采煤工作面整体支架采面作业规程.doc

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1、编号：临沂安泰能源有限公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称：31218采煤工作面编 制 人：生产技术部：安全监察部：总 工 程师:总 经 理：编 制 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日目 录第一章 概况6第一节 编写依据6第二节 工作面位置及井上下关系6第三节 煤 层6第四节 煤层顶底板8第五节 地质构造8第六节 水文地质9第六节 影响回采的其它因素10第七节 储量及服务年限10第二章 采煤方法11第一节 巷道布置11第二节 采煤工艺13第三节 设备配备14第三章 顶板控制15第一节 支护设计15第二节 工作面顶板控制23第三节 工作面顶板管理26第四节 安全出口及端头顶板控制2

2、7第五节 矿压观测28第四章 生产系统30第一节 运输系统30第二节 通防与监控系统32第三节 排水系统41第四节 供电系统44第五节 通信照明45第五章 劳动组织和主要经济技术指标45第一节 劳动组织45第二节 主要经济技术指标47第六章 煤质管理48第七章 安全技术措施49第一节 一般规定49第二节 顶板管理49第三节 防治水50第四节 通风及安全监测51第五节 运输管理53第六节 机电管理53第七节 其它54第八章 灾害预防及避灾路线58第九章 矿井六大系统60公 司 会 审 意 见会审单位及人员签字:生产技术部： 年 月 日 安 全 监察部： 年 月 日通 防 工区： 年 月 日 调度

3、信息中心： 年 月 日机 电 工区： 年 月 日 总 工 程 师: 年 月 日总 经 理: 年 月 日 作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称31218采面作业规程施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章 概况第一节 编写依据依据安泰能源有限公司十二采区变更设计说明书(临沂市煤炭工业办公室临煤字201457号文批准)及安泰能源公司31218采煤工作面地质说明书编写此作业规程。第二节 工作面位置及井上下关系该采面位于井田南翼,十二采区第九个工作面，上部为十二采区

4、31216采面，南部为矿井边界。具体位置及井上下关系如表一所示:表1-1 工作面位置及井上下关系一览表水平名称-370m水平采区名称十六采区地表标高+52m煤层底板标高-388.176-410.499m地面相对位置位于工业广场东南部，安头村东。回采对地面设施的影响工作面上部地面为农田，无任何建筑物和设施，不会造成破坏。井下位置及与相邻关系该工作面为十六采区首采面，上部为十二采区31216工作面，南部为矿井边界。走向长度/m210倾斜长度/m29面 积/m26090m2第三节 煤 层工作面煤层赋存情况如表12所示煤层厚度(m)5煤层结构简单煤层倾角3540开采煤层3硬度23煤种烟煤稳定程度基本稳

5、定煤层情况描述工作面范围内煤层赋存基本稳定，局部煤层有岩浆岩侵入，煤层变薄，煤层厚度为3.07.0m，平均厚度5m，煤层呈黑色，玻璃光泽，以亮煤为主，其次为暗煤，半亮型，贝壳状断口，条带状结构，半坚硬，局部夹矸为砂泥岩。煤层倾角为3540硬度为23。表1-2 煤层赋存情况一览表 附图一：工作面地层柱状图。第四节 煤层顶底板工作面煤层顶底板情况如表1-3所示。表1-3 煤层顶底板情况表顶、底板名称主要岩石厚度/m特 征直接顶砂质泥岩18.75灰黑色，泥质结构，致密，较脆易碎，含炭高，含植物化石碎片。伪底炭质页岩0.3质软，成层状，含炭高不稳定，局部达0.5米，富含植物化石。直接底砂泥岩17.5粉

6、砂岩、泥岩呈互层，水平层理发育，遇水膨胀第五节 地质构造一、断层31218采煤工作面内无断层，只在井田南翼边界有F23断层，回采时已留足保护煤柱，对回采无影响。表1-4 F23边界断层参数表构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响程度F2314023070-85正断层220小二、断层以及褶曲情况对回采的影响根据上下顺槽掘进揭露证明，31218采煤工作面无断层，采面不受影响。附图二：31218工作面运输巷、回风巷及切眼剖面图第六节 水文地质一、含水层（顶部和底部）分析31218回采工作面，位于十二采区第九阶段，水文地质条件比较简单，回采波及的含水层主要是三煤顶板砂质泥岩，含水性

