煤矿综采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表1工作面位置及井上下关系表煤层名称二2煤水平名称二水平采区名称九采区工作面名称2902工作面地面标高M31713193工作面标高M724808地面位置该工作面地面位于姚庄以南，横穿秦庙，白洋沟流经工作面西侧，其余为大量农田。回采对地面设施的影响回采使地面下沉，地面建筑物、农田将受到一定程度的影响。井下位置及四邻采掘情况该工作面东为九采区轨道、胶带集中巷，西为实体煤，南为皇沟酒厂保护煤柱，北为实体煤。轨道顺槽948胶带顺槽1038走向长度（M）平均993倾斜长度M1764面积（M2）179801第二节煤层表2工作面煤层情况表043328煤层结构219煤层厚度（M）平均271简单煤层倾角（）平均5开采煤层二2煤煤种无烟煤硬度092可采指数098变异指数190稳定程度稳定煤层情况描述工作面二2煤层位稳定，煤层结构简单，以亮、镜煤为主，为半亮型；两顺槽实际揭露煤层厚度变化较大，最大煤厚328M，局部受断层影响区域最小煤厚仅043M，煤层平均厚度271M。第三节煤层顶底板表3工作面煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称岩石厚度M岩性特征老顶中、细粒砂岩476781651灰白色灰色，主要成分为石英，次为长石及暗色矿物，硅、泥质胶结，上部夹泥、砂质条带。直接顶泥岩砂质泥岩497694603灰色灰黑色，砂质分布均一，含已炭化的芦木化石碎片及煤屑。伪顶泥岩0054017灰黑色，偶见植物化石碎片。表3工作面煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称岩石厚度M岩性特征直接底泥岩砂质泥岩092120105深灰色，含炭化的植物根部化石碎片老底细粒砂岩660794716灰色，主要成分为石英及暗色岩屑，含菱铁矿，硅质胶结，含少量炭质条带，裂隙上具黄铁矿薄膜。附2902综采工作面综合地质柱状图，见附图1。第四节地质构造一、断层情况及其对回采的影响2902综采工作面总体为一单斜构造，外段煤层倾角较大，最大达19，里段较为平缓，煤层倾角27，平均约4。从两顺槽掘进期间实际揭露情况看，工作面构造较发育，回采区域内累计存在断层6条，落差最大62M，最小14M；F9023、DF51断层附近煤层受深部应力作用及断层牵引影响，局部煤层变薄，对回采有一定程度的影响。巷道实际揭露断层无明显破碎带，结合瞬变电磁勘探及钻探资料分析，所有断层均不具导水性，且在底板改造过程中，对断层进行了重点加固，不需留设防隔水煤柱。工作面断层情况见表4。表4工作面断层情况列表序号构造名称实见位置走向（）倾向（）倾角（）性质落差（M）对回采影响程度是否留设煤柱1F9021轨道顺槽902G5前7M5332339正断层14对回采有一定影响不留煤柱2DF51胶带顺槽902P2后6M5032071正断层62对回采影响较大不留煤柱3F9022轨道顺槽502P4前91M1677738正断层25对回采有一定影响不留煤柱4F9023轨道顺槽502G7前21M16325345正断层15对回采影响较大不留煤柱5F9024轨道顺槽502G10前9M6633647正断层25对回采有一定影响不留煤柱胶带顺槽502P7前62M3230249306F9025轨道顺槽502G11后2M1728743正断层25对回采影响较大不留煤柱二、其它因素对回采的影响2902工作面处于800M水平，断层处裂隙发育，顶板破碎，地压较大，回采期间顶板管理难度较大，对生产有一定影响。第五节水文地质一、含水层分析根据工作面掘进期间揭露水文地质情况结合打钻注浆情况分析，该工作面水文地质条件中等，下部含水层富、导水性较弱；工作面主要含水层为煤层顶底板砂岩、太原组上段灰岩，回采期间直接充水水源为煤层顶、底板砂岩水，间接充水水源为太原组上段灰岩水，威胁工作面安全的主要水源为太原组上段灰岩水，该段灰岩上距二2煤底板57M左右，水压4345MPA。二、其它水源的分析目前该工作面动水量约6M3/H，预计回采期间受采动影响，局部煤层底板裂隙活化，水量可能会有所增加。工作面涌水量参照邻近采区回采期间涌水情况，采用比拟法计算，正常涌水量120M3/H，最大涌水量300M3/H。三、防治水的主要措施回采前已对该工作面进行了底板改造。回采期间需加强泵坑及沿途水沟的清淤工作，确保工作面具备不低于300M3/H的排水能力，加强排水设备的检修，必要时及时增加排水设备。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况本工作面地温2326，温度较高，工作面在回采期间应按照规定要求配风，以满足正常回采时的通风需求。影响回采的其它地质情况表见表5。表5影响回采的其它地质情况表瓦斯根据2010年瓦斯鉴定结果，绝对瓦斯涌出量57M3/MIN，相对瓦斯涌出量061M3/T煤尘无煤尘爆炸危险性煤的自燃三类不易自燃煤层地温2326地压129138KG/CM2煤层夹矸直接顶直接底普氏硬度（F）092343424二、冲击地压和应力集中区本工作面无冲击地压的影响，工作面在断层发育处应力集中，地压较大，应加强支护。三、地质部门的建议1、工作面构造较发育，回采区域内累计揭露断层6条，落差最大62M，最小14M，断层面附近煤层顶板破碎，过此类断层时需注意超前采取措施，并加强支护。