毕业设计煤矿大专毕业设计.docx

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毕业设计煤矿大专毕业设计

1采煤工作面概况

1.1位置

1.1.1地面：

Ⅲ4305综放工作面东南部为工业广场，西南部为里沟村，北部为柳村砖厂，南部为窑沟村。

1.1.2井下：

Ⅲ4305综放工作面东部为Ⅲ2101巷及Ⅲ2102大巷，南部为Ⅲ2303工作面正在回采，西部、北部尚未布置工作面。

1.1.3回采对地面的影响：

无

1.2工作面要素

（1）工作面倾斜长：

180米。

（中—中）

（2）工作面总厚度：

4.6—5.2米，平均厚度4.85米（底部机采高为2.8米，放顶煤高度为2.05米）

（3）工作面走向长：

769.9米。

（中—停）

（4）循环进度：

0.6米。

（5）煤层倾角：

1—10度（平均4度）。

1.3工作面开采程序及所开采煤层层号、采高、循环进度、作业方式和可采储量及日产量、回采率

工作面开采程序为放顶煤一次采全高，开采煤层为3#煤层，机采采高2.8m，放顶煤厚度为2.05m，作业方式为正规循环作业，生产班每班进4循环，检修班每班进1循环，日进9循环，循环进度为0.6m。

工业储量932072.2吨,可采储量为792261.4吨，综合回采率为85%。

（1）循环产量：

Q=工作面长度×循环进尺×平均高度×煤体容重×综合回采率

=L×B×H×Y×r

=176.3×0.6×4.85×1.43×85%

=620.41（吨）

（2）日产量=Q×日循环数=620.41×9=5583.67（吨）

（3）月产量=5583.67×30=167510.22（吨）

2采煤工作面地质情况

2.1盖山厚度：

252--383米

2.2煤层构造特征：

层理、节理、裂隙、夹矸、硬度、倾角、容重等。

本工作面煤层为黑色块状、平坦断口、亮煤为主、半光亮型；煤质为黑色，玻璃光泽，性脆，低硫，发热量较高的优质无烟煤；煤层底板标高615---639米，地面标高891—998米，煤层总厚度4.6—5.2米，工作面煤厚平均4.85米，煤层倾角1—10度（平均4度）;普氏硬度系数:

一般夹矸为1—3，煤层1—2，直接顶2.2—3.9，直接底1.2—3;该工作面煤层赋存稳定，变异系数为18.3%，可采指数为1.0，煤层容重为1.43t/m3。

2.3顶板岩石构造特征：

顶板构造的性质、层理、破碎程度、伪顶、直接顶、老顶等情况。

老顶：

为细粒砂岩，灰色—黑色长石为主，泥质胶结，下部有0.63米细粒砂岩。

平均厚度1.36米。

直接顶:

为中粒砂岩，平均厚度为7.23米，黑灰色，石英为主，中厚层状局部夹细粒砂岩，泥岩中部岩心破碎，裂隙发育。

伪顶:

为砂质泥岩，平均厚度为0.10米。

黑色，含大量植物化石碎片。

2.4底板岩石构造特征：

底板构造的性质、岩性、起降现象。

直接底：

为泥岩，平均厚度为0.50米。

黑色，夹薄状，夹粉砂岩，水平层理发育。

老底；为砂质泥岩，黑色，夹纹层状泥质粉砂岩及泥岩，平均厚度为1.05米。

2.5地质构造情况：

断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。

该工作面整体东高西低，南高北低，局部有起伏，掘进中局部顶板节劈理发育，煤体疏松破碎；工作面无断层、顶压区，无炭柱、冲刷带、向背斜构造等。

2.6煤层厚度

工作面煤层厚4.6-5.2米，平均厚度4.85米，机采高度平均为2.8米，放顶煤高度为2.05米。

2.7水文情况

本工作面水文地质条件复杂，其主要充水因素为：

1、上覆岩层中含水层含水，其中上覆k8、k10砂岩含水层影响较大。

2、大气降水：

预计工作面最大涌上水量110m³／h，正常涌水量40m³／h。

3、防治水措施严格执行Ⅲ4305综放工作面专项防治水措施，综采一队必须根据现场情况认真执行，加强排水，确保回采安全。

２.8其它地质情况

1、根据矿井瓦斯鉴定及工作面瓦斯检测结果，预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.5—3.38m3／min，属低瓦斯工作面。

2、煤层挥发指数为10.9﹪，火焰长度为5mm，有煤尘爆炸危险。

3、煤层自燃性:

煤层不易自燃.

