2600面作业规程.doc

2600工作面回采作业规程第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系2600工作面位于煤2六采区东翼上部，西为龙化村压煤边界，北为龙化张家压煤边界，东为海云寺徐家压煤边界，南为已回采的2602工作面。其四邻采掘情况及井上下关系如表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2六采区地面标高+6.70m+8.20m井下标高-310.0m-390.0m地面的相对位置位于龙化村以东，龙化张家村以南，海云寺徐家以西。回采对地面设施的影响工作面地表为道路、果园，工作面回采后将造成地表塌陷。井下位置及相邻关系2600工作面位于煤2六采区东翼上部，东为海云寺徐家压煤边界，西为龙化村压煤边界，北为龙化张家压煤边界，南为已回采完毕的2602工作面。走向长度（m）297.74倾斜长度（m）67.69面积（m2）20154.02 第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为煤2，通过地质资料分析，该工作面回采范围内煤层赋存稳定，结构较简单。煤层厚度为3.10m3.50m，平均煤厚3.20m。具体情况如下表12所示： 煤 层 情 况 表 表12煤层厚度(m)3.103.503.20煤层结构2.50（0.12）0.58煤层倾角（）92014开采煤层2层煤煤 种褐煤稳定程度稳定煤层情况描述2600工作面煤层总厚总体上自西向东逐渐变薄，并且北厚南薄。煤厚3.103.50m，平均煤厚为3.20m，工作面煤层主要含一层夹矸，煤2顶板下2.50m左右有一层厚0.100.25m的泥岩夹矸，平均0.12m。工作面煤层倾向自东向西为近EW，倾角920，平均14，受断层影响区域煤层产状异常。煤质情况MtAdVdafQnet，arSt，dY工业牌号17.6%20.5%43.28%3700卡/克0.77%0褐煤2600工作面煤种为长焰煤，其宏观煤岩组分以暗煤为主，夹条带状丝炭组分。工作面煤层发热量总体上自西向东逐渐降低，全层发热量自上而下逐渐降低。可采煤层收到基低位发热量平均3700卡/克。附图1-1：2600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）特 征直接顶含油泥岩11.2611.1511.86灰褐色，层理明显。自然状态下抗压强度28.0MPa直接底泥岩与泥质砂岩互层11.6711.3611.98灰至灰白色，遇水膨胀。自然状态下抗压强度28.0MPa。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响2600工作面地质构造较为复杂,工作面切眼及运输巷掘进期间揭露f3南倾正断层（H=7m），f2南倾正断层（H=3.7m），f1南倾正断层（H=1.2m），对工作面回采及巷道支护有较大影响；2600工作面材料巷在掘进过程中未揭露断层。工作面以北F14-1（H=8m）北倾断层未进入工作面，DF6北倾断层（H=3m）东部尖灭端在2600工作面回采至停采线位置已揭露。受工作面周围大断层影响，工作面内煤层产状变化较大，煤层倾角最大为20，工作面内还可能隐伏派生小断层。见断层表1-4：表14构造名称走向倾向倾角（）性质落差（m）对回采的影响程度F14-1近EWN55正断层8对支护有影响DF6SEES55正断层0-3对回采有影响f1近EWS55正断层1.2对回采及支护有影响f2近EWS57正断层3.7对回采及支护有影响f3近EWS45正断层7-10对回采及支护有影响二、其他因素对回采的影响根据地质资料和同采区已采工作面揭露情况分析，2600工作面回采范围内没有陷落柱和火成岩侵入等其它地质构造因素的影响。附图1-2: 2600工作面两巷及切眼素描图。第五节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析2600工作面地表无积水，第四系砂岩富水性强，但与煤系地层无水力联系，对回采无影响。工作面煤系地层主要含水层为钙质泥灰岩、泥灰岩与泥灰岩互层及煤1油2、煤2底板砂岩、煤3煤4间砂岩、煤4、煤4下部砂岩等含水层。根据煤2顶板与煤1油2含水层的间距为11.26m，与泥岩、泥灰岩互层的间距为33.8m，按冒落裂隙带的高度为采高的9倍计算，冒落裂隙带高31.50m，正常情况下工作面回采冒落裂隙带将波及煤1油2、煤2及底板砂岩，煤1油2为裂隙水，以静水储量为主。煤2裂隙发育，局部含裂隙水。煤2底板砂岩富水性弱中等，回采过程中可能有出水现象。2600工作面位于泥灰岩中等富水区之下，各含水层相对富水，回采过程中要加强观察。2600工作面南部为2602（小）采空区，采空区内无积水，对回采无影响。2600工作面回采范围内无钻孔。二、其它水源的分析该区域无其它水害影响。三、涌水量预计工作面正常出水量5 m3/h，最大出水量30 m3/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 斯瓦斯矿井，预计该工作面瓦斯绝对涌出量0.8m3/min。煤 尘煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数45.29%。煤的自燃煤层极易自燃，自然发火期为47天。地 温地温一般为2629C左右。地 压地压显现不明显二、矿压显现与应力集中情况本工作面矿压显现不明显，受2602（小）工作面采空区和四周断层影响，在回采过程中可能出现局部应力集中显现的情况，在回采过程中需做好巷道的维护工作。