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1、第一章 概 况第一节 工作面位位置及井井上下关关系13077工作面面位于-8000胶带暗暗斜井以以北，西为为13005采空空区，东为待待放13309工作面面，北为为F33断层层，南为为F34断层层，具体体位置及及井上下下关系如如表一所所示。表一水平名称称-3800水平采区名称称13000采区地面标高高+56+577.1mm井下标高高4100480m地面的相相对位置置13077采煤工工作面工工业广场场以东，小小屯村以以南，为为大面积积农田。回采对地地面设施施的影响响地面无任任何大的的建筑物和和构筑物物，13007工作作面的回回采对地地面不会会有影响响。井下位置置及与相相邻关系系13077采煤工工
2、作面位位于-3380水水平大巷巷以东，FF34断断层以北北， FF33断断层以南南，西为为13005采空空区。走向长度度（m）2162088212倾斜长度度（m）5088070面积（mm2）148440第二节 煤层本工作面面设计开开采煤层层为3层层煤，通通过地质质资料分分析和113077采煤工工作面顺顺槽揭露露情况，该该工作面面范围内内，3煤煤层赋存存较稳定定，煤层层的厚度度在56.7之间。具具体情况况如表二二所示。表二煤层厚度度（m）56.75.8煤层结构构较简单煤层倾角角（度）418811开采煤层层3硬度1.81.99煤种气煤稳定程度度较稳定煤层情况描述13077采煤工工作面位位于-338
3、0mm水平，开开采煤层层为山西西组第33层煤，煤煤层厚度度在56.77m之间间，平均均为5.8m。煤煤层结构构简单，属属于半光光亮光亮型型煤，具有条条带状结结构，层层状构造造，3煤煤层中间间有02层夹夹矸，夹夹矸为浅浅灰色泥泥质砂岩岩，厚度度0.221m，工工作面沿沿伪倾斜斜方向开开采。煤煤层产状状：倾向向751000，倾角418。根据巷道道揭露情情况及地地质报告告，此工工作面内内煤层有有FI5断层层贯穿,对煤的的回收及及煤质有有一定的的影响。 附图1：工作面面地层综综合柱状状图（11：2000）。第三节 煤层顶底底板煤层顶底底板情况况表 表三三顶、底板板名称岩石名称称厚度特征老顶中细砂岩岩5
4、8mm灰灰白白色，厚厚层状，矿矿物成分分以石英英长石为为主，含含绿色及及黑色物物颗粒，硬硬度较大大，局部部易风化化，不易易冒落。直接顶粉细砂岩岩23.6m灰深灰灰色，含含大量黄黄铁矿晶晶片、大大量植物物茎、叶叶化石，底底部含泥泥质较多多，易冒冒落。直接底粉细砂岩岩2.65.88m灰灰黑黑色，泥泥质胶结结，层状状，含黄黄铁矿片片晶，富富含植物物根茎化化石。老底中细砂岩岩5.612mm灰白色，较较坚硬，中中厚层状状，裂隙隙较发育育，属弱弱含水层层，局部部遇水易易风化。第四节 地质质构造断层名称称倾向倾角断层性质质断层落差差（m）对回采的的影响F3419065正20330南部边界界，对回回采无影影响
5、FI5170188050正7100采面内部部断层，对对回采影影响较大大FI422160188050正15北部边界界断层，对对回采影影响不大大。FI055-1340350060正12西北部边边界断层层，对回回采采面面后头有有一定影影响。F33-1155166060正20330北部边界界，对回回采无影影响。FI077-1150177070正1下顺槽揭揭露断层层，位置置在距切切眼向外外约422米处，采采面回采采时破底底。FI077-216570正1下顺槽揭揭露断层层，位置置在距切切眼向外外约200米处，采采面回采采时破底底。FI077-3160188070正1下顺槽揭揭露断层层，位置置在距切切眼向里
