N1203作业规程正文

第一章工作面概况

第一节工作面概况

一、地面位置：东南侧514m为刘村；西侧64m为小墙则；南侧150m 为马莲道；东北侧523m为北风井工业场地。

二、井下位置：N1203工作面位于北一采区，北接北一2#回风上山、北二胶带上山、北二进风上山；东临N1205设计工作面；南面为实体煤；西临N1202设计工作面。

三、地形、地貌：工作面整体为两翼较为宽缓的背斜构造，坡度-3o—4o，平均坡度2.5°，东西整体为西低东高形态。

四、地面标高：+948.8m～+999.5m

五、工作面标高：+439.1m～+465.2m

六、工作面埋藏深度：509.7m～534.3m

七、工作面面积：回采走向长1024.3m，倾斜长301.7m, 斜面积309031m2。

第二节工作面四邻采掘情况及影响范围

一、四邻采掘情况：N1203工作面位于北一采区，北接北一2#回风上山、北二胶带上山、北二进风上山；东临N1205设计工作面；南面为实体煤；西临N1202设计工作面。

二、回采对地面设施的影响：

1、民宅：塌陷范围内有5户民宅及定居点。

2、公路：塌陷范围内无乡级以上公路通过。

3、电线等：沉陷区内有余吾煤业—北风井110KV线路编号为北风井847Ⅰ9#—18#、北风井847Ⅱ9#—18#共20个铁塔受影响。

第三节工作面参数及储量

一、工作面参数：胶带顺槽长1263.8m，可采斜长1024.3m，回风顺槽长

1174.9m，可采斜长1024.3m，切眼斜长301.67m，斜面积309031m2。

二、工作面储量

本工作面可采储量283.5万吨，煤层平均厚度6.6m，容重为1.39t/m3，回采率按93%，则：

可采储量：1/2（1024.3＋1024.3）×301.7×6.6×1.39×93%= 263.7(万吨)

可采期：[1/2（1024.3＋1024.3）]÷(0.8×3)≈427（天)

其中：0.8为循环进度，3为日循环个数。

第二章地质情况

第一节煤层赋存特征

一、煤层赋存情况

该工作面所采3#煤层，该煤层赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊沉积，煤层厚度稳定，厚度为6.0～7.0m，平均6.60m，工作面煤层中局部存在一层厚约0.1m的碳质泥岩夹矸。工作面整体为两翼较为宽缓的背斜构造，坡度-3o—4o，平均坡度2.5°，东西整体为西低东高形态。

二、煤质情况

煤质为特低硫、低磷、中灰、热稳定性好、高发热量的优质动力煤，见表2-1。

表2—1 煤质状况表

M A V C H O N 工业牌号0.71 10.11 12.01 90.91 3.94 2.54 1.44 PM

三、煤层普氏硬度（f）见表2—2。

表2—2 煤层普氏硬度表

名称煤层夹矸直接顶直接底

普氏硬度（f）1-3 2-4 2-5 2-5

第二节地质构造情况

一、工作面整体为两翼较为宽缓的背斜构造，坡度-3o—4o，平均为2.5°，东西整体为西低东高形态。

二、根据现有资料，整个工作面回采区内不存在断距超过5m的断层和直径

超过20m的陷落柱。根据钻孔资料分析，胶带顺槽侧距切眼54.9～234.9m处瓦斯平行抽采孔施工遇见岩石，可能发育有断层。

三、根据现有资料，整个工作面回采区内不存在断距超过5m的断层和直径超过20m的陷落柱。回采区外围发育6个构造，即：发育于回风顺槽与瓦排巷3#横贯处的F109正断层；发育于进风顺槽与胶带顺槽中部的F103正断层、F104正断层、F105正断层；发育于进风顺槽4#贯以南约100m的F48正断层；发育于回采线北侧北一2#回风上山中部的X45陷落柱，见表2-3。

表2-3 断层及陷落柱特征表

构造走向倾向倾角性质

落差

（m）

对回采的影响F109 115°25°31°正 1.1 延伸至工作面F103 118°28°32°～60°正0.8 延伸至工作面F104 270°180°44°正 2.4 延伸至工作面F105 90°0°30°正0.4 延伸至工作面F48 270°180°45°正 1.5 无

