11120E综采面作业规程.doc

编号 新汶矿业集团孙村煤矿 采煤工作面作业规程 采煤工作面名称11120工作面 编 制 人李玉江 区 队 长孙常军 施 工 单 位综采二区 批 准 人张殿镇 编 制 日 期 2004年08月15日 执 行 日 期 2004年11月23日 目 录 矿审批意见 2 作业规程学习和考试记录 4 作业规程复查记录 5 第一章 概况 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 6 第四节 地质构造 7 第五节 水文地质 7 第六节 影响回采的其它因素 8 第七节 储量及服务年限 8 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 8 第二节 采煤工艺 9 第三节 设备配置 10 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 11 第二节 工作面顶板管理 15 第三节 顺槽及端头顶板管理 16 第四节 矿压观测 17 第四章 生产系统 第一节 运输系统 18 第二节 通防与监控系统 19 第三节 排水系统 22 第四节 供电系统 22 第五节 通讯照明系统 24 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 24 第二节 主要经济技术指标 25 第六章 灾害预防及避灾路线 26 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 26 第二节 顶板管理 30 第三节 防治水 33 第四节 爆破管理 34 第五节 通防及安全监测 36 第六节 运输管理 37 第七节 机电管理 44 第八节 其它 48 矿 审 批 意 见 会审单位及人员签字 编制人 年 月 日 区 长 年 月 日 审查人 年 月 日 技术部 年 月 日 通防部 年 月 日 地测部 年 月 日 机电部 年 月 日 运输科 年 月 日 调度室 年 月 日 安监处 年 月 日 回采副矿长 年 月 日 生 产 矿 长 年 月 日 回采副总工程师 年 月 日 总 工 程 师 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 施工单位 综采二区 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 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 （表1-1） 水平名称 -800水平 采区名称 后组一采区 地面标高 191.25米 井下标高 -754.81- -810.9米 地面的相 对位置 11120工作面对应的地面位置为大河庄以东的一片农田。 回采对地面设施的影响 工作面回采后地表将轻微沉降，最大可达0.18m，但对民房不会造成斑裂，可正常开采。 井下位置及相邻关系 11120工作面位于井田南翼-800水平后组一采区。东以f11、f10、f26、f27断层为界与张庄矿相邻，以南、以北均未开采，西到F5断层。 走向长度m 280-400m 倾斜长度m 180 面积m2 65824 第二节 煤 层 煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度m 1.82m 煤层结构 较复杂 煤层倾角（度） 10.3-19.6 开采煤层 11 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 11120工作面煤层结构较复杂，煤层稳定，厚度为1.7-2.12米，平均厚度为1.82米，煤层倾角为10.3-19.6，平均倾角为15.0；煤层走向为108-146；倾向18-56；煤层可采指数为1，变异系数为5.55。 附图一11120工作面地层综合柱状图 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） 特 征 基本顶 砂岩 16 白色砂岩，中厚层理，钙质胶结，坚硬。含裂隙水。 直接顶 粉砂岩 8-10 直接顶为灰色粉砂岩，泥质胶结，层理中等发育，较松软。 伪顶 深灰色泥岩 0.1-1.0 深灰色泥岩，松软、易碎，遇水易膨胀 煤11 煤 1.7-2.12 煤层结构复杂，煤层稳定 直接底 灰色粉砂岩 1.5-1.6 直接底为灰色粉沙岩，其下为小12层煤，厚0.1-0.2m，再向下为细砂岩、灰黑色粉砂岩。 老底 砂岩 10.0 为白色砂岩，坚硬钙质胶结。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 工作面位于F5、F6断层形成的地堑构造上，地质构造较复杂，断层密集。受f5、f6及一系列小断层影响，地层的走向及倾向、倾角变化较大。地层走向西部146向东变为108；倾向由56变为18；倾角由东部的19.6向西变为10.3，在F5断层处倾角变为13。对工作面开采影响较大断层有f2、f3、f27、f28、f31、f32、f33、f34。断层情况详见表一和平面图。 断层情况表 （表1-4） 构造名称 走向（度） 倾向（度） 倾角（度） 性质 落差（米） 对回采影响程度 f1 210.5 300.5 65 正断层 1.0 一般 f2 63 333 60 正断层 4.5 大 f3 96 186 40 正断层 2.2 较大 f4 75.5 165.5 60 正断层 2.5 大 f5 75.5 345.5 70 正断层 1.5 一般 f6 69 159 60 正断层 1.0 一般 f27 68 158 30 正断层 4.5 大 f28 66 156 70 正断层 1.7 较大 f29 52 322 60 正断层 0.7 小 f30 70 160 60 正断层 1.0 一般 f31 95 5 50 正断层 2.0 较大 f32 101 11 30 正断层 3.0 大 f33 91 181 60 正断层 1.6 较大 f34 47 317 60 正断层 2.5 大 f35 87 357 60 正断层 4.0 不影响 f 36 185 95 60 正断层 0.75 小 F5 59 149 60 正断层 40 不影响 二、褶曲情况以及对回采的影响本面基本为一单斜构造，不存在褶曲情况。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 根据工作面掘进时揭露情况分析，11120工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 附图二 11120工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。 第五节 水文地质 一、涌水量 正常涌水量 0.011（m3/min） 最大涌水量0.055（m3/min） 二、含水层（顶部和底部）分析 煤层顶部含水层以基本顶砂岩为主，含水层含量微弱，在构造发育部位，以顶板滴淋水形式进入工作面。