6、里约100米处，对对回采无无影响。FI077-4150166050正0.5上顺槽揭揭露断层层，位置置在距切切眼向外外约900米处，对对回采无无影响。一、断层层情况以以及对回回采的影影响据13007工作作面顺槽槽掘进的的情况分分析及有有关的地地质资料料，13307工工作面附附近存在在以下断断层(见见表四)，由于于本区地地质构造造较复杂杂，在本本工作面面内还可可能存在在落差较较小的断断层，对对回采影影响较小小。断层情况况表 二、钻孔孔情况以以及对回回采的影影响根据地质质勘探资资料，本本采面内内无钻孔孔资料。三、 褶曲情况况以及对对回采的的影响 本矿区区位于汶汶泗向斜斜的北翼翼，总体体为一背背斜构造
7、造，但该该面内褶褶曲构造造不发育育，对回回采无影影响。四、 其他因素素对回采采的影响响 根根据矿区区内揭露露和周边边矿区的的资料，本本工作面面无陷落落柱，无无火成岩岩侵入。附图2：工作面面上顺槽槽、下顺顺槽及切切眼地质质素描图图（1：5000）附图3：13007采煤煤工作面面煤层底底板等高高线图（1：10000）第五节 水文文地质一、含水水层（顶顶部和底底部）分分析1、本工工作面33煤层顶顶底板都都为弱含含水层，在在回采过过程中个个别地点点会有淋淋水现象象，会增增加一定定的回采采难度，预预计采面面正常涌涌水量00.5mm3/h,，最大涌涌水量33m3/h。2、煤层层下距三三灰600m左右右，且
8、三三灰属弱弱中等等含水层层，距离离较远，对对回采无无影响。3、根据据井下巷巷道揭露露及钻探探资料分分析，边边界断层层不含水水、不导导水。4、13305采采空区经经钻探验验证，无无采空区区积水，无无突水危危险。二、其他他水源分分析该工作面面内无钻钻孔，不不会出现现钻孔涌涌水现象象。三、涌水水量根据上顺顺槽、下下顺槽、切切眼施工工揭露，该该区内涌涌水量实实测为00.011-0.5m33/h。预预计该工工作面正正常涌水水量0.5m3/h，最最大涌水水量3m3/h。总之，该该工作面面水文地地质情况况简单、含含水层水水量清楚楚，无突突水威胁胁，回采采过程中中要坚持持“预测预预报、有有疑必探探、先探探后掘
9、、先先治后采采”的原则则，以保保证安全全生产。第六节 影影响回采采的其它它因素 影响响回采的的其它地地质情况况表 表表五瓦斯属低瓦斯斯矿井，瓦瓦斯绝对对涌出量量为0.03 m/miinCO2瓦斯绝对对涌出量量为0.03 m/miin煤尘爆炸炸指数爆炸性极极强，属属爆炸性性煤层，爆爆炸指数数为411%448%。煤的自然然发火期期61天地温危害害无冲压危害害 无无 第七节 储储量计算算一、储量量13077采煤工工作面，煤煤层赋存存较稳定定，煤层层结构简简单，可可采储量量为11187779t，回回采率为为86%，回采采煤量11021150tt，损失失煤量1166229t。根据13307工工作面顺顺槽
10、揭露露情况，工工作面内内部FII5断层层将对采采面的推推采产生生一定影影响，该该断层损损失煤量量为58800tt。二、采煤煤工作面面服务年年限结合工作作面实际际情况和和矿年度度计划，每每月产量量按1225455吨计算算，服务务时间为为8个月。 工工作面服服务年限限=工作作面可采采储量/月产量量 =11021150/125545=8月第二章 采煤煤方法第一节 巷道道布置一、采区区设计、采采区巷道道布置概概况-3800水平113000采区由由泰安市市煤炭工工业管理理局批复复，13307工工作面生生产系统统，是利用用-8000轨道暗暗斜井及及13000北翼翼采区轨道道下山，13000北翼翼采区皮皮带