构造大小（长轴×短轴）控制程度对回采的影响X45陷落

柱55m×45m 边界明确

防止回采震动造

成滞后突水

四、根据工作面坑透报告，工作面回采期间共发育3块异常区域，分别如下：一号异常区，位于切眼以北

二号异常区，位于切眼以北

三号异常区，位于切眼以北

第三节围岩及其特征

一、煤岩层综合柱状图，图2—1。

二、围岩及其特征，见表2—4。

表2—4 围岩及其特征表

顶板名称岩石名称厚度（m）岩石描述

老顶

细～中粒

砂岩0.92～

14.67

浅灰色，中厚层状，以石英为主，长

石次之，分选中等，由泥质充填，以

小型交错层理为主。

直接顶

泥岩～粉砂

质泥岩2.85～3.68

深灰色，薄层状，以波状层理为主，

平坦状断口，含不完整植物化石。夹

粉砂岩条带。

伪顶含砂泥岩0～0.45

灰黑色，中厚层状，条痕深，为灰色，

有滑感。

直接底

砂质泥岩

～细粒砂岩1.20～2.00

灰色，厚层状，以石英为主，长石次

之，分选中等，胶结物为硅质，以均

匀层理为主。

老底

粉～细粒

砂岩0.70～2.45

灰～深灰色，厚层状，以石英为主，

次圆状，分选一般，局部间夹微薄层

粉砂岩。偶产植物化石碎片，下部含

菱铁质。

第四节瓦斯、火及煤层情况

一、瓦斯：瓦斯相对涌出量为12.1m3/t（参考矿井3号煤层甲烷含量值），属高瓦斯工作面，无瓦斯、CO2突出危险的倾向。

二、煤层：具有爆炸性倾向

三、煤的自燃：无自燃现象

四、地温正常：18.29℃

五、地压：正常

第五节水文情况

一、本工作面水文地质条件总体上为简单型，不存在奥灰水突水的危险。

二、经采用地下水动力和含水系数两种方法测算，根据工作面顶底板形态及N1203工作面实际涌水量观测得出以下结论：本工作面建议正常涌水量按20m3/h-60m3/h设防，最大涌水量按80m3/h-100m3/h设防。

第三章采煤方法及生产工艺

第一节工作面巷道及设备布置

一、工作面巷道布置，见图3-1。

1 、工作面共布置4条巷道，分别为：进风顺槽走向长1267.5m，胶带顺槽走向长1263.8m，回风顺槽走向长1174.9m，瓦排巷走向长1201.8m。

2、工作面走向可采长度为1024.3m，切眼斜长301.7m。

3、工作面沿煤层走向布置,与北一采区上山交角100度，东、西、南为实体煤，北临北一2#回风上山，西临N1202设计工作面，东临N1205设计工作面。

二、工作面巷道支护特征，见图3-2。

1、胶带、回风顺槽均采用锚梁网加锚索支护，矩形断面，规格为4.8×3.6m；两帮为4根φ22×2400mm让压锚杆，顶部为6根φ22×2400mm让压锚杆。锚杆排距900mm，顶锚杆间距860mm，帮锚杆间距950mm；顶部布置两排锚索，布置方式为每排1根与每排2根间隔布置，锚索规格φ18.9×8300mm，锚索排距2m，间距2.58m。

2、瓦排巷、进风顺槽为矩形断面，采用锚梁网加锚索支护，规格为3.8×

3.2m；两帮及顶为Φ22×2400mm的让压锚杆；锚杆排距600mm，顶锚杆间距800mm，帮锚杆间距为850mm。顶板中间布置一排纵向迈步锚索，锚索规格φ18.9×8300mm，锚索排距2m，间距1.6m。

三、工作面设备布置及技术特征

1、工作面设备配置及技术特征，见表3-1。

2、工作面设备布置，见图3-3。

表3-1 工作面设备配置及技术特征

巷道名称支护形式净断面

支护

规格

棚距用途设备

胶带顺槽全锚（网）17.28 m2

矩形4.8×

3.6m 0.8m

进风、运

煤

列电、皮

带等

回风顺槽全锚（网）17.28 m2

矩形4.8×

3.6m 0.8m

回风、运

料

绞车等

瓦排巷全锚（网）12.16 m2

矩形3.8×

3.2m 0.8m

排放瓦

斯

无设备

进风顺槽全锚（网）12.16 m2矩形3.8×

3.2m

0.8m

排放瓦

斯

无设备

第二节采煤方法

一、本工作面采用走向长壁、后退式大采高低位放顶煤一次采全高全部垮落式综合机械化采煤法。

二、本工作面切眼倾斜长301.7m，煤层平均厚度6.60m，工作面采高3.2±0.1m，循环进度0.8m，顶煤平均厚度3.40m，割煤回收率为98%，放煤回收率为85%，一采一放为一个循环，循环产量为：

