力:200t/h附图五：4418(煤柱)工作面设备布置示意图 第三章 顶板管理第一节支护设计一、工作面基本情况表八 1、工作面主要参数煤层厚(m)采高(m)倾角()面长(m)走向(m)煤层号2.22.22215011342、支护材料单体支柱工作面的支护设计： 根据工作面地质条件和矿压资料，确定本工作面使用DZ22-30/100 、DZ25-30/100外注式单体支柱配HDJB-800型金属铰接顶梁进行支护。3、顶板管理方法：采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。煤层顶板为粉砂岩，灰色，易碎，抗压强度11.2MP。往上变为砂岩，白色，坚硬，厚层理，抗压强度66.7MPa厚度13.0m。底板为粉砂岩，灰色、层理发育，含植物碎屑化石，抗压强度为21.4MPa，厚度1.7-2.0m。其下层煤为小五层煤，厚度0.10.15m。根据4418工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。二、同煤层观测工作面生产条件及矿压观测参数(一) 单体支柱工作面的支护设计： 根据工作面地质条件和矿压资料，确定本工作面使用DZ22-30/100 、DZ25-30/100外注式单体支柱配HDJB-800型金属铰接顶梁进行支护。 (二)采用类比法进行设计 1、参考同煤层矿压观测资料，观测工作面生产条件工作面编号:3421;采高2.10m;煤层倾角：22；距地表垂高996m；柱梁型号：DZ22-30/100、DZ25-30/100单体液压支柱、HDJB-800金属铰接顶梁；支护方式：排距：0.8m；柱距：0.6m；最大控顶距：4.5m；最小控顶距：3.7m；支护密度：2.08根/m；支护强度:446.7KN/m；切顶方式:一排戗棚，丛柱；支回方式：见五回一；放顶步距：0.8m。序号项目单位数值序号项目单位数值1顶板分类直接顶类别类36周期来压来压步距来压步距m13.2基本顶分级级支柱载荷平均值kN179.7最大平均值252.32底板分类底板类别类b顶板下沉量平均值mm160.4底板比压MPa29.4最大平均值169.33直接顶初次垮落步距m26顶板下沉速度平均值mm/h6.13最大平均值6.574初次来压来压步距m307全部观测段支柱载荷平均值kN158.9支柱载荷平均值kN177.2最大平均值243.4最大平均值245.2顶板下沉量平均值mm131.7顶板下沉量平钧值mm198.1最大平均值140.4最大平均值212.2顶板下沉速度平均值mm/h5.42顶板下沉速度平均值mm/h7.61最大平均值5.76最大平均值8.23离散系数0.235超前压力影响范围上平巷m25下平巷m152、矿压参数(三)控制设计 1、确定合理的支护强度A、工作面直接顶的冒落高度计算Sa=haL0/Lk=0.16913.2/4.5=0.495（m）Sa：老顶触矸处的冒落下沉量ha：周期来压顶板下沉量Lk：最大控顶距L0：周期来压步距Mz=（H-Sa）/（Ka-1）=（2.2-0.495）/（1.3-1）=5.68（m）式中：Mz：直接顶冒落高度Ka：直接顶碎胀系数B：回归分析法Ps=Ck（39hm+2.4Lr-6.9N+134）=1.4（392.2+2.430-6.95.68/2.2+134）=433.44kN/m2式中：Ps：支护强度kN/m2hm：工作面采高mLr：初次来压步距mN：采空充填系数，N=hi/hm，hi：直接顶冒高Ck：备用系数，一般取1.21.4C、位态方程Ps=A+Koh/hr式中：Ps：支护强度kN/m2A= hir= 