123下03綜放工作麵作業規程

第一章 概　況

第一節　　工作麵位置及井上下關係

123下03工作麵位於十二采區中部，十二采3下膠帶運輸巷的北側，東鄰123下02工作麵(未準備)，西鄰123下04工作麵(未準備)，設計停采線南距3下回風巷北幫70m～104m，北部切眼距井田邊界煤柱63.83～121.98m與二號井相鄰。123下03工作麵為十二采區3下煤層首個回采工作麵，工作麵上部大部為123上04工作麵采空區，西南局部上方為123上05工作麵采空區。具體位置及井上下關係見表一。

具體位置及井上下關係表　　　　　　　　 表一

煤層名稱煤3下水平名稱-518采區名稱十二采區

工作麵

名稱123下03地麵標高(m)+34.31～+35.02

+34.6工作麵標高(m)-599.41～-689.27

-644.34

地麵位置地表位於工業廣場東北部，幸福河與濟東公路在工作麵南部穿過。工作麵北部位於秦莊、前卓廟、後卓廟及金橋集團保護煤柱內。

井下位置及四鄰采掘情況井下位於十二采區中部，十二采3下膠帶運輸巷的北側，東鄰123下02工作麵(未準備)，西鄰123下04工作麵(未準備)，設計停采線南距3下回風巷北幫70m～104m，北部切眼距井田邊界煤柱63.83～121.98m與二號井相鄰。

回采對地麵設施的影響(1)影響幸福河及其河堤，預計最大下沉1.6m，影響長度1300m。

(2)影響南陽湖農場至石橋的公路，預計最大下沉0.3m，影響長度800m;影響礦區公路，預計最大下沉1.5m，影響長度1150m;影響南二環路，預計最大下沉0.5m，影響長度850m。

(3)影響南陽湖農場至石橋農用高壓線，預計最大下沉0.3m，影響長度800m;影響高莊至高莊排灌站農用高壓線，預計最大下沉1.5m，影響長度800m。

(4)影響金橋集團，預計損壞等級為Ⅰ級(有少部分為Ⅱ級)。

(5)影響前卓廟、秦莊、後卓廟村莊建築，預計損壞等級為Ⅰ～Ⅲ級。

(6)影響工作麵上方零星建築物(李二磚廠部分建築物、排灌站、養殖場、煤場等)，預計最大損壞等級為Ⅰ～Ⅳ級。

工作麵幾何尺寸工作麵分為三個塊段，總推進長度2159.8m，總回采麵積507096m2。其中，第一塊段推進長度為1282.3m，淨麵長279.5m;第二塊段推進長度為150.5m，淨麵長205.4m;第三塊段推進長度為727m，淨麵長160.4m。

第二節 煤　層

123下03工作麵開采煤層為3下煤層，煤層厚度2.90～7.30m，平均厚度5.93m。煤層結構簡單。煤層具體情況詳見附表二。

煤層情況表　　 　　　 　　 　表二

煤層情況煤層總厚(m)2.90～7.30

5.93煤層結構簡 單煤層傾角(°)0～10

5

可采指數1變異係數(%)13.54穩定程度較穩定

本工作麵所采煤層為山西組煤3下，結構簡單，中部煤層傾角較大，大部分煤層傾角3～5°，f=1～2，該工作麵上部大部賦存煤3上，煤3上厚0.00～2.35m，平均厚度1.80m，煤3上局部受衝刷影響，成無煤區。煤3上與煤3下間距32.33m～41.79m，平均間距34.27m。

煤質情況Mad

(%)Aad

(%)Vdaf

(%)Qb,ad

(MJ/kg)FCad

(%)St,ad

(%)Y

(mm)工業

牌號

2.4713.8138.2427.5444.80.6811.8QM45

第三節　　煤層頂底板

煤層頂底板情況表　　　　 　　　　表三

頂底板名稱岩石

名稱厚 度(m)岩 性 特 征

基本頂中砂岩26.54～14.52

20.96中砂岩：淺灰色，成份以石英為主，長石次之，含有少量的暗色礦物。粘土質孔隙式膠結，含粉砂岩包裹體，具斜層理，f=8～10。

直接頂粉砂岩0.00～2.44

1.22粉砂岩：深黑色，結構細膩，成份均一，上部具有較多的揉動擦麵，岩芯稍破碎，富含較多的植物葉片化石並黃鐵礦化及炭化，f=4～6。

偽 頂無

直接底粉砂岩及粉細砂岩互層12.35～7.65

9.35粉砂岩，深灰色，泥質膠結，含少量黃鐵礦結核，水平層理，裂隙發育、遇水膨脹，f=4～6。

粉、細砂岩互層：薄層狀層理發育，泥質膠結，強度較低，抗水性弱，f=4～6。

基本底粉砂岩6.25～3.87

4.52粉砂岩：淺灰色，含有植物根化石，斷口參差狀，含有菱鐵礦結核，f=4～6。

詳見附圖一：123下03工作麵煤層及頂底板綜合柱狀圖

第四節　　地質構造

一、斷層情況以及對回采的影響

工作麵及附近共發育16條正斷層，最大落差58m。其中掘進期間揭露9條，最大落差3.0m;麵內發育斷層6條，其中KF1220、KF1221、KF1224斷層為三維物探解釋的斷層，其餘斷層由3上煤層實際揭露斷層推斷，最大落差4.5m。根據斷層構造發育規律分析認為FL02和FL06同一條斷層、FL11和HF91同一條斷層、FL10和FL04同一條斷層，FL05和FL08、FL07三條斷層為掘進期間揭露斷層未進入工作麵內， 輔順沿KF1218斷層，落差H=0-58m。斷層情況見表四。

二、褶曲情況以及對回采的影響

123下03工作麵所在區域地層整體發育為南高北低的單斜構造，局部伴生次一級的褶曲呈寬緩波狀起伏，工作麵中部煤層傾角較大，最大至10°，大部分煤層傾角為3～5°。

斷 層 情 況 表 表四

斷層名稱走向(°)傾向(°)傾角(°)落差(m)性 質麵內預計延展長度(m)

