煤矿3907工作面规程.doc

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1、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、下关系表煤层名称煤3水平名称-350m水平采区名称3900采区工作面名称3907工作面地面标高(m)+76.58+77.93井下标高(m)-180.5-236.0地面相对位置本工作面位于北风井东南50800m之间，太平公路以北，地面为南大留村。回采对地面设施的影响回采将造成地面沉陷，建筑物受到不同程度破坏。井下位置及四邻采掘情况 本工作面北邻F43断层(6070，H=523m)；东邻31100皮带巷；南邻CWF13(H=10.0m60)； 西邻3 II 908工作面（未准备）；上覆3907工作面（已回采）。推采长度(m)350工作面面

2、长(m)80面积(m2)28000 表1-1第二节 煤层煤层赋存情况表表1-2附图一：3907工作面综合柱状图煤层厚度（m）0.91.61.2煤层结构简 单煤层倾角101311.5可采指数1变异系数(%)11.8稳定程度稳定煤层情况描述工作面回采范围内，煤3分3-1与3-2，煤3-1厚0.40.8m，平均0.6m左右.结构较简单的薄煤层。煤3-2为厚0.91.6m平均1.2m左右的薄煤层，含有0.15m左右的夹石一层，但不稳定。煤3距煤3-1的间距为2.05.8m，平均4.2m左右。煤3-1距煤3-2为1.65.5m,平均3.2m左右。煤3-2上距煤3（已回采）8m。煤岩类型为光亮型煤，煤质较

3、好。该煤层上距煤2采空区为6.511.0m，平均8.0m左右，下距煤3为5.012.0m，平均6.5m左右。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）硬度岩性特征细砂岩4.05.5浅灰色，具层理，下部含泥质结核。粉砂岩3.05.0灰色，泥质胶结，易碎，含植物化石。煤31.72.71.5以亮煤为主，厚度不稳定。(已回采)2.25直接顶粉砂岩1.65.55.0灰色，泥质胶结，易碎，含植物化石。3.2直接底粉砂岩1.02.05.0紫灰色，泥质胶结，含植物化石。1.5老底细砂岩04.05.5深灰色，钙质胶结，具层理。2.0第四节 地质构造本工作面范围内煤层走向大致为北东向，倾

4、向北西，煤层倾角为1013，平均11.5左右。本工作面回采范围内，影响回采的主要地质因素是断层，从巷道施工情况看，共揭露2.54.5m的断层3条，其产状和落差见下表。 工作面回采范围内无岩浆侵入体，岩溶陷落柱及古河流冲刷变薄现象。附图二：3907工作面巷道素描图工作面巷道揭露断层情况表表14构造名称走向 倾向 倾角 性质 落差（m） 控制 程度控制程度对掘进影响程度CF11052555正4.53层揭露较 大CF214523535正2.53层揭露较 大CF31052535正3.52层揭露较 大 第五节 水文地质1、该工作面水文地质情况简单，推采过程中个别地段会有少量顶板砂岩裂隙水，对生产影响较小

5、用。预计最大涌水量5m3/h，正常涌水量3m3/h。2、老空水3907面出口受3907面出口一处盲巷老空积水威胁，其积水量上限为-213.5m，积水量下限为：-214.0m，预计积水量：45m3；3907面机巷受3907面机巷一低洼处老空积水威胁。其积水上限：-224.7m；积水下限：225.4m；积水量：50m3； 由防治水工区打钻探放水，水患已解除。3、地面钻孔3II907面内301、6370两钻孔在3907面推采过程中已揭露，无安全隐患。第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况表 表1-5 工作面瓦斯绝对涌出量0.1m3/min工作面CO2绝对涌出量0.3m3/min煤尘爆炸指数

6、41.97%煤的自燃倾向性本煤层属于自燃煤层冲击地压危害无实测资料普氏硬度（f）煤层夹石直接顶直接底1.55.05.0地温2122左右第七节 储量及服务年限一、储量： 1、 工业储量： WL1L2hr 350801.21.35 45360（t） 式中：W-工业储量，t； L1-本工作面煤层走向长度，取350m； L2-本工作面煤层倾向长度，取80m； h-平均煤厚，取1.2m； r-煤的容量，取1.35t/m32、可采储量：本面回采率参考值为95%，工业储量45360tW可W95%4536095%43092（t）二、采煤工作面服务年限工作面服务年限可采推进长度/月设计推采长度350（830）1