2、工作面局部区域瓦斯赋存异常，回采期间需注意加强工作面瓦斯监控及通风管理工作，防止瓦斯超限。3、工作面外段煤层倾角最大达19，回采时应及时调整支架，加强顶板支护，防止冒顶事故发生。4、F9023、DF51断层附近煤层受深部应力作用及断层牵引影响，局部煤层较薄，最薄煤层仅043M，过此类断层时需适当破顶、破底回采，并加强煤质管理。5、工作面局部巷道底板低洼，应在低洼处施工临时泵窝，加强排水；轨道顺槽220M、710M泵坑，胶带顺槽310M、780M泵坑为工作面主要排水点，回采期间需重点加强此处泵坑的排水管理，并加强沿途水沟的清淤工作。6、工作面整体为仰采，需加强工作面涌水量观测及老空水管理，加强排水设备的检修，确保工作面排水能力不低于300M3/H。第七节储量及服务年限一、储量2902综采工作面煤层储量，见表6。表62902综采工作面煤层储量表工作面走向长（M）倾斜长（M）斜面积M2平均煤厚M视密度T/M3资源量（T）回采率（）可采储量（T）2902综采工作面891176415717227114762612695594819储量计算合计走向计算至预计停采线594819二、工作面服务年限工作面服务年限L/（LSK30）；N工作面服务年限；L可采长度，891M；L日进度，6刀；S正规循环推进长度，06M；K月正规循环率，90；30每月天数，取30；891/（6069030）9（个月）第二章采煤方法该工作面采用走向长壁后退式采煤方法，一次采全高。第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况2902综采工作面为城郊煤矿九采区首采工作面，走向为东西方向布置。工作面东为九采区轨道、胶带集中巷，西为实体煤，南为皇沟酒厂保护煤柱，北为实体煤。二、轨道顺槽2902轨道顺槽长948M，矩形巷道，净宽36M，顶板采用高强锚杆钢板网钢带锚索梁支护，巷帮主要采用高强锚杆平焊网双抗网钢筋梯支护。三、胶带顺槽2902胶带顺槽长1038M，矩形巷道，净宽36M（机头硐室20M范围内、胶带顺槽通尺60M90M净宽42M），顶板采用高强锚杆平焊网钢带锚索梁支护，巷帮采用高强锚杆平焊网双抗网钢筋梯支护。四、工作面切眼2902综采工作面切眼与两顺槽斜交，切眼长1764M，切眼内顶板采用高强锚杆平焊网钢带支护，切眼回采侧、老塘侧帮部均采用树脂锚杆双抗网支护。五、轨道顺槽车场、胶带顺槽车场2902两顺槽车场顶板均采用高强锚杆平焊网钢带锚索梁支护，帮部均采用高强锚杆平焊网双抗网钢筋梯支护。六、硐室及其它巷道工作面两顺槽布置有钻场、绞车硐室和水泵窝，其顶板均采用高强锚杆平焊网钢带支护支护，巷帮主要采用高强锚杆平焊网双抗网钢筋梯支护。附2902综采工作面巷道布置平面图，见附图2。2902综采工作面轨道顺槽、胶带顺槽、切眼实测剖面图，见附图3。第二节采煤工艺一、采煤工艺2902综采工作面采用综合机械化采煤工艺，一次采全高。为了提高块煤率和减少人工清煤量，本工作面采取单向割煤。整套回采工艺为采煤机破煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以单体液压支柱配合型梁、铰接梁支护工作面两端头和两巷超前段，采用全部垮落法处理采空区。1、采高控制根据液压支架的支护高度（1635M）、煤层实际厚度的变化、工作面煤壁片帮程度和采煤机适应煤厚（2036M）以及工作面三机尺寸配套关系，确定工作面的采高为23M33M（根据煤壁片帮程度片帮严重时可降低采高，留底沿顶回采，但不得低于23M），当工作面局部煤厚超过33M时，沿顶留底回采，严禁液压支架支撑高度超过33M使用；当煤层厚度低于23M时，要根据实际情况进行挑顶或破底，必要时采用爆破松动的方法配合采煤机推进。正常情况下要沿顶沿底回采，不准留顶煤或底煤。2、循环进尺一个正规循环进尺为600MM。3、工序间距移架距采煤机后滚筒69M（46架宽），但是如果顶板破碎则要紧跟采煤机前滚筒移架。推移刮板输送机距采煤机后滚筒不小于15M（10架宽）。4、进刀方式本工作面进刀方式为采煤机在机尾端部斜切进刀，单向割煤。附工作面进刀方式示意图，见附图4。二、工作面正规循环生产能力WLSHCW正规循环生产能力，T；L工作面长度，1764M；S正规循环推进长度，取06M；H采高，平均为271M；煤的视密度，147T/M3；C回采率，95。代入工作面参数得WLSHC176406271147954006T三、提高回采率措施1、工作面回采率达到规定要求。2、工作面正常情况下不得留顶煤或底煤回采。需要留顶煤或底煤时，必须另行编制专项措施。3、工作面浮煤必须清理干净，生产中每循环都要清理浮煤，严禁停机后再一次性清扫。工作面配够清煤工，清煤工要配好笤帚和扒煤钩，将支架底座各角落的散煤清理干净（连续2M2内浮煤平均厚度不超过30MM）。4、工作面收尾时不能随意增大保护煤柱。