3301综采回采作业规程.doc

目 录第一章 工作面概况1第二章 采煤方法5第一节 采煤方法的确定5第二节 矿压参数6第三节 支护设计6第四节 回采工艺9第三章 顶板管理13第一节 工作面顶板管理13第四章 生产组织21第一节 循环方式21第二节 工作面主要技术经济指标24第五章 生产系统25第一节 运输系统25第二节 供电系统26第三节 通风系统33第四节 安全监测系统36第五节 防尘系统41第六节 供液系统42第七节 照明、通讯闭锁控制系统43第八节 排水系统43第九节 井下安全避险“六大系统”44第十节 避灾路线46第六章 安全质量管理50第一节 工程质量验收要求50第二节 文明生产管理要求53第三节 煤质管理要求54第四节 机电设备管理要求54第七章 重大危险源及有害因素辨识56第八章 安全技术措施59第一节 一般规定59第二节 顶板管理安全技术措施59第三节 防止瓦斯及煤尘爆炸措施66第四节 防灭火安全技术措施72第五节 防水灾安全技术措施73第六节 工作面更换大件安全技术措施74第七节 各工序操作安全技术措施93第八节 工作面初采安全技术措施118第九节 其他安全措施120第九节 职业病防治措施127第十节 管理制度13179 3203综采工作面回采作业规程 第一章 工作面概况 第一章 工作面概况一 、回采工作面概况 表1-1工作面名称3301工作面水平名称一水平采区名称三盘区煤层编号3#煤走向长(m)963面积(m2)192600倾斜长(m)200地面标高927-938m工作面标高430-465m地面相对位置南侧为南鲍村，北为鲍庄村，西为东上坊村,东侧为工业广场保护煤柱,均都在保护煤柱线内，回采对其没有影响。井下位置及邻近采区情况西侧为南辅运、主运、回风三条集中巷，已掘; 北侧283m处为3201回采工作面，正在回采中；南侧82m处为3207工作面，正在掘进中。二、岩层情况 表1-2煤层厚度 4.7-5.24.95煤层结构简单煤层倾角 0155可采指数85%变异系数()9稳定程度稳定煤层硬度硬度系数f=0.37-1说明无三、煤质情况 表1-3工业牌号PM水分Mad1.07%灰分Ad17.02%硫分St0.36%发热量Qad（kj/kg）29.882 MJ/kgdaf14.29%说明煤层物理性质为黑色或黑灰色，条痕为深黑色，参差状及贝壳状断口，玻璃金刚光泽，内生裂隙较发育。宏观煤岩类型以光亮型煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带。细-中条带状结构，层状构造。宏观煤岩组分以半亮-光亮型煤为主，中间夹矸，岩性为炭质泥岩。结构为：4.10（0.2）1.00。四、煤层顶底板情况 表1-4顶底板名称岩石名称厚 度(m)岩性描述老顶细粉砂岩2.50浅灰色，中厚层状，石英为主，长石次之，含云母片，夹黑色粉砂质条带，具斜层理，半坚硬。直接顶泥岩3.30深灰色，中厚层状，参差状断口,产丰富的植物化石碎片，半坚硬,与下伏地层呈明显性接触。伪顶碳质泥岩0.28深黑色，硬度软， 泥质胶结。直接底泥岩0.70深灰色，中厚层状，半坚硬.断口见大量植物茎化石。老底砂质泥岩2.00浅灰色，中厚层状，石英为主，长石次之，含少量暗色矿物,均匀层理,半坚硬。五、瓦斯、煤尘及其他有害气体情况 表1-5 相对瓦斯涌出量0.319 m/T（二煤瓦斯相对涌出量）绝对瓦斯涌出量1.182 m/min煤尘爆炸性具有爆炸性CO2绝对涌出量4.179m/min六、地质构造情况 表1-6构造名称倾向倾角落差揭 露 位 置对回采的影响F32(正断层)330352.3m3301回风顺槽回采里程723m大33031-407.8m3301辅助回风巷里程367m（主运大巷起算）不影响F35(正断层)76433.5m3301回风顺槽回采里程623m大F41(正断层)310401.5m3301辅助进风巷回采里程683m不影响F42(正断层)305401.8m3301运输顺槽里程155m（主运大巷起算）不影响F35(正断层)210322m3301辅助回风巷里程20m（回风侧6#联络巷起算）不影响X1陷落柱3301运输顺槽里程330-350m范围内，长轴110m，短轴14m，影响回采走向长度14m。3301辅助进风巷里程220-233m范围内，长轴110m，短轴14m。大说 明1、揭露断层情况具体如上；2、揭露陷落柱情况：根据三维地震勘探显示：3301运输顺槽揭露X1陷落柱影响巷道右侧，在里程330-350m范围内，影响走向长度14m，回采过程中要注意其附近区域的富水情况及顶板变化情况，采取相应措施预防顶板冒落及排水措施；3、矿井周围采空、老窑情况：无；4、根据邻近矿井揭露情况：该矿隐伏性地质构造较发育； 5、巷道顶板裂隙、节理处均有不同程度的破碎、离层、塌矸冒顶，巷帮煤层裂隙、节理处易片帮。