7、.5（个月）第八节 其它1、Cf3断层（落差1.04.5m），自出口往机巷逐渐减小的趋势，巷道施工过程中已对落差大于3.0m的地段进行了改造，建议施工单位在过断层时要备足一定的支护材料，加强顶板维护，确保工作面安全推采。2、工作面回采范围内，有2个地面钻孔301和6370孔，301孔：终孔层位煤10，终孔深度488.85m，封孔质量怀疑；6370孔:终孔层位五灰，终孔深度487.6m，封孔质量合格。工作面在过钻孔前，建议施工单位要提前编制专门措施，确保安全施工。第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道设计概况3900采区是查庄煤矿地测科2006年设计，并于2006年9月由肥城矿业

8、集团公司批准投产。该采区工作面采用走向长壁布置，在采区下部沿煤层向上布置轨道巷和皮带巷。二、工作面出口3907工作面东侧为出口，沿煤层顶板破底施工。巷道为锚网或梯形工字钢棚支护，净宽净高=2.6m2.0m，净断面为5.2m2。主要为该工作面运料、进风和行人服务。工作面出口内布置有50mm防尘管路一趟，在工作面出口内设有乳化液泵峒室和配电点峒室，并用不燃性材料支护。并设有绞车躲避峒室，峒室打在顶板完整的地点，采用锚杆支护。三、工作面机巷3907工作面西侧为机巷，沿煤层顶板破底施工。巷道为锚网或梯形工字钢棚支护，净宽净高=2.6m2.0m，净断面为5.2m2。主要为该工作面运煤、回风和行人服务。工

9、作面机巷内布置有50mm防尘管路一趟，并在靠工作面侧设置刮板输送机和胶带输送机。 四、工作面切眼3907工作面切眼布置在工作面北侧，沿煤层底板破顶施工，巷道为锚网配合锚索支护，净宽净高=5.5m1.5m，净断面为8.25m2。五、其他主要巷道3907工作面联络巷布置在工作面中部，沿煤层顶板掘进，净宽净高=2.6m2.0m，净断面5.2m2，巷道为锚网索或梯形工字钢棚支护。附图三：3907工作面煤层底板等高线实测图第二节 采煤工艺一、采煤方法3907综采工作面采用单一倾斜长壁后退式采煤法，仰斜推采。全部垮落法管理顶板，采煤机沿顶板割煤，割煤深度0.73m，循环进尺0.73m。采煤机上（下）行割煤

10、，追机移架，即割煤移架推移运输机。二、采煤工艺工作面采煤工艺为综合机械化采煤，采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤，采煤机截深0.73m，采用SGZ630/150中双链刮板输送机、SGW-40T刮板输送机和SPJ-800型吊挂式皮带联合运煤， ZY26000714型掩护式液压支架支护顶板，施工顺序为：割煤移架移运输机。三、割煤方式采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机双向割煤，见顶见底一次采全高，自开缺口，往返一次进两刀。采煤机正常割煤为前滚筒在上割顶煤、后滚筒在下割底煤，割煤的同时完成装煤。四、移架、移溜方式移架：采用及时拉架支护方式，正常移架要滞后采煤机后滚

11、筒最少为3个架，最多不得超过6个架（不含6个架）；顶板破碎处可紧跟采煤机前滚筒，停机移架或拉超前架及时支护顶板，移架步距为0.73m。移溜：在移架后顺序推溜，正常移溜要滞后采煤机后滚筒最少为6个架，最多不得超过8个架（不含8个架），其弯曲段长度不得小于15m，弯曲段要均匀过渡，推移步距为0.73m。按自下而上的顺序推向煤壁，成一条直线。五、采煤机进刀方式采煤机的进刀方式为上下端头斜切进刀，进刀段长度距煤机前滚筒不小于23m，进刀深度0.73m。具体操作如下：1、进刀方式：双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于23m。采用两端头斜切进刀方式自开工作面上下端头缺口。（1）溜

