今天小编在这给大家整理了回采工作面构顶措施（共含6篇），我们一起来看看吧！同时，但愿您也能像本文投稿人“chinaaaronzhou”一样，积极向本站投稿分享好文章。
回采工作面构顶措施
中心桥矿井为急倾斜煤层采面。在回采过程中，经常遇到上隅角瓦斯超限的问题。为解决此长臂式回采工作面上行通风中易产生的上巷回柱区的安全隐患，及避免安全事故的发生，故提出以下解决方案。并请相关领导对此建议进行评估。
一、本篇不做急倾斜采煤工作面上行通风与下行通风的选择评比
急倾斜采煤工作面采用下行通风时，极能解决采用上行通风方式时容易造成的工作面上隅角瓦斯超限难点。但问题也在于，这可能生成工作面间歇性的采空区积聚瓦斯倒流回工作面上隅角处，造成突然不可预期的此处瓦斯超限。原因在于当回采工作面下行通风时，风流方向与可能积聚的采空区瓦斯形成的浮力正向相向。当采空区通风能力降低易造成上述结果。
这次只论述在已经被迫选择回采工作面上行通风时，而易于采取的，防止其极易产生的`回采工作面上隅角瓦斯超限事故的，针对本矿特点的初级解决方案。
二、一般性采煤工作面上行式通风的系统安排(见图一)
此通风系统布置为“y”通风。在于利用上巷采空区尾排巷口调节风墙的负压端，形成有利于采空区瓦斯流向专用瓦斯排放巷。
三、通过回采工作面通风阻力变动而造成的上隅角瓦斯超限的处理预案及原由
1、当需保留的瓦斯尾排巷垮塌而造成上行风基础通风系统部分失效后，随着回采工作面的采进，巷道缩短后通风阻力集中锁定在回风巷调节风门处，造成工作面和附近采空区风流均匀称之均压。负压点前移后即可基本解决(即将回风处调节风门建筑到进风巷道段即可)。(见图二)
2、中心桥以32205采煤工作面为原本的处理尾采时上隅角瓦斯超限的方案比较及取舍。
(1)方案之一：增大尾巷调节风窗通风断面。但此方案由于开始阶段处理隅角瓦斯积聚后砌构的砂袋密闭较多，造成即使将平巷尾排口调节窗及密闭完全拆除，已无有效排放上隅角积聚瓦斯的可能(见图三)。选择放弃。
(2)方案之二：重新打开32203已采面上巷32201巷与采区回风下山交叉口处的密闭墙部分，并调节控制切角采空区漏风，致使在32205工作面采空区瓦斯向上形成漏风通道，减少上隅角瓦斯积聚的可能。(见图四)
由于此处行人众多，虽可以用较大直径软管将排放瓦斯引入采区回风下山巷顶附近，但还是有引起此段局部瓦斯超限(R1%)的可能。最终选择暂时保留此方案。
(3)方案之三：移展工作面上巷回风控制调节风门至下巷进风巷前段的设想，由于工作面已抵近停采线数十米地，无法保证进风巷接煤通车的必须。是以放弃。
四、解决32205采煤工作面上隅角瓦斯超限的其它措施、部置
1、瓦斯抽采
由于瓦斯利用发电需要，新布置的利用大管径抽出回工作面上隅角上部瓦斯的措施，执行不通。易引起瓦斯发电所需的瓦斯浓度大量下降，故不能正常执行。
2、一进两回双采面上下套采
针对05采面上行通风上偶角采空区瓦斯易随均压风流，虽然回风巷为增大工作面风流已将调节风窗及风门全部拆去，但阻力突兀区可能已转至回采工作面本身因其通风断面狭小而造成此处风流相互挤压至未完全垮落的采空区，并带出外溢高浓度瓦斯。
可以采用放开该面进风巷后段及32207开切眼下行下巷后段调节风窗，以使05工作面采空区被强力挤压风量能合理均压在向07开切眼的矿井负压点形成的逆向风流中。以此可能减少05采面采空区风流，防止大面积上隅角瓦斯积聚并引起的回风流瓦斯超限(见图五)。
五、以加强回采工作面自身采空区保留巷管理为主的，达到瓦斯尾排巷有效投用的难点解决为重点的建议
为解决上行通风回采工作面在不同臂长处解决未垮塌采空区漏风，必须砌筑阻挡采空区漏风墙的现实需求，我建议用风筒布试制压风充气可重复使用的隔离墙袋。同时强化保留瓦斯专用排放巷采空区侧的条带充实，以保护保留巷不发生严重的断面挤压变形。