11、下山山，分别别与13307采采面上、下顺槽槽联络巷巷相联形成成13007采面面的通风、运运输等生生产系统统。二、采煤煤工作面面上顺槽槽（回风风顺槽）、下下顺槽（进进风顺槽槽、运输输顺槽）采煤工作作面上顺顺槽与下下顺槽，均均沿煤层层底板布布置，支支护采用用矿用111#“工”字钢架架棚支护护顶板，梯梯形断面面。上、下顺顺槽棚距距0.88m，上上净宽11.988m，下下净宽33.177m，净净高2.23m，净净断面积积5.774m2。上顺槽主主要用于于回风、辅助运输，下顺槽主要用于进风、运煤。由于本工工作面FFI5断层层落层较较大，且且为平行行工作面面的断层层，工作作面过此此断层前前进行调调面，调调
12、前头，采用斜斜交方式式过此断断层。过过此断层层时，工工作面由由断层下下盘推至至上盘，要加强支护密度与强度，方式为在支架空档里加支走向板棚与斜撑柱。三、采煤煤工作面面切眼工作面切切眼沿煤煤层底板板布置，采采用矿用用11#“工”字钢架架棚支护护顶板，梯梯形断面面，棚距距0.88m，上净净宽2.38mm，下净净宽3.57m，净净高2.23mm，净断断面积66.633m2。四、联络络巷上、下顺顺槽联络络巷均采用矿用用11#“工”字钢架架棚支护护顶板，梯梯形断面面。上顺顺槽棚距距0.66m，下下顺槽棚棚距0.8m，上上净宽11.988m，下下净宽33.177m，净净高2.23mm，净断断面积55.744
13、m2。通过联联络巷使使13000北翼采区区轨道下下山、-3880胶带带暗斜井井，13300北北翼采区区皮带下下山、-8000轨道暗暗斜井与与13007采面面上、下顺槽槽形成通通风、运输等生生产系统统。五、管路路敷设防尘管路路两路，一一路敷设设在上顺顺槽，另另一路敷敷设在下下顺槽，两两路均每每50mm设置一一个三通通用于喷喷雾降尘尘；高压输输液管布布置在上上顺槽，吊吊挂在距距底板00.300m处东帮，并并吊挂整整齐；压风管管敷设在在上下顺顺槽上帮帮底板上上；束管管监测管管线布置置在上顺顺槽中，沿沿西帮棚头头进行吊吊挂。附图4：13007工作作面上、下下顺槽、联联络巷、切切眼支护护断面图（1：50
14、）第二节 采煤煤工艺一、采煤煤方法本工作面面采用走走向长壁壁后退式式炮采悬悬移支架架放顶煤煤采煤方方法，全全部垮落落法管理理顶板。二、采煤煤工艺过过程全面注液液移溜打眼装药、放炮铺设顶顶网伸前探探梁、移移板棚注液出煤移架剪网出出顶煤补放煤煤口清理工工作面全面注液液三、采煤煤工艺沿底板炮炮采推进进，采用用一采一一放当轮轮顺序折折返补放放。四、落煤煤方式及及要求本工作面面采用走走向长壁壁后退式式悬移支支架放顶顶煤采煤煤方法，落落煤方式式采用炮炮采、采采用MSSZ-11.2型型侧式供供水电煤煤钻打眼眼，木炮炮棍装药药，黄泥泥、水炮炮泥封孔孔，大功功率MFFB-1100发发爆器引引爆，使使用二级级煤矿
15、许许用乳化化炸药和和1-55段毫秒秒延时电电雷管爆爆破落煤煤。开帮帮高度为为2.22m，放放顶煤高高度3.6m左右，采采放比11：1.64，循循环进度度0.99m。悬悬移支架架支护顶顶板，顶顶网以上上的顶煤煤靠顶板板压力和和支架支支撑力破破碎下落落剪网放放出。放放顶煤采采用连剪剪连放顺顺序折返返补放方方式，采采用倒“T”型剪网口口形式，长长5000mm，高高5000mm，剪剪网口距距底板1150mmm。采采用爆破破与人工工装煤相相结合，工工作面运运煤采用用SGWW-300B型刮板板输送机机，顺槽槽采用SSGW-30BB型刮板板输送机机CGPP-6550胶带带运输机机联合运运输。放放顶煤范范围为
16、工工作面推推进2.7m起起至停采采线前11.8mm止。五 、炮炮眼布置置根据本工工作面采采高及煤煤层硬度度，炮眼眼布置采采用三排排五花眼眼，炮眼眼间距为为1.00m。一一次爆破破长度为为10mm，一次次爆破装装药量55.255kg，采采用正向向装药。炮炮眼封泥泥必须封封满，按按炮眼布布置图进进行打眼眼，按爆爆破说明明书进行行装药爆爆破。附：爆破破说明书书 表六六爆 破 说 明明 书炮眼名称称顶眼腰眼底眼合计循环炮眼眼个数（个个）757575225炮眼长度度（m）0.9330.90.9332.766循环炮眼眼长度(m)69.77567.5569.775207炮眼间距距（m）1.01.01.0炮眼