回采期间必须加强支护，及时超前拉架，防止片帮、冒顶；揭露地质构造具体位置详见3301工作面3#煤层底板等高线及储量计算图。七、储量计算 表1-7块段号走向长（m）倾斜长（m）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）可采储量（t）回采率（%）27132004.951.41995276.7845985.2085合计43546225056482330252八、水文地质情况及防治水措施 表1-8最大涌水量90-120m3/min正常涌水量30-50m/min水文地质情况1、该工作面水文地质条件相对简单，根据水文类型划分报告及3#煤层带压开采安全性评价报告分析，结合井巷实际揭露情况，煤层涌水来源主要是3#煤层顶板砂岩裂隙水，在掘进中有顶板砂岩裂隙水流向工作面。煤层顶板砂岩富水性及导水性不均衡，将会造成涌水地段不同，淋水通道以锚索（杆）孔、顶板裂隙为主，淋水形式为顶板裂隙水。巷道施工进度越快，揭露断面越多，淋水量就越大，大部分地段顶板淋水随着巷道向前掘进逐渐疏干，少部分地段顶板淋水疏干时间较长。同时随着巷道掘进，矿压逐渐显现，煤层顶板裂隙增大，进一步沟通上部含水层，增强导水性，造成淋水量要比预测的要大。现阶段3301工作面四条顺槽及切眼的正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h。2、根据一、二盘区瞬变电磁勘探报告及实际揭露情况，3301切眼与运输交叉口及3301后切眼与辅助进风巷交叉口顶板淋水大，涌水量3-5m3/h，附近在煤层顶板裂隙含水层富水异常区上有低阻反应，为富水区域。正断层F35掘进过程中，顶板有淋水，该断层范围内煤层顶板裂隙含水层富水异常区上有低阻反应，为富水区域，由于我矿全井田3#煤层为带压开采，但在回采过程中应注意其富水、导水性。由于回采工作面前方存在已揭露断层及伴生地质构造（断层及陷落柱），预计回采期间：正常涌水量：30-50m3/h，最大涌水量：90-120m3/h，回采过程中应严格执行“预测预报、有采必探，先探后采”的原则。队组在掘进过程中，积极完善排水系统、备用水泵、加强排水措施。3、霍尔辛赫矿井周围无采空区，不存在老窑积水情况。4、3301工作面运输顺槽侧回采区附近X1陷落柱20m范围内注意其顶板砂岩裂隙含水层具有富水性、回采过程中应注意其变化情况。5、3301工作面范围内属于带压开采，采取主要防治措施是巷道顶板疏干和配备强有力的排水设备（水泵、管路、水仓），加强涌水量的观测，特别是在揭露地质构造区段，加强观测频次，如有异常及时补充水文地质预报。具体防治水措施详见3#煤层带压开采安全技术措施和3301工作面排水方案。九、存在问题1、本井田3#煤层瓦斯含量较高，在开采时应加强对瓦斯的监测，搞好通风管理，确保安全生产。2、详查及勘探阶段施工的2804号钻孔未进行启封检查，封孔质量难以评定，况且井田内奥灰水水位高于各可采煤层的底板。在煤矿生产过程中应注意防止奥灰水沿此封闭不好的钻孔、构造破坏地带突水而发生的淹井事故。3、该工作面煤层部分地段伪顶厚，顶板砂岩裂隙水弱化顶板岩石强度，顶板易破碎，同时煤质较软，煤层易片帮，建议回采期间要及时超前拉架，加强顶板支护，发现顶板破碎、煤壁片帮或异常，严格按作业规程要求及时加强支护。4、该工作面3#煤层顶板砂岩裂隙水较发育，回采期间涌水量比较大，队组要配备强有力的排水设备（水泵、管路、水仓），加强排水，具体排水见3301工作面排水方案。5、由于3301工作面回采后形成采空区，对采空区积水防治应引起重视，加强观测，做好防范措施。6、由于该工作面三维地震揭露的断层等地质构造比较复杂，伴生构造仍然存在，特别受掘进过程中揭露地质构造（断层、陷落柱、节理、裂隙等）影响，接近这些地质构造时，工作面回采前方可能存在隐伏性陷落柱、断层、节理、裂隙、牵引褶曲、煤层产状急剧变化、煤系地层沉积形成的锅底构造，工作面淋水增大等异常现象，回采期间煤层顶板及煤壁压力大，裂隙发育处顶板易破碎、塌顶，煤质软硬发育不均，容易片帮。附：1、Y110203工作面综合柱状图 2、Y110203工作面平面布置图第二章 采煤方法第一节 采煤方法的确定一、采煤方法 根据3301工作面设计说明书中的设计，3301综放工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，综合机械化放顶煤采煤工艺。