E3207面作业规程.doc

编号：ZB-E3207星村煤矿采煤工作面作业规程采煤工作面名称： E3207工作面施 工 单 位： 综采工区编 制 人： 区 队 长： 批 准 人： 编 制 日 期: 2011年2月16日执 行 日 期: 2011年 月 日会 审 意 见会审单位及人员签字:审核人： 技术员： 区队长： 年 月 日 技术科： 调度室： 安监科： 机电科： 矿压科： 地测科： 通防科： 达标办： 分管副总：年 月 日分管矿长：年 月 日安全矿长：年 月 日总工程师：年 月 日目 录第一章 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 9 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 11第三节 设备配置 13第三章 顶板管理 14第一节 支护设计 14第二节 工作面顶板管理 18第三节 顺槽及端头顶板管理 19第四节 矿压观测 23第四章 生产系统 24第一节 运输系统 24第二节 通防与监控系统 25第三节 排水系统 33第四节 供电系统 34第五节 通讯照明系统 36第五章 劳动组织和主要经济技术指标 37第一节 劳动组织 37第二节 主要经济技术指标 38第六章 灾害预防及避灾路线 38第七章 安全技术措施 41第一节 一般规定 41第二节 顶板管理 43第三节 防治水 51第四节 爆破管理 52第五节 通防及安全监测 55第六节 运输管理 57第七节 机电管理 62第八节 防冲安全技术措施 76第九节 其它 77附图 79作业规程复查记录作业规程名称 工作面作业规程施工单位 综采工区复查时间 年 月 日参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见： 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表（表一）概况煤层名称3煤水平名称-870m水平采区名称东二采区工作面名称E3207地面标高(m)+54.5+57.9工作面标高(m)-1206-1303地面位置位于小雪镇西、大雪村村庄下，北临济宁新区快车道，石油气管线及石油管线在工作面北部附近穿过。井下位置及四邻采掘情况该面位于东二采区南翼，北邻东翼三号运输下山，南部为未开拓区，东邻DF172及DF97两断层，西邻3205工作面（未施工）。回采对地面设施的影响该工作面为村庄下条带开采，经特采设计及论证，回采对村庄、地表设施基本无影响。走向长(m)平距695倾向长(m)平距105-142/123.5斜面积(m2)85187斜距719斜距110-147/128.5E3207工作面煤层底板等高线平面图（1:2000）第二节 煤 层 煤 层 情 况 表 （表二） 煤层情况煤层总厚(m)2.211.65.98煤(矿)层结构煤层倾角()020153.23(0.20)2.75可采指数1.0变异系数(%) 26.04稳定程度较稳定3层煤沉积较稳定，煤层结构：3.23(0.20)2.75，普遍含一层夹矸(00.3m),全区可采。3煤走向北东，倾向东南。3煤上距2煤16.3426.22/23.28m，2煤厚0.01.0m，平均厚度0.6m，本矿区沉积不稳定，不可采。煤质情况Wt(%)A(%)粘结性V(%)FC(%)S(%)Y(mm)Q(Mj/Kg)工业 牌号2.6814.05中等37.4845.42%0.409.4429.02QM443煤为低灰至中灰、特低硫、特低磷、高挥发份的气煤，富油、粘结性中等。附图一：E3207工作面综合地层柱状图(1:200) 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表（表三）煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度(m)岩 石 特 性老 顶中、细砂岩6.58.47.5灰白色，分选性中等，硅质胶结，成分以石英、长石为主，次为暗色矿物，具波状层理，层面含炭质及云母。f=6.5直接顶粉砂岩03.02.0灰色，薄-中厚层状，分选性好，泥硅质胶结，具明显的交错层理，层面含炭质、泥屑及植物化石碎片，夹数层灰黑色条带及泥岩薄层，裂隙发育，局部缺失。f=4.5伪 顶炭质泥岩00.390.2深灰灰黑色，薄层状,含植物化石碎片及炭质，下部炭质含量较高，易染手，富含菱铁矿团块，具滑面。f=2.0伪 底炭质泥岩00.400.20灰黑色，薄层状，含炭质及植物根茎化石碎片，局部可见煤屑，具裂隙，裂隙内侵染浅色次生矿物。