面作业规程（综采）

1、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：2221工作面编 制 人：区 队 长： 施 工 单 位：综采二区批 准 人： 编 制 日 期: 2006年5月1日执 行 日 期: 2006年6月 23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 7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 9第二节 采煤工艺 10第三节 设备配置 12第三章 顶板管理 第一节 支护设计 14第二节 工作面顶板管理

2、18第三节 顺槽及端头顶板管理 19第四节 矿压观测 20第四章 生产系统 第一节 运输系统 21第二节 通防与监控系统 22第三节 排水系统 25第四节 供电系统 26第五节 通讯照明系统 27第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 28第二节 主要经济技术指标 29第六章 灾害预防及避灾路线 30第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 31第二节 顶板管理 36第三节 防治水 38第四节 爆破管理 39第五节 通防及安全监测 42第六节 运输管理 45第七节 机电管理 49第八节 其它 53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

3、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： 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综采二区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2221综采工作面位于-1050水平二层煤二采区第I亚阶段。东临f1断层

4、，西至煤柱保护线，南至F10-5断层，北部未开采。下伏2421工作面采空区。以f2断层为界断西工作面走向长度460765m，平均走向长度612 m，倾斜长度166182 m，平均倾斜长为174m，倾斜面积108664m2。工作面标高-750-850 m。断东工作面走向长度197324m，平均走向长度621 m，倾斜长度143174 m，平均倾斜长为159m，倾斜面积45319m2。工作面标高-740-819 m。该工作面对应的地面位置为新申纺织厂及其东部的一片农田。地面标高+183.34m。工作面位置及井上下关系表 （表1-1） 水平名称-1050水平采区名称二采区地面标高+183.34米井下

5、标高-740-850米地面的相对位置2221工作面对应的地面位置为新申纺织厂及其东部的一片农田回采对地面设施的影响地表有轻微沉降，但对厂房不会造成斑裂，可正常回采井下位置及相邻关系2221工作面位于-1050水平二层煤二采区第I亚阶段。东临f1断层，西至煤柱保护线，南至F10-5断层，北部未开采。下伏2421工作面采空区。走向长度(m)6571089倾斜长度(m)159174面积(m2)第二节 煤 层煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度(m)2.85m煤层结构复杂煤层倾角（度）2426开采煤层二煤 种气煤稳定程度稳定煤层情况描述2221工作面煤层稳定，结构复杂，变异系数为8.7%，可采指数为1，

6、含夹矸12层。第一层夹矸变化较大，岩性为浅灰白色砂岩，较坚硬。厚度为0.21.0米。第二层夹矸厚度较稳定，厚度在0.02米左右。断西工作面煤层倾向2840度，倾角2426度，平均倾角25度。平均煤厚2.6米，煤层厚度2.43.44米之间。断东工作面煤层倾向294299度，倾角25度。平均煤厚3.1米，煤层厚度2.923.52米之间。附图一：2221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6.0灰白色，砂岩，中厚层理较坚硬，抗压强度38.4Mpa。直接顶粉砂岩1.5灰色，粉砂岩，层理不发育。煤2煤2.33.47煤层结构

7、复杂厚度为2.343.47米，平均厚度为2.8米，含二至三层夹矸。第一层夹矸变化较大，厚度在0.041.1米之间。第二层，厚度在00.1米之间。第三层夹矸较稳定，厚0.02米。以第一层夹矸为界上分层煤质较差，厚度在 0.10.2米之间，下分层厚度1.73.2之间。直接底粉砂岩0.2灰色粉砂岩，抗压强度19.0Mpa。老底泥岩4.3灰白粉砂岩、粉砂岩,渐变为泥岩第四节 地质构造一、 断层情况以及对回采的影响该面地质构造较复杂，工作面共揭露14条断层，其中f1断层在工作面以外，对回采无影响。断西工作面从东向西煤层走向为298度310度，断东工作面从东向西煤层走向为294度299度。断层情况详见断层

