综采工作面设计(共96页).doc

精选优质文档-倾情为你奉上窗体顶端窗体底端窗体顶端窗体底端第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系煤层名称3煤水平名称 采 区 名 称首采区工 作 面名 称1301工作面地面标高(m)+41.0工 作 面标 高 (m)-468-594地面位置 该面位于工业广场东北701600m，从小屯村下穿过，开切眼位于小屯村以北650米。地面除小屯村外全部为农田，无其它建筑，在工作面正上方偏西80米有一排水沟，别无河流水体。井下位置及四邻采掘关系 该工作面是矿井的首采面，井下位于首采区胶带机下山以北，倾斜上方相距200285米的实炭区是F21支2断层，落差是040米的F13断层，倾斜下方为实炭区。回采对地面设施的影响该工作面回采后地面沉降将会对小屯村民房造成不同程度的斑裂，特别是处于沉盆地拐点附近及老旧民房损坏程度会较大。全部回采后地表下沉量将达到1米以上。由于该工作面是矿井首采面，没有岩移资料，对地面设施的影响程度预计不准确。走 向 长( m )1750倾 斜 长( m )150储量（万吨）53.14回采长度（m）1175回采面积（m2）。工作面位置及井上下关系表 表1 第二节 煤层 本工作面设计开采煤层为3上层煤，通过地质资料分析和现场巷道、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，煤层平均厚度为7.2m，煤层以亮煤为主，少量镜煤和暗煤，玻璃光泽，煤岩类型为半亮、半暗型煤。具体情况如表二所示。煤层情况表 表2煤层总厚(m)1.73.6煤层结构 煤层倾角（度）8-112.39.5开采煤层3上硬度3煤种气 煤稳定程度稳定煤层情况描述该面煤3为气煤，总煤厚6.28.2m，平均7.2m，分上、下分层开采，上分层设计采高为3.6m,煤层结构复杂，中下部含一层炭质泥岩夹矸，平均厚约1.8m，煤层倾角在811°之间，平均10°，煤层普式硬度系数f=1.8。煤3为低灰至中灰、特低硫、特低磷、高挥发份及发热量，富油、中等粘结性的气煤。第三节 煤层顶底板煤层顶底板表 表3附图一：3111工作面地层综合柱状图(1:500) 顶底板名称岩石名称厚 度(m)特 征基 本 顶粗、细砂岩8.6浅灰灰白色,以石英长石为主，钙质胶结。 直 接 顶粉 砂 岩4.25深灰色，上部含少量泥质成份。伪 顶   直 接 底泥 岩1.1灰色,泥质结构，块状,含少量植物碎片化石。老 底粉砂岩 细砂岩7.5深灰色，含丰富的植物根化石，具磨擦镜面，含大量泥质条带。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采影响：该面煤岩层基本构造形态为一小背斜（张庄背斜），背斜西翼走向105°，倾向15°，煤岩层倾角平均10°；背斜东翼走向168°，倾向78°，煤岩层倾角平均10°；根据巷道的实际揭露资料，工作面内构造比较简单，除面北部的巷道揭露断层情况表 表4DF12和西部的F29断层外，只在工作面切眼上部揭露一条落差1m的正断层f1，对工作面的正常回采影响不大，另根据物探资料，在工作面中部有一条落差03m的正断层，对工作面的正常回采有一定的影响，在回采过程中预计还会揭露个别小断层。巷道揭露及物探探明的断层情况详见下表：构造名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对回采的影响程度F29727816216870正断层014有较大影响DF12115117252775正断层08有影响DF81415160正断层03有影响f15914960正断层1.0影响不大f28217265正断层1.0影响不大f36715765正断层2.6影响不大二、褶曲情况及对回采影响根据现有地质资料，本面基本上无褶曲影响。三、其它因素对回采影响根据现场工作面掘进巷道实际观察，工作面没有陷落柱和火成岩侵入。附图二：1、3111工作面煤层底板等高线平面图（1:1000)2、3111工作面皮带顺槽下帮、轨道顺槽上帮、切眼西帮巷道素描图(1:500) 第五节 水文地质情况一、含水层分析影响回采的含水层主要有3煤顶、底板砂岩裂隙含水层和3煤底板三灰岩溶裂隙含水层。1、3煤顶、底板砂岩裂隙含水层根据副井实测资料，3煤顶板砂岩含水层累计厚度为29.1m，分为两段：第一段位于3煤以上4.6m，厚度为15.6m；第二段位于煤3以上26.15m，厚度为8.9m。3煤底板砂岩含水层厚36.18m。根据地质报告资料，单位涌水量0.02270.0483 L/s.m，富水性弱，另据3115面顶板音频电透视资料，顶板砂岩50m范围内裂隙水有富水性不均一的特点，3115面回采前顶板砂岩水单孔水量19.6 m3/h，回采期间未出现顶板砂岩水涌水现象，-750m水平以上顶板砂岩水基本疏干，在3115面中部施工2个顶板砂岩放水孔，单孔水量均小于1.5 m3/h。水压4.0MPa，3煤顶板砂岩水单孔涌水量0.5 m3/h。