这样，随着采面推进，施工人员尽可以经常使用隔离墙隔离高浓度瓦斯，及时移出后，又避免后段瓦斯排放保留巷被此种操作密闭而失去作用。
试制隔离墙袋的规格设想(见图六)：充满气体后整体厚度为0.4m，主袋高1.8m，宽2.2m;主袋上部及左、右各有一个0.5m的副袋，可根据保留巷断面调整充气并能隔断全断面。气囊使用高压气门阀。
也可设计三层副袋，宽度递减。并根据层次由里向外使用气压蕊压力逐级减小，以满足巷道来压断面收缩的自动调整。
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1 进行探放水的左二片工作面的基本情况
左三片工作面总体地势是：左三片工作面表标高为+660.214---+682.534，本区开采时后风道已经接近小煤窑破坏线,为了防止小煤窑老空区有大量积水现象,现我矿制定探放水措施
一、探放水的办法
(1)根据“有疑必探”的探放水原则技术部门提供的地质勘探资料编制相应的探放水安全技术措施。其中钻孔参数的确定要本着钻孔的贯通点要在上层的地势最低点及钻孔的开口点要在本层工作面的地势较低的巷道，并且钻孔的钻距要尽量短的原则，同时要求开工前必须贯彻到相关的所有人员。
(2)做好探放水施工所需的一切准备工作，包括钻机及其地面试运转、配件的备用，井下钻机的供电系统及供水系统、排水的供电系统及水泵和管路系统等。
(3)操作时，要严格按照钻孔参数要求，由测量部门标识出方向，并由专业人员指导支设钻机和初步钻探工作。为了在上层水被放下来时能够根据情况控制放水量，在初步钻探时，要用大钻头(直径120mm，以便安设直径100mm的铁管)穿过煤层的直接顶(由于直接顶一般不太稳定，上层水压较大时会从其岩层缝隙中渗出水来)。钻进深度一般为2 m～4m，主要是便于在此段镶入直径100 mm的管道(以下称其为控水管)并安设控水阀门。
(4)控水管的安设有两种方法：一种是在管外围裹上棉套或棕榈纤维，并用铁丝缠绕结实，然后依靠钻机顶推及铁锤打击使其到位，为了防止孔内水压过大造成管体脱落，还应在控水管的法兰盘下支打戗柱，戗柱的顶端作用在预先焊结加工的法兰盘周围的较大的铁板上，铁板还可用两根抬棚抬住以加强其稳固性，铁板呈方形或圆形，面积约0.15m2;另一种是，从控水管中装入拌好的水泥砂浆(不宜太稀，且加入一定比例的速凝剂)，其数量约为管长的1/2～2/3，再做一活塞式托盘顶推管内的砂浆，使砂浆顶出管外一定长度(约为20cm ～30cm)以便能够抹粘在孔壁上，同时缓慢打击或顶推控水管，使控水管外壁与钻孔的内壁之间能够充满泥浆，从而使控水管牢固地镶入到孔内，而后要及时安设好控水阀门。
(5)控水管镶好以后，就可进行正常的打钻工作。打钻时，钻机的顶推力不可过大，以防钻头脱落或使钻进方向发生偏差。在钻孔打透以前，必须确保排水系统的万无一失。
二、应注意的事项
(1)管理人员，特别是决策层的`管理人员，必须高度重视探放水工作，而不能产生麻痹思想。工作面没有探出水的情况，各级生产和技术部门凭主观想象，认为此工作面也不会有水和即使有水量也不会大的思想左右下，导致了放下水后工作的紧张和被动局面。
(2)要做好充分的准备工作，提前进行探放水，提前的时间一般为2～3个月，以免造成影响生产和窝工的现象。
(3)要通过多种方法判断上层水的水量及来源，并配备与之相适应的排水设备。在左三片工作面探放水时，我们根据上层和本层的煤层底板等高线的情况，结合对自压放水量的观察以及降水量的变化对钻孔出水量的影响，认为所放上层水有地面水的供给，从而决定通过加大放水量和排水量，使排水的速度大大超过地表的渗水速度，为恢复生产创造了条件。这种判断，从后来的生产实践中得到了证实。
