1305工作面作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 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见表1。 工作面位置及井上下关系表 表1煤 层名 称3下煤水平名称-420采区名称东翼采区工作面名 称1305工作面地面标高(m)+39.7+41.8工作面标高(m)-537.5-747.5地面相对位置该面位于彭庄煤矿主井以东500700m，北至新王庄以西100300m的范围内，地表为农田及排水沟渠，无建筑物。回采对地面设施的影响无影响。井下位置及四邻采掘情况该面位于东翼采区轨道下山的北翼，南至轨道下山，北至轨道下山以北2000m，西至1303皮带顺槽，东至1307上顺槽（尚未掘进）。下伏6煤尚未开拓。 走向长（m）2000可采：1850倾向长（m）200可采：200储 量（万吨）150.4回采长度（m）1850回采面积（m）可采：370000第二节 煤 层工作面煤层情况见表2。 煤层情况表 表2煤 层厚 度(m)1.34.0煤层结构简单，无夹矸煤层倾角()920开采煤层3下煤3.1煤 种气煤13煤层普氏硬度系数（f）1.8可 采指 数1.0变异系数（）31.5稳定程度稳 定煤层情况煤层赋存稳定，厚度变化较大。3下煤上距中、粗砂岩26.98m，下距6煤40.08m，下距三灰55.32m。煤质情况3下煤为低灰、低硫、特低磷、高挥发份、高发热量，富油、中等粘结性的气煤。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板表 表3顶底板情 况岩 石名 称厚度(m)岩 石 特 性老 顶粉砂岩6.77深灰色,断口平坦，水平波状层理，含菱铁矿结核，裂隙稍发育，方解石、黄铁矿充填。上部呈粉、细砂岩互层，含丰富的植物化石，夹镜煤条带。f5.5。直接顶细砂岩5.76灰白色,成份以石英、长石为主，含少量暗色矿物，夹丝炭条带，含泥质包体，裂隙不发育，局部区域下部为薄层粉砂质页岩。f5.5。直接底粉砂岩10.68深灰色,断口平坦，水平波状层理，含菱铁矿结核，裂隙发育，方解石、黄铁矿充填。含植物化石。f5.5。附图01：1305工作面综合地质柱状图第四节 地质构造一、地质构造情况以及对回采影响1305综采工作面位于东翼采区轨道下山的北翼,根据实际揭露，煤层基本为单斜构造，构造较简单，走向155215,倾向 65125,正常地段倾角916,平均13，受背斜构造的影响，局部煤层倾角较大，最大为20，对回采有一定的影响。本区揭露火成岩墙3条，岩墙厚度0.53m不等；冲刷带一条，冲刷带走向59，宽12m左右，煤层局部受冲刷断失；区内有一背斜构造，背斜轴轴向239。本区未见陷落柱构造。区内实际揭露的断层如下 断层构造情况表 表4构造名称走向()倾向()倾角()性 质落差(m)影响回采程度f126635670正断层1.0无影响f223212250正断层1.2无影响f330021055正断层1.4影响小f424933945正断层1.5影响小f53194965正断层1.1无影响f621730775正断层1.3影响小f72801075正断层1.3影响小f82841450正断层3.2影响大f928019065正断层7.5影响大f103013165正断层2.51.0有影响f1132023065正断层0.3无影响f1226535565正断层 0.6无影响f1324215245正断层0.5无影响f143053560正断层1.0无影响f153053555正断层1.5影响小f1630121155正断层6.08.5影响大f1723014075正断层1.4有影响f1823714775正断层0.8有影响f1926635675正断层4.0影响大f2022013050正断层1.0影响小附图02：1305工作面平、剖面图第五节 水文地质情况一、水文地质情况分析该面可采范围位于-500m标高以下，-750m标高以上，水文地质条件简单,影响回采的直接充水水源有3下煤顶板砂岩水、底板砂岩水、三灰水、老空水。1、顶板砂岩水：3下煤直接顶细砂岩厚0.7210.8m,平均5.76m,富水性不均一，为弱含水层。巷道掘进过程中，砂岩水以滴水或淋水的形式涌出，预计回采期间正常水量15 m3/h，最大水量为30m3/h。2、底板砂岩水：底板砂岩厚9.5612.43m，平均10.68m，巷道在掘进过程中，局部砂岩水以底板渗水的形式涌出，预计回采期间正常水量20m3/h，最大水量为40m3/h。3、三灰水：三灰厚3.856.08m，平均为5.35 m，上距3下煤底板55.32m,岩溶裂隙较发育,富水性较强，2009年1月20日，水位标高为-579.0m。