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1、编号：时间：2021年x月x日书山有路勤为径，学海无涯苦作舟页码：第- 71 -页 共71页第一章 概况第一节、工作面位置及井上下关系一、工作面的位置81102工作面位于+787水平一采区内，工作面标高为+788.5+842.1m，平均标高为+815.3m，该工作面走向长度为1207m，倾向长度为180m，面积为217260， 81102工作面东部为尚未掘进的81104工作面，南部为东回风、东胶带、东轨道大巷，西部为杨林头村庄刘家垴、杨林头村、风井广场保护煤柱（阳煤地字200950号），北距本矿矿界20米。二、地面相对位置81102工作面地表位于杨林头村庄以东，横跨前头沟和泉沟。地面标高为+1
2、151+1260m，平均标高为+1205.5m。（见附图2）三、回采对地面的影响由于对应的地面无设施，故回采对地面无影响。四、工作面相邻的采动情况以及影响范围81102工作面为+787水平北翼采区的首采工作面，进回风巷顶板和煤帮的压力都相对不大。第二节 煤层一、煤层厚度81102工作面所采的煤层为81#煤层，煤层厚度为1.72.4m，平均厚度为2.02m，总体变化情况不大。二、煤层产状该工作面总体形态是走向为北高南低的单斜构造，煤层倾角210，平均6。三、煤层情况81102工作面的煤层属于简单结构煤层，不含夹石，呈块状，以镜煤为主，其次暗煤、丝炭，属光亮型煤，煤层的可采系数为1，变异系数为9%
3、，煤层总体稳定。四、煤质情况（表1）Mt(%)Ad(%)Vd(%)Qnet,ar(MJ/kg)Fc(%)St,d(%)工业牌号2.314.609.17689076.230.59WY3第三节 煤层顶底板一、煤层顶板（表2）顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征基 本 顶细砂岩3.58灰色，成分以石英为主，少量云母，泥质胶结，具水平层理。直 接 顶砂质泥岩5.08性脆，断口参差状，夹粉砂及细砂岩条带，具水平层理。伪 顶不发育二、煤层底板（表3）底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征伪底不发育直接底泥岩1.20性脆，断口较平坦，含黄铁矿，比重较大。82#煤层1.57煤层，以镜煤为主。基本底砂质泥岩4.07含
4、大量植物根茎化石，砂质泥岩中含砂不多。三、工作面地层综合柱状图（见附图1）第四节 地质构造一、断层掘进该工作面过程中，共揭露8条断层（见附图3），具体如下: （表4）构造名称走 向倾向倾角性 质落 差（m）对回采的影响程度F1N50ESE30正断层0.8无影响F2N70WNE50正断层1.1预计向工作面延伸20米F3N30ENW40正断层1.8预计向工作面延伸20米F4N40ESE50正断层1.1无影响F5EWS40正断层0.8预计向工作面延伸20米F6SNE45正断层1.4预计向工作面延伸15米F7N40ENW27正断层1.5预计向工作面延伸20米F8SNE20正断层0.5预计向工作面延伸2
5、0米二、陷落柱1、81102工作面掘进过程中进风巷遇 X10、X13陷落柱、回风巷遇X11陷落柱，预计X13对回采影响很大、X10对回采无影响。2、预计81102工作面在回采过程中会出现隐伏陷落柱。三、其他因素根据81#煤层的沉积特征，预计在回采过程中会出现煤层沉积变薄区。第五节 水文地质一、含水层的分析本面水文地质条件简单，主要充水因素为山西组砂岩裂隙含水层。1）K7砂岩裂隙含水层：位于8 1号煤之上，是开采8 1号煤的直接充水含水层，厚度变化较大，裂隙不发育而且裂隙多被泥质充填。2）3#煤顶板砂岩裂隙含水层：是开采8 1#煤的间接充水含水层。据坪头勘探区山西组混合抽水试验资料，水位标高10
6、03.07799.49m，单位涌水量0.00040.0281L/ sm，渗透系数0.0015m/d，山西组砂岩裂隙含水层组富水性弱。二、工作面涌水量根据掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料，预计本面回采过程中正常涌水量3m/h，最大涌水量20m/h。防治水措施：在工作面开采时应配备不低于40m/h能力的排水设施，以便及时排除工作面积水。第六节 影响回采的其他因素（表5）其他因素特征瓦斯绝对瓦斯涌出量：58 m/min煤尘不具有爆炸性自燃不具有自燃发火倾向性，不易自燃抗压强度（MPa）煤层夹矸直接顶老顶直接底38170163.81274381701地质部门对回采的建议：1、钻孔D390钻孔为19