FL0149319771.0正斷層35m

FL0213545531.2正斷層233m

FL0612232551.7正斷層

FL0310212652.0正斷層70

FL0944314581.2正斷層72m

FL1120110503.0正斷層462m

HF91SNE653.0正斷層

FL105275701.8正斷層110m

FL048277460.6正斷層

KF1220NNENWW604.0正斷層294

KF1221SNW684.0正斷層270

KF1224NENW654.0正斷層160

HF89NNESEE464.5正斷層95

GI435NWSW703.0正斷層70

HF90NWSW282.2正斷層101

FL0517888522.0正斷層0

FL0818090862.5正斷層

FL07177267702.0正斷層

KF1218近SN近W700-58正斷層

第五節　　水文地質

一、含水層分析

本區主要含水層為3下煤頂部砂岩含水層和侏羅係底部砂岩含水層。

直接充水含水層3下煤頂部砂岩含水層，岩性以粉、中砂岩為主，局部粗砂岩，含裂隙水，富水性不均一，以靜儲量為主。依據《濟三井田煤3下導水裂隙高度研究》計算導水裂隙帶高度為7.3m×10.9=79.57m。導高範圍內頂板砂岩厚25.14～63.72m，平均厚33.9m， 123下03工作麵最低點3下煤頂板標高-683.4m，回采前水位標高-369.07m(2011年11月12日P1-3孔水位標高)，預計水位降深314.33m;123上04最低點3上煤頂板標高-650.3m，工作麵回采前水位標高-197.26m(2009年3月31日P1-3孔水位標高)，實際水位降深453.04m。

間接充水含水層為侏羅係砂岩含水層，距煤3下頂114.45～129.09m，岩性以中砂岩為主，局部夾中礫砂岩，正常情況下覆岩導水裂隙波及不到侏羅係砂岩含水層。

二、湧水水源分析

(一)主要湧水水源

根據工作麵水文地質特征分析，工作麵回采過程中，湧水水源為煤3下頂板砂岩水及123上04采空區水。

(二)相鄰采麵湧、積水情況

該工作麵正上部為123上04工作麵采空區， 123上04工作麵回采最大湧水量208m3/h，正常湧水量100m3/h，目前有1241積水區，積水量15632m3，積水麵積42505m2，積水深度9.3m;工作麵西南側上部為123上05工作麵，麵內無水，采空區內放水孔水量8m3/h;工作麵東南側上部為123上02工作麵采空區，采空區放水量約2m3/h。

(三)鑽孔封閉情況

麵內有C2-6、C4-4鑽孔，周圍200m範圍內有C1-1、C3-1、C3-4鑽孔，封孔質量均合格。

(四)地質構造含、導水情況分析

工作麵及附近共發育16條正斷層，最大落差58m。其中掘進期間揭露9條，最大落差3.0m，所揭露斷層均未出現湧水。工作麵東部有KF1218斷層(H=0～58m)，據三維電法探測，該斷層局部富水異常，在回采影響範圍內有3處異常區，通過在123下03輔順施工的探孔表明，僅在輔順拐彎處N123下16點南1m處施工探孔有水，水量約0.5m3/h，其餘探孔均無水。

三、湧水形式分析

預計工作麵回采期間湧水形式為頂板淋水及采空區湧水，以采空區湧水為主。

四、湧水量預計方法及湧水量預計

(一)預計方法

123下03工作麵與123上04工作麵開采時水文地質條件相似，視為同一水文地質單元，回采期間可采用經驗類比法預計湧水量。

(二)湧水量預計

經驗類比法：頂板砂岩厚度、工作麵寬度、水位降深、最大湧水量

計算公式：Q最大= (H×B×M×Q1)/(H1×B1×M1)

參數選取：

H：123下03工作麵的水位降深314.33m

H1：123上04工作麵的水位降深453.04m

B：123下03工作麵的寬度279.5m(最大值)

B1：123上04工作麵的寬度150.4m

M：123下03工作麵3下煤頂至3上煤底範圍內細中粗砂岩厚度24.32m

M1：123上04工作麵3上煤頂麵以上80m範圍內細中砂岩厚度36.95m

Q1：123上04工作麵回采期間最大湧水量208m3/h。

湧水不均勻係數確定：K=Q最大/Q正，123上04工作麵正常湧水量100m3/h，最大湧水量208m3/h， K=2.08。

計算結果：123下03工作麵正常湧水量Q正 =Q大÷K=176.5÷2.08=84.9m3/h，最大湧水量176.5m3/h，

(三)湧水量確定

根據《十二采區水害防治技術研究報告》，十二采區最大湧水量195m3/h，正常湧水量173.6m3/h。

由於123下03工作麵上部123上04工作麵已回采完畢，對3上煤頂板砂岩水進行了大量疏放，綜合考慮各方麵影響因素，確定123下03工作麵正常湧水量50～100m3/h，最大湧水量為200m3/h。

五、湧水對回采影響

前已述及，工作麵在回采過程中主要受煤3下頂板砂岩水及123上04采空區水影響，湧水形式表現為頂板淋水及采空區湧水。因此保證工作麵實現兩順槽雙回路供電，綜合排水能力達到最大湧水量的2倍以上，即400m3/h以上。

第六節　　影響回采的其它因素

一、衝擊地壓

(一)衝擊危險性程度及影響因素分析

1.通過保護層卸壓帶計算和分析，影響範圍有：

(1)實測卸壓帶影響範圍

①3上煤開采邊界的影響

123上04工作麵開采後，在3下煤其有效卸壓帶邊界線以外形成應力增高區。根據123上05工作麵回采期間對3下煤應力分布觀測結果：其開采後長期影響範圍傾向方向上超過開采邊界外側25m以遠，開采邊界以內7m開始應力降低，故其卸壓線在開采邊界內7m處;走向上理論卸壓線為始采線和終采線內側23m，實測影響範圍為37m。

②3上采空區煤柱影響

123上04工作麵東側123上02工作麵先於123下03工作麵回采，在123上04和123上02之間形成一個33～74m的楔形的斷層煤柱，煤柱附近水平應力集中，理論上其影響範圍約為煤柱寬度的2倍，最大應力距其邊緣10～30m。123上04工作麵回采期間，在123下03輔順內安裝了兩組8個鑽孔應力計觀測123上04回采時與123上02工作麵采空區之間形成的斷層煤柱應力分布情況。經觀測，在3上采空區煤柱形成過程中，未出現鑽孔應力升高現象，上層煤采空區煤柱對123下03輔順無明顯影響。

(2)卸壓帶影響危險區域

123下03工作麵輔順

①123下03輔順開門口以北140～200m，共60m。該區域處於上方123上04工作麵停采線附近，屬走向開采邊界，為上層煤開采後在3下煤形成的應力增高區，受工作麵超前壓力影響，易造成圍岩失穩，有發生衝擊地壓的可能。

②輔順第一聯絡巷與第二聯絡巷形成的菱形區域處於123上04工作麵側向支承應力升高區，此區域輔順處於卸壓區以內，其他均處於增壓區，應力集中程度較高，有發生衝擊地壓的可能。

123下03工作麵膠順

①123下03膠順開門口以北92～152m，共60m。該區域處於上方123上04工作麵停采線附近，屬走向開采邊界，為上層煤開采後在3下煤形成的應力增高區，受工作麵超前壓力影響，易造成圍岩失穩，有發生衝擊地壓的可能。