4、二氧化碳：

预计工作面二氧化碳绝对涌出量为1.5—2.25m³／min。

5、地温：

12℃--16℃

6、地压：

6.3—9.6Mpa

3采煤方法及巷道布置

3.1采煤方法

本工作面采用倾斜长壁、全部垮落、后退式综合机械化放顶煤采煤方法。

3.2工作面设备配备

MG250/600WD1/1140V型采煤机1台

SGZ764/2×315/1140V型　　工作面溜子2部

ZFP5200---17/32型工作面液压支架112架

ZPT5800---19/37型　　　　　　　　排头（排尾）架6架

SZZ-1000/400/1140V型　转载机1部

PCM3000/1140V型　破碎机1台

DSJ120/180/2×200/660V型皮带机1部

WRB---200/31.5A/1140V乳化液泵2台

PB---320/6.3型喷雾泵2台

RX200/31.5（A）乳化液箱1台

KBSGZY---1000KVA-6/0.69KV移变1台

KBSGZY---1250KVA-6/1.2KV移变2台

3.2巷道布置

本工作面采用三巷布置，其中Ⅲ2207巷与工作面切眼相连，供进风、运煤、供电、供液、供水用;Ⅲ2208巷与工作面切眼相连，供运料、供进风用;泄水巷供回风、排水用。

工作面顺槽、泄水巷及切眼均沿煤层底板掘进。

3.3回采工艺过程

回采工艺：

破煤→落煤→装煤→运煤→顶板支护→采空区处理。

回采工序：

割煤→拉架→推前部溜→放顶煤、清煤→拉后部溜。

3.4主要工序介绍

3.4.1割煤：

割煤使用MG250/600WD1型双滚筒采煤机。

割煤方式：

双向割煤，截深0.6米。

进刀方式：

端头斜切进刀，进刀距离不少于30米。

右端头斜切进刀

A机组割透右端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶。

然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。

B推移前部溜子机尾，依次拉排尾架，拉后部溜子机尾。

C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。

D推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。

左端头斜切进刀

A机组割透左端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。

B推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机。

C对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架，停机。

D推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此进刀完毕之后，正常割煤。

3.4.2拉架

割煤后，距机组后滚筒2—3架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.6米;拉架时前后5米范围内严禁其他人员作业。

质量标准：

支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm。

架间距要均匀，偏差不超过±100mm。

支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜70，支架歪斜＜±5°，相邻支架间不能有明显错差（错差不超过支架侧护板高的2/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200mm；大于200mm时，打出侧护板，必要时，在架间超宽处架板梁，并在板梁下打单体柱，打好的单体柱用麻绳拴紧，麻绳一端拴于单体柱手把，另一端拴于支架上合适位置，打好的单体柱初撑力不小于50KN。

如果顶板压力过大或有冒顶危险时，应及时追机拉架，以防顶板冒落；如移架中顶板破碎或片帮严重时，及时拉过超前架并打出护帮板；移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在340mm以内；移架过程中要及时调整支架，如发生咬架等现象，需在移架过程中及时调整；工作面发生倒架则另外制定措施。

3.4.3推前部溜

滞后机组后滚筒6架即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜步距为0.6米，推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子水平弯曲度不准超过3度，垂直弯曲度不准超过1度，除进刀所需外，其它地段严禁出现弯曲。

若推溜困难时，严禁强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜，溜子弯曲段不小于10个支架。

刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平直，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象；刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，即推移步距为0.6m，以确保截深、产量和工程质量。

3.4.4放顶煤

放顶煤滞后拉架工5架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的运输状态，排头3架，排尾3架不放顶煤。

初次放顶煤：

在支架推出切眼三个循环后开始放顶煤，若放顶煤困难，等初次来压后再放煤。

正常放顶煤：

采煤机每割一刀煤放顶煤一次。

放煤顺序：

放煤顺序采用单轮间隔放煤，由两人同时操作，两人间隔距离不小于五个支架，依次间隔顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时出现矸石就立即关闭放煤口，停止放煤；放煤过程，必须使用架间后溜放煤喷雾，以降低粉尘浓度。