8、情况表（表1-4）构造名称走向（度）倾向(度)倾角(度)性质落差（米）对回采影响程度f116925960正H=8.0 无f222713765正H=4.0大f316025030正H=2.5较小f41576770正H=2.0较小f519920960正H=0.5小f62922250正H=1.2较小f71748430正H=8.0较小f82932345正H=0.5小f92831350正H=1.0较小f102992960正H=1.0较小F1112021030正H=1.2较小f128717760正H=1.1较小f138017060正H=2.5较大f148535530逆H=0.5小二、褶曲情况以及对回采的影响

9、：本面有倾向褶曲，对回采影响不大。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，2221工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。附图二: 2221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： 0.1（m3/min） 最大涌水量：0.2（m3/min）二、含水层情况：本面无含水层。二、工作面顶板裂隙水情况根据掘进期间和周边工作面回采情况，预计本工作面水文地质条件简单，回采期间在煤层裂隙发育地段有少量的砂岩裂隙水以滴、淋水的形式出现。三、其它水源的分析：工作面防尘水等。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

10、斯工作面瓦斯级别为低级二氧化碳煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，爆炸指数为36.06%煤的自燃倾向性有自燃倾向，发火期57天地温危害预计原始地温为32C。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。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，冲击危险程度明显降低，但工作面上下平巷及上下端头受走向及倾向支承压力的叠加以及遗留煤柱的影响，上下平巷超前60米范围及上下端头20米范围，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：58万吨可采储量：55万吨二、工作面服务年限工作面的

11、服务年限 = 可采储量/设计月产量=/82708=6.6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前组二采区是孙村煤矿2003年9月优化设计投入生产的。工作面采用走向长壁后退式布置。采区南侧轨道顺槽通过2421轨道巷和-1100二采回风上山相连接；北侧下巷运输顺槽通过2221运输巷与-1100扩大区运煤下山连接。2221工作面位于-1050二层煤二采区第I亚阶段，东临f1断层,西至煤柱保护线,南至F10-5 断层,北部未开采。下伏2421工作面采空区。采区煤仓容量200T。二、工作面轨道顺槽2221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

12、顺槽采用锚网带支护，锚杆为202000mm（202200mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽3.4m，净高2.6m,断面积8.84m2。主要用于该工作面的回风和运料。轨道顺槽内布置有108mm防尘管路一趟，50mm排水管路一趟，50 mm高压风管路一趟。三、工作面运输顺槽2221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，锚杆为202000mm（202200mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm。巷道采用梯形断面，净宽3.4m，净高2.6m,断面积8.84m2。主要用于该工作面的进风和运煤。运输顺槽内布置

13、有108mm防尘管路一趟，50mm排水管路一趟，108mm高压风管路一趟。25mm高压供液回液管路各一趟。四、工作面切眼切眼沿煤层布置，采用锚网带加锚索支护，锚杆为20200Omm金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm；锚索沿倾向在切眼中间布置两排，间距3.0 m，排距1.7m。巷道采用矩形断面,净宽5.5m，净高2.6m,断面积14.3m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料、安装。斜盘采用锚网带支护，锚杆为202000mm（202200mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距=80080Omm，巷道采用梯形断面,净宽3.6m，净高2.8m,断面积10.08m2。主要用于该工作面的回风和运

14、料、安装。附图三：2221工作面位置及巷道布置图(1:1000)第二节 采煤工艺一、落煤方法工作面采用综合机械化采煤，采煤机割煤，装煤，刮板输送机运煤，液压支架支护顶板。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。（1）溜头进刀及割煤：煤机下行割煤至溜头时，推移煤机以上溜子。下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，反向斜切15-20m，当斜切至足够截深时，停止割煤。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

15、割。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。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：煤机上行割煤至溜尾时，推移煤机以下溜子。下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底，反向斜切15-20m，当斜切至足够截深时，停止割煤。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。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。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。附图四：2221工作面采煤机进刀方式示意

16、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0-6m/min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4-6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，中心距符合规定，全

17、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510米，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。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的方式开采。四、工作面正规循环生产能力工作面每天8个循环，每循环进尺0.6m，割煤高度2.85m，割煤时回收率0.95，则日产量=1590.61.382.8580.95=2852吨月产量=285229=82708吨第三节