②膠順NY29導線點至NY45導線點共730m段，該區域膠順處於123上05和123上04工作麵卸壓帶以外，為應力增高疊加區，應力集中程度較高，有發生衝擊的可能。

③切眼南0～23m段，共23m。此段膠順處於123上04初采邊界，為上層煤開采後在3下煤形成的應力增高區，受工作麵超前壓力影響，易造成圍岩失穩，有發生衝擊地壓的可能。

④NY45導線點北0～60m段。此段處於123上05初采邊界，為上層煤開采後在3下煤形成的應力增高區，且工作麵回采到此處時，處於“見方”期間，頂板活動劇烈，受工作麵超前壓力影響，易造成圍岩失穩，有發生衝擊地壓的可能。

2.綜合指數法分析

影響衝擊地壓的主要因素有開采深度、頂板堅硬岩層、構造應力集中、煤層衝擊傾向性等。通過綜合指數法分析，該工作麵回采期間衝擊危險性為中等衝擊危險。

(二)衝擊地壓危險區域確定

1.重點危險區域：

(1)切眼以南285m的膠順段，長度285m範圍。

(2)切眼以南1250m-1560m的輔順段(包括此區域聯絡巷)，長度310m範圍。

(3)123下03膠順開門口以北92～152m，共60m範圍。

(4)123下03輔順開門口以北140～200m，共60m範圍。

2.一般危險區域：

(1)切眼以南1560m以南的輔順其他區域。

(2)膠順NY29導線點至NY45導線點共730m段。

3.無危險區域：其他未劃定區域。

二、過泄水巷

工作麵膠順推進至807m位置時將揭露十二采泄水巷，該探巷貫穿整個工作麵，與工作麵呈40°斜交，且與輔順交叉點處巷道斷麵大，屆時頂板管理困難。工作麵通過整個探巷需推進318m，對回采將產生一定影響。

三、縮麵施工

工作麵回采過程中，將進行2次縮麵調整，工作麵推進1282.3m後，從輔順側撤除49組液壓支架以及相應的前後部溜槽。當工作麵再推進150.5m後，從輔順側撤除30組液壓支架以及相應的前後部溜槽。對工作麵正常生產將產生一定影響。

四、十二采3上工作麵影響

工作麵上部大部分為123上04工作麵采空區，西南局部上方為123上05工作麵采空區，屆時頂板管理困難，對回采將產生一定影響。

五、影響回采的其它地質情況

影響回采的其它地質情況表 　 表五

瓦 斯低瓦斯礦井

煤 塵爆炸指數41.15%，有爆炸危險

煤的自燃有自然發火傾向，自然發火期為3～6個月

地 溫地溫正常區

第七節　　儲量及服務年限

一、儲量

工作麵儲量計算表　　　 　　　 表六

塊段號推進長度(m)工作麵寬度(m)麵積

(m2)煤厚

(m)容重

(t/m3)基礎

儲量

(萬t)回采率(%)可采儲量

(萬t)

第一塊段1282.3279.53583885.891.36287.181.4233.7

第二塊段150.5205.4407116.341.3635.180.128.1

第三塊段727160.41079975.921.3687.087.876.4

合計2159.85070965.931.36409.282.7338.2

“3下”壓煤量 工作麵位於金橋集團、前後卓廟秦莊、幸福河堤下開采，“3下”壓煤麵積合計505049m2，資源儲量407.7萬t，可采儲量326.1萬t。其中金橋集團保護煤柱下壓煤麵積22328m2，資源儲量16.7萬t，可采儲量13.4萬t;前後卓廟、秦莊保護煤柱下壓煤麵積313963m2，資源儲量255.8萬t，可采儲量204.6萬t;幸福河保護煤柱下壓煤麵積168758m2，資源儲量135.2萬t，可采儲量108.1萬t。

計算方法根據《生產礦井儲量管理規程》中儲量計算公式塊段法計算儲量，采用等厚線、麵內鑽孔C2-6、C4-4及相鄰鑽孔 C3-4煤厚值算術平均法計算塊段平均煤厚，采用麵積加權計算合計平均煤厚。

基礎儲量：409.2萬噸

可采儲量：338.2萬噸(工作麵回采率按82.7%計算)。

二、工作麵服務年限

123下03工作麵總推進長度2159.8m，分為三個塊段回采。按照每月29天生產，循環進尺0.75m，計算：

(一)第一塊段：推進長度1282.3m，淨麵長279.5m，每日按8個循環組織生產，則：

日產量：Q1=L1·H·n1·S·ρ·Cf1

=279.5×5.89×8×0.75×1.36×81.4%≈10935(t)

月產量：Q11=Q1·d=10935×29×10-4≈31.7(萬t)

月進尺：R1=n1·S·d=8×0.75×29=174(m)

可采期：D1=Z1/R1=1282.3/174≈7.4(月)

(二)第二塊段推進長度150.5m，淨麵長205.4m，每日按10個循環組織生產，則：

日產量：Q2=L2·H·n2·S·ρ·Cf2

=205.4×6.34×10×0.75×1.36×80.1%≈10639.5(t)

月產量：Q22=Q2·d=10639.5×29×10-4≈30.9(萬t)

月進尺：R2=n2·S·d=10×0.75×29=217.5(m)

可采期：D2=Z2/R2= 150.5/217.5≈0.7(月)

(三)第三塊段推進長度727m，淨麵長160.4m，每日按10個循環組織生產，則：

日產量：Q3=L3·H·n3·S·ρ·Cf3

=160.4×5.92×10×0.75×1.36×87.8%≈8504(t)

月產量：Q33=Q3·d=8504×29×10-4≈24.7(萬t)

月進尺：R3=n3·S·d=10×0.75×29=217.5(m)

可采期：D3=Z3/R3= 727/217.5≈3.3(月)

(四)123下03工作麵總可采期為：D=D1+D2+D3=7.4﹢0.7﹢3.3=11.4(月)

式中：

L-工作麵長度(L1、L2、L3)，m;

Z-工作麵推進方向的長度(Z1、Z2、Z3)，m;

H-煤層厚度，m;

S-工作麵循環進尺，取0.75m;

n-工作麵循環次數(n1、n2、n3);

ρ-煤的容重，取1.36t/m3;

Cf-綜放工作麵回采率(Cf1、Cf2、Cf3);

d-每月生產天數，取29天;

第二章 采煤方法

第一節　　巷道布置

一、采區巷道布置

本采區東部采用十二采3下輔運巷、十二采3下膠帶巷和十二采3下回風巷三條開拓巷道布置的方式，分別與礦井北部三條開拓巷道(北部輔運巷、北部膠帶巷、北部回風巷)溝通，形成采區東部的輔助運輸、煤流運輸、通風等生產係統。在采區北部，布置十二采北部輔運巷、十二采管子道和十二采水倉，形成采區北部的輔助運輸、通風、供電與排水等生產係統。