f=2.0直接底粉砂岩03.22.4灰色，薄-中厚层状，具明显的交错层理,层面孔含炭质、黄铁矿结核，具裂隙，裂隙内侵染浅灰色次生矿物，泥硅质胶结。f=4.5 老 底细、粉砂岩7.412.710.0灰色，薄中厚层状，分选性好，硅质胶结，具波状层理，层面含炭质及菱铁质结核，具裂隙，裂隙内充填方解石薄膜。f=6.5附图一：E3207工作面综合地层柱状图(1:200)第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面总体上为一单斜构造，受断层影响局部扭曲，煤层倾角变化较大， 020，平均15。该面地质构造复杂，两顺槽及切眼共揭露断层19条，从切眼至运顺将遇一大型底鼓构造（长170340m，宽40m左右），对回采影响较大，局部巷道内破岩石底03.0m，回采时将会破岩石。预计工作面上还有未预测到的小断层。由于断层落差一般较小，走向延展短，无法将这些断层点配对相连。煤层厚度变化较大，两顺槽内断层附近有层滑现象，造成煤层变薄，最薄处2.2m。 煤层内普遍发育一层夹矸层，一般00.3m。该面未发现陷落柱、火成岩等特殊地质构造体。巷道揭露及物探探明的断层情况详见下表： 断 层 情 况 表 （表四）断层名称走向倾向倾角()性质落差(m)对回采的影响程度g110219230正1.5轨顺揭露，影响较小g26315365正1.5轨顺揭露，影响较小g35132165正3.5轨顺揭露，影响较大g46835240正3.0轨顺揭露，影响较大g51576740正1.0轨顺揭露，影响较小g61576760正1.8轨顺揭露，有一定影响g751050正2.8轨顺揭露，影响较大g81748460正2.5轨顺揭露，影响较大g91233345正1.3轨顺揭露，影响较小g101263660正1.4轨顺揭露，影响较小q17516535正2.5切眼揭露，影响较大q21928950正1.0切眼揭露，影响较小q316025050正20皮顺揭露，有一定影响p19618665正15皮顺揭露，影响较小P269665正15皮顺揭露，影响较小P369655正15皮顺揭露，影响较小P489850正3.0皮顺揭露，影响较大P56415445正15皮顺揭露，影响较小P61610664正3.0皮顺揭露，影响较大附图一: E3207工作面轨道顺槽、运输顺槽、切眼和运煤巷实测剖面图(1:1000) 第五节 水文地质一、水文地质情况该面水文地质条件简单，主要受3煤老顶砂岩水的影响，可疏干。在工作面揭露断层或破碎带时，将以滴水、淋水的方式进入工作面，对回采有一定影响。1、3煤顶、底板砂岩裂隙含水层根据东翼回风下山打钻资料和E3207、E3202工作面实际揭露资料，3煤顶板砂岩含水层平均厚22.02m，3煤底板砂岩含水层厚14.02m，主要由细砂岩、中砂岩组成。根据精查地质报告和E3103、E3101、E3105、E3202工作面采掘工程实际揭露资料，3煤顶、底板砂岩含水层富水性较弱，但不均一，透水性差，属开采3煤的直接充水含水层，主要以淋水、渗水形式影响掘进，据星04钻孔抽水试验资料，水位标高+37.32m，单位涌水量0.001334 L/s.m。2、三灰含水层三灰厚2.406.20m，平均厚度4.75m，上距3煤45.7m,深灰色，致密，裂隙较发育，充填方解石，富水性较弱，以静储量为主，正常情况下不会发生底鼓出水。3、断层水E3207工作面外段介于DF172、DF109断层之间，里段介于DF71、DF97断层之间，由于这四条断层落差均不大于20m，对该块段的水文地质条件影响不大，再考虑到开采煤层埋藏较深，岩层致密，断层破碎带充填压实较好，井田内的断裂构造一般不含水，也不导水，因此DF172、DF109、DF71、DF97断层的含水、导水的可能性较小，对两条顺槽的施工构不成威胁。E3207轨顺、皮顺靠近上述四条断层时，加强水情观察，必要时进行打钻探查，并根据探查结果确定是否采取其它防治水措施。二、涌水量预计涌水量主要为顶板淋水和生产用水及少量底板渗水，预计正常涌水量5m3/h，最大涌水量20m3/h。 第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表（表五）影响回采的其它地质情况瓦 斯绝对涌出量：CH4=0.000m3/min CO2=0.27m3/min相对涌出量：CH4=0.000m3/t CO2=4.74m3/t煤(矿)尘煤尘爆炸指数38.90%， 有爆炸危险。煤的自燃属二类自燃发火煤层，发火期36个月，最短发火期仅31天。