17、位置置(下距距底板mm)1.91.10.3角度水平（度度）75-88575-88575-885垂直（度度）1059075装药量（克克）150150225525循环装药药量(千千克)11.22511.22516.88839.338电雷管（个个）1113循环电雷雷管(个个)757575225水炮泥（mm）1113循环水炮炮泥(mm)757575225封泥长度度（m）0.5440.5220.4551.511循环封泥泥长度(m)40.553933.775113.25联线方式式串联起爆顺序序斜切顺序序起爆一次起爆爆长度10m备注：11、工作作面采高高2.22m。2、打眼眼范围：采面煤煤壁。3、采用用二级
18、煤矿矿许用乳乳化炸药药和1-5段毫毫秒延时时电雷管管装药爆爆破。 44、采用用正向装装药，分分组装药药，一组组装药必必须一次次起爆。 六、装装药结构构及联线线方式采用正向向装药，水水炮泥和和粘土炮炮泥必须须将炮眼眼封满封封实，否否则禁止止放炮，粘粘土炮泥泥为1：3的砂砂子和黄黄泥配制制而成，一一次起爆爆的距离离为100m，爆爆破网络络采用串串联方式式，斜切切顺序起起爆。附图5：炮眼布布置图（11：1000）七、装煤煤及出煤煤方式本工作面面采用炮炮采人工工装煤，采采用SGGB-330B型型刮板输输送机、CCGP-6500型胶带带运输机机，把煤煤运至113000北翼采区区煤仓，再再采用SSSJ88
19、00胶胶带运输输机运至至胶带暗暗斜井SSSJ110000型主胶胶带运输输机上，然然后运至至-1447井底底煤仓。八、工作作面生产产能力计计算循环产量量：7550.995.881.3380.8864464.6（吨吨）日产量：750.995.881.3380.8864464.6（吨吨）月产量：750.995.881.3380.8863090%1225455（吨）第三节 设备备配置一、液压压支架的的主要技技术特征征支架选用用：ZHH悬移支支架支撑高度度：1.822.3mm外形尺寸寸（长宽高）=2666075552855mm初撑力：6366KN工作阻力力：12200KKN支撑强度度：0.31MPPa底
20、板比压压：1.5MPPa二、端头头支护主主要技术术特征1、铰接接顶梁型型号HDDJA-10000，一一梁一柱柱单体支柱柱型号DDZ-225000 2、端头头悬移支支架：支撑高度度1.882.3m外形尺寸寸（长宽高）=3244075552855mm初撑力9954KKN工作阻力力 118000KN支撑强度度 0.339MPPa底板比压压 1.5MPPa三、运输输设备1、刮板板运输机机三部 型号SSGB-30BB型 电机功功率215KKW一部部 2222KKW一部部15KKW一部部运输能力力：700t/hh中间槽尺尺寸：（长长宽高）： 122004000180mmm刮板链：边双链链2、CGGP-66
21、50型型带式输输送机三三部技术参数数为：电机功率率：215KWW运输能力力：200tt/h带宽：6650mmm带速：11.255m/ss四、辅助助运输设设备辅助运输输设备选选用1.0吨矿矿车、盒盒子车，JJD- 40绞绞车其主要技技术参数数如下：型号：JJD-440静拉力：25KKN绳径：118.55mm绳速：11.166m/ss绳容量：5800m滚筒直径径：6220mmm外形尺寸寸（长宽高）：17994 2622016115mmm第三章 顶板管理理第一节 支护护设计一、支护护设计1、采用用经验公公式计算算支护强强度Pt=889.8hh= （55.8-22.2）9.81.38+(82.2-3.