123下03工作麵南北布置，西順槽為膠帶輸送機順槽，東順槽為輔助運輸順槽，受KF1230斷層及KF1218斷層影響，123下03輔順分別沿KF1230斷層及KF1218斷層分南北兩段，為最大限度回收煤炭資源，輔順分為三段，整個工作麵設計為“台階式”工作麵。

二、工作麵輔助順槽

123下03工作麵輔順為矩形斷麵，在FL10斷層以南的123下03新增輔順、聯絡巷、123下03輔順(南段)巷道斷麵淨寬×淨高=4.5×3.0m，淨麵積13.5m2;在FL10斷層以北的巷道斷麵淨寬×淨高=4.2×3.0m，淨麵積12.6m2。采用錨網支護，頂板錨杆為：Ф22mm，L=2200mm，設計錨固力≥150kN/根;兩幫錨杆為：Ф20mm，L=1800mm，設計錨固力≥100kN/根，頂部錨杆間排距為750×800mm，幫部錨杆間排距為800×800mm;頂、幫部錨杆均為螺紋鋼樹脂錨杆。

此順槽為工作麵輔助運輸順槽，作為進風、運料等輔助運輸之用。

三、工作麵膠帶順槽

123下03工作麵膠順為矩形斷麵，斷麵淨寬×淨高=4.5×3.0m，淨麵積13.5m2。采用錨網支護，頂板錨杆為：Ф22mm，L=2200mm，設計錨固力≥150kN/根;兩幫錨杆為：Ф20mm，L=1800mm，設計錨固力≥100kN/根，頂部錨杆間排距為750×800mm，幫部錨杆間排距為800×800mm;頂、幫部錨杆均為螺紋鋼樹脂錨杆。

此順槽作為回風、煤流運輸順槽。

四、工作麵切眼

123下03切眼為矩形斷麵，斷麵淨寬×淨高=7.5×3.0m，淨麵積22.5m2。頂板支護形式為：錨網+鋼筋梯+錨索。頂板錨杆為：Ф22mm，L=2500mm，設計錨固力≥150kN/根，間排距均為700mm;北幫：Ф20mm，L=1800mm，設計錨固力≥100kN/根;南幫：采用木錨杆支護，Ф38mm，L=1800mm，錨杆間排距均為800mm;錨索為Ф18mm，L=6200mm，間排距為1500×2400mm，設計錨固力≥200kN/根;

五、十二采泄水巷

十二采泄水巷為矩形斷麵，斷麵淨寬×淨高=4.2×3.0m，淨麵積12.6m2。采用錨網支護，頂板錨杆為：Ф22mm，L=2200mm，設計錨固力≥150kN/根;兩幫錨杆為：Ф20mm，L=1800mm，設計錨固力≥100kN/根，頂部錨杆間排距為750×800mm，幫部錨杆間排距為800×800mm;頂、幫部錨杆均為螺紋鋼樹脂錨杆。

六、溜煤眼

圓形斷麵，直徑2.5m，淨斷麵為4.91m2，深5.98m，錨網噴支護，容量約39.93t。

巷道斷麵特征表 表七

巷道名稱用途斷麵形狀淨寬(m)淨高(m)淨麵積(m2)支護形式備注

123下03輔順(南段)進風矩形4.53.013.5錨網

123下03輔順聯絡巷進風矩形4.53.013.5錨網

123下03新增輔順進風矩形4.53.013.5

123下03新增輔順聯絡巷進風矩形4.53.013.5

123下03輔順(北段)FL10斷層以南進風矩形4.53.013.5

123下03輔順(北段)FL10斷層以北進風矩形4.23.012.6

123下03膠順回風矩形4.53.013.5錨網

切眼安裝矩形7.53.022.5錨網+錨索

十二采泄水巷泄水矩形4.23.012.6錨網

溜煤眼溜煤圓形φ2.54.91錨網噴

詳見附圖二：123下03工作麵巷道布置平麵及順槽、切眼素描圖

第二節　　采煤工藝

一、采煤工藝

123下03工作麵采用走向長壁綜采放頂煤一次采全高采煤法，全部垮落法管理頂板。

雙滾筒電牽引采煤機割煤，采高2.8±0.2m，割煤截深750mm。

工藝流程：割煤→移架→推移前部運輸機、放煤→拉移後部運輸機。

各工序銜接參見工作麵正規循環作業圖表

(一)落煤方式：采用雙滾筒電牽引采煤機割底煤和支架尾梁插板伸縮擺動落下位頂煤，礦山壓力破碎上位頂煤，並借助插板破碎大塊煤防止堵塞放煤口的綜合落煤方式，割煤截深0.75m。

(二)進刀方式：采用兩端頭斜切進刀方式。

端頭自開缺口斜切進刀，進刀長度30m，進刀深度750mm。具體操作如下：

1.采煤機向下(上)割透端頭煤壁後，在煤機後方推移刮板運輸機，使得刮板運輸機彎曲段為15m後，將兩個滾筒上下位置調換，向上(下)進刀，通過15m的彎曲段至距順槽30m處，使得采煤機達到正常截割深度(即750mm)。按要求推移刮板運輸機至平直狀態。

2.將兩個滾筒上下位置調換，向下(上)割煤至割透端頭三角煤。

3.割完三角煤以後，將兩個滾筒上下位置調換，采煤機空機返回，進入正常割煤狀態。

4.采煤機向下(上)割透端頭煤壁，采煤機往返一次割煤一刀，完成正常循環。

圖一 采煤機循環進刀示意圖

(三)正常割煤：采煤機正常牽引速度為4m/min，雙向割煤，截深750mm。采煤機正常割煤采用前滾筒在上部、後滾筒在下部的方式。

(四)移架：操作方式主要采用臨架操作，部分支架采用本架操作，支護方式采用跟機移架。先降後移，帶壓擦頂移架支護頂板。移架滯後煤機後滾筒3～6組支架追機作業。頂板破碎處可緊跟前滾筒後停機移架或拉超前架及時維護頂板，移架步距750mm。

(五)裝煤及運煤：采煤機組截割裝煤和刮板運輸機前移配合裝底煤，刮板運輸機運煤到橋式轉載機經皮帶機運出。

(六)推移前部運輸機：滯後移架15m開始推移刮板輸送機，其彎曲段不得小於15m，推移步距750mm。推移運輸機時必須單向順序進行，嚴禁相向操作;推移後，必須保證運輸機平、直、穩。

(七)放煤：多輪順序放煤，采放平行作業，一刀一放，放煤步距750mm，放煤高度為0.1～4.5m，平均放煤高度為3.13m，平均采放比為1：1.12。

第一輪放煤在移架後滯後≮10組支架。第一輪放出量約為頂煤的1/2～2/3，第二輪滯後首輪≮5組支架。直至將頂煤放淨即停止放煤。放煤結束後關好放煤口，並確保過煤高度不小於500mm。