(4)要加强钻场附近10m范围内的支护，以保证此处有一个安全的操作环境;并在打钻和排水地点或附近安设专用电话，以便于汇报和指挥。
(5)为了摆脱上层水的影响，一方面要加快推进速度;另一方面要边生产边排水;另外，我们还在尾巷砌筑挡水墙，使水流到了采空区。对于下山工作面，应每隔一段距离，靠顺槽的一帮挖掘小水库，以便于存放和排放涌出的水。
(6)要提前根据探放水工作面的井上井下对照图，勘查地表情况，可视实际情况进行裂缝堵塞或者河流改道。
(7)钻孔前2 m～4m，必须安设控水管，以便控制水量。控水管较长而无法一次性安设时，要分段安设，并使其楔式对接。控水管必须固定牢靠，以防脱落;放完水后要及时关闭好阀门，以防泄漏瓦斯;在放水孔甩到采空区以前，应每隔几天放水1次，使上层水尽可能地放出来，以免对生产造成威胁。
(8)在钻孔钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，要及时汇报并派人监测水情。情况危急时要立即撤出受水威胁地区的人员，然后采取措施进行处理。
(9)在钻孔设计时，在覆盖本工作面的上层的一个或几个工作面，都要布置钻孔，并且每个地点一般要布置两个钻孔。在判断钻孔是否探透老空时，要根据瓦斯量的变化、钻孔口风流的变化及声音的情况等进行确定。
(10)放水量要认真观察水量变化，并根据情况进行2次或3次的钻孔疏通，以防煤矸堵塞钻孔造成无水或放完水的假象。
(11)在尾巷排水时，配备专职瓦斯检查员检测瓦斯,要安设瓦斯监控闭锁设施，以确保在瓦斯不超限的情况下安全进行。
(12)排水时，一定要强化现场管理，坚持坑口和队组的管理人员跟班指挥制度，实行现场交接班。同时，要调动一切力量，全力以赴服务于这项工作。建立巡回检查制度，防止管路的跑、冒、滴、漏现象并及时维修，确保探放水工作的顺利完成。
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该面回采时，采取在机巷布置排水管路、排水泵和在机巷低洼处设置环型水仓来进行强排水的防治水方案。
1、排水管路：在机巷铺设2路Ф216mm(八寸) 和1路Ф108mm(四寸) 管作为专用排水管。专用排水管起始于机巷环型水仓，经机巷、出煤下山到-550东翼石门水沟;每路Ф216mm(八寸)管都要预留两个带闸阀的四寸排水管专用接头。另一路Ф108mm(四寸) 压风管作为备用排水管。
2、排水泵站：排水泵位于水仓外口。
①、水泵选择：由于机巷起伏较大，高差达30m，且水煤多，因此选择：扬程不小于40.0m的'污水潜水电泵。
②、排水能力：设置排水能力不小于300 m3/h排水能力(2台30kw污水潜水电泵，2台45kw污水潜水电泵)的排水泵站，进行强排水，同时备用1台30kw污水潜水电泵和1台45kw污水潜水电泵，以防水泵损坏更换。
③、排水泵站排水泵与排水管采用硬连接，其中2台30kw、2台45kw潜水电泵分别接在两路Ф216mm(八寸)排水管上，1台45kw潜水电泵接在Ф108mm(四寸) 排水管上，并安装好控制闸阀。
3、水仓
方案一、施工环型水仓：从机巷EJ11点附近，以320°方位，施工小断面泄水巷约80 m至老机巷E35+15m处贯通，与老机巷构成环型水仓。并在机巷EJ9点附近施工联巷约20 m与老机巷贯通，便于回风和排水设备打运。见1311206工作面排水系统图。
方案二、从机巷EJ11点附近，向巷道下帮扩帮施工长6m、宽2m、深1.5m硐室，作为临时排水水仓。再在机巷拐弯处建立中转水仓，从新机巷向原老机巷25m处施工联巷，形成一个环形中转水仓。
