2221S综采面规程.doc

编号 新汶矿业集团孙村煤矿 采煤工作面作业规程 采煤工作面名称2221S工作面 编 制 人李京传 区 队 长孔令奎 施 工 单 位综采一区 批 准 人张殿镇 编 制 日 期 2004年04月05日 执 行 日 期 2004年05月05日 目 录 矿审批意见 2 作业规程学习和考试记录 4 作业规程复查记录 5 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 6 第二节 煤层 6 第三节 煤层顶底板 6 第四节 地质构造 7 第五节 水文地质 7 第六节 影响回采的其它因素 8 第七节 储量及服务年限 8 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 8 第二节 采煤工艺 9 第三节 设备配置 10 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 11 第二节 工作面顶板管理 15 第三节 顺槽及端头顶板管理 16 第四节 矿压观测 17 第四章 生产系统 第一节 运输系统 18 第二节 通防与监控系统 19 第三节 排水系统 22 第四节 供电系统 22 第五节 通讯照明系统 24 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 24 第二节 主要经济技术指标 25 第六章 灾害预防及避灾路线 26 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 26 第二节 顶板管理 30 第三节 防治水 33 第四节 爆破管理 34 第五节 通防及安全监测 36 第六节 运输管理 37 第七节 机电管理 42 第八节 其它 46 矿 审 批 意 见 会审单位及人员签字 编制人 年 月 日 区 长 年 月 日 审查人 年 月 日 技术部 年 月 日 通防部 年 月 日 地测部 年 月 日 机电部 年 月 日 运输科 年 月 日 调度室 年 月 日 安监处 年 月 日 回采副矿长 年 月 日 生 产 矿 长 年 月 日 回采副总工程师 年 月 日 总 工 程 师 年 月 日 作业规程学习和考试记录 负责人 传达人 班次 贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人 年 月 日 姓名 成绩 签字 年 月 日 姓名 成绩 签字 作业规程复查记录 作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 一、存在主要问题 二、处理意见 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 （表1-1） 水平名称 -800水平 采区名称 二采区 地面标高 178.31米 井下标高 -780.0- -832.97米 地面的相 对位置 2221S工作面对应的地面位置为大河庄以北的一片农田。 回采对地面设施的影响 工作面回采后地表将有一定程度的沉陷，对地面农田有轻微的影响。 井下位置及相邻关系 2221S工作面位于井田南翼-800水平二采区。下伏四层2421S工作面已开采结束，东以2421S停采煤柱对应位置为界，西以四层切眼为界，南临2220S工作面，北临立井煤柱。 走向长度m 260 倾斜长度m 99 面积m2 25740 第二节 煤 层 煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度m 2.82m 煤层结构 含二层夹矸 煤层倾角（度） 26.0-28.0 开采煤层 2 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 2221S工作面煤层厚度为2.66-2.97米，平均厚度为2.82米，煤层倾角为26.0-28.0，平均倾角为27.0；煤层走向为129-135；倾向39-45；煤层可采指数为1，变异系数为2.9。 附图一2221S工作面地层综合柱状图 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 （表1-3） 顶、底板 名称 岩石名称 厚度（m） 特 征 基本顶 砂岩 30 灰白色、中粒、坚硬厚层。 直接顶 砂岩 细砂岩 粉砂岩 6-8 直接顶为2级，顶部为灰白色、中粒砂岩，厚度为5-6米、厚层理、坚硬。向下渐变为灰色细砂岩、粉砂岩。 直接底 砂岩 粉砂岩 2.5-5.0 直接底为Ⅳ类，砂岩为灰白色，中粒砂岩，向下为灰色粉砂岩。 老底 砂岩 15.0 顶部为灰色粉砂岩，砂岩为灰白色，中粒。