煤矿2东201工作面作业规程.doc

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1、枣庄大兴矿业有限责任公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称： 2东201工作面编 制 人：区 队 长：施 工 单 位： 采 煤 二 区 编 制 日 期: 2009 年 6 月 8 日执 行 日 期: 2009 年 6 月 16日目 录矿审批意见 4作业规程学习和考试记录作业规程复查记录 5 第一章 概况 6 第一节 工作面位置及井上下关系 6第二节 煤层 6第三节 煤层顶、底板 7 第四节 地质构造 7 第五节 水文地质 9 第六节 影响回采的其它因素 9 第七节 储量及服务年限 9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 设备配置 17第三章 采煤顶板管理

2、 19 第一节 支护设计 19 第二节 工作面顶板管理 23 第三节 回采巷道及端头顶板管理 28 第四节 矿压观测 30 第四章 生产系统 33 第一节 运输系统 33第二节 通防与监控系统 35 第三节 排水系统 48 第四节 供电系统 49第五节 通讯照明系统 50第五章 劳动组织和主要经济技术指标 51第一节 劳动组织 51第二节 主要经济技术指标 52第六章 灾害预防及避灾路线 53第七章 安全技术措施 57第一节 一般规定 57第二节 顶板管理 58 第三节 防治水 67第四节 爆破管理 68第五节 通防及安全监测 78第六节 运输管理 80第七节 机电设备 85第八节 工作管理制

3、度 86第九节 集中生产、集中休班安全技术措施 89第十节 其 它 92矿 审 批 意 见会审人员签字生产技术部： 年 月 日通 防 科： 年 月 日调度设备部： 年 月 日安 全 部： 年 月 日安 全经 理： 年 月 日生 产经 理： 年 月 日总 工程 师： 年 月 日作业规程复查记录作业规程名称施 工 单 位复 查 时 间复查人员签字一、 存在主要问题：二、处理意见：第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系2东201回采工作面是位于辅助水平东翼采区，是辅助水平东翼采区首采工作面，具体位置及井上下关系见表（1-1）。工作面位置及井上下关系表 表1-1水平名称辅助水平采区名称辅助水平东

4、翼采区地面标高32.033.0（m）井下标高-515-615（m）地面相对位置位于井田东部，福兴庄东北部，胜利渠以南，没有大的建筑物、河流，均为农村一片农田。回采对地面设施的影响2东201工作面地表为耕地，根据同煤层地表岩移观测，由于煤层埋藏较深，回采对地面设施基本无影响。井下位置及相邻关系井下位于辅助水平东翼采区西部,南邻辅助水平东翼轨道，西邻辅助水平轨道，东与2东203工作面相邻。北至北部边界保护煤柱线。走向长度（m）325倾向长度（m）96面积（m2）31200第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为2层煤，走向北东310，倾向西北，倾角一般为250350，切眼处倾角最大达350，后部依次减

5、缓。平均煤厚2.5米，经材料巷、运输巷、切眼圈定，该工作面范围内2煤赋存不稳定。煤质属低硫、低灰、低磷。具体情况见表（1-2）。煤层情况表 表1-2煤层厚度（m）05.1（2.5）煤层结构简单煤层倾角（0）2535开 采 煤 层2煤煤 种气煤稳定程度不稳定煤层情况描述本工作面运输巷侧煤层较稳定4.55.1米， 靠近材料道侧较薄，局部无煤，从2东201材料道开门处向里230米基本无煤，向里煤层逐渐变厚，2东201切眼处煤厚2.0米。附：工作面综合柱状图（图1-1）第三节 煤层顶底板煤层顶、底板情况表 表1-3顶、底板名称岩石名称厚度（m）普氏硬度（f）特 征直接顶中砂岩2111 灰白色，钙泥质胶

6、结。伪顶泥岩0.2黑色、局部分布。2煤2.52黑色粉末状，亮煤、半亮煤为主，夹带片层丝碳。直接底泥岩1.926灰黑色、块状，含植物化石及碳质。老底细砂岩8.42深灰色，泥钙质胶结，局部有泥岩夹层。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响2东201工作面埋藏稳定，地质构造较为简单，局部小断层发育，落差在1.0米以上断层有8条，为正断层，对回采不会造成很大影响。材料巷侧煤层较薄，局部无煤。切眼处顶板裂隙发育，为砂泥岩，较破碎易冒落。附：地质构造情况表（1-4）构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对回采的影响程度材11028040正断层1.0较小材21028045正断层1.0较小运19