底部含水层以四灰、徐灰、奥灰含水层为主。 根据矿井开采揭露情况，四灰含水微弱，徐灰、奥灰含水层含水量向深部有便弱趋势，含水量变小。但是水头压力增高，对工作面开采有较大影响，开采中必须加以防范。 工作面位于F5、F6断层形成的地堑构造上，揭露断层17条。断层密集，裂隙发育，属地质条件复杂块段。 三、其它水源的分析工作面防尘水等。 四、对工作面进行底板探测，查清富水情况，然后根据实际情况采取措施，保证安全生产。 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） 瓦斯 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量5.399m3/t，瓦斯绝对涌出量11.856 m3/min，本面参考值为0.96 m3/min。 二氧化碳 矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量6.902 m3/t，二氧化碳绝对涌出量15.156 m3/min。本面参考值为0.84 m3/min。 煤尘爆炸指数 11层煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为43 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 地温热害影响严重，应采取降温措施。 冲击地压危害 无 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量156075吨 可采储量148271吨 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 可采储量/设计月产量148271/547962.7个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、 采区设计、采区巷道布置概况 -800后一采区是孙村煤矿2003年9月优化设计投入生产的。工作面采用走向长壁后退式布置。采区上部边界底板岩石中布置有后一采区总回风巷；南侧轨道顺槽通过中间区段轨道巷与回风上山连接北侧下巷运输顺槽直接与运煤上山连接，通过区段轨道巷与回风上山、-800后一轨道巷连接。 11120工作面位于南区-800水平后组一采区。西部已开采，东以f10、f11、f26、f27断层为界与张庄矿相邻，以南、以北均未开采 采区煤仓容量200T。 二、工作面轨道顺槽 11120工作面上平巷为轨道顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设轨道。轨道顺槽采用锚网带支护，排距间距70080Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.８m，净高2.４m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的回风和运料。 轨道顺槽内布置有2寸防尘管路两趟，Ф50mm高压风管路一趟，靠近工作面处设有泵站。 三、工作面运输顺槽 11120工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道上帮敷设皮带。运输顺槽采用锚带网支护，锚杆为φ202200mm金属全螺纹等强锚杆，排距间距70080Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.8m，净高2.4m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的进风和运煤。 运输顺槽内布置有2寸防尘管路两趟，Ф50mm高压风管路一趟，布置有4寸降温管路一趟。并在靠近工作面处安设移动电站一处。 四、工作面斜盘 斜盘沿煤层布置，采用锚带网支护，并进行锚索补强，锚索间距3.2m，排距2.4m，打在两排锚带中间；锚杆为φ18200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽5.0m，净高2.3m,断面积11.5m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料。 五、工作面切眼 切眼沿煤层布置，采用锚带网支护，并进行锚索补强，锚索间距3.2 m，排距2.4m，打在两排锚带中间；锚杆为φ18200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.2m,断面积11.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料。 附图三11120工作面位置及巷道布置图11000 第二节 采煤工艺 一、落煤方法 工作面采用综合机械化采煤方式。 二、进刀方式和割煤方式 1、割煤方式本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。 2、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20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架支护顶板。 （1）溜头进刀及割煤 ①煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。 ②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。 ④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。 ⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。 （2）溜尾进刀及割煤 ①煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。 ②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。 ④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。 ⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。 附图四11120工作面采煤机进刀方式示意图 3、工艺过程 综采段割煤→移架→推溜 4、工艺要求 1割煤沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-6m/min米,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。 