二、采高的确定工作面正常回采时的采高为2.80.1m 。第二节 矿压参数1、3301综放工作面矿压参数参照3203工作面矿压参数。 （相似工作面3203综采工作面)矿压参数表） 项目单位数值项目单位数值直接顶初次垮落步距m14-18工序影响移架上m1.5初次来压来压步距m18-22下1.5支架工作阻力平均值kN/架4152割煤上5最大值5479下15顶板下沉量平均值mm0推溜上无最大值0下顶板下沉速度平均值mm/h0超前压力影响范围回风巷影响m20最大值0上运巷影响20周期来压来压步距m15-18全部观测段支架工作阻力平均值kN/架3654支架工作阻力平均值kN/架3488最大值5813最大值5813顶板下沉量平均值mm0顶板下沉量平均值mm0最大值0最大值0顶板下沉速度平均值mm/h0顶板下沉速度平均值mm/h0最大值0最大值0顶板节理裂隙间距m0.6-0.9直接顶分类类一类老顶分类级三级容许比压MPa0.86第三节 支护设计一、支架参数3301综放工作面选用ZF6400/17/32型支架作为低位放顶煤基本支架,共129架, 运输顺槽端头选用ZFT12400/21/34型端头支架和两端头选用ZFG7600/20/34型过渡支架7架（机头三组、机尾四组）。从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1137号支架。工作面推进过程中倾斜长度如发生变化，应相应增加或减少支架数量。基本支架参数表型号2-Legshield/2支护强度0.92MPa支架宽度1.65m1.85m顶梁长度4190 mm工作阻力7608kN（472 bar）推溜力309 kN初撑力5067kN（315 bar）拉架力557 kN工作高度22004500mm底板比压（前端）4 MPa支护面积13m2支架中心距1.75m支架重量24.03t端头支架参数表型号2-Legshield/2支护强度0.73MPa支架宽度1.65m1.85m顶梁长度4190 mm工作阻力7608kN（472 bar）底板比压（前端）4 MPa初撑力5067kN（315 bar）推溜力990kN工作高度22004500mm拉架力505kN支护面积14.83m2支架中心距1.75m支架重量26.9t二、支护强度计算支架工作阻力确定的基本条件：综放工作面采厚5.52m，采煤机割煤高度2.8m，放煤高度2.72m，采深480m505m，f0.371.0.统计类比法确定支架工作阻力根据对我国30多个综放开采工作面实测支架最大载荷Pmax与煤层硬度系数f，采深H以及顶煤厚度Md进行回归，得到如下关系式：Pmax1939+2.1H+471f+155/Md将综放工作面煤层条件代入上式求出Pmax，考虑一定的安全系数，即可得到工作面支架所需设计工作阻力P,即：P=KPmax （K=1.21.35）按采深H=480m，f=1.0，Md=2.72m计算Pmax=1939+2.1480+4711.0+155/2.72=3475KNP=KPmax=4691.3KN (K=1.35)按采深H=505m，f=1.0，Md=2.72计算Pmax=1939+2.1505+4711.0+155/2.72=3527.5KNP=KPmax=4762.3KN (K=1.35)估算法确定支架工作阻力 采用估算法确定支架工作阻力。这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑直接顶和顶煤的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为： q=kd（q直+q顶煤） 式中：q工作面支架所需支护强度； Kd基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般Kd=1.11.8； q直直接顶自重应力，q直=直h； 直直接顶容重，取25KN/m3； h根据煤层结构，基本顶失稳厚度为h=14.47m； q顶煤支架上方顶煤自重应力，q顶煤=煤Md； 煤顶煤容重，取14.1KN/m3。 由于3号煤层顶板为强度较低的泥岩和较坚硬的砂岩互层，顶煤冒落后，其上岩层垮落后不能迅速将采空区填满，基本顶失稳时的动压对支架工作阻力影响交大，因此取Kd=1.8，即q=1.8（14.7425+2.7214.1）=732.3KN/m2支护强度确定后，根据配套尺寸、支架的顶梁长度、控顶距算出支架工作阻力：P=q（Lk+LD）B=5954KN式中：p支架工作阻力，KN; q支架的支护强度，732.3KN/m2； Lk控顶距0.4m； LD顶梁长度5.02m； B支架支护宽度1.5m。