7、518555正断层1.2较小运290060正断层1.3较小运36033055-60正断层3.0较小运46033045正断层1.0较小运57016050正断层1.0较小运68835850正断层1.3较小附：工作面运输巷、材料巷、采面切眼素描图（图1-2）第五节 水文地质工作面基本水源为2煤层顶板砂岩水，另外北部F逆2断层钻探和物探未发现，工作面内小断层较为发育，因此，生产时必须重点防止断层导水。2东201工作面预计正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为5m3/h，施工时必须安装足够的排水设备。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况表 表1-5瓦斯低瓦斯煤层，绝对

8、涌出量0.17m3/min，相对涌出量0.51m3/t。煤尘具有爆炸危险性二氧化碳绝对涌出量0.23m3/min，相对涌出量0.69m3/t。煤尘爆炸指数34.52%煤的自燃倾向性属自燃发火煤层，自燃发火期76天。地温危害地压较大，22冲击地压危害直接顶初次跨落步距10米，老顶来压初次跨落步距15.826米。走向长325米倾斜长96米斜面积31200m2煤厚2.5米容量1.53t/m3工业储量13.17万t回采率93%可采储量12.25万t第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：13.17万吨可采储量：本工作面回采率为93%，既可采储量为12.25万吨。二、工作面服务年限工作面的服务年限 =可

9、采推进度/月设计推进长度=325/48=6.7个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计及巷道布置2东201工作面是2008年由矿自行组织设计并准备回采施工的工作面，其工作面是辅助水平东翼采区首采工作面。工作面采用走向长壁式布置，材料巷、运输巷、切眼沿煤层顶板掘进，均采用锚网索支护。二、工作面运输巷运输巷采用锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽3.2米，高2.2米。该巷道主要用于工作面回风、排水、运输、行人。运输巷敷设乳化泵高压胶管，一路2寸防尘管路，一路4寸的排水管路、束管监测系统及监测监控系统，沿下帮铺设SGB-40T刮板输送机一部和STJ-800皮带机一部。三、工作面材料巷材料巷采用

10、锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽2.8米，高2.2米 。该巷道主要用于工作面进风、进料、行人等。材料巷敷设一路2寸的防尘管路、注浆管路和监测监控系统。 四、采煤面开切眼切眼采用锚网索支护，沿煤层顶板掘进，巷道宽2.4米，高2 米，铺设一部SGB-40T刮板输送机。附：工作面平面位置图（图2-1）五、硐室及其他巷道布置辅助水平东翼皮带巷在2东201运输巷的外侧，与2东201运输巷连接，该巷道采用矿用锚网索支护。2东201第一联络巷采用锚网索喷浆支护，宽度3.2米，高度2.2米。第二节 采煤工艺一、工艺流程注水、打眼装药爆破挂网、挂梁（临时）维护攉煤移溜打正规柱回柱巷道整修。二、采煤方法、循环进

11、度和采高1、采煤方法：走向长壁伪倾斜后退式，采空区顶板全部垮落法管理顶板。采用煤矿许用3级乳化炸药，正向装药结构，毫秒延期电雷管引爆落煤，装煤由爆破自装与人工相结合，刮板运输机运煤，人工支、回柱。工作面全程铺设金属网，开采期间，地质人员及时将本工作面揭露地质构造、顶板垮落情况等一并绘制到图纸上。2、工作面循环进度为1.0米。3、工作面沿煤层顶板回采，初次来压期间，采高控制在2.0米之内。4、在初采之后，注意观测顶板来压情况，如压力较稳定，底煤较厚，可将采高提高到2.5米。工作面刮板输送机尾部煤层较薄，采高最低不低于1.4米，特殊情况措施另补。三、落煤1、落煤方式：放炮落煤。2、炮眼布置方式及爆