地 温恒温带深为50m，温度为17.5，3煤至恒温带地温梯度为1.9/100m。经计算最高温度为42.2.地 压煤层具有冲击倾向，岩层具有弱冲击倾向。普氏硬度( f )煤层夹矸直接顶直接底老顶老底伪顶伪底1.824.54.56.56.52.02.0第七节 储量及服务年限一、储量工作面走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m2）煤厚（m）容重(t/m3)工业储量(万t)回采率(%)可采储量(万t)E3207719110/147851875.981.3973.30782.760.62第二章 采煤方法 第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况东二采区是星村煤矿建井投产的第二个采区，该采区位于工业场的东北，采区内构造较复杂。根据采区煤层赋存特点及构造特征，采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。采区布置一组（三条）水平大巷，分别为东翼-870m水平轨道巷、东翼-870m水平运输巷及东翼-870m水平回风巷。为采区主要服务巷道。E3207工作面两顺槽沿走向布置，局部沿伪倾斜布置，分别通过E3207工作面轨道顺槽联络巷、东翼三号轨道下山、东翼二号轨道下山、东翼轨道下山和E3207工作面运输顺槽联络巷、东翼三号运输下山、东翼二号运输下山、东翼运输下山与东翼-870m水平轨道巷、东翼-870m水平运输巷联通。E3207工作面埋藏深，煤层较厚，煤质较为松软具有可放性。相邻工作面煤层顶板均随采随冒，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上充满采空区。因此E3207工作面选用综采放顶煤开采方法。二、工作面轨道顺槽E3207轨道顺槽沿走向布置；沿煤层底板掘进，局部受地质构造影响沿煤层顶板掘进，采用锚网带+锚索支护方式。锚杆型号顶板为KMG500-22-2400，锚杆间排距均为0.80.1m，配合菱形金属网及钢带并增加锚索支护。顺槽净宽4.1m，净高3.5m,巷道净断面积14.35 m2。轨道顺槽内布置有108注浆、89防尘、压风管路各一趟，该巷用于工作面进风和运料。并在轨道顺槽合适位置设置移动变电站、泵站列车等设备。三、工作面运输顺槽E3207工作面运输顺槽沿走向布置；局部沿煤层底板掘进，局部受地质构造影响沿煤层顶板掘进，采用锚网带+锚索支护方式。锚杆型号顶板为KMG500-22-2400，锚杆间排距均为0.80.1m，配合菱形金属网及钢带并增加锚索支护。顺槽净宽4.1m，净高3.5m，净断面积14.35m2。运输顺槽内布置有89防尘、压风管路及束管监测系统等管线，巷道用于工作面回风和运煤，装备有转载机、皮带运输机等。四、采煤面切眼切眼为矩形断面，为沿煤层顶板掘进。巷道净宽7.0m，净高2.8m，断面积19.6m2，采用锚网带+锚索支护，锚杆型号、金属网规格与顺槽相同，锚杆间排距均为0.80.1m；锚索型号SK18/101700Q，间排距为1.2m1.6m；沿切眼中线向两帮各偏1.2m支两排单体戴帽点柱，柱距为1.00.1m，排距为2.40.1m，柱帽为铰接顶梁。五、硐室及其它巷道在该面切眼中部布置采煤机组装硐室，深1m,长12.5m,高2.8m,采用锚网带锚索支护顶板。附图一：E3207工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面开采的煤层为3煤，平均煤厚5.98m，采用走向长壁后退式采煤法，根据煤层厚度和煤层赋存条件以及我矿的设备状况，E3207工作面采用综采放顶煤回采工艺，自然垮落法管理顶板，采高2.30.1 m。其主要工序：破煤：采用MG250/601-QWD型采煤机割煤,正常割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，速度不大于7.0m/min；顶煤受煤壁前方支承压力、顶板活动及支架支撑作用使顶煤破碎； 装煤：采煤机自行装煤为主，余煤在移溜时由铲煤板或人工装煤，顶煤通过支架插板的伸收和尾梁的下落使顶煤落至后部运输机；运煤：工作面上的煤由刮板运输机运至运输顺槽转载机和胶带输送机，经回风巷胶带运输机运到煤仓。支护：工作面采用ZF6200/17/30型液压支架支护，下端头采用ZT18700/18/35型端头支架和ZFG6500/19/32型过渡支架支护。采空区处理：采用自然垮落法处理。