根据我矿的回采经验，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）：8.26万吨储量（111）：8.09万吨二、工作面服务年限工作面的服务年限可采推进长度/设计月推进长度 297.74/（140.83095） 0.9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1、采区概况：煤2六采区东至井田边界，南至四采区，西至二采东翼，北至二采东翼及井田边界。上限标高-250m，下限标高-450m，地面标高6.7m8.2m，走向长度2750m，倾向长度950m。煤2六采区巷道属上山布置单翼开采方式，采区两条上山布置在采区西部。2、采区巷道布置：根据集团公司对梁家煤矿煤2六采区设计的批复意见，煤2六采区设计两条上山。两条上山布置在采区西部龙化煤柱线以里，采区轨道上山、皮带上山均沿煤2层布置。-450m水平大巷沿煤1油2施工250m后，施工150m采区下部车场，再起坡沿煤2施工采区轨道上山；-450m水平副巷从四采区煤仓上口开始施工500m（先平巷施工皮带机头硐室平巷段，再下扎进沿煤2施工）后，拐弯平行于轨道上山施工六采区皮带上山，皮带上山与轨道上山留设40m净煤柱，利用2610工作面下顺槽西段的一部分巷道与-450m水平副巷沟通作为采区回风巷。二、工作面巷道布置2600工作面为煤2六采区施工完成后，经过优化设计重新布置的工作面，该工作面位于煤2六采区东翼上部，其材料巷通过上顺联络巷与煤2六采轨道上山联通，运输巷通过下顺联络巷分别与煤2六采皮带上山和煤2六采轨道上山连通构成工作面系统。（一）工作面材料巷2600工作面材料巷沿煤2底板布置，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，锚杆采用：18L2250mm螺纹钢锚杆，每根锚杆采用一支23L600mm树脂药卷锚固，锚杆间排距=650650mm；全断面敷设单层4网，喷厚为100120mm。巷道断面为直墙三心拱，净高为3.0m，净宽为3.4m，主要用来进风、行人、运料。材料巷内布置一路D1084防尘供水管路，一路D1084供风管路，一路 D1084排水管路。（二）工作面运输巷2600工作面运输巷沿煤2底板布置，巷道内安装转载机1部，带式输送机1部，运输巷联络巷内安装刮板输送机一部。运输巷主要以锚网喷、锚梁支护为主，巷道全断面采用18L2250mm螺纹钢锚杆，每根锚杆采用一支23L600mm树脂药卷锚固，锚杆间排距=650*650mm，全断面敷设单层4网，喷厚为100120mm。巷道断面为直墙三心拱，净高为3.2m，净宽为3.6m，主要用来回风、行人、运煤。运输巷内布置一路D1084防尘供水管路，一路D1084供风管路，一路D1084排水管路。（三）工作面切眼2600工作面切眼位于工作面最东部，沿煤2底板以上布置。巷道断面为直墙三心拱，设计断面尺寸为：宽高3.63.5m。（四）联络巷2600工作面通过材料巷联络巷与六采轨道上山连通，通过运输巷联络巷分别与六采轨道上山和六采皮带上山相互联通，构成系统。（五）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，锚网喷锚梁支护。全断面采用18L2250mm螺纹钢树脂锚杆，间排距:650650mm。第二节 采煤工艺一、采煤工艺2600工作面采用中厚煤层一次采全高，走向长壁后退式全部垮落采煤法。二、采煤方法1、落煤方法采用MGTY250/600-1.1D双滚筒采煤机双向穿梭式割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。根据采煤机及支架适应高度及地质条件，确定工作面沿煤层底板割煤，采高确定为3.1m，截割深度为0.8m。2、采煤机进刀方式采煤机进刀采用中部进刀的方式，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，拉架推溜追机作业，使得刮板运输机中部弯曲段为18m后，停止推溜、移架，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过中部18m的弯曲段后，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。此时拉架、推溜追机作业，按要求沿同一方向推移刮板运输机至平直状态。采煤机向上（下）割透端头煤壁后，刮板运输机保持成一直线。将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）正常割煤，拉架、推溜追机作业，按要求沿同一方向推移刮板运输机至平直状态。刮板运输机中部弯曲段达到18m后，停止推溜、移架。附图2-1：2600工作面采煤机进刀示意图。3、采煤机正常截割采煤机以2.53.0m/min的速度向下（向上割煤时，采煤机速度要适当控制）割煤，直至割透下（上）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，采煤机在割煤过程中不得留有伞檐。4、装煤、运煤采煤机截割装煤采用采煤机滚筒和工作面刮板输送机前移配合装运，工作面刮板输送机运煤到转载机和带式输送机。