第三节设备配置一、主要设备的型号和数量表72902综采工作面主要设备的型号和数量设备名称设备型号数量液压支架ZY380016/35121台采煤机MG200/500QWD1台刮板输送机SGZ730/22001部桥式转载机SZZ730/1601部破碎机PLM1000/1101部乳化液泵站WRB200/3151套喷雾泵站BPW250/631套胶带输送机SSJ1000/31601部二、工作面主要机械设备技术特征表8ZY380016/35型液压支架内容参量内容参量支撑高度16003500MM支护强度067072MPA初撑力3077KN移架步距600MM工作阻力3800KN伸缩梁行程800MM表9MG200/500QWD型双滚筒采煤机内容参量内容参量牵引速度064M/MIN两滚筒水平中心距108M滚筒直径1800MM适用煤层倾角45，煤质中硬采高范围2035M截割电机功率2200KW机面高度1447MM牵引电机功率240KW（380V）滚筒截深630MM调高泵功率185KW最大截割高度3420MM整机重量42T最大下切深度430MM供电电压1140V表10SGZ730/2200型国产铸焊封底中双链刮板输送机内容参量内容参量功率2200KW运输能力700T/H链速095M/S（046M/S）刮板间距1080MM链环30108MM电压1140V表11SZZ730/160型中双链桥式转载机内容参量内容参量功率160KW运输能力900T/H链速145M/S刮板间距1080MM链环30108MM机身长度32M搭接长度9M电压1140V表12PLM1000/110型破碎机内容参量内容参量功率110KW破碎能力1000T/H（原煤含矸量5）破碎轴转速466RPM电压1140V表13SSJ1000/3160型伸缩式胶带输送机内容参量内容参量功率3160KW运输能力1000T/H带宽10M带速20M/S储带长度100M电压660V骑跨胶带输送机机尾长度15M表14WRB200/315型乳化泵内容参量内容参量公称流量200L/MIN工作介质乳化液（含35乳化油）公称压力315MPA安全阀调定压力385MPA电动机功率125KW1140V清水箱容积1600L电机转速1480R/MIN清水箱容积供水压力2MPA3MPA表15BPW250/63型喷雾泵内容参量内容参量公称流量250L/MIN工作介质清洁中性水公称压力63MPA安全阀调定压力76MPA电动机功率37KW1140V清水箱容积1600L电机转速1480R/MIN清水箱容积供水压力2MPA3MPA附2902综采工作面设备布置示意图，见附图5。第三章顶板控制第一节支护设计一、顶板支护设计1、支护强度验算根据采高计算公式PKHG式中P工作面顶板支护需要的支护强度，MPA；K支撑上覆岩层与煤厚比值，根据城郊矿顶板管理经验，此处取8；H工作面最大采高，取33M；顶板岩石容重，取25103KG/M3；G98N/KG；代入数据得P833250098646800N/M206468MPA2、参考同煤层矿压观测资料（见下表），综采工作面正常回采时最大平均支护强度6468KN/M2，即06468MPA。表162902综采工作面条件与支架适应条件对照表项目煤厚底板比压支护强度顶板种类043328M本工作面条件271M23MPA6468KN/M22类级支架适应条件1635M132MPA670KN/M22类级3、选择综采工作面支护强度由于ZY380016/35型液压支架支护强度为067MPA，大于工作面顶板支护需要强度，同时根据工作面条件与支架适用条件对照显示，选择ZY380016/35型液压支架能够满足工作面顶板支护强度及底板比压要求。4、同煤层矿压观测及本工作面矿压参数表见表17。表17同煤层矿压观测或预计工作面矿压参数表序号项目单位同煤层2502综采工作面（外段）实测本面选取或预计直接顶厚度M488603基本顶厚度M806511顶底板直接底厚度M0941052直接顶初采垮落步距M616516二、支护材料选择工作面顶板支护选用ZY380016/35型掩护式液压支架，上下端头及两顺槽超前支护采用各种DW型单体支柱配合型梁、铰接梁架棚支护。三、乳化液泵1、泵站选型、数量工作面乳化液泵采用两台WRB200/315型乳化液泵（总功率为2125KW，额定电压1140V，额定电流和启动电流分别为80A、480A，流量为200L/MIN）和一台RX200/16型乳化液泵箱。2、泵站设置位置乳化液泵放置在工作面轨道顺槽内，同设备列车放置在一起，距离工作面最小距离不低于50M。3、泵站使用规定31、乳化液泵司机必须经过培训，并且熟悉乳化液泵工作的基本原理。来压步距M618518最大平均支护强度KN/M2660680最大平均顶底移近量MM2302503初次来压来压现象强度不明显不明显来压步距M812710最大平均支护强度KN/M2640660最大平均顶底移近量MM1802004周期来压来压现象强度不明显不明显最大平均支护强度KN/M25505505平时最大平均顶底移近量MM1001801502006直接顶悬顶情况M227底板容许比压MPA23238直接顶类型类229基本顶级别级10巷道超前影响范围M202032、乳化液泵在使用前，应首先检查润滑油油位是否符合规定。33、检查各部位的构件情况各连接管路是否有渗漏现象，吸液管是否有折叠现象，各部位的螺钉是否松动，当所有问题排除后方可使用。34、乳化液泵在使用时必须保证乳化液配比浓度在35范围内，泵站压力不低于30MPA，泵箱内液量不得少于箱体容积的1/3，最多不超过箱体容积的3/4。每班检测乳化液配比浓度不少于三次，且每次加水、加油后都必须检查一次乳化液配比浓度，保证其符合规定，并做好详细记录。35、为保证乳化液泵的正常油位，当轨道顺槽坡度较大时，使用方木将乳化液泵和泵箱垫起，保持主体水平，同时采用螺栓将泵和泵箱固定牢固。36、泵箱要高于乳化泵100MM以上，保证吸液正常。37、泵箱每周清洗一次，磁性过滤器每班清洗一次。