初次放煤為工作麵頂煤冒落後開始放煤，距停采線10m時停止放頂煤。采煤工作麵兩端頭使用插板撕網的方式將端頭支架頂煤放出。

(八)拉移後部運輸機：後部在放煤後滯後末輪放煤架不小於10m順序拉移，拉移步距750mm。

采煤工藝詳見表八：123下03工作麵采煤工藝過程及技術要求表

二、工作麵正規循環生產能力

(一)第一塊段：W1=L1×S×h×ρ×Cf1=279.5×0.75×5.89×1.36×81.4%=1367(t)

(二)第二塊段：W2=L2×S×h×ρ×Cf2=205.4×0.75×6.34×1.36×80.1%=1064(t)

(三)第三塊段：W3=L3×S×h×ρ×Cf3=160.4×0.75×5.92×1.36×87.8%=850(t)

式中：W1，2，3-工作麵正規循環生產能力，t;

L1，2，3-工作麵平均長度，m;

S-工作麵循環進尺，m;

h-工作麵設計煤厚，m;

ρ-煤的容重，t/m3;

Cf1，f2，f3-回采率。

123下03綜放工作麵工藝過程及技術要求表

表八

工序名稱質量特征技 術 要 求

割 煤割煤方式雙向割煤，截深750mm，端頭自開缺口斜切進刀，進刀長度30m。

采高均勻割煤高度2.8±0.2m。

頂 底 板割底厚度≤100mm，無台階，不丟底煤;傘簷最突出部分≤250mm。

煤 壁煤壁平直，與頂底板垂直。傘簷：傘簷長度超過 1m時，其最大突出部分，不超過200mm;傘簷長度在 1m以下時，傘簷最突出部分不超過 250mm。端麵距最大值≤340mm。

移 架移架順序追機移架、立即支護，移架步距750mm;移架滯後煤機後滾筒3～15m，特殊情況時可在煤機機身處移架或拉移超前支架。

支架齊直支架齊直成線，偏差≤±50mm，中心距偏差≤±100mm。

支 架 正支架與頂底板垂直，歪斜度≤±5°。

頂 梁 平最大仰角<7°，相鄰支架錯差不超過主頂梁側護板寬度的2/3。支架不擠、不咬，架間空隙<200mm，梁端距≤300mm。

推前溜推溜順序在移架後滯後支架15m順序推移，推移步距750mm。

溜子平直上下彎曲度≤3°;運輸機直偏≤±50mm;彎曲段≥20m。

轉載接煤前機頭高度≤250mm;底鏈不拉回煤。

放 煤放煤方法雙輪順序放煤：第一輪放出量約為頂煤的1/2~2/3，第二輪將頂煤放淨見矸後關閉放煤口。放煤結束後應及時關好放煤口，並確保過煤高度不小於500mm。

放煤步距采放平行作業，一刀一放，放煤步距750mm。

拉後溜拉移循序放煤後滯後放煤架10m順序拉移後部運輸機，拉移步距750mm。

第三節　　設備配置

一、主要設備配置

(一)液壓支架　　　　　　　　　　　　　 表九

中間支架端頭支架

型 號ZF7200/18/35ZTF6500/19/32

支架高度1800～3500mm1900～3200mm

支架寬度1410～1580mm1490～1660mm

中心距1500mm1570mm

初 撐 力5764～5626kN6157kN

放頂煤尾梁長度1290mm1250mm

工作阻力7083～7272kN6577kN

支護強度0.88～0.97MPa0.75MPa

對地比壓1.9MPa2.05MPa

支架質量26.91t31.3t

安裝數量174/128/102組14/11/7組

(二)采煤機　　　　　　　　　　　　　　　　　　 表十

型 號MG400/940-WD型電牽引采煤機

采 高2000～4101mm

滾筒直徑2000mm

截 深800mm

牽引速度0～12m/min

牽 引 力0～748kN

電 壓3300V

過煤高度0～678mm

截割功率2×400 kW

牽引功率2×55 kW

裝機功率940kW

(三)刮板輸送機　　　　　　　　　　　　　　　　　　表十一

前部輸送機後部輸送機

型 號SGZ1000/1400SGZ1000/1400H

運輸能力2200t/h2000t/h

電 壓3300V3300V

電機功率2×700kW2×700kW

鏈 速1.2m/s1.25m/s

(四)轉載機　　　　　　　　　　　　　　　　　　 表十二

型 號SZZ-1000/400

運輸能力2500t/h

長 度約50m

電 壓3300V

功 率400kW

(五)破碎機　 　　　　　　　　　　　　　　　　　 表十三

型 號PCM200

破碎能力2200t/h

出料口粒度小於300mm

進料口粒度800×1000mm

電 壓3300V

功 率200kW

(六)順槽可伸縮膠帶輸送機　　　　　　　　　　　　　 表十四

型 號DSJ120/180/4×315

帶 寬1200mm

運輸能力1800～2000t/h

帶 速3.55m/s

電 壓1140V

功 率4×315kW

(七)泵站　　　　　　　　　　　　　　　　　 表十五

乳化液泵噴 霧 泵

型 號GRB-315/31.5KPB-315/16

壓 力31.5MPa16MPa

流 量315L/min315L/min

電 壓1140V1140V

功 率200kW125kW

數 量3泵2箱3泵2箱

(八)超前支架 表十六

膠順超前支護架輔順超前支護架

型 號ZT24500/18/35ZT107000/22/38

支架形式兩架型三組合四架型八組合

支架高度1.8～3.5m2.2～3.8m

支護強度0.495MPa0.495 MPa

工作阻力24500KN107025 KN

對底比壓0.92MPa0.94 MPa

二、設備布置

(一)液壓支架布置

工作麵共布置188組液壓支架，其中ZTF6500/19/32型端頭支架14組，架號為1#、2#、3#、106#、107#、108#、109#、136#、137#、138#、139#、186#、187#、188#;其餘均為ZF7200/18/35型中間架，共計173組。當工作麵推進1282.3m後，從輔順側撤除49組液壓支架以及相應的前後部溜槽;當工作麵再推進150.5m後，從輔順側撤除30組液壓支架以及相應的前後部溜槽;此時工作麵斜長162m，工作麵共布置109組液壓支架。

(二)工作麵刮板輸送機布置

前部輸送機總布置長度為282.35m，其中前部輸送機機頭一節，長2750mm，機頭過渡槽一節，長4030mm，機頭偏線槽7節，長10500mm，正常槽167節，長250500mm，機尾偏線槽7節，長10500mm，伸縮機尾一節，長4070mm;後部輸送機總布置長度為282.35m，其中後部輸送機機頭一節，長2750mm;機頭過渡槽一節，長3280mm;機頭抬高槽2節，長3000mm;正常槽176節，長264000mm;機尾抬高槽1節，長1500mm;機尾調節槽一節，長2250mm;伸縮機尾一節，長4300mm。