Q毛＝Q采＋Q放

Q采＝301.7×3.20×0.8×1.39×98％≈1052.1（t）

Q放＝（301.7-8×1.75-2×1.5）×3.40×0.8×1.39×85％≈914.9（t）

故：Q＝Q

采＋Q

放

＝1052.1+914.9＝1967（t）

第三节采煤工艺

一、循环工艺

1、进刀方式

工作面采用端部割三角煤斜切进刀，进刀距离45m（如图3-4、图3-5）。

工作面推溜、移架方式：推溜采用液压支架推溜千斤顶以支架为支点向前推移大溜，移架则以大溜为支点，采用液压支架推溜千斤顶回收时向前移架；推溜、移架均以本架操作方式进行。

2、放煤方式和步距

采用分段多轮顺序放煤法，放煤步距为0.8m，即一刀一放，顶煤从正规第二组架开始放煤。

3、工作面的采放比为1：1.0625

二、工艺详细说明及要求

1、回采工序

采煤机斜切进刀—→割煤、装煤—→移架—→推前溜—→放煤—→拉后溜—→推移转载机—→拉前、后溜机头—→下一循环采煤机斜切进刀

2、回采工序详细说明

（1）割煤、装煤、运煤

本工作面采用MGTY—400/930-3.3D型双滚筒采煤机（滚筒截深0.8m）。

正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前溜，少量煤在推前溜时被铲煤板装入前溜内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前溜内。

工作面采煤机割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经转载机、由胶带输送机运出。

（2）移架

移架滞后采煤机后滚筒5m进行(煤墙片帮或顶板破碎时，紧跟采煤机前滚筒进行)。操作顺序为：收逼帮板、侧护板和伸缩梁—→降前梁—→落后柱—→落前柱，然后以大溜为支点，向前移架。移架后，立即打出伸缩梁并升紧前后立柱、前梁，最后打出逼帮板、侧护板。

（3）推前溜、拉后溜

推前溜滞后采煤机后滚筒15m进行，拉后溜滞后放煤20m进行。

推前溜、拉后溜时，相邻5组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作，输送机不

能出现急弯（其弯曲段长度不得小于15架）。推、拉完毕后，手把必须及时回零，保证前后溜成直线。严禁停机时进行推拉溜作业，防止前后溜涌煤、带回煤、压溜及发生卡、飘链事故。

（4）放顶煤

移过支架、后部刮板输送机正常运转时，方可放煤，放煤范围从正规第2＃支架到第191＃支架。后部输送机停止运转时，严禁放煤。

①初次放顶煤

工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准要求，可采取以下措施：

放慢割煤速度，反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层；两端头附近的顶煤可同时升降数组支架，使顶煤破碎垮落。

②正常放煤

放煤工艺：采用双人双轮顺序放煤法。现场作业时，每名放煤工在各自区段内进行定员放煤。

放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置(保证放出的顶煤落入后溜中)。可多次反复升降尾梁，使大碳破碎。放煤结束后升起尾梁，伸出插板，对后溜进行掩护，防止大块矸石落入后溜。机头、尾作业人员必须根据煤量大小进行补放，必要时停止机组割煤。第一名放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/3～1/2；相隔10～20架，第二名放煤工进行第二轮放煤，全部见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。