7、59-1960年原山西省煤管局阳泉矿务局119队施工，其81#煤层底板标高与实测81#煤层底板标高误差较大，说明书编制过程中未采取该钻孔资料，有待在实际开采过程中进一步核实81#煤层底板标高。2、81102工作面进回风巷共揭露八条断裂构造，断层附近顶板破碎，建议提前采取措施，加强顶板管理工作。3、工作面开采时应配备不低于40m/h能力的排水设施，确保工作面低凹处积水及时排出。4、工作面开采过程中，如遇煤层沉积变薄区、软煤带，预计瓦斯浓度会增大，建议通风部门在沉积变薄区、软煤带及以外30米范围内向推进方向设计补打瓦斯卸压孔。第七节 储量及服务年限一、储量（表6）走向长（m）倾斜长（m）面 积（m
8、2）煤 厚（m）容 重（t/m3）工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)12071802172602.021.3760124595571183二、服务年限根据公式：工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度 =1207/129.6=9.3（月） 其中，月设计推进长度的计算为：月设计推进长度=月生产天数每天正刀循环总数循环进尺正规循环系数=3080.690%=129.6m第二章 采煤方法本工作面采用倾向长壁一次采全高的采煤方法，采用全部垮落法管理工作面顶板。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况81102工作面开采一采区81#煤， 此工作面为倾向长壁布置，工作面进回风顺槽、尾巷、
9、切巷均沿81#煤层顶板布置。二、采煤工作面进风巷81102进风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该工作面的进风、运煤、运料。进风巷内布置有规格：DN80型的压风管和静压水管各一路，DN50型乳化液管和排水管各一路，布置在皮带机上方。靠采帮处敷设轨道，并在靠近工作面的地点设有设备列车，安设移动变电站、乳化泵站等设备；靠煤柱帮安设桥式转载机和胶带输送机；巷中吊挂电缆线。 三、采煤工作面回风巷81102回风巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+
10、网+木托板支护，进风巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该工作面的回风、运料。巷内布置有：DN80型的压风管和排水管各一路，DN50型静压水管一路，巷中敷设有轨道。 四、采煤工作面尾巷81102尾巷为矩形断面，掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护，帮部采用锚杆+网+木托板支护，巷道净宽4.3m，净高2.6m，断面积11.18m2，主要用于该工作面的回风用。五、采煤面切眼 81102切巷为矩形断面，掘进时采用钢带锚索锚杆塑钢网联合支护，进风巷道净宽6.0m，净高2.4m，断面积14.40m2，其内安装有工作溜、支架、采煤机。六、81102工作面布置平面图及巷道断
11、面图（见附图3）第二节 采煤工艺一、采煤方法81102工作面采用倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。本工作面煤层厚度平均2.02 m，采煤机可采高度1.603.00m，支架高度1.503.20m，工作面有效采高控制在2.4m；煤机滚筒截深为0.6m，确定循环进尺为0.6m，采煤机割煤高度2.4m，一次采全高。二、回采工艺：双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀， 往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，全部垮落法处理采空区。三、采煤工艺流程（见附图4）采用端头斜切进刀方式进行割煤，即在两端头自开缺口斜切进刀，进刀距离25m，采高控制在2.4m