18、设备配置一、支架：工作面安装支架88架，支架主要技术参数:型 号：ZY32001536 工作阻力：2735-3198KN初 撑 力：2238-2617 KN 支架高度：1500-3600mm支架宽度：1420-1590mm 支护强度：0.47-0.60MPa 底板比压（前端）：1.2-1.8MPa 立柱行程（液压+机械）：1895（1040+855）mm二、采煤机：采煤机型号：MG300/700-WD 采高：1.84.2m截深：630 适用倾角：450滚筒直径：2000 滚筒转速： 36r/min摇臂长度：2200mm 摇臂中心距：5850mm牵引力： 500KN牵引速度：0-11m/min牵

19、引型式：齿轮销轨 机面高度：1726mm最小卧底量：265mm灭尘方式：内外喷雾装机功率：700KW 电压：1140V机重：41T三、刮板输送机（一部）：1、刮板输送机（一部）：型号：SGD-730400W(1)主机设计长度：210m 出厂长度：200m输送量：400t/h 垂直方向弯曲：30水平方向弯曲：10 中部槽规格：1500630248mm哑铃销连接强度：1500KN(2)刮板链型式：中单链 规格：30108mm刮板链速0.93m/s 刮板间距：1080mm园环链破断断力：1130kN(3)电动机型号：YSB200 转速：1475rpm电压：1140660V 功率：2200kW(4)减

20、速机速比：39.86：1 冷却形式：水冷(5)开关：QJZ-3001140V(6)卸载方式：端卸(7)传动布置方式：平行(8)紧链方式：闸盘紧链 2、转载机（一部）：型号：SGD630/110(1)主机设计长度：25m 订货长度：45m输送量：500t/h 中部槽规格：1500630222mm(2)刮板链型式：中单链 圆环链规格：30108-C刮板链速1.34m/s 刮板间距：648mm圆环链破断断力：1130kN(3)电动机型号：DSB110 转速：1475rpm电压：1140660V 功率：110kW(4)减速机型号:JS-110圆锥、圆柱减速机速比：26.565：1 冷却形式：水冷(5)

21、开关：DQZBH-2001140V(6)紧链方式：闸盘紧链四、乳化液泵站（一）泵站选型、数量采用DRB-200/31.5乳化液泵两台及RX-200/16泵箱，输液管路选用高压胶管，耐压32MPa以上。其主要参数为：1、乳化液泵技术参数公称压力：31.5MPa 公称流量：200Lmin电机功率：125kW 电机电压：1140V电机转速：1475r/min2、乳化液箱技术参数型号：RX20016 有效容积：1500L额定卸载压力：31.5 MPa（二）泵站设置位置泵站安设在2421轨道巷-1100扩大区运煤下山联络通道处。（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

22、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。工作面设备配置表（表2-1）机械名称型号规格单位数量用途采煤机MG300/700-WD700kw部1落煤、装煤运输机SGD-730/400W2200kW部1运煤转载机SGD630/110110kW部1运煤乳化液泵DRB-200/31.5125kW台2供液液压支架ZY3200/15/36架88-120支护顶板附图五：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3-1）煤层厚（m）采高（m）倾角面长（m）走向（m）煤层号2.43.522.8523.724.315

23、9940二2、工作面基本支护材料工作面的支护设计： 根据工作面地质条件和矿压资料，确定本工作面使用ZY3200/15/36型掩护式液压支架，超前支护使用DZ22-25/100、DZ25-25/100 、DZ28-25/100外注式单体支柱配HDJA-800型金属铰接顶梁进行支护。3、顶板管理方法采用全部跨落法管理顶板。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：1.68m；煤层倾角：17；距地表垂高：766.4m；柱梁型号：DZ20、22-25/100单体液压支柱、HDJA-8

24、00金属铰接顶梁；支护方式：排距：0.8m，柱距：0.6m；最大控顶距；3.7m；最小控顶距：2.9m；支护密度：2.08根/ m2；支护强度38.2t/ m2；切顶方式：临时密集；支回方式：见四回一；放顶步距：0.8m。矿压参数（表3-3）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I6周期来压来压步距m14.4基本顶分级级I支柱载荷平均值KN116.3最大平均值236.22底板分类底板类别类顶板下沉量平均值mm342.8底板比压MPa30.5最大平均值357.53直接顶初次垮落步距m8顶板下沉速度平均值mm/h7.41最大平均值7.714初次来压来压步距m357全部观测段支柱载荷