22、6)9.82.5= 3991.77（kNNm22）顶煤3.6米，煤=1.38tt/m33岩=22.5tt/m33,采高高h=22.2mm。2、参考考同煤层层矿压观观测资料料见表七，最最大平均均支护强强度= 3511（kNN/m22）3、支护护密度计计算支架支柱柱的工作作阻力330T/m2单体支柱柱的工作作阻力225T/m2(1)计计算载荷荷的最大大控顶面面积：S大=（22.666+0.90）1.1=3.92m2(2)计计算载荷荷的最小小控顶面面积：S小=22.6661.11=2.93mm2(3)计计算载荷荷的最大大支护密密度：L大=55/2.93=1.771棵/m2(4)计计算载荷荷的最小小支
23、护密密度：L小=55/3.92=1.228棵/m2（5）支支护强度度验算：1.711(430+125)59.881=4486.43991.773511（kNN/m22）支护强度度远大于于顶板来来压强度度，支护护选择合合理。4、选择择合理的的支护密密度为11.711棵/mm2，架距距1.11m，排排距1.8m，最大大控顶距距3.556m，最最小控顶顶距2.66mm，循环环步距00.900m。5、柱鞋鞋直径的的计算 2200 =2000 =2499.4mmm式中-一铁鞋鞋直径 Q底底板比压压（参考考邻矿参参数）Rt=KKgKKbKKhKKaRR=0.99900.9550.900.9550.9530
24、9.88=2224.66KN13077工作面面使用支支柱柱鞋鞋直径为为3000mm，大大于计算算数据，现现场使用用柱鞋合合理。6、支护护设备选选择13077工作面面选用ZZH悬移移支架，共共68架支支架，上上下两端端头采用用端头悬悬移支架架及单体支柱配配铰接顶顶梁支护护。根据工作作面条件件与支架架适应条条件对照照表可以以看出，选选用ZHH型悬移移支架，在在满足顶顶板管理理支护强强度需要要的同时时，也能能满足底底板比压压值要求求。通过对比比、验算算，证明明选用ZZH悬移移支架能能满足要要求。预计工作作面矿压压参数参参考表 表七七序号项目单位同煤层实实测本面选取取或预计计1顶底板条条件直接顶厚厚度
25、m2-42-3.6老顶厚度度m5-85-8直接底厚厚度m122直接顶初初次垮落落步距m333初次来压压来压步距距m1919最大平均均支护强强度KN/mm2351340-3600最大平均均顶底移移近量mm200150-2000来压程度度不明显明显4周期来压压来压步距距m1010最大平均均支护强强度KN/mm2307290-3100最大平均均顶底移移近量mm135100-1500来压程度度不明显明显5平时最大平均均支护强强度KN/mm2234220-2400最大平均均顶底移移近量mm9480-11006直接顶悬悬顶情况况m随采随冒冒随采随冒冒7底板容许许比压Mpa43.4558直接顶类类型类二类二
26、级级二类二级级9老顶级别别级IIIIII10巷道超前前范围m1818 工作作面条件件与支架架适应对对照表 表八八工作面条条件支架适应应条件采高2.2mm1.8-2.33m倾角1600-3000煤厚5.8mm8m煤硬度1.83底板比压压3.455Mpaa1.5 Mpaa支护强度度391.7(kkN/mm2)600(kN/m2)顶板种类类二级二类类三级三类类二、乳化化液泵站站1、泵站站及管路路选型、数数量乳化泵站站配置两两台BRRW800/200型乳化化泵和一一台RXX15000型配配液箱。输输液管路路主输液液管选用用直径225mmm钢管，工工作面支支管选用用直径110mmm高压胶胶管，支支管上接
27、接液压枪枪，高压压胶管耐耐压322MPaa。主要技术术参数如如下:型号: BRWW80/20 公称流量量 :880L/minn 公称压力力 :220MPPa 电机功率率:377KW2、泵站站设置位位置泵站安设设在13300北北翼采区区进风联联络巷，距距离采面面4000m。3、泵站站使用规规定乳化液泵泵及配液液箱均要要水平放放置，乳乳化液泵泵配液箱箱应高于于泵体1100mmm以上上，正常常情况下下一台泵泵工作，一一台泵备备用。要保证泵泵站压力力不低于于19.6MPPa，使使用乳化化液自动动配比装装置，乳乳化液浓浓度2%-3%。要加加强高压压管路与与泵站的的维修，杜杜绝系统统的漏液液。第二节 工作