三、工作面正规循环生产能力1、工作面按照每天正规组织14个循环，每循环进尺0.8m，割煤高度3.1m，回收率按97计算，则：日割煤量67.693.10.81.2814972918t月 产 量2918309583163t第三节 设备配置一、采煤机采煤机选用MGTY250/600-1.1D型双滚筒采煤机，数量1台。其主要技术参数如下：采高：2.03.5m电机功率：600KW截深：800mm牵引速度：07m/min二、液压支架的主要技术特征基本支架型号为ZF5200/17/32，数量44部。支撑高度:17003200mm支撑宽度:14301600mm初撑力:3495KN(P=31.4MPa)工作阻力:5200 KN(P=41.4MPa)支护强度:0.75MPa放顶煤尾梁长度:1130mm过煤高度:500mm底板比压:0.41.2MPa(平均值1.1MPa)2、过渡支架型号为ZFG4800/17/32H，数量4部。支撑高度：17003200mm支撑宽度：14301600mm初撑力：3943KN（P=31.4MPa）工作阻力：4800 KN（P=38.2MPa）支护强度：0.76MPa底板比压：02.75MPa3、端头支架型号ZTZ11600/18/28，数量一组两架。支撑高度：18002700mm初撑力：2532KN（P=31.4MPa）工作阻力：3136KN（P=36.6MPa）底板比压：1.0MPa三、运输设备：1刮板输送机两部，型号为SGZ-764/630（运输巷联络巷一部）电机功率: 2315KW运输能力:1000t/h中间槽尺寸:1500764270mm2、SZZ-764/132型转载机一部，设计长度40m，技术参数如下：电机功率：132KW运输能力：1000t/h3、可伸缩带式输送机1部，型号DSJ-1000/1602，长度为350m，技术参数为:电机功率：160KW2运输能力：800t/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型调度绞车。附图2-2：2600工作面设备布置示意图。附表2-1：2600工作面主要机电设备一览表。2600工作面主要机电设备一览表 表2-1 项目名称型号数量功率使用地点采煤机MGTY-250/600-1.1D1部600KW工作面刮板输送机SGZ-764/6301部2315KW工作面刮板输送机SGZ-764/6301部2315KW运输巷联络巷转载机SZZ-764/1321部132KW运输巷胶带输送机DSJ-1000/16021部2160KW运输巷端头支架ZTZ11600/18/28一组运输巷过渡支架ZFG4800/17/32H4部工作面基本支架ZF5200/17/3244部工作面变电列车1列材料巷移动变电站KBSGZY-800/6/1.21台材料巷移动变电站KBSGZY-500/6/1.21台材料巷移动变电站KBSGZY-1000/6/1.21台材料巷移动变电站KBSGZY-630/6/0.691台材料巷联络巷移动变电站KBSGZY-1000/6/0.691台材料巷联络巷喷雾泵PB-250/632台237KW材料巷乳化液泵站DRB-200/31.52台2125KW材料巷调度绞车JD-2.52台240KW材料巷调度绞车JD-2.51台40KW材料巷第三章 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Pt89.81h=89.813.12.25547（KN/m2）式中: Pt -工作面合理的支护强度(KN/m2)h -采高(m)，按照最大煤厚3.1m计算。-顶板岩石容重(t/m3)，一般取2.252、参考同煤层矿压观测资料2600工作面与2602小面处在同煤层同采区。参考2602小面的支护强度，其最大平均支护强度为640(KN/m2)，底板容许比压1.3MPa。3、选择工作面支护强度2600工作面与2602小面的情况进行比较：两个工作面同属于煤2层位，地质条件、煤层结构和顶底板岩性基本相同。两个工作面的采煤方法、回采工艺、落煤方式、顶板管理等方法相同。两工作面的开采深度相近（2602（小）面最大开采深度比2600面最大开采深度深20m），两巷及工作面的支护方式相同。结合以上分析，选取2600工作面合理支护强度应大于640 KN/m2。4、工作面支护设备选型2600工作面选用液压支架为ZF5200/17/32型44部，ZFG4800/17/32H型过渡支架4部，共48架，端头选用ZTZ11600/18/28型端头支架一组两架。从运输巷到材料巷依次编号为146号支架。在材料巷95m和105m处各布置一部过渡支架进行对接（47#架、48#架）。根据工作面条件与支架适应条件对照表3-2可以看出，选用ZF5200/17/32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序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件老顶厚度m8.68.6直接顶厚度m11.5111.26直接底厚度m11.6711.672直接顶初次垮落步距m333初次来压来压步距m8.614.68.614.6最大平均支护强度KN/ m2640640最大平均顶底板移近量mm9090来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m711711最大平均支护强度KN/m2496496最大平均顶底板移近量mm7070来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/m2450450最大平均顶底板移近量mm40406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m6010060100表 3-1工作面条件与支架适应条件对照表 表 3-2工作面条件支架适应条件采 高(m)3.1（平均）1.73.2倾 角14（平均） 20煤 厚(m)3.103.501.73.2底板比压(MPa)1.30.41.2（平均1.1）支护强度(KN/m2)640660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-200/31.5型两台，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。