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 2221S工作面基本为一单斜构造，煤层走向为129-135，倾向为39-45，倾角为26.0-28.0，平均倾角为27.0。 工作面掘进时揭露1.0米以上的断层4条。除f1外，其余对工作面影响均不大，揭露断层分别为f1、f2、f3、f4。位置f1断层以导线点K20以东6米处，f3、f4、在工作面开采范围以外，f2在工作面切眼以下10米处。 断层情况表 （表1-4） 断层名称 走向（度） 倾向（度） 倾角（度） 性质 落差（米） 对回采影响程度 f1 11 101 60 正 2.5 较大 f2 100 190 60 正 1.1 一般 f3 84 354 75 正 2.7 较小 f4 111 21 60 正 4-6 较小 二、褶曲情况以及对回采的影响本面基本为一单斜构造，不存在褶曲情况。 三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 根据工作面掘进时揭露情况分析，2221S工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 附图二 2221S工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。 第五节 水文地质 一、涌水量 正常涌水量 0.255（m3/min） 最大涌水量0.51（m3/min） 二、含水层（顶部和底部）分析 该面水文地质条件复杂，据2220S工作面类比，本工作面在煤层顶板裂隙发育地段有很少量砂岩裂隙水以滴、淋水形式出现。水量0.055（m3/min） 三、其它水源的分析 该面位于2421S工作面采空区之上，2421S工作面采空区已积水。2221S运输巷掘进过程中，底板有出水现象，已进行探放。探放钻孔孔口标高为-820米，积水水位通过钻孔放至-820标高。运输巷最低标高为-836米，在运输巷掘进过程中底板仍然有近0.1 m3/min的水涌出，积水水位将继续下降。因此，预计工作面承受的最大水压为0.13Mpa，预计工作面开采时，老空区导水裂隙带正常涌水量为０.２0m3/min。 2221S工作面位于四层工作面开采的中裂隙带内，在运输巷掘进过程中，底板有出水现象，2220S工作面老巷西高东低，预计2220S老空区内积水2000m3,2221S工作面开采前必须进行探放水工作。 第六节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 （表1-5） 瓦斯 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量5.399 m3/t，瓦斯绝对涌出量11.856 m3/min，本面参考值为0.61 m3/min。 二氧化碳 矿井为低二氧化碳矿井，二氧化碳相对涌出量6.902 m3/t，二氧化碳绝对涌出量15.156 m3/min，本面参考值为0.84 m3/min。 煤尘爆炸指数 二层煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为35.27 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 地温热害影响严重，应采取降温措施。 冲击地压危害 本工作面为二层煤工作面，经签定，二层煤具有强烈冲击倾向性，二层煤顶板具有中等冲击倾向性。在以往1217工作面穿采过程中，曾发生过冲击地压现象，在其它二层煤工作面应力集中的特殊地点，也曾发生过冲击地压现象。但该工作面为上行开采工作面，其下伏四层煤工作面已开采结束，冲击程度明显降低，但工作面上平巷受开采支承压力及区段煤柱集中应力的影响，上平巷超前60米范围及上端头位置，应作为防治冲击地压的重点区域，在开采过程中应制定防冲措施并严格执行。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量100169吨 可采储量95161吨 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 1.5个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 -800中区原设计为下山开采方式，-800贯穿石门明风后，通过采区系统优化，2220S面、2420S断东面及2421S工作面的煤运至-800一采区煤仓，经三吨底卸式矿车装载后进入-800原煤仓运输系统。该采区-800水平以下二、四层煤实行了上行开采方式，即先将2421S工作面放出，开采结束后，再开采2221S工作面。2421S工作面已于1999年1月份结束。除2221S工作面外，其余二、四层工作面均已全部结束，采区上山全部封闭。 2221S轨道巷在-800贯穿石门西帮见二层煤处开门掘进，然后顺二层煤掘进仓上山及运煤下山，至预计标高后布置运输巷及运输斜盘至切眼。