28、作面顶板板管理本工作面面采用全全部垮落落法管理理顶板，采采煤后铺铺设金属属网，伸伸前探梁梁作为临临时支护护，用悬悬移支架架支护顶顶板。本工作面面采用ZZH悬移移支架支支护顶板板，上下下出口端端头采用用端头悬悬移支架架，铰接接顶梁配配单体支柱支支护顶板板，采用用齐梁直直线柱支支护，基基本支架架支护参参数为：支架架架距1.1m，排排距1.8m，支支护密度度1.771根/m2，支架架支柱初初撑力不不低于113MPaa，抬棚棚支柱初初撑力不不低于77MPaa。最大控顶顶距为33.566m，最最小控顶顶距为22.666m，循循环步距距为0 .900m。一、正常常工作时时期的顶顶板方式式采煤后，先先伸出前
29、前探梁对对顶板进进行临时时支护，然然后移溜溜，移溜溜到位后后即可移移架，即即采煤伸前探探梁移溜移支架架。采用用分段移移架，对对顶板进进行及时时支护，采采空区顶顶板在移移架回柱柱后自然然垮落。（一）移移架回柱柱要求移架步距距0.990m，移移前一个个班的支支架，当当班必须须移完，禁禁止欠移移支架。特特殊情况况，无法法移通时时，现场场交接班班，接班班后立即即处理。1、移架架回柱工工作由专专职移架架工担任任，要二二人一组组，配合合作业，互互相监护护。由下下而上进进行。2、分段段移架距距离不少少于8m，分段段点选在在顶板较较完整、支支架牢固固的地点点。3、移架架时必须须一次移移完整架架支架，严严禁只移
30、移一梁。4、工作作面达到到动态的的质量标标准化要要求，确确保“三直、二二平、一一净、二二畅通”的质量量要求。5、支架架接顶良良好，支支承有力力，若顶顶板不平平，用坑坑木衬平平。6、支架架禁止翻翻斜，支支架垂直直于煤壁壁，支柱柱垂直于于顶底板板，迎山山有力，660-80迎山110，不得得出现连连续三棵棵支柱迎迎山或退退山角过过大。7、支柱柱直齐，直直线偏差差为100mmm，架架距允许许偏差1000mm。控顶距不不得小于于设计控控顶距，最最大不超超过设计计控顶距距2000mm。8、支架架支柱初初撑力不不低于113Mpaa，若底底板松软软必须穿穿鞋，顶顶板松软软，可以以用坑木木接顶提提高顶板板强度，
31、使使支柱达达到初撑撑力。9、移架架前必须须认真清清理浮煤煤，检查查溜子移移设、采采高、采采宽、联联网、临临时支护护是否达达到标准准，顶网网、老空空网是否否被撕开开，处理理合格后后，才可可挂线移移架。10、移移架过程程中，严严禁行人人，坚持持移架不不行人，行行人不移移架制度度。同时时使用移移动喷头头灭尘。11、支支架移到到位置后后，底板板坚硬处处挖出330-550mmm柱窝，支支柱钻底底超过1100mmm，必必须穿鞋鞋，支柱柱时必须须视底板板倾角（每每60-80迎山110）支设设，做到到迎山有有力。12、若若顶板压压力大时时，可进进行带压压移架，即即将支柱柱内的液液体稍微微放出一一些，而而后将支
32、支架强行行推进一一个步距距。13、支支架移完完后，必必须及时时支设铰铰接顶梁梁抬棚，随随撤随支支，做到到一梁一一柱，抬抬梁以上上要用木木板垫平平与支架架接实升升牢。14、移移架前要要对所移移区域的的支架进进行二次次注液，注注液变形形的支柱柱必须改改正、升升牢，不不注液禁禁止移架架。15、支支架移完完后，若若架距超超宽或存存在网兜兜时必须须支设走走向板棚棚。16、支支架上下下梁出现现高低差差大于1100mmm时，必必须用木木板垫平平。17、支支架移完完后，跟跟班区长长必须对对支柱初初撑力进进行检测测，发现现不合格格的必须须立即注注液整改改达到合合格为止止。18、煤煤层倾角角大于1150时，移移架