③放煤管理：

a、由地测部门监督，回风顺槽、胶带顺槽每隔40m向顶板打钻探煤厚，以利于生产过程中的顶煤回收管理。

b、每班固定二个专职放煤工。放煤时必须做到全部见矸，既要保证回收率，又要保证煤质。

c、放煤时，注意煤流中矸石涌出情况，防止大块矸石涌入后溜。放煤完毕后，及时伸出插板挡矸。

d、后溜司机要随时观察后溜煤量、电机负荷及TK—200的过载报警，防止后溜断链或压溜。

e、加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。

f、严格执行《余吾煤业大采高综放工作面回收率考核标准》规定。

（5）推移转载机

①推移转载机前，要清理好机尾、机身两侧及过桥下的浮煤、浮矸。

②落下端头小架。

③保护好电缆、水管、油管，并吊挂整齐。

④检查巷道支护，在确保安全的情况下推移转载机。

⑤缓慢操作支撑转载机的各个千斤顶手把，使转载机机身滚轮脱离转载机轨道。

⑥前移转载机轨道。如果底板不平，必须将转载机轨道支平垫实。

⑦使转载机滚轮对准轨道，随后落下千斤顶。

⑧操作推移手把将转载机缓慢移出。

⑨行走小车与胶带机尾架要接触良好，移设后搭接良好。

⑩移完架后，机头、机尾要保持平直、稳，千斤顶活塞杆要收回，升起端头小架。

三、运煤方式

工作面的煤经采煤机采割由前溜（放顶煤由后溜）→转载机→N1203胶带顺槽胶带输送机→北一胶带上山胶带输送机→北翼胶带大巷胶带输送机→1#（2#）煤仓→主井→地面。

第四章顶板管理与矿压观测

第一节工作面支架支护说明

一、工作面支架说明

排头架ZFG9600/23/38 4组

中间架ZF8000/20/38 192组，参数见表4-1

排尾架ZFG9600/23/38 4组

二、最大控顶距及最小控顶距

ZF8000/20/38

最大控顶距：Lmax＝L＋Lx＋Ls＋D

＝2855＋1850＋800＋401＝5906mm

最小控顶距：Lmin＝L＋Lx＋D

＝2855＋1850＋401＝5106mm

（L：顶梁长Lx：小梁长Ls：伸缩梁长D：梁端距）

表4-1 ZF8000—20/38型放顶煤支架说明书

项目参数项目参数支架型号ZF8000/20/38 支撑高度 2.0-3.8m 支护面积7.6m2通风面积≥16m2

支架宽度 1.43—1.60m 支架中心距 1.5m

重量26.1t 操作控制本架操作工作阻力8000KN 初撑力6972KN

底板比压 1.87 支护强度 1.03-1.07MPa 工作液介质4-5%乳化液额定供液压力31.5MPa 尾梁摆角47o移架步距0.8m

三、备用配件及支护材料的存放

支架立柱、逼帮板、千斤顶等大型配件，存放于回风顺槽口往里50m范围内的里帮，由检修班统一挂牌管理。

支架上所需的液管、操作阀、二通、三通、安全阀等小型配件，存放于井下工具房内，由工具员统一管理。

单体柱、大板、π型梁、圆木、半圆等支护材料统一堆放在回风顺槽里帮，距工作面50m以外。

第二节工作面顶板管理

一、支架选型验算

1、矿压参数预测

（1）根据矿生产科提供的，参照南翼采区的S2202、S2201、S2203、S1201及北一采区N1201工作面矿压资料，推测N1203工作面的矿压数据为：直接顶初次垮落步距为8-15m，老顶初次垮落步距为40～45m，周期来压步距为10～12m。