末采放顶煤：

工作面在距停采线15米时停止放顶煤。

3.4.5清煤

清煤与放顶煤同步进行，清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不得超过30mm。

清煤人员必须面向机尾，时刻注意溜子、顶板、煤帮的变化情况，以防发生意外事故。

3.4.6拉后部溜

拉后部溜滞后放顶煤4—6架，在后溜拉不到支架尾梁下方，而被甩入老塘时，应及时停止割煤，先把后溜拉到支架尾梁下方，才允许割煤、拉架，拉后部溜步距为0.6m。

4顶板管理

4.1工作面支护设计

由《综采生产管理手册》得知，支架应能承受8倍采高的顶板岩石重量。

根据《综采生产管理手册》规定，支护强度计算方式：

Ｐ＝８Ｍｒ×9.8×10_6

式中：

P--支护强度，MPa

M--实际采高，取工作面平均采高2.8米（由于工作面采高偏差为±100mm。

所以计算时采高按最大值2.9m计算）.

r--岩石容重，取2.5t/m3

P＝8Mr×9.8×10－6

＝8×2.9×2.5×10³×9.8×10－6

＝0.5488（MPa）

支架的工作阻力计算方式：

Q＝8MFr×9.8×10－6

式中：

Q--支架工作阻力，KN

F--支架的支护面积，米²

M·r意义，单位同支护强度计算

Ｆ＝L大×L＝5.10×1.50＝7.65（米²）

式中：

L大--表示工作面支架最大控顶距，最大控顶距5.10米

L--支架宽度1.5米

根据以上选取及计算数据，工作面支架额定工作阻力可能为:

Q＝8MFr×9.8×10-6

＝8×2.9×7.65×2.5×10³×9.8×10-6

≈4198.32（KN）

支架的初撑力计算

根据《综采生产管理手册》规定，直接顶顶板中等稳定时，初撑力一般应为工作阻力的70%――80%，本规程选80%。

Q初＝80%×Q＝80%×4198.32＝3358.66KN

式中：

Q初－支架初撑力，KNQ－支架工作阻力，KN

据此经计算，需要泵站提供压强

P＝Q初÷4÷лd2/4×10-6＝3358.66÷4÷л（0.2）2/4×10-6

＝26.74MPa

式中:

Q初－支架初撑力，KNd:

支架立柱直径,米

根据计算知:

泵站需要压力为26.74MPa

但考虑泵站到工作面沿途管路有一部分能量损失，根据Ⅲ2303综放工作面观察可知能量损失一般为5%，实际泵站压力为26.74×1.05＝28.08Mpa,说明设计31.5Mpa大于计算所需28.08Mpa，泵站压力符合要求;又因为ZFP5200-17/32型支架支护强度0.76Mpa大于上覆岩层８倍采高所需支护强度0.5488MPa，同时ZFP5200－17/32型支架底座平均比压为1.93MPa，小于本工作面煤层底板比压35.95MPa；支架额定工作阻力5200KN大于上覆岩层８倍重力4198.32KN，同时支架额定初撑力4552KN大于8倍采高计算所需要的支架初撑力3358.66KN。

因此工作面采用ZFP5200－17/32支架合理。

4.2工作面支架布置形式及支架说明书

4.2.1本工作面使用112架ZFP5200－17/32型液压支架支护顶板，其中，ZFP5200－17／32支架，其技术特征为：

ZFP5200－17/32型

额定初撑力：

4552KN

额定工作阻力：

5200KN

支架支撑高度：

1.7－3.2米

支护强度：

0.76MPa

中心距：

1.5米

泵站供液压力：

31.5Mpa

支架宽度（小/大）：

1.42--1.59m

底板平均比压：

１.93Mpa

推溜力/拉架力：

336.1KN/395.2KN

最大控顶距：

5.10m

最小控顶距：

4.5m

操作方式：

手动快速本架操作

4.2.2端面距：

根据租赁站提供液压支架设计梁端距，本工作面支架梁端距不大于340mm

4.3机头、机尾及进回风巷超前支护布置情况。

4.3.1机头支架布置

机头使用三架ZPT5800－19/37型排头架进行顶板支护，拉排头架时，降架前移即可。

4.3.2进风巷超前支架布置。

进风巷采用在钢带下套打单体柱，每排两根，柱头打在钢带下躲开锚杆托盘200mm左右，点柱为DW--31.5型液压单体柱，打柱范围从工作面煤壁算起，保证每班超前支护距离不小于20m，其中非行人侧单体柱距转载机300mm左右,距煤帮550mm。