鉴于方案二在工作面涌水量大且仰采时，不利于排水，故优先选用方案一。
在水仓进水口起，向来水方向，靠近巷道下帮施工长6m、宽2m、深1.0m沉定池，便于沉淀和清理煤渣作为排水水仓。
4、排水电源：排水泵站排水泵采取3路供电线路和电源，其中二路为专供电线路和电源。
5、排水线路：机巷排水泵站→出煤上山→-550水平11-2煤联巷→-550东翼轨道石门水沟→-550水平东大巷。
6、其他措施
(1)、随工作面开采推进，排水泵站向外低洼处依次移动;工作面仰采时，在工作面下口安设临时排水泵站和水仓。工作面俯采时，在靠近工作面最近处的低洼处设置排水泵站和水仓;
(2)、在机巷备足排水泵、管路、开关、电缆、排水管接头;
(3)、回采单位在采前编制专门的回采防治水安全技术措施、水害应急预案，与该面回采作业规程一并报公司审批、落实后方可生产。
(4)、回采单位在采前组织单位全体人员加强回采防治水安全技术措施、水情水害预兆、现场观测方法、水害避灾路线、水害应急预案等培训和贯彻。
(5)、初次放顶期间，工作面要控制采高。加强矿压观测，超前预测预报初次和周期来压;
(6)、采用专人维护排水管路和排水泵，并做好试运转和维护记录，设专人负责排水，并三班现场交接班，保证机巷排水能力。
⑺、施工单位编制环型水仓通风、瓦斯和其它有害气体安全管理措施，确保安全。
附：1、1311206工作面排水系统图 1：1000
2、1311206风巷水文地质剖面图 1：
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摘要：采煤工作面顶板支护管理是煤矿开采工作面管理的重点和难点，对于复合顶板来说支护强度支护方式更显得尤为重要，在开采新强矿98#煤层过程中，通过严格控制乳化液泵站压力，不断总结支护方式，最终确定五排七柱为管理该煤层顶板的最佳支扩方法，为回采这种复合型顶板方面积累了宝贵的经验。
关键词：复合顶板；岩层；支护强度；周期压力
0复合顶板的概念
复合顶板是指煤层顶板由下软上硬不同岩性的岩层组成，软硬岩层间夹有煤线或薄层软弱岩层（如泥岩、炭质页岩等），下部软岩的厚度一般为0.5m-2.0m之间的顶板。
1概述
1.1地质条件及工作面概况
新强煤矿六采区开采98#煤层属于贫煤，煤层厚度在1.4m-3.2m之间，平均厚度在1.7m左右，煤层倾角在17度-29度之间，平均倾角在23度左右，伪底较发育，其厚度在0.2m-0.3m左右，且伪底下局部发育一层20mm-180mm的'黄泥，其遇水后发滑，是标志之一。其顶板为0.2m-1.4m厚的伪顶，伪顶上有0.1m左右薄煤，局部还发育有1-2层厚度在0.2m-0.4m左右灰白色或灰黑色直接顶其中间均被薄煤充填，之上为直接顶3.0m左右的灰白色或灰色细砂岩，之上是20m左右的灰白色或灰色粉细中砂岩老顶，从其顶板类型来看，属于复合型顶板。储量约600万吨，在回采过程中，局部复合顶因薄或夹煤略厚而冒落，没有冒落的通常做为工作面顶板。
该工作面采用MG-150/375-W型采煤机双向割煤，往返一次进一刀，工作面采用SGZ-730/220型整铸刮板运输机，运输巷采用SGW-40型刮板运输机和SD-80型皮带输送机。工作面顶板支护采用木顶帽配合DZ2.0-3.5型单体液压支柱布置五排七柱管理，柱距为0.75m，排距为0.8m，全部垮落法放顶。
1.2开采情况
自5月开始回采98#煤层至今，已经回采了10多个工作面，先后采用了五排六柱、四排六柱和五排七柱管理顶板，经过多年的实践，最终确定五排七柱为管理该煤层的最佳支护方法。
2开采复合顶板工作面管理的关键
2.1保证支护强度