2221S回风巷在-800补六层回风下山下车场西帮四层煤处开门，平推临时车场后起坡掘上山至二层煤，顺煤层掘回风巷与切眼贯通。 采区煤仓容量200T。 二、工作面轨道顺槽 2221S工作面上平巷为轨道顺槽,沿煤层布置，靠巷道中间敷设轨道。 轨道顺槽采用架铁棚支护，棚距0.8m，用木枇子穿顶腰帮，顶及上帮各４根，下帮３根，两端压肩窝，均匀布置，顶及两帮铺竹笆，顶两片，两帮各一片。顺山棚上腿扎角20度，下腿扎角5度。巷道采用梯形断面,净宽2.８m，净高2.４m,断面积6.72m2。主要用于该工作面的回风和运料。 轨道顺槽内布置有4寸防尘管路一趟。 三、工作面运输顺槽 2221S工作面下平巷为运输顺槽,沿煤层布置，靠巷道上帮敷设皮带。 运输顺槽采用锚带网支护、锚索加强支护，锚索排距5米，锚杆为φ202200mm金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽3.２m，净高2.６m,断面积9.18m2。主要用于该工作面的进风和运煤。 运输顺槽内布置有2寸防尘管路一趟。 四、工作面切眼 切眼沿煤层布置，采用锚带网支护，并进行锚索补强，锚索间距1.5 m，排距３m，打在两排锚带中间；锚杆为φ18200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.5m,断面积12.5m2。 附图三2221S工作面位置及巷道布置图11000 第二节 采煤工艺 一、落煤方法 工作面采用综合机械化采煤方式。 二、进刀方式和割煤方式 1、割煤方式本面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。 2、进刀方式双滚筒采煤机自开缺口，煤机采用端头斜切进刀方式。吃刀距离不小于20m，采煤机上（下）行割煤，往返一次进两刀，双向割煤。采煤机割煤、刮板输送机和螺旋滚筒装煤、刮板运输机运煤、液压支架或单体支柱支护顶板。 （1）溜头进刀及割煤 ①煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。 ②下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。 ④煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。 ⑤煤机上行至吃刀茬处，推移煤机以下溜子及溜头至煤壁，完成进刀。然后下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，上行割煤移溜。 （2）溜尾进刀及割煤 ①煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。 ②下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截深时，停止割煤。 ③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。 ④煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。 ⑤煤机下行至吃刀茬处，推移煤机以上溜子及溜尾至煤壁，完成进刀。然后下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，下行割煤移溜。 附图四2221S工作面采煤机进刀方式示意图 3、工艺过程 综采段割煤→移架→推溜 4、工艺要求 1割煤沿顶底板双向割煤，往返一次进两刀，煤机进刀深度为0.6米，煤机牵引速度为0-6米,在割煤过程中,煤机速度要适宜，且保证顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底或留伞檐，见顶见底，一次采全高。 2移架采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。正常移架操作顺序为 1、收回护帮板、侧护板； 2、降柱使顶梁略离顶板； 3、当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距0.6m； 4、调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线； 5、升柱同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到要求初撑力（24MPa）; 6、伸出护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠下方支架； 7、将各操作手把扳到“零”位。 