计算-750m水平以下顶板砂岩水水量如下： 1.366K（2S-M）M-h2 Q=-=1822m3/d=76m3/h LgR/r上式中各参数取值如下： K=0.05544m/d； S=400m； M=36m；h=0； r=F/3.14 = 18800/3.14 =77(m)；R=10S K +r = 10×400× 0.05544 +77 = 1018.8（m）2三灰含水层三灰含水层厚度3.27.35m，平均6.25m，上距3煤51.13m，属岩溶裂隙含水层，据精查地质报告，单位涌水量q=0.01210.1338 L/s.m，经钻探证实，三灰含水层具有水压高（最高水压6.7 MPa）、富水性弱且不均一的特点，一采区内三灰单孔水量为125 m3/h，易疏干。3115面回采期间三灰未有出水现象。该面施工的三灰观测孔单孔水量2.5 m3/h，水压4.5 MPa。三灰“突水系数”计算：Ts=P/（M-Cp）=0.135 MPa/m上式中各参数取值如下：P=5.54 MPa；M=51.13m；Cp=10m；二、其它水源分析工作面东侧250m为F10断层，落差大于180m，3煤顶底板砂岩含水层及三灰与F10断层下盘十下灰及奥灰含水层间距缩小有对口的可能。根据精查地质报告中L4-11、L4-12钻孔抽水试验资料，在浅部为含水微弱的阻水断层。该面切眼距F10断层250m，远大于100m的防水煤柱，F10断层不会对该面的回采造成影响。三、涌水量该面正常涌水量为钻孔放水及生产用水计10m3/h，最大涌水量为顶板砂岩水、三灰水及生产用水之和为116m3/h。 第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的地质情况表 表5瓦 斯0.871m3/t,属低瓦斯煤层。CO20.140 m3/t 煤尘爆炸指数具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数无资料煤的自燃倾向性易自燃，发火期为3-6月。地温危害无资料。冲击地压危害无资料。二、冲击地压和应力集中区： 1由于目前尚无可靠地压资料，要注意初压、周压及回采期间加强工作面及两巷支护管理，特别是构造发育地段。 2该工作面回采过程中应做好探煤厚工作。 3该面位于张庄村、方道沟、王庄、赵庙、郝垓村保护煤柱内，建议做好村庄搬迁工作；并在该面推采期间搞好地表沉降观测，发现情况及时汇报有关部门。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：t 回采率：95 可采储量：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进长度1175（3×0.8×30）16.4个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况一采区是梁宝寺煤矿建井投产第一个采区，该一采区位于工业场地西南，采区东西走向长3.6KM，南北倾斜宽约2.4KM，面积8.64KM2，含煤1层，煤层倾角2O12O，一般10O以下，煤层厚度1.075.94M，采区地质储量2441.4万吨，工业储量1548.6万吨，可采储量1161.4万吨，采区东翼构造较复杂，西翼构造稍简单，采区地面村庄11个，采区3上煤层以中厚为主，局部较薄，断层走向以东西为主，宽缓褶曲发育，适宜综采生产。根据采区煤层赋存特点及构造特征，采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。沿采区中部布置一组（三条）上山，分别为轨道、胶带运输机及专用回风上山。上山间距35m，上山两侧各留70m煤柱，考虑到辅助运输要求，轨道上山沿3煤层底板布置，胶带运输上山及回风上山沿煤层布置。沿走向布置工作面顺槽，顺槽与上山之间采用中部车场、联络斜巷等方式联络。二、工作面轨道顺槽、运输顺槽：3111工作面轨道顺槽（进风巷）、皮带顺槽（回风巷）均沿走向布置、沿煤层顶板掘进；两巷均采用锚杆配合锚索支护方式，矩形断面，两巷净宽均为4m，净高均为3m，巷道净断面积12.0m2。顶部锚杆采用18螺纹钢树脂锚杆长度2100mm,间排距为0.8m×0.8m，帮部锚杆间排距为0.8m×0.85m,顶板每间隔2.5m打一组锚索，排距1.2m，锚索采用15.4钢绞线锚索，长度6000mm，锚固剂采用Z2350型锚固剂。皮带顺槽巷道局部遇断层破碎带等地质构造处在缩小锚杆间排距同时又间套工字钢架棚支护提高支护强度。两巷使用钢筋体采用12钢筋加工，钢筋网采用6mm钢筋冷拔焊接加工而成经纬网，规格2300×900mm和1600×900mm两种，网孔规格为80×80mm。3111工作面轨顺巷道内布置有108防尘管路一趟，该巷用于工作面进风和运料。并在距工作面80m处巷道下帮靠工作面侧设置移动变电站、泵站列车等设备。皮带顺槽内布置有108防尘管路、注浆管路一趟及束管监测管路等管线，巷道用于工作面回风和运煤，配备设备有转载机、胶带运输机等。轨道顺槽以北位置掘进一条为生产期间专用的泄水巷道，以排放砂岩含水层涌水满足生产需要。三、采煤面切眼切眼位于轨道顺槽、运输顺槽最低部，沿煤层顶板推进，初掘时为矩形断面，与两顺槽施工断面、支护型式相同，刷大部分宽3m、锚网配合锚索支护。