二、破煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部斜切进刀方式，斜切进刀段长度不小于30m。具体操作如下：采煤机自溜尾斜切进刀后向溜头割煤，自下而上至溜尾将弯曲段运输机移直。采煤机向下割透溜头后，反向向上牵机，跟机自下而上向溜尾顺移运输机。上牵机至溜尾，跟机自下而上移运输机至采煤机后滚筒，弯曲段距离不小于20m。采煤机自溜尾沿弯曲段斜切进刀后，将弯曲段运输机按自下而上的顺序移直，恢复初始状态。采煤机进刀原则上由上而下进刀，大部分下行割煤，如遇加刀调采或顶板破碎地段可改变进刀方向。2、割煤方式：双向割煤，往返一次进一刀，截深0.63m。3、放煤方式：液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，采用双轮顺序放煤，放煤顺序自下向上。每推进一刀的放煤工作分两轮完成。前后两轮的放煤口相距57架。第一轮放出煤量的1/22/3，第二轮以放出矸石不超过当时放出煤量的1/3为宜，使顶煤总体含矸率不大于20%。待放煤结束后升起支架尾梁，伸出插板，确保后溜过煤高度不小于0.5m。4、采放比：工作面煤厚5.98m，采高2.3m，放煤高度3.68m，则采放比：1：1.57。5、初采、末采及端头顶煤的处理：1）工作面初次放煤步距预计510m，生产时以顶煤能够放下时的推进距离作为初次放煤步距；停采前9m工作面不放煤。2）由于工作面倾角较大，为确保过渡支架处顶板的稳定，下端头3组支架不放顶煤，上端头2组支架不放顶煤（具体不放顶煤位置可根据现场顶板以及工作面坡度调整）。6、工序过程：具体正规循环作业顺序：割煤移架移溜，放顶煤只要在下一刀割煤前完成即可。附图二：E3207工作面采煤机斜切进刀方式示意图附图三：E3207工作面正规循环作业图表工艺流程：割煤 移架 推前溜 放顶煤拉后溜三、工作面正规循环生产能力工作面里段斜长110m，推进长度140m；外段斜长147m，推进长度579m。煤厚5.98m，循环进尺0.63m，每日按5个循环组织生产，设计割煤高度2.3m，放煤高度3.68m。(说明：工作面割煤回采率为97 %，放顶煤时回收率不低于80%，除去两端头及初采、停采不能放顶煤的影响。)则：里段综合回采率719128.52.397%+（719-15）（128.5-7.5）（5.98-2.3）80%/（719128.55.98）100%=82.7%;里段循环产量128.50.632.397%+3.6880%1.39583t；里段日产量58352915t；里段月产量29152590%6.6万t外段综合回采率719128.52.397%+（719-15）（128.5-7.5）（5.98-2.3）80%/（719128.55.98）100%=82.7%;外段循环产量128.50.632.397%+3.6880%1.39583t；外段日产量58352915t；外段月产量29152590%6.6万t工作面的服务年限 =60.62/73.30797%8.2（个月）由上述计算可知，每天5个循环可满足设计要求：第三节 设备配置一、设备配备情况（一）液压支架：主要技术特征如下：（1）基本液压支架：型号：ZF62001730型支架 支 撑 高 度： 17003000mm 伸缩前梁伸缩量： 700mm工 作 阻 力： 6200KN (37.5Mpa) 支 护 强 度： 0.850.87MPa移 架 步 距： 630mm 中 心 距： 1.5m支 架 重 量： 19.7T 适应 最大 倾角： 30（2）过渡支架：型号：ZFG65001932型支架支 撑 高 度： 19003200mm 伸缩前梁伸缩量： 700mm工 作 阻 力： 6500KN 支 护 强 度： 0.850.87MPa移 架 步 距： 630mm 中 心 距： 1.5m支 架 重 量： 22T 适应 最大 倾角： 30（3）端头支架：型号：ZT18700/18/35型支架支 撑 高 度： 18003500mm 伸缩前梁伸缩量： 700mm工 作 阻 力： 18700KN 支 护 强 度： 1.02MPa移 架 步 距： 700mm 支 护 面 积： 18.25m2支 架 重 量： 70T 适应坡度：适应走向仰、俯采10（二）乳化液泵站型 号： BRW-31531.5 公 称 流 量： 315 Lmin 公 称 压 力： 31.5 Mpa 电 机 功 率： 200 KW数 量： 1套（二泵一箱）（三）采煤机：选用MG250601QWD双滚筒无链电牵引采煤机，主要技术参数如下：采 高： 