根据几个采煤工作面的实践，对于保证工作面的支护强度显得尤为重要。判断支护强度是否合格，就是看整个工作面有没有折柱多，顶板呈台阶下沉，硬帮煤壁片帮严重，严重漏顶等现象。
2.2及时支护顶板
除了保证整个工作面支护强度以外，及时支护也同样重要。在保证整个工作面不缺柱的情况下，移溜后及时支护也是保证工作面顶板完整的关键之一，否则，也会发生上述现象。
3在复合顶板管理实践中采取的几种方法
工作面除了利用单体液压支柱布置五排七柱控制顶板外，又因条件的变化采取了以下几种方法：
（1）在初次放顶期间，在软帮增加一组切顶柱，增加支护密度，以减少因悬顶过大而造成的顶板破碎。（2）严格控制乳化液泵站压力不得低于20MPa，比平时18MPa大了2MPa，目的就是增加支柱初撑力，以减少复合顶板离层速度。（3）采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护顶板。（4）当工作面过断层时，由于顶板随着采煤机割过，大块伪顶或复合顶板在机道随着冒落，针对这种情况采取提前掘进硐室进行打锚索、架抬棚迈步进行控制顶板。（5）当工作面顶板周期来压时，常常造成顶板破碎，支柱随着破碎顶板冒落后，逐渐失效，对此，采取了架两面光木方子进行控顶。（6）采取用钢轨或π型钢进行控梁迈步支护。（7）工作面超高时，锚索加w钢带首位相连进行控制破碎顶板，取代单体液压支柱。
4技术经济效益分析
4.1控顶效果分析
通过采取以上安全技术措施，有效地控制了工作面的复合型顶板，保证了工作面正常生产，做到了安全生产。
4.2经济效果分析
（1）从回收煤量方面来看，从20-，累计回收煤量达300余万吨，直接经济效益显著。
（2）从生产技术方面来看，积累了回采复合型顶板工作面的宝贵经验，为今后回采类似顶板提供了可靠的保证。
5发展方向
按照现在采煤技术的发展和该煤层顶板条件，可适时采用综采方式。
6结语
截止到现在，该煤层利用这种管理顶板的方法已成功地回采了十余个工作面，累计生产原煤超过300万吨，现在仍有一个工作面沿用此法管理98#煤层复合顶顶板，预计该工作面年产达35万吨左右。从历年回采98#煤层来看，这种管理复合型顶板的工艺，取得了较好的经济效益。同时，也为回采这种复合型顶板方面积累了宝贵的经验，为矿井安全生产的起到积极的作用。
框构地道桥施工改进措施和顶进过程质量控制
以具体工程为例,结合工程实际情况,介绍了对框构地道顶推桥原施工设计进行的几项工艺上的改进,阐述了顶进过程中的'质量控制要点,从而在较短时间内完成了整个框构的预制和顶进工作,为今后的同类施工积累了宝贵经验.
作 者：郑松 燕海兵 ZHENG Song YAN Hai-bing 作者单位：山西省交通科学研究院,山西,太原,030006 刊 名：山西建筑 英文刊名：SHANXI ARCHITECTURE 年，卷(期)： 35(26) 分类号：U445.4 关键词：框构地道桥 施工设计 改进措施 质量控制综放工作面初次放顶专项安全技术措施
一、工作面概况
xx工作面切眼长251.7m，切眼坡度为4°，工作面煤层平均厚度为9.56m，该工作面煤层为6上煤，条痕色为褐黑色，沥青光泽，以暗煤为主，夹少量的亮煤破碎，阶梯状断口，裂隙发育，有方解石矿物，及黄的矿物充填裂隙，有时断口处见丝炭，半坚硬，属半亮型煤。
开采的6#煤层，工作面直接顶为灰黑色泥岩，薄层状，水平层理，局部受冲刷，老顶为浅灰色、灰白色，中厚层状，细粒结构，成份以石英为主、长石次之，含少量的暗色矿物及云母碎片，泥质填隙，局部含砾，分选中等，次圆状，参差状断口，局部可见炭质结核，坚硬。