切眼净宽7m，净高3m，断面积21。四、联络巷联络巷为全岩施工，见煤后穿煤层施工，找煤层顶板后沿煤层顶板施工，采用拱形锚喷及梯形工字钢棚支护，架棚距500mm，上净宽2960mm，下净宽4100mm,净高3000mm,净断面积10.6m2,两帮及顶部采用6mm钢筋网护顶帮，其规格500×720mm，网孔规格为80×70mm。五、峒室及其它巷道布置在该面切眼中部布置采煤机组装峒室，深1.5m,长15m,高2.8m,采用锚杆配合锚索支护顶板,其锚杆、锚索间排距与切眼施工方法形式相同。 附图三：工作面位置及巷道布置图：第二节 采煤工艺一、采煤工艺该工作面采用走向长壁采煤法。使用双滚筒采煤机割煤，采高3.6m，后退式回采，全部垮落法管理顶板，割煤深度0.8m，循环进尺0.8m。采煤机上（下）行割煤，追机移架，即割煤移架中部斜切进刀推移运输机。二、采煤方法：1、采煤机进刀方式：本工作面采用中部斜切进刀。操作过程为:采煤机割煤至工作面左端头时,其后输送机移至煤壁,反向割煤至工作面右端,移直输送机,采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端,工作面右半端输送机移近煤壁,恢复初始状态。附图四：采煤机进刀方式示意图。2、采煤机正常切割：采煤机正常割煤长度60m，割煤速度3.1m/min,采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式。3、落、装、运煤方式：本面采用MGTY400930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机割煤。割煤前沿工作面方向联好塑料网，并将网吊起。割煤时采煤机滚筒配合工作面运输机前移装煤，运输机运煤至转载机和胶带运输机。4、移架、推移运输机移架：采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒不超过6架；顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法来控制顶板，拉架步距0.8，并按照先移架、后移运输机的顺序进行。推移运输机：移架后顺序推移运输机，自端部每次进刀后向上（下）割炭、跟机推移运输机，推移运输机滞后采煤机后滚筒12-15架，其中弯曲段长度不得小于20m，弯曲段要均匀过渡，推移运输机步距0.8m。三、工作面正规循环生产能力Q循环LSMRC95×0.8×3.6×1.40×95363.0t其中：Q1循环每个循环产量，t； L工作面长度，取95m；S工作面每刀截深，0.8m；M-采高，m，取3.6m；R煤的容重，t/m3，取1.40 t/m3；C-工作面回采率，取951、工作面日产量：日产量Q循环×9363×93267t根据工作面长度及本矿生产实际，工作面铺网按每班3个循环组织生产，每日9个循环。2、工作面月产量月产量30×326798010t第三节 设备配置一、采煤机选用MG300700AWD1型交流电牵引采煤机一部。主要技术参数：截深：800mm 采高：1600-3200mm牵引速度：0-7.7-12.8m/min 适应角度：< 40总装机功率：678.5KW 截割电机功率为：2×300KW额定电压：1140V 冷却方式：水冷截割速度：3.1m/min 滚筒直径：1600mm二、液压支架的主要技术特征基本液压支架：型号：ZY4001532型支架 支撑高度：1500-3200mm工作阻力：4000KN 移架步距：800mm初撑力：3090KN三、运输设备1、工作面刮板运输机：一部型号：SZG800800型中双链刮板输送机 链速：1.31m/s电机功率：2×400KW 中部槽尺寸：1500×800×310mm运输能力：1500t/h 电压：1140V冷却方式：水冷2、转载机：一部型号：SZZ800250型中双链转载机 链速：1.54m/s电机功率：250KW 运输能力：1800t/h 电压：1140V冷却方式：水冷 长度：40m3、破碎机：一部型号：PLM2000型 电压1140V 破碎能力：1800t/h电机功率：160KW4、顺槽皮带机：1部型号：SDJ-120/150/3×250S 带宽：1.2m带速：3.15m/s 电机功率：250KW×2运输能力：1500t/h 电压：1140V5、辅助运输设备选用1.5吨矿车和车盘，牵引设备其3部绞车主要技术参数见下表：表6型 号牵引力（KN）绳 径（mm）容绳量（m）绳长(m)坡 度(°)提 升重 量绞车固定JDHB-20A200/3124406300418地锚加四压两趄JDHB-20A200/31262243002018地锚加四压两趄SQ-1200/75B80221000950×21018地锚加四压两趄附图五：3111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、液压支架所需支护强度计算：1、用估算法确定：PMR（K1）×N×9.8×10-33.8×2.7（1.3-1）×2.2×9.8×10-30.74（MPa）式中：P支架支护强度M最大采高，取3.8mR煤层顶板岩石容重，取2.7tm3K顶板岩石碎胀系数，取1.3N考虑老顶周期来压不均衡的安全系数，取2.2，2、按经验公式计算：PA·M·R×9.8×10-38×3.8×2.7×9.8×10-30.804（MPa）式中：A顶板岩柱相遇采高的倍数，取8。