Ts=P/(M-Cp-Dg)=2.24/(55.32-12-0)=0.05式中：Ts突水系数（MPa/m） P隔水层底板承受的水压（MPa） M底板隔水层厚度（m） Cp采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m） Dg隔水层中危险导高（m）经计算3下煤回采时突水系数小于矿井水文地质规程（试行）“底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.6，正常块段不大于1.5。”正常情况下，工作面回采期间不受三灰水威胁。4、老空水：本面上部1301面和1303面已回采结束，虽1305下顺贯通前对1303面老空水进行过探放，但老空区内动水量预计20m3/h，通过1305上顺以淋水和底板渗水的形式涌出约15m3/h，老空区内仍有大量积水，必须按已编制的探水设计和措施进行探放。5、断层水：现开采范围内揭露f9、f16断层落差较大，顶板有少量淋水，虽未发现断层导水，但在回采过程中，需加快工作面过断层推采速度，减少矿压影响，以防断层活化导水。6、其它：工作面推采50m左右揭露P-3地质孔，该孔封孔质量合格，经井下6孔探查未发现导水迹象，回采过程中应加强观察，以防滞后出水。二、涌水量预计Q正=顶板砂岩水+底板砂岩水+老空水=15+20+15=50（m3/h）Q大=（顶板砂岩水+底板砂岩水+老空水）2=（15+20+15）2=100（m3/h）三、防治水措施1、在工作面回采前要对初压范围内顶板砂岩裂隙水进行探放。2、回采期间加强水情（1303老空区、过P-3孔时、断层处、火成岩墙、冲刷带附近等）的观测，发现异常及时汇报调度室，经分析无水害威胁后，方可继续回采。 3、保持排水系统完好，运转正常，并配备数量足够的备用排水设备。水仓、水沟及时清挖、清理沟内杂物，保持排水畅通。 4、所有生产人员必须熟悉避水灾路线。第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其它地质因素影响回采的地质情况表 表5最大涌水量100m3/h正常涌水量50m3/h瓦 斯属低瓦斯煤层，相对涌出量0.12m/t，绝对涌出量0.14m/min。煤(矿)尘具有爆炸危险性，爆炸指数37.83。煤的自燃二类自燃地 温+34.5。普氏硬度( f )煤 层夹 矸直接顶直接底1.8无5.55.5二、问题及建议1、1305皮带顺槽有一地段受背斜构造的影响，煤层局部倾角较大,对回采会有一定的影响，回采过程中要采取措施。2、回采前应进行1303面老空水探放，以确保回采安全。3、采取综合防尘措施，有效地预防煤尘事故。4、根据2009年2月北京煤科总院对我矿正在开采的3下煤层冲击倾向性鉴定结果，煤层具有强冲击性，顶板具有弱冲击性。矿井有发生重特大冲击地压灾害事故的潜在可能性。为保证1305综采工作面的安全回采，需编制专门防治冲击地压措施。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：158.3万t 回采率：95可采储量：150.4万t二、采煤工作面服务年限工作面服务年限可采推进长度月设计推进长度 1850（0.85300.85）18个月 （正规循环率取：0.85）第 二 章 采 煤 方 法第一节 巷 道 布 置一、采区设计、采区巷道布置概况根据煤炭工业部济南设计研究院，2003年12月编制的彭庄煤矿初步设计说明书：彭庄井田位于山东省西南部, 郓城县城东14km, 嘉祥县城北32km。矿井面积约67.193km,其中3下煤层含煤面积21km。1305工作面属3下煤层东翼采区第五个回采工作面。该面位于彭庄矿主井以东500700m，北至新王庄以西100300m的范围内，地表为农田及排水沟渠，无建筑物。井下位于东翼采区轨道下山北翼，南至轨道下山，北至轨道下山以北2000m，西至1303皮带顺槽，东至1307上顺槽（尚未掘进）。上覆3上煤层大部被冲刷断失，不可采，下伏6煤尚未开拓。 二、工作面轨道顺槽、皮带顺槽1305工作面轨道顺槽（进风巷）、皮带顺槽（回风巷）均沿走向布置、沿煤层顶板掘进；两巷均采用锚杆配合锚索支护方式，矩形断面，轨道顺槽净宽4.0m、净高2.6m；皮带顺槽净宽4.0m、净高2.6m。轨顺、皮顺顶部均采用182100mm的等强螺纹钢树脂锚杆支护，锚杆间排距均为900mm1000mm；帮部均采用181800mm的等强螺纹钢树脂锚杆支护，锚杆间排距均为1000mm1000mm；锚索距巷道中心线400mm，双路迈步布置，轨顺、皮顺每隔5.0m布置一组锚索梁，每组锚索梁布置两条锚索线。锚索线采用15.24mm的低松弛预应力钢绞线截制而成，长度为6.0m，每孔装入树脂药卷CK2370三块。