3推溜推溜子时严禁相向操作，滞后移架5～10米，高档普采段推移刮板输送机与采煤机应保持在12-15米距离，弯曲段长度不小于15 米，且要均匀过渡，推移步距0.6米，并保持平、直、稳。 三、采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。 本面切眼长为75米，因工作面切眼以下布置有35米的下斜盘，工作面需先调采溜尾，调采过程中，工作面上头逐渐延长运输机，增加液压支架到工作面上头后，再调采工作面下头，将工作面凋正后，再转入正常推采。 四、工作面正规循环生产能力 工作面每天10个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度2.82m，割煤时回收率0.95，则 日产量992.820.61.38100.952312吨 月产量23122864736吨 第三节 设备配置 一、设备配置 1、支架工作面安装支架66架，支架主要技术参数 型 号ZY2800／14／32 工作阻力2800KN 初 撑 力2217 KN 支架高度1400-3200mm 支架宽度1410-1580mm 支护强度0.53-0.60MPa 底板比压（前端）0.50-1.35MPa 立柱行程（液压机械）1640（860780）mm 2、采煤机 采煤机型号MG160/375-W 采高1.4～3.2m 截深630 m 适用倾角≤350 滚筒直径φ1400 滚筒转速 56.4r/min 摇臂长度1800mm 摇臂中心距5850mm 牵引力350KN 牵引速度6.0m/min 牵引型式齿轮－销轨 机面高度1200mm 最小卧底量235mm 灭尘方式内外喷雾 装机功率1602＋55KW 电压1140V 机重27T 3、刮板输送机（一部） 型号SGD 630／264 功率2132 KW 运输能力400T／h 链速0.93m／s 刮板链形式中单链 刮板间距1080mm 中部槽1500630222mm（长宽高） 4、转载机（一部） 型号SGW-40T 设计长度50m 电机功率 55KW 运输能力450t/h 附图五2221S工作面设备布置示意图。 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 一、工作面基本情况 1. 工作面主要参数 （表２－１） 煤层厚（m） 采高（m） 倾角 面长（m） 走向（m） 煤层号 2.82 2.82 27.0 99 260 2 2、工作面基本支护材料 （表２－２） 型号 最大高度 最小高度 工作阻力 初撑力 三用阀流量 液压支架 ZY2800/14/32 3.2m 1.4m 2800KN 1972KN 3、顶板管理方法 全部垮落法管理顶板。煤层顶板为灰色粉砂岩，致密，坚硬，抗压强度38.4MPa。往上为灰白色中粒砂岩，厚度6.0-8.0m，厚层理，坚硬，抗压强度为70.0MPa，再往上为煤1，煤1顶板为灰白色中粒砂岩，坚硬，厚30米，厚层。根据3219工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为35m，周期来压步距为14.4m。 二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数 1、 生产条件 工作面编号3219；采高2.4m；煤层倾角20.5；距地表垂高810.9-925.93m；柱梁型号DZ25-25/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；支护方式排距0.8m，柱距0.6m；最大控顶距；4.5m；最小控顶距3.7m；支护密度2.08根/ m2；支护强度41.6t/ m2；切顶方式一排戗棚；支回方式见五回一；放顶步距0.8m。3219工作面为-800水平前三采区二层煤第二个亚阶段，该面初采范围70米为4418-19四层煤工作面开采后的上行开采区域，该面的矿压观测区域位于上行开采的范围，观测范围的开采地质条件与2221S工作面相似。 2、 矿压参数 （表２－３） 序号 项目 单位 数值 序号 项目 单位 数值 1 顶板 分类 直接顶类别 类 1 6 周期来压 来压步距 m 14.4 基本顶分级 级 Ⅱ 支柱载荷 平均值 KN 116.3 最大平均值 236.2 2 底板 分类 底板类别 类 Ⅳ 顶板下沉量 平均值 mm 324.8 底板比压 MPa 30.5 最大平均值 357.5 3 直接顶初次垮落步距 m 8 顶板下沉速度 平均值 mm/h 7.41 最大平均值 7.71 4 初次来压 来压步距 m 35 7 全部观测段 支柱载荷 平均值 KN 124 支柱载荷 平均值 KN 117.7 最大平均值 242 最大平均值 244.9 顶板下沉量 平均值 mm 216.9 顶板下沉量 平钧值 mm 321.7 最大平均值 233.6 最大平均值 343.8 顶板下沉速度 平均值 mm/h 5.23 顶板下沉速度 平均值 mm/h 8.67 最大平均值 5.61 最大平均值 9.27 离散系数 0.27 5 超前压力影响范围 上平巷 m 26 下平巷 m 23 三、选取支护参数的可行性分析 一本面与观测面顶底板岩性对比分析 本面与3219工作面属相邻采区同一煤层, 煤层结构、赋存条件及顶底板岩性基本相同，煤层产状及其地质特征差异不大，而且均为上行开采方式。