1.6m3.0 m 装 机 功 率： 601kW适应 最大 坡度： 35o 牵 引 速 度： 07m/min截 深： 630 mm 卧 底 量： 378mm（四）运输设备：1、刮板输送机:型 号： SGZ730/400型中双链刮板输送机；中 部 槽 规 格： （长宽高）1500730260mm；链 速： 0.94m/s； 电 机 功 率： 2200 kW；运 输 能 力： 700t/h；2、转载机：型 号： SZZ764/160型中双链刮板转载机；中 部 槽 规 格： （长宽高）1500764222mm；链 速： 1.4m/s； 运 输 能 力： 900t/h；与皮带有效搭接长度：13m；3、破碎机：型 号： PLM1000 破 碎 能 力： 1000t/h 最大 入口 尺寸： 700700mm 电 机 功 率： 110kW 电 压： 1140V4、顺槽可缩胶带输送机（1部）：型 号： SSJ1000-2250 带 宽： 1000mm；电 机 功 率： 250kW（单电机）； 运 输 能 力： 800t/h；辅助运输设备选用1.0T的矿车和平板车及其它材料车,牵引设备选用稳车。附图四： E3207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、 液压支架支护强度验算：1、顶板载荷的计算（按经验公式计算）：Q 9.8NhFr/10009.882.37.42.7103/10003602.8KN6200KN式中：Q支架载荷，KN；N支架载荷相当采高岩重的倍数，根据计算及实测分析，一般认为对中等稳定顶板以下时可取N=68，取8；h煤层的采高，m，取2.3；F支架的支护面积，m2，取7.4；r顶板岩石的密度kg/m3，取2.7103。2、用估算法计算支架支护强度为：PMr9.8=82.32.79.8=487KN/m2式中：顶板岩柱相当于采高的倍数，取8倍；M 采高2.3m；r岩石容重2.7T/m3；3、矿压观测实测的四个综采工作面支护强度：初次来压时平均： 518.6 KN/m2，一般487 KN/m2。周期来压时平均： 532.96KN/m2，一般487 KN/m2。平时最大600 KN/m2，一般445 KN/m2；故平均最大支护强度为532.96 KN/m2。4、液压支架所需的工作阻力按下式计算：式中：每架支架所控制的工作面长度，1.5m/架；煤的体积力，13KN/m3；顶煤厚度，5.98m（采高M=2.5m）；煤顶厚度，0m；煤顶岩梁长度，4.5m；垮落带直接顶岩层平均体积力，23KN/m3；垮落带直接顶厚度，5.52m；直接顶岩梁长度，（为端面距，m；为支架顶梁和前梁长度之和，m； 为直接顶岩层在支架后的极限悬顶长度，取2m），6.5m；垮落带最上老顶分层数，1；垮落带中第1分层老顶及其附加岩层的平均体积力，23KN/m3；垮落带中第1分层老顶及其附加岩层的厚度，4.31m；垮落带中第1分层老顶的岩块长度，22m。（计算时取实际数据，若无，可参考下列数据：基础岩层厚1.5m时取6m，厚2m时取10m，厚2.5m时取14m，厚3.0m时取18m；据东区经验取22m）。*注意：a、最上分层岩块长度与周期来压步距一致，周期来压步距一般在1018m之间，个别有超过20m的；b、绝大多数情况是：上面分层岩块长度大于下面分层岩块长度；c、同一岩性厚岩层往往还分若干分层；d、按基础岩层的软硬可适当增减；e、档间可适当增减。煤层倾角，（cos1）；安全系数，1.1；考虑立柱不垂直顶梁以及掩护梁上有载荷的系数（支撑式为100，支掩式为8590，短顶梁掩护式为60），90%。根据上式计算可得：即：支架所需工作阻力为6153KN/架。故我矿所用ZF6200/17/30型支架符合要求。5、选择工作面支护强度：根据以上计算，结合E3105面、E3202面、E3101东面、E3201面经验，表六：同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表，考虑本井田煤层赋存深度大，断层构造发育等特点，工作面选用ZF6200/17/30型支撑掩护式液压支架，支护强度0.850.87Mpa，端头选用ZFG6500/19/32型端头液压支架，支护强度0.850.87MPa。工作面支护强度大于0.533Mpa，满足要求。6、支护设备选择E3207工作面选用基本支架ZF6200/17/30型支架71组，下端头配置3组ZFG6500/19/32型过渡支架，全面共计74组支架，从下端头至上端头依次编号174号支架，溜头端头支护采用一组ZT18700/18/35型端头支架。