12、左右，每刀进度0.6m，正常情况下采煤机牵引速度控制在35m/min。进刀顺序为：（一）采煤机割透端头后，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方向，随工作溜弯曲段切入煤壁，随后追机移架、推溜、移机头或机尾。（二）当采煤机斜切进刀后，停止割煤，调换滚筒上下位置换向牵引割三角煤。（三）割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，拉空刀至进刀处正常割煤，追机移架、推溜、移机头或机尾。四、割煤过程中应注意以下事项：（一）如果遇到工作溜负荷大，采煤机要减速或停止割煤，严禁超速割煤。（二）一般情况下，必须按煤层坡度沿顶底板割煤，不割顶底板。在遇到小型构造，可适当调整坡度（最大不能超过15o）。构造过完后，尽
13、快找到顶底板沿顶底板割煤。（三）采煤机运行过程中，正副司机要配合好，正司机要站在采煤机操作按扭旁，掌握开停，用遥控器控制速度和前滚筒位置，应注意支架顶梁，严禁采煤机割顶梁。副司机站在采煤机后摇臂3米范围外用遥控器控制后滚筒情况。（四）机组割两端头时，先停机检查端头煤壁处有无杂物，有杂物先清除。工作人员站在5m以外有掩体的安全地点，机组司机站在机身落山一侧掩体后操作，以防锚杆甩出伤人。牵引速度适中，锚杆松动后，切断采煤机电源闭锁工作溜，专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆后，方可开机割煤。（五）机组割煤时，回风侧严禁有人，回风横贯至风门间安设栅栏上锁，钥匙由工作面跑片瓦检工掌握，割煤期间禁止人员
14、入内。（六）在有突出危险的工作面，机组向机头方向割煤时，下风侧不得有人；需要移架时，必须先停机组然后移架再割煤。四、正规循环生产能力计算=1800.62.41.370.95=337.3 （t）式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面平均长度，m；S工作面循环进尺，m；h工作面设计采高，m；煤层密度，t/m3；c工作面采出率，%。第三章 设备配置 一、采煤机采煤机选用MG250/600AWD型，功率600KW，采高1.63.0m，额定电压1140V，截深0.6 m，牵引速度: 012m/min，滚筒直径：1600mm，调速方式：交流变频调速，牵引力580KN，最大截高3023mm，下切深度3
15、49mm。二、液压支架的主要技术特征：1、液压支架工作面安装有121架型号为ZZ-4200/1.5/3.2的支撑掩护式液压支架额定供液压力：31.5MPa高度：最低1500mm；最高3200mm宽度：最小1430mm；最大1600mm额定初撑力：3770KN额定工作阻力：4200KN对底板比压(平均值)：1.9MPa支护强度：0.7MPa适应角度122、单体液压支柱型号：DZ2.8 DZ3.15 DZ2.5 伸缩行程：800mm额定工作载荷：250KN额定工作液压：318Kg/c油缸直径：100mm泵站压力：31.5MPa初撑载荷：11.815.7T底座面积：109 c三、运输设备1、刮板运输
16、机运输机型号：SGZ-764/630（中双链) 1）电机功率：315KW 2）运输能力：900T/h 3）链速：1.12 m/s4）电压：1140/660V5）长度：200m6）冷却方式：水冷7）中间槽尺寸:1500764305mm2、桥式转载机一部，其型号：SZZ-764/132（中双链)1) 电机功率：132KW2) 运输能力：1000T/h3) 电压：1140V4) 链速：1.33m/S5) 转速：1480r/min3、破碎机一部，型号为PCM110，技术参数为1) 破碎能力：1000t/h2) 外型尺寸：354017851740mm3) 破碎锤头数：4个4) 电机功率:110KW5、可
17、伸缩带式输送机两部，型号为SJJ1000/160，技术参数为1) 电机功率：160KW2) 运输能力：800t/h3) 传动滚筒直径：630mm4) 带宽:1000mm5) 带速:2.5m/s6、辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD25、JD-11.4型调度绞车，JM14型回柱机， JW75B型梭车，其主要技术参数如下：JD25型调度绞车，其主要技术参数如下：1) 型号：JD252) 静拉力：18KN3) 钢绳直径：15mm4) 转速：1470r/min5) 电机功率：25KW6) 钢绳速度：0.7731.399m/s7) 绳容量:400m8) 滚简直径:550mmJD11.
