1306综采工作面作业规程(终).doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系1306工作面位于-940m水平（开采水平），开采煤层为3上煤，地面标高为+36+38m，工作面标高为-810-865，工作面可推进长度为972.5m，切眼长度为120m（平距）,开采面积为113647m2。工作面东邻FS3断层及2302工作面，西为保护煤柱，南部为东翼集中轨道大巷、东翼集中胶带大巷、东翼集中回风大巷三条大巷。其位置及井上下关系见表1-1-1。 表1-1-1 工作面位置及井上下关系工作面概况煤层名称3上煤水平名称-940采区名称一采区工作面名称1306工作面工作面标高（m）-810-865地面标高（m）+36+38地面位置1306工作面位于京杭运河以西，南外环以北，济渔公路东侧，对应地面位置多为田地，附近有新德兰木业有限公司等。井下位置及四邻采掘情况本巷道东邻FS3断层及2302工作面，西为保护煤柱，南部为三条大巷。回采对地面设施的影响地表主要为田地，无大型建筑物。工作面回采后达不到充分采动影响，根据建下开采方案预计回采后引起的地表下沉量较小，相应地面建筑设施受采动塌陷的影响也较小。工作面长（m）972.5m（平距）工作面宽（m）75/119.6m（平距）面积（）113647第二节 煤层1306工作面煤层整体赋存形态为倾向西南单斜构造，煤层倾角210，平均5，煤厚1.62.6m，平均2.03m，可采系数100%，变异系数27%，属较稳定煤层。其它具体情况见表1-2-1。表1-2-1 工作面煤层情况一览表煤层情况煤层厚度（m）1.62.6煤层结构简单煤层倾角（）2102.035工作面内煤层赋存相对稳定，结构较简单，煤层总体走向平缓，巷道揭露煤层顶板标高-810-865m。 3上煤为黑色，褐黑色条痕，条带状，玻璃光泽，内生裂隙较发育, 以亮煤为主，次为暗煤，少量镜煤，偶见丝炭，属半亮型煤。煤质情况Mad（）Ad（）Vdaf（）Qb，dMJ/kgCLd（）St,d（）Y（mm）工业牌号2.6211.3936.5930.260.0190.4914.0气煤第三节 煤层顶底板煤层顶板主要为深灰色泥质砂岩、相对完整，局部含粉砂岩，较破碎，底板为深灰色泥岩及砂质泥岩，破碎。顶底板岩性见表1-3-1。表1-3-1 顶底板岩性煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 描 述顶板细砂岩3.9浅灰绿色，波状层理，斜层理，以石英为主，次为长石，少量暗色矿物，硅泥质胶结，分选好，具裂隙，充填方解石。中砂岩8.5灰白色、白色，层理不明显，以石英为主，次为长石，含较多暗色矿物，硅泥质胶结，次圆状,分选中等。泥质砂岩4.0灰色、深灰色，波状层理，斜层理，以石英为主，次为长石，少量暗色矿物，硅泥质胶结，分选好，具裂隙，局部有2煤，煤厚0.2m，距离3上煤约2m。底板泥岩0.8黑色，平坦状断口，较均一，夹丰富的煤线，具高角度裂隙及滑面。砂质泥岩3.4深灰色，水平层理，平坦状断口，较均一，含粉砂岩，夹丰富的煤线，具高角度裂隙及滑面，含丰富的植物茎叶化石。细砂岩3.1灰深灰色，波状层理，浑浊状层理，与粉砂岩互层。以石英为主，层面上分布炭质及黄铁矿薄膜，分选差，具裂隙，充填方解石及黄铁矿，具镜面构造。中砂岩6.6灰灰白色，波状层理，浑浊状层理，与粉砂岩互层。以较多暗色矿物，分选中等，次圆状，具高角度裂隙。附图1：2302工作面综合柱状图第四节 地质构造该工作面地质条件相对复杂，两顺槽、联络巷及切眼施工过程中共揭露断层14条，其中落差在3m以下的断层9条，落差3-5m以上的断层有3条，断层将对工作面的回采造成不同程度的影响。工作面无岩浆侵入、岩溶陷落柱等特殊地质现象。具体情况见下表地质构造情况本工作面煤层整体赋存形态为倾向西南单斜构造，煤层倾角210，平均 5，煤厚1.62.6m，平均2.03m，可采系数100%，变异系数27%，属较稳定煤层。煤层顶板主要为深灰色泥质砂岩、相对完整，局部含粉砂岩，较破碎，底板为深灰色泥岩及砂质泥岩，破碎。该工作面地质条件相对复杂。