根据计算，工作面支架所需设计工作阻力最大为5954KN.工作面共有129架ZF6400/17/32,7架7600/20/34顶板压力Q=PmaxN (N为支架数量) Q=5954136=809744KN工作阻力F=(6400129+76007)KN=878800KN可见FQ,所选支架的工作阻力符合要求。根据计算，工作面选取ZF6400/17/32型液压支架符合工作面顶板支护和安全的要求。3#煤层结构简单，根据工作面条件与支架适应条件可以看出，选用ZF6400/17/32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。通过对比、验算，证明选用ZF6400/17/32型支架能满足要求。第四节 回采工艺一、回采工艺采用双滚筒采煤机机械落煤，采煤机与刮板机联合装煤，刮板输送机、转载机、可伸缩胶带输送机联合运煤。二、工艺流程1、工艺流程图：采煤机在刮板输送机头端头斜切进刀落、装、运煤采煤机回刀割三角煤伸出前伸缩梁采煤机向机尾方向正常割煤收回前伸缩梁、前移1#、2#、3#过渡架拉后部刮板输送机头前移端头架推前部刮板输送机机头前移中间架推前部刮板输送机放中间架顶煤拉后部刮板输送机。采煤机刮板输送机机尾斜切进刀落、装、运煤采煤机回刀割三角煤伸出前伸缩梁采煤机向刮板输送机机头方向正常割煤收回前伸缩梁、前移137#、136#、135#、134#过渡架拉后部刮板输送机尾推前部刮板输送机尾收回前伸缩梁、前移基本架推前部刮板输送机放基本架顶煤拉后部刮板输送机。2、各工序影响范围和安全距离：、割煤：采煤机斜下方15m至斜上方5m范围内除采煤司机外其它人员不得在架前作业或逗留。、移架：上下各两架及本架范围内不得有人穿行、作业。、推溜：滞后采煤机后滚筒18m以上。三、工序操作（1）割煤、装煤、运煤本工作面采用西安煤机厂生产的MG300/700-WD1型交流电牵引双滚筒采煤机（滚筒截深0.8m）。 正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前部刮板输送机，少量煤在推前部刮板输送机时被铲煤板装入前部刮板输送机内，极少量散落在支架与前部刮板输送机间的浮煤，由人工装入前部刮板输送机内。正常割煤长度为200米，采煤机以14m/min的速度向机尾方向（机头方向）割煤，直至割透机尾侧（机头侧）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部割上部煤、后滚筒在下部割下部煤的方式。工作面采煤机割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部刮板输送机运至端头卸载，经转载机、胶带输送机运出。工作面采高控制在2.80.1m。（2）移架移架滞后采煤机后滚筒5m7m进行(煤壁片帮或顶板破碎时，紧跟采煤机前滚筒进行)。操作顺序为：收护帮板、侧护板和伸缩梁降前梁落后柱落前柱，然后以刮板输送机为支点，向前移架。移架后，立即打出伸缩梁并升紧前后立柱、前梁，最后打出护帮板、侧护板。正常情况下移架滞后采煤机后滚筒5m7m进行，及时支护顶板；局部片帮或顶板破碎时紧跟前滚筒拉架，前滚筒割过23架时即伸出支架前梁或提前拉架控制顶板。操作要求：收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并且与相临支架不咬、不啃；移架要带压移架，做到快、匀、正、直、稳；升柱时要达到支架初撑力的要求；打出护帮板。移架后支架成线，仰俯角不大于7，错差不超过侧护板2/3，支架接顶严实，初撑力达到规定要求。附图八：工作面最大、最小控顶距剖面示意图（3）推前部刮板输送机、拉后部刮板输送机在采煤机从工作面机头反向跑空刀清浮煤到达工作面斜切进刀段以前，前部输送机头必须推向煤壁。在采煤机进行端部斜切进刀时，将前部输送机按顺序自下而上依次推向煤壁。推前部刮板输送机滞后采煤机后滚筒15m进行严禁把刮板输送机顶成急弯。每次推进应保证0.8m的推进度，并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在50mm以内。推前部刮板输送机时，相邻5组支架的推拉千斤顶顺序逐步顶至煤壁，输送机不能出现急弯（其弯曲段长度不得小于15架）。推、拉完毕后，手把必须及时回零，保证前部刮板输送机成直线。严禁停机时进行推拉前部刮板输送机作业，防止前部刮板输送机涌煤、带回煤、压刮板输送机及发生卡、飘链事故。（4）放顶煤移过支架后开始逐架分段放顶煤，后部刮板输送机正常运转时，方可放煤。放煤完毕后，拉后部刮板输送机。