7、很弱，一般为顶板淋水，最大涌水量为2.0m3/h，正常涌水量为1.0 m3/h。与其它含水层无直接补给关系，对采面回采无影响。二、断层水分析：F23断层：为防止该断层导水，根据钻探情况，在初采时必须留足70m防水煤柱，确保对整个回采没有影响，里部已回采，外部剩余210m。三、其它水的分析：本采面距地表462.499m，上部的岩石结构较完整，所以不受地表水、大气降水和流砂水的威胁。上部31216采面已回采完毕，无积水区存在。煤层经过回风顺槽和运输顺槽的实际揭露证明无老空水。面上的其它水源只有洒水灭尘和打眼时工具使用的乏水，但不影响采面正常的回采作业。四、涌水量：预计该面最大涌水量为2.0m3/h

8、，正常涌水量为1.0 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该采煤工作面揭露的煤层主要为3煤，该煤层硬度为2-3，煤尘爆炸指数13.8，无爆炸性，煤层具有类自然发火性，不易自燃，瓦斯等级为低级，CO2等级为低级。根据地质报告提供资料本矿井地温均小于26，属于地温正常区，不会有高温热害发生。该工作面位于低瓦斯区，无瓦斯突出，冲击地压危险。附表五 影响回采的其它地质情况表 表5瓦斯(CH4)相对涌出量2.11m3/t，绝对涌出量0.5m3/min二氧化炭CO2二氧化碳相对涌出量1.54m3/t，绝对涌出量0.32m3/min煤尘爆炸指数无煤尘爆炸性，指数为13.8%煤的自燃

9、发火性类 不易自燃 地温对采面的危害无冲击地压危害无第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：走向210m斜长29m比重1.35t5.0m=8221.5t。可采储量：8221.5t95%=7810.43t（回采率取95%）。二、工作面服务年限计算如下：1、 推进速度0.8m/天2、服务年限：工作面长度210m0.8m30=8.75个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、十二采区为2000年设计，随着开采揭露，其水文地质条件发生了较大变化，为更加合理的部署，于2014年8月对原十二采区进行了变更设计，临沂市煤炭办于2014年10月对十二采区变更设计说明书进行了批复，该采区共划分九个区段。现3121

10、8工作面走向长210m，倾斜长29m，于2017年3月份准备完毕。 二、巷道布置1、工作面上回风巷31216通过31216回风边切十二采区回风巷联接，沿煤层顶板掘进。巷道断面为梯形，采用金属棚、木棚喷浆支护，支护规格里口1.8m，底叉2.4m,净高2.0m, 净断面积4.2m2 ，主要用于工作面的回风、运料。下帮敷设防尘、排水、供风管路。2、工作面下运输巷31218运输巷与-370付下山联接，沿煤层底板掘进。巷道断面为梯形，梯形金属棚支护，里口1.8m，底叉2.4m,净高2.0m , 净断面积4.2m2 ，主要用于工作面的进风、行人、运料。上帮敷设防尘、排水、供风管路。轨道铺设采用15kg/m

11、道轨，轨距0.6m，枕木为0.150.151.2m的方木，轨枕间距为0.8m（中中）。顺槽内金属棚棚头下部（拱形拱基线处）右侧设有50mm供风铁管和35mm供水铁管用于采煤时的打眼和洒水用；棚头下部左侧吊挂各种规格的监控信号电缆。该顺槽主要用于工作面的行人、进风和运输。三、切眼简述:切眼沿底板正倾斜向上掘进,断面为矩形，采用单体支柱配合金属铰接顶梁支护,规格净宽3.2m；净高为2.1米；断面约为6.72m2，切眼与回风顺槽贯通后更换整体顶梁支架支护。四、采煤工作面平面位置示意图（附图三）第二节 采煤工艺走向短壁法采煤：31218采煤工作面顶板为砂质泥岩，层理发育，平均采高为全高（3.5-5.0

12、m），经公司研究决定该段实行走向短壁后退式采煤法采煤。即自里向外，自下而上进行，依次循环后退式回采。根据十二采区上部三煤采面的采煤观察和经验总结，31218采面预计初次来压步距为18-23m，周期来压步距为8-10m，为此，该采面选用“整体顶梁组合液压支架支护。风镐落煤时：一、回采工艺：前移整体托梁、风镐落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤、。二、工艺简述：（一）、回采顺序：自下运巷横管沿煤壁自下而上割煤，循环进尺0.8m，先前移整体托梁，随落煤随前伸伸缩梁支护顶煤，并前移顶梁，一个循环结束后，自上而下放空区侧冒落的顶煤。（二）、移架操作顺序：1、前移托梁：将托梁