12、头进刀及割煤：A：煤机下行推机时后滚筒上升沿顶，前滚筒下降沿底割煤，由上向下跟机移溜，直至煤机推至溜头时，将溜头进刀处以上溜槽推移到位。B：后滚筒下降沿底，前滚筒上升沿顶上行割煤反向斜切直至前滚筒距吃刀处下头超过23m并斜切至足够截深时，停止割煤。C：将煤机以下的溜子推移至煤壁。煤机后滚筒上升沿顶，前滚筒下降沿底下行切割。D:煤机切割至溜头，后滚筒下降沿底，前滚筒上升沿顶，再次上行。E：当煤机提至吃刀处吃满刀后，推移煤机下部溜子及溜头至煤壁。然后后滚筒下降沿底，前滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。（2）溜尾进刀，采用方法同上。2、采煤机正常切割。双向割煤，往返一次进两刀，向上（下）割煤，直至割透上（

13、下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。附图四：采煤机溜头进刀及割煤示意图（溜尾进刀及割煤方法同溜头）六、采煤工作面正规循环生产能力工作面循环进尺0.73m，采高1.2m，回收率95%，月生产天数按30天。每刀产量：801.20.731.350.95=89.9吨；日产量：801.20.7381.350.95=719吨；月产量=71930=21570吨；第三节设备配置一、液压支架： 工作面配置ZY2600/07/14型掩护式液压支架（山东矿机集团生产），根据薄煤层开采的特点，采用计算机对支架四连杆机构进行运动分析寻优与强度设计，支架为支撑掩护式，采用了整体顶梁，二柱支撑

14、满足了大伸缩的要求。 工作面液压支架主要技术参数 支架型式: 掩护式液压支架 支架高度: 700-1400mm 中心距: 1500mm 泵站供液压力: P=31.5MPa 支架初撑力: 2182KN 支架工作阻力(P=37.6MPa): 2600KN 平均支护强度: 0.4 MPa（最小值不得低于0.4 MPa） 底板前端最大比压: 1.6MPa 支架操纵方式: 邻架手动操纵 最大移架步距: 730mm 适应倾角： 横向25 （配合防倒防滑装置可达35） 纵向15 支架重量： 6200kg（重量不含防倒防滑） 工作面过渡支架（ZYG2800/08/16型）主要技术参数： 支架型式: 掩护式液压

15、支架 支架高度: 800-1600mm 中心距: 1500mm 泵站供液压力: P=31.5MPa 支架初撑力: 2182KN 支架工作阻力(P=39.3MPa): 2800KN 支架操纵方式: 邻架手动操作 移架步距: 730mm 平均支护强度: 0.4MPa（最小值不得低于0.4 MPa） 底板前端最大比压: 1.6MPa 适应倾角： 横向25 （配合防倒防滑装置可达35） 纵向15 支架重量： 7000kg（重量不含防倒防滑）二、采煤机：工作面选用天地科技上海分公司生产的MG100238-WD型采煤机，其主要技术参数及技术要求如下： 采高范围（m） 0.851.29（具体见配套）； 适应

16、倾角（） 30； 煤质硬度 f3； 装机功率（kW） 100x2+15x2+4x2； 电压等级（V） 1140； 牵引速度（m/min） 0610； 牵引力（kN） 270/162； 机面高度（mm） 610（具体见配套）； 摇臂回转中心距（mm） 4670； 过煤高度（mm） 204（具体见配套）； 中部下切深度（mm） 140（具体见配套）； 滚筒直径（mm） 850； 截深（mm） 730； 滚筒： 镐型齿强力滚筒（凯南麦特滚筒）； 控制方式：四象限交流变频，DSP控制技术和中文液晶显示屏，故障记忆多于50条； 操作方式：无线电遥控（控制距离约15米）、操作站线控、本机控制、应急控制；

17、牵引电机电压（V） 380； 牵引调速方式： 非机载四象限运行交流变频调速； 牵引方式: 摆线轮销轨无链牵引，节距125mm； 电机冷却方式： 定子水冷； 降尘方式： 内外喷雾，内喷雾水压小于4MPa； 供水管通径 25通径； 整机重量： 约16吨（不含电缆、开关、变频装置时）； 三、运输设备： （1）刮板输送机：工作面选用山东矿机集团生产的SGZ630/150型刮板输送机，其主要技术参数及技术要求如下：1、型号： SGZ630/150。2、出厂长度： 120米。3、输送量： 250t/h。4、链速: 1.1m/s，5、驱动电机: 型号： DSB-75A(宁夏三一西北骏马电机制造股份有限公司)