锚索梁采用12#槽钢加工制作，梁长2400mm，两锚索孔间距为2000mm。金属网均采用4mm的菱形铁丝密织网，网格5050mm。托盘均采用1201208mm钢板制作。1305轨道顺槽内布置有一趟108mm压风管，一趟108mm静压水管，一趟108mm排水管。该巷用于工作面进风和运料。并在距工作面120m顶板完整无淋水、安全可靠处设置移动变电站、乳化液泵站、喷雾泵站等设备。1305皮带顺槽内布置有一趟108mm压风管，一趟108mm静压水管，一趟159mm排水管。该巷用于工作面回风和运煤，配备设备有转载机、破碎机、三部胶带输送机等。三、采煤面切眼工作面切眼沿煤层顶板掘进，矩形断面，采用锚杆、锚索、锚网联合支护，刷大部分宽2.7m、锚网配合锚杆、锚索支护。切眼净宽7.5m，净高3.0m，净断面积22.5。四、1305一、二联络巷联络巷均沿煤层顶板施工，矩形断面，净宽4.0m、净高2.7m。锚杆、钢筋梯、挂网联合支护，顶部锚杆间排距900mm1000mm,帮部为1000mm1000mm。五、硐室及其它巷道布置该面切眼上部布置采煤机机窝，深2.0m,长20m,高3.0m。采用锚杆配合锚索支护顶板,其锚杆、锚索间排距与切眼施工方法相同。 第二节 采 煤 工 艺一、采煤工艺该工作面采用综合机械化走向长壁后退式采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，采煤机往返一次割两刀，采高平均3.1m，后退式回采，全部垮落法管理顶板，循环进尺0.8m。采煤机上（下）行割煤，追机移架作业。二、采煤方法1、采煤机进刀方式采煤机的进刀采用端头割三角煤斜切进刀方式。进刀段长度为30m，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,追机推移刮板输送机,刮板输送机弯曲段长度1825m,调换采煤机双滚筒上、下位置，采煤机向上（下）反向运行，经过刮板输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。（2）推移刮板输送机弯曲段和机头，将刮板输送机推直。（3）调换采煤机滚筒上、下位置，采煤机向工作面上（下）头端部运行，同时割三角煤至割透端头煤壁。（4）割完三角煤后，将两个滚筒上、下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。采煤机正常割煤时，前滚筒沿煤层顶板、后滚筒沿煤层底板向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。附图03：1305工作面机采进刀方式示意图2、落、装、运煤方式本面采用MG5501220-WD型交流电牵引采煤机割煤。割煤时采煤机滚筒配合工作面刮板输送机前移装煤。运煤路线：工作面刮板输送机破碎机转载机胶带输送机东翼胶带下山强力皮带主井煤仓。3、移架、推移刮板输送机移架：采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒35架，一般不超过6架（特殊情况例外）；顶板破碎及片帮严重时，可及时采取拉超前架方法来控制顶板，拉架步距0.8m，并按照先移架，后移刮板输送机的顺序进行。推移刮板输送机：移架后顺序推移刮板输送机，自端部每次进刀后向上（下）割煤、跟机推移刮板输送机，推移刮板输送机滞后采煤机后滚筒不少于10架，其中弯曲段长度1825m，弯曲段要均匀过渡，推移刮板输送机步距0.8m。1305工作面工序、质量及要求一览表 表 6工序名称质量特性技 术 要 求割煤割煤方式端头斜切进刀，双向割煤，往返一次割两刀，进刀长度不小于30m，截深0.8m。采 高采高2.3 m4.0m 。煤壁直成一条直线。顶底板平无台阶；无伞檐；不留顶煤；严格沿底板割煤，不留底煤（采高超过4.0m时，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490mm；相邻支架高低差不超过顶梁侧护板的2/3。间距匀支架中心距1750100m；支架不挤、不咬，架间空隙200mm。升得紧初撑力24MPa。移架步距800mm。推移刮板输送机运输机直刮板输送机直，偏差50mm；弯曲段：1825m 。 运输机平上下弯曲角度3。刮板输送机与转载机搭接合理，底链不拉回头煤；链轮中心与转载机刮板面高度为700900mm。移溜顺序单向顺序推移。三、工作面正规循环生产能力Q循环LMSRC2003.10.81.3895650.3t其中：Q循环每个循环产量；t；L工作面长度；取200m；M-工作面平均采高m；取3.1m；S工作面循环进尺；0.8m；R煤的容重t/m3；取1.38t/m3；C-工作面回采率；取951、工作面日产量根据工作面长度及本矿生产实际，工作面按每日5个循环组织生产。