13、操纵阀达到前移位置，移架千斤顶活塞杆收缩，拉动托梁向前移动一个步距，后将操纵阀打回中位。2、前伸伸缩梁:将前伸梁操纵阀打到前伸位置，前伸梁千斤顶伸出，伸出距离达到0.8m后将操纵阀打回中位，单向锁将前伸梁千斤顶的活塞腔锁闭。3、提起立柱：将立柱操纵阀达到提起位置，提起四根立柱。4、前移顶梁：将顶梁操纵阀达到前移位置，移架千斤顶活塞杆伸出，顶梁和立柱向前移动一个步距，后将操纵阀打回中位。5、前移顶梁的同时，操纵伸缩梁操作阀，使前伸梁同步回缩。6、升起立柱：将立柱操纵阀达到升柱位置，将四根立柱升起。使顶梁接顶，待立柱打到初撑力后，后将操纵阀打回中位，停止注液。（三）、放顶煤：工作面支架全部顶梁、托

14、梁前移完毕后，由上向下开始放顶煤，在工作面距上端头10米处开始，打开支架后方挡煤网开始放空区侧冒落的顶煤，使用长把工具扒煤，浮煤含矸达到50%时停止，将此处挡煤网重新连接牢固，向下2米距离再打开挡煤网放煤，如此循环，直到距最下部支架5米处停止。（四）、溜煤与装运：该采面风镐落煤后，实行溜槽溜煤，溜槽安放在前排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固，防止脱落下滑，溜槽上下铺设成一条直线，溜槽与人行道之间用金属网、挡皮隔开，金属网、挡皮固定在前排支柱上，高度不得低于500mm，超前横管刮板运输机运煤，下出口人工装煤。一吨标准煤车装载，顺槽人力推车运输。下山绞车提升，电瓶车运输至井底车场。放空区侧冒落的顶煤时

15、，在放煤口与煤壁之间斜向铺设溜槽，使放出的顶煤通过斜向铺设的溜槽到达煤壁侧溜煤道，由溜煤道进入超前横管的刮板运输机，再进入运输顺槽矿车。放炮落煤时：1、 回采工艺：前移整体托梁、打眼、放炮落煤、前探梁支护、前移支架、放顶煤、溜槽、刮板运输机运煤、人工装煤。二、工艺简述：（一）、炮采工艺：、落煤方法：该采面倾斜长30m，实行放炮落煤，每小班一个循环，循环进尺0.8m。使用气腿式风钻或风煤钻湿式打眼。采用三级煤矿许用水胶炸药爆破，毫秒延期电雷管引爆。引爆工具为FD100DA或MFB-200型煤矿用电容式发爆器。、炮眼布置及装药量：该面放炮落煤时, 炮眼采用五花眼布置，顶眼距顶板0.4m，底眼离底板

16、0.4m，炮眼间距为1.0m，排距0.7m，炮眼深度为0.8m，与煤壁断面成水平85的夹角。与煤壁断面成垂直85的夹角（仰俯角均为5）。每孔装药量0.15kg。每小班一个循环（30m），分二次打眼爆破。、 工作面炮眼布置图：附图四 4、采面一次爆破装药量表 排号眼数(个)眼深(m)角度每孔装药(卷)每排装药(kg)雷管（个）爆破顺序联线方式水平垂直上排150.8 85850.52.2515一次装药一次起爆正向装药串并联中排150.8 85850.52.2515下排150.8 85850.52.2515合计456.7545 炮眼装药图示：附图五5、溜煤与装运：该采面放炮落煤后，实行溜槽溜煤，溜槽

17、安放在排柱与煤壁之间并用铁丝绑扎牢固，防止脱落下滑，溜槽上下铺设成一条直线，溜槽与人行道之间用挡皮隔开，挡皮固定在里侧支柱上，高度不得低于50厘米，人工扒煤。一吨标准煤车装载，人力顺槽推车。绞车下山提升，电瓶车运输至井底车场。第三节 设备配备一、设备配备情况1、7655型气腿式风钻或风煤钻配备32mm钻头2、整体顶梁液压支架：型号为：ZH2000/16/24Z，最小支撑高度1.6m、最大支撑高度2.4m 3、单体液压支柱: 型号为： DW系列悬浮式单体液压支柱，柱径为：100mm4、铰接顶梁:型号为：DJB1000单楔顶梁和HDJB1000双楔顶梁 5、金属网：采用直径不小于3.5mm的铁丝制