7、支护强度校验：现综采工作面液压支架型号为ZF6200/17/30，额定支护强度830 KN/m2。工作面支架工作阻力在线监测周期来压时支护强度平均最大值是532.96 KN/m2，与经验公式计算数相比稍大，但其值只占支架额定支护强度的532.9683064.21%。故所选架型（支撑掩护式）能够满足顶板管理和安全生产需要。 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表（表六）序号项 目单位E3105E3202E3101东面最大值/平均值1顶底板条件直接顶厚度m2.02.07.97.9/3.97=1.99老顶厚度m7.57.513.0513.05/9.35=1.40直接底厚度m2.42.42.82.8/2.53=1.102直接顶初次跨落步距m13.256.356.5513.25/9.53初次来压来压步距m40.8548.343.148.3/45.38最大平均支护强度KN/m2581487.03487.7581/518.6最大平均顶底移近量mm158.769.4148158.7/126来压程度不明显不明显不明显不明显4周期来压来压步距m20.2926.328.228.2/24.8最大平均支护强度KN/m2647480.5463.5647/532.96最大平均顶底移近量mm95.5590.290.1100/95.2来压程度不明显不明显不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/m2600.1441.9431.2600/496.7最大平均顶底移近量mm6167.58180/69.56直接顶悬顶情况m11117底板容许比压MPa16.5916.5916.5916.598直接顶类型类二类二类二类二类9老顶级别级二类二类二类二类10巷道超前影响范围m15.9-8216.1-560-7016-69二、乳化液泵站1、泵站设置位置泵站设置在E3207工作面轨道顺槽合适位置。2、泵站使用规定（1）乳化泵压力不低于30Mpa，不大于31.5Mpa。乳化液浓度3%5%。（2）加强支架与泵站等液压系统维修，杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式1、采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即：割煤移架上牵机移运输机，采用带压擦顶移架方式移架。正常移架滞后采煤机一般不超过35个支架，最多不超过6架，端面距不大于340mm；为防止因空顶时间过长而出现冒顶，顶板破碎时，要紧跟前滚筒移架或超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，即：移架割煤移运输机。移架步距0.63m。基本支架移架操作顺序：伸后溜千斤顶收伸缩梁少降前梁降后立柱降前立柱移架升前立柱升后立柱伸伸缩梁。2、过渡支架的移架顺序：先移2架，再移3架，最后移1架。3、端头支架移架顺序：先移靠溜尾侧支架再移另一侧支架。二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理根据E3105工作面、E3202工作面、E3101工作面、E3201工作面经验数据预计该面初次来压步距3040m，周期来压步距为2030m，为此应做好以下工作：1、初次来压和周期来压期间，必须坚持支护质量检测和来压的预测预报工作，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24Mpa），泵站系统压力不得低于30 Mpa，乳化液浓度在35范围内，超前支护支柱初撑力不低于90KN。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响，面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板，机组司机严格控制采高沿底板推采，工作面运输机及时调整顺坡，避免支架超高或压死。5、来压时要带压操作及时超前移架，正确使用好伸缩梁，对顶板及时支护。6、若出现片帮必须及时伸出支架伸缩梁，缩小面前空顶。7、拉架时要做到少降快拉擦顶移架。8、加强工作面来压期间的矿压观测、预报，发现工作面两巷顶板破碎压力大时，提前采取措施配合倾向板梁加强支护，超前支护段增加支护长度及密度。