一旦后部输送机停止运转时，立即停止放煤；遇煤壁严重片帮或冒顶区域禁止放煤。初次放顶煤由于工作面开始回采时是沿顶板推进，所以随着工作面推进，工作面不断下卧（机头机尾不下卧），每刀煤下卧100mm,当顶煤厚度达到2.0m时开始放煤；由于工作面运输、回风两顺槽沿煤层顶板掘进，工作面两端头10m范围内不下卧，以便于工作面前后部刮板机机头与转载机机身的合理搭接。正常放煤放煤工艺：采用顺序放煤法。现场作业时，每名放煤工在各自区段内进行定员放煤。工作面两端头15m范围内不放煤。放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置(保证放出的顶煤落入后部刮板输送机中)。可多次反复升降尾梁，使大块碳破碎。放煤结束后升起尾梁，伸出插板，对后部刮板输送机进行掩护，防止大块矸石落入后部刮板输送机。机头、尾作业人员必须根据煤量大小进行补放，必要时停止采煤机割煤。放煤管理：a、加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。b、放煤时必须做到全部见矸，既要保证回收率，又要保证煤质。c、放煤时，注意煤流中矸石涌出情况，防止大块矸石涌入后部刮板输送机。放煤完毕后，及时伸出插板挡矸。d、后部刮板输送机司机要随时观察后部刮板输送机煤量、电机负荷，防止后部刮板输送机断链或压死刮板输送机。（5）拉后部刮板输送机滞后放煤支架20m开始拉后部刮板输送机，按割煤方向自下而上拉移一个步距(0.8m)，同时要求相邻5个支架顺序逐步动作，并确保其弯度段不小于15m。严禁从两头向中间进行。拉刮板输送机前，若前面浮煤较多，应进行清理，确保拉移到位。拉后部刮板输送机应在输送机正常运转时进行。拉移后部刮板输送机完成后，应保证输送机平、直、稳。其它注意事项同推移前部刮板输送机。（6）推移转载机与端头架转载机的移设在后部输送机前移后，开始推移转载机。推移转载机的操作方法：缓慢操作支撑转载机的各个千斤顶手把，使转载机机身脱离转载机机道。前移转载机轨道。如果底板不平，必须将转载机轨道支平垫实。使转载机滚轮对准轨道，随后落下千斤顶。操作推移手把将转载机缓慢移出。转载机移到位后，开始拉端头支架。（7）胶带输送机机尾移动方式3301综采工作面胶带输送机使用马蒂尔自移式机尾。当采煤机采3刀煤（2.6m）后，开始移动胶带输送机机尾。 （8）运煤工作面的煤经采煤机采割由前部刮板输送机（放顶煤由后部刮板输送机）转载机破碎机运输顺槽胶带输送机南主运集中巷胶带输送机主运集中巷胶带输送机主运大巷胶带输送机煤仓 主井地面。（9）清煤采煤机割过后，将工作面刮板输送机至支架之间的浮煤，放顶后支架间浮煤清理干净。四、煤质及煤炭回收1、对煤质的要求灰分：10% 块煤率：18% 水分：20.5% 含矸率：1% 块煤的粒度控制在300mm以内。 2、提高煤质的措施、采煤机司机要严格控制采高,严禁破底开采。、若遇顶板破碎,漏矸严重时,要超前并带压移架,控制顶板。、工作面如发现有大于300mm长的矸石,看闭锁键工必须闭锁刮板输送机和转载机,从刮板输送机机头处将大块矸石拣出,最后清理到采空区。、支架间若有漏矸,不准将架间的矸石清到溜子上,必须拣出放在支架尾梁后。、在工作面防尘水的管理方面必须在保证正常的防尘同时，严格控制水压和水量。严格执行停机必须停水的制度。、顺槽的积水每班必须安排人员抽水，防止积水流入工作面，严禁将积水清理到皮带或刮板输送机运走。、经常派人检查运输顺槽和回风顺槽供水管路和工作面供液管路，发现跑、冒、滴、漏现象，及时处理。3、对煤炭回收的要求和提高煤炭回收率的措施、工作面严格按照设计采高开采。回采率为85%。、工作面架前、架间的浮煤必须及时清理,2m2范围内浮煤厚度不得大于30mm。 3203综采工作面回采作业规程 第三章 顶板管理 第三章 顶板管理第一节 工作面顶板管理一、矿压参数及分析资料1、参照相似条件工作面矿压参数(3203综放工作面)直接顶初次垮落步距为1015m，顶板压力最大强度为5479KN/m2初次来压步距为1822m， 直接顶分类 类周期来压步距为1518m， 老顶分级 级底板比压 0.86 MPa3、本工作面矿压参数预计根据Y110201工作面开采期间矿压资料分析可知：老顶来压期间工作面压力较大,煤壁片帮较严重,且伪顶在支架顶梁上方破碎易脱落。Y110203工作面初放期间设计采高为3.8m，正常回采时设计采高为4.2m，工作面开采深度、采高与Y110201工作面相近，预计矿压显现规律和特征与Y110201工作面基本一致。二、支护方式：采用两柱掩护式液压支架进行支护 1、移架步距：与采煤机的实际截深相同，为800mm。 