综采工作面回采作业规程
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第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系表1.1.1 工作面位置及井上下关系
第二节煤层
表1.2.1 煤层情况表
第三节煤层顶底板
表1.3.1 煤层顶底板情况表
水平名称+1000m 采区名称一采区
地面标高（m）+1330—+1420 井下标高(m) +1121—+1227
地面相对位置位于协太公路东北部、石人村以北，地面为灌木坡地，无建筑物无水体。
回采对地面
设施的影响
工作面在掘进过程中对地表无影响。
井下位置及与四邻关系
工作面位于主斜井东北部，其上部为1401、1400工作面，西北侧为1403工作面（准备中）。
工作面走向长度/m 575.1 倾斜长度/m 165.5 面积/㎡95179.1
煤层厚度/m 1.0～3.6
2.55
煤层结构较复杂煤层倾角/（°）
23
29
~
17
开采煤层9 煤种无烟煤稳定程度较稳定
煤层情况描述
工作面9#（厚度1.0～3.60m，平均厚2.55m），9#煤层较稳定，结构较简单，一般不含夹矸，以半亮型煤为主；煤层顶板为浅灰色细砂岩、粉砂岩厚，层理发育，煤层底板为泥岩、泥质粉砂岩。
顶、底板名称岩石名称厚度/m 特征老顶
直接顶粉砂岩12.60
灰色，中至厚层状，波状及脉状层理，斜交裂隙发育，方解石脉充填，偶见挤压擦痕，间夹泥质粉砂岩条带及细砂岩薄层。
直接底泥岩、泥质砂岩 3.20
深灰色，薄至中厚层状，富含团块状黄铁矿，见挤压擦痕，产少量植物化石碎片。
老底B3灰岩 1.36
灰色，团块状，细晶质结构，花斑构造，其构造由泥质灰岩及细砂岩组成，裂隙发育，方解石脉及星散状黄铁矿充填，见溶蚀小孔，底部0.10为泥质充填，富含黄铁矿。
会审签字：第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
表1.4.1断层情况表
构造情况
构造名
称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
构造性质落差（m）
对回采的影响
F1901-1 30 120 60 正断层 1.8 对回采不影响
F1901-2 347 257 40 正断层 1.0 对回采有一定影响F1901-3 49 139 83 正断层 2.4 对回采较大影响F1901-4 38 128 80 正断层 2.5 对回采较大影响F1901-5 354 75 85 逆断层 3.5 对回采较大影响F1901-6 260 350 53 正断层 1.0 对回采有一定影响F1901-7 296 26 45 正断层 1.2 对回采有一定影响
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面不存在影响回采的大褶曲。
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
工作面不存在影响回采的陷落柱、火成岩。
附图1：地层综合柱状图
第五节水文地质
一、水文地质
矿井区域内地表无河流、湖泊,含水层之间可能有裂隙水联系，地下水主
要靠大气降水补给，补给量随季节性变化。矿井充水因素主要以断层、裂隙水为主。
1901工作面直接充水水源为巷道顶板砂岩裂隙水，以静储量为主，补给条件较差；
根据1401工作面回采期间水文地质情况分析，采用相似比拟法分析，预计回采过程中，最大涌水量为20.0m3/h，正常涌水量为3.0 m3/h。因1901工作面受1401采空区老空水影响，工作面会出现涌水量突然增大情况，在回采过程中，必须加强涌水量观测。
二、涌水量
1、正常涌水量 3.0m3/h。
2、最大涌水量 20.0m3/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
影响回采的其它因素详细情况见表1.6.1。
表1.6.1 影响回采的其它情况
瓦斯矿井按煤（岩）与瓦斯突出矿井设计，该工作面相对瓦斯涌出量3.27m3/t 煤尘爆炸指数煤层无煤尘爆炸危险性
煤的自燃倾向性煤层无自然发火倾向
地温危害地温正常区
冲击地压危害大地静压力场型
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。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、1901工作面工业储量38.27万吨。