9、加强上、下端头处的顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保过渡支架联网与巷道顶网搭接不少于200mm，过渡支架联网对搭，网扣不小于200mm，保证网扣质量，防止出现端头冒顶、漏煤漏矸，若端头破碎严重，必须及时改用双层网。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、为了减少断层在工作面内的暴露范围，遇断层时应适当调整工作面方向，工作面调采使工作面与断层成一定夹角，逐步揭露断层。2、应按断层性质、落差及顶底板岩层硬度等因素确定采用挑顶或下切，做到既有利于维护顶板又减少破岩量。3、工作面过断层期间，要上下盘顺坡并及时超移前架伸出伸缩梁护顶，移架时配合木料或钢管控制顶板。4、过断层时要预先逐步减小采高，以减小破岩量和增加支架的稳定性，但是立柱要留有足够的伸缩余量，以防压死支架。5、为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮,在满足采高要求的情况下，必须及时超前移架维护顶板。6、移架时尽可能采取带压擦顶移架。7、支架必须达到初撑力，特别注意工作面断层上、下盘支架的初撑力及支架状态，预防冒顶。8、注固邦特、马丽散等材料加固煤体。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道顺槽、运输顺槽的顶板管理1、支护要求：（1）轨道顺槽超前：横向棚支护，钢梁可用型钢梁或11#工字钢，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱。超前支护长度不少于80m，间距:1000100mm,排距:1300100mm、1300100mm。（2）运输顺槽超前：横向棚支护，钢梁可用型钢梁或11#工字钢，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱。超前支护长度不少于80m（运顺超前横向棚跨转载机电机及向前段按一梁两柱形式支设），间距:700100mm,排距:2200100mm、900100mm。（3）当运输顺槽巷道压力大时，根据现场情况在两侧增加对柱；转载机头前超前一梁两柱支护增加中间支柱变为一梁三柱，增加超前支护强度，拉转载机前提前回撤影响转载机前移的中间柱；为减小跨度和不影响转载机移设，转载机段人行道侧支柱可根据井下现场实际情况靠电机或破碎机支设，靠上帮一排支柱以戴帽（柱帽为铰接顶梁）点柱的形式与对侧支柱错开布置以利行人畅通。（4）轨顺和皮顺拐弯处，此处支护根据现场实际情况无法架棚时采取打设戴帽（柱帽为铰接顶梁）点柱支护，间距不大于1.0m；受设备影响的在设备两侧打设点柱或架设一梁两柱棚。拐弯处架设的一梁三柱棚为便于拐弯，拐弯前10m左右的超前支护运输顺槽靠非回采帮侧的支柱略超前靠回采帮侧的支柱，棚距最大不超过1.0m，最小不得小于0.5m；轨道顺槽靠回采帮侧的支柱略超前靠非回采帮侧的支柱，棚距最大不超过1.2m，最小不得小于0.8m。附图五：E3207工作面、端头及两巷超前支护平剖面图。2、支护材料:单体液压支柱为DZ1.0、DZ1.4、DZ1.6、DZ2.5、DZ3.15、DZ3.5、DZ3.8、DZ4.0。3、支护质量标准：（1）单体支柱（以支柱根部向上1.01.6m为准）成一直线，偏差小于100mm。（2）所有单体支柱初撑力不得小于90KN，支柱迎山角度为巷道顶板倾角的1/41/5左右。（3）两巷道支护高度不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m，单体支柱活柱最小高度比设计最小高度大200mm，最大支撑高度比设计最大高度小100mm。（4）所有支柱要挂设防倒绳（用8mm钢丝绳做的防倒绳），防倒绳一头套在支柱活柱或手把上，另一头用钩子牢固的挂在巷道顶、帮锚网或钢带上，余绳不宜过大，支一棵，拴一棵。（5）铰接顶梁销紧，顶板不平处顶梁之上配合木料垫平，挂顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止出现顶梁失稳、打滑。（6）所有单体支柱的三用阀方向要一致，注液口方向朝向老空一侧。（7）架棚支护时，长钢梁沿巷道断面方向布置，一梁三柱，单体支柱柱爪必须卡在梁牙上，两侧支柱柱爪距长钢梁两端不得小于50mm,根据现场实际情况，可在钢梁上方均匀布置道木（1.2m左右）或板梁接顶，保证钢梁整体受力均匀,以防钢梁弯曲损坏。 （8）进入超前内硐室按间排距不大于1.1m支设戴帽点柱，推采范围内躲避硐内的戴帽点柱待影响煤机割煤时再去除，钢梁必须用双股10铁丝固定到顶板锚网上。