18、4型调度绞车，其主要技术参数如下：1) 型号:JD-11.42) 静拉力:9.8KN3) 绳径:12.5mm4) 绳速:26-72m/min, 平均44m/min5) 绳容量:400m6) 滚简直径:550mm7) 外形尺寸:1100765730mmJM14型调度绞车，其主要技术参数如下：1) 型号:JM142) 静拉力:140KN3) 绳径:22mm4) 平均绳速:8.7m/min5) 绳容量:150m6) 减速比：1757) 滚简直径:550mm8) 功率：18.5KWJW75B型梭车，其主要技术参数如下：1) 型号: JW75B2) 最大牵引力：80KN3) 电机功率：75KW4) 速度
19、：双速，0.67/1.12 m/s5) 绳径: 22mm6) 滚简直径：1200mm四、泵站1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB200/31.5型两台，喷雾泵选用PWB55/6.3型一台，注水泵3ZSB13517型一台，瓦斯移动泵ZWY110/132型一台，主要技术参数如下:1）乳化泵:型号: WRB200/31.5 公称流量 :200L/min 公称压力 :31.5MPa电机功率 :125KW 2）喷雾泵:型号: BPW320/10M公称流量:320L/min公称压力:10MPa电机功率:75kW3）注水泵:型号: 3ZSB13517额定流量:102L/min额定压力:15MPa电机功率
20、:30kW4）瓦斯移动泵:型号: ZWY110/132最大抽速:110m3/min极限真空:160hPa电机功率:132kW第四章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、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m4.76-5.305.08基本顶厚度m2.84-5.103.58直接底厚度m1.10-1.451.202直接顶初次垮落步距m8-208-203初次来压来压步距m50-6050-60最大平均支护强度kNm2510510最大平均顶底板移近量mm100-120100来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m12-2515-
21、25最大平均支护强度kNm2470470最大平均顶底板移近量mm100100来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度kNm2451451最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m007底板容许比压MPa18188直接顶类型类119基本顶级别级II10巷道超前影响范围m20202、经验计算支护强度支架支护强度式中： Pt工作面合理的支护强度，kNm2；h采高，m；顶板岩石容重，kgm3，一般可取 2.5103 kgm3；k工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，根据具体情况合理选取。取8倍采高计算。经验计算支护强度：Pt9.812.402.51038470.88 KN/ m2
22、3、现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt=510 KN/ m24、工作面条件与支架适应条件对照表 （表8） 项目工作面实际条件支架参数采高/m2.41.53.2倾角（）2-1012煤厚/m1.7-2.43.2硬度f610支护强度/(kN.m-2)510630-690底板比压/(kN.m-2)18000320顶板类（级）别I级一类支撑掩护式5、支护设备选择81102工作面支架共121架，型号为：ZZ4200/1.5/3.2,从进风到回风顺槽依次编号为1121号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，该工作面选用ZZ4200/1.5/3.2型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时