2、工作面可采储量
工作面可采储量为31.47万吨，回采率82％。
二、工作面服务年限
1901工作面服务年限＝（可采推进长度/设计月推进长度）
＝（575.1÷60）≈9.6月
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第二章 采煤方法
采煤方法
该工作面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式综合机械化采煤，顶板控制采用全部垮落法。
第一节 巷道布置
该工作面位于主、副井东北部。运输顺槽皮带到达+1140运输石门后由+1140车场运输机将原煤运到1#溜煤眼；回风顺槽轨道通过+1180石门联巷与运输石门相通，工作面为走向长壁布置。
一、1901回风顺槽
1901工作面回风顺槽巷道断面设计高度为上帮3300mm 、下帮2200mm 、宽4200mm ，断面10.92㎡。
（1）顶板：顶板采用锚杆加钢筋网加钢筋梯支护，锚杆采用Ф20×2000mm 高强度螺纹锚杆，锚杆抗拔力不小于9T ，帮部为Ф16×1800mm 高强度树脂锚杆加钢筋网。
钢筋网片均为长×宽=2000×1000mm ，网格为100mm ×100mm,网片采用14#铁丝绑扎，绑扎间距为200mm ，网片的搭接长度为100mm ，每根锚杆使用MSCK2335锚固剂2根，锚杆间排距800mm ×800mm ，起锚高度距底板400mm 。
锚索：顶板加固用单排锚索，锚索间距2400mm ，沿巷道中心布置，采用20mm 厚300×300mm 钢板，锚索规格为Ф15.24×6000mm 。
（2）两帮：树脂锚杆+托盘+钢筋网。
两帮网片为钢筋网，网片要求搭接为100mm ，用扎丝联网，绑扎间距为200mm 。
二、1901运输顺槽
1901工作面运输顺槽巷道断面设计高度为上帮3300mm 、下帮2200mm 、宽4400mm ，断面11.44㎡。
1901运输顺槽从75m 处开始为梯形断面：采用钢筋网、钢筋梯和锚索支护作为永久支护，支护材料为高强度螺纹锚杆、树脂锚固剂、金属网片、
钢筋梯，顶板和帮部锚杆间排距定为：800mm×800mm。
（1）顶板：顶板采用Ф6.5钢筋网加Ф16钢筋梯支护，Ф20×L2000mm 的高强度螺纹锚杆，每根锚杆三根锚固剂，锚固剂型号为（下部1根MSCK2835和上部2根MSCK2335）,顶部锚杆抗拔力不小于9T，帮部不小于5T。
（2）两帮：帮部为锚杆采用Ф16×L1800mm的高强度螺纹锚杆，每根锚杆两根锚固剂（MSCK2335）。另顶板进行锚索加固，锚索规格为Ф15.24×6000mm，施工在巷
道中心线上，间距2400mm。
（3）所有钢筋网均为Ф6.5钢筋加工成长×宽=2000×1000mm，网格为100mm ×100mm的网片,网片采用14#铁丝双股三花绑扎，绑扎间距为200mm，搭接长度为100mm，网片的搭接必须压在钢筋梯的上面；锚杆间排距800mm ×800mm，起锚高度距底板400mm。
附图2：1901综采工作面巷道布置平面图
第二节采煤工艺
一、采面落煤、装煤及运煤方式
该面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤。采面利用MG200-500/QWD采煤机左右两个带有截齿的滚筒旋转截割煤壁落煤；利用采煤机滚筒上的螺旋叶片旋转装煤，同时利用溜槽铲煤板在推溜时再进一步将落下的煤铲入溜槽。工作面运输运用工作面刮板运输机经转载机将煤炭转入运输顺槽胶带运输机运走。即利用工作面及顺槽内设备实现煤炭的落、装、运的连续机械化作业。
二、循环进度，进刀方式
按照设备配套设计，确定该工作面每循环进度为600mm,进刀方式为端头斜切进刀，割三角煤，自开缺口。进刀方式距离机尾15架处斜切进刀。
三、最大、最小采高的确定及控制
1、采高的确定考虑以下因素
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（1）煤层厚度：本工作面范围内煤层厚度为1.0m～3.60m，平均厚度2.55m。
（2）支护设备：本工作面选用ZY4000/16/35型支架,支撑范围为1.6m～3.5m。
（3）采煤机截割高度：本工作面选用MG200/500-QWD型采煤机，采高范围为1.8～3.5m。
（4）工作面设备配套要求：本工作面要求支架最小支撑高度在2.0m左右。
综合以上各项因素考虑，确定本工作面采高为1.8m～3.5m。
2、采高的控制
根据两顺槽实测剖面图预见工作面煤厚变化，同时根据工作面情况，适时控制采高。