日产量Q循环每日循环个数正规循环率650.350.852764t2、工作面月产量月产量日产量每月天数27643082920 t第三节 设 备 配 置一、采煤机选用MG5501220-WD型交流电牵引采煤机一部。主要技术参数：截深：880mm 采高：20004000mm牵引速度：8.25/13.7m/min 适应角度： 35总装机功率：1230KW 截割电机功率为：2550KW额定电压：3300V 冷却方式：水冷截割速度：3.35m/s 滚筒直径：2000mm二、液压支架的主要技术特征基本液压支架（118架）：型号：ZY85002145型掩护式液压支架 支撑高度：21004500mm 工作阻力：8500KN 移架步距：960mm 初 撑 力：6413KN三、运输设备1、工作面刮板输送机： （一部）型号：SGZ9001050型中双链刮板输送机 链速：1.2m/s 电机功率：2525KW 中部槽尺寸：1750900320mm 运输能力：2000t/h 电压：3300V 冷却方式：水冷2、转载机： （一部）型号：SZZ900315型中双链转载机 链速：1.32m/s电机功率：315KW 运输能力：2200t/h电压：1140V 长度：50m3、破碎机： (一部)型号：PLM2200型轮式破碎机 额定电压：1140V 破碎能力：2200t/h 电机功率：200KW4、顺槽胶带输送机： (三部)第一部型号：DSJ-1000/80/2185 皮带长度：730m 带宽：1000mm带速：2.5m/s 电机功率：2185KW运输能力：800t/h 电压：1140V第二部型号：DSJ-1000/80/2185 皮带长度：580m 带宽：1000mm带速：2.5m/s 电机功率：2185KW运输能力：800t/h 电压：1140V第三部型号：DSJ-1000/80/2185 皮带长度：550m 带宽：1000mm带速：2.5m/s 电机功率：2185KW运输能力：800t/h 电压：1140V5、辅助运输提升容器选用1.0吨矿车及平板车，提升运输绞车主要有SQ-80/75B无极绳绞车、JDHB30/2.6A回柱绞车、JD-1.6绞车。参数见下表： 牵引设备主要技术参数 表7型 号牵引力（KN）绳径（mm）容绳量（m）绳长（m）坡度（）提升重量(Kg)绞车固定JDHB-30/2.6A30026500400385000地锚加四压两戗JD-1.61618.5300300185000基础固定SQ-80/75B8021.527501515000地锚基础附图04：1305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、液压支架所需支护强度计算1、按岩石容量法公式计算式中：P-支护强度，kN/m2；h-采高，4.2m；r-顶板岩石容重，取25kN/m3；Kp-岩体碎胀系数，取1.30；Kd-动载系数，由于采高大、埋深深，此处取2.5；支架支护强度2、按照采高法确定支护强度PK1H10-284.22.510-20.84MPa式中：K1作用于支架上的顶板岩石厚度系数。我国一般取68，大采高，大埋深，取8；H工作面采高4.2m；岩石容重，取2.5t/m3。根据以上计算，支架支护强度应取上限值，即支护强度P875kN/m2。3、支架额定工作阻力确定可按公式 式中：Q-液压支架额定工作阻力，kN/架；C-备用系数，一般取1.11.2，取1.2；BC-控顶距，取4.2m；SC-支架中心距，1.75m；KC-支撑效率，中厚煤层二柱掩护式支架取0.95。计算支架工作阻力：Q1.28754.21.750.958124(kN/架)4、支护设备选择根据以上计算结果，结合煤层采高，1305综采工作面选用：ZY85002145型掩护式液压支架118台，符合本工作面支护要求。 工作面条件与支架适应条件对照表 表8工作面相关参数工作面条件支架适应条件采高（m）1.34.02.14.5倾角（）92020煤厚（m）1.34.02.14.5煤硬度（f）1.8底板比压（底座前端）（MPa）2.13.9支护强度（MPa） 1.01.05 预计工作面矿压参数参考表 表9序号项目单位本面选取或预计1条件顶底板直接顶厚度m5.76老顶厚度m6.77直接底厚度m10.682直接顶初次垮落步距m153初次来压来压步距m45最大平均支护强度KN/m2875最大平均顶底移近量mm150来压程度明显4周期来压来压步距m25最大平均支护强度KN/m2875最大平均顶底移近量mm120来压程度明显5平时最大平均支护强度KN/m2875最大平均顶底移近量mm1006直接顶悬顶情况m57底板容许比压MPa1.11.858巷道超前影响范围m轨道顺槽：60皮带顺槽：30二、乳化液泵站、喷雾泵站一泵站选型、数量（1）选用型号为BRW-400/31.5乳化泵与XR500/30型乳化液箱组成乳化液泵站，该泵站由三泵两箱组成。