12、破方法、炮眼布置方式：三角眼布置。、爆破方法:串联连线，毫秒延期电雷管，正向装药爆破，采用连锁放炮器爆破。附：炮眼说明表（表2-1）炮眼布置方式三角眼放炮方法毫秒延期电雷管，正向爆破连线方法串联连线一次放炮个数15炸药种类3级乳化炸药每采一硐装药量眼位装药量个数装药总量合计顶眼0.225kg/眼8418.9kg69.3kg腰眼底眼0.30kg/眼16850.4kg每采一硐雷管消耗总量252发炮眼封泥长度500mm附：炮眼布置三视图及装药结构图（图2-2） 四、装、运煤工作面装煤由爆破自装和放完炮后人工装入刮板输送机，由刮板输送机运出工作面；运输巷采用刮板输送机、带式输送机运煤。五、工作面支护及

13、采空区处理、工作面支护1、支护形式：单体液压支柱配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱形式，一梁一柱“前七后三”（前700mm/后300mm）悬臂布置进行支护顶板，正常生产时工作面采用“三四峒”（见四回一）管理。2、支护质量。、工作面支柱、顶梁、水平销和柱鞋对号管理，编号清晰。、铰接顶梁、支柱打成一直线，排距1000mm、柱距600mm，偏差均不超过100mm；端面距均不大于300mm。新暴露的顶板要及时支护。、支柱支设应垂直顶底板，迎山有力，迎山角35，工作面支柱必须全部承载。、工作面所有支柱除贴帮支柱及戗柱外全部穿铁鞋，正规支柱初撑力不低于90KN，如有不足必须进行二次注液。、工作面配齐水平销，挂梁后

14、水平销要打紧，水平销应水平插入顶梁牙口内，严禁将水平销立插，插入方向是小头朝着工作面的上方，禁止用木楔或其他物品代替水平销。、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，支柱最大高度应小于设计最大高度的100mm；最小应大于支柱设计最小高度的200mm。支柱时，柱把统一朝向煤帮斜向上的方向，注液阀朝向煤帮斜向下的方向。、不得使用折损的坑木及损坏的顶梁和失效的支柱。不同型号的支柱不能混用，可根据采高的需要分段使用。、工作面顶梁挂设平直，梁小头垂直指向煤壁，梁与梁之间互相平行，接顶材料均匀排列。、所有支柱应用金属吊钩防倒绳拴好，吊钩防倒绳必须绕柱子系一扣然后向倾斜方向的上方吊挂牢固

15、。正常情况下，工作面人行道两侧及超前支柱必须各拴一道金属连锁防倒绳。、开采时，为防止矸石穿入工作面，保证施工安全，要求在挂梁前用金属网铺设维护顶板，以便作业人员安全。3、工作面采取金属网维护顶板，顶梁必须使用横枇一梁一枇接顶。金属网护顶必须牢固可靠，压茬沿走向、倾向均不得小于200mm，用14#铁丝双股每200mm连接一处，扭结三圈以上。4、接顶要求，工作面正常用枇子接顶，严禁空顶，顶板破碎或漏顶处，用大料、枇子接实顶板，严禁空顶，超前挂梁管理顶板，并补上临时支柱。、采空区处理：工作面采空区采取垮落法处理。六、工作面正规循环生产能力 W = LShrC =117m1m2.5m1.5393% =

16、416吨式中:W工作面正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进尺，m； h工作面设计采高，m； r煤的密度，t/m3； c采出率，%。第三节 设备配置1、支护设备工作面使用的单体液压支柱、金属铰接顶梁主要技术参数：使用DZ-16、DZ-22、DZ-25、DW-28、DW-31五种型号单体液压支柱和HDJA-1000型铰接顶梁。附：单体液压支柱主要技术参数表（表2-2）型号支撑高度mm工作行程工作阻力初撑力油缸直径泵站压力重量最大最小mmKNKNmmMPKgDZ1616001000600901001820DZ2222401440800901001820DZ252500170