2移架采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为 1、收回护帮板、侧护板； 2、降柱使顶梁略离顶板； 3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距0.6m； 4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线； 5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力（24MPa）; 6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架； 7、将各操作手把扳到“零”位。 3推溜推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10米，高档普采段推移刮板输送机与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15 米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。 三、采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。 本面切眼长为60米，因工作面切眼以上布置有162米的斜盘，工作面需先调采溜尾，工作面上头逐渐延长运输机，增加液压支架。将工作面调正后，再转入正常推采。 四、工作面正规循环生产能力 工作面每天8个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度1.82m，割煤时回收率0.95，则 日产量1801.820.61.3180.951957吨 月产量19572854796吨 第三节 设备配置 一、设备配置 1、支架工作面安装支架120架，支架主要技术参数 型 号ZY2800／14／32 工作阻力2800KN 初 撑 力2217 KN 支架高度1400-3200mm 支架宽度1410-1580mm 支护强度0.53-0.60MPa 底板比压（前端）0.50-1.35MPa 立柱行程（液压机械）1640（860780）mm 2、采煤机 采煤机型号4MG-200 采高1.5～2.9m 截深630 m 适用倾角≤350 滚筒直径φ1400 滚筒转速 56.4r/min 摇臂长度1800mm 摇臂中心距5850mm 牵引力350KN 牵引速度6.0m/min 牵引型式齿轮－销轨 机面高度1200mm 最小卧底量235mm 灭尘方式内外喷雾 装机功率200KW 电压1140V 机重27T 3、刮板输送机（一部） 型号SGD 630／220 功率2110KW 运输能力450T／h 链速0.93m／s 刮板链形式中单链 刮板间距1080mm 中部槽1500630222mm（长宽高） 4、转载机（一部） 型号SGW-40T 设计长度50m 电机功率 55KW 运输能力450t/h 附图五11120工作面设备布置示意图。 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、工作面基本情况 1. 工作面主要参数 （表２－１） 煤层厚（m） 采高（m） 倾角 面长（m） 走向（m） 煤层号 1.82 1.82 15.0 180 260 11 2、工作面基本支护材料 （表２－２） 型号 最大高度 最小高度 工作阻力 初撑力 三用阀流量 液压支架 ZY2800/14/32 3.2m 1.4m 2800KN 1972KN 3、顶板管理方法 采用全部跨落法管理顶板。工作面东部有伪顶，厚度0.1～1.0m，为黑色泥岩，含炭质，松软、易碎。抗压强度30 Mpa。直接顶为灰色粉砂岩，厚8.0米，泥质胶结，层理中等发育，抗压强度50Mpa。基本顶为白色砂岩，厚度16米，中厚层理，钙质胶结，抗压强度80 Mpa。根据41116工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为30.7m，周期来压步距为14.7m。 二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数 1、 生产条件 工作面编号41116；采高1.68m；煤层倾角17；距地表垂高766.4m；柱梁型号DZ20、22-25/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；支护方式排距0.8m，柱距0.6m；最大控顶距；3.7m；最小控顶距2.9m；支护密度2.08根/ m2；支护强度38.2t/ m2；切顶方式临时密集；支回方式见四回一；放顶步距0.8m。 矿压参数 （表２－３） 序号 项目 单位 数值 序号 项目 单位 数值 1 顶板 分类 直接顶类别 类 Ⅱ 6 周期来压 来压步距 m 14.7 基本顶分级 级 I 支柱载荷 平均值 KN 104.2 最大平均值 200.2 2 底板 分类 底板类别 类 V 顶板下沉量 平均值 mm 175.1 底板比压 MPa 49.9 最大平均值 183.1 3 直接顶初次垮落步距 m 10.7 顶板下沉速度 平均值 mm/h 7.0 最大平均值 7.3 4 初次来压 来压步距 m 30.7 7 全部观测段 支柱载荷 平均值 KN 119.8 支柱载荷 平均值 KN 149.6 最大平均值 216.1 最大平均值 272.5 顶板下沉量 平均值 mm 112.4 顶板下沉量 平钧值 mm 139.5 最大平均值 117.7 最大平均值 146.5 顶板下沉速度 平均值 mm/h 5.4 顶板下沉速度 平均值 mm/h 8.63 最大平均值 5.7 最大平均值 9.09 离散系数 0.33 5 超前压力影响范围 上平巷 m 22 下平巷 m 18 三、选取支护参数的可行性分析 一本面与观测面顶底板岩性对比分析 本面与41116工作面属相邻采区同一煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性基本相同。因此在对工作面进行支护设计时，其重要数据及资料均来源于41116工作面。 二支护材料对比分析 41116面使用DZ22-25/100、DZ20-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,11120面使用ZY2800/14/32 掩护式液压支架和局部使用DZ25-25/100、DZ22-25/100、DZ28-25/100单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,支护材料部分相同. 三支护强度对比 两工作面顶底板岩性，煤层结构.