乳化泵主要技术参数如下：型号：BRW-400/31.5 公称流量：400L/min公称压力：31.5 MPa 电机功率：250KW（2）选用型号为BPW315/10喷雾泵与SX-2500型水箱组成喷雾泵站，该泵站由两泵一箱组成。喷雾泵主要技术参数如下：型号：BPW315/10 公称流量：315L/min公称压力：10MPa 电机功率：75KW二两泵站设备位置泵站列车安设在1305轨道顺槽靠上帮距离采煤面120m顶板完整、无淋水、安全可靠的位置。三乳化液泵站使用规定要保证泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度4.5%5.5%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统窜漏液。第二节 工作面顶板管理本工作面采用全部垮落法管理顶板。本工作面配置118组ZY85002145型掩护式液压支架对工作面实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移刮板输送机。正常情况下，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒35架，最小控顶距不大于4670mm，最大控顶距不大于5470mm。工艺为：割煤移架推移刮板输送机。顶板破碎及过断层破碎带时，要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板，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，工艺为：移架割煤推移刮板输送机。移架顺序：1、采煤机向上端正常割煤时，自下而上滞后采煤机后滚筒35架移架。2、采煤机向下端正常割煤时，自上而下滞后采煤机后滚筒35架移架。3、采煤机割煤并移架后，及时将护帮板打开护帮。采高在2.53.2m时，打开一级护帮板，采高超过3.2m时，护帮板全部打开。4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板打开。5、机头、机尾处靠近端头的三架液压支架的移架顺序为：先移2架（117架）后移1架（118架），再移3架（116架）。支护要求：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、两畅通”的质量要求（支架直、刮板输送机直、煤壁直，顶、底板平，浮煤净，上、下出口畅通）。2、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m，防止长时间空顶。3、泵站压力不小于30MPa，工作面支架初撑力不低于24MPa，顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。4、工作面液压支架实行编号管理。5、加强液压支架、泵站和液压管路的维修，及时处理液压系统中的串漏液，严禁带病作业。6、当液压系统压力不足影响移架时，要及时停止割煤和移架，查明原因且处理正常后方可继续割煤。7、当顶板比较破碎时，要及时跟机移架，必要时可采取带压超前移架，当端面距超过490mm时，及时伸出液压支架护帮板护顶。8、工作面最小采高2.3m，最大采高4.0m，当煤层厚度超过4.0m时，沿煤层顶板割煤，留底煤。9、相邻支架不得有明显错差（不超过液压支架顶梁侧护板高的23），支架不挤、不咬、不歪。10、工作面液压支架中心距保持1750mm100mm，支架歪斜不超过5，架间距不超过200mm，液压支架与刮板输送机保持垂直，偏差小于5，垂直顶底板支撑，拉线移架，支架直线性偏差不得超过50mm。11、对工作面支架进行调整时，采取如下措施当液压支架咬架或液压支架与煤壁不垂直可能造成液压支架上窜下滑时，应及时对液压支架进行调整。调架应尽量在移架过程中进行。调架时可采用本身的活动侧护板进行，也可使用单体液压支柱进行。不得强支硬拽，以防损坏液压支架。单体液压支柱应采用远控供液。调架时，人员应站在安全、退路畅通的地方，离开被调液压支架影响范围内。12、为防止支架下滑，采取如下措施为防止液压支架窜入顺槽，在回采过程中要严格控制工作面伪斜角度，皮带顺槽超前轨道顺槽的距离应视现场工作面实际情况来定。及时调整液压支架走向，保证液压支架垂直工作面前移。液压支架窜入顺槽后，要及时调整工作面的调斜角度。调斜时，按1214的比例进行调采（窜入下顺槽时，下头进24遍刀，上头进一遍刀；窜入上顺槽时，上头进24遍刀，下头进一遍刀），保证刮板输送机不出现急弯，调斜后及时调架成直线。