（2）按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长观点估算，采场最大压强为：

P＝9.8Nhγ/1000

其中：P——采场压强KN/m2

N——取8（按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算）

h ——煤层的采高，取3.5m

γ——顶板岩石的平均密度，取2500kg/m3

故，P＝9.8×8×3.5×2500/1000＝686 KN/m2

综上所述，本工作面支架的支护强度应大于686KN/m2。

2、支护参数校验

支架工作阻力校验

8000KN>686 KN/m2×7.6m2＝5213KN 故支架工作阻力符合要求

支架初撑力校验

6972KN>686KN/m2×7.6 m2＝5213KN 故支架初撑力符合要求

支护强度：1.03-1.07MPa>0.686MPa 符合要求

综上所述，选取ZF8000/20/38型支架能满足工作面顶板支护和安全要求。

二、工作面顶板管理要求

1、泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度保持在4～5%。

2、采煤机司机必须保证煤墙采直割平，顶板无伞檐、台阶下沉。

3、正常作业时，采煤机割煤后，必须及时追机移架；顶板破碎时，采取带压超前移架，并将逼帮板和伸缩梁及时打出、升紧；片帮宽或发生局部漏顶时，要及时停机上料管理。

4、移架时，要灵活使用支架的伸缩梁，在片帮宽时，及时打出伸缩梁、逼帮板管理顶板和煤墙。

5、移架时，要先降后柱、微降前柱，快速将支架移出。

6、移架后，支架顶梁与顶板必须平行支设，其最大仰俯角不得大于7°，保证支架接顶严密。

7、移架后，支架间无明显错差（不超过侧护板的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。

8、如果支架间空隙超过300mm，必须架设一梁二柱单体柱大板棚；超过500mm，先在支架上上平行半圆（或大板），然后架设一梁二柱单体柱大板棚进行管理。

9、加强支架检修质量，保证无窜、漏液现象，支护状态良好，初撑力和工作阻力符合支架设计要求。

10、采煤机割煤时，司机应根据地质条件的变化调整采煤机速度和采高。

三、初次来压和周期来压期间的顶板管理

根据矿生产科提供的资料预计，工作面老顶初次垮落步距为40～45m，周期来压步距为10～12m 。

1、初次来压和周期来压期间的顶板管理安全技术措施。

（1）在初次来压和周期来压期间，必须保证工作面采直割平。

（2）支架必须达到初撑力要求，确保支架接顶严密。

（3）及时移架，减少空顶时间和空顶距离。

（4）移架后，要及时打出伸缩梁和逼帮板护顶护帮。

（5）泵站压力必须达到30MPa以上，乳化液浓度必须保持在4～5%。

（6）做好排水工作，及时清理拦淤坝里的淤煤，加强水泵检修力度。

2、初采期间顶板管理领导组

矿领导组

组长：崔树江

副组长：霍灵军贾文安赵新华

成员：马长乐葛振宇姜涛杨计先阴宁宝

徐晓波赵鹏伟田彦武何振华芦建军

队领导组

组长：葛振宇

副组长：高李王马贵林原月清

成员：全体队干、验收员及班组长

第三节上、下端头及安全出口顶板管理

一、胶带、回风顺槽超前支护形式及验算

1、胶带顺槽超前支护动态保持不少于50m，架设一梁三柱单体柱π型梁棚管理（破碎机往外架设一梁二柱）。回风顺槽超前支护动态保持不少于50m，架设一梁三柱单体柱π型梁棚管理（单体柱3.5m，巷道较高时使用4.5m单体柱，巷道较低时使用2.7m单体柱，单体柱要垫鞋板，规格300×300×50mm。胶带顺槽、回风顺槽π型梁均为4.4m，棚距0.8m，并架设在锚杆排距中间，π型梁必须接顶严密，单体柱初撑力保证12MP以上。）

在回采过程中，回风顺槽如遇巷道较宽处，π型梁与巷道帮距离超过800mm时，在空档处平行顺槽架设单体柱π型梁棚进行管理。

2、“超前支护加上原支护形式，在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。

根据超前支护强度至少应当平衡顶煤及直接顶岩重：

Pt≥Pn=（My×Ry＋Mm×Rm）×L×W×K （1）Pt———巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，T；

Pn———单位棚距所需支护的顶板强度，T；

My———直接顶厚度，为2.85～3.68m，取3.68m；

Ry———直接顶容重，2.5t/m3；

Mm———顶煤层厚度,胶带顺槽、回风顺槽取3.10m；

Rm———煤层容重1.39t/m3；

L———单位棚距支护长度4.8m；

W———单位棚距支护宽度0.8m；

K———动压系数,即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值,由于两巷为实煤体,一般在1.2-1.4之间,取1.4

胶带顺槽、回风顺槽：Pn=（3.68×2.5＋3.10×1.39）×4.8×0.8×1.4=72.62t 由让压锚杆的凝固力为17t，顶板布置6根锚杆，其有效系数为0.7，单体柱额定工作阻力为20t，得