赋存条件基本相同, 支护方式不同,支护强度不同，41116工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为38.2t/ m2（0.382 Mpa）；11120工作面使用ZY2800/14/32 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.530.60Mpa。 四采煤工艺对比 41116工作面采用DY-150型单滚筒采煤机割煤、装煤。单向割煤,往返进一刀，工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过；11120工作面采用4MG-200型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。 五合理支护参数的计算 根据同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算 1、回归分析法 Ps CK（39hm2.4Lf-6.9N134） 1.4（391.822.430.7-6.94.4134） 347.62KN/m20.34762MPa 其中 Ps支护强度，KN/m2 ； CK备用系数，一般取1.2～1.4 ； Lf初次来压步距，30.7 m ； N采空区充填系数，4.4 ； 式中Nhi/hm8/1.824.4 hi直接顶厚度，8.0m ； hm煤层采高， 1.82m 2、位态方程法.Ps AKO△hO/△hT Ahiγ 82.5 10t/m2 200KN/m2 KOPO-A216.7-20016.7 KN/m2 Ps20016.70.1831/0.182 216.8KN/m20.2168MPa 其中 hi直接顶厚度，4. m ； γ直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； KO位态常数 ； PO顶板来压时的载荷平均值216.7 KN/m2 hO来压时顶板下沉量的平均最大值，183.1 mm hT要求控制的顶板下沉量，182mm 3、初次来压和周期来压时支架的最大载荷平均值计算法. a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度 P1（MzγL0）/2Lr （82.510.7）/（23.74） 28.6t/m2286KN/m20.286 MPa 其中 Mz直接顶厚度，8 m γ直接顶岩石容重，2.5t/m3 L0直接顶初垮步距，10.7 m Lr最大控顶距， 3.74m b、8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度 P28hmγ 81.822.5 36.4t/m2364KN/m2 0.364MPa 其中 hm煤层采高，1.82 m γ顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度 P3APe A KO△hO/△ha AMZγ82.520 t/m2200KN/m2 K1pn 216.72.08450.7 KN/m2 KO K1-A450.7-200250.7 KN/m2 P3 A KO△hO/△hT 200250.70.1462/0.182 401.4KN/m20.4014MPa 其中 A直接顶给定载荷； Pe基本顶对支架的动压强度； KO实测支架对基本顶的作用力； hO参照面顶板的最大下沉量；146.2mm ha控制顶板的下沉量182mm 经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.4014 MPa，所选用支架的支护强度应大于0.4014 MPa 根据以上计算结果选用支架型号为选用ZY2800/14/32。 a 液压支架 4、支架的主要技术参数 型号ZY2800/14/28 工作阻力2800KN 初撑力2217 KN 支架高度1400－3200 mm 支架宽度1410－1580 mm 支护强度0.53－0.60 MPa 对底板比压（前端值）小于1.0 MPa 由于工作面合理支护强度为0.4014 MPa，而ZY2800/14/32型支架的支护强度为0.53 MPa ＞0.4014 MPa，因此所选架型满足要求。 5、 确定特殊支护 根据41116工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响22米,下平巷超前压力18米，根据新矿生字（2001）6号文规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取30米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护. 6、通过上述比较分析,确定11120工作面支护方式如下 液压支架 放顶步距0.6m 最大控顶距 3.74m， 最小控顶距3.14m 采空区处理方式全部垮落法 四、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 乳化泵选用RBW－200/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。 主要技术参数如下 型 号 RBW200／31.5 流 量200L／min 输出压力31.5MPa 电机功率125KW 乳化液配比3～5 电机转速1475r/min （二）泵站设置位置 泵站安设在-800后一回风上山上一片口处。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力不低于30MPa，使用乳化液自动配比器，乳化液浓度3--5，使用糖量计进行乳化液浓度监测。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板管理 11120工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚8-10米；老顶为灰白色砂岩，厚16米；根据相邻采区且地质条件相似的41116工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为30.7米，周期来压步距为14.7米。 本工作面采用全部垮落法管理顶板。 一、正常工作时期顶板支护方式 工作面采用120架ZY2800／14／32轻型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4） 型号 最大高度mm 最小高度mm 额定工作阻力 初撑力 ZY2800／14／32 3200 1400 2800KN 24MPa 一、正常工作时期顶板支护方式 采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应移超前架及时支护顶板。 二、正常工作时期的特殊支护形式 正常工作时期，检修煤机、溜子、过断层及顶板破碎时，需要进机道时，拉超前架维护好顶板，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子。