18、 装机功率： 275KW 电 压： 660/1140 V 转 速： 1475 r/min6、刮板链： 型 式： 中双链 链条规格： 2286-C扁平链 破断负荷： 610 KN 链条中心距： 200 mm 刮板间距： 1032mm，7、减速器： 型号： JS75 速比： 1：26.5598、牵引方式： 齿轮-销轨式，铸造销轨，节距125mm。9、中部槽规格：1500590（内宽）19010、中部槽结构：铸焊封底、中板为整体NM360高强度耐磨板，厚度20mm，底板材质Q345B，厚度14mm，槽帮材质ZG30MnSi。槽间采用哑铃销连接。每隔7节中部槽配1节开天窗中部槽。中部槽预留防滑连接孔。

19、 （2）顺槽运输机：顺槽内使用SGW-40T型刮板输送机和SPJ800型吊挂式皮带联合运煤。SGW-40T刮板输送机技术参数为：电机功率：40KW运输能力：150t/h中部槽规格：1500mm620mm180mm（3）吊挂皮带型号SPJ-800型技术参数为：电机功率：37KW 运输能力：350t/h带宽：800mm带速：1.63m/s（4）绞车： 选用JD-2.5型调度绞车。主要用于工作面设备的运输安装及调试。主要技术特征：牵引力：25 KN绳速：1.44m/s绳径：18.5mm容绳量：400m电机功率：40KW电机电压：660V 附图五：3907工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设

20、计一、液压支架所需支护强度计算：1、按经验公式计算：P9.81HRK9.811.22.58238.44（kn/m2）式中：P支架支护强度A顶板岩柱相遇采高的倍数，取8。H最大采高，取1.2mR煤层顶板岩石容重，取2.5tm33、选择工作面支护强度：238.44 kn/m2 因此工作面支护强度应大于238.44 kn/m2 4、支护设备选择3907综采工作面选用基本架ZY2600/07/14型支架47组，上下两端头各配置3组ZYG2800/08/16型端头支架。全面共计53组支架，从下端头至上端头依次编号为1-53号支架。根据以上计算结果，结合煤层采高，综采面选用ZY2600/07/14型支撑掩

21、护式液压支架符合本工作面支护要求。附：预计工作面矿压参数参考表 序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m1.171.17老顶厚度m2.22.2直接底厚度m4.64.62直接顶初次跨落步距m23233初次来压来压步距m23-2723-27最大平均支护强度KN/m2682.8682.8最大平均顶底移近量mm150150来压程度明显明显4周期来压来压步距m12-1312-13最大平均支护强度KN/m2682.8682.8最大平均顶底移近量mm100100来压程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2最大平均顶底移近量mm50506直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa8直接顶

22、类型类二类二级二类二级9老顶级别级VV工作面条件与支架适应条件对照表 表3-1-2工作面条件支架适应条件采 高1.2m0.71.4m倾 角11.510-130煤 厚0.91.6m0.651.3m煤硬度中等中等底板比压6.34MPa1.1MPa支护强度0.249MPa0.250.38MPa 顶板种类级2类（三）乳化液泵站1、泵站及管路选型、数量（1）、选用BRW-200/31.5型乳化液泵，两泵一箱，其主要技术参数为：公称压力：31.5MPa 公称流量：200L/min电机功率：125KW 电机电压： 1140V乳化液配比：3%5%（2）、输液管路上出口选用无缝钢管，工作面选用高压胶管，耐压均在

23、32Mpa以上。2、泵站位置设定：泵站安设距工作面500m的上出口位置。3、泵站使用规定：要保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度不低于3%5%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的串漏液。4、液压管路使用规定：3907综采工作面所有使用液压管路及泵站管路必须使用国标，三证齐全的高压胶管、接头及U型销，否则，现场不准使用。第二节工作面顶板管理本工作面顶板管理采用全部垮落法。本工作面配置47组ZY2600/07/14型掩护式液压支架，两端头各配置3组ZYG2800/08/16型掩护式液压支架，共53组支架，工作面最大控顶距4.471m，最小控顶距3.741m。对工作面实行全支护法管理。一、正常工