液压支架窜入顺槽后，如刮板输送机机头（机尾）与下（上）顺槽煤帮间距变窄人行道不够宽时，必须采取开帮等措施进行处理，保证安全出口宽度不少于800mm。二、特殊时期的顶板管理1来压期间的顶板管理1、来压征兆：液压支架阻力激增，表现为液压支架立柱安全阀频繁开启；煤壁片帮严重；采空区发出闷雷声等。2、管理原则工作面初次来压前，制定专项安全技术措施，并成立初次放顶小组，每班有小组管理成员跟班指挥，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。派专人深入现场，掌握可靠的矿压显现数据。当出现液压支架阻力激增，立柱安全阀频繁开启，煤壁片帮严重，采空区发出闷雷声，说明工作面来压。工作面周期来压时，由于顶板压力增大，会引起工作面局部地段片帮或端面冒顶，这时要加强工作面工程质量特别是支护质量管理，加快推进速度。对片帮地段要超前移架，拉架时要做到少降快拉或擦顶带压移架，使用好护帮板，缩小空顶面积，对端面冒顶要进行接顶，工作面液压系统要完好，出现漏液要及时停乳化泵处理，液压支架必须达到初撑力，减少顶板下沉量。3、当工作面来压不明显且来压强度不太大时，在来压期间，必须做到 工作面初次来压前，派专人深入现场，发现不安全因素，立即处理，防止重大事故发生。工作面来压时，工作面液压支架必须全部达到初撑力（并进行二次注液），保证支护状态完好。及时拉超前架，使用好护帮板，缩小架前控顶距和顶板悬露时间。割煤时，要严格控制好割煤高度，割平顶板，使支架受力均匀，并接顶严密。4、当工作面来压明显时针对工作面矿压特点和液压支架的性能，制订并组织贯彻相应的安全技术措施。在液压支架顶梁下加打单体液压支柱，以增强支护强度并防止液压支架前梁千斤顶损坏。2破碎顶板条件下的顶板管理当煤层结构发生变化或遇地质构造时，顶板会变得破碎，液压支架与顶板条件不适应时往往会发生端面冒顶，对生产造成很大影响。在这种情况下，破碎顶板管理的重点是采取措施，防治顶板局部冒落事故的发生。主要措施有1、破碎地段能超前移架的必须超前移架，不能超前移架的，移架紧跟采煤机前滚筒进行，割一架停机，移一架；及时超前支护，支护住端面顶板。支架严禁超高，采取措施保证液压支架达到初撑力，控制支撑压力进一步往煤壁前方移动。当煤壁片帮深度较大时，为防止因片帮而引起端面冒顶，可补充安全技术措施，针对顶板及煤帮状况采取措施。2、带压擦顶移架：操作者根据经验合理掌握调定液压支架移置时应保持的工作阻力，要注意不要损坏液压支架部件及刮板输送机的有关部件。3、当工作面局部地段片帮深度达到0.8m以上时，可超前采煤机进行移架，及时支护空顶区，采煤机通过超前拉移的液压支架时，采煤机司机必须集中精力注意安全，严禁割碰液压支架顶梁。4、采煤机割煤后，若新暴露出来的顶板在短时间内不会冒落，而在液压支架卸载后移架时可能冒落，则可采取平行工作面挑板梁护顶措施，具体做法：先移顶板完整处液压支架，同时在液压支架前梁上方，沿平行煤壁的方向放置12条2.4m长的木板梁，由其挑住附近不完整的易冒顶板，然后再移顶板破碎处的液压支架。若顶板破碎严重而极易冒落时，可以在挑梁上方铺金属网、木板等护顶材料。5、当工作面顶板随采随落，冒落面积又较大，用上述措施来不及支护，而且顶板条件也不允许把支架前梁降下来放置木板梁时，可以在相邻液压支架间超前架设垂直于煤壁的一梁二柱（或三柱）的棚子护顶，在棚梁下面再架设12条平行于工作面煤壁的临时抬棚。平行于工作面煤壁的临时抬棚应同时托住三架垂直于煤壁的棚子的棚梁，然后移架，先用一架托住平行于煤壁的棚梁，这时就可将两种棚梁下影响移架的单体液压支柱撤去，相邻液压支架在两种棚梁的掩护下顺利前移。6、垂直工作面煤壁架梁护顶：与上述措施基本相似，只是架梁时根据煤壁的具体情况，分别采取在煤壁挖梁窝、靠煤壁打临时支柱，或采用梁前端支撑方式。7、铺金属网护顶：在顶板破碎易冒的局部地段，为了有效地防止顶板矸石冒落，可在实施平行、垂直工作面煤壁架棚(梁)护顶措施的同时，配铺金属网的护顶措施。铺网范围要根据实际需要来确定。8、打撞楔防治局部冒顶：综采工作面煤壁与液压支架梁端间的空顶区易发生顶板局部冒落，一般由煤壁片帮引发。生产过程中，必须经常仔细地观察破碎地段的顶板情况，当确认煤壁处有冒落危险或已沿煤壁发生冒落，且矸石顺煤壁继续下滑，则可采取打撞楔(贯钎)的办法防治。撞楔一般用木楔，其前端要削尖，长度一致。做法是：打撞楔前先在冒顶处架设平行于煤壁的棚子，把木楔放在棚梁上，其尖端指向煤壁，末端垫一方木块，而后用大锤打入冒顶处，将岩石托住使其不致冒落或不再继续冒落。移架时用支架前梁托住平行煤壁的棚梁，即可撤去棚腿。要求棚梁长度应在4.0m以上，保证有23架液压支架同时托住，以便顺利移架。