当煤厚小于1.8m时，根据现场情况及时挑顶或卧底，保证采高不低于1.8m，以保证采煤机通过。
综合1901工作面煤层赋存条件、设备配套尺寸和经济效益等考虑，确定该工作面采用机尾端头斜切进刀单向割煤方式：
采煤机由机尾向机头行进时，正向重刀割煤，移架在机尾滚筒通过该架3～5架后及时移架护顶,暂时不推溜，煤机割透机头后返空刀随后推溜，推溜时弯曲段不小于12m。作业顺序为：割煤→移架→返空刀→推机头→推溜→割煤。从机尾往机头割煤时,机头滚筒割顶煤,机尾滚筒割底煤；返空刀时,前后滚筒均落至底板清煤。
附图3 ：1901综采工作面进刀方式示意图
四、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
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座各角落的散煤清理干净（连续2m 2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
工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量） 1、液压支架：
该工作面液压支架自机头至机尾排列顺序为1#～112#具体技术参数，见表2.3.1型号： ZY4000/16/35；数量：112架
表2.3.1 ZY4000-16/35支架技术参数表
支撑高度 1.6～3.5m 支护宽度 1430～1600mm 初撑力 3090kN 工作阻力 4000kN 移动步距 600mm 伸缩梁行程
700mm
2、工作面刮板运输机：
工作面刮板输送机由永煤机电制修厂生产，型号为SGZ730/2×200，其主要技术参数为：
电机功率：2×200KW,链速：0.95m/s 运输能力：700t/h 3、工作面运输顺槽转载机：
工作面刮板输送机由永煤机电制修厂生产，型号为SZZ730/160型中双链转载机，其主要技术参数为：
电机功率：160KW,链速：1.45m/s 运输能力：900t/h 4、车场运输机：
选用永贵机电制修厂生产的SZZ630/90型中双链运输机，电机功率：90kW 转载机运输能力：600t/h
参
数
类
别
运输机链速：0.86m/s，运输机总长度：约40m
5、采煤机
选用MG200/500-QWD型采煤机一部，上海天地煤机厂生产。
其主要技术参数：
截深：600mm；
采高：1.8m～3.5m；
最大牵引速度： 13.7m/min；
截割功率：2×200kW；
牵引电机功率：2×40kW；
牵引力：689/412KN。
6、顺槽皮带运输机
选用永贵机电制修厂生产的DSJ800/2×55型顺槽皮带运输机一部带宽：800mm；
带速：2.5m/s；
电机功率：55kW；
运输能力：400 t/h。
附图4：1901综采工作面设备布置示意图
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会审签字：第三章顶板控制第一节支护设计
根据地质资料：1901工作面地质构造较复杂，粉砂岩，厚度12.60m。顶板易破碎，为更好地、科学地管理顶板、选择合适的支护方式，根据ZY4000/16/35型掩护液压支架
的结构性能适合采面的顶板条件，即选择采用ZY4000/16/35型掩护液压支架。
（一）工作面的基本情况
煤层厚度（m）采高（m）倾角（度）工作面走向长（m）工作面斜长（m）煤质牌号
2.55 2.6 23 575.1 165.5 无烟煤（二）煤层矿压资料
1、顶底板状况
岩层分类岩性厚度（m）强度（MPa）资料来源
直接顶粉砂岩12.60
直接底泥岩、泥质砂岩 3.20
2、顶板运动参数
直接顶
总厚度（m）初次垮落步距（m）岩层层数完整性系数分类资料来源
12.60 6±2 2～3 0.6～0.8 Ⅱ综合
一、支护形式
工作面布置ZY4000/16/35型液压支架112架用以支护工作面顶板。
二、工作面支架支护阻力计算
根据容重计算：
P1=（q+1）×9.8×γ×S×h
式中：P1——工作面顶板支护需要支架的最大工作阻力，KN；
q——动载系数1.2～1.5，根据临近工作面矿压观测结果，取1.2；
γ——顶板岩石容重，取2.5×103 kg/m3；
S——支架支护面积，5.78m2；
会审签字：
h ——采空区顶板垮落高度；h=M/（K+1）＝3.5×(1.5+1)=8.75 m ；
式中M 为最大采高，K 为岩石碎胀系数，取1.5；