24、作时期顶板支护方式：(一）支护方式:工作面顶板支护采用及时支护的方式，即采煤机割煤后，先移架后移运输机。施工顺序为：割煤移架移运输机。（二）移架方式:本工作面割煤时采用追机移架的方式对顶板进行支护，在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤移架移运输机；正常移架要滞后采煤机滚筒69m。机头处三架排头架的移架的顺序为：先移2#架，后移1#架,再移3#架。顶板破碎或片帮严重时要紧跟前滚筒移架或超前移架。（三）移架质量要求工作面支架初撑力不得低于24MPa；移架步距为0.73m；移架要作到少降快拉，防止出现漏顶现象；移架后必须保证支架齐直，其偏差不大于50mm，支架中心距在1500100mm以内；

25、保证支架垂直于运输机，其夹角在50以内；支架垂直于顶底板，支架顶梁要与顶板平行，其最大仰俯角小于70；相邻支架不能有明显错茬，错茬高度不得超过侧护板高度的2/3，支架不挤、不咬，架间空隙不超过150mm。(四)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、二畅通”的质量要求。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6架，防止长时间空顶。3、工作面支架中心距保持1500100mm，支架歪斜不超过5，架间距不超过200mm，支架与运输机保持垂直，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。4、泵站压力不小于30MPa，支架

26、系统压力不低于24MPa，前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。5、相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤、不咬、不歪。6、基本支架活柱伸出量最大不超过1.3m,其支架活柱伸出量最小不低于0.2m,端头支架活柱伸缩量最大不超过1.5m，其支架活柱伸缩量最小均不低于0.2m。7、工作面液压支架实行编号管理。二、特殊时期的顶板管理一、来压及停采前的顶板管理：根据3906面经验数据预计该面初次来压步距23-27m，周期来压步距为12-13m，为此应做好以下工作：1、初采时，必须做好矿压预测预报工作，由矿压部门在轨道、皮带顺槽挂牌标明来

27、压位置，来压前注意观察现场顶帮变化，及时加强支护。2、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24MPa），泵站系统压力不得低于30 MPa，乳化液浓度在35范围内，超前支护支柱初撑力不低于50KN，工作面支柱初撑力不低于90 KN。3、支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响，面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板，严格控制采高，工作面运输机及时调整顺坡，避免支架超高或压死。5工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。（二）顶板破碎时的顶板管理1、当工作面局部地点顶板破碎、片帮严重时，可超前移架，提前支护机道顶板。施工

28、顺序为：移架割煤移运输机。2、顶板破碎无法实现超前移架时，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取随割煤随移架的方法维护顶板。即先割煤13架，然后停止割煤，进行移架支护顶板。再割煤再移架，依次进行。（三）工作面过断层时的顶板管理工作面过断层时另提补充技术措施，加强顶板管理。过断层必须根据断层产状确定施工方案，控制工作面采高，保持工作面顶板平、底板平，相邻支架不能有明显错茬，错茬高度不得超过侧护板高度的2/3；支架仰俯角不超过70，避免出现前倾、后仰现象，运输机平直无较大的起伏。第三节工作面机巷、出口及上、下两端头的顶板管理一、工作面机巷、出口的顶板管理工作面机巷、出口采用前引HDJA（B）

29、-1000顶梁，梁下支设单体液压支柱，柱底加垫铁鞋配合作为超前支护。架棚支护的巷道替换工字钢棚，锚网索支护的巷道引支超前支护时，待锚杆盘、锚索进入工作面煤壁以后及时将顶板锚杆盘、锚索卸掉。1、布置方式：（1）工作面机巷、出口超前支护距工作面煤壁线垂距不小于30m，出口、机巷引支四路铰接顶梁棚，前引顶梁与单柱配合形成一梁一柱，压肩接顶，柱距1.0m，详见工作面支护平面图(图八)。（2）停采线外20m范围内的超前支护在原巷道支护下引两路顶梁棚加强支护。（3）超前支护在车场等巷道较宽超过2.6m时，可增加一路或两路铰接顶梁棚进行支护，棚距控制在0.5m0.7m。（4）当巷道压力大时，靠人行道两侧的两