因此在对工作面进行支护设计时，其重要数据及资料均来源于3219工作面。 二支护材料对比分析 3219面使用DZ25-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,2221S面使用ZY2800/14/32 掩护式液压支架和DZ25-25/100、DZ28-25/100单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,支护材料部分相同. 三支护强度对比 两工作面顶底板岩性，煤层结构、赋存条件基本相同, 支护方式不同,支护强度不同，3219工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为41.6t/ m2（0.416 Mpa）；2221S工作面使用ZY2800/14/32 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.530.60Mpa。 四采煤工艺对比 3219工作面采用DY-150型单滚筒采煤机割煤、装煤。单向割煤,往返进一刀，工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过；2221S工作面采用MG160/375-W型双滚筒采煤机落煤,采用双向割煤,往返一次进两刀，两面采煤工艺不同。 五合理支护参数的计算 1、位态方程法 （1）支架对直接顶的工作状态 遵循原则由于直接顶在采空区已经垮落，所以在进行顶板控制设计时，必须按最危险状态（岩煤壁切断）考虑，因此，在顶板岩梁沉降过程中，支架对直接顶的工作状态应按“给定载荷”来考虑，即 pzAMzYzFzcosα4.22.59.81cos27.091.68 KN/m2 pz对直接顶的作用力，KN/m2 Mz直接顶厚度4.2m, Yz直接顶岩石容重2.5t/m3 Fz直接顶悬顶系数，取1 α工作面倾角，27.0度 （2）建立“限定变形”工作状态下的位态方程，确定合理支护强度。 支架在“限定变形”工作状态下，支架阻力起到限定基本顶岩梁运动的作用。控制岩梁位态所受顶板应力，包括基本顶梁作用力和直接顶作用力两方面。即 PiPzPe△ha/△hi Pe基本顶岩梁对支架的作用力 △ha实测观测面（3219面）顶板下沉量，343.8mm △hi要求控制的顶板下沉量，由于本面采高2.82m，顶板下沉量应控制在282mm以内， Pe P0-A241.9-91.68150.22 Pi 91.68150.22343.8/282 274.82KN/m2 式中 P0顶板来压时的载荷平均值 Rk控顶距，3.74m （3）根据经验公式进行支护强度计算 依照经验，通常工作面支架必须能够有效支撑6至8倍采高的岩石容重，则支护强度为 P7hYg 72.822.59.8483.63KN/m2 Y---岩石的容重。 h---工作面平均采高。 2、回归分析法 PS＝Ck（39hm＋2.4Lf－6.9N＋134） ＝1.4（392.82＋2.435－6.91.5＋134） ＝316.85KN/m2 式中 PS支护强度，KN/m2 hm采高，2.82m； Lf初次来压步距，35m； N采空区充填系数；2.14 Ck备用系数，一般取1.2－1.4；取1.3； Lf＝2.45Lp2.4510.4425.6m 式中 ；Lp周期来压步距，10.45m； N＝hi/hm＝4.2/2.82＝1.5 式中 hi直接顶厚度，6.0m； hm煤层采高，2.82m； 3、用初次来压和周期来压期间支柱的最大载荷平均值法 根据工作面实测顶板压力（初次来压时最大值）进行支护强度计算 P0244.92.08509.39KN/m2 3219工作面初次来压期间的实测顶板最大压力为244.9KN/棵，3219工作面支护密度为2.08棵/m2 由于P0 P Pi PS，所以工作面合理支护强度取Pt509.39 KN/m2 4、确定支护方式 因为工作面合理支护强度为509.39KN/ m2，即0.509MPa，而所选用支架的支护强度为0.53MPa0.509 MPa，因此架型满足要求。 