行人侧单体柱打于转载机行人侧，距转载机300mm左右；在靠近破碎机大轮及转载机电机减速器处的打柱要求：

以不影响推移转载机和保证0.7m的行人宽度为前提，在正钢带下打单体柱，确保支护质量、正常作业和行人安全，所打单体柱可以和其余单体柱不成一直线（也可在转载机破碎机大轮处上方架板梁或Π型钢，并在转载机破碎大轮两侧板梁或Π型钢正下方打单体柱，所打单体柱要和其余单体柱成一直线）；生产班随工作面循环推进，在机组割到离机头还剩30m时,端头工可提前回掉工作面煤帮侧的一排单体柱，确保机组割到机头不割坏单体柱或节约割煤时间，同时将回掉的单体柱补充到超前支护前方，保证超前支护20m范围内始终保持每排2柱，超前支护柱与柱排间距为1米，所打单体柱均要保证安全出口畅通，且安全出口畅通宽度不小于0.7m，同时又不影响转载机推拉，柱子要用麻绳连锁防倒，第一根和最后一根单体柱都用麻绳拴紧、拴牢，麻绳一端拴于单体柱手把上，另一端拴于顶板铁丝上，两端均要拴紧、拴牢，中间的单体柱用麻绳在单体柱手把上缠一圈，两根单体柱之间的麻绳要拉紧，防止单体柱泄液翻倒砸伤人员。

4.3.3机尾支架布置

机尾顶板采用三架ZPT5800－19/37型排尾架支护顶板，拉机尾架时，降架前移即可.

4.3.4回风巷超前支护布置

锚网带索支护巷道超前支护布置方式为:

在钢带下打单体柱每排两根,柱头打在钢带下错开锚杆托盘200mm左右,点柱为DW—31.5型液压单体柱,其打柱范围从机尾工作面煤帮算起,保证每个班超前支护距离不小于20m,其中一排距工作面煤柱550mm,另一排距保护煤柱550mm；生产班随循环推进,在机组割到距机尾30m时，将工作面侧单体柱提前一循环泄液取掉，待机组割透机尾,然后往前割煤的过程中及时把单体柱重新在原位置打好，不准提前回收；使20m内始终保持每排2根，超前支护柱与柱排间距为1米，同时柱子要用麻绳连锁防倒；当Ⅲ2208巷巷道顶板压力大、破碎严重时，超前支护范围为50m--100m。

4.3.5工作面机头、机尾切顶柱打法、回收及机头、机尾端头支护要求

工作面机头、机尾切顶柱必须分两排打，机头最后一排切顶柱距转载机机尾不超过2m，第二排切顶柱距转载机机尾不超过1m，两排切顶柱之间间距不超过1米；机尾第二排切顶柱超前排尾架切顶线1m打齐，另一排与切顶线打齐即可，两排切顶柱间距不超过1m；机头、机尾切顶柱间距（每排的柱与柱）≤0.5m，机头、机尾切顶柱要迎山有力，迎山角度为75°，严禁打退山柱；工作面机头、机尾最后一排切顶柱在端头工拉过所有排头架、架尾架并升紧后，才允许回收，否则视为违章作业，回收切顶柱前，先在两排切顶柱正中间均匀打三根单体柱，单体柱要迎山有力，迎山角度为75°，严禁打退山柱，回收完最后一排切顶柱，才可回收三根单体柱。