(三)工作麵轉載機布置

工作麵轉載機總布置長度為57.586m，其中機頭鏈輪至破碎槽(含破碎槽)22086mm;雙邊槽一節，長1500mm;推移雙邊槽一節，長1500mm;雙邊槽五節，長7500mm;推移雙邊槽一節，長1500mm;雙邊槽五節，長7500mm;推移雙邊槽一節，長1500mm;入料口雙邊槽一節，長1500mm;卸料槽七節，長10500mm;機尾一節，長2500mm。

(四)順槽膠帶輸送機布置

靠工作麵可采幫側布置DSJ120/180/4×315型膠帶機一部。膠帶輸送機機尾處配用SZZ-1000/400型轉載機和PCM200型破碎機各一部。轉載機中心線、膠帶機中心線從巷道中心線向采幫偏400mm。

(五)順槽超前支護架布置

在工作麵輔順超前支護段兩側布置ZT107000/22/38型超前支護架一套，支架總布置長度為39000mm。輔順超前支護架隨工作麵推進移動。

在工作麵膠順破碎機以後、轉載機兩側布置ZT24500/18/35型超前支護支架一套，支架總布置長度為34000mm。膠順超前支護架隨轉載機移動。

(六)電站及設備列車布置

本工作麵采用遠距離供電，4台高防開關和1台KBSGZY-500/6/0.66型變壓器布置在十二采3下輔運巷內、123下03輔順口東側。工作麵電站布置在123下03輔順(南段)內，123下03輔順聯絡巷和123下03新增輔順聯絡巷之間，靠西幫布置，共布置KBSGZY-2000/6/3.3型變壓器4台、KBSGZY-1250/6/1.14型變壓器1台、QJZ-3×400/1140(660)S型組合開關1台，照明綜保2台，泵站控製台1台。

工作麵設備采用2台KJZ2400/3300-9型組合開關控製，開關放置在工作麵輔順內，距離前煤壁100m處，靠東幫布置。組合開關及電纜放置在自移式車盤上，自移式車盤共6個，前麵3個車盤用於回收6路3.3KV供電電纜，中間2個車盤用於放置2個組合開關，最後1個車盤用於工作麵推進時回收負荷電纜。控製工作麵設備的KTC-101放置在第一個自移式車盤上，電源引自KJZ2400/3300-9型組合開關。

工作麵縮麵時，電站移到十二采3下輔運巷內，123下03輔順口以東高防開關位置處。

詳見附圖三：123下03工作麵設備布置示意圖

詳見附圖四：123下03工作麵膠順設備布置示意圖

第三章 頂板管理

第一節　　支護設計

一、液壓支架支護強度驗算

(一)工作阻力驗算

1.工作阻力驗算

F=N×H×S×Z×Q×9.8

=7×2.8×7.79×2.6×1.3×9.8

=5057(kN)

式中：F-要求的支架工作阻力，kN;

N-采高的倍數，一般取6～8，這裏取7;

H-工作麵采高，2.8m;

S-支架的支護麵積，7.79m2;

Z-煤層頂板岩石容重，2.6t/m3;

Q-動載係數，1.3。

P額-立柱安全閥安全開啟壓力39.79MPa。

由於所選液壓支架的工作阻力是5707～9000kN，故所選液壓支架工作阻力滿足要求。

2.支護強度驗算

P=N×Z×H=7×2.6×2.8×9.8×10-3≈0.50MPa

式中：N-采高的倍數，一般取6～8，這裏取7;

Z-煤層頂板岩石容重，2.6t/m3;

H-工作麵采高，2.8m。

該麵液壓支架的支護強度分別為0.75MPa、0.88～0.97MPa，均滿足要求。

(二)支護設備選擇

123下03綜放工作麵選用中間液壓支架ZF7200/18/35工作阻力是5707～7272kN ;ZTF6500/19/32型放頂煤排頭支架工作阻力是6577KN，支護強度分別為0.88～0.97MPa、0.75MPa，均滿足要求。故所選液壓支架能滿足要求。

二、順槽超前支架支護強度與初撐力

根據本礦其它工作麵順槽超前支架的使用情況，超前支架支護強度、支護效果滿足安全生產要求，采用經驗類比法確定膠順ZT24500/18/35型超前支架的立柱初撐力不小於20 MPa，輔順ZT107000/22/38型超前支架第一組支架立柱初撐力不小於10MPa，第二、三、四組支架立柱初撐力壓不小於20MPa，端頭支架立柱初撐力不小於24MPa。

三、乳化液泵站

(一)乳化液泵站選型、數量

乳化液泵站型號和數量詳見表十五。

工作麵供液管路選用DN50高壓膠管，耐壓35MPa;回液管路選用D51膠管,耐壓20MPa。

(二)泵站設置位置

本工作麵采用遠距離供液，泵站布置在123下03輔順聯絡巷內、123下03新增輔順與123下03輔順(南段)之間，靠北幫布置，共布置GRB-315/31.5型乳化泵3台、乳化泵液箱2台、KPB-315/16型噴霧泵2台、噴霧泵液箱1台、自動配比裝置1台，高壓過濾器1套。工作麵縮麵時，泵站移到十二采3下輔運巷內、123下03輔順口以東高防開關位置處。

(三)泵站使用規定

1.乳化液泵站卸載壓力不低於30MPa。

2.使用自動配液裝置配製乳化液，乳化液濃度3～5%(使用ME20-5型乳化油時，用糖量儀測量顯示值為1.5～2.2%)。自動配液裝置故障時，可以應急采用人工配液。

3.每天使用糖量儀檢測乳化液濃度，人工配製乳化液時，使用糖量儀檢測乳化液濃度每班不少於一次。

第二節　　工作麵頂板管理

根據礦井礦壓觀測資料，預計本工作麵基本頂初次來壓步距約40m左右，基本頂周期來壓步距約20m左右，工作麵順槽超前壓力影響範圍預計為：膠順超前壓力明顯影響範圍30m左右，輔順受斷層影響超前壓力明顯影響範圍50m左右。

工作麵布置188組(第一次縮麵後139組，第二次縮麵後109組)液壓支架，對工作麵頂板實行全支護法管理，采空區采用全部垮落法管理頂板。

一、正常工作時期頂板支護方式

(一)控頂方法

1、移架采用本架操作。頂板支護采用追機移架、立即支護方式支護頂板並及時伸出護幫板。在采煤機割煤後，先移支架，再移運輸機，即割煤→移架→推移運輸機;采取正常移架的方式移架，移架步距0.75m。