两顺槽、联络巷及切眼施工过程中共揭露断层12条，其中落差在3m以下的断层10条，落差3-5m的断层有3条，断层将对工作面的回采造成不同程度的影响。工作面无岩浆侵入、岩溶陷落柱等特殊地质现象。各断层具体产状见下表：断层名称实测位置倾向（）倾角（）落差（m）性质对回采影响程度备注F1306-1K2点前21m122700.8正断层较小联络巷揭露F1306-2K4点前18m130391.9正断层较小轨顺揭露F1306-3K1点前13m43701.0正断层较小轨顺揭露F1306-4K1点前13m210661.1正断层较小轨顺揭露F1306-5K2点前25m230681.3正断层较小轨顺揭露F1306-6K3点前38m192681.5正断层较小轨顺揭露F1306-7S4点前24m66503.0正断层较大皮顺揭露F1306-8S4点前53m256650.9正断层较小皮顺揭露F1306-9S4点前69m262551.2正断层较小皮顺揭露F1306-10S4点前12m180652.0正断层较小皮顺揭露F1306-11S4点前14m172401.5正断层较小皮顺揭露F1306-12S4点前20m170552.5正断层较大皮顺揭露F1306-13S4点前39m160631.7正断层较小切眼揭露FS2S4点前31m185754.0正断层大皮顺揭露K2点前68m180301.8正断层大轨顺揭露FS4S4点前10m188655.0正断层大皮顺揭露K13点前45m188625.0正断层大轨顺揭露表1-3-2 地质构造一览表第五节 水文地质一、水文地质情况（一）煤层顶底板砂岩水：对工作面回采有影响的主要含水层为二叠系下统山西组煤层顶底板砂岩水，煤层顶底板砂岩为灰色、灰白色中细砂岩，局部裂隙发育，含砂岩裂隙水，底板为深灰色、黑色泥岩及粉砂岩，薄层状，破碎。在巷道施工过程中，局部锚索眼及底板有出水现象，最大出水量约为3 m3/h。结合X28孔抽水结果分析，该区域顶底板砂岩有一定富水性，但补给条件差，主要以静储量为主。当工作面大面积回采后，顶板垮落，底板受到围岩应力变化后，完整性遭到破坏，根据“大井法”公式计算回采时煤层顶底板砂岩水涌水量为30m3/h。（二）断层水：虽然工作面在掘进施工过程中并未出现大面积出水现象，但由于工作面紧邻FS3断层（落差25m），随着工作面回采，顶板垮落，在矿压作用下断层可能发生移动或激化，断层导水性也会发生改变，原来不导水或导水性弱的断层可能转变为导水断层，预计断层导水时正常涌水量为30m3/h。 （三）三灰水: 三灰顶板距煤层底板约89.5m，埋藏深，岩溶、裂隙不发育，补给、径流条件差，富水性较弱，以静储量为主；因此工作面受三灰威胁可能性较小。（四）钻孔水及老空水：工作面附近无地质钻孔，因此存在钻孔水威胁可能性较小；工作面附近有2302面采空区，但距离较远，且工作面标高高于2302面，因此存在老空水威胁可能性较小。二、涌水量预算1、根据煤矿“大井”法公式计算回采时煤层顶底板砂岩水涌水量约30 m3/h。2、据工作面周边断层发育情况，预计断层导水涌水量约30 m3/h。1306工作面正常涌水量Q正常=30 m3/h +30 m3/h =60 m3/h；最大涌水量为Q最大=90 m3/h。三、防治水措施1、工作面在回采过程中，应坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则，提前对工作面顶底板进行疏放水工作。2、回采前，在1306面皮带顺槽低洼处施工水仓，并安设排水能力不小于1003/h的排水设施，保持正常运转。3、回采过程中要加强排水设施的检修工作，保证能排水畅通。4、技术人员要加强顶板初次跨落期间的水文地质观测工作，发现异常及时向调度室和地测科汇报。第六节 影响回采的其它因素表1-6-1 影响回采的其它地质情况表影响回采的其它地质情况瓦斯煤层瓦斯含量1.631.91cm3/t,最大瓦斯压力为0.15MPa，属瓦斯矿井。煤尘煤尘有爆炸性危险，爆炸指数为42.55，火焰长度650mm。煤的自燃3上煤自燃发火等级为类自燃，最短自然发火期为65天。地温区内地温平均梯度值1.96/100m,工作面地温已达36。