两端头支护形式如下：

机头切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式：

行人侧单体柱打于距转载机300mm，且距煤柱侧≥700mm，靠排头架一侧200mm打一排单体柱，所打单体柱上方均要架设Π型钢（长为4m或3m），单体柱打于Π型钢正下方，所打单体柱排与排之间距离为1m，工作面前、后溜正机头Π型钢下所打单体柱要在溜子机头两侧打紧升牢，所架Π型钢范围为第一排切顶柱往前10m，所有单体柱要用麻绳连锁，防止柱倒伤人；机尾切顶柱至工作面煤壁之间的支护形式：

其中一排距工作面排尾架300mm,另一排距保护煤柱550mm,单体柱打于正钢带下，排与排之间距离为1m，所有单体柱用麻绳连锁，防止柱倒伤人。

4.3.6超前支护管理

（1）超前支护打柱、回柱：

超前支护打柱：

超前支护必须严格按照要求打好、打牢单体柱，打单体柱时，必须至少三人配合作业，其中一人观山，一人扶柱，一人用液枪升柱，打好的单体柱一定要成一直线，单体柱初撑力不小于50KN（￠100mm≧90KN,￠80mm≧60KN）；所有单体柱必须打在钢带下，打好柱后，要用麻绳将柱联锁，以防柱倒伤人。

超前支护回柱：

超前支护回柱时，至少三人配合作业，其中两人卸柱，一人观察顶板、煤帮情况，发现有活矸、活炭及时找掉，安全后方可作业。

（2）超前支护处的安全出口应满足巷高不小于1.8m，行人宽度不小于0.7m。

（3）当机组上滚筒行至距工作面两端头5m时，端头工严禁站在端头作业，以防机组割透煤帮，甩出锚杆或大块炭砸伤人员；工作面溜子司机不应站在溜子正机头，防止甩出锚杆或大块炭砸伤看溜工，其他闲杂人员严禁站在溜子机头前后左右3m范围内；工作面机头超前支护维护，不能与拉排头架，推、拉转载机，拖拉液压管及电缆等几项工作平行作业，以防撞倒柱或其它意外事故伤人。

（4）跟班干部、班长、安检员必须经常对两巷的煤帮、顶板、安全出口等情况进行检查，确保作业场所安全后，方可组织人员作业，每班验收人员必须对工作面推进度及时进行测量和调整，保证溜子不窜前窜后；以确保行人宽度；跟班干部、班长、安检员发现顶板破碎，应督促支架工将支架拉到最小控顶距，然后及时组织现场人员抬板梁进行构顶维护（上板梁时，必须派专人观山和找掉，确定顶板完好后，方可组织人员作业）。

构顶过程中，发现不安全隐患应及时组织现场人员进行处理，否则禁止作业。

超前支护若压力变大,有明显片帮、底鼓、巷帮变型严重,本支护方式不能满足巷道支护要求,另行制定专门措施.

4.3.7进、回风巷超前支护退锚及卸顶板锚杆螺帽所打

退锚及卸顶板锚杆螺帽工作由生产班和检修班端头工负责，退锚、卸顶锚杆螺帽范围为两排切顶柱之间或切顶柱处；退锚、卸顶锚杆螺帽时，要在两排切顶柱之间均匀分开打三根迎山柱（迎山角75°），防止回收最后一排柱时顶板冒落伤人，同时所打单体柱以不影响安全生产和作业人员安全撤离为准。

退锚工作用TM-30型退锚机进行，退锚时，操作人员首先要对退锚机各接口联结件及密封胶管进行检查，确认完好后，方可进行作业，退锚由三人配合进行，其中一人打压，一人观山，一人扶千斤顶，扶千斤顶的人员要站在高度合适处（站在梯子上时，要求观山人员扶好梯子，）；脚要站稳，扶好千斤顶，将千斤顶套至锚索根部，将千斤顶上口与锚索锁具接触平稳可靠后，打压人员用手压泵加压，直至千斤顶将锚索咬紧后，停止打压，扶千斤顶人员将千斤顶用麻绳捆绑于巷道顶部金属网上，然后撤至安全处，打压人员继续打压待锚索锁芯被拉掉后，停止打压，扶千斤顶人员扶好千斤顶，打压人员通过换向阀换向，摇动加压泵手把，逐渐对千斤顶减压，然后在观山人员配合下，解开捆绑麻绳，将千斤顶取下。