乳化泵主要技术参数如下：型 号 :DRB-200/31.5 公称流量 :200L/min公称压力 :31.5MPa电机功率 :125KW （二）泵站设置位置泵站安设在材料巷距工作面100m150m的位置。（三）泵站使用规定要保证泵站工作压力大于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回采的2602（小）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。预计2600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640KNm2。2600工作面采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移而自行垮落。工作面共安装48部液压支架，下端头配置一组两架端头支架，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工作面回采过程中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，再移运输机，即割煤移架移刮板运输机，采用带压移架的方式移架。正常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人工操作超前移架，即：当发现煤壁片帮严重时，停止采煤机割煤，进行超前移架，然后进行其它操作，工艺为移架割煤移刮板运输机，移架步距0.8m。(一)移架顺序：1、采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒23架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤后，及时移架并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（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。4、两端头两部支架要及时拉移不得滞后工作面支架，移架顺序为:先移2#架（47#架），后移1#架（48#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，移架后及时将护帮板打出，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%(参照支架压力表数值达到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，并要留有至少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，端头支架（过渡支架）切顶线至冒落区隅角悬顶长度大于6m时，在最后一架钢棚下方挂设挡风帘及禁止人员进入警示牌。11、工作面生产之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。新移支架前柱、顶梁初撑力不低于规定值的80%(参照支架压力表达到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“三直二平”，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棵单体支柱，严禁出现单悬臂梁支护状态（如下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:2600工作面周期来压步距为7m11m，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；保证泵站工作压力大于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，保证溜尾出口一梁两柱支护，并保证溜尾最外一部支架挑钢长度在0.3m以上，否则必须采取背设道木或套棚支护的方式维护顶板。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，超前准备撤除支护中柱及上帮柱的长度不准超过2.5m，且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再进行回撤，保证端头顶板支护强度；在端头架前超前准备回撤钢棚时，一次只准回撤一组钢棚，且最大回撤长度不超过2.5m（端头架前至支护木垛），并在支护回撤后使用道木将端头架上方背平，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、在转载机推移完毕后及时补齐转载机后中柱，并将转载机电机处抬棚施打牢固，保证支护强度。