地压根据检验测试，该工作面顶板岩层具有强冲击倾向性，煤层具有弱冲击倾向性，底板基本不具有冲击倾向性。第七节 储量及服务年限一、储量1306工作面储量预算见表1-7-1。表1-7-1 1306工作面储量预算表储量预算工作面名称面积（m 2）煤厚（m）容重（t/m3）地质储量（万吨）设计回采率（%）可采储量（万吨031.4032.39530.7计算范围计算范围为：回采巷道内侧包围的区域。计算方法根据生产矿井煤炭资源储量管理规程中储量计算公式（由绘图软件AUT0CAD直接计算面积，由实际厚度计算平均煤厚）计算。二、 采煤工作面服务年限1、作业制度1306工作面采用“三八制”作业制度，每日两个班生产，一个班检修。每班工作8小时。2、生产能力及可采期每日按6个循环组织生产，每个循环进尺 0.8m，设计平均割煤高度为 2.2m，日进尺为 4.8m，月工作日30天，正规循环率80%，回采率95%。日产量=4.81002.21.48095=1348.3t月产量=301348.34.05万t月进尺=304.880%=115.2m可采期=972.5/115.28.4月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、工作面巷道布置方式1、轨道顺槽段1306轨道顺槽段,方位角为N412438，沿煤层顶板布置，采用锚网索梯支护。巷道为矩形断面,净宽3.6m,净高2.7m,断面积9.72m2。主要用于该工作面的人员通行、进风和运料。2、轨顺联络巷轨顺联络巷,方位角为N60，沿煤层顶板布置，采用锚网索梯支护。巷道为矩形断面,净宽3.6m,净高2.7m,断面积9.72m2。主要用于该工作面的人员通行、进风和运料。3、轨道顺槽段1306轨道顺槽段,方位角为N412438，沿煤层顶板布置，采用锚网索梯支护。巷道为矩形断面, 净宽3.6m,净高2.7m,断面积9.72m2。主要用于该工作面的人员通行、进风和运料。4、皮带顺槽、段1306工作面下部顺槽为皮带顺槽，分为段、段,其方位角均为N412438，沿煤层顶板布置，采用锚网索梯支护。巷道为矩形断面,净宽3.9m,净高2.7m,断面积10.53m2。主要用于该工作面的人员通行、回风和运煤。5、工作面切眼切眼位于1306工作面的最北侧，方位角为N131，沿煤层顶板布置，采用锚网梯索、工字钢梁、单体液压支柱等联合支护。巷道断面为矩形,净宽8m,净高2.6m,断面积20.8m2。6、轨顺、皮顺联络巷方位角为N131，沿煤层顶板布置，采用锚网索梯支护。巷道为矩形断面,净宽3.6m,净高2.7m,断面积9.72m2。主要用于该工作面的人员通行和运料。7、硐室及其它巷道布置在轨道顺槽靠切眼端布置液压支架组装硐室，长20m，净宽4.8m，净高3m，采用锚网索梯支护。在切眼靠近皮带顺槽端布置采煤机组装硐室，净深2.0m，长20m，净高2.6m，采用锚网索梯+型钢单体液压支柱棚支护。表2-1-1 主要巷道断面特征表序号巷 道 名 称类别支 护 形 式净宽（m）净高 （m）净断面 （m2）1轨道顺槽段煤锚网梯+锚索3.62.79.722联络巷煤锚网梯+锚索3.62.79.723轨道顺槽段煤锚网梯+锚索3.62.79.724胶带顺槽、段煤锚网梯+锚索3.92.710.535工作面切眼煤锚网梯索+型钢82.620.86液压支架组装硐室煤锚网梯+锚索4.8314.47煤机硐室煤锚网梯+锚索22.65.2二、停采线1306工作面停采线位置轨顺、皮顺均距离2#联络巷20m处。附图2： 1306工作面巷道布置图 附图3： 1306工作面两顺槽、切眼剖面、断面图第二节 采煤工艺一、采煤方法1、1306工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。2、采高：滚筒直径1800mm，割煤深度为0.8m，支架最小支撑高度1.8m，最大支撑高度3.5m，采高正常范围为2.3m2.6m。3、工艺过程：割煤移架推溜4、落煤方式：使用MG400/930-AWD双滚筒采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。