23、，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用该类支架能满足要求。二、两巷超前支护支护强度验算超前段支护在静压状态下顶板载荷：=25000.81=2.025(kN/m2 )其中 =2.11(m)； =2.51(m)进、回风超前段顶板载荷：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）Q进、Q回=3Q顶=3顶（RPH/2）=32025=6.075 (kN/m2 )顶板总压力： F顶 =LaQ进=204.36.075=522.45(kN)进风锚网支护：F锚网= n补N破 =1023010%=230(kN)单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网=522.45-230=292.45(kN)Pt=
24、 F单/S= F单/(aL)=292.45/（4.320）=3.4(kN/m2 )式中：顶顶板岩石平均容重， kg/m3； 补强锚索的支护效率，%；RP塑性区半径，m；Q顶静压情况下顶板载荷，kN/m2 ； Z巷道埋藏深度，m；R0矩形巷道外接圆半径，m；内摩擦角，取 45；C粘结系数，取4；H巷道高度，m；a巷道宽度，m；L超前维护距离，取20m；Q进、Q回进、回风超前段顶板载荷，kN/m2 ； n补补强锚索的根数，根N破补强锚索的破断力，kN；F锚网进、回补强锚索风承载力，kN；F单进、回风单体柱承载的顶板压力，kN；Pt进、回风顶板载荷，kN； 支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算：
25、=0.990.950.90.951.0250=201.03( kN)式中：Rt支柱实际支撑力，kN；R支柱额定工作阻力，kN；k支柱阻力影响系数，可以参考表9。支柱阻力影响系数表（表9）项 目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数kg0.990.910.5增阻系数kz0.950.850.7不均匀系数kb0.90.80.7采高系数kh1.4m152.2m152.2m1.00.950.95倾角系数ka10112526451.00.950.9注：表中系数根据矿压观测成果统计，适应一般工作面条件。合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算：=3.4/201.03=0.02式中:n支柱密度，根m2；Pt进、
26、回风巷顶板载荷，kN；Rt支柱实际支撑能力，kN根。实际支柱密度：=（50+50）/（20+20）4.2 =0.60式中：n实实际支柱密度，根m2； n总超前实际支柱总数，根； S超前支护面积，m2；根据计算结果，知 n实n，满足支护要求。三、选择合理的控顶距在满足安全生产的前提下，控顶距不得大于0.34m。四、计算柱鞋直径柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。=2001.24=247（mm）式中：铁鞋的直径，mm；Q底板比压MPa。五、乳化液泵站的选择1、泵站及管路选型、数量乳化泵选用WRB200/31.5型两台；高压输液管路选用高压
27、胶管。2、泵站设置位置泵站安设在进风顺槽距离工作面80150m的位置，并随工作面的推进跟设备列车前移。3、泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%5%，要加强支架与乳化液泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。第二节 工作面顶板控制工作面安装支架总数121架，支架型号为：ZZ4200/1.5/3.2型支撑掩护式支架,支护宽度为: 1.431.60m,支护面积为:4.995m2,支架中心距为1.50m,工作面最大控顶距为4530m,最小控顶距为3930m,放顶步距为0.6m。一、正常工作时期顶板支护方式液压支架采用邻架操作，及时支护的移架方式，移架步距0.6m。推溜滞后采煤机后滚筒不少