根据具体条件，也可用钢轨、钢管等代替木楔。3工作面生产前另编制初采初放专项措施。4工作面停采时编制停采措施，加强顶板管理。5本工作面回采过程中，遇到落差在1.0m以上的断层时，应根据实际揭露情况，及时补充措施，做好顶板管理工作。三、防止和处理液压支架倾倒、压死措施1、防止和处理液压支架倾倒措施根据地质说明书，工作面倾角最大20，液压支架在前移过程中，一般不会发生倾倒。要严格执行液压支架操作规定，及时调整支撑状态不符合要求的液压支架。及时处理煤壁片帮及局部顶板冒落，防止因冒落区扩大而引起液压支架失稳，发生倾倒。倾倒后，首先要用单体液压支柱打反挑梁支护顶板，然后用戗柱将其扶正。对于单体液压支柱，必须棵棵使用由2钢丝绳制做的防倒绳，防倒绳一端拴在单体液压支柱活柱顶端，另一端用挂钩挂在牢固可靠的位置，保证安全有效。2、防止和处理支架压死措施当顶板压力较大，液压支架立柱安全阀开启时，要及时用单体液压支柱在液压支架前梁下进行辅助支撑。支柱与顶梁间应垫上木板，以防滑移。单体液压支柱应使用防倒绳。液压支架压死后，必须用挑顶或起底的方法进行处理。挑顶或起底必须打眼爆破时，要放小炮，每眼装药量不得超过200g，严禁放糊炮，并且严格执行本规程中有关爆破的管理规定。当顶板松动或底座下降，立柱有少量行程时便可降柱移架。四、俯采和仰采措施1、俯采措施工作面推进过程中，应视两顺槽的坡度变化，适当控制采煤机卧底量，调整好俯采角度；保持一定的端面距，不得移架过位，防止割煤时割碰液压支架顶梁；当工作面刮板输送机倾斜较大时，应事先在刮板输送机煤壁侧加垫木板，再割煤或移溜。采煤机割煤时，应控制好割煤和返空刀速度。2、仰采措施工作面推进过程中，应视两顺槽的坡度变化，适当控制采煤机挑顶量，调整好仰采角度；保持一定的端面距，移架到位，端面距过大时，挑起护帮板护顶；当工作面刮板输送机倾斜较大时，应事先在刮板输送机采空侧加垫木板，再割煤或移溜。采煤机割煤时，应控制好割煤量；用好二级护帮板护帮。人员工作行走时，应在液压支架立柱后面的人行道内行走，防止煤壁片帮伤人。附图05：工作面支架控顶距剖面图第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨顺、皮顺的超前支护1、支护要求轨顺、皮顺两巷超前支护均采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护方式，轨顺超前支护长度不少于60m，皮顺超前支护长度不少于30m。轨顺、皮顺巷道顶板破碎带、断层揭露处及超高地段，应提前支护处理，超高地段造假顶，保证巷道高度不大于3.0m，其它顶板来压处及时支设点柱加强支护。需要造假顶时补充专项措施。2、支护材料及密度轨顺、皮顺超前支护均采用DW2500/ DW2800/ DW3200/ DW3500单体液压支柱配合HDJA1200型金属铰接顶梁支护顶板，一梁一柱，柱距1.2m；其中轨顺靠工作面的20m范围内一梁两柱，以加强支护。工作面轨顺打三排（距两帮及排间距均为1.0m）；皮顺破碎机以里打三排（其中两排紧贴转载机溜槽支设，另一排距上帮0.5m支设，保证人行道宽度不低于0.8m），破碎机以外打两排（距上帮0.5m，距下帮1.0m，两排单体液压支柱排距为2.5m）；皮顺超前支护段靠下帮的一排可在破碎机处断开以保证人行道宽度。原支护的锚杆帽、托盘等必须在放顶线排回撤，以加强顶板支护。3、支护质量标准（1）单体液压支柱纵横成线，偏差不大于100mm。单体液压支柱活柱最大伸出量不超过0.7m，最小伸出量不小于0.1m，且单体液压支柱不能连续使用8个月。（2）单体液压支柱支到实底，若底板软有钻底现象（钻底量超过100mm时），初撑力达不到11.5MPa，单体液压支柱下穿铁鞋（300mm），走向、倾向方向迎山有力，单体液压支柱初撑力不小于90KN（11.5MPa）。（3）铰接顶梁之间圆销紧固到位，顶板不平处用道木、木垫、木楔垫平，保证接顶严密，初撑力达11.5MPa以上。引挂顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止顶梁不平稳、打滑，降低支护强度。（4）两巷超前支护及上下端头单体液压支柱全部用2钢丝绳制作的防倒绳栓牢，支一棵，拴一棵，绳头固定到顶板金属网或钢筋梯上，所有单体液压支柱注液阀方向一致朝向采空区。（5）超前支护人行道净高不低于1.8m，人行道净宽不低于0.8m。（6）加强工作面及两巷支护质量、顶板动态监测工作，做好老顶初次来压，周期来压期间的顶板管理及预测、预报、记录工作；超前支护以外锚网支护巷道若出现顶板开裂、离层、破碎等现象时，要及时用单体支柱配合板梁打点柱维护。