胶带顺槽：Pt＝6×17×0.7＋20×3＝131.4t

回风顺槽：Pt＝6×17×0.7＋20×3＝131.4t

因此，Pt≥Pn

根据矿压实测巷道变形影响较大的范围在10～15m之间所知，胶带顺槽的一梁三柱（50m）和回风顺槽的一梁三柱（50m)单体柱π型梁能够满足需要。

3、“巷道变形量对超前支护的可缩量”的验算

根据经验预测，全锚支护巷道顶底板移近量在100～400mm之间，单体柱可压缩量在0～800mm,因此单体柱支护能满足顶板下沉量的要求。

二、两端头安全出口管理

安全出口符合《煤矿安全规程》要求，人行道净高不得低于 1.8m，净宽不得小于0.7m，并随时清理浮煤杂物，保证两安全出口畅通。

两端头三角区外帮空档及尾巷支护，见图4—1。

1、机头安全出口管理

本工作面端头采用四组ZFG9600/23/38型排头支架进行管理，机头外帮空档距离为3.6m左右。具体管理如下：在排头1#架和转载机空挡处架设一组副架与π型梁棚十字搭接，副架固定在转载机内帮墙上，顶前溜机头前，降副架和转载机一起前移，前移步距为800mm。回收π型梁时先回收单体柱，后收副架尾梁，使π型梁棚自由坠落，随后人工回收。当π型梁与端头搭接长度小于300mm时，转载机里侧采用一梁四柱π型梁逐步抬棚加强支护。在回采过程中，如果机头压力较大，要及时缩小π型梁棚棚距。单体柱π型梁棚在甩到排尾4#架尾梁后时及时回收单体柱和π型梁。

2、机尾安全出口管理

本工作面端尾采用ZFG9600/23/38型排尾架进行管理。机尾空档为4.3m，具体管理如下：随着工作面向前推进，在排尾4#架外帮空顶处采用架设一组两架一梁四柱单体柱π型梁抬棚与π型梁棚十字搭接。初采前机尾空档架设一梁两柱单体柱π型梁抬棚与排尾4#架搭接，搭接不少于500mm，回采时。工作面开始向前推进，用大板将π型棚逐架替换为一梁两柱大板棚，将π型梁进行回收，随着工作面的推进，将大板甩入尾巷，单体柱及好大板进行回收，如果空档增大时根据生产科安排，增设一排平行顺槽的单体柱大板棚。

3、尾巷的支护方式

回风尾巷距外帮煤墙2.5m，每隔2.5m（中心距）打设一排木垛加一根道木戗柱加强支护。

4、安全出口支护的验算

根据现场情况，机尾空档小于2m时，架设一排单体柱π型梁棚，2m-4m 架设两排，4-5m时另增设一排平行顺槽的一梁四柱大板棚，由

公式（1）Pt≥Pn=(My×Ry＋Mm×Rm)×L×W×K

得机尾空档

（1）打设一排单体柱大板棚时，空档最大2m，顶板有两根锚杆时：

Pn=（3.68×2.5＋3.10×1.39）×2×0.8×1.4=30.26t

Pt＝2×17×0.7＋20×2＝63.8t

则Pt≥Pn

（2）打设两排单体柱π型梁棚时，空档最大4m，顶板有4根锚杆时：Pn=（3.68×2.5＋3.10×1.39）×4×0.8×1.4=60.52t

Pt＝4×17×0.7＋20×4＝127.6t

则Pt≥Pn

（3）当空档在4-5m时，靠外帮煤墙加打一排垂直工作面一梁四柱大板棚管理顶板，空档最大5.0m，顶板有6根锚杆时：

Pn=（3.68×2.5＋3.10×1.39）×5×0.8×1.4=75.65t

Pt＝6×17×0.7＋20×4＝151.4t

则Pt≥Pn

（4）当空档大于5m时，将加一组排尾架或正规架，届时另补充安全技术措施。

因此胶带、回风顺槽空档支护的单体柱π型梁棚能够满足需要。

三、机头(尾)三角区管理

为便于机头(尾)三角区及转载机机尾处的顶板管理，防止因排头(尾)架与正规架间漏矸影响移架及采空区顶板垮落影响作业，沿排头架和正规架平行工作面铺设新型网卷（规格为10×5m）。正常情况下，排头、排尾4组架上半圆管理；顶板破碎严重或片帮宽时，三角区要上料（3m大板或3m工字钢）管理，在排头（尾）架上上3m的大板进行支护，一次上两根，保证上在排头（尾）1#、2#、3#、4#和正规1#、192#架上。把不能回收的断大板甩入老塘，好的大板及时回收复用。上网及挑半圆、大板时必须停机闭锁大溜，严格执行敲帮问顶制度，并设专人监护。