5.682.5=14.2t/m2=139.16kN/m2hi:直接顶厚度；r：直接顶容重；Ko：位态常数Ko=Po-A=252.3-139.16=113.1kN/m2h：来压时顶板下沉量的平均最大值mmhr：要求控制顶板下沉量Ps=139.16+113.10.1693/0.22=226.19kN/m2D、用初次来压和周期来压期间支柱载荷平均值法Ps=（P1+P2）2.08/2=（177.2+179.7）2.08/2=371.18kN/m2E、用8倍采高计算支护强度Ps=8hmr=82.22.5=44t/m2=431.2kN/m2选取以上计算方法结果中支护强度最大值确定的合理支护强度Ps=431.2kN/m22、确定合理的支护密度Rt=RKjKbKaKz=2940.980.90.950.95=234kN式中： Rt：液压支柱实际有效支撑力，kN R:支柱额定工作阻力 Kj：支柱工作系数，0.98 Kz:支柱增阻系数，0.95 Kb:不均匀系数，0.9 Ka:倾角系数，0.95N=Ps/Rt=431.2/234=1.85（根/m2）式中：N：合理支护密度:根/m2 Ps：合理支护强度kN/m23、验算柱排距： Ni=1/di=1/0.60.8=2.08根/m2 n=1.85根/m2 式中：Ni工作面实际支护密度，根/m2d柱距，0.6mi_排距，0.8m4、选择控顶距：根据4418(煤柱)工作面煤层储存条件、现有的技术装备、及上述分析计算，确定工作面支护参数如下：DZ22-30/100 、DZ2530/100型单体液压支柱和HDJB800金属铰接顶梁。排距0.8m，柱距0.6m，最大控顶4.5m，最小控顶3.7m，见五回一，机道宽1.3m，切顶支设一排倾斜对接戗棚，放顶步距0.8m。因此本工作面的支护强度完全满足控制顶板的需要，初次来压期间及推进过程中悬顶面积大于25m2时每6-8m加一组丛柱，加强工作面的支护强度，本工作面的支护参数是可行的。5、柱鞋直径的选择:200Rt/Q=200234/3.1429.4 =0.318m=318mm式中： 铁鞋直径（mm） Q底板比压，（Mpa ）因此工作面选用320mm的柱鞋满足要求。根据以上计算确定该工作面支护参数如下表九 工作面基本支护规格表 名 称支护形式支柱控顶距支护参数顶板管理方式放顶步距（m）排距（m）柱距（m）最大（m）最小（m）密度棵/m2强度kN/m2支回切顶0.8规格柱梁0.80.64.53.72.08486.72见五回一戗棚（四）、选取支护参数的可行性分析1、根据以上支护密度的计算，其支护密度为1.85（棵/m2)即可满足要求，本工作面的实际支护密度为2.08(棵/m2)大于计算的支护密度，所以本工作面的支护密度是可行的。2、本工作面选取的支护强度为486.72kN/m2大于合理的支护强度，431.2kN/m2通过以上计算分析本面选取的支护参数是可行的。本面选取的支护强度为486.72KN3、支护材料选择根据工作面采高及现有技术装备，决定采用DZ22-30/100 、DZ25-30/100外注式单体液压支柱，HDJB-800型金属铰接顶梁，工作面正规支柱穿铁鞋(丛柱、型钢全部穿铁鞋)，初撑力90kN，使用中流量防飞三用阀。表十 单体支柱规格表 单体支柱规格 DZ22-30/100 DZ25-30/100 最大支撑高度2140mm2400mm最小支撑高度1640mm1800mm额定工作阻力294 kN294 kN三、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化泵选用DRB200/31.5型二台，RX-200/16泵箱。