17、080024590100182058DW2828001600120025090100182059DW3131501780137018090100182065金属铰接顶梁的主要技术特征：型号：HDJA1000，长度：1000mm；每次接长根数：1；许用弯距：梁体42.8kNm，铰接部19.6 kNm；梁体承载能力:许用245kN，最大343kN；各向调整角度：向上向下7，向左向右3；外形尺寸长宽高：1090mm165mm138mm；重量：27.5Kg。2、运输设备：刮板输送机2部，型号SGB-40T，电机功率：切眼110KW，运输80 KW。运输能力：150T/h，中间槽尺寸1530550200

18、mm。3、辅助运输设备采用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备：JD-1型11.4KW和JD-2型25KW调度绞车，其主要技术参数：JD-1型11.4KW调度绞车，静拉力：9.8 kN；绳径12.5mm，绳速：2627m/min，绳容量：400m,滚筒直径：550mm。JD-2型25KW调度绞车, 静拉力20 kN, 绳径:18.5, 绳容量:650, 滚筒直径:580。附：工作面机电设备配备表（表2-3）设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻MSZ-12台2额定电压：127V额定功率：1.2KW刮板输送机SGW-40部2额定电压：660V，额定功率：切眼110 KW，运输80 KW。输送量

19、：150t/h，链速：0.86m/s乳化泵BRW80-20 （RB80-200）台2额定电压：660V，额定工作压力：20MPa，额定流量：80L/min，电动机功率：37KW一台备用回柱绞车JD-11部2额定电压：660V，牵引力：110KN，额定功率：15KW绞车JD-1部2额定电压：660V，电动机功率：11.4KWJD-2部1额定电压：660V，电动机功率：25KW多级泵DA1-1005台2额定电压：660V，15KW信号综保ZXZ8-4台2额定电压：660V附：工作面设备布置示意图（图2-3）第三章 顶板管理第一节 支护设计一、支架规格的选定1、预计顶板最大下沉量SL=ML=0.03

20、2.54.2=0.315（m）式中：-为顶板下沉系数，取0.03（0.015-0.03）； M-为采高，取2.5米； L-为最大控顶距。2、支柱最大高度为3.15米。3、支柱最小高度H小 H小=M小-S小-b-a=1.4-0.1764-0.09-0.05=1.0836 m式中 ：M小-煤层最小厚度，取1.4m； S小-预计顶板下沉量（0.031.44.2=0.1764）； b-为顶梁厚度，取0.09m； a-支柱卸载高度取0.05m。确定支柱规格：DZ16、DZ22、DZ25、DW28、DW31五种型号的单体液压支柱。二、单体支柱支护强度验算1、经验计算支护强度 t = 9.81hrk = 9

21、.812.52.64 =255.06（kNm2）式中:t工作面合理支护强度，kN/m2 h 采高，取最大采高2.5m； r顶板岩性密度，一般取2.6 k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48。2、参考本煤矿同煤层矿压观测参考表3-1，最大平均支护强度=313kNm23、选择本工作面支护强度。根据以上计算和观测数据，255.06313，因此工作面支护强度应大于313kNm24、支柱实际支撑能力计算 Rt = kgkzkbkhkaR( kN） =0.990.950.951.01.0250 =223.37KN 式中： Rt支柱实际支撑能力，kN； kg工作系数； kz增阻系数； kb不

22、均匀系数； kh采高系数； ka倾角系数； R支柱额定工作阻力，kN。5、工作面合理的支护密度。 n=t/Rt =313/223.37 =1.401棵/m2式中:n支护的支护密度，棵/m2。6、根据要求，工作面基本支架的排距为1.0m，基本支架的柱距： L柱=1.0（L排n） =1.01.401 =0.714m式中：L柱工作面基本支架的柱距，m； L排工作面基本支架的排距，m。根据以上公式计算，取基本支架的柱距600mm。工作面支护验收标准：柱距600100mm，排距1000100mm。 7、合理控顶距的选择。根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三、四排”（见四回一）管理。8、柱鞋直径的计算

23、 200=200=276.4mm式中： -柱鞋的直径，mm； Q-底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，MPa。根据以上计算，柱鞋直径取 300mm。9、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高因素，2东201炮采工作面确定选用DZ16、DZ22、DZ25、DW28、DW31五种型号的单体液压支柱，HDJA-1000型金属铰接顶梁和柱鞋直径为300mm的铁鞋。二、乳化液泵站1、乳化泵选型、数量乳化泵选用RB80-200型一台,装备两泵一箱,输液管路：运输巷和工作面全部选用高压胶管,耐压25MPa以上，用于工作面支柱注液、防尘、煤壁注水等。型号:RB80-200 公称压力:20MPa公称流量:8