9、加强溜头隅角顶板控制，对于隅角顶板不垮落、悬顶长度超过规定要求时，必须及时挂设挡风帘，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。(三)过断层及顶板破碎时的顶板管理:该区域已进行过三维地震勘探，地质构造较为复杂。工作面切眼及运输巷掘进期间揭露f3南倾正断层（H=7m）、f2南倾正断层（H=3.7m），f2南倾正断层（H=1.2m），对工作面回采及巷道支护有较大影响；2600工作面材料巷在掘进过程中未揭露断层。工作面以北F14-1（H=8m）北倾断层未进入工作面，DF6北倾断层（H=3m）东部尖灭端在2600工作面回采至停采线位置已揭露。2600工作面回采期间可能揭露其它隐伏断层。在工作面过断层期间，要编制专项过断层措施加强工作面顶板管理。工作面回采期间加强工作面及两巷的支护管理，当工作面局部地段片帮较严重、顶板破碎时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁、顶板。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、两巷支护强度验算： Pt69.81h式中: Pt-合理的支护强度(KN/m2) h -高度(m)-顶板岩石容重(t/m3)，取2.25材料巷、运输巷支护强度验算：Pt69.813.22.25423 KN/m2参考同煤层2602（小）工作面两巷矿压观测资料，其材料巷最大平均支护强度为265KN/m2，运输巷最大平均支护强度为283KN/m2，两巷超前影响范围6080m。结合以上数据，选取2612面两巷支护强度不小于423KNm2。2、两巷支护参数选取2612工作面材料巷、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，一梁三柱（DZ-2500单体支柱）支护，单体支柱穿500铁鞋或300铁鞋，支护长度根据工作面支承压力显现明显影响范围选取不少于60m。运输巷支护棚距为500mm，一梁四柱（DZ-2800单体支柱）支护，单体支柱穿650400双柱铁鞋及500铁鞋或300铁鞋，支护长度根据工作面支承压力显现明显影响范围选取不少于80m。3、两巷支护验算（1）材料巷：2.8米单体支柱最大工作阻力为25t；巷道宽度为3.4m；棚距为0.5m。Pt259.83/（3.40.5）432 KN/m2 423 KN/m2（2）运输巷2.8米单体支柱最大工作阻力为25t；巷道宽度为3.6m；棚距为0.5m。Pt259.84/（3.60.5）544 KN/m2 423 KN/m2（3）运输巷端头区域运输巷端头区域采用单ZTZ11600/18/28型端头支架进行支护，端头支架支护长度7.5m，则端头区域的支护强度为：Pt11600/（3.87.5）408KN/m2 330 KN/m2通过以上支护强度验算，材料巷和运输巷以及运输巷端头区域选取支护参数均能够满足两巷支护强度要求。附图3-1：2600工作面两巷及端头支护示意图。附图3-2：2600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，单体支柱的注液侧朝向老空区方向。材料巷两帮单体支柱按56的扎角支护，运输巷两帮单体支柱按810的扎角支护，支柱应迎山有力，有坡度时每56迎山1，中柱均垂直顶底板支设。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，要及时处理掉喷体，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）端头管理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0.45m对称布置。转载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三柱支护。当上端头最外一部支架进入巷道内超过0.6m，端头支护钢可撤除下帮柱一梁两柱支护，支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。当上出口行人宽度达不到0.7m时，可再撤除中柱，保留上帮柱支护形式，在支架切顶线位置回撤支护。当上端头最外一部支架进入巷道内，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1.0m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。当上端头最外一部支架与支护钢之间空顶大于0.5m而小于0.8m时，采用在端头最外一部支架和钢之间背设道木，道木下端背设在支架顶梁上方，上端伸入空顶区域维护顶板；当上端头最外一部支架与钢之间空顶大于0.8m时，采取套棚支护的方式维护端头顶板，即在原材料巷出口正规支护的基础上（一组三架，棚距500mm），加套两架单体棚（一组五架，棚距200mm），套棚采取一梁两柱支护，套棚支护的上帮柱与巷道支护的中柱一齐，套棚支护的中柱与巷道支护的下帮柱一齐，套棚钢下端头伸入空顶区域，并在套棚钢上方背设23块道木，防止顶板掉落煤矸伤人，确保上端头支护无安全隐患。上隅角切顶线拖后过渡支架切顶线的距离控制在2.0m以内，隅角切顶线处2架钢棚施打密集支柱支护（一梁五柱），每架钢棚施打2棵戗柱，以保证隅角切顶时的支护强度和挡矸效果。