（7）正常生产中，要根据安设在巷道中的顶板离层仪、巷道已揭露断层、破碎带及压力异常地段的支护强度等实际状况，提前采取措施加强支护，及时改变超前支护形式、长度、密度，保证行人及运输安全。4、巷道超高地段（大于2.6m）采用一字梯（长度不小于1.5m，宽0.6m）或自制的小凳子（高度不小于1.2m，宽0.6m）摘、挂铰接顶梁。二、工作面端头支护及安全出口管理1、正常情况下，工作面靠近端头的液压支架能够有效地维护住轨顺和皮顺的顶板，轨道顺槽、皮带顺槽超前支护支设的单体液压支柱顶梁延续到放顶线回撤。2、当液压支架或刮板输送机出现上窜下滑，靠近端头的液压支架与轨道顺槽或皮带顺槽延续到放顶线回撤的一排超前支护顶梁间距超过1.0m时，在刮板输送机机头（尾）与放顶线之间加设单体液压支柱配合HDJA1200型金属铰接顶梁支护顶板，即距靠近端头的液压支架0.5m处开始支设第一排，依次按排距1.0m，柱距1.2m支设，加设的单体液压支柱顶梁同样延续到放顶线回撤。3、如果靠近端头的支架不能有效地维护好刮板输送机头、机尾上方的顶板，机头（尾）超出靠近端头的液压支架0.6m时，则在机头、机尾上方分别加设4.6m的型钢梁支护顶板，型钢梁成对交错使用，一梁三柱，迈步前移，且距液压支架侧护板的距离不大于0.6m。成对使用的对内的两根型钢梁中中不大于300mm，且型钢梁沿倾向到最近一排铰接顶梁的距离不大于1.0m。当顶板破碎时，补充专项措施，加强支护。4、上、下端头单体液压支柱支设，初撑力不低于90KN（11.5MPa），上端头单体液压支柱注液阀一致朝向工作面，下端头单体液压支柱注液阀一致朝向顺槽下帮。在液压支架与煤帮之间的放顶线处，每条顶梁下支设三棵立柱和两颗迎向老空的戗柱，戗柱和立柱间隔支设，正常情况下放顶线下立柱与戗柱柱脚间距0.20.3m，当坡度变化大时，根据巷道坡度而定。关门柱间隙不大于0.3m, 戗柱上端向老空区倾斜1020。所有单体液压支柱拴防倒绳管理，在单体液压支柱靠工作面一侧用风筒布遮挡严实，以防往采空区漏风。5、上、下端头回柱放顶时，要确保后退路线畅通，卸柱时，要采用远距离操作，即卸载手把后端拴绳，绳长不少于4.0m（或在端头的液压支架内操作），卸载手把绳使用细软钢丝绳或皮条制作；待回柱顶板垮落稳定后，方可拾取柱、梁。上、下端头禁止回柱放顶与拉靠近端头的液压支架平行作业。6、回柱时，坚持先支后回原则，按照由上而下、由里向外的顺序进行。首先在放顶线次排，支设上顶梁打好立柱，再依次回放顶线排的戗柱、立柱。端头回出的多余单体液压支柱运到指定位置、码放整齐。7、上、下端头若遇巷道局部地段宽度变化，人行道宽度变小或无人行道时，应及时采取调面、开帮等措施进行处理。8、转载机机尾要及时前移，设盖板防护，横跨转载机未封闭段要设过桥，防止人员通过时误入转载机内。9、严格执行敲帮问顶、先支后回制度，严禁空顶作业，两巷及两端头使用高柱子支护及回撤地段，都要四人以上协同作业，两人扶柱、一人升柱、一人监护顶帮及升柱情况，掌握安全。10、上、下两头的液压支架前移时要专人拉架，操作时停止刮板输送机、转载机运转，周围人员闪到5m以外的安全地方。11、两端头回柱应与液压支架顶梁后端齐，超前或滞后此位置不得超过0.8m。12、上、下两端头及两出口、超前支护段、转载机桥身下要班班清理，保持卫生清洁、出口人行道宽度不小于0.8m，且畅通无阻。13、正常开采期间，上、下两头的液压支架前梁或型钢梁与两巷超前支护铰接顶梁之间的距离不大于0.5m；大于0.5m，不足1.2m时，加支点柱维护顶板。14、加强端头及两巷超前支护，每班要派人检查、检测单体液压支柱支护质量，发现失效、漏液单体液压支柱及时更换，并坚持好单体液压支柱每班二次注液制度。15、每隔35m在上、下顺槽出口关门柱处设置一道沙袋隔离墙，长度同液压支架到煤壁的间距，宽1.0m，高同巷道的高度，与顶板接实。三、支护材料使用数量、备用数量及存放地点 支护材料数量表 表10名 称规 格使用量备用量存放地点单体液压支柱DW-3500DW-3200DW-2800 DW-2500240棵20棵20棵20棵20棵轨顺材料道铰接顶梁1200mm230条20条铁 鞋300mm240个20个方 木0.150.152.4m20块道 木0.150.151.4m40块木 楔0.20.080.035m100个备用材料存放距工作面150m以外，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责清理码放，保证行人安全间隙不小于0.8m及行车畅通无阻。四、处理两巷锚杆、托盘及金属网1、两巷靠工作面侧的锚杆托盘及肩窝以下的金属网，每天由检修班或生产班停产时派专人集中时间拆除，视超前压力显现情况，决定向外拆除的距离，自煤壁起12m，最大不超过本班的推进距离，周期来压期间，顶板开裂松散区段，适当减小