24、0L/min 转 速:1470转/min电机功率:37KW 外形尺寸:2000840795mm重量:1300kg2、泵站设置位置泵站的位置设在2东201第一联络巷内。3、泵站使用规定、泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化浓度计且认真填写乳化液浓度检测记录。、要保证泵站乳化泵卸压阀的工作压力不大于20MPa，最小不低于18MPa，乳化液配制使用自动配比箱，浓度2-3%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统漏液。、油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。、开泵前检查泵站和液压系统各个部件，达不到标准不准开泵。、液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。、泵压由检修

25、人员调定，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。、更换液压管或液压管密封圈，应停油泵或关闭断路阀。预计工作面矿压参数参考表 3-1序号 项 目单位同煤层实测本面设计1顶底板厚度基本（老）顶厚度m11.31直接顶厚度m4.121直接底厚度m1.21.92直接顶初次跨落步距m10103初次来压来压步距m2626最大平均支护强度KN/m2313313最大平均顶底板移近量mm190190来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m11.7711.77最大平均支护强度KN/m2313313最大平均顶底板移近量mm126126来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2200200最

26、大平均顶底板移近量mm1101106直接顶悬顶情况m小于1小于17底板容许比压MPa3.83.88直接顶类型类二二9基本顶级别级10巷道超前影响范围m2020第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式本工作面顶板属级二类顶板，顶板为中砂岩，最大支护强度为31.9T/m2，本工作面顶板管理采用全部垮落法。放炮后及时进行挂网、挂梁维护，并在铰接顶梁牙口插入水平销，将原贴帮柱进行临时支护，隔一打一支设于铰接顶梁下。临时支护后再进行攉煤、移溜、支柱、巷道整修。伞檐长度超过1000mm时，其最大突出部分不得超过200mm，伞檐长度在1000mm以下时，其最大突出部分不得超过250mm。攉煤后，贴

27、帮柱隔一打一，距溜槽沿不小于1200mm。如果煤壁容易折帮，贴帮柱必须棵棵支设并靠煤帮挂上金属网或竹笆。如果出现片帮，能掏窝挂梁的必须掏窝挂梁维护；不能掏窝挂梁的，可先在煤帮打上单头梁，然后倒挂一个铰接顶梁，形成两梁两柱，禁止出现只用单头梁维护端面距超宽的现象。工作面回柱时见四回一，不得超峒，回柱时沿切顶排棵棵支设单排戗柱。工作面所有支柱全部用金属吊挂钩防倒绳吊挂到金属网上；工作面从运输溜子头起向溜子尾，人行道两侧支柱用金属防倒绳连锁，将支柱全部拴牢、连锁；工作面所有支柱除贴帮支柱及戗柱外全部穿鞋；工作面第一排支柱的铰接顶梁上齐水平销，水平销大头朝向工作面下山方向，全部从下向上打实、打牢。工作

28、面顶板全面铺金属网，金属网压茬沿走向、倾向均不得小于200mm，并用14#铁丝双股每隔200mm连接一处，并扭结不得少于三圈。接顶要严实，必须使用接顶枇子或方料。二、正常工作时期的特殊支护形式1、超前支护不少于50米，用单体液压支柱直接支于工字钢梁下，钢梁沿顶板倾向支护。20米内一梁三柱，支柱支于巷道两侧及钢梁中部；20米至50米内一梁两柱，支柱支于巷道两侧。人行道宽度不低于700mm，高度不低于1.8米。2、端头支护采用四对八架型钢梁，刮板输送机机头使用型钢长3.2米，机尾使用型钢长2.4米，每对两根交替迈步前进，步距1.0米，一梁三柱，严禁侧向或不成对使用，与两正巷支护间距不大于500mm