两台乳化液泵在交接班时必须做完好检查，每班至少交替使用一次。38、乳化液泵必须每天安排专人进行检修、检查，发现问题及时进行处理，以保证乳化液泵处于良好的运行状态。4、折光仪使用方法41、使用手持式折光仪时，操作人员左手四指握住橡胶套，右手调节目镜。42、打开进光板，用柔软绒布将折光棱镜擦拭干净。43、将数滴蒸馏水滴在折光棱镜上，轻轻合上进光板，使溶液均匀分布于棱镜表面，并将仪器进光板对准光源或明亮处，眼睛通过接目镜观察视场，如果视场明暗分界线不清楚，则旋转接目镜使视场清晰，再旋转校零螺钉，使明暗分界线置于零位。然后将蒸馏水擦拭干净，再用专用吸水装置从乳化液泵箱内吸取待测乳化液滴在折光棱镜上，轻轻合上进光板，使溶液均匀分布于棱镜表面，并将仪器进光板对准光源或明亮处，眼睛通过接目镜观察视场，此时视场所视其分界线所处相应分划刻度值则为所测试乳化液浓度值。第二节工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式工作面在正常回采期间采用全部垮落法处理采空区顶板，采空区顶板随液压支架前移自行垮落。正常时期工作面采用液压支架支护顶板，在采煤机重刀由机尾向机头方向运行时追机依次顺序移架，在两端头处待采煤机割透并退回工作面后再按顺序依次移剩余的支架，机头、机尾处三台端头支架按照先中间再里侧后外侧的顺序移架。移架时采用本架操作，每次仅限移动一架，移架距离采煤机后滚筒69M（46架宽），但是如果顶板破碎或煤壁片帮严重时则要紧跟采煤机前滚筒移架，否则，必须停止割煤等待移架。1、液压支架支护质量要求11、支架初撑力不低于规定值的80（24MPA）。12、支架大立柱必须保持成一条直线，误差不得大于50MM。13、支架中心距保持在1500100MM之间，相邻支架间空隙不超过200MM。14、支架顶梁平行于顶板，接顶严密，受力状态良好。15、支架顶梁侧护板和伸缩梁必须坚持正常使用。16、相邻支架间不能有明显错差，错差不超过支架顶梁侧护板高的2/3。17、相邻支架间不能出现咬架和挤架、倒架现象，支架垂直于顶板，倾斜5。18、支架与工作面输送机溜槽垂直，支架顶梁与顶板平行支设，其最大俯仰角7。2、保证液压支架初撑力措施21、泵站额定压力为315MPA，最低不能小于30MPA。22、工作面液压支架安装机械压力表和在线监测系统监测顶板压力。按照液压支架从机头至机尾的顺序升序编号，逢“5”安装一组机械压力表（左、右平衡千斤顶进出液管各安装一块，两大立柱进液腔接口处各安装一块，共4块），逢“10”安装ZYDC1液压支架压力在线监测系统，对工作面液压支架压力状况进行监测，要求液压支架大立柱初撑力不低于24MPA。23、支架的安全阀必须经常检修，始终保持有效。24、检修班每天全面检查所有支架，发现自动卸载的千斤顶应立即更换。25、高压管路和液压元件出现漏液或串液现象时，必须及时更换损坏的密封圈、阀件。26、泵站司机和泵站检修工要始终保证乳化液泵处于完好状态下运行。27、升架时在支架顶梁接顶后，停留35S后再将操作阀手把打回零位。3、控顶距和端面距要求ZY380016/35型液压支架最小控顶距3514MM，最大控顶距4114MM，根据三机配套尺寸关系（ZY380016/35型液压支架、SGZ730/2200型刮板输送机、MG200/500QWD型采煤机配套时），支架端面距为360MM，因ZY380016/35型液压支架伸缩梁千斤顶伸缩量为800MM，实际生产中，控制端面距340MM，满足质量标准化要求。二、正常工作时期特殊支护方式1、如果顶板破碎，必须立即进行支护，即采煤机割煤后，带压及时移架，并打出护帮板。2、工作面发生片帮时的支护方式和措施21、工作面采高控制在最大采高以下，液压支架严禁超过最大支撑高度（33M）使用。22、拉架后及时伸出伸缩梁支护新暴露的顶板，使用护帮板支护煤壁。23、加快工作面推进速度，采煤机割煤后及时拉超前架，减少工作面空顶时间，保持煤壁完整。24、煤壁片帮时的处理方法241、伸缩梁梁端距煤壁片帮距离小于1140MM时，伸出伸缩梁和护帮板护顶护帮。如果伸缩梁不接顶，可在上面背上背板，使其接顶严密。242、伸缩梁梁端距煤壁片帮距离在11401740MM时，及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板护顶护帮。如果伸缩梁不接顶，可在上面背上背板，使其接顶严密。243、伸缩梁梁端距煤壁片帮距离在1740MM以上，及时拉超前架并伸出伸缩梁护顶。如果拉过超前架后伸缩梁前剩余宽度在340MM1400MM时，打走向棚超前支护顶板，棚梁采用160MM以上的半圆木或圆木，在伸缩梁上架棚，每架2根，圆木一头担在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于500MM。如果走向棚不接顶或顶板破碎时煤墙侧打单体支柱支撑木梁。244、伸缩梁梁端距煤壁片帮距离在1740MM以上，如果拉过超前架后伸缩梁前剩余宽度超过1400MM以上时，架设走向梁前先打倾向棚支护顶板。倾向棚采用4M或24M长、160MM以上的半圆木或圆木，一梁两柱，柱距不小于15M，平行于工作面方向架设2棚，以确保在架设走向棚期间的安全。走向棚棚梁采用160MM以上的圆木，每架2根，圆木一头担在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于500MM，煤墙侧打单体支柱支撑木梁，柱帽距圆木端头200MM。