5、 确定特殊支护 根据3219工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响26米,根据新矿生字（2001）6号文规定，上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于30米,本面选取50米,两头三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护. 6、通过上述比较分析,确定2221S工作面支护方式如下 液压支架支护顶板 放顶步距0.6m 最大控顶距3.74m， 最小控顶距3.14m 采空区处理方式全部垮落法 四、乳化液泵站 （一）泵站选型、数量 乳化泵选用RBW－200/31.5型两台，装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。 主要技术参数如下 型 号 RBW200／31.5 流 量200L／min 输出压力31.5MPa 电机功率125KW 乳化液配比3～5 电机转速1475r/min （二）泵站设置位置 泵站安设在-800总回与回风巷三叉门以北25米处。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力不低于30MPa，使用乳化液自动配比器，乳化液浓度3--5，使用糖量计进行乳化液浓度监测。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板管理 2221S工作面直接顶为白色砂岩细砂岩粉砂岩，厚6-8米；老顶为灰白色中粒砂岩，厚30米；根据相邻采区且地质条件相似的3219工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为35米，周期来压步距为14.4米。 本工作面采用全部垮落法管理顶板。 一、正常工作时期顶板支护方式 工作面采用66架ZY2800／14／32轻型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表2-4） 型号 最大高度mm 最小高度mm 额定工作阻力 初撑力 ZY2800／14／32 3200 1400 2800KN 24MPa 一、正常工作时期顶板支护方式 采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒3～5架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距过大应拉移超前架及时支护顶板。 二、正常工作时期的特殊支护形式 正常工作时期，需要检修煤机、溜子时，煤壁片帮严重时支设贴帮柱和临时柱. 1、贴帮柱、临时柱柱距1.5米，必须托半圆木支设，要求支在硬底上，拴全拴牢防倒绳. 2、支贴帮柱、临时柱时,三人一组，互相配合好，要停机停溜，进入施工地点首先敲帮问顶,摘除悬矸危岩，打开护帮板，施工过程中发现来压强烈等异常现象时，要及时撤出机道，待压力稳定后再进行作业。需回贴帮柱时，要停机停溜，人员必须站在支柱的斜上方人行道内进行远距离操作,贴帮柱活柱降下后，观察顶板及煤壁情况，待顶板稳定后方可用长钩将支柱拉出.卸贴帮柱时要缓慢均匀卸荷，一人卸柱，一人拉柱，发现顶板有下沉冒落危险时，立即停止卸柱，撤到安全地点，待压力稳定确认无危险后再卸柱。 三、特殊时期的顶板管理 （一）来压及停采前的顶板管理 1、本工作面初采时，必须认真做好矿压观测预报工作。 2、工作面支架要有足够初撑力，不低于24 MPa，泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度在3～5％范围内。 3、支架支护状态完好，不渗不漏，安全阀满足要求。 4、来压时，要及时拉超前架。 5、工作面严格控制好采高并保持顶板平整，以免压死支架或防止支架顶梁与顶板点接触或线接触。 6、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,坚持当班二次注液，确保支架初撑力 ,防止出现端头冒顶。 7、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板管理 根据地质部门提供的资料，工作面共揭露4条断层，f1断层对工作面回采影响较大，f3、f4断层在工作面开采范围以外，f2断层落差较小，为1.1米，对工作面影响不大，但必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。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；在顶板破碎地段，为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时拉超前架的方法维护顶板。 正常情况下,机道内不支设临时柱和贴帮柱,当遇到地质构造,顶板破碎. 煤壁片帮严重，压力显现比较明显时,支设贴帮柱和临时柱，贴帮柱、临时柱柱距1.5米。