18、作，网格：60 mm60mm 6、运输设备-矿车：采用1吨U型普通矿车。7、手镐： 一头尖一头扁8、大煤锨9、扒锨10、绞车 90型，电机功率90KW11、搪瓷溜槽 U型长1.0m 12、短壁注水器 2F-A2213、乳化液泵 BRW125/31.5型二、工具配备数量表 表7 序号工具名称型 号 规 格功 率单 位数 量备 注1风钻或风煤钻7655型台21台备用2手镐把23矿车U型辆64大煤锨把45扒锨把26绞车9090KW部17单体液压支柱DW系列棵1408铰接顶梁(含双楔梁)DJB-1000架709金属网1m4m页3010搪瓷溜U长1.0m节4011短壁注水器(管)2F-A22根112整体

19、顶梁液压支架ZH2000/16/24Z架251架备用13乳化液泵BRW125/31.5型台21台备用第三章 顶板控制第一节 支护设计 一、工作面支护设计31218采面煤层顶板局部较破碎，回采时采用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合液压支架支护，贴帮柱采用木支柱、超前溜煤道采用DW型单体支柱配合DJB-1000型金属铰接顶梁并铺设金属网支护顶板。单体支柱全部穿铁鞋。支架循环推进距为0.8m。木支柱的小头直径不得小于0.12米，木垛材料为1.2m长的方木随着采面的推进而在采面最上部架设。采面的最大控顶距为3.6m，最小控顶距为2.8m。（一）、采用类比法进行设计：1、参照本矿同煤层矿压观测资

20、料，选择本工作面矿压参数。同煤层矿压资料选择或预计工作面矿压参数表 表8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m14.614.6直接顶厚度m22直接底厚度m17.417.42直接顶初次垮落步距m2-32-33初次来压来压步距m18-2318-23最大平均支护强度KN/m2250260最大平均顶底移进量mm100120来压显现程度显现强烈显现强烈4周期来压来压步距m8-108-10最大平均支护强度KN/m2260270最大平均顶底移进量mm6080来压显现程度显现强烈显现强烈5平时最大平均支护密度根/m21.251.25最大平均顶底板移进量mm20406直接顶悬顶情况m随采随

21、垮随采随垮7底板容许比压Mpa15188直接顶类型类2类2类9老顶级别级IVbIVb10巷道超前影响范围m运顺：20-60运顺：20-602、支架主要技术特征：序号项目ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架单位1支架型式整体顶梁链式悬移液压支架高度最高/最低2400/1600mm长度3425mm宽度960mm中心距1000mm初撑力P=31.5MPa1545kN工作阻力P=40.76MPa2000kN支护强度0.44-0.57MPa泵站压力31.5MPa2立柱型式单伸缩4棵缸径125mm柱径110mm行程800mm工作阻力P=38.9MPa500kN3移架千斤顶型式普通双作用1根缸径1

22、00mm杆径70mm行程800mm推力/拉力P=31.5MPa247/126kN4伸缩千斤顶型式普通双作用1根缸径63mm杆径45mm推力/拉力P=31.5MPa98/69kN行程800mm3、合理的支柱支护强度计算（1）、根据经验公式计算支护强度t69.81hr =69.812.42.0= 282.52（kNm2） （2）、选择工作面支护强度工作面支护强度为283（kNm2）。4、支架实际支撑能力计算Rt = kgkzkbkhkaR =0.990.950.90.90.91545=0.681545 =1050.6（kN）R支柱额定工作阻力支柱阻力影响系数表项目液压支柱工作系数Kg0.99增阻系

23、数Kz0.95不均匀系数Kb0.9采高系数Kh2.2m1.00.950.950.9倾角系数Ka451.00.950.90.855、根据支架支护面积计算支护强度： 支架最大支护面积为3.41.0=3.4支架实际支撑能力1050.6/支护面积3.4=309 kNm2根据计算：支架支护强度为：309 kNm2 工作面所需支护强度为：283 kNm2本工作面可以使用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合液压支架支护。6、选择合理的控顶距根据计算及支架性能，结合我矿回采3层煤的经验确定：工作面最大控顶距为3.6米，最小控顶距为2.8米 。二、乳化液泵站（一）泵站选型、数量乳化液泵选用BRW125/31.