本工作面地层从上到下有第四、三系黄土红土层、上石盒子组、下石盒子组、山西组、太原组、本溪组、奥陶系。从HY10号钻孔上看，地层厚度分别为：第四、三系黄土红土层17.36米、上石盒子组67.23米、下石盒子组55.63米、山西组104.93米、6上煤层在太原组顶部，地质勘探报告表明，下石盒子组岩性上部以紫色及黄绿色泥岩、砂质泥岩为主，夹中厚层状砂岩，泥岩隔水性较好。中下部为黄褐色砂岩与紫色、杂色粘土岩互层，井田内较发育，隔水性好。底部为含砾粗砂岩，厚层状，斜层理发育，胶结中等，含水微弱。山西组和太原组砂岩是本井田矿床充水的直接含水岩层，两组地层之间局部无稳定的隔水层，6上煤顶板局部地段为冲刷接触，砂岩与煤层直接接触，且裂隙较发育，故有水力联系;根据导水裂隙带高度计算结果，xx工作面6上煤导水裂隙带高度将发育到下石盒子组粗砂岩含水层，其范围内的粗砂岩含水层水势必将通过导水裂隙带导入矿井。6上煤上距粗砂岩16.32m。粗砂岩总厚度34.8m;4煤与6上煤的间距平均为64.07m;6上煤开采时，导水裂隙带会沟通4煤和6上煤顶板砂岩含水层，顶板砂岩含水层为工作面直接充水水源，因此煤层直接充水含水层为煤层顶板砂岩孔隙、裂隙水，预计回采工作面正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为80m3/h。
工作面三顺槽和切眼均采用矩形断面设计，胶带顺槽宽5500mm,高,3500mm，断面积19.25m2, 采用锚网、锚索+钢带联合支护;两帮均采用金属网片、螺纹钢树脂锚杆+钢筋梯子梁。切眼净宽9900mm，净高3400mm，净断面积33.66 m2，施工期间采取锚网索、钢带、木支柱联合支护，支架安装后撤木支柱。
工作面采用四柱双伸缩支撑掩护式液压支架进行支护，支架支护高度为2.5m～4.2m。
本工作面相对瓦斯涌出量0.196m3/t，煤尘具有性，煤的着火点低，属Ⅰ级容易自燃发火煤层，确定矿井为低瓦斯矿井。
二、施工准备
(一)炮眼规格
参照伊泰集团酸刺沟矿6#煤相似工作面深孔预裂爆破设计，xx工作面深孔预裂爆破炮眼施工需要提前在切眼安装前进行，6个炮眼为一组，成孔直径φ=100mm，炮眼必须经过二次刷孔，确保成型圆滑、平直。炮眼分两行三花布置，(奇数孔、偶数孔)孔口间距为6m，孔深依次为40m 、50m 、50m、45m、45m、40m，与水平面成30°夹角，垂深依次为20m、25m、25m、22.5m、22.5m、20m。切眼内布置8组炮眼，共计44个炮眼，奇数孔中心线距切眼老塘侧2.7m，偶数孔中心线呈距1.7m，“一”字形分布。炮眼采用液压钻机施工，钻头采用φ94mm的合金钢钻头。施工炮眼时必须严格遵守该钻机操作及维护措施。
(二)强放材料使用及运输要求
1、落实专人领用火工品，查看性能、生产日期和质量，确保符合要求。
2、导爆索必须耐压、耐磨和防水;单根长度规格，满足井下使用需求。
3、强放所用PVC管壁厚不小于1.5mm，塑性好，抗静电，有一定的刚度且不发脆，并配备相联接的管箍。
4、在搬运过程中要保护好导爆索，施工过程中要拉直，严防损伤导爆索发生拒爆现象。
5、不得使用有接头、打折的导爆索，炮眼内必须使用整根导爆索实施爆破。
6、炸药、导爆索及雷管(分别装运)的装、运按《煤矿安全规程》第311--314条的有关规定执行。专用炸药车运输炸药要平稳运行，时速不超过10千米/小时。在拐弯、变坡处时速不超过8千米/小时。驾驶室内有一人监护。
7、用人力搬运PVC管时，每人每次搬运量不得超过3管，搬运工人行进中，应保持1m以上的间距，上下坡时应保持5m的间距。
8、运送炸药时，不准与雷管同时混合运送。
(三)放顶前准备工作
1、工作面向前推进5m后停机，将支架调整到正常支护状态，初撑力不低于25.2MPa。