最后将倾向棚的单体支柱回撤。245、处理片帮时应至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，四人操作。架设走向棚时，顶板完整时可以进行降架操作，顶板破碎时严禁降架，要先架设临时支护，然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。施工期间要有跟班队长或班长在现场指挥。246、所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理片帮前一定要保证退路畅通。247、处理片帮时禁止操作片帮区域10M范围内的其它液压支架，防止支架误动作。248、支设单体支柱时，单体支柱距刮板输送机的宽度应能过采煤机。采煤机通过时需替换单体支柱时，必须先加固后替柱。249、施工过程中设专人观察顶板，若发现有危险征兆，要暂停工作，远离现场。由班组长进行敲帮问顶，用专用工具处理完危险的活矸后再继续施工，严防冒顶片帮伤人。2410、回柱时严格执行三人作业制，一人监护，两人操作。回柱时要时刻观察顶板、煤壁等周围的安全情况，保证退路畅通，确保在紧急情况下能够顺利躲避到安全地点。回柱时使用专用工具给单体支柱放液。25、如果拉不成超前架可以只打走向棚临时支护顶板。26、拉架滞后采煤机超过9M时，必须停止采煤机割煤等待拉架赶上来。27、人员进入煤墙侧工作时，刮板输送机和采煤机必须停电闭锁，并设专人观帮看顶，坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业。三、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离1、平行作业时的安全距离回采时在采煤机割煤距两端头30M远时开始回超前棚（或窜抬棚），不能提前回棚（或窜抬棚）造成长时间空顶，也不能滞后回棚（或窜抬棚）影响其它工序的正常进行，必要时工作面停止运转等待回棚（或窜抬棚）。每次回棚（或窜抬棚）后，超前棚距离端头液压支架前梁或端头特殊支护棚的距离不得超过800MM。2、回柱放顶时的安全事项21、回柱时严格执行三人作业制，一人监护，两人操作。22、回柱时要时刻观察顶板、煤帮等周围的安全情况，保证退路畅通。23、工作面端头23架范围内的移架操作与端头回柱不能同时进行。24、工作面上、下端头在窜棚前，必须首先对老塘侧的密集切顶支柱进行二次注液，确保切顶支柱的初撑力。25、工作面两端头在回柱放顶前，必须对漏顶、漏矸处及时支护，否则严禁放顶。26、放顶前先要清理好退路，回柱期间要时刻观察顶板、煤帮和周围的安全情况，确保在紧急情况下能够顺利退到安全地点。27、放密集切顶支柱时，单体支柱保持在液压支架大立柱与尾梁后端之间的位置，不得超前或滞后窜梁和回柱。28、密集切顶支柱必须支设有力，挡矸有效。如果端头顶板破碎、老塘窜矸严重，可增加密集切顶支柱。回柱放顶时采用专用工具进行放液。29、工作面回柱放顶时坚持“由下向上，由里向外”的顺序。如果该处顶板破碎，应先套木棚，背牢背实后再回超前棚，严防冒顶。210、工作面在俯采且坡度较大时，为防止老塘窜矸，在架设超前支护棚时在巷道顶板上铺设双层塑编网，塑编网要求用联网绳联结牢固，倾向和走向压茬均不小于200MM，两侧铺设到巷帮，在进行回柱放顶时老塘出现撕网时，必须及时进行补联。211、密集切顶支柱必须支设有力，挡矸有效。当工作面俯采角度较大时，为防止采空区涌矸影响端头回柱，架设密集切顶支柱时提前在单体支柱靠采空区侧背设小背板，使用联网绳固定在密集切顶支柱上，确保回柱安全。212、工作面两端头的倾角较大时，要采用千斤顶等配合液压支架进行调整，防止端头液压支架倒架，要及时扶正歪斜的液压支架，防止因液压支架歪斜而造成人行通道不畅通。213、工作面两端头每班要指定专人负责施工，在人员通过时必须停止作业，并且保证上下安全出口的畅通。四、特殊时期的顶板控制1、来压及停采前的顶板控制11、工作面来压期间的顶板控制111、工作面在回采前编制专门的初采初放安全技术措施。112、工作面在初次来压和周期来压期间，加强工作面顶板来压的预测预报。113、工作面液压支架的初撑力不低于24MPA，上下端头对棚支护单体支柱初撑力不低于90KN（115MPA），超前支护单体支柱的初撑力不低于50KN（65MPA）。114、加强工作面老塘侧切顶支柱的管理，切顶支柱间距不大于400MM，初撑力不低于50KN（65MPA），并且必须拴牢防倒绳。12、工作面停采时要编制专门的停采措施，以加强工作面的顶板管理。2、过地质构造及顶板破碎带时的顶板控制21、工作面在过断层、破碎带及钻场、泵坑等硐室时编制专项措施，以加强工作面的顶板控制。22、工作面顶板破碎发生冒顶时的顶板控制221、处理冒顶时必须停采煤机和刮板输送机，并停电闭锁。222、处理冒顶期间工作面冒顶区及上下20M范围内，停止其它与处理冒顶无关的工作，撤出无关人员到安全地点。223、处理冒顶至少4人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人监护，三人操作，必须由跟班队长在现场指挥。224、处理冒顶前先备足木料，传递木料的人员要保证木料的供应，确保冒顶处理能够连续进行，并争取在最短时间内完成。225、处理冒顶过程中，人员每次接近煤壁前都要先清理退路和严格执行“敲帮问顶”制度，用专用工具提前挑落顶板活矸，待顶板稳定后方可开始作业。