端面距小于340mm。 三、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理 1、本工作面初采时，必须认真做好矿压观测预报工作。 2、工作面支架要有足够初撑力，不低于24 MPa，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。 3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。 4、来压时，要及时拉超前架。 5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。 6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力 ,防止出现端头冒顶。 7、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 1、根据地质部门提供的资料，综采工作面共揭露17条断层，其中f2、f3、f27、f28、f31、f32、f33、f34断层对工作面回采影响较大，f35、f5断层在工作面开采范围以外，其它断层落差较小，对工作面影响不大，但必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。 2、当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时支护煤壁；在顶板破碎地段，为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理 轨道、运输顺槽的超前支护 上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于30m,上平巷排距宽度不小于1.2m, 下平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为双排单体支柱配金属铰接顶梁, 柱距不大于0.8m。 1、支护要求 （1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,并拴齐拴牢防倒绳。支设超前支护时严格按照煤矿安全技术操作规程“端头支护工”中规定执行。 （2）巷道断面要求工作面上、下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80。 （3）超前支护支设质量 ①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。 ②支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。 ③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。 ④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。 ⑤两巷单体支柱全部穿全铁鞋（φ320mm）。㎜ （4）两巷架设超前支护时,在顶板超高处,应及时用木料打木垛维护,接实穿平顶板，支柱升紧升牢，严禁支柱超高使用。 （5）工作面上下出口及巷道高度不低于1.8m。 （6）因巷道变形量大，在铁棚变形、锚杆失效、顶板下沉量大的地点及时打点柱或架棚加强支护。 2、回撤要求 （1）上下平巷超前支护不得超前工作面回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱. （2）上下平巷支架、超前支护、平巷转载机不得滞后工作面放顶线. 二、工作面端头的管理 工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY2800/14/32型支架。 当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护。 工作面平巷遇铁棚支护段时，要在上（下）出口设一对3.2米长的π型钢托棚头，交替迈步前移，一梁不少于三柱支设。 上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强维护和切顶。 三、支护材料的使用数量和存放管理 运输顺槽与轨道顺槽超前支护均为30米，每巷需支柱76棵，铰接顶梁76根，铁鞋76个。共需152棵支柱，152根铰接顶梁，152个铁鞋。 1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150-200米以外指定地点，分类码放整齐，挂牌管理，不得妨碍行人、行车和通风。 2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、板梁等支护材料。 3、对工作面支架、两巷柱梁实行编号，分区域管理，并登记造册。 4、各种型号的备用液压管路，应分别挂牌，盘放悬挂整齐。 附图六11120工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图） 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 11120工作面的矿压观测研究内容主要有支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 1支架阻力观测 利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置5条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布置上下端头的支架各1条、中间基本支架3条。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。 2支架活柱缩量观测 用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置。 3统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天班统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况,同时统计支架安全阀开启量率和支架因顶板压力损坏的部件等。 2、顺槽的矿压观测 1巷道围岩表面位移观测 利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、处布置三个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间计算出移近速度。 2顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 在工作面推进至6