2、回风顺槽超前30m范围内打2排单体液压支柱，两排各距帮1.5m布置，柱距1.2m，排距2.5m;胶运顺槽在超前支架支护情况下，可根据实际情况在增加两排单体支柱，单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa，顺槽的单体液压支柱必须用防倒绳固定，防止倒柱伤人。
3、147架液压支架距离副帮煤壁不得超过0.8m，否则必须补打一排单体液压支柱加强支护;超过1.6m，必须补打两排单体液压支柱，以此类推，排距0.8m。
4、加强设备的检修工作，确保设备特别是支架处于完好状态;煤机停放在工作面中间位置，端头电缆用皮带进行保护。
5、进入支架后作业前必须先处理好顶板，保证顶板完好，顶板如果局部不完整采取处理活矸或补打锚杆的方法处理;强制放顶作业前必须将老塘杂物清理干净，保证通风良好，保证人车进出畅通。
6、放顶前必须对回风、胶运、辅运顺槽进行全面除尘。
7、初放前由矿组织有关部门对三顺槽巷道顶板、支护、通风等情况进行一次安全检查，发现问题及时处理。
三、制药、封泥、装药、放炮等程序
(一)井下制作药卷
1、分别用专用车辆将炸药、PVC管等材料送至xx辅运顺槽指定地点(10联巷)按箱存放，专人看管。
2、炸药与封孔黄泥的比例按炮眼孔长度比0.7L:0.3L配比，同时需要考虑炮眼的质量和实际装填的效果所造成的误差。每孔装药量分别为：
①40m孔：106Kg/孔×13孔=1378Kg
②45m孔：120Kg/孔×14孔=1676Kg
③50m孔：133Kg/孔×14孔=1862Kg
④35m孔、25m孔、20m孔共需212Kg
⑤12m孔4个128Kg
总共需要炸药5256Kg
3、炮泥采用黄泥制作，炮泥要有一定湿度(用手攥紧，撒手后能成型不易彻底散开为准)，但不宜湿度过大，否则不能在装填时保证封孔密实度。
4、炸药选取2#岩石乳化炸药，规格为φ70mm×400mm;雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管，联线方式为串联，装药系数为0.7。
5、装药方法：采用内径φ75mmPVC管作为炸药的载体，人工将PVC管(2m、4m长)沿纵向划开，将炸药和两根导爆索装入，一根导爆索贯穿整个PVC管并插入顶端第一个药包，另一根导爆索与PVC管末端第一个药包连接。PVC管间用管接头连接，装药密度符合要求：
①28m长(7个4m)的13根，用到40m长的炮眼;
②32m长(8个4m)的14根，用到45m长的炮眼;
③36m长(9个4m)的14根，用到50m长的炮眼;
④24m、18m、14m的3根，分别用到35m、25m、20m的炮眼;
6、人工将黄泥填满PVC管。
①12m长(3个4m)的13根，用到40m长的炮眼;
②12m长(3个4m)的14根，用到45m长的炮眼;
③14m长(3个4m,1个2m)的14根，用到50m长的炮眼;
④10m长(2个4m,1个2m)、6m长(1个4m，1个2m)、6m长(1个4m，1个2m)
7、导爆索深入药卷的长度不低于2m。
8、根据计算及说明书选取MFB-200型发爆器可以满足放炮要求。
(二)工作面装药
1、制作专用的平台架便于搭设装药平台，供装药人员使用。
2、装药前必须清净炮眼，装药时作业人员分别站在装药平台的上方和下方，用φ70×2500mm的木制炮棍将装有药卷、炮泥和导爆索的PVC管装入相应长度的炮眼内，装药时在最后一管药底部托一个特制防滑逆止片，PVC管之间上好接头，后一根管顶送前一根管，导爆索露出炮眼口并悬空。
3、炮眼内填装次序为：PVC管、炮泥、防滑逆止片、木楔。将相应长度的PVC管装入相应长度的炮孔内，再用炮棍将木楔子顶入炮眼内，装入时注意不能将导爆索顶断，之后用大锤将木楔子砸紧，但不得将雷管脚线弄断。