24、5型，数量为：两台。 乳化液泵箱1台;输液管路选用高压胶管，耐压31.5MPa以上。1、主要技术参数如下:型号：BRW125/31.5型 公称压力：31.5兆帕公称流量：125升/分 柱塞直径：40毫米柱塞行程：66毫米 电机型号：YBK2-280S-4电机功率：75千瓦 转速：1480转/分曲轴转速：560转/分 卸载阀调定压力：31.5兆帕储能器充气压力：22兆帕 配套液压箱容积：1000升外型尺寸：长宽高=21008501000 重量：2000千克2、乳化液箱：型号：RX-1000 有效容积：1000升出口压力：常压 工作介质：3-5%乳化液中性水溶液。外型尺寸：21507801050

25、重量：485千克（二）泵站设置位置泵站安设在31602运输巷外部移动变电所对门不影响行人、通风及安全处,距工作面距离为：410米。安装地点标高：-473.436m（三）泵站使用规定1、开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常。2、检查乳化液箱的液量大于箱体的1/2，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并使用折射仪经常检测浓度。3、卸载阀调定压力：20兆帕，严禁随意调整安全阀的整定值。4、检修液压泵时，必须把开关停电闭锁。5、必须设专人开泵，在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任人等，有维修保养制度，并有专人维护，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象，保证设

26、备性能良好。6、加强泵站的清洁卫生管理，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液箱每半年清洗一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁不经滤网直接向泵箱加入乳化油，严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。三、支护材料及备用材料的数量及存放地点：该采面壁式回采时在一次循环中必须使齐一排支架，为25架，贴帮木柱25棵，备用柱6棵，超前横管需支柱60棵，上、下平巷超前支护共40m，需支柱约计60棵，备用柱12棵，共计132棵；铰接顶梁60条；金属网60m2, 备用10m2，柱鞋与支柱数量一致。备用铰接顶梁10条。堵截木垛与端头木垛共2个，约计用方木为120块，备用150块；备用材料存放在离工作面不超过30100m的指定处

27、。材料必须分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容。支护材料的使用和存放数量 表9材料名称规格、型号单位用量备用量木支柱小头直径120mm，棵253单体液压支柱DW-100棵12012铰接顶梁（含双楔梁）DJB-1000条6010支架ZH2000/16/24Z 架253金属网1000mm4000mm平方米6010柱鞋300只15015方木（含木垛用料）1200x200x150(mm)块120150四、特殊支护及要求 木垛：采用1.2m长、0.20m宽、0.15m厚的方木作为材料，其规格为：1.2m1.2m采高。用于支撑采空区与下部运输顺槽、之间的顶板，同时封堵采空区矸石，保护

28、下部运输顺槽的完整。 贴帮柱：采用小头直径不小于0.12m的木柱，紧贴煤壁支设，用于控制煤壁子片落，防止大面积煤壁裸露，造成煤壁片帮，影响正常回采。五、端头支护及超前支护：(1)、工作面上端头木垛打设在上出口左侧靠近空区处，木垛右侧使用单体支柱配合2.9m长钢梁支护出口处下肩，用以加强上出口处的支护强度，木垛必须接顶接底。下端头在支架下侧使用2棵单体支柱顶在最下一架支架上，单体支柱以戗柱形式支设，工作面下出口与运输巷连接处使用金属棚支护。（2）为了保护上下出口的完整，在采面的推进过程中还必须采取超前支护，将安装时切眼两侧的单体支柱回撤后，运至上、下顺槽作为超前支护使用。下运输轨道顺槽的超前支护

29、为工作面向外20m使用支柱加固支护，（上肩为工作面向外20m，下肩为工作面向外10m）。上回风顺槽的超前支护为工作面向外20m使用支柱加固支护（上肩为工作面向外10m，下肩为工作面向外20m）。六、煤柱留设：本采面的运输顺槽作为下个面的回风顺槽，采用留设煤柱的方式予以保留，在运输巷上肩保留不小于3米的煤垛用以保护下运输巷，随采煤向外推进，下出口上部靠近空区处打设封塘木垛，并随时密闭通往空区的下出口。附图六 最大、最小控顶距离图附图七 工作面支护平面示意图：第二节 工作面顶板控制根据上部十二采区上部回采的三煤采面的矿压资料，该采面煤层顶板周期来压明显，直接顶不稳定、易冒落。本工作面采用全部垮落法