在减压过程中，要密切监视顶板情况，如有异常，要停止减压，待顶板稳定后，及时用板梁架棚支护；退锚索时，观山、打压及扶千斤顶人员必须相互配合好，其它无关人员不许进入作业区域。

卸顶板锚杆螺帽，用专用长套扳站在底板上进行，卸螺帽人员应相互配合，卸掉的托盘要捆成一串背出码放至指定地点，卸顶锚杆螺帽时，人员必须随时注意脚底，以免踩空，造成意外事故。

顶板压力大，两巷老塘顶板垮落及时，也可不卸顶锚杆螺丝和退锚。

4.4工作面初次开采，初次来压，周期来压及初次放顶，末次放顶的支架形式。

根据Ⅲ2303/2301工作面矿压观察结果知：

预计本工作面直接顶顶板初次垮落步距10—18米，老顶初次来压步距为40-60米左右，周期来压步距为14--18米，周期来压时强度不明显。

要求初次来压，周期来压期间要把工作面支架升紧，顶梁升平，护帮板伸出，保证支架对顶板支撑均匀有力，接顶完好，护帮有力，两端头超前支护齐全，保证质量，防止抽条，压死支架等情况；同时随时注意观察顶板压力及支架安全阀开启情况，有异常情况及时采取措施，要充分做好工作面支护质量与顶板动态监测监护工作，做到超前防范；同时具备排水能力，防止初次来压期间涌水增大，初次来压、周期来压期间，顶板锚杆螺丝可不卸。

初采初放措施附后，末次放顶另行制定专门措施。

4.5过断层、顶压区、老空等破碎顶板区段措施

该工作面整体东高西低，南高北低，局部有起伏，掘进中局部顶板节劈理发育，煤体疏松破碎。

由于无断层、顶压区、老空等，固不需制定措施，生产过程中一旦出现，必须及时制定得力措施，确保安全生产。

4.6采空区处理方法

采空区采用全部垮落法处理，正常情况下，随工作面推进，工作面机头、机尾老塘侧顶板悬顶面积大于或等于2×5m2不垮落，必须加强支护或强制放顶，到时另行制定专门措施。

4.7顶板管理措施

（1）保证支架完好，使支架处于良好的工作状态，升架时支架要达到初撑力要求。

（2）将顶、底板割平，确保支架有良好的接顶性能和支护状态。

（3）割煤后要追机拉架，及时打出护帮板,防止煤壁片帮，在破碎顶板下，必须带压拉架，随时调整支架成直线。

（4）片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架，防止冒顶漏矸，必要时打贴帮点柱，在支架顶梁上架垂直工作面的板梁。

（5）拉架到位后，将支架升紧，接顶严密，护帮板打出。

（6）工作面片帮严重或悬顶面积较大时，要在支架顶梁上，垂直工作面架设板梁，架设时，要先观察顶板，待顶板稳定后，将支架降下，人员站在相邻支架前梁下，及时穿好板梁，并在板梁上用背板，道木等构好顶后升紧，另一端紧靠煤帮在板梁下打点柱。

（7）机组停机或工作面停产期间要将支架拉到最小控顶距。

（8）本工作面回采过程中，若两巷顶板完整回采后无法垮落时，要采取退锚索、锚杆螺丝措施，使锚索锁具失效，拧掉锚杆螺丝，取掉钢带。

4.8处理冒顶措施

（1）当工作面发生冒顶，高度小于1.5米，长度在3个支架以内时，按本措施实施。

（2）当工作面发生冒顶时，应首先组织人员备足支护材料和所需工具。

（3）待冒顶区顶板稳定后，要有专人观山，并由班长指定专人进行敲帮问顶和找掉工作，清除隐患，并清理好退路。

（4）将冒顶区周围的顶板，煤帮维护好，保证支架升紧升平，接顶严密，以防冒顶范围扩大。

（5）先在支架上或支架至工作面煤壁架垂直工作面板梁（板梁规格视具体情况选用R125×2400mm，R125×3200mm，R125×4000mm等）然后平行工作面架抬棚，抬棚梁下打DW－31.5型单体柱，然后再在板梁或支架上打“井”字型木垛构顶（木垛材料视具体情况选用道木或板梁）。

（6）构顶过程中，人员动作要快、稳、相互要