226、所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路畅通。227、处理冒顶时，严禁动前后各20M范围内的液压支架，该范围内的液压支架要关闭截止阀，防止支架误动作。228、处理冒顶时，要先对冒顶区两侧顶板进行加固，再从冒顶区上方一侧开始处理冒顶，处理冒顶要一架接一架的处理，在处理完一架后再处理下一架，不允许隔架处理。229、冒顶高度小于600MM时，每架使用两根160MM的圆木在支架顶梁上架走向棚，两根圆木要均匀布置。圆木的一端担在顶梁上的长度不小于500MM，在另一端下方架设贴帮柱，再在两根圆木上架木垛背顶。2210、冒顶高度大于600MM且区域较长时，架走向棚处理冒顶时，棚梁采用4M长型梁或200MM以上的圆直松木做挑梁，用40T链条将型梁或圆直松木固定在液压支架顶梁和伸缩梁下方，每架两根。在型梁或圆松木露出液压支架的部分上面用160MM以上的圆杂木或半圆木封实顶板（圆杂木沿倾向放置），防止顶板漏矸。煤壁圆杂木型梁或圆松木顶板顶板冒落区40T链条6附工作面处理冒顶时顶板支护示意图，见附图6。2211、若冒顶区域大且顶板非常破碎，则要采取先打撞楔超前固定顶板的方法过破碎带。2212、支设单体支柱时，单体支柱距刮板输送机的宽度应能通过采煤机。采煤机通过时需替换单体支柱时，必须先加固该处顶板支护，再替换单体支柱。2213、单体支柱支设要迎山有力，柱腿要支设在实底上，浮煤多时要先挖柱窝；严禁出现滚肩梁。2214、处理片帮、冒顶的单体支柱必须采取远程供液方式升柱，拆改的液压支架高压管路必须在使用后立即恢复，操作过程中严禁带压拔管或使用单腿“U”型卡。2215、回柱时工作人员站在安全地点，用专用工具对单体支柱进行远距离放液操作。如果单体支柱被压死，回柱前要打替换柱，严格执行先支后回的制度。2216、工作面发生严重冒顶，影响安全生产时，必须制定专项安全技术措施，根据现场情况制定专项处理措施。五、敲帮问顶制度操作人员（班组长）站在顶板支护完好的安全地点处，用专用工具由近及远、由轻而重地敲打顶板或煤帮，如果听到空空声，表示顶板岩石或煤帮的煤块已经离层，有立即掉下来的危险，马上用专用工具撬下。如果听到的是清脆的声音，也不能断定顶板就没有问题，还需要用手指紧贴顶板，再用专用工具轻敲几次，如果手指感到有轻微的震动，说明顶板岩石已经脱层，有冒顶的危险，应该立即加强支护。敲帮问顶时，人员必须保证退路畅通，且现场有专人监护安全。工作面控制台处设置专用敲帮问顶记录本，每班由专人负责如实填写检查记录，交班时严格进行交接班。第三节轨道顺槽、胶带顺槽及端头顶板控制一、工作面顺槽顶板控制1、两顺槽超前支护根据工作面两顺槽实际揭露情况和地质资料显示，轨道顺槽、胶带顺槽外侧均为实体煤。11、轨道顺槽超前支护根据各区段煤层高度和巷道宽度选取DW18DW35型单体支柱配合DJB1200型铰接梁架3排走向棚支护，一梁一柱，两侧铰接梁棚距煤壁100600MM，中间一排靠近回采侧，与回采侧铰接梁间距为8001200MM，双排柱间即为行人通道。超前支护长度不小于20M，铰接梁铰接率不低于95。回采期间当轨道顺槽巷道压力较大时，可延长超前支护距离，必要时可采取加密支护，在每根铰接梁下方架设两根单体支柱，单体支柱均匀布置。在巷道加宽段选取DW18DW35型单体支柱配合DJB1200型铰接梁增加一排走向棚，一梁一柱，铰接梁棚距煤壁100600MM，与巷道内临近的一排超前支护棚间距不得大于1000MM，超过1000MM时再增加一排铰接梁。12、胶带顺槽超前支护根据各区段煤层高度和巷道宽度选取DW18DW35型单体支柱配合2835M长型梁架倾向棚支护，型梁架设在顶板无钢带、锚索梁支护的巷道中间位置。超前支护长度不小于20M，架设三排单体支柱进行支护，棚距为800100MM，巷道两侧各架设一排单体支柱，与煤壁距离为100600MM，中间一排单体支柱靠近回采侧，与回采侧单体支柱形成双排柱，双排柱间距为8001200MM，转载机行人过桥以外双排柱间即为胶带顺槽内的行人通道，转载机过桥以里煤柱侧单体支柱与超前支护内的转载机形成行人通道。巷道变形严重时，两侧单体支柱可贴帮架设，中间柱可靠近回采侧支设，但行人宽度不得小于700MM。回采期间当巷道压力较大时，可延长超前支护距离，并保证里段20M为一梁三柱，外段可以为一梁两柱，同时根据顶板情况缩小棚距，超前支护棚距控制在400MM600MM范围内。13、由于巷道变形等原因，导致破碎机大轮护罩处行人宽度小于700MM时，将该处中排柱改为单体支柱配合4M长型梁架一组走向对棚支护，型梁一梁三柱，迈步前移，两根型梁间距不超过300MM（中对中距离），错距60050MM，迈移步距1200100MM。14、当巷道变形严重，按照上述规定架设超前支护仍无法保证行人通道宽度时，可将破碎机处对棚改支在煤柱侧，保证行人通道宽度不低于700MM，并保证中间柱与煤柱侧单体支柱距离不小于300MM。15、当巷道顶板不平，型梁、铰接梁接顶不实时，采用半圆木、杂木背顶，保证支护质量。16、在距转载机机尾68M处设置行人过桥，行人过桥距离破碎机里侧入料口不小于2M，行人过桥下方转载机必须有封顶板，过桥要在转载机上固定牢靠。人员在超前棚内行走时，必须经过桥翻越转载机，严禁人员不经行人过桥直接翻越转载机。