4、从机尾向机头依次进行，直至44个炮眼都装药完毕。
5、炮眼采用连续偶合方式装药，并采用双雷管、双导爆索引爆。每一根导爆索用一发雷管起爆，两发雷管采用并联方式连接，用胶带纸或捆绳将雷管和导爆索绑扎牢固，注意雷管的聚能穴端应和导爆索的传爆方向相同。
6、为安全起见，放炮采用一次爆破(从机头向机尾方向)，一次联线，同时起爆，最后一段的延期时间不得超过130ms。
(三)连线、封泥
1、用雷管脚线将两枚雷管绑在炮眼外露的导爆索上。为防止装药过程中雷管脚线破损，可用软质细塑料管将雷管脚线套好。
2、将44个炮眼的雷管脚线顺次连接，形成串联。
3、将机尾第一个炮眼的雷管脚线和机头最后一个炮眼的雷管脚线分别与两条放炮母线相连。其中，一条放炮母线放置于工作面内支架脚踏板上，一端从机头侧伸出与机头侧雷管相连，另一端放置于距工作面500m以上的辅运顺槽内;另一条母线一端与机尾侧雷管脚线相连，另一端也放置于距工作面500m以上的辅运顺槽内，并与前一条母线拧接在一起，形成短路。
4、放炮母线采用2.5mm2的专用铜芯电缆，必须保证绝缘良好，并且悬空吊挂。放炮母线不得与其他电缆悬挂在一起。
5、封泥长度符合要求，封泥要捣实。
6、工作面切眼强放装药前，必须在地面对所使用雷管全部进行导通实验，用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，以及用导爆器起爆多组雷管效果的试验，按规定进行网路试验和等效模拟试验。
(四)放炮
1、响炮前由工班长指派专人在胶运顺槽、辅运顺槽与二水平东翼6#、7#联巷设好警戒，警戒地点安设专用电话;将三条顺槽内、切眼以及爆破可能受影响区域的所有人员全部撤至距工作面500m以外安全地点(进风流中)。各警戒人员严格看守入口，严禁任何人员进入。放炮地点由救护队员监督，队员带压缩氧自救器。
2、放炮员、工班长和瓦检员严格执行“三人联锁放炮”制度，即：(1)放炮前，放炮员持“警戒牌”，带班长“放炮命令牌”，瓦斯员持“放炮牌”。(2)放炮前，放炮员在做好放炮前的准备工作的前提下(检查瓦斯，连好母线，最后一个撤离后)，将“警戒牌”交给带班长，由带班长派人设警戒，并检查顶板与支架情况，负责把人员撤到安全地点，停掉工作面内一切电源，一切工作就绪后，带班长将“放炮命令牌”交给瓦斯员，瓦斯员负责检查各地点瓦斯含量，瓦斯无异常时，将“放炮牌”交给放炮员，表示允许放炮。放炮员拿到“放炮牌”后，安全员监督检查上述工作是否到位，一切到位后，放炮员吹两声口哨进行放炮。此时放炮员持有“放炮牌”，班组长持有“警戒牌”，瓦斯员有“放炮命令牌”。待所有人员全部到达警戒线以外，一切工作全部就绪后，放炮员将两条母线与起爆器(规格MFB-200)连接，起爆工作面雷管炸药。
3、放炮地点必须设立压风自救装置(或铺设压风管路系统)，参与放炮的人员必须会使用压风自救装置。放炮员带面罩，但需要能够及时方便使用压风自救装置。
四、工作面初放安全措施
井下制作药卷安全措施
1、装药场地选择在xx辅运顺槽10#联巷，场地清理平整，并配备4台灭火器和足量灭火沙箱。
2、由专人负责对装药地点50m范围内进行警戒，警戒边界设置警戒牌、警戒绳，无关人员严禁靠近装药地点。
3、装药人员严禁穿化纤衣服、严禁携带烟草及点火物品。
4、装药期间，装药人员要对炸药、导爆索轻拿轻放，严禁碰撞炸药及导爆索，炸药和导爆索要分开放置。
5、装好的PVC管要做好长度标记，并摆放在联巷平整的地方，码放整齐不得有扭曲现象。
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