2、端面距：由设备的配套情况决定，为340mm。 3、控顶距：由液压支架的顶梁长度(L1)、端面距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。顶板最大控顶距：Lmax=L+Lx+Ls+D顶板最小控顶距：Lmin=L+Lx+D式中：L顶梁长2920mm Lx前梁长1580mm Ls伸缩梁长800 mm D梁端距340mm则： Lmax=29201580+800+3405640mmLmin=29201580+3404840mm最大控顶距：5640mm 最小控顶距：4840mm三、支护要求1、支架中心距保持（1.500.1）m之间,保持支架接顶严实,支架垂直顶板。2、支架初撑力不小于额定值的80%,泵站压力不小于30MPa。3、移架后及时打出护帮板,护住煤壁。四、 端头支护（一）、支护方式:1、上、下端头的支护：工作面下端头主要由端头支架支护顶板，上端头由过渡架支护顶板。2、工作面上、下出口的宽度不得小于0.8m，净高不低于1.8m。3、工作面运输、回风顺槽超前支护采用如下方式：3301运输顺槽、3301回风顺槽回风侧3#联络巷以东超前支护采用4.5m长的型钢梁配DW35300/110单体液压支柱支护，工作面超前支护距离为20m，支护棚距为0.8m，每排超前支护使用两根液压支柱配1根型梁支护顶板；3203回风顺槽回风侧3#联络巷以西超前支护采用4.0m长的型钢梁配DW35300/110单体液压支柱支护，工作面超前支护距离为20m，支护棚距为0.8m，每排超前支护使用两根液压支柱配1根型梁支护顶板。3203运输顺槽、3203回风顺槽回风侧3#联络巷以东超前支护，距离巷道两帮0.4m处各支设一根单体液压支柱；3203回风顺槽回风侧3#联络巷以西超前支护，距离巷道两帮0.4m处各支设一根单体液压支柱。超前支柱初撑力不低于90KN。支柱必须支在实底上，支柱钻底量超过100mm时必须穿底鞋。所有超前支柱必须用固定连接连接牢固。迎山角保持23，且支柱必须支设成一条直线。 （二）两巷超前支护作业：由巷道超前维护工在每次前移端头架或机尾过渡架前完成，为生产做好准备工作。1、 超前支护时，由三人协同作业。作业时，首先将型梁两端用铁丝拴挂在顶网，并尽可能在巷中支设单体液压支柱将型梁升起放正，然后分别支设两帮支柱，完成打设后除去巷中支设单体液压支柱。作业时，如果需要借助转载机机身时，必须闭锁转载机开关。2、 支设单体液压支柱：平台下作业人员将单体支柱移至型钢梁下，将单体液压支柱升起，垂直顶底板支设牢固。3、支护要求：单体液压支柱要靠巷帮，升正升直，初撑力符合要求，三用阀方向和巷道方向一致，并将单体液压支柱的防倒链挂在顶网上，型梁上方要平整，支撑均匀有力，不得出现空顶现象，必要时在架设单体液压支柱时使用道木、板梁等将型梁上方垫实。巷道超高段必须摆板梁接顶后，进行打设单体柱。4、如遇底板松软，单体液压支柱钻底量超过规定或单体液压支柱初撑力达不到要求时必须穿铁鞋，铁鞋规格：300mm300mm10mm。5、型钢梁的回撤作业：型钢梁回撤在前移端头支架或过渡支架前回撤，超前端头支架或过渡支架0.7-1.5m进行。回梁作业：回梁时,由端头维护工4人协同作业。回撤时，两人站在转载机封顶板上或操作平台上抬住型钢梁并将型钢梁用绳吊挂在顶板钢带上，一人扶住单体液压支柱，一人用长柄工具使两端单体柱分别卸载，然后将单体液压支柱、型钢梁回撤抬放到指定地点。6、工作面备料：在回风顺槽距工作面70100m必须备有单体液压支柱30根、型梁20根、圆木20根、板梁100根、木锲100个、网片30张等备用材料。（三）、支护质量控制标准（1）铁鞋要放平、放正、放实。（2）巷道平直时，单体液压支柱必须垂直于巷道顶底板，初撑力不小于90KN；当巷道倾斜时，支柱必须迎山有力，迎山角度=（1/61/8），为巷道倾斜角度。（3）单体液压支柱要支成直线，棚距不超过规定要求的100mm。支柱钻底量不大于100 mm。（4）在用单体液压支柱完好、不漏液、不自动卸载、无外观缺损；在用型钢梁无断裂和变形严重现象。不得存在“两爪柱”“三爪柱”及漏液单体液压支柱。（5）严禁型钢梁单挑。（6）支柱时三用阀嘴朝向老空侧，同时手提把朝向老空相反的方向。（7）超前支护单体液压支柱必须栓好防倒链，防止倒柱伤人。（8）转载机头上方一梁三柱的型钢梁要在型钢梁两端各栓一道保险绳。（9）单体液压支柱正上方，型钢梁与巷道顶板之间要用木垛刹实、接顶要严密。（四）架设单体柱型梁棚安全技术措施1、单体柱型梁棚架设：（1）作业前，首先观察作业区域的顶板煤壁状况，严格执行敲帮问顶制度，确认无隐患时方可作业。