30、管理顶板。一、 正常回采时顶板支护方式（一）、支护方式回采前先在切眼安装一排支架，回采时，先前移托梁，支架伸缩梁自下而上随回采随向前伸出0.8米，在每架支架前贴煤壁使用1颗木柱防止煤壁片帮，如遇煤层松软，每架支架前贴煤壁使用2颗木柱，并进行腰帮，每刀采宽0.8米，前伸梁护顶，然后前移支架顶梁，前移顶梁的同时，同步回缩伸缩梁，顶梁向前移动0.8米，完成一次移架。完成移架后，托梁在支架的后部，托梁的移动超前顶梁7架。如此循环直至割面到上出口。伸缩梁前伸时达到最大控顶距离3.6米，前移顶梁后为最小控顶距离2.8米。支架后方挡煤板与底板之间挂严挡煤网，挡住空区侧冒落的顶煤。全部顶梁前移完毕后，由上向下

31、开始放空区侧顶煤，放完顶煤再由下向上割面，前伸前探梁，开始下一个循环。移架时，上回风顺槽随移架随架设木垛。前伸前伸缩梁与移架不得同时操作。（二）、支护质量标准及要求1、支架及立柱必须上下成直线，偏差小于100mm，支架前移方向必须与煤层底板走向平行。2、支架立柱必须与支架顶梁垂直，初撑力不得小于11.5MPa。3、支架应支设到实底,并迎山有力（迎山角30-50）。4、支架顶梁应上下角度一致，相邻两架顶梁的高低错差不得大于60mm。5、工作面安全出口与巷道连接处20m范围内的高度不得低于1.8m，安全出口必须设专人维护。6、工作面必须达到动态的质量标准化要求，柱排距符合规程规定，确保达到“三直、

32、一平、一净、两畅通”的质量要求。7、加强支柱的支护强度，及时观察立柱压力，确保立柱初撑力不得小于规定立柱活柱行程不得小于150mm。8、随回采移架及时挂严挡煤网，确保割面与移架不得同时作业。9、割面过程中出现煤层松软易片或局部漏顶时，必须加使贴帮柱，使用方木腰棍将顶帮腰实、背牢，防止发生片帮冒顶。10、贴帮柱使用木柱根据现场顶板及煤层情况支设，必须接顶、接底，打设牢固，最大间距1.1米，煤软时贴帮柱之间使用长木板或细木柱适当腰帮，防止煤壁片落，确保回采安全。11、面上临时备用的支柱柱必须呈站立状支设在割面处上部，备用柱必须全部使用防倒绳拴牢，防止歪倒下滑。（三）、工作面初采顶板管理1、自边切眼

33、下部向上留3米煤垛沿底板向外掘进超前横管，超前横管宽度2.0米，使用三排单体液压柱配合铰接顶梁及金属网支护顶板，液压柱与煤壁之间使用方木、腰棍腰实，防止片帮。上下两排铰接顶梁之间贴顶板铺设金属网，防止顶板冒落。超前横管掘进长度为20米，达到位置后与下部运输顺槽贯通并支护好，形成采面第一个下出口，要求出口高度不得低于1.8米，宽度不得小于1.2米，畅通无阻。出口设信号装置，方便人员上下工作面，保证支护材料和回采工具的运送顺畅。3、第一次前伸前探梁后，必须在伸缩梁前端打牢贴帮柱，贴帮柱必须接顶接底，支设牢固。4、割面至上出口时，必须提前加固上出口作为端头支护的金属梁，确保出口处支护牢固。5、第一次

34、前移最下部支架时，必须在第二、第三架支架分别打牢2棵单体支柱戗柱，并检查好第一、二、三架支架之间的整体梁（托架），保证第一架支架卸压后不会下滑。6、第一次前移最上部支架前，必须在上回风顺槽支架后方打牢木垛。（四）、安装时单体支柱和金属顶梁的回撤方法：1、移架前，先用三角带一端栓牢待回的单体支柱，并通过待移支架和上一架支架间的空隙将另一端拴在上一架支架的立柱上，移架后，通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。2、移架后，通过拉拽三角带将单体支柱回撤出来。3、拉拽单体支柱时，人员必须站在支架顶梁下安全空间内，严禁身入空区，回撤的物料必须及时转走，必须保持后退路畅通。4、回撤单体柱时，必须由至少两名有经验