28、于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。（一）移架顺序为：1、正常情况下，移架滞后采煤机下滚筒35架进行，降架幅度控制在0.2m以内，移架时，应观察好周围环境，操作时缓慢送液，移出支架后，端面距不大于0.34m。当顶板破碎、煤帮松软或滚帮大时，停止采煤机和工作溜运行，采用提前移架、支顺巷板梁等方式维护顶板，移架采用带压移架的方式进行。2、端头移架时，利用顺槽的回柱机先拉住工作溜的机头（机尾）或用单体柱顶住机头（机尾），再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸出，然后移架；移架时回柱机钢丝绳牵引区内及后5米严禁有人，移架人员要站在邻架立柱间的安全地点，其他人员必须全部撤至距移架处5m以外的安全地点，
29、且必须停止工作溜运行，机头移端头架还必须停止桥转机运行。3、移架时，严禁人员站在推拉板上和从支架下面通过，且观察人员要站在有掩体的安全地点，防止架间掉矸伤人。4、支架移出后必须成一直线，如遇移架千斤发生故障，须停止割煤，处理好后方可移架。5、支架升起后，顶梁要平且严密接顶，不得出现仰头或低头现象，立柱要给足初撑力。操作完毕后，手把打回零位。6、移架操作执行回采操作规程第161179条中有关规定。（二）工作面支护要求：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、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于90KN。3、采煤机割煤后，要及时移架，移
30、出的支架与采煤机后滚筒的距离一般不超过8m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理 :1、工作面初采，老顶初次来压前必须编制专项安全技术措施。2、工作面老顶初次来压和周期来压期间，应加强顶板来压的预测预报工作。3、工作面支架以及进、回风顺槽所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，防止出现端头冒顶。5、工作面末采时要编制专项末采安全技术措施，加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：加强回采期间过
31、断层及顶板破碎时的顶板管理工作。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；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时移架的方法维护顶板。1、当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片帮、压力大等严重情况，必须加强临时超前支护，工作人员进入工作溜进行构顶和进行临时支护前，工作面的采煤机、刮板输送机等设备，必须停电锁开关挂停电牌，并严格执行“敲帮问顶”制度，确认安全后方可工作，否则，严禁人员进入工作溜。2、处理顶板条件差时，必须从顶板条件好的区域逐渐向条件差的区域进行维护，严禁空顶作业。3、进行顶板维护时，首先用长柄工具找掉危岩悬矸，进行好临时支护，护好顶帮，
32、严防冒顶、片帮，确认安全后方可进行维护工作。4、进行顶板维护时，首先要清理好安全退路，保证安全出口通畅，并设专人监护顶板，前后5架不得动作，严禁空顶作业和多架同时作业。5、确保顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好，液压支架支撑状态良好，不挤、不咬、不歪，并达到初撑力；顶板维护后，接顶要严密。6、采煤机在顶板条件差的区域割煤时，必须放慢割煤速度，当出现顶板冒顶时，要及时返机，必要时必须停机移架或超前移架，且割一架，移一架，人员在安全区域下操作。三、支护强度校核 （一）根据南翼采区工作面的矿压观测结果，预计本工作面最大顶板载荷强度P=0.51MPa，而PS=0.630.69MPa，可见PPS