30、路顶梁棚要支设一梁两柱。2、替棚施工方法：（1）采用木棒、板皮将要替换的棚子空顶处背好顶、顶板完整时支设23棵带帽点柱。顶板破碎时，平行于棚梁间套一梁二柱板梁棚作临时支护，然后去掉原棚及时引挂顶梁，背实顶并支齐一梁一柱。（2）去工字钢棚引挂顶梁时，原背顶木棒平行于顶梁棚的，要调整为横放在两路顶梁上方背顶，防止木棒折断。（3）替棚时能够挂一根顶梁的距离，就立即挂梁背顶，支设单柱，严禁同时替换多架棚再多挂梁。（4）前引顶梁下支好柱子后，方可将所间套板梁棚或带帽点柱去掉。（5）替换下来的工字钢当班外运到指定地点并排放整齐。（6）替棚期间顶板控制好前，严禁人员在此通过。（7）门子口处替棚时要先在所抬棚

31、梁下方支设两棵单柱后去掉抬棚，然后进行替棚工作。3、超前支护保证人行道净高不小于1.6m，净宽度不小于0.7m，不大于0.8m，支柱垫鞋，支柱钻底不超过10cm，支柱初撑力不小于50KN，否则支柱铁鞋下加垫板梁或荆笆。4、两侧的两路顶梁棚距两帮煤壁不大于0.5m。如片帮大于0.5m时可支设板梁棚或带帽点柱，支柱要拴好防倒柱安全绳。板梁棚平行于巷道支设，一梁两柱支设牢固。5、局部巷道高度超过2.3m或顶板破碎掉顶时，前引超前支护时顶梁上方用板皮、木棒、板梁、圆木等木料将顶板封严背实，顶梁要压肩。6、若遇难以卸掉的锚索，可在锚索进入老空后及时将锚索托附岩体破坏掉，使锚索失去作用，具体方法为：回柱放

32、顶前在锚索一侧不大于0.2m处采用煤电钻或风钻湿式打眼，眼深不低于0.6m，与顶板夹角为7080，回柱前装药，每孔装药量2块，装药后必须将电雷管脚线塞入眼口，不得悬露在眼外，脚线必须扭结成短路。回柱后连线爆破，连线时，爆破工要使用木质炮杆将脚线拉入控顶区内连线，严禁身体的任何部位进入采空区，严禁裸露爆破。二、工作面上、下端头的顶板管理1、1#架下侧至输送机上帮侧（运输机头）的顶板维护使用一条走向3.6m3.8m型钢，一梁不少于三柱（前移溜头时，保持一梁两柱），要使用8#铁丝将钢梁固定到顶网上，固定要牢靠，固定点不少于2个。2、工作面上端头上帮及下端头下帮超前支护支设的一排支柱顶梁延续到放顶线回

33、撤，顶板破碎时，增支2.5m板棚，走向支设，一棚三柱。3、上下端头支柱穿鞋支设，初撑力不低于90KN，放顶线打好每架顶梁下一棵切柱及关门柱，关门柱间距不大于0.5m。4、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，人员需运料及行人进出上下出口时，要停止工作面运输机、机巷输送机运转。5、前移上下两端头支架时，人员禁止在其端头架靠上（下）帮放顶线侧进行其它工作或逗留。6、严格执行敲帮问顶、先支后回制度，严禁空顶作业，两顺槽及两端头使用高柱子支护及回撤地段，都要三人以上协同作业，并有专人监护顶帮掌握安全。7、两端头支架前移时要专人拉架，操作时停止运输机、转载机运转，周围人员闪开5米

34、以外。8、下端头前移钢梁或两端头回柱放顶时，要停止面运输机运转，清理好后退路畅通，使用卸载手把拴绳的方法远距离操作，绳长不少于4m（或在端头支架内侧操作），待回柱顶板垮落稳定后，方可拾取柱梁。上（下）端头禁止前移钢梁或回柱放顶与拉移端头架平行作业。9、两端头放顶线回撤柱梁采取停两机（运输机和采煤机）远距离拴绳操作，回柱原则上与支架顶梁后端齐，超前或滞后支架此位置不超过0.8m。10、上下两端头及两出口要保持卫生清洁，出口人行道宽度不小于0.7m畅通无阻。11、上下两端头支架前梁与两顺槽超前支护顶梁间距不大于0.5m。12、加强端头及两顺槽超前支护，支柱质量检查，每班要派人检查、检测，发现失效、