必须配半圆木支设，要求支在硬底上，拴齐拴牢防倒绳. 支回贴帮柱、临时柱时,三人一组，互相配合好，进入施工地点首先敲帮问顶,摘除悬矸危岩，在支架顶梁的支护范围内作业。支设时，一人支柱，一人扶柱，一人递送工具并负责照明监护，施工过程中发现来压强烈等异常现象时，要及时撤出机道，待压力稳定后再进行作业。支（卸）贴帮柱时，停机停溜子，人员必须站在支柱的斜上方人行道内进行远距离操作,活柱降下后，观察顶板及煤壁情况，待顶板稳定后方可用长钩将支柱拉出.卸贴帮柱时要缓慢均匀卸荷，一人卸柱，一人拉柱，发现顶板有下沉冒落危险时，立即停止卸柱，撤到安全地点，待压力稳定确认无危险后再卸柱。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理 （一）轨道、运输顺槽的超前支护 上、下两巷超前支护距离切顶线向外不小于50m,上平巷排距宽度不小于1.2m, 下平巷排距不小于0.8m,超前支护基本形式为双排单体支柱配铰接顶梁, 柱距不大于0.8m。 1、支护要求 （1）支超前支护时必须穿铁鞋,初撑力不得小于50KN,顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰接,并拴齐拴牢防倒绳。支设超前支护时严格按照煤矿安全技术操作规程“端头支护工”中规定执行。 （2）巷道断面要求工作面上、下巷超前支护段巷道宽度不小于2.0m,高度不低于1.8m,净断面不低于巷道设计断面的80。 （3）超前支护支设质量 ①支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。 ②支柱要支到硬底，并做到迎山有劲，单体液压支柱初撑力不小于50KN。 ③铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。 ④所有单体支柱的三用阀的卸载阀方向一致，朝向工作面推进方向。 ⑤两巷单体支柱全部穿全铁鞋（φ320mm）。㎜ （4）两巷架设超前支护时,在顶板超高处,应及时用木料打木垛维护, 穿平接实顶板，支柱升紧升牢，严禁支柱超高使用。 （5）工作面上下出口及巷道高度不低于1.8m。 （6）因巷道变形量大，在铁棚变形、锚杆失效、顶板下沉量大的地点及时打点柱或架棚加强支护。 2、回撤要求 （1）上下平巷超前支护不得超前回撤,在切顶排回撤后,及时打好两棵关门柱. （2）上下平巷支架、超前支护、平巷转载机不得滞后工作面放顶线. （二）轨道、运输顺槽的加强支护 由于巷道压力大造成棚腿失脚、滚棚或出现锚带撕裂等现象时必须采取加强支护措施。若出现连续滚棚或棚腿失脚，可沿走向加使一梁二柱π型钢加强支护；出现锚带撕裂或其他问题支设的加强支柱必须穿铁鞋，拴齐拴牢防倒绳，确保支柱初撑力达到规定要求。 二、工作面端头的管理 工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY2800/14/32型支架。 当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5米时，要在排头支架与平巷支护之间加柱梁进行支护。 工作面平巷遇铁棚支护段时，要在上（下）出口设一对3.2米长的π型钢托棚头，一梁不少于三柱支设。 上下三角要在切顶排各支设两棵戴帽密集支柱加强维护和切顶。 三、支护材料的使用数量和存放管理 运输顺槽与轨道顺槽超前支护均为50米，每巷需支柱126棵，铰接顶梁126根，铁鞋126个。共需252棵支柱，252根铰接顶梁，252个铁鞋。 1、备用柱梁，支架立柱，各种千斤顶，坑木等配品材料，置于工作面上平巷超前150米以外指定地点，分类码放整齐，挂牌管理，不得妨碍行人、行车和通风。 2、设专人管理工作面的支架及两巷柱梁、木料等支护材料。 3、对工作面支架、两巷柱梁实行编号，分区域管理，并登记造册。 4、各种型号的备用液压管路，应分别挂牌，盘放悬挂整齐。 附图六2221S工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图） 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 2221S工作面的矿压观测研究内容主要有支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板稳定性，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。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 1支架阻力观测 利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布