5、装煤：采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。6、运煤: 刮板运输机将煤运到胶带顺槽桥式转载机，再由转载机与胶带顺槽皮带运输机将煤运出。7、顶板支护：正常回采时期采用跟机移架的方式控制工作面顶板，跟机移架以滞后采煤机后滚筒3-5架为宜，最多不超过6架。当工作面顶板破碎时，滞后采煤机后滚筒1-2架跟机移架，并紧跟采煤机前滚筒，及时伸出插板临时护顶。二、采空区处理采用全部垮落法管理采空区顶板。三、落煤方法1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用中部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.8m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）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。附图4：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割采煤机正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。正常割煤长度为85m，采煤机向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。四、提高回采率措施1、对回采率的管理与考核，实行专人管理，严格按照矿回采率的有关规定进行奖罚。2、地测人员要加强对工作面断层等结构的预测预报工作，工作面过断层时采煤工区要制定专项措施，提高回采率。3、在工作面回采过程中随着煤厚的变化，及时调整采高，提高回采率。五、工艺要求（见下表 综采工艺质量标准）表2-2-1 综采工艺质量标准工艺名称质量特征技术要求割煤端头进刀斜切进刀长度35m，截深0.8 m煤壁平直煤壁平直，与顶底板垂直伞檐符合要求采高均匀根据煤厚特征及时调整采高顶底板平不留台阶；不留顶、底煤；支架插板距顶板冒落高度不大于300 mm；移架支架直支架排成一条直线，偏差不得超过50 mm支架正与顶底板垂直，歪斜度5前后立柱活柱差100 mm顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大角度7架间距支架中心距1.50.1 m；架间距0.487MPa因此1306工作面选用的ZFS6200/18/35型液压支架能够满足支护强度要求。2、支架阻力验算根据容重法计算：支护合理工作阻力：F=KHSr（q+1）10S支护面积，m2；H采空区顶板垮落高度，H=4m；r顶板煤岩容重，t/m3，r=2.7；q动载系数，取q=1.3；K安全系数，取K=2.5；根据该1306工作面综合柱状图可知，直接顶为4m厚的泥质砂岩，具有裂隙，易局部冒落，其上为8.5m的中砂岩，故认为煤层的直接顶最大为4m厚的泥质砂岩，因此，在计算支护阻力时应考虑阻力最大时的情况，即直接顶在煤壁线处切断，此时液压支架承受最大压力。F max=KHSr（q+1）10=2.548.12.7（1.3+1）10=5030.1kN6200kN1306工作面所使用的液压支架工作阻力为6200kN，大于最大支护阻力，同时由于本采面周围无采动影响，顶板压力不向煤壁内集中，因此所选用支架在理论上是合理的。为防止支架受力不均，在回采过程中要掌握好采高，割平顶底板，严禁超高、超低或采高不匀现象，提刀卧刀量必须严格控制。通过验算可以看出，选用ZFS6200/18/35型液压支架，可以满足顶板管理支护强度的需要。3、支护设备选择1306综采工作面安设ZFS6200/18/35型正常支架82架，自机头向机尾方向标号为1#-82#。表3-1-1 工作面条件与支架适应条件对照表工作面条件支架适应条件采高2.2m1.83.5m倾角 21030煤厚1.62.6m1.83.5m煤硬度中硬中硬以下支护强度0.487 MPa0.8-0.86MPa顶板种类中等稳定的顶板中等稳定的顶板第二节 工作面顶板管理1306工作面采用全部垮落法管理采空区。