35、漏液支柱及时更换，并坚持好支柱二次注液制度。13、加强工作面及两顺槽支护质量、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，要及时采取措施用单体支柱配合板梁打点柱或架棚维护。14、正常生产中，要根据安设巷道中的顶板离层仪、巷道已暴露断层、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。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9名 称规 格使用量备用量存放地点单体支柱DZ-16、18、20240棵100棵顶梁80

36、0mm240条50条铁鞋300mm240个20个板棚2.5m50块抬棚3.5m20块木垛料1.20.180.15m50块方座0.30.160.15m1车小杆10.0650.045m1车小楔0.20.080.035m1车型钢（2.6、3.0、3.2、3.8）m15根备用材料存放距工作面80120m之间，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，保证人行道宽度不小于0.7m及行车畅通无阻。附图六：3907综采工作面支护平、剖面图四、处理两顺槽锚杆、金属网及托盘1、两顺槽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，

37、视超前压力显现情况，决定向外拆除的距离，自煤壁起12m，周期来压期间，顶板开裂松散区段，适当减小拆除距离，上下端头放顶线处锚盘的回收不得拖后放顶线0.3米。2、拆除顺序为：由下而上、由里而外，使用脚手架时，要有专人扶持，脚手架要放置在牢固的位置，防止滚落的煤块、矸石推倒脚手架伤人。3、拆除锚杆托盘前，应仔细观察顶帮变化，坚持敲帮问顶制度，当发现有离层或片帮时，首先设专人站在安全地点用长把工具找掉悬煤危岩，以防掉落煤矸伤人，必要时（巷道开裂严重、煤壁及顶板松散离层断层带等）打牢护身柱，工作人员一定要站在片帮掉顶滚矸波及不到的地点作业。4、两顺槽拆除锚杆、金属网时，人员应站在安全地段配合长把工具，

38、坚持“一人作业、一人监护”制度，移端头架及采煤机割煤至机头，机尾期间不准拆除。5、采煤机割煤至机头机尾时，两帮严禁人员通过及靠近，以防片帮伤人。6、采煤机割煤至机头机尾时，要闭锁运输机，采煤机司机要集中精力，手把牵停按钮，（或使用遥控器站在支架后柱侧操作）放慢速度，同时做好自我保护，其他工作人员全部都远离滚筒5m以外，闪开滚筒旋转方向，以防甩出物料伤人，严禁人员进入面前作业。7、若发现面前有锚杆或金属网时，要停机停溜闭锁，采煤机停电并摘掉滚筒离合器，然后对进入区域的顶帮进行加固支护后，一人掌握顶帮安全，另一人使用长度不小于1.5m的长把工具将锚杆或网钩出，严禁空顶作业。8、若锚杆进入运输机内时

39、，首先要停机停溜，在支架打好护帮板，控制好顶帮，并有专人监护前提下，方可使用长把工具钩出锚杆。9、面前有人作业时，严禁操作该处上下10m范围内支架，要派专人看管，防止误操作。10、生产过程中，刮板输送机司机、转载机司机，皮带输送机司机应加强责任心，密切注视本设备运转情况，一旦发现煤流中有锚杆或金属网时，必须立即停机捡出，严禁进入煤仓。11、卡在刮板输送机，转载机的链子或刮板下的锚杆铁网等必须及时处理，严禁强行开机。设备运行过程中，严禁人员用手去捡拾锚杆，以防挂伤或甩出伤人，必须停机闭锁，停稳后方可捡出。12、拆卸捡出的锚杆金属网托盘等，必须及时外运，分类码放在指定地点，严禁堆积在两端头及人行道上，并积极做好回收工作。13、各班验收员必须记录本班拆除及回收锚杆情况，严格现场交接班，把本班未能处理的隐患必须现场与下班验收员交代清楚，防止因锚杆造成运输设备的损坏。14、建立台帐记录，建立健全岗位责任制，严禁锚杆及金属网等杂物进入煤流系统。第四节 矿压观测一、矿压观测的目的1、首采区顶板运动规律