3、选择工作面支护强度：0.74MPa<0.804MPa 因此工作面支护强度应大于0.804MPa4、支护设备选择3111综采工作面选用基本架ZZ6200/17/38型支架59组，上下两端头各配置3组ZZG6200/23/35型端头支架。全面共计65组支架，从上端头至下端头一次编号1-65号支架。根据以上计算结果，结合煤层采高，综采面选用ZZ62001738型支撑掩护式液压支架符合本工作面支护要求。            预计工作面矿压参数参考表 表7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m4.254.25老顶厚度m8.68.6直接底厚度m1.11.12直接顶初次跨落步距m24243初次来压来压步距m24-2724-27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周末来压来压步距m1313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m<1<17底板容许比压MPa  8直接顶类型类二类二级二类二级9老顶级别级VV10巷道超前影响范围m15201520工作面条件与支架适应条件对照表 表八 工作面条件支架适应条件采高3.61.7-3.8M倾角110-15°煤厚5.942.2-3.6M煤硬度2-3最大4.0底板比压  支护强度  顶板种类   二、乳化液泵站一泵站及管路选型、数量乳化泵选用型号为BRW-315/31.5两台乳化液箱规格型号为RX-2500型装备两泵箱。喷雾泵选用BPW315-10型两台，清水箱型号为SX-2500型，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。 主要技术参数如下：（1） 乳化泵：型号：BRW-315/31.5 公称流量：315L/min公称压力： 31.5 MPa 电机功率：200KW（2） 喷雾泵：型号：BPW 315.10 公称流量：315L/min公称压力：10MPa 电机功率：75KW二、泵站设备位置： 泵站列车安设在3111轨道顺槽下帮距离采煤面50-80m的位置。三、泵站使用规定： 要保证泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度3%-5%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统窜漏夜。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59组ZZ62001738型支撑掩护式液压支架，两端头各配置3组ZZG6200/23/35型支撑掩护式液压支架，共65组支架，对工作面实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式：采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移运输机，即：割煤移架中部进刀（牵机）自端头顺移运输机。正常情况下，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒35架，不超过6架，端面距不大于340mm。顶板破碎及过断层时，要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤就进行移架，再进行其它操作，工艺为：移架割煤进刀（牵机）自端头顺移运输机。在移架后，若遇面前片帮要及时伸出伸缩梁护顶，减小端面空顶。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时，滞后采煤机后滚筒3-5架移架，（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。3、采煤机进刀向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后采煤机后滚筒3-5架移架，（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板挑起。5、机头、机尾处三架端头架的移架顺序为：先移2架（64架）后移1架（65架），再移3架（63架）。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10m，防止长时间空顶。3、工作面支架中心距保持1500±100mm，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1.9m,其支架活柱伸出量最小不低于0.5m,端头支架活柱伸缩量最大不超过1.0m，其支架活柱伸缩量最小均不低于0.5m。