17、当工作面两顺槽倾角较大（超过15）或顶板较为破碎时，为防止两端头在回柱放顶时老塘窜矸，打超前支护棚时巷道顶板要铺双层塑编网，塑编网长边沿巷道方向布置，倾向和走向压茬均不小于200MM，两侧铺设到巷帮，用联网绳打一系列联结扣，将两片网可靠联结在一起（塑编网的规格为6500MM1200MM。18、两顺槽内超前支护所使用的单体支柱必须拴牢双钩防倒绳，防倒绳钩与顶板金属网可靠连接，当局部顶板绞架、铺设双抗网、塑编网时，防倒绳与顶板背木或顶网连接，但必须保证连接可靠。19、所有在用单体支柱要编号管理，所有单体支柱阀方向一致，且平行于巷道方向，支柱成一条直线，其偏差不超过100MM。110、每班由班长安排专人巡查两顺槽（包括超前支护以外的巷道），发现断梁、弯柱及时更换处理。如发现巷道顶板压力大或顶板破碎时，及时汇报班长，由班长安排人员采用200MM圆木配合单体支柱套棚，一梁三柱，棚距不大于600MM。圆木长度同巷宽，支设时木梁两端各留出100MM。单体支柱一定要支在圆木的正中位置，杜绝出现滚肩梁，升柱时不能挤裂圆木。111、超前支护单体支柱的初撑力不低50KN（65MPA），每班在交接班时对单体支柱补液一次，班中加强巡视检查，并根据检查的情况随时补液。112、单体支柱活柱伸出长度不得小于200MM，最大不能超过700MM（改良柱高度根据单体支柱型号决定），顶板较高时在柱帽上垫小背板，底板较软容易钻底时要在单体支柱下面垫柱鞋，保证钻底量不超过100MM。113、当工作面机头、机尾煤壁拐角区顶板破碎时，用160MM圆木或半圆木架在液压支架顶梁上加强支护，防止顶板漏顶。114、巷道过高时用圆木背顶，要背实背牢，危险的顶板悬岩要事先敲下来。115、胶带顺槽架设超前支护或回柱、回梁、窜棚时，转载机、破碎机必须停止运转，并打好闭锁。116、由于工作面两顺槽有坡度，因此支设超前支护棚时，必须保证单体支柱的迎山角，按照每68迎1，确保单体支柱迎山有力。117、如果老塘不能及时垮落，及时卸掉两巷采空区侧（刮板输送机机头、机尾以里）的顶板锚杆螺栓或去除钢带，锚索梁锁具也要尽量卸掉，以便工作面推过后顶板能及时垮落。人员严禁在窜梁、回棚期间进行卸顶板锚杆螺栓或去除钢带作业。2、两顺槽加强支护在两顺槽巷道超高段，采取提前绞架架棚支护。二、工作面安全出口管理1、支护形式11、由于转载机机尾上方无液压支架支护，对于该处的顶板采用13组4M长型梁配合单体支柱架对棚支护，一梁三柱，严禁出现悬臂梁。型梁必须成对布置，且顺着巷道方向交错布置，每组对棚的两根梁间距（棚梁中对中距离）不大于300MM，前后错距60050MM，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1200100MM。如果端头顶板破碎，型梁上用半圆木背顶。在工作面端头放顶线位置（滞后支架放顶线不超过600MM）加打带帽切顶支柱，柱距净宽不超过400MM。支设对棚时，紧贴转载机机尾两侧各支设一组对棚，靠近支架的一根棚梁距离支架边沿不得大于400MM，紧贴转载机机尾两侧支设的两组对棚相邻的两根棚梁间距不大于1300MM；其它对棚间相邻的两根棚梁间距不得大于1000MM。当因支架、刮板输送机调整，造成转载机内侧宽度较窄而无法架设对棚时，紧贴转载机尾内侧的一组对棚可以去掉，在转载机外侧支设一组对棚，但必须保证靠近液压支架侧的型梁距液压支架外沿的距离不得大于1300MM。当机头第一架液压支架或靠近煤柱侧的对棚距煤柱的距离不大于1000MM，且支设对棚影响安全出口时，若端头顶板锚网支护完好，则不再增加对棚；若端头出现憋帮、聚帮严重时，必须加打贴帮柱支护，并保证柱距不超过800MM；当顶板破碎时，在端头液压支架顶梁或靠近煤柱侧对棚上背设35根倾向圆木，保证圆木担在液压支架或对棚上的长度不小于400MM，并使用单体支柱在圆木端头贴帮支护。12、刮板输送机机尾上方采用13对4M长型梁配合单体支柱架对棚支护，一梁三柱，严禁出现悬臂梁。型梁顺着巷道方向交错布置，每组对棚的两根棚梁间距（棚梁中对中距离）不大于300MM，前后错距60050MM，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1200100MM。靠近支架的一根棚梁距离支架边沿不得大于400MM，生产过程中根据端头顶板剩余宽度增设对棚数量，保证对棚间相邻的两根棚梁间距不大于1000MM。在工作面端头放顶线位置（滞后支架放顶线不超过600MM）加打带帽切顶支柱，柱距净宽不超过400MM。当机尾第一架液压支架或靠近煤柱侧的对棚距煤柱的距离不大于1000MM，且支设对棚影响安全出口时，若端头顶板锚网支护完好，则不再增加对棚；若端头出现憋帮、聚帮严重时，必须加打贴帮柱支护，并保证柱距不超过800MM；当顶板破碎时，在端头液压支架顶梁或靠近煤柱侧对棚上背设35根倾向圆木，保证圆木担在液压支架或对棚上的长度不小于400MM，并使用单体支柱在圆木端头贴帮支护。附2902综采工作面及超前支护平、剖面图，见附图7。2、支护质量要求21、工作面上下安全出口高度不能低于18M，行人道宽度不能低于07M。22、工作面上下安全出口达不到安全规程要求时，必须及时对工作面进行调整或刷帮处理。23、工作面上下安全出口达不到安全规程要求，需要采取特殊方法处理时，另行编制专项措施。24、上下端头对棚支护单体支柱初撑力不低于90KN（115MPA），采空区侧密集切顶支柱单体支柱的初撑力不低50KN（65MPA），每班在交接班时对单体支柱补液一次，班中加强巡视检查，并根据检查的情况随时补液。