（2）避开顶板锚杆，并用长柄工具将顶板凸起部分凿平，两人以上协助，站在扶梯上，将型梁抬起贴紧顶板（在运输顺槽作业时，可先将型梁抬到转载机身上，作业人员站在转载机上作业），用10#铅丝把型梁两边与顺槽顶网拴牢固。（3）将单体柱竖直放在梁端下，一人扶柱，一人缓慢送液，将单体柱升起，保证四牙卡住型梁。（4）单体柱支设好后，要在单体柱柱头拴好防倒链并将防倒链挂至顶网上，防倒链必须拴紧栓牢。2、单体柱型梁棚回撤：（1）型梁回撤在端头架及机尾过渡架架前进行。（2）回撤型梁时，先将型梁与顶网相连铁丝解开，运输顺槽使用端头架护帮板，将型梁挑住。回风顺槽回撤时，人工站在扶梯上抬住型梁。（3）两人协助将单体柱放液，回掉抬出后，皮带顺槽端头作业人员远离端头区域，缓慢操作排头架护帮板手把，将型梁放下。回风顺槽由人工将型梁抬下。(4)如果支架护帮板不能逼紧型梁时，则必须由人工抬住型梁回撤。3、安全注意事项：(1)作业时应架设牢固可靠的扶梯或工作台。(2)架棚时，单体柱距型梁两头不得少于两个锯齿的距离。(3)打柱时，一人扶柱，一人操作注液枪，保证单体柱达到初撑力要求，四牙吃劲，柱底垫鞋板。单体柱之间用护绳相互连起来，并用逐架拴在顶网上。(4)型梁与顺槽顶网之间用木板等垫平垫实防滑，严禁出现型梁不接顶。(5)皮带顺槽架设、回撤型梁时，皮带、转载机、刮板输送机必须停机闭锁，专人看护按钮。(6)端头回撤型梁时，必须将液管、电缆等整理整齐，防止被砸。(7)回柱时，必须用长把工具远距离操作，操作人员严禁站在单体柱可能倾倒的方向。(8)架棚、回棚作业过程中，作业地点前后5m范围内，严禁有其他人员作业或停留。(9)作业过程中，设专人监护，作业人员搞好互联保。（五）、切顶支柱支设3203工作面在回采过程中，采用端头架与切顶支柱维护工作面端头顶板。工作面分别在上端头过渡架、下端头端头支架后立柱正对处支设切顶支柱，随着工作面上端头过渡架、下端头端头支架的前移切顶支柱也随即前移。一）切顶支柱的支设1、使用单体液压支柱配型梁在上端头过渡架、下端头端头支架和煤柱帮之间支设切顶支柱，切顶支柱由西向东支设，第一排切顶支柱支设在两端头支架后立柱往南（北）800mm处；第二排切顶支柱支设在上端头过渡架、下端头端头支架后立柱正对处。两排支柱排距为800mm，第一排切顶支柱的柱间距为400mm，第二排切顶支柱的柱间距为300mm。然后在第二排切顶支柱的西边支设戗柱，戗柱的柱头紧挨第二排切顶支柱，戗柱底端与第二排切顶支柱距离为300mm，切顶柱与支架顶梁后边缘齐，滞后不得超过800mm。2、切顶支柱的支设顺序：由西向东支设，先支设第一排切顶支柱然后支设第二排切顶支柱，最后支设戗柱。3、支设第一排切顶支柱程序：当上、下端头支架至煤柱帮的距离达到300mm时，支设一根切顶支柱，每增加500mm增设一根切顶支柱，支设顺序从煤柱帮向支架侧支设，第一根切顶支柱距离煤柱帮的间距为200mm，切顶支柱的柱间距为300mm。4、支设第二排切顶支柱程序：当支架至煤柱帮的距离达到300mm时，支设一根切顶支柱，每增加200mm增设一根切顶支柱，支设顺序从煤柱帮向支架侧支设，第一根切顶支柱距离煤柱帮的间距为200mm，切顶支柱的柱间距为300mm。5、戗柱的支设程序：戗柱支设数量与第二排切顶支柱数量相同，根据第二排切顶支柱的支设情况，当第二排切顶支柱数量为1时，支设一根戗柱，戗柱柱头紧挨第二排切顶支柱；当第二排切顶支柱数量2时，支设两根戗柱，戗柱要从煤柱帮至支架侧支设，戗柱居中支设，柱间距不小于300mm。戗柱底端与第二排切顶支柱底端距离为350mm。二）切顶支柱的回撤1、回撤切顶支柱顺序：由里向外回撤，先空帮后煤柱帮回撤，必须先支后撤。移架后第一排切顶支柱的支设：切顶支柱的前移紧随两端头支架，两端头支架每次移架后，根据移架后端头支架至煤柱帮的距离，按照支设第一排切顶支柱程序在端头支架后立柱往前800mm处支设第一排切顶支柱。2、移架后第二排切顶支柱的支设：拆除移架之前的戗柱和第二排切顶支柱，把拆除后的切顶支柱回撤至移架之前的第一排切顶支柱处，将移架之前的第一排切顶支柱视为移架后的第二排切顶支柱，根据移架后支架至煤柱帮的距离，按照支设第二排切顶支柱程序重新支设第二排切顶支柱，最后根据戗柱的支设程序支设戗柱。三）支设切顶支柱安全措施1、支设切顶支柱时，人员尽量靠煤柱帮作业，严禁站在老塘侧作业，严格执行“敲帮问顶”制度，作业时安排老工人站在安全地点观察顶板，看好退路，发现异常立即停止作业撤出人员。 2、支设切顶支柱时，至少四人协同作业，一人观察顶板、两人扶柱、一人升柱或降柱，严禁空顶作业。3、支设切顶支柱时注液枪与单体液压支柱三通阀连接可靠，高压胶管两端的接口要使用U型销连接可靠，防止漏液伤人。