输液管路选用高压胶管，耐压18MPa以上。乳化泵主要技术参数如下: 公称压力：31.5MPa 公称流量：200Lmin 输出压力：18MPa 电机功率：110kW乳化液配比：23% 电机转速：1475r/min 电机电压：660V乳化液箱技术参数型号：RX-200/16 有效容积：1600L（二）泵站设置位置泵站安设在-800前四煤仓轨道巷以内。（三）泵站使用规定要保证泵站压力不低于18MPa，使用乳化液自动配比器，乳化液浓度2%-3%，使用糖量计进行乳化液浓度监测。要加强泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。第二节工作面顶板管理一、正常工作时顶板支护方式1、机(炮)道支护措施。（包括支柱挂梁、铺网、使型钢梁及防止放炮崩倒支柱等加强措施）（1）机道采用预挂顶梁，柱梁同步升起的支护方式。即在支柱的同时预挂一根顶梁，并与支柱同步升起，使顶梁梁端接顶吃劲。操作时必须两人一组，施工人员先站在上方用锤将人行道的水平销倒掉后，一人托起顶梁插接，贯满圆销，按由下而上插上水平销（使用合格的防飞水平销），另一人在人行道内支柱的上方缓慢降柱，将顶梁调整适当角度，把防飞销插在水平销上，然后升柱接顶并持续注液35S。工作面单加顶梁时，必须向老塘侧倒铰一根并在顶梁下支设支柱，严禁单挑。（2）柱梁布置方式为齐梁齐柱布置，顶梁前悬0.4m，后悬0.4m，柱距0.6，排距0.8，最大控顶距4.5，最小控顶距3.7，机（炮）道宽度1.3。（3）工作面支柱的支设要求：支柱要拉线支设，保持3迎山角，迎山距0.76m,不得支在浮煤(矸)上，并及时拴好防倒绳。工作面顶梁要铰接使用，铰接率大于90%，不得出现连续两根不铰接顶梁。人行道两侧及上下端头超前支柱及时拴防倒绳。支柱进面前要经过试压合格，严禁使用损坏失效的柱梁，面上无空载支柱。及时更换适宜高度的支柱，不准超高采煤和支柱无缩量使用。支柱最大高度应小于设计高度0.1，最小高度应大于设计高度0.2。新支柱进面前要反复注液排气，排净为止。泵站压力要达到18Mpa。随支柱随进行二次注液，支柱初撑力达到90kN以上。工作面支柱必须严格按“八个三”的要求施工：“三直”：煤壁直、溜子直、支柱直。“三线”：顶梁鱼口一条线，顶梁走向一条线，支柱走向一条线。“三对号”：支柱、顶梁、铁鞋对号。“三朝上”：支柱手把体朝上，水平肖小头朝上，三用阀卸载阀朝上。“三整齐”：顶梁竖放整齐，回出的支柱支设整齐，放顶线整齐不窜矸。“三达到”：泵站压力达到18Mpa以上，支柱初撑力达到90kN以上，乳化液浓度达到2-3%以上。“三齐全”：移溜器齐全，特殊支护齐全，施工工具齐全。“三畅通”：上、下出口及平巷畅通，工作面人行道畅通，回柱退路畅通。(4)机道内的伞檐倾斜长度超过1时，突出部分不超过200；长度1以下时，突出部分不超过250。否则，要用长扒子(1.5m)摘掉，摘顶找帮以下5m不准有人，并停机停溜，人员站在摘顶找帮上方位置操作，不易摘掉的伞檐，按下述支临时柱的要求护顶。(5)工作面铺设双抗网（规格0.86m）护顶,铺网在采煤机割煤前进行,人员在人行道内超前一茬铺联网, 联好后反向折起挂在顶梁上,不得妨碍采煤机通过,采煤机割煤移溜后支柱时,借助悬臂梁将网托起。铺网严格执行后述铺联网措施规定。双抗网每孔逐联，每0.3m系一个死结。过断层顶板破碎时，采用金属菱形网护顶（规格1.6m1.6m）(6) 机道内的浮煤用长不小于1.5m的扒子扒入溜子。(7)人员需进机道时，必须先停机停溜，挂齐顶梁，敲帮问顶摘顶找帮，并专人监护顶板和煤帮。人员撤出机道，发出开机信号后，方准开机。