29、。3、工作面贴帮支柱与煤壁的夹角不得大于15，柱爪打在梁头第一个牙上, 柱距1200mm。4、为加强切顶排顶板管理，避免压力过大，压断顶梁，工作面切顶排必须棚棚支设戗柱，支设时角度不小于75，一般为7585。5、放炮后，应及时进行挂网、挂梁维护，并在铰接顶梁牙口插入水平销，贴帮柱改成临时支柱，临时支柱隔一打一，支设于临时维护铰接顶梁下，柱距1200mm。三、回柱放顶方法1、回柱方式采用人工方法进行回柱2、准备工作、备齐回柱工具。、认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支架。、清理维护好后路，试一下人梯是否牢固，安设位置必须安全、合理，并连续打好3-5棚水平销。3、技术要求、回柱顺序由下

30、向上，由采空区到煤壁逐棚回收，严禁提前摘梁取柱或进入采空区作业。、分茬时，尽可能将断层或顶板破碎带分一茬，拉茬点应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带。相邻两茬之间用竹笆背严并成45斜茬，以防止窜矸。如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱。、正常回柱放顶，拉茬距离不得小于15米；回柱与打眼平行作业最小安全距离不得小于15米；回柱与装药爆破不得平行作业。、回柱放顶至少三人一茬，两人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，人员都应站在支架牢固的斜上方安全地点，回柱前，打好收尾支柱，收尾支柱不得少于2棵。、回柱放顶工要做到“三勤、两高”。即勤拴、勤拉、勤拣，回收率高、复用率

31、高。、实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐的支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人行道畅通。、回柱后局部悬顶超过沿走向2m、倾向5m （面积大于10m2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。、支设戗柱时，支柱角度不得小于75，斜撑在原支柱所支设的顶梁下，并支设牢固。、每循环结束时，两正巷滞后工作面放顶线一棚。4、安全注意事项、禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点开茬。、回柱放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。、遇死柱时，先架好临时支架，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。、回柱过程中时刻

32、注视顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。人力不可抗拒时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再回柱。、严禁使用其他工具代替卸载手把操作。、严禁采用拉大网的方式进行回柱。严禁使用工作面和顺槽刮板输送机回柱。、回每一棵支柱前，都必须选择并清理好退路后，方可进行回柱操作。、遇难回、难取的支柱和梁时，处理之前，首先要打好临时护身柱或替柱，最后将替柱回出。四、特殊时期的顶板管理1、初次来压、周期来压及停采时的顶板管理预计本工作面的初次来压步距26米，周期来压时步距11.77米，初次来压、周期来压期间，工区区长必须现场指挥。根据工作面的地质预报，在初次来压及周期来压时，加强工作面工程质量，保证支柱初

33、撑力不得小于90kN，加密支护在支柱空挡内打丛柱，其他各种支护按规程规定支设齐全。、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。、在工作面推进过程中，如回柱3-5循环，后部顶板有局部不陷落时，要及时加密支护。、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，由公司技术部门在两道挂牌标明来压位置。、坚持二次注液，工作面单体液压支柱初撑力不低于90KN，超前单体液压支柱初撑力不低于50KN。、全面加强工作面工程质量，切顶排戗柱必须支设有力。、加强端头支护顶板管理，提高支护质量。、所有正规支柱必须穿鞋。、周期来压时，全面加强工作面工程质量，切顶排戗柱支设必须迎山有力。保证支柱初撑力

34、，适当缩小柱距，加密支护。、工作面收尾时要编制停采措施，加强顶板管理。2、顶板破碎时的顶板管理、端面距大于300mm时，必须及时进行临时支护。、顶板破碎时在煤壁架架支设贴帮柱。、放炮时坚持少连炮勤维护，必要时坚持一炮一维护，但是一次装药必须一次起爆。、发生冒顶事故时，冒顶区必须用木垛接到实顶，同时对冒顶区两端3m范围的支架进行架架连锁，以增强其稳定性。3、过断层及顶板破碎时的顶板管理 、过断层时，首先降低采高不得超过2.0米，加大断层处支护强度，贴帮柱要棵棵支设，并用竹笆腰帮，以防片帮伤人。、断层处施工必须安排熟练有经验的老工人操作，施工时必须坚持先支后回原则，严禁空顶作业。、加强断层附近的支