代入数据得：2726KN ，ZY4000/16/35型掩护式液压支架最小工作阻力为4000KN ＞2726KN ，因此该液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。
三、支护强度验算 根据7倍采高计算得：
P=7γh
式中：P ——最大支护强度，MPa ；
γ——顶板岩石容重，取2.5×103kg /m 3； h ——煤层采高，取2.7m ；
代入数据得：P =7×3.5×2.7×10-2=0.61MPa 。
即工作面最大支护强度为0.61MPa ，ZY4000/16/35型支架支护强度为0.71MPa ，大于0.61MPa ，满足要求。
四、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量
工作面乳化液泵采用两台WRB200/31.5型乳化液泵（总功率为2×125kW，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。
（二）泵站设置位置
乳化液泵放置在1#煤仓上口向里20m 处，同1901综采工作面移动变电站排列在一起。
（三）泵站使用规定
1、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。
2、乳化液泵在使用前，应首先检查乳化泵油位是否符合规定。
3、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。
4、乳化液泵在使用时必须保证乳化液配比浓度在3%～5%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。
5、为保证乳化液泵的正常油位，当运输顺槽坡度较大时，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。
6、泵箱要高于乳化泵100mm以上，保证吸液正常。
7、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。
8、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。
（四）折光仪使用方法
1、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。
2、打开进光板，用柔软绒布将折光棱镜擦拭干净。
3、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，眼睛通过目镜观察视场，如果视场明暗分界线不清楚，则旋转目镜使视场清晰，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(根据乳化液厂家提供的技术参数实际读数乘2.5倍的折光系数为最终读数)。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
根据高山煤矿井下采煤工作面顶板为Ⅱ级2类，确定采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。ZY4000/16/35型支架的最大控顶距4044mm，最小控顶距为3444mm，放顶步距为600mm。工作面内采用及时移架支护，采煤机割煤后及时移架支护顶板，移架落后采煤机1架进行，超过此距离或发生冒顶时，必须停止割煤。
会审签字：
1、移架方法：
工作面移架采用本架操作，采煤机往机头重刀割煤时由机尾至机头顺序移架。
2、支护质量标准：
（1）工作面支架中心距保持1500mm（±100mm）；
（2）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰、俯角小于7°；
（3）支架与运输机垂直偏斜小于±5°；
（4）支架歪斜小于±5°；
（5）支架顶梁不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）；
（6）支架初撑力不小于24MPa；
（7）保持支架接顶严密，受力状态良好。
3、保证支架初撑力措施
（1）移架前要将底座前浮煤、浮矸及杂物清理干净，顶梁上有大量浮煤浮矸时，要及时降架人工处理；
（2）升架时，在支架顶梁接顶后，要至少停留2～3秒使支架顶梁与顶板完全接实，再把升架手把打至中间位置。
（3）泵站额定压力为31.5MPa，最低不能小于30MPa。
（4）工作面液压支架安装机械压力表监测顶板压力。按照液压支架从机头至机尾的顺序升序编号，第一块安装在5#架、以后逢“10”安装一组机械压力表（平衡千斤顶进出液管安装一块，大立柱进液腔接口处安装一块，共2块）。