33、工应应首先在在紧靠被被移支架架的下方方支设单单体斜撑撑柱，并并用导链链钩头拉拉紧支架架，以防防下滑造造成倒架架。在分分段处必必须设挡挡卡，以以防大块块煤矸下下滚伤人人。移架架工必须须站在被被移支架架上方，脚脚下必须须设防滑滑踩板，以以防在移移架过程程中人员员下滑。19、若若煤层倾倾角大于于250时，底底板必须须设置防防滑设施施，使用用防滑软软梯或设设置踩板板。（二）工工作面特特殊支护护本工作面面的特殊殊支护有有一梁三三柱、铰铰接顶梁梁抬棚、走走向板棚棚、单体体斜撑柱柱、贴帮帮点柱。一梁三柱柱（型钢）在工作面面上下端端头巷内内支设，用用于加强强出口支支护，巷巷道两帮帮各支设设一对，随随采面的的推
34、采交交错迈步步前移使使用，规规格为111#矿矿用花边边型钢，长长度为33.0mm，每端端头支设设2对44根。每每对型钢两两根之间间间距不不大于1150mmm，上上下高差差不大于于1500mm。其其支柱初初撑力不不低于113Mpaa。铰接顶梁梁抬棚：铰接顶顶梁抬棚棚是为了了防止侧侧压力大大推倒支支架所用用的特殊殊支护，在在工作面面老空侧侧沿倾向向支设，用用单体支柱配配用铰接接顶梁，顶顶梁必须须铰接使使用，若若确不能能铰接，必必须搭接接3000mm以以上。煤煤层倾角角较大及及俯采时时，铰接接顶梁支支设的支支柱两方方向（推推采及倾倾斜方向向）上都都必须有有迎山角角（68迎山11），底底板坚硬硬时，支
35、支柱必须须刨出330-550mmm的柱窝窝，支柱柱钻底大大于1000mmm时必须须穿鞋，并并且要迎迎山有力力，其支支柱初撑撑力7Mpaa。走向板棚棚：采用用11#矿用花花边型钢，此此型钢长长2.66m，在在架距大大，顶煤煤离层，煤煤壁片帮帮，分段段移架，老老空侧顶顶板冒落落不及时时，在支支架空档档里沿走走向支设设此板棚棚，支柱柱初撑力力不低于于7Mpaa。木板板棚（22.60.1550.220m）支支设要求求同111#花边边型钢。单体斜撑撑柱：当当工作面面支架变变形严重重或煤层层倾角大大于1550时支设设，用于于护架，其其初撑力力不低于于7Mpaa。贴帮支柱柱：当工工作面压压力增大大时，煤煤壁
36、片帮帮时支设设，以防防片帮伤伤人，其其初撑力力不低于于7Mpaa。（三）各各专业工工种的安安全距离离1、定炮炮与打眼眼、移架架、攉煤煤、放顶顶煤间距距不得少少于155m。2、分段段移架不不得少于于8m。3、攉煤煤与放顶顶煤不得得少于115m。4、上行行放炮安安全距离离40mm，下行行放炮安安全距离离60mm，端头头放炮安安全距离离出口外外40mm。5、移架架与打眼眼、攉煤煤、放顶顶煤的距距离均不不少于115m。6、打眼眼与放顶顶煤的距距离不少少于155m。（四）顶顶网铺设设及要求求铺设顶网网的位置置自切眼眼推进第第一个循循环开始始，并跟跟切眼网网连在一一起。要求每片片金属网网平行煤煤帮使用用，
37、搭接接宽度为为1000mm，搭搭接部分分用长4400mmm的116#铁铁丝对折折成双股股，绕网网眼3圈圈后用专专用工具具拧紧，剩剩余头侧侧卧在网网内，再再用钳子子将顶网网活扣与与死扣相相扭接，进行加固，然后每隔200mm联一扣。铁丝网使用12#铁丝编制，网眼成菱形，为5050mm，每片铁丝网的长度为10m，宽度为1.0m，特殊情况下（煤层倾角大于250）时使用长度51.2m规格的金属网。顶梁前的余网量不小于0.3m。（五）坑坑木及代代用品管管理所有坑木木及代用用品都必必须备足足24小小时的用用量，分分类存放放码放整整齐，挂挂牌管理理，责任任到人。1、坑木木管理工作面面所有坑坑木必须须回收干干净
38、，存存放整齐齐，不得得影响行行人，运运输。坑木使使用要坚坚持节约约适用的的原则，降降低材料料费用。2、金属属支柱，顶顶梁及代代用品管管理单体柱柱、顶梁梁、铁鞋鞋、型钢必必须使用用合格用用品。单单体柱顶顶盖锚爪爪变形、缺缺失，顶顶梁花边边变形或或不全、缺缺销子，型钢弯曲，支柱漏液、卸液以及其其它部位位损坏的的必须停停止使用用 ，立立即更换换合格用用品。每班有有专职人人员管理理，严格格控制丢丢失，每每班进行行清点，坏坏废品及及时外运运，以防防丢失，上上井后填填入记录录台帐。液液压支柱柱建立台台帐试压压合格后后入井，使使用8个个月后升升井检修修。3、悬移移支架管管理悬移支支架和双双体支柱柱必须进进行