2、支回贴帮柱、临时柱的要求：工作面正常情况下，不支设贴帮临时柱，特殊情况如：顶板破碎带、过断层、机道超宽、人员进机道作业时，支设贴帮临时柱，柱距1.2m，支在顶梁、型钢梁或木托板下。贴帮临时柱自上而下支设，支设前必须先敲帮问顶，摘除悬矸活石。回贴帮临时柱时，人员站在支柱斜上方人行道内远距离回柱，以下8m不准有人，支回贴帮临时柱时必须敲帮问顶，在专人监护下，停机停溜进行。3、采煤机割煤过程中有漏顶危险及断层带、顶板破碎带等，按1.2m间距在正规柱梁空档内使用长2.8m的型钢梁，一梁二柱。支设及移动型钢梁时，三人操作，一人扶柱升柱，两人借助支柱为支点把型钢前移到位，步距0.8m，前移到煤壁调整好位置后均匀升柱直至接顶吃劲，顶板破碎时必须用木料穿实。型钢梁跨溜子时操作过程中必须停机停溜，并且人员严禁站在溜子内操作。二、切顶线支护及工作面加强支护稳定性措施1、切顶线特殊支护材料规格、要求： 工作面采用见五回一的支回方式，垮落法管理顶板。工作面采用无密集切顶，切顶排内侧支设一排倾斜对接戗棚，棚头用高分子材料戗棚，长度2.0m,棚腿用单体支柱，一梁二柱，支柱上端支在戗棚与顶梁接点处，下端支在切顶第二排支柱的柱根上，戗棚初撑力不小于50kN, 戗棚与顶梁接触不严时加木楔或托板，戗棚棚头间距不大于0.2m，初采及正常推采过程中，按间距6m加丛柱，每组丛柱由4棵单体配2棵顶梁沿走向支设在切顶线内侧，随工作面切顶排回收向前移动，移动步距0.8m。表十一 特殊支护规格表 名称木垛间距戗柱柱距戗棚丛柱密集支柱切顶墩柱柱距柱距排距棵数间距柱距列数排数出口宽度型号间距单位m排棵m数量1.2146三、回柱方法与各工序平行作业顺序和安全距离1、回柱方法（1)人工分段回柱，分段距离不小于15m，接茬选在顶板完整、采空区无悬顶处，断层、顶板破碎带要分在同一组回收。(2)每组由2-3人组成，首先备齐钎子（1.2米）、锤（1米）、铣手镐、钩子（1.5米）、卸荷把和绳（1.5米），一人回柱、一人拉柱，拉柱所使用钩子长度不小于1.5m,顶板破碎处必须由3人组成，一人观察顶板。(3)回柱前首先检查所属范围内的安全状况，包括支柱是否完好齐全、退路是否畅通、有无悬矸活石、悬顶情况如何，发现问题及时处理，否则不得回柱。回柱时首先在分段点支设二棵隔离点柱，隔离支柱与切顶排和斜上方新切顶排支柱成一条直线。（4）戗棚的移设，超前回柱点把一架戗棚移设在新切顶排，戗棚支设牢固。（5）回收时人员站在所回支柱斜上方末前排第二个点柱空档内，在完好支柱的保护下，严格按自下而上，由里向外的顺序回收斜下方支柱的“三角回柱法”步骤回柱。严格执行“一查顶”、“二问柱”、“三回柱”的程序和“二必须”(必须用绳长不小于1.5m的卸荷手把远距离操作，埋压的支柱必须使用手拉葫芦配合远距离操作)的规定。回到隔离点柱附近时，必须细心问顶，清理好退路，支好护身柱，并对隔离点柱进行检查；回收最后几棵支柱时，必须有专人负责照明监护。（6）回柱要用长把工具（1.5m），卸荷手把应拴有长不小于1.5m的绳子。回柱点使用两个水平销, 用锤打紧，并随回柱交替上移。回柱时,先回支柱,拉出铁鞋，观察好顶板后，用大锤倒掉水平销,最后用大锤砸出顶梁圆销,将顶梁回出。（7）埋压的柱梁要在临时支护的保护下，挑顶或卧底排矸后用手拉葫芦远距离(不小于1.5m)回出，断层、顶板破碎、压力集中处，回柱时应视顶板情况支设带挑头的木信号柱(0.16m)。（8）回柱前要检查切顶排铺联网质量，发现漏联或撕网，及时补联，防止窜矸。滑入老塘的物料用钩子勾出，严禁人员进入老塘取料。回出的支柱必须全部升在新切顶排第二排的顶梁上，回出的顶梁对号竖放在临时密集支柱体上，回出的铁鞋对号挂在第二排支柱手把上。