1306工作面配置型号为ZFS6200/18/35的液压支架82组对工作面控顶区域内实行全支护法管理。一、 支架布置形式1、采空区顶板管理方法采空区采用全部跨落法管理顶板。2、工作面支护及顶板管理根据1306工作面回采矿压观测数据预计，1306工作面老顶初次来压步距应为40m45m，直接顶初次来压垮落时应在15m20m，工作面周期来压步距20m25m。以上数据基本与周围矿井开采数据一致。工作面共安装82组正常液压支架，对工作面实行全支护法管理，对工作面顶板管理采取以下措施：（1）泵站压力不小于30MPa，支架支撑力不小于规定值，支架前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好。（2）追机操作，及时移架，并及时伸出护帮板护实煤帮，相邻支架间不得有明显错茬。（3）工作面液压支架实行编号管理。（4）工作面支护质量控制标准（见下表）表3-2-1 工作面支护质量标准表 支架直支架排成一条直线，偏差不得超过50 mm支架正与顶底板垂直，歪斜度5顶梁平支架顶梁与顶板平行支设，最大角度7架间距支架中心距1.550mm架间距200mm相邻支架不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3）支架不挤，不咬，正常使用好护帮板支架初撑力初撑力24MPa移架步距步距800mm；梁端距340mm二、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。在采煤机割煤过程中，先移支架，再移运输机，即割煤移架推溜；采用带压擦顶移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5架。移架顺序为：1、采煤机向机头（机尾）正常割煤时，滞后煤机后滚筒3-5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的护帮板伸出护帮。3、采煤机进刀，向机头（机尾）割煤时，自机尾（机头）向机头（机尾）滞后煤机后滚筒35架移架，不得超过6架。4、机头（机尾）处的移架的顺序为：2#架（81#架）1#架（82#架）3#架（80#架）；特殊条件下，可根据现场实际情况确定移架顺序。5、移端头架时必须2人以上作业，其中1人监护，移架要在邻架操作，操作时注意观察顶板、煤壁及支架直线情况，并注意观察底座的移动情况，防止挤电缆，同时注意移架不能造成太大的间隙，防止架间掉矸伤人。6、正常移架操作程序为：（1）收回支架侧护板。（2）降柱使顶梁略离顶板，立即停止降柱，拉推溜缸使支架移至规定步距。（3）使支架与煤壁垂直，支架与底板垂直，歪斜小于5，中心线符合规定，工作面支架排成直线；偏差小于50mm。（4）均匀注液使支架顶梁与顶板严密接触之后，继续注液约35s，以保证达到规定初撑力。（5）伸出侧护板使其紧靠下方支架；架间间隙不大于200mm；打开护帮板护住顶帮。 将各操作手把恢复到“零”位，恢复支架闭锁。7、工作面支护要求：（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“工作面输送直、煤壁直、支架直；顶、底板平；浮煤、浮矸清理干净；上下安全出口畅通”的质量要求（简称“三直两平一净两畅通”）。（2）加强工作面的支护强度，确保支架支护质量，支架初撑力不小于24MPa。（3）采煤机割煤后，要及时跟机移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过7.5m，防止长时间空顶。片帮时应移超前架。（4）严格执行好敲帮问顶制度，严防折帮伤人。三、特殊时期的顶板管理1、割煤后及时带压擦顶移架，移架时少降快拉、步距够，支架升起后保证达到初撑力。2、片帮严重地段，在保证有足够采高的情况下，及时移架，严防架前冒顶。顶板破碎、压力大易片帮冒顶时，必须加快推进度，减少空顶时间。 3、加强上下出口端头支护，及时移端头，尽量减少空顶面积，严防冒落、片帮及破坏原支护。端头支护无卸液支柱,超前支柱必须达到额定初撑力不低于11.4MPa，卸液单体必须及时更换。