2、正常移架滯後煤機後滾筒一般不得超過10組支架。煤壁片幫超過0.5m時要緊跟前滾筒移架或超前移架，工藝順序為移架→割煤→推移運輸機。

3、在頂板破碎、離層的情況下，應采用“擦頂移架法”。方法如下：首先將支架立柱降下，當支架頂梁與頂板稍有距離時，停止降架，快速將支架前移一個步距，然後升起支架，並達到初撐力(頂板破碎段除外)。移架過程中邊移架邊收伸縮梁，嚴禁移架前將伸縮梁收到位。

(二)移架順序

1.采煤機向下(上)正常割煤時，滯後煤機後滾筒3～15m移架(頂板破碎、片幫嚴重時可緊跟前滾筒移架或超前移架)。

2.采煤機割煤並移架後，及時將支架的護幫板伸出護幫，煤壁片幫時伸出伸縮梁護頂、打出護幫板護幫。

3.采煤機進刀，向上(下)正常割煤時，自下(上)而上(下)滯後煤機後滾筒移架(頂板破碎時可緊跟前滾筒移架)。

4.機頭(尾)處端頭架正常移架順序為：先移2#架(187#/138#/108#)，後移1#架(188#/139#/109#)，再移3#架(186#/137#/107#);條件特殊時，可根據現場實際確定移架順序。

5.在采煤機割煤時，超前采煤機前滾筒1～3架將護幫板收回，並在采煤機後滾筒後方順序將護幫板打出。

6.移架過程中要正確使用側護板調整支架角度，防止支架擠咬、傾倒、架間距超過200mm。

(三)正常移架操作方法

1. 移架前收回伸縮梁、護幫板、側護板;

2. 操作前梁千斤頂，使前梁降低，躲開前麵的障礙物;

3. 降柱使主頂梁稍微脫離頂板，必要時可同時操作提架千斤頂;

4. 當支架可移動時立即停止降柱，操作推移千斤頂使支架移至規定步距，同時注意尾梁和插板，防止大塊矸石掉入後部運輸機;

5. 操作側護板千斤頂進行調架，使支架推移千斤頂與刮板輸送機保持垂直，支架不歪、不斜，中心距符合規定，全工作麵支架排成直線;

6. 縮回提架千斤頂，升柱使主頂梁與頂板嚴密接觸後持續供液約3-5s，以保證初撐力達到規定值;

7. 升前梁、伸出伸縮梁和護幫板，使護幫板頂住煤壁，伸出側護板使其緊靠相鄰下方支架;

8.確認無誤後，將各操作手把恢複“零”位。

(四)液壓支架操作基本要求

1.快：移架及時、迅速，做到少降、快拉。

2.正：支架定向前移，不上下歪斜，不前傾後仰。

3.夠：每次移架要移到位，支架移過後要成一直線。

4.勻：支架間距要按規定保持均勻。

5.平：要使頂梁和底座平整的和頂底板接觸，力求受力均勻。

6.緊：使頂梁緊貼頂板，移架後支架達到足夠的初撐力。

7.嚴：架間空隙要擋嚴，側護板要保持正常工作狀態。

8.淨：將底板上的浮煤，浮矸清理幹淨，保證支架和刮板輸送機順利前移。

(五)工作麵支護要求

1. 加強支架的支護強度，確保支護質量，泵站壓力≥30MPa，支架初撐力不得低於24 MPa。前梁及頂梁接頂嚴密，受力狀態良好。液壓係統壓力不足時，要及時停機，查明原因，處理好再移架支護。

2. 工作麵支架、順槽超前支護支架以及端頭和順槽所有單體必須達到初撐力，特別注意工作麵支架的初撐力及支架狀態，及時采取措施預防冒頂。

3. 加強上、下端頭頂板管理,要提高支護質量，頂板破碎時鋪聯頂網，防止端頭冒頂。

4. 采煤機割煤後，要及時移架，移架與采煤機後滾筒的距離一般不超過15m，防止長時間空頂。如果出現液壓支架故障，可以采取間隔移架的方式。

5. 工作麵出現冒頂，要及時用木料接頂。

6. 工作麵支架齊直成線，偏差<±50mm;中心距保持1500±100mm，支架歪斜<5°，支架仰角<7°，相鄰支架錯差不超過主頂梁側護板的2/3，垂直頂底板支撐。

7. 工作麵液壓支架實行編號管理。

二、特殊時期頂板管理

(一)初次來壓頂板管理

1.工作麵基本頂初次來壓前必須編製專項安全技術措施。

2.工作麵基本頂初次來壓期間，應加強來壓的預測預報工作。

3.工作麵液壓支架以及兩順槽所有單體必須達到規定的初撐力，特別注意工作麵中部支架的初撐力及支架狀態，及時采取措施預防冒頂。

4.加強上、下端頭頂板管理，要確保支護質量，適當加大支護密度。端頭聯網與巷道頂網搭接200mm以上，防止出現端頭冒頂。

5.初次來壓前，編製初次放頂專項措施並嚴格執行;來壓時視來壓強度及時增大支護密度，液壓支架必須達到初撐力;加強兩順槽支護管理，順槽超前支架必須平穩，接頂嚴實，達到初撐力，增支的單體必須支到實底，達到初撐力，並及時更換失效的單體，防止端頭冒頂事故發生。來壓時要組織快速推進，加快推進速度;保證支架狀態完好，支架要平、直、齊，防止麵前漏頂，確保安全生產。

6.工作麵周期來壓和壓力顯現明顯時，要及時加強端頭支護，順槽端架達到初撐力，並增加密集支柱，工作麵支架必須達到初撐力，泵站壓力不小於30MPa，控製好采高，防止壓死支架。

(二)過斷層時的頂板管理

工作麵過斷層時，由於斷層處頂板裂隙發育，煤(岩)體破碎，極易造成工作麵煤壁片幫和架前端麵冒頂，因此必須加強過斷層回采時的頂板管理工作。

1.頂板裂隙發育區段，拉超前架護頂，並及時伸出伸縮前梁，升緊護幫板，防止因煤層破碎誘發冒頂事故。

2.煤機過斷層區域時，放慢牽引速度，控製在2.0m/min以內，割煤後及時移架並將支架護幫板伸出，片幫嚴重時及時伸出伸縮梁護頂，確保工作麵支架升實。

3. 回采過程中因過斷層等原因，造成工作麵漏頂、漏矸時，采取向下刹刀割底、降低采高、留取少許頂煤的方法控製頂板。

4.加強對支架、泵站液壓係統的維護工作，杜絕竄、漏液現象。

5.加強煤機的檢修維護工作，對損壞的截齒、齒套等及時更換，定期檢查煤機各部位對接緊固情況，以防煤機出現事故。

6.拉移端頭支架時，除監護人員外所有人員必須躲至端頭架控頂範圍以外的安全地點，嚴禁在移架同時進行端頭的支護、回撤等施工。

7.現場要備足備齊裝頂用支護材料。

8.當現場斷層矸石硬度較大煤機截割困難時，必須及時編製過斷層放震動炮專項安全技術措施。

(三)頂板破碎時的頂板管理

1.工作麵局部片幫較深時，超前采煤機移架，及時支護空頂區;頂板破碎區段，為有效防止頂板冒落、控製煤壁片幫，采取拉超前架的方法維護頂板。

2.工作麵頂板破碎嚴重時，采取上工字鋼、木板梁與鋪設金屬網相結合的方法維護頂板;鋪設金屬網時，長邊對接，短邊搭接長度不小於300mm;使用12#鐵絲隔扣相連;端頭鋪網時與巷道頂網搭接不小於200mm。