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3115面经验数据预计该面初来压步距24-27m，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、运输顺槽挂牌标明来压位置，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。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、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好伸缩梁、护帮板，对顶板及时支护。6、若出现片帮应及时伸出支架伸缩梁，用好护帮板，缩小面前空顶。7、拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。8、加强工作面来压期间矿压预报观测，发现工作面两巷顶板破碎压力大时，提前采取措施配合倾斜板梁加强支护，超前支护增加支护长度及密度。9、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：工作面过断层期间（顶板破碎地段），要上下盘顺坡并及时拉超前架伸出伸缩梁使用护帮板护帮，移架时配合铺网及木料控制顶板。断层落差在1.5米以上时补充措施。三、假顶铺设因本面分上下分层开采，上分层开采时采用塑料网作下分层人工假顶，工作面铺网随支架前移放顶，塑料网沿支架掩护梁自然下垂至底板，同时向老空矸石洒水、注浆，促使矸石粉化胶结，形成下分层再生顶板。一、塑料网使用及联网方法1、塑料网必须使用经有关认证部门鉴定的合格产品，规格：长×宽6×1.15（）。2、塑料网在支架前梁之上沿走向、倾斜方向铺设，鉴于本面采高较大，移架后面前余网量自顶板向下长度不低于2m，便于下循环联网。3、工作面支架前移放顶后，采煤机割煤前，停机停溜将塑料网与上排网相连，根据现场实际，一般每两个循环联网一次，每次沿走向方向联网两块。悬挂在机道内并拉起固定到支架顶梁上，不准妨碍采煤机通过及司机观察顶帮、滚筒的视线。4、塑料网之间联结：塑料网双边网双边搭接，使用塑料网带连接，逢孔必穿，隔一个孔系一个扣，末端系一个死接。5、根据现场过断层及顶板破碎带实际情况，塑料网可折叠，加长联接使用，禁止拆开使用。二使用塑料网注意事项1、为保证假顶质量，铺网要严密完整，网边至两巷顶网搭茬0.5m，联网要牢固。2、拉架前首先要检查联网是否合格或破损、碰刮，如有问题要处理好后再拉架。3、进入面前作业，首先要执行好敲帮问顶制度，在支架掩护下，并由专人监护顶帮掌握安全情况下，方可进行挂联网工作。4、挂联网要停机停溜闭锁，在伸出伸缩梁，打好护帮板支护好顶帮安全无误情况下，方可进行操作。5、当局部顶板破碎、冒落时，要先用板棚控制好顶板后，然后再挂联网。6、采煤机司机严格控制好采高，集中精力，割煤过程中若出现塑料网影响视线时，要停机停溜处理好后再牵机，避免割网及支架前梁。<三>工作面洒水1、沿工作面运输机电缆槽铺设一路16高压胶管，自溜头向下每隔25m设一个三通及水管截止阀，便于开关洒水。2、截止阀外直接洒水管，使用10或16高压胶管，每条长度不低于15m,注水管可使用20mm铁管制做，前端头制成扁形尖头，其长度不小于1.2m。3、每班派一名人员负责洒水并做好洒水纪录。注水时将铁管端头沿支架档插入老空矸石上方空隙为宜，自上而下，洒匀洒透，面洒水至溜头，端头架老空见水为止，专用洒水管路铺设于电缆下方。4、每次拉架放顶后每架档均匀洒水，每次拉架前，洒水两遍；注水要均匀，禁止长时间把注水管插入老空不移动。5、洒水时要注意周围移架情况。移架和洒水不得平行作业。6、每次洒水结束后，将洒水管水门关闭，禁止出现不洒水而长期流水的现象。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护1、支护要求：轨顺、运输顺槽两巷超前支护均采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护方式，超前支护长度不少于30m。皮顺、轨顺巷道断层破碎带、架棚区及超高地段，工作面来压前应提前支护处理，超高地段打顶垛压料降低高度不大于3m，其它架棚处顶腿变形时及时支设点柱加强支护。运输顺槽因破碎机处较宽，破碎机至工作面段沿转载机下帮侧支设一排支柱顶梁至工作面，超前支护巷道两帮侧采取两排支柱配合铰接顶梁支护顶板，顶板破碎时，配合3.5m板棚控制顶板。2、支护材料及密度3111轨道巷、运输巷超前支护均采用三排QDZ3150单体液压支柱配合HDJA800型金属铰接顶梁支护，柱距0.8m。QDZ-3150单体液压支柱参数：单体支柱初撑力：50KN 支撑高度：2.3m - 3.15m3、支护质量标准（1）支柱纵横成线，偏差不大于±100mm。单体支柱活柱最大伸出量不超过0.7m，最小伸出量不小于0.4m。