四、胶带、回风顺槽的日常检查维护

1、胶带、回风顺槽在全锚支护区的高顶和顶板破碎区段，架设单体柱π型梁棚，并用半圆或道木绞顶进行加强维护。

2、严格按要求对两顺槽进行顶板离层、表面位移观测。

3、每班验收员要认真对两顺槽锚杆、网片的完好情况以及巷道支护情况进行认真检查，发现锚杆松动、网片开口或压力增大等情况，要及时采取补打锚杆、补网或补架棚等措施进行处理。

4、矿压显现明显区段，出现顶板开裂或离层时，要提前架设单体柱π型梁棚进行维护。架棚时，按照架设单体柱π型梁棚的安全技术措施作业。

5、加强初次来压期间的顶板管理，有来压征兆时必须通知生产科进行预测管理。

6、两顺槽行人路面落有煤渣、杂物时及时清理。

7、两顺槽低洼处积水地点必须架设稳固的行人过桥，并在水坑处挂设明显的标志牌，每班安排专职人员进行抽水。

8、顺槽两帮变形较大，影响工作面推进时，采取扩帮、拉底、补打锚杆加强支护或注浆加固，并提前另补充措施。

五、闲置废旧设备的存放与管理

闲置配件应存放于回风顺槽指定地点，由检修组统一挂牌管理，回收的锚杆、钢带等集中堆放到指定地点，并及时装车上井，严禁旧设备在井下长期存放。

第四节外围巷道的顶板管理

一、瓦排巷及回风顺槽横贯顶板管理措施

1、瓦排巷支护形式：见工作面巷道及设备布置部分的相关内容

2、回采时外围巷道管理的注意事项

（1）回采时，要首先对瓦排巷和辅切的支护情况进行全面的检查，对于变形严重的区段要超前架设大板金属摩擦棚加强支护。

（2）瓦排巷与回风顺槽的联络横贯两侧口要求在横贯距工作面100m时提前打好卡口联锁木垛，打设卡口联锁木垛前，在木垛上方顶板联一趟金属网，防止顶板跨落后，影响瓦斯尾巷通风。在横贯内每隔5m打设1个木垛，（作业要求见第七章相关内容）。

（3）回采时，要求每周对瓦排巷的支护情况进行一次全面检查，有变形

严重和出现底鼓情况时，组织人员在工作面不生产时及时处理。

（4）回采时，对瓦排巷和辅切内断面不足的区段要及时进行扩帮、加固处理，确保回风断面。

（5）回采中，对于有可能因为采动影响而变形较大的区段，要提前对其进行加固或超前架棚维护管理。

（6）完善现有顶板管理台帐，将各横贯及外圈巷道木垛支护情况纳入日常检查范围（每隔七天检查一次，工作面50m范围内横贯每天检查一次）。

（7）回采期间，每星期要观察进风顺槽正头的密闭情况。

第五节特殊情况下顶板管理

一、工作面调斜时的顶板管理

（1）工作面调斜时，要及时打出伸缩梁和逼帮板管理工作面空顶，当打出伸缩梁和逼帮板仍不能管理顶板时，要及时根据情况移架或上料管理顶板；发生咬架或挤架时，要随时摆架，确保能够及时迅速地拉出支架管理顶板。

（2）工作面调斜时，支架工、采煤机司机和放煤工要相互配合好，只有在确保顶板安全的前提下，才能够正常割煤。

（3）对于工作面调斜时，工作面顶板不好处的支架的移架作业必须由跟班队干、班组长现场指挥，由有经验的老工人或指定的人员，进行移架操作。

二、工作面局部底板起伏变化时的顶板管理

（1）工作面局部底板起伏变化时，采煤机后滚筒司机要注意缓慢调节滚筒的高度，确保底板缓慢过渡；

（2）底板起伏时，要及时注意工作面煤墙和顶板的情况，防止因为底板不平引起的大溜不好推移，以及不好拉架造成工作面空顶和因多次降架引起的对顶板和煤墙的破坏，而造成的冒顶、片帮事故；

（3）底板起伏时，要提前尽量预测工作面底板的起伏，以提前做好准备工作；

（4）底板起伏时，防止大溜的菠萝盖和低洼，尽量做好大溜的平直，能够推彻溜拉彻架，以利于管理好工作面的顶板和煤墙；