（5）支架的安全阀必须经常检修，始终保持有效。
（6）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。
（7）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。
（8）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。
4、支架最大控顶距为4044mm，最小控顶距为3444mm，端面距最大尺寸不超过340mm。
会审签字：
端面距超宽的处理方法：视煤壁片帮尺寸及移架情况而定，端面距超限时，先伸出支
架伸缩梁护顶；如果伸缩梁伸出后还超宽时，要及时拉超前架护顶；如果采取以上方法，端面距仍不能满足要求，则须架临时棚护顶。架棚时，每台支架架设两棚，所用梁为直径160mm以上的圆木，圆木一头搭在支架顶梁上,搭接长度不小于200mm，另一头架在煤壁侧的贴帮柱上，支护时要保证贴帮柱至溜槽挡煤板间距不小于2.0m，以便煤机能顺利通过；在两梁上用杂木或半圆木背顶进行支护顶板。
二、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离
1、端头回柱放顶的方法是使用手拉葫芦等工具，人工回柱放顶。
2、回柱前，维护好其它支护棚，找掉顶、帮活煤、活矸，清理好退路，保证后路畅通。
3、回柱方法，由里向外，由上向下，先柱后梁，回柱时设专人看护顶板。
注意事项：
（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查顶板状况,发现问题处理后再工作。
（2）回单体时，慢放慢回，严禁快放液。
（3）放顶时严禁动附近支架。
（4）对埋地深的单体不能硬拉，要采用卧底法处理。
（5）回柱放顶时，必须坚持“三人工作制”，即两人工作，一人监护。
5、老塘侧有窜矸危险时要设挡矸帘或支设密集柱，密集柱的柱距为300～500㎜。
注意事项：
（1）回柱放顶时，必须坚持“三人工作制”，即两人工作，一人监护。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。
（2）工作面端头2～3架范围内的移架操作与端头回柱不能同时进行。
（3）工作面上、下端头在撺棚前，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大于等于6.5MPa。
（4）工作面两端头在回柱放顶前，必须对漏顶、漏矸处及时支护，否则会审签字：
严禁放顶。
（5）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。
（6）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，不得超前或滞后撺梁和回柱。
（7）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。
（8）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。
（9）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。
（10）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。
（11）工作面两端头的倾角较大时，要采用单体液压支柱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。
（12）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。
三、特殊时期的顶板控制
（一）来压前的顶板控制
1、初采期间必须保证泵站压力不小于30MPa，采取措施使支架达到额定初撑力。来压时，工作面液压支架必须达到初撑力，所有支架顶梁或伸缩梁必须挤住煤壁；保证支架
完好、平直，防止架前漏矸和人为事故的发生。
2、加强两顺槽的超前支护工作，单体柱的初撑力6.5MPa，超前支护的长度不少于20m。
会审签字：
3、支架顶梁接顶必须严密，端面距不超过340mm。
4、初次来压期间工作面及安全出口应保持畅通无阻，机头、机尾安全出口高度不低于1.8m，宽度不低于0.8m。
5、工作面如果出现大面积来压时，应立即停止工作，加强支护，情况紧急时立即向调度室和值班人员汇报。