35、护质量，在断层下盘装设循环木垛。、断层处不可作为溜子过渡段，断层处回料可采用见五回二方式。、断层处严禁放大炮、放通炮，必要时采用手镐或打浅眼、少装药，放小炮的方式通过。、断层走向及工作面走向一致时，提前调采工作面、斜交过断层。 第三节 回采巷道及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理与超前支护要求运输顺槽及轨道顺槽的超前支护采用单体液压支柱配合工字钢梁支护，超前支护距离不低于50米，用单体液压支柱直接支于工字钢梁下，钢梁沿顶板倾向支护。20米之内三排支柱，2050米双排支柱，超前支柱要打成直线支设在实底上，做到迎山有力，超前支柱初撑力不低于50kN，两巷支撑高度不少于1.8米，人行道宽

36、度不小于0.7米。二、工作面端头支护和安全出口的管理1、支护形式：工作面上下端头采用四对八架型钢梁支护，机头采用3.2米型钢梁，机尾采用2.4米型钢梁，一梁三柱交替迈步前进，步距1.0米。2、质量要求：端头支护严禁侧向或不成对使用，对与对之间距离为600mm，每对两根间距为200mm，两端头支护与两正巷支护间距不大于500mm。3、运输巷四对八架大棚超前工作面一峒,作为安全出口,并棵棵支设贴帮支柱，在溜槽上方设置能够安全行人的过桥。4、在运输巷和材料道正巷出口处分别加一对抬棚，长度分别为3.2米型钢梁和2.4米型钢梁，随推采随前移，进行加强支护，保证安全出口高度不低于1.8米。5、迈步前移的四

37、架型钢梁前后端要对齐。6、单体液压支柱应支到实底，并做到迎山有力，初撑力不小于90KN。7、在两巷老塘放顶线处分别支设4棵关门支柱。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面长度为117米，使用单体1078棵,超前30m共计需用单体支柱为(203+102)2=160个；端头支护及超前抬棚共计需用单体支柱为3102=60棵，合计1298棵。计算备用量129810%130，合计1428棵。铰接顶梁正常用780棵，计算备用量78010%=78棵，合计858棵。柱鞋正常用780+160+60=1000块，计算备用量100010%=100块，合计1100块。水平销正常用195个，计算备用量19510%20个

38、，合计215个。备用材料的存放地点应距工作面50-100米之间，在轨道顺槽中的巷道一侧，并且离矿车外侧的距离不得小于300mm。两道的坑木总量不少于3.0m3，材料分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、规格型号、数量等内容，做到物牌相符，并由专人负责。材料存放地点必须保证有700mm以上宽度的人行道和必需的运输通道。注：由于工作面煤层厚度变化很大，正常使用和备用支柱型号应及时作相应调整。根据支护高度变化，选用相应高度的支柱，不同型号的支柱不能混用，可根据工作面采高的需要，分段使用。支柱要与采高相适应，不得超高使用，也不得用高柱支护薄煤带，防止支柱超高或压死。支柱时活柱升出量最大应小于设计最

39、大升出量的100 mm；最小应大于设计升出量的200mm。附：工作面支架布置图（图3-1）第四节 矿压观测一、工作面矿压观测的目的为具体掌握回采过程中顶板压力规律及强度，检测支护效果，矫正支护参数，实现工作面安全、经济、高效生产的目的。二、矿压观测主要检测指标及研究对象1、工作面支柱初撑力、工作阻力、顶底板移近量。主要是进行工作面支护密度与顶底板条件的适应性研究。2、顺槽表面位移量。其观测结果可以直接反映现有支护手段及支护参数下的围岩控制效果、间接获取工作面推进各时期支撑压力的分布规律及顶板运动规律。3、顺槽支架的受力检测。主要用来评价顺槽支架参数选择的合理性。三、矿压观测仪器1、单体支柱测力计（用于检测工作面单体液压支柱的工作阻力）。2、激光测距仪（用于观测顺槽表面位移、工作面顶底板相对移近量及活柱下缩量）。3、压力盒（用于检测顺槽支架受力状况）。四、工作面矿压监测方法1、把矿压监控工