4、顶板破碎或片帮时，必须紧跟采煤机前滚筒超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架割煤-推溜。5、顶板破碎时，必须在架顶铺网或平行于工作面铺设工字钢等进行超前支护。加强工作面的支护强度,确保支架的支护质量,支架初撑力不得低于24MPa。6、工作面冒顶时必须及时停机处理。7、发生冒顶时，在有经验的老工人监护下，确认稳定后，使用木料进行接顶。冒顶区，顶板破碎区尽可能减少支架反复升降次数。严禁空顶作业，处理冒落区时，人员站在支架完整的安全地点。8、及时检修处理支架窜漏液，保证支架高度，严防支架被压死。9、支架降低或压低时，及时适量挑顶或卧底，升高支架，严防压死支架。10、安全阀漏液或超过支柱阻力不泄液时及时检修或更换。11、工作面超前压力大时，必须对所有支柱进行二次注液，确保支柱达到初撑力。四、停采前的顶板管理工作面停采前必须编制专项安全技术措施。五、初次来压和周期来压时期的顶板管理1、工作面初采及初次来压前必须编制专项安全技术措施；2、在基本顶初次来压和周期来压期间，加强来压的预测预报工作。顺槽内失效支柱及时更换，工作面内支架接顶严实，泵站输出压力不低于30MPa，支架初撑力不低于24MPa，单体支柱初撑力不低于11.4MPa，片帮严重时必须及时拉超前架支护，确保安全生产。3、工作面初次放顶前，严格控制采高，支架活柱体长度不得低于400mm，防止大面积来压压死支架。4、工作面支架以及两顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。5、工作面根据顶板情况适时联经纬网维护顶板，如破碎严重则改为鱼鳞式经纬网。经纬网压茬200mm，网扣间距不超过300mm，使用12#铁丝三角联网法联接。6、工作面正常推进35m后，顶板不垮落，编制强制放顶专项措施。7、保证泵站输出压力在30MPa以上，管路不漏液、不窜液。支架支柱要达到初撑力。8、煤机割煤后及时移架，尽量减少顶板空顶时间。9、两端头及超前支护所有单体柱进行二次注液，确保初撑力不低于11.4MPa。11、局部悬顶和冒落不充分（面积小于2m5m）的应采取措施，超过的应采取强制放顶。12、工作面要备齐足够的支护材料，备用材料不足后必须及时进行补充。六、过断层及顶板破碎时的顶板管理1、过断层期间必须加强顶板的管理工作。断层落差较大，必须编制专项过断层措施并严格按措施施工。2、工作面局部区域顶板破碎或煤壁片帮时，应采取拉超前支架的方法维护顶帮。当顶板特别破碎或超前片帮严重时，需采取铺设金属经纬网，同时在支架前梁上平行于工作面铺设11#矿用工字钢，间距1m。3、因顶板破碎造成前梁接顶不实时，要及时用道木接顶。4、端头铺网时与巷道老网搭接，搭接长度不小于500mm。5、支回关门支柱时必须有两人以上配合作业，专人监护。施工前先观察好退路，并严格执行好敲帮问顶制度和先支后回制度。6、拉移机头、机尾支架时，所有人员躲至安全地点。机尾拉移排头支架时，机尾支架上方侧及支架前方5m范围内严禁站人，机头拉移1#支架时，机头支架下侧及前方5m范围内严禁站人。7、过断层、顶板破碎带及顶板压力大时的移架操作顺序：（1）按照安全技术措施进行及时支护或紧跟煤机前滚筒滞后1-2架移架支护，尽量顶板缩短顶板暴露时间、缩小顶板暴露面积。（2）一般应采用“带压擦顶移架”，即同时打开降柱及移架手把，及时调整降柱手把，使破碎矸石滑向采空区，移架到规定步距后立即升柱。（3）过断层时，必须按作业规程规定严格控制采高，防止压死支架。（4）其他与正常移架顺序相同。8、在顶板破碎地段易产生架前、架间漏矸，必须及时将架前碎煤、碎矸清干净，防止拉移支架时悬空，使支架受力均匀，达到平衡。七、煤层变薄时的专项措施1、遇地质构造出现煤层变薄，低于1.8m时，只准破底，不得破顶，保证采高不低于2.3m。2、割底量较大，影响煤质时，要及时向调度指挥中心汇报。3、如底板岩石较硬，机组割不动，不得强行开机，应制定专项措施，采用爆破法卧底。