33、，则支架满足支护强度要求（二）底板比压校核根据工作面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压：D=P支架支护面积/支架底座面积=1.5MPa工作面地质说明书提供的煤层底板抗压强度S=38.170.1MPa,与计算结果D比较，可见SD，则支架对底板比压符合要求。第三节 进、回风巷及端头顶板控制一、进、回风巷超前支护方式进、回风巷采用超前维护形式管理顶板，进回风顺槽超前维护距离不少于20m。维护形式为：（一）进风超前维护1、超前工作面20m范围内，在进风巷的巷中离桥转0.3m处支设两趟单体帽柱，巷中帽柱成对支设，巷中两趟帽柱之间的中心距为0.3m，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/2
34、20cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前工作面10m范围内，在进风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。（二）回风超前维护1、超前工作面20m范围内，在回风巷巷中支设两趟单体帽柱，帽柱排距1.0m，巷中帽柱成对支设，间距0.3m，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。2、超前工作面10m范围内，在回风巷距采帮0.5米处支设一排单体帽柱，帽柱打在顺槽钢带下，每排钢带一根，柱帽规格：1/220cm0.5m的两开木，单体柱穿鞋，拴防倒绳。（三）其他1、如遇顶板压力
35、大时，可根据实际情况将进回风巷中单体帽柱改为两趟顺巷抬棚，两趟顺巷抬棚相互交错一半支设，中心距为0.3m，其中顺巷抬棚选用2204200mm的一面平优质圆木，大梁与顶板金属网用不少于2道铅丝捆绑牢固，一梁四柱，单体柱必须穿鞋，拴防倒绳。 2、遇顶板破碎，下沉量大的地方支进度棚，排距0.9 m，一梁不少于三柱（进度棚梁选用2204200mm的一面平优质圆木），单体柱穿鞋，拴防倒绳。3、两顺槽超前维护随落山放顶及时向外移,移超前维护时必须坚持“先支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。二、工作面端头顶板管理（一）工作面端头顶板管理采用顺巷交错抬棚维护端头，抬棚交错一半支设，双趟
36、交错抬棚中心距为0.3m，棚梁选用2204200mm的一面平优质圆木。抬棚深入落山不超过0.2m，并随落山放顶及时向外移。移端头维护时必须坚持“先支后回”的原则，在所移抬棚一侧支设相应的临时帽柱再回柱移梁。如果端头压力较大，除正常支护外可根据压力大小情况增加不少于一趟顺巷抬棚，每加一趟棚必须与其相邻的顺巷棚相互交错一半支设，相邻两趟棚的间距为0.3m，单体柱初撑力不少于90KN。（二）两巷落山侧的顶板管理进回风顺槽在支架掩护梁末端最近的钢带下支设切顶密柱，切顶密柱每米不少于3根，均匀布置，木帽规格：1/220cm0.5m的两开木，密柱外紧跟一组戗棚。进回风落山采用退锚机退锚放顶。退锚时，必须有
37、专人监视顶板，退锚人员站在切顶密帽柱外侧安全地点操作，正常情况下从支架前两排钢带开始退锚。随工作面的推移，要及时在支架切顶线和密柱切顶线之间靠支架侧顺支架打一排单体帽柱维护顶板，柱距不大于0.5m，并且支架切顶线距切顶密柱的距离最大不能超过2m，超过距离必须及时回撤，桥转机尾落山侧必须保持两排柱（含切顶密柱）。（三）进回风顺槽采帮侧的管理顺槽采帮侧超前工作面35m回收托板和金属网。顶板破碎地段，只回收最下面一排托板，剩余的托板和金属网由生产班过机头（机尾）时回收。如果顶板破碎如果顶板破碎必须加支一趟顺巷抬棚挤死煤帮，如果成对加设顺巷抬棚必须交错一半支设，单体柱必须穿鞋，拴防倒绳，一梁不小于四柱
38、，初撑力不少于90KN。维护好后清理干净巷中浮煤。（四）进回风三角处管理进回风顺槽向工作面拐弯处，采帮侧顶、帮塌落，形成三角地带，空顶面积大，存在安全隐患，需采用支棚进行维护。1、棚梁采用1/2220mm3.0m两开木或220mm3.0m一面平圆木，顺槽一侧棚梁梁头带单体柱，靠工作面一侧梁头搭在液压支架前梁上，靠采帮支设，空顶超过1米时支设两架，并在两开木或圆木上用1.2米两开木或破板构顶，顶板冒落高度在0.5米以下时必须接顶，超过0.5米时必须蓬顶，蓬顶时顶部铺设金属网。2、梁头不能搭在液压支架前梁上时，采用倒挑棚形式进行维护，顺槽一侧棚梁靠梁端支设两根单体柱升紧将两开木板梁支牢，并按第一条