(二)端头超前处理方式1、按照每天割煤14刀，每天进尺11.2m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、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。3、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，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，钢保证一梁三柱支护，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。4、材料巷超前5.020m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，钢至少保证一梁两柱支护，每个作业地点撤棚长度不超过1.2m。5、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。6、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。7、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，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2600材料巷超前支护长度60m，根据材料巷支护参数计算：需要60m0.5m=120根2.42.6m钢；120架3棵=360棵DZ-2500单体液压支柱；360块500或300单眼铁鞋； 1600块道木；端头支护需要35棵单体液压支柱，16根2.6m钢，35块铁鞋，300块道木。运输巷超前支护长度80m，根据运输巷支护参数计算：需要80m0.5m= 160根3.0m钢；160架4棵=640棵DZ-2800单体液压支柱；160块650400对柱铁鞋，320块500或300单眼铁鞋；3000块道木。按照两巷超前支护长度要求，工作面所用单体支柱、铁鞋、钢、坑木等都必须存有5%以上的备用量，计算其备用量为：1、材料巷单体液压支柱：（360+35）5%19棵，取20棵。铁鞋：（360+35）5%19块，取20块。钢：（12016）57根，取10根。道木：（1600+300）5%95块，取100块。2、运输巷：单体液压支柱：6405%32棵，取35棵。铁鞋：（160+320）5%24块，取25块。钢： 16058根，取10根。道木： 30005%150块，取150块。备用材料分别存放在两巷支护头外5m10m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8mm尼龙绳捆绑好，连接牢固。道木码放成垛，木垛高度不得高于1.5m，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，排列整齐，鞋带靠巷帮侧。钢使用5050800方木隔层排列整齐，每层不超过10根。对备用支护材料每隔5天由检修班班长检查一次，对所缺的支护材料自检查之日起2天内必须补齐。第四节 矿压观测一、矿压观测内容2600工作面的矿压观测研究内容主要有:支架阻力观测、巷道围岩表面位移观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。（见下面工作面测区布置图）根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析。二、观测方法1、工作面的矿压观测支架阻力观测利用YHY60(B)型电脑圆图压力自记仪或KJ216煤矿顶板动态监测系统对工作面进行顶板动态观测，分别在工作面均匀布置5条观测线，观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置:分别布置在5#、12#、22#、32、42#支架上。由矿压部门负责仪器安装和数据采集工作，连续观测支架的初撑力、工作阻力。统计观测观测期间，统计端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况)，同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。2、巷道的矿压观测 巷道超前压力显现围岩表面位移观测利用巷道成巷期间设置的观测基点，并视情况补设部分基点，在材料、运输巷分别距切眼80m、120m、160m、200m、240m、260m处布置六个测区，用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量，每天观测一次，根据观测时间可算出移近速度，分析工作面超前支承压力显现规律。巷道超前支护范围内单体液压支柱阻力观测分别在工作面材料、运输巷超前支护范围外端的支柱上安设23台单体支柱压力自记仪，连续观测单体支柱支护阻力的变化情况。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点，以便分析围岩变形时，支柱阻力的变化情况。三、支护质量检测每旬由质量检查科不定期对工作面和巷道支护质量动态检查两次，对存在的问题，由施工单位立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面：观测到老顶初次来压和六次周期来压。 2、巷道：观测至工作面推进320m止，另根据生产实际需要，适当调整观测内容及距离。3、支护质量监测：整个生产期间。第四章 生产系统第一节