6、工作面推进8m后，老塘顶板大面积不垮落时应结合矿生产技术部、安监部采取相应的安全措施进行强制放顶。
7、根据观察安装在支架上的压力表数值的变化来确认工作面初次来压和周期来压的步距，顶板初次来压及周期来压期间，顶板压力明显增加，煤壁片帮严重，故在工作面周期来压期间，要加强对煤帮、顶板的维护,防止工作面冒顶事故的发生。
8、周期来压期间,要采取措施，加快工作面推进速度。
（二）停采前的顶板控制
工作面临近停采线时，及时制订、审批专门的收尾措施；距离停采线12m 时开始铺网、上绳、扩通道，工作面进入停采前的收尾阶段，根据具体的措施规定加强对顶板的控制，为设备拆除做好准备。
（三）过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、工作面过断层时应加强支架、采煤机、转载机、运输机的检修，严禁“带病”运转。
2、断层上、下两盘以不留顶、底煤,少破顶、底板为原则，将断层面附*整过渡，防止支架错差。工作面高度严格控制，断层影响段采高要控制在2.0m左右，保证采煤机顺利通过。
3、如果顶板破碎，必须立即进行支护，即在采煤机割煤后，及时带压移架，并伸出伸缩梁和护帮板。
4、确保相邻支架错差不大于顶梁侧护板高的2/3，支架不挤、不咬、不倒，保持良好支护状态。
第三节 1901运输顺槽、回风顺槽顶板控制及端头管理
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一、工作面运输顺槽、回风顺槽超前的顶板控制 （一）支护要求 1、工作面运输顺槽
工作面运输顺槽超前支护采用高度适合的单体液压支柱配合 1.2m 铰接顶梁架棚，沿工作面走向布置。
超前支护长度不少于20m ，一梁一柱，两排单体净宽为1m ，柱距1200mm ，误差不超过±100mm，其中一排施工在转载机的右侧100mm 处，另一排施工在距巷道下帮1m 处。超前外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱或架棚支护，顶板破碎时在铰接梁上方用圆木、半圆木或背板背紧背实。
2、工作面回风顺槽
回风顺槽超前支护采用高度适合的单体液压支柱配合 1.2m 铰接顶梁架棚，沿工作面走向布置，一梁一柱。回风顺槽超前支护长度不少于20m 。两排单体净宽为1.4m ，其中一排施工在靠巷道上帮1.2m 处，另一排施工在巷道下帮1.2m 处，误差不超过±100mm。铰接顶梁必须全部铰接。
（二）运输顺槽、回风顺槽的加强支护
当顶板离层大于70mm 或两帮收敛量大于400mm 时，另制定安全技术措施。 （三）支护质量标准
1、两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm，采用双防倒绳拴在单体液压支柱上，以防倒柱伤人；
2、支柱必须完整无缺，要支到实底上，迎山有力，支柱初撑力不得小于6.5MPa ；
3、梁要接顶严密，顶板凸凹处用木料填实，所有单体液压支柱的三用阀顺巷道布置，方向一致；
4、两巷的高度不得低于1.8m ，行人道宽度不小于0.8m ，单体液压支柱活柱行程不得小于200mm ；
5、如遇到底板松软时应穿柱鞋。支柱钻底量不得大于100mm ；
6、根据煤层厚度的变化情况及时更换与之高度相适应的单体液压支柱。
7、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物；
8、班班循环注液，每班不少于2次；
9、两顺槽内超前支护所使用的单体支柱必须拴牢防倒绳，支柱要编号管理；
10、如果采空区不能及时垮落，回超前棚之前，要将需回超前棚附近的顶锚螺丝卸掉，以便工作面推过后顶板能及时垮落；
11、工作面两巷受地质构造的影响，顶板落差较大处，要根据实际情况提前卧底或背顶，使工作面回采到位时安全出口的规格能达到要求；
12、在工作面推进的前方回采范围内出现泵窝和钻场时，视顶板情况进行加强支护。若顶板较破碎，要提前20 m在泵窝和钻场使用圆木、半圆木配合单体柱架棚支护，并将泵窝底板使用矸石填平，以保证工作面回采到位时超前支护能够顺利通过。
二、工作面端头管理
（一）工作面正常生产期间两端头支护形式
一般情况下，工作面端头支护采用液压支架支护顶板，当因工作面长度变长时采用单体柱配合3600mmπ型梁架对棚支护工作面上下端头支架与煤墙间顶板。对棚距煤墙或支架侧距离不超过500mm，两对棚间距不超过1000mm，距密集切顶柱距离为300—500mm。π型梁错节布置，迈步前移，一梁三柱。如果顶板破碎，则可缩短间距，加打对棚。
（二）支护质量要求