39、规定构顶或蓬顶；顺槽超前维护防碍支设棚梁时，不平处要进行支垫，保证倒挑棚不能成射箭状态；倒挑棚排距0.5-0.6米。3、人员进入工作地点支棚前和构顶前严格执行敲帮问顶制度,处理危岩活矸时采用两人配套，一人观察顶板，一人用长柄工具处理。在溜子道作业人员必须站在支架掩护梁下作业，严禁空顶作业。4、人员进入溜子道在倒挑棚下加支单体柱前必须进行第二次敲帮问顶，处理危岩活矸，支设单体柱时人员必须站在支架掩护梁下作业，所支单体柱以不影响第一次推移机头为宜。5、支设棚梁时必须三人协作进行，两人扶梁，一人使用单体柱将其升紧撑牢。6、维护时要闭锁工作溜及机组并且锁开关挂停电牌，作业地点前后3架支架不得动作（维护
40、机尾时为作业地点前3架），机组与作业地点的距离不得小于10m。7、拉架后必须及时将倒挑棚靠工作面一端挑起，同时回收工作面内的单体柱。8、机头、机尾清煤人员处理大块过程中，必须有专人监护顶板及采帮情况，工作溜开动期间机头禁止人员进出工作面。（五）支护质量控制1、单体柱拴防倒绳，并纵横成线,偏差小于50mm，。2、单体柱必须支到实底,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于90KN，并有现场检测手段。3、两巷单体支柱均穿铁鞋或木鞋支护，铁鞋规格：25025014mm。木鞋规格：220mm4.2m的两面平圆木，铁鞋小链要顺时针盘在柱体上，挂钩挂住单体手把。4、所有单体液压支柱三用阀方向一致,出液口朝
41、向落山。5、进风巷及端头所支设的20cm4.2m一面平圆木，如果出现压烂、压断的情况，必须及时更换新的棚梁。6、进回风巷及端头处的安全出口高度不得低于1.8m, 人行道宽度不得小于0.7m。三、支护材料使用数量、备用数量（一）工作面正常需要单体液压支柱150根，铁鞋150个或木鞋220mm4.2m的两面平圆木20根，大梁220mm4.2m的一面平圆木6根，1/2220mm3.0m的两开木4根，1/2220mm0.5m的两开木柱帽130块。（二）为保证超前支护的数量和质量，在进回风顺槽保证存有6根220mm4.2m一面平优质圆木、30块木托板和50根单体柱作为备用，便于及时更换坏柱和坏梁。（三）
42、备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、规格、负责人等内容，并由专人负责，材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道。四、退锚要求81102进回风顺槽顶板为锚网、钢带联合支护，必须对进回风落山进行退锚索放顶；退锚采用液力退锚机进行，退锚器型号为TM-50。如压力大，顶板在密柱切顶线后2 m能冒落，可不退锚。回风贯眼前后5米内不退锚以保证贯眼的形状，正常通风。五、工作面支架布置图（见附图5）第四节 矿压观测一、矿压观测内容81102工作面的矿压观测研究内容主要有：工作面综采液压支架工作阻力观测、进、回风超前支护范围内单体液压支柱阻力观
43、测以及支护质量动态监测。通过对81102工作面进行现场矿压观测，掌握工作面推进过程中的支架工作状况和两顺槽超前顶板压力情况，分析工作面围岩（煤层）超前支承压力影响范围和分布特点，以及顶板、煤层稳定性，对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。并为我矿开采81#煤层的事故预测和动力信息基础研究提供必要数据，最终实现安全高效开采。二、观测方法 （一）支架阻力的观测工作面支架工作阻力实时观测。采用山东科技大学中天电子有限公司生产的YHY60型矿用液压支架测力仪，安装在所需观测的支架上，获取支架立柱及平衡千斤工作阻力变化的数据。该测力仪采样频率可调，一般设定采样周期为10 min/次。采集数据寄存在存储器内，由便携式数据采集器，每2天采集1次，采用红外线传输方式采集数据，在地面输入计算机，通过相关软件进行数据分析，通过观测支架的工作阻力变化情况，用以研究工作面顶板（上覆岩层）的运动状态和支架的工作状况，测定支架有关工作参数，分析支架与围岩的相互关系，评价支架对工作面顶板条件的适应性，为以后工作面支架选型提供依据。81102工作面采长180米，安装支架120架，根据集团公司有关测站布置的要求，设置上、中、下三个测站，观测支架8架，共安装测力仪8台，每个测力仪分别记录支架立柱、平衡千斤压力，具体位置和编号如下（表10）测站上测站中测站下测站测力仪编号33#