（2）支柱支到实底，支柱下穿铁鞋（300mm），走向、倾向方向迎山有力（迎山角度为2度左右），单体支柱初撑力为50KN。（3）铰接顶梁之间圆销紧固到位，顶板不平处顶梁之上配合木料或垫木垫平，引挂顶梁要尽量避开顶板锚杆盘位置，防止顶梁不平稳、打滑，降低支护强度。（4）两巷超前支护及上下端头单体支柱全部用2分细钢丝绳栓牢，支一棵，拴一棵，绳头固定到顶板金属网上，所有支柱注液阀方向一致朝向采空区。（5）超前支护人行道净高不低于1.8m，人行道净宽不低于0.7m。二、工作面端头支护及安全出口管理1、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撤，顶板破碎时，增支2.5m板棚，走向支设，一棚三柱。2、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0.3m。3、上（下）端头回柱放顶时，要停止转载机运转，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），待回柱顶板跨落稳定后，方可拾取柱梁。上下端头禁止回柱放顶与拉端头架平行作业。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、转载机运转。5、转载机机尾要及时前移，设盖板防护，横跨转载机未封闭段要设过桥，人员通过时，要停止其运转，以防止人员误入转载机内；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，两巷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米以外。8、两端头回柱原则上与支架后尾梁齐，超前或滞后支架此位置不超过0.8m。9、上下两端头及两出口、超前支护转载机桥身下要班班清理，保持卫生清洁、出口人行道宽度不小于0.7m畅通无阻。10、上下两端头支架前梁与两巷超前支护顶梁间距不大于0.5m。11、加强端头及两巷超前支护，支柱质量检查，每班要派人检查、检测，发现失效、漏液支柱及时更换，并坚持好支柱二次注液制度。12、加强工作面及两巷支护质量、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。13、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QDZ-3150260棵20棵轨顺材料道单体支柱DZ-2500DZ-3500 20棵20棵顶梁800mm252条20条铁鞋300mm252个20个塑料网6×1.1516块循环300块板棚2.5m 50块抬棚3.5m 20块木垛料1.2×0.18×0.15m 50块方座0.3×0.16×0.15m 1车小杆1×0.065×0.045m 1车小楔0.2×0.08×0.035m 1车 备用材料存放距工作面50100m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。四、处理两巷锚杆、金属网及托盘1、两巷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，视超前压力显现情况，决定向外拆除的距离，自煤壁起35m，最大不超过平均一个圆班的推进距离，周期来压期间，顶板开裂松散区段，适当减小拆除距离。工作面另一侧的托盘由生产班端头工拆除，视现场实际情况，煤壁片帮、有断层、顶板破碎压力大时只拆除工作面侧托盘及金属网。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、两巷拆除锚杆、金属网时，人员应站在安全地段配合长把工具，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，运输机要停机闭锁，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，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，禁止人员在煤壁与塑料网间操作。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，必须立即停机检出，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，严禁堵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与矿压显现规律；2、支承压力分布规律；3、研究支架与围岩的关系；4、评价支架适应性；5、研究支架对顶板的控制技术；6、巷道变形破坏规律。二、矿压观测内容1、工作面“三量”观测；2、工作面端面顶板破碎度观测（包括素描）；3、支架工作状态的监测；4、超前支承压力分布规律观测；5、巷道变形破坏规律观测。三、测区布置沿工作面长度布置3个测区，每个测区设3条观测线。每个测区包括3架支架，分别为：从巷道起，第15、16、17架；第29、30、31架；第43、44、45架，工作面测区布置示意图见图1。