4、使用的单体液压支柱要完好无损，柱要升紧、升牢切顶支柱初撑力不小于90kN(9.5MPa)。5、每排切顶支柱要打成直线，切顶支柱支设完成后如果有剩余的单体液压支柱和板梁要码放在规定地点。6、单体柱支设好后，要在单体柱柱头拴好防倒链并将防倒链挂至顶网上，防倒链必须拴紧栓牢。四）回撤切顶支柱安全措施1、回撤切顶支柱时使用回柱绞车回撤，回柱绞车钢丝绳与待回切顶支柱手把使用挂钩连接可靠。2、回撤时，人员尽量靠煤柱帮侧作业，严禁站在老塘侧作业，必须先支后撤，要先撤戗柱，切顶支柱要从端头支架侧向煤柱帮方向逐个拆除。3、回撤作业由四人协同作业，一人观察顶板，一人降柱泄压，一人控制绞车，一人发信号。4、回撤作业时，先将待回切顶支柱的手把与绞车钢丝绳连接可靠，切顶支柱泄压后降柱人员尽量使切顶支柱向西倒置。如果支柱倒向老塘侧则用回柱绞车将支柱拉出。5、回撤最后一根切顶支柱时，人员远离待回撤的切顶支柱，降柱人员靠煤柱帮站在新支设的切顶支柱处，将最后一根切顶支柱泄压后立即撤离至安全地点，然后使用回柱绞车将其拉出。6、使用回柱绞车时，绳道不得站人。钢丝绳不得蹩其它支柱，绞车司机不得随意开动绞车，必须听从信号工指挥，收到停车信号时要及时停止绞车。五、采空区处理方法:全部垮落法第二节 工作面矿压监测一、工作面矿压监测的内容和方法（一）、矿压观测的目的为了掌握工作面顶板来压的规律，分析回采空间支架与围岩的相互作用关系，为决策指挥和顶板管理及巷道支护设计提供科学依据。 （二）、观测内容1、工作面支架初撑力、工作阻力。2、两巷表面位移和顶板离层。3、运输、回风两顺槽超前支护应力观测。4、工作面顶板动态观测以及工作面两巷顶底板变化情况。（三）、矿压观测的方法1、工作面每个支架上安装测压表对工作面全部支架的初撑力进行观测。另外在工作面安装一套KJ25型煤矿顶板动态监测系统对液压支架的前、后立柱的初撑力和工作阻力进行在线观测。布置方法：工作面监测分机采用分组安装。共设3组，每组3块表，具体分布:第一组(13#架、14#架、6#架)，第二组(68#架、69#架、70#架),第三组(122#架、123#架、124#架)。2、3301工作面四条顺槽分别距工作面60m、80m、100m、120m、140m处布置5个测点，用钢卷尺定期测量两帮及顶底板移近情况。二、顺槽回采期间矿压观测（一）、顺槽表面位移和顶板离层观测测站布置：顶板离层指示仪，在掘进过程中已经安装, 顶板离层指示仪每50m一个。观测方法：工作面超前100米范围内，每班观测读数，并做好记录；皮带、进风顺槽距工作面100米以外的离层仪，每周的周五观测一次颜色，并做好记录。发现离层仪进入黄区，及时通知生产技术科，安排队组加固顶板。（二）、运输、回风顺槽超前支护应力观测观测方法：运输顺槽、回风顺槽超前支柱中间一列支柱隔一根安设一个压力表,其中运输顺槽10块压力表,回风顺槽10块压力表。由综采队矿压观测组对压力表的读数进行观测并记录，定时交生产技术科技术人员总结分析。运输、回风顺槽超前维护段采用SY40型矿用数字压力计对单体柱应力进行巡回观测。(三)、观测方案的实施公司成立矿压观测小组，每天由一名成员到井下现场收集数据，生产技术科负责数据分析处理，并将处理结果及时反馈到综采队。综采队分管副队长根据生产技术科对数据分析结果及时在班前会上通报，强调工作面顶板管理的重点和采取相应的措施，支架工作业时随时根据压力表读数调整支架压力，确保支撑效果。(四)、数据整理所有观测数据由生产技术科进行系统的分析整理，每旬向综采队提供工作面及巷道的矿压显现情况和顶板管理意见。三、矿压监测管理要求及安全技术措施(一)、矿压检测管理1、对于每组支架上安装同一型号的压力表，要求矿压观测人员每天四点班记录一次顶板压力数据。2、每天的测量记录结果要求一式两份，生产技术科送一份，综采队留一份。3、分管副队长根据生产技术科对数据分析结果及时在班前会上通报，强调工作面顶板管理的重点和采取相应的措施，支架工作业时随时根据压力表读数调整支架压力，确保支撑效果。4、对于工作面顶板压力和顺槽位移、离层仪的记录数据，生产技术科和队组每月进行一次分析，并根据分析结果采取相应的管理措施。(二)、维护措施1、加强管理和思想教育，爱护矿压设施。2、检修班每天要对压力表进行检查，严格执行交接班制度。3、严禁私自拆卸和调整安全阀，安全阀要按规定进行定期校验。4、井下工具箱必须有安全阀与压力表的备件。5、人员在工作面作业或抬单体柱、板梁等物料时，严禁碰坏或挤坏压力表与智能矿压观测仪。6、支架压力表、智能矿压观测仪由支架工和支架检修工负责维护，发现如有损坏必须及时进行修复更换。7、任何人不