（9）回柱点以上5m，以下8m禁止其它工作。(10)回柱过程中，发现煤壁片帮、掉矸、支柱钻底、歪斜等来压现象时，人员必须立即撤至安全地点，待压力稳定，经班组长、安监员检查无误后，方可重新进入工作面进行回柱。(11)工作面达到最大控顶距，必须及时回柱放顶，禁止超宽采煤。(12)支、回丛柱时的程序：当正常回柱至丛柱位置时，暂停回柱工作；先将丛柱提前回出，先回老塘侧的柱梁，一人卸载，一人把钩拉柱，然后在顶梁下支设支柱，支柱支设后及时拴好防倒绳。严格按由下往上，由里往外的顺序依次回撤和支设丛柱。丛柱支设完毕，方准继续回柱工作。2、与各工序平行作业顺序和安全距离分段回柱距离 大于15m回柱与割煤距离 不大于15m回柱与支柱距离 大于15m跟机移溜的距离 12-15m支柱与移溜距离 大于15m3、回柱放顶示意图及说明（1）、回收工具及长度钩子长度不小于1.5m；钎子长度不小于1.2m；锤把长度不小于1.0m；卸荷把绳长度不小于1.5m并全部展开；锨；镐。（2）、操作顺序：先检查回柱空间的支护情况并及时处理隐患 检查切顶排的联网及补网情况 清理出畅通的安全退路 打好隔离支柱 在顶梁T1、T2下插全扁销 按图中的位置回收支柱1和顶梁T1 把支柱1对号升放在新切顶老塘第二排支柱顶梁下空挡内，T1顶梁竖放在支柱1上依次向上回收柱梁。附图 六（回柱放顶图）四、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和周期来压期间，应加强来压时的预测预报工作，由矿压部门在回风巷、运输巷挂牌标明来压位置。2、工作面支柱以及回风巷、运输巷所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支柱的初撑力及支柱状态，及时采取措施预防冒顶。3、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，确保端头支护强度，联网与巷道搭接0.5m以上，防止出现端头冒顶。4、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎带时的顶板管理：1、过断层及顶板破碎带时执行后述的安全技术措施，确保安全。2、备足物料，加强现场监督检查，上全特殊支护，确保支护强度。第三节、两巷及端头顶板管理一、4418(煤柱 )工作面上下端头支护1、工作面下端头的最大控顶距：6.1m，最小控顶距：5.3m。下安全出口：净宽不小于0.8m，净高不小于1.6m。(1)下端头使用6架双楔调角定位顶梁，按0.6m间距布置在溜头位置，支柱排距0.8m，柱距0.6m，顶梁前悬0.5m，后悬0.3m，机头上方定位顶梁允许一根无柱梁，运输机道至煤壁始终保持双楔齐全牢固，双楔反向对插打紧，凹面朝上，外露部分不得小于30mm，下缺口超前煤壁0.8m，煤壁侧保持两排支柱并拴好防倒绳，定位顶梁垂直煤壁向前铰接使用，支柱全部穿铁鞋支设。(2)放炮后敲帮问顶、摘除悬矸活石和松动的煤帮，扶倒柱，并随摘煤帮随挂齐定位顶梁，在定位顶梁的有效保护下随攉煤随改支柱。(3)在定位顶梁以上紧靠定位顶梁切顶线内侧加设一组丛柱，丛柱每组4棵支柱配2根普通顶梁（或1m型钢），沿走向支在正规支柱间，初撑力大于90kN。2、上端头最大控顶距：6.1m，最小控顶距：5.3m。(1)上端头使用6架双楔调角定位顶梁，按0.6m间距布置在溜尾位置，支柱排距0.8m，柱距0.6m，顶梁前悬0.5m，后悬0.3m，机尾上方定位顶梁允许一根无柱梁，运输机道至煤壁始终保持双楔齐全牢固，双楔反向对插打紧，凹面朝上，外露部分不得小于30mm，上缺口超前煤壁0.8m