（9）由于工作面受地质条件变化，工作面切眼9和32拐弯段长度逐渐变长，随工作面推采采取溜头调采和溜尾增加支架的方法确保工作面支护，具体操作另编制专项措施。（10）两顺槽局部受巷道变形影响巷道宽度变小时，必须保证人行道宽度和支柱初撑力，支柱排直可根据现场调整。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式1、上、下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁或铰接顶梁进行支护。顶梁铰接率不小于90%，圆柱销到位,并保持平直，正确使用防飞水平销。每一个铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱（设备影响除外），支柱初撑力不得小于90KN，支柱钻底严重支撑力达不到要求时必须穿铁鞋，支柱必须拴好防倒绳，顶梁必须铰接使用。当两端头顶板破碎时在顶梁上方使用硬质材料配合厚木板沿工作面方向进行加强支护。2、为加强端头顶板管理，工作面上下端头（主要指顺槽与工作面搭接处向工作面方向）各包网不少于2架，采煤机割煤后，及时挂菱形金属网（网孔5050mm）（煤体破碎时可加打管缝锚杆）,菱形金属网和顺槽金属网搭接不得小于200mm,工作面联网搭接200mm左右,联网用14#或16#扎丝, 扣距不小于200mm，扣要联紧联牢。若顶板破碎时及时变为双层网或在过渡支架前梁上方架设挑棚支护，挑棚采用型钢梁、轨道、钢管，挑棚外露支架顶梁边缘500mm左右。3、上端头切顶线支设关门支柱，支柱间距不大于0.5m，支柱初撑力不得小于90KN，并使之挡矸有效。随着工作面的推进，关门柱及时回撤前移。关门柱回撤标准：轨道顺槽以工作面最外侧支架尾梁末端为准，超前最大1.0m或拖后不得超过1.0m。4、端头用短钢梁替长钢梁，可超前煤壁3m进行，即提前在木垛下方打设临时支柱，维护好接顶木垛，再替下长钢梁。5、工作面支架上窜下滑影响端头支护：上端头最外侧支架侧护板到端头支护钢梁末端大于500mm即增加一排顺巷（顺槽）铰接顶梁支护或交替迈步抬棚，使用铰接顶梁时：排距不大于800mm，支柱间距1000100mm，支架顶梁后的铰接顶梁可略低于掩护梁，靠老塘侧根据实际情况增加戗柱；使用迈步抬棚时：使用3.04.0m长型钢梁，支柱间距1.0m100mm，成对使用，成对钢梁间距不大于400mm，错距不超过1200mm，成对交替迈步前移，即前移钢梁时，始终保证一根钢梁支护着，两对钢梁间距不大于600mm；钢梁或铰接顶梁与支架间距不大于600mm，与顺槽支护（抬棚钢梁外端）不大于600mm。若支架上窜，上端头最外侧支架到轨顺上帮最突出部位间距小于2m时，中间打设两排支柱（一梁两柱），间距小于1.5m时，中间支设一排顺巷铰接顶梁或戴帽（柱帽为铰接顶梁或道木）点柱，间距小于800mm中间不在支设支柱。下端头1架侧护板到端头钢梁末端大于500mm即增加一排顺巷（顺槽）铰接顶梁或双楔梁支护，排距不大于500mm，支柱间距1000100mm，支架顶梁后的铰接顶梁或双楔梁可略低于掩护梁，靠老塘侧根据实际情况增加戗柱。6、下端头端头支架靠溜尾侧距1#架溜头侧侧护板间距不大于700mm，大于700mm时即增加一排顺巷（顺槽）铰接顶梁支护或交替迈步抬棚，使用铰接顶梁时：铰接顶梁支设在端头支架上方外露的接顶道木上，排距不大于800mm，支柱间距1000100mm，支架顶梁后的铰接顶梁可略低于掩护梁，靠老塘侧根据实际情况增加戗柱；使用迈步抬棚时：使用3.04.0m长型钢梁，支柱间距1.0m100mm，成对使用，成对钢梁间距不大于400mm，错距不超过1200mm，成对交替迈步前移，即前移钢梁时，始终保证一根钢梁支护着，两对钢梁间距不大于600mm；钢梁或铰接顶梁与支架间距不大于600mm，与端头支架靠溜尾侧外端不大于600mm。（二）质量要求E3207工作面工序质量及要求一览表（表七） 工序名称质量特性技 术 要 求割煤割煤方式单向割煤，端部斜切进刀，进刀长度不小于30m，截深0.63m采高均匀采高2. 3 m（0.1m）煤壁直成一条直线顶底板平 无台阶无伞檐顶板冒落高度300mm严格沿底板割煤，不留底煤移架支架直成一条直线，偏差50mm支架正支架与顶底板垂直，歪斜度5顶梁平最大仰俯角7端面距340mm相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3间距匀支架中心距1.5