1、端头抬棚为一梁三柱，每对抬棚随工作面推进交替迈步前移，步距1200mm；每对棚的两梁间距不大于200mm；两对棚间距不大于1000mm，误差不超过±100mm。
2、两巷超前支护距端头支护的距离不得大于1200mm。
3、梁要接顶严密，顶板凹凸处用木料填实，所有单体液压支柱的三用阀方向一致，卸载阀朝向老塘，每根单体液压支柱必须使用防倒绳，使用要求同超前支护。
4、两巷的高度不得低于1.8m，行人道宽度不小于0.8m，工作面内排头支架与巷道支护间距不大于0.5m，单体液压支柱活柱行程不得小于200mm。
5、如遇到底板松软时应穿柱鞋。支柱钻底量不得大于100mm。
6、根据煤层厚度的变化情况及时更换与之相适应的单体液压支柱。
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7、端头支护单体液压支柱初撑力不得小于11.5MPa ，采空区侧密集切顶柱初撑力不低于11.5MPa 。
8、班班循环注液，每班不少于2次。 （三）与其它工序之间的衔接关系
采煤机割过机头（或者机尾）、移过支架，在采煤机上行（下行）的过程中，端头工将处于后部的抬棚放掉向前移动1200mm 打好，处于前部的抬棚不动。端头密集支柱待煤机割过、移过架后，在采煤机上行（下行）的过程中，进行前移，步距为1200 mm 。
（四）采取人工放顶的方法进行端头回柱放顶
1、回柱前准备，维护好其它支护棚，处理掉顶、帮活煤活矸，清理好退路，保证后
路畅通。
2、回柱顺序：由里向外，由下向上，先柱后梁。
3、注意事项：
（1）放顶时要有专人观察顶板情况，先检查后操作。 （2）回单体液压支柱时，慢放慢回，严禁快速放液。 （3）放顶时严禁动附近其它支架顾 。
（4）对压死的单体柱不能硬拉，要采用卧底法处理。
（5）回柱放顶时，必须坚持三人工作制，即两人作业，一人监护。 （6）放顶线有窜矸危险时要采取挡矸措施。 三、支护材料的使用数量和存放管理
（一）支护材料的使用数量和存放管理详细情况见表3.3.1
表3.3.1 支护材料的使用数量
种类 规格 使用量 备用量 复用率 备注 铰接梁 1.2m 68 20 100％ π型梁 3.6m 16 6根 100％ 单体 DW1.6/DW0.8/DW2.5/DW2.8/DW3.15/DW3.5 136（共计）
30根 100％ 圆木 Φ180mm ×2m 20根 10％ 每万吨消
耗支护木材4m3。
圆木 Φ180mm ×3m 50根 10％ 半圆木
160mm ×1.2m
50根
10％
附图5：1901综采工作面支护示意图 （二）支护材料的存放管理
1、支柱、顶梁要统一编号管理，严格进行交接班。
2、支柱、顶梁码放整齐，严禁使用损坏和失效的梁和柱。
3、支护材料存放于距工作面50～100 m处，留有0.8 m以上宽度的人行道和必需的运输通道，并挂好标志牌，指定专人负责。
4、两巷支护用的单体柱、铰接梁等必须保证能全部回收，不得丢失。
5、回撤出的单体柱、金属棚梁等要运到超前以外的地点分类码放整齐，且挂牌管理，如果长时间不使用，则要及时装车升井。
6、单体柱要做到密封良好、不漏液、无外观缺损，不自动卸载，并有专人管理。
7、单体液压支柱不得受侧压，使用机械回撤时，要首先人工挖出柱根，然后顺着支柱方向回出（拉出），严禁使用绞车等硬拉硬拽。
8、备用支护材料要放在顶板完好、通风良好、无淋水的地方，达到整齐、清洁，不得影响通风、运输和行人。
9、损坏的支护用品，要及时外运升井检修。
第四节矿压及顶板离层仪观测
一、矿压观测
（一）矿压观测内容
1901工作面主要的观测内容有：工作面支架阻力观测，两巷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观测。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、超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，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）矿压观测方法
工作面支架每10架在支架立柱和平衡千斤顶上安装测压表，监测支架立柱的阻力情况（单体液压支柱用手持式测压表测工作阻力）。每班支架工在操作支架时都必须将支架升紧，验收员每班要对支架的初撑力进行一次观测并记录好；对验收员每天填写的矿压观测记录，由本队的技术人员进行集中整
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