3. 兩端頭三角區破碎時，及時在工作麵排頭架上采取聯網、穿工字鋼或在順槽端架上穿工字鋼等措施，加強支護。

4.兩端頭三角區頂板破碎支護作業時，先加強端頭頂板支護，伸出伸縮前梁，打緊護幫板，機頭作業須在前後運輸機、轉載機停機閉鎖時進行，機尾作業須在前部運輸機停機閉鎖時進行。

5.冒頂麵積較大無法用常規方法處理時，必須編製專項措施。

6.處理冒頂時必須由跟班隊長或班組長現場協調指揮，並安排專人觀察頂板及周圍狀況，先清理出安全退路，以便及時退出;在控頂範圍內，根據現場情況，采取從一側向另一側維護頂板，嚴禁多頭同時進行。

7.處理局部冒頂前，首先對冒頂區周圍加強支護，並檢查冒頂區域安全情況。

8.冒頂區域移架，必須先檢查冒頂情況，確定正確的移架順序。

9.工作麵浮煤浮矸及時清理幹淨，保證支架能順利拉移。

(四)過老巷頂板管理

1.工作麵過老巷前，必須編製專項安全技術措施，加強過老巷期間的頂板管理。

2.工作麵過老巷前區隊技術管理人員要根據地質部門提供的資料和現場實際確定出工作麵將要通過的層位，及時根據巷道頂底板標高調整工作麵頂底板標高，使工作麵揭露巷道時沿巷道頂底板推進。

3.根據現場頂板完好及壓力顯現情況，提前在老巷端口或巷道交叉點處支設工字鋼棚或補打錨索加強支護。

4.過泄水巷期間，超前調斜工作麵，使工作麵與泄水巷呈斜交狀態，確保逐步揭露泄水巷頂板，防止大麵積揭露巷道頂板造成壓力顯現。

5.工作麵與巷道揭露處拉移超前架，並及時伸出伸縮梁護實頂板，防止因頂板破碎誘發冒頂事故。

6.工作麵支架進入所揭露巷道後，若巷道超高，支架無法接頂達到初撐力，在支架頂梁上方使用半圓木或道木進行接頂。

7.工作麵正常推進時，及時調整工作麵截割參數，確保沿巷道頂板截割，並要控製好采高，揭露巷道各左右10組支架範圍內采高保持在2.8m-3.0m之間，可適當割底。

8. 采煤機通過老巷時，要放慢速度，速度控製在2.0m/min以內，煤機前後滾筒沿巷道底板截割，嚴防截割巷道頂網造成冒頂事故，割煤後及時移架並將支架伸縮梁伸出護頂。

9.區隊管理人員及班組長、驗收員一定要隨時掌握工作麵要通過的層位。

10.現場要備足規格齊全的裝頂支護材料。

11.工作麵過老巷期間，部分區段頂板破碎時參照(三)頂板破碎時的頂板管理執行。

(五) 工作麵及兩端頭大麵積懸頂期間的頂板管理

1. 兩端頭作業人員，切實做好個體防護工作，各種勞保用品佩戴齊全。拉移巷道內的超前支護架或支、回單體時保證一人作業、一人監護，密切觀察頂板動向，發現異常及時采取有效措施處理並彙報跟班人員。

2.加強放煤管理，及時破碎頂煤、放出，提高煤炭回收率，端頭應每排剪網，促進頂板垮落。

3.嚴禁跨、坐在運輸機及擋煤板上或在架前、麵前作業、行走或逗留，必須在麵前作業時，前部運輸機必須停電，用板梁配合護幫板護實煤幫，頂幫破碎時，必須在麵前支設單體，用板梁腰實煤幫後方可作業。

4.工作人員應站在前後立柱之間的人行平台上操作，嚴禁站在架間操作支架，行人要走前後立柱間人行過道，人員減少在架前行走、逗留，確需在架前作業時，必須將移溜操作閥打在推溜位置.

5.工作麵人員佩戴好防護眼鏡，安全帽要拴好帽帶，頂板急劇垮落時，必須立即停機，人員就近抓牢有生根物體或者設備。

6.工作麵所有支架必須達到初撐力，前梁接實頂板，及時伸出伸縮梁，打出護幫板，以防煤壁片幫造成冒頂，並加強對支架的維修工作，杜絕竄、漏液現象，支架活柱行程必須大於200mm，否則必須及時縮機械加長段，防止壓死支架。

7.確需特殊措施促進頂板垮落時，另編製專項安全技術措施。

(六)末采期間的頂板管理

1、 當工作麵煤壁距停采線15m時，工作麵采高必須控製在2.9±0.1m間並均勻過渡，頂底板割平，全麵保持割到硬底(斷層麵除外);煤壁割直，支架齊直成線，保持工程質量動態達標。

2、工作麵所有支架必須達到初撐力，前梁接實頂板，及時伸出伸縮梁，打出護幫板，以防煤壁片幫造成冒頂，並加強對支架的維修工作，特別是保證支架前梁、伸縮梁、護幫千斤頂的完好，杜絕竄、漏液現象。

3、工作麵停采時要編製停采安全技術措施，加強頂板管理。

第三節　　兩順槽及端頭頂板管理

一、工作麵兩順槽的超前支護

(一)支護方式和範圍

1.輔順超前支護采用ZT107000/22/38型支架支護，超前支護距離不小於40m。

2.膠順超前支護采用ZT24500/18/35型支架和單體配合鋼梁(3.8m“π”型鋼或工字鋼)一梁三柱支護，超前支護距離不小於60m。

3.超前支護範圍以外的巷道出現頂板離層、墜網、破碎嚴重等異常情況時，必須及時采取打點柱、架棚等措施，並及時向礦有關部門彙報。

4.順槽巷道架設抬棚：使用3.8m“π”型鋼或工字鋼架設抬棚時，根據現場確定一梁兩柱或一梁三柱;架設板梁棚時，柱距1.0m，支護位置及距離根據現場確定。影響超前支架前移的鋼梁與單體