第三节 两顺槽及端头顶板管理一、工作面轨顺、皮顺顶板管理1、轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配合铰接一字梁支护，支柱间距均为1m，支护距离不少于30m；顶板破碎出现网兜或下沉超过0.2m时，需用型钢或工字钢架设钢棚，一棚三腿，型钢或工字钢长为3.6m，棚距为0.9m0.1m；轨顺人行道侧两路单体中心距为1.60.1m，两侧一路单体距离巷帮0.2m。2、皮顺超前支护距离不小于30m，皮顺上下两帮各支设一路使用单体液压支柱配合铰接一字梁支护，中间一路单体使用单体液压支柱配合十字梁支护，支柱间距均为1m；顶板破碎出现网兜或下沉超过0.2m时，需用型钢或工字钢架设钢棚，一棚三腿，型钢或工字钢长为3.75m，棚距为0.9m0.1m；皮顺人行道侧两路单体安全出口不小于0.8m，两帮单体距巷帮0.2m，支设完后，应不影响转载机的拉移。3、两顺槽巷道高度超过3.8m或顶板破碎出现网包、下沉超过0.3m时应及时架棚支护；超前支护以外的巷道出现顶板破碎时应及时架棚或打点柱支护。4、两顺槽超前支护强度校验两顺槽超前支护距离30m，有90棵单体支撑直接顶重量。根据地质资料可知直接顶厚度为4m。两顺槽均沿顶板掘进，轨顺宽度为3.6m，皮顺宽度为3.9m。超前支护总载荷为：P=sh直接顶 r岩石kgs超前支护面积h直接顶直接顶厚度r顶板容重，2.7103kg/m3k动载系数取1.1g10N/kg轨顺超前总载荷为：Psh直接顶r岩石kg303.642.71031.11012830.4kN每棵单体支柱平均承担的重量为：F轨12830.490=142.56 kN/棵皮顺超前总载荷为：Psh直接顶 r岩石kg303.942.71031.11013899.6kN每棵单体支柱平均承担的重量为：F皮13899.690=154.44kN/棵轨顺、皮顺单体支柱平均承担载荷分别为142.56kN和154.44kN均小于单体液压支柱的最大工作阻力250kN，故支护强度满足要求。5、柱鞋强度验算单体液压支柱的最大工作阻力为250kN。我矿现采用的柱鞋为直径360mm，厚10mm的钢板加工制成，柱鞋承受的最大压力为：P=F/S=250KN/0.1m2=2.5MPa。柱鞋的强度为16.6MPaP，故柱鞋完全符合要求。6、支护质量控制标准（1）同路支柱成一直线，偏差小于50mm。（2）支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度23）。单体支柱初撑力不小于11.4MPa。（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，接顶严实，并保持平直。（4）所有单体液压支柱三用阀、防倒绳、铁鞋链必须统一方向。所有单体支柱的三用阀方向一致，注液口朝向采空区。（5）两巷的支撑高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于0.8m，单体支柱支设后活柱行程不得小于200mm，最大行程不小于100mm的余量。（6）两巷单体支柱均穿铁鞋支护。（7）所有支设的单体支柱均拴好双股防倒绳。（8）工作面单体支柱实行编号管理。（9）单体支柱活柱体最小行程不得小于200mm，最大行程不小于100mm的余量。（10）在用单体完好，不漏液，不自动卸载，无外观缺损。二、两端头的顶板管理1、自工作面煤壁向外7.0m至关门支柱范围的巷道空间为工作面端头支护范围。在排头支架与工作面上、下帮的空间，采用端头支护，端头支护形式为一字铰接顶梁与适合高度的单体支柱架设，根据现场实际空间架设，支回步距1.6m。2、关门柱支护范围为两端头排头支架至上（下）帮空顶区域。上端头关门支柱沿82#架切顶线布置，每组使用一梁两柱，柱距不大于0.5m，关门柱使用一字梁配合单体液压支柱支护，82#架距上帮不能大于0.8m。下端头关门支柱沿1#架切顶线布置，每组使用一梁两柱，柱距不大于0.5m，关门柱使用一字梁配合单体液压支柱支护。两端头排头支架与巷道超前支护之间距离不得大于0.5m。上下端头安全出口高度不低于1.8m，宽度不低于0.8m，上下安全出口畅通无杂物。3、当煤机进两端头时，煤机距离两端头15m时方可进行改柱，严禁提前改柱。4、皮顺端头除关门柱外，正常时在转载机里帮支设一路单体铰接顶梁支护顶板。