35、的老职工操作，专人监视顶板变化情况。严格按自下而上每前移一架顶梁，回一次的的顺序依次回撤二、特殊时期的顶板管理（一）顶板来压及停采前的顶板管理1、工作面直接顶初次来压前必须编制专门的安全技术措施。2、工作面直接顶初次来压和周期来压期间，必须加强顶板来压的预测预报工作，监控室值班人员及生产技术人员必须及时观测、记录顶板来压变化情况的有关数据信息。3、工作面支架及上下顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力，特别注意观测工作面支架液压表的读数及支架、支柱状态，检查液压管路及时采取二次测压补液措施确保支架、支柱的初撑力及支柱状态完好牢固，防止因漏液卸压或受外力作用造成支柱歪倒，影响正常的回采工作。4、加强

36、工作面上下端头的顶板管理，提高支护质量，工作面上下出口必须逐架加使工字钢棚，并在加使的工字钢棚下方加使单体液压支柱，确保工作面至上下出口之间顶板完整、支架完好，通风行人畅通。5、工作面停采前必须编制安全措施。（二）、工作面过断层、煤洞时的顶板管理1、工作面过断层的安全措施在断层落差较小，顶底板或断层面较平整，断层带基本不破碎的情况下，可直接破顶底板通过。在断层带较宽，岩石很破碎，压力较大时，可采用缩小移架距离的方法，防止冒顶。靠近断层时，严禁放大炮，采取浅眼少装药放松动炮的方法，以防破碎顶板遭强烈振动，但炮眼深度不得少于0.6m。2、工作面过煤洞的安全措施 工作面在未透煤洞之前，必须检查煤洞的

37、瓦斯浓度。保证煤洞通风，当瓦斯浓度达0.8%时，透煤洞地点不许放炮。工作面接近煤洞时，必须提前加固煤洞内原有支架，加使中柱，并将煤洞内的矸石清理干净。 当工作面与煤洞全面相通时，必须检查顶板变化情况。煤洞顶板出现沿倾斜方向较大断裂带时，提前支护断裂带两侧顶板或加使木垛防止冒顶。二、采面支柱防倒滑措施：1、由于该采面煤层倾角比较大，底板松软易滑落，在回采过程中上、下贴帮柱之间必须用直径6.2mm细钢丝绳连接在一起，拴绳位置选在支柱中上部；工作面范围内所有支柱都必须穿铁鞋，以防工作面来压时支柱钻底。2、工作面支架整体托梁必须连接牢固，确保支架不出现下滑情况，并及时检查连接销的情况，确保托梁连接牢固

38、。2、在回采过程中，采面支架、支柱必须上下使直，成一条直线，以便连接。三、采空区初次来压，周期来压时要求：1、随着工作面采动的不断向外推进，工作面压力开始明显显现，即工作面出现初次来压现象。出现此种情况工作面支架必须及时检查 液压管路连接情况，观察立柱压力变化情况，出现异常情况及时处理。2、工作面初次来压过后，随着工作面的继续向外推进，当采空区达到一定面积时，工作面再次出现压力显现现象，以后每隔一段距离再重复出现，即为采面周期来压。此时必须根据现场情况时及时检查液压管路及整体托梁的连接情况，确保支架完好、支护可靠。第三节 工作面顶板管理本工作面采用全部跨落法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式回采前先在切眼安装一排支架，回采时，先前移托梁，支架前探梁自下而上随回采随向前伸出0.8米，前伸梁护顶，达到最大控顶距离3.6米，打完贴帮柱后前移顶梁0.8米，达到最小控顶距离2.8米，并在支架后方挡煤板与底板之间挂严挡矸网，顶梁滞后顶梁7架前移。全部顶梁、托梁前移完毕开始放顶煤，放完顶煤，再由下向上割面，前伸前探梁，开始下一个循环。移架到上回风顺槽时，随移架随架设木垛。前伸前探梁与移架不得同时操作。 二、特殊时期的顶板管理(一)工作面顶板来压及停采前的顶板管理 :1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。2、