39、编号号管理，损损坏时及及时维修修，确保保使用合合格的悬悬移支架架。跑道道弯曲、磨磨损变薄薄；前探探梁无法法打出；滑块缺缺销子、老老化；连连接簧缺缺失；推推进缸串串液；注注液管阀阀堵塞、破破损，都都必须及及时维修修更换，严严重时更更换支架架。双体支支柱必须须无漏液液、卸液液现象，支支柱支设设最大高高度应小小于支柱柱设计最最大高度度的0.1m，最最小高度度应大于于支柱设设计最小小高度00.2mm，确保保支柱有有足够的的支护强强度。并并且支柱柱与支架架之间联联接钢丝丝绳用马马鞍螺丝丝紧牢。每班设设专人管管理与维维护，损损坏的支支架及零零部件及及时更换换，上井井后填入入记录台台帐。4、备用用数量及及存
40、放地地点备用物物料存放放于13307工工作面上上顺槽中中，距采采面500-1000m内内，分类类有层次次集中码码放，挂挂牌管理理。材料料存放地地点有00.8mm以上宽宽度的人人行道和和必需的的运输通通道。物物料码放放高度不不得超过过1m。备用单单体支柱、双双体支柱柱，各220棵，铰接顶梁、水平楔、金属网、铁鞋各不少于20件，2600mm、3000mm型钢各6根，方木（规格：1000150150mm）50根，木板（规格1000150150mm）2方，悬移支架3架（端头支架1架、基本支架2架）。材料名称称规格循环用量量回收率%复用率%消耗率%丢失率%消耗定额额数量单位基本悬移移支架ZH58架100
41、10000端头悬移移支架ZH5架10010000双体支柱柱DZ-223000262棵10010000铁丝网1.110mm8片0010010020900m2/万吨吨单体支柱柱DZ-225000172棵10010000铁丝16#150m00100100铁板棚11#矿矿用花边边型钢26600mmm30根10010000铰接顶梁梁HDJAA-10000160根10010000一梁三柱柱11#矿矿用花边边型钢30000mmm12根10010000铁鞋30mmm320块98982坑木消耗耗及代用用品消耗耗计算表表 表表九二、特殊殊时期的的顶板管管理工作面生生产前要要编制初初次放顶顶和初采采专项安安全技术术
42、措施。（一）初初次来压压、周期期来压前前的顶板板管理1、工作作面初次次来压前前，必须须编制专专项安全全技术措措施。2、根据据山东科科技大学学和我矿矿联合对对13001、113033采煤工工作面推推采3层层煤顶板板来压规规律的测测试计算算，初次次来压一一般在切切眼向前前推进119m左左右，周周期来压压一般110m左左右。初初次来压压，周期期来压前前2个循循环，放放顶煤时时，必须须保证老老空侧煤煤矸拥住住支架上上平面220cmm以上。为为了确保保初次来来压及周周期来压压顺利通通过，要要求在工工作面推推进100m时，应应加强支支护，增增大支护护密度，在在架子空空档里支支设2.6m长长的型钢走走向板棚
43、棚，确保保安全生生产。严严格控制制工作面面的开帮帮高度，使使开帮高高度不超超过2.2m，倾倾角大于于2500，应控控制在11.8-2.00m。及及时伸前前探梁和和移架，严严禁空顶顶作业，支支柱支撑撑有力，充充分利用用ZYYY-600C测压压表观察察支柱的的压力变变化情况况，支架架支柱初初撑力不不低于113Mpaa，防倒倒倾斜铰铰接顶梁梁联锁抬抬棚初撑撑力7 Mppa。发发现异常常及时采采取措施施，支设设的支柱柱必须达达到合格格，特殊殊支护必必须支设设齐全牢牢固，在在距工作作面500m处，要要有足够够备用物物料，以以备来压压时使用用。（二）停停采前的的顶板管管理1、根据据保安矿矿使用悬悬移支架架放顶煤煤采煤多多年的实实际经验验，停采采前的前二个循循环不出出老空浮浮煤，若若悬