当转载机距下帮一路单体距离超过0.8m时，及时增加一路单体支护；当1#架距下帮单体超过2m或者转载机上方区域顶板出现网包超过0.2m、端头区域顶板出现崩断锚杆、滑茬、或其它特殊地质构造时，则在此区域顶板上按1m排距架设工字钢抬棚支护，工字钢悬臂端部至少支设一棵单体，形成一棚三腿；当1#架距下帮单体不超过2m并且顶板完好时不再上工字钢。两顺槽巷道高度超过3.8m或顶板破碎出现网包、下沉超过0.3m时，超前支护区域的工字钢棚支护进入端头区域时，不再回撤工字钢棚而替换成顶梁支护，直接作为端头支护使用，工字钢一端搭接到排头支架顶梁上，中间及另一端支设单体支柱（排头支架与两个单体构成一棚三腿）。5、 两端头各3个支架铺设经纬网，联网时网子纵向和横向搭接长度均不小于200mm，新老网搭接长度不小于500mm，联网网扣间距不大于300mm。当此处顶板较破碎时可适当增加搭接长度，缩小网扣间距以加强支护。上、下端头菱形网有刮破的要及时补网。附图6：1306综采工作面端头及两巷超前支护示意图三、支护材料使用数量和存放管理备用材料的存放地点，应保持距工作面150m以外。经措施批准存放在距工作面150m以内的单体支柱、铰接顶梁、支柱缸体等材料，必须使用防倒绳或者铁丝其绑扎固定在巷道的帮部锚杆上；小型材料集中堆放，并将箱子固定好。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.8m以上宽度的人行道和必需的运输通道。表3-3-1 2302综采工作面支护材料一览表 序号材料名称型号及规格使 用数 量备 用数 量1铰接顶梁一字梁（1.0m）150202铰接顶梁十字梁（1m0.8m）40103单体支柱DWX型4.0m、3.5m、3.15m、210304金属网1.36.0m经纬网1005铁鞋铁鞋直径360mm，配40T铁链和S钩210307道木1200150120mm508字钢3.6 m3010第四节 矿压观测一、矿压观测目的和任务1、掌握采煤工作面上履岩层运动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制性，并进行顶板来压的预测预报。2、动态监测评估采煤工作面支护质量，提高采面支护质量和支护系统的整体强度，促进安全生产。3、确定超前支承压力影响范围和分布。4、对冲击地压及采场大面积来压进行试探性地预测预报。二、矿压观测内容对本面进行如下项目的观测工作： 1、支架阻力观测：选用采煤支架压力表和ZYDC-1采煤支架压力计算机监测系统。2、两巷超前支护范围内单体支柱工作阻力观测：选用TCP-40增阻式单体支柱测压仪观测。3、顶板离层观测：DLJ-2H型顶板离层仪。4、采用钻屑法预测预报：根据每米钻屑量，判断是否具有冲击危险。5、采用应力实时在线监测系统实时预测预报三、矿压观测方案1、采煤支架压力表安装、观测（1）采煤工作面支架按照每架一台的要求安装压力表。对前后柱工作阻力进行监测，安装时固定在两后柱间托缆架下。（2）采煤工区专业观测人员在移架前后每小班读取并记录数据各一次，作为矿压观测的汇报内容。（3）压力合格标准：采煤支架初撑力应不小于乳化液泵站提供的压力（30MPa），最小不得小于乳化液泵站提供压力的80%，即支架压力不低于24MPa。2、采煤支架压力计算机监控系统（1）在采煤工作面均匀布置8台ZYDC-I型在线实时监测分机，布置间距10架，安装时固定在两后柱间托缆架下。（2）安装时通讯电缆按防冲办公室指定路线敷设，每段线长25m，线端用专用接头联接。在线监测的主电源和主机，放在移动变电站列车上，电源连接及试运行由采煤工区跟班电工负责实施，冲击地压防治办公室人员现场监督。3、超前支护内单体支柱工作阻力检测分别在轨顺、皮顺超前支护范围内每班在两顺槽各抽查5棵单体支柱的工作压力并做好记录，每班必须对两顺槽的单体液压支柱进行二次供液，确保全部达到初撑力。4、超前200m应力在线计算机监控系统采用应力实时在线监测系统实时预测预报，对工作面超前200m进行煤体应力变化情况进行监测，判定是否发生冲击地压，并采取措施。5、顶板离层仪观测顶板下沉量观测采用顶板离层仪观测：顶板离层仪每100m安设一个，