25、胶带顺槽拉移转载机机尾后，必须将临时改支的超前支护棚中间柱及时恢复。26、工作面在回采过程中，调整工作面刮板输送机的上窜下滑时，要参照工作面两端露出巷帮部分的长度，避免出现严重偏向于工作面某一端的情况。工作面端头的浮煤浮矸要清理干净，供、排水管路和电缆要吊挂整齐，轨道顺槽的电缆爬犁要及时随工作面的推进向前拖移，顺槽内如果需要开挖水沟时，水沟尽量布置在非行人侧。27、工作面两顺槽内煤壁出现严重片帮时，要立即采取打贴帮柱、用半圆木背帮、铺设塑编网等有效方式加强支护，防止片帮范围扩大。严防因巷道片帮而缩小巷道断面，造成行人道宽度不符合要求。28、工作面两端头的倾角较大时，要使用千斤顶等配合液压支架进行调整，防止端头支架倒架，生产过程中要及时扶正歪倒的支架，防止因支架歪斜而造成行人不便。29、工作面两端头每班要指定专人负责安全施工，在不安全的情况下不允许人员经端头行走。210、人员翻越胶带或转载机必须经行人过桥，严禁任何人员跨越或乘坐运转中的设备（包括工作面刮板输送机、转载机和胶带运输机）。经过工作面安全出口时，严格按规定的路线行走。211、工作面两顺槽受地质构造的影响顶板落差较大处，要根据实际情况提前拉底或背顶，确保工作面回采到位时安全出口的规格能达到要求。212、在工作面推进的前方超前范围内出现泵窝和注浆硐室时，要提前20M用杂物填实泵窝并架棚支护泵窝和注浆硐室，使工作面回采到位时端头液压支架能够顺利通过。213、工作面上下端头采空区侧必须支设密集切顶支柱，以防窜矸影响端头的行人。214、端头支护对棚每根棚梁两端的单体支柱靠型梁两端头架设，且距离端头留有100MM以上的富余量，相邻的两根单体支柱间距不得小于600MM，以保证顶板支护效果。对棚支设时型梁悬臂长度不大于600MM。215、密集切顶支柱超前端头特殊支护棚梁端头不得大于100MM，确保切顶效果。3、与其它工序的衔接关系31、由于刮板输送机电机和减速机的影响，工作面两端头各有三台液压支架滞后工作面中部液压支架约300MM。32、当采煤机割煤至距离两端头30M远时开始回超前棚，并进行端头特殊支护棚窜棚作业。为防止采煤机割到靠近煤壁侧的单体支柱，紧靠液压支架的一组对棚可以临时架设成一梁两柱，当采煤机割过后，必须及时恢复成一梁三柱。33、在工作面刮板输送机机头或机尾进行窜梁或回棚时，采煤机、刮板输送机和转载机必须停电闭锁。34、两顺槽及端头回棚、架棚或窜棚作业期间，严禁人员通行。三、支护用品管理规定1、两顺槽内备用的单体支柱、型梁、铰接梁等支护器材数量不得少于在用量的10。2、两端头回出的单体支柱要运到超前支护以外不影响行人、运输和通风的指定地点分类码放整齐，所有取掉三用阀的单体支柱的阀口必须使用专用阀盖封堵好。3、两顺槽内支护用品要分类码放整齐，且挂牌管理。4、单体支柱要做到不漏液，不串液，密封良好，无外观缺损，不自动卸载。5、两巷在用的单体支柱全部编号管理，严格进行交接班。6、放置单体支柱时，要降完活柱，且活柱向上，站立存放，并拴好双钩防倒绳。7、工作面上下顺槽必须配有足够的注液枪，两顺槽分别配备不能少于3把注液枪，注液枪同时使用时严禁超过3把。8、轨道顺槽距工作面200M范围内必须备至少40根2004000MM圆木，至少60根2004000MM半圆木，至少50根2003200MM圆杂木，至少100根1602400MM圆杂木，背木及塑编网若干，以供工作面急用。9、备用物品要存放在顶板良好无淋水的地方，达到整齐、清洁、规范要求，且不得影响行人和通风。10、回采期间工作面坑木消耗主要为两顺槽及端头临时支护和工作面发生冒顶时的支护消耗。具体坑木消耗根据实际情况而定。第四节矿压观测一、矿压观测内容1、工作面液压支架初撑力。2、上、下端头单体支柱的初撑力。3、两顺槽超前支护及硐室内单体支柱的初撑力。4、两顺槽顶板离层仪、巷道位移量数据观测。二、矿压观测方法1、加强工作面矿压观测，每班设专人负责液压支架压力表的维护工作。工作面出现矿压观测仪表损坏，要及时处理，并向队部汇报。2、工作面逢“5”安装机械压力表，逢“10”安装ZYDC1液压支架压力在线监测系统，每班设专人管理，压力表的读数面要朝向煤壁侧，方便人员观测。工作面矿压观测由每班的验收员具体负责，生产过程中加强对压力表显现值观察，每割一刀煤进行一次巡查，并记录一次，发现压力不符合规定的及时整改。并通过ZYDC1液压支架压力在线监测系统，对工作面顶板压力进行时时监测，及时对矿压情况进行分析。3、验收员填写的矿压记录必须由当班跟班队长签字，并对填写的记录进行核实，每天由工程技术人员对填写的记录情况和在线观测压力进行认真分析，以便及时掌握工作面的压力变化情况，当发现工作面的压力突然增大时必须向下一班交待清楚工作面的压力情况，并向生产科进行汇报，便于工作面在回采期间加强顶板支护质量管理，保证工作面在回采过程中的安全生产。4、为保证工作面的支护强度，必须加强工作面液压支架初撑力和两端头及超前支护单体支柱的管理，保证液压支架初撑力不低于24MPA，两端头特殊支护棚单体支柱初撑力应保证不低于90KN115MPA，超前支护单体支柱及采空区侧密集切顶支柱初撑力应不低于50KN65MPA，当单体支柱钻底超过100MM时必须穿柱鞋，以保证初撑力。5、两顺槽内每隔50M安装一个顶板离层观测仪，设置一处巷道位移观测点，每10天观测一次数据，做好记录，并