25、平均值KN124支柱载荷平均值KN117.7最大平均值242最大平均值244.9顶板下沉量平均值mm216.9顶板下沉量平钧值mm321.7最大平均值233.6最大平均值343.8顶板下沉速度平均值mm/h5.23顶板下沉速度平均值mm/h8.67最大平均值5.61最大平均值9.27离散系数0.275超前压力影响范围上平巷m26下平巷m23三、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。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

26、DZ22-25/100、DZ22-30/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,2221面使用ZY3200/15/36 掩护式液压支架和局部使用DZ28-25/100、DZ32-35/100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38.2t/ m2（0.382 Mpa）；2221工作面使用ZY3200/15/36 掩护式液压支架支护顶板，支护强度为0.470.60Mpa。(四)采煤工艺对比 3

27、219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；2221工作面采用MG300/700-WD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根据同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算：1、回归分析法Ps= CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134） =1.4（392.85+2.435-6.92.46+134） =437KN/m2=0.437MPa其中：Ps支护强度，KN/m2 ；CK备用系数，一般取1.21.4 ；Lf初次来压步距，35 m ；N采空区充填系数，2.46 ；式中：N=

28、hi/hm=7/2.85=2.46hi直接顶厚度，7.0m ；hm煤层采高， 2.85m 2、位态方程法.Ps= A+KOhO/hTA=hi=72.5=17.5t/m2= 171.5KN/m2K1= POn =116.32.08=241.9 KN/m2KO= K1-A=241.9-171.5=70.4 KN/m2Ps=171.5+70.40.3575/0.285=259.8KN/m2=0.2598MPa其中：hi直接顶厚度，7 m ；直接顶岩石容重，2.5t/m3 ；KO位态常数 ；PO顶板来压时的载荷平均值116.3 KN/m2hO来压时顶板下沉量的平均最大值，357.5mmhT要求控制的顶

29、板下沉量，285mm 3、初次来压和周期来压时支架的最大载荷平均值计算法.a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（MzL0）/2Lr=（72.58）/（23.91）=17.90t/m2=179KN/m2=0.179MPa其中：Mz直接顶厚度，7 m 直接顶岩石容重，2.5t/m3 L0直接顶初垮步距，8 m Lr最大控顶距， 3.91mb、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=7hm=72.852.5=49.87t/m2=488.8KN/m2 =0.49MPa其中：hm煤层采高，2.85 m 顶板岩石容重，2.5t/m3 c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3=A+Pe =A

30、+ KOhO/haA=MZ=72.5=17.5 t/m2=171.5KN/m2K1=pn =117.72.08=244.8 KN/m2KO= K1-A=244.8-171.5=73.3 KN/m2P3= A+ KOhO/hT =171.5+73.30.3438/0.285=259.9KN/m2=0.2599MPa其中：A直接顶给定载荷；Pe基本顶对支架的动压强度；KO实测支架对基本顶的作用力；hO参照面顶板的最大下沉量；343.8mmha控制顶板的下沉量285mm 经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.49 MPa，所选用支架的支护强度应大于0.49 MPa根据以上计算结果选用支架型号为：Z

31、Y3200/15/36型掩护式液压支架4、支架的主要技术参数：型号：ZY3200/15/36工作阻力：2735-3188KN初撑力：2238-2617KN 支架高度：15003600 mm支架宽度：14101580 mm 支护强度：0.470.60 MPa对底板比压（前端值）：1.2-1.8MPa由于工作面合理支护强度为0.49 MPa，而ZY3200/15/3600型支架的支护强度为0.54 MPa 0.49MPa，因此所选架型满足要求。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,下平巷超前压力23米，根据新矿生字（2006）30号文附件2规定，冲击地压工

32、作面前方50米的巷道必须进行加强支护,本面选取50米,两头三角切顶排各支设2排密集支柱加强支护。6、通过上述比较分析,确定2221工作面支护方式如下液压支架：ZY3200/15/36 放顶步距：0.6m最大控顶距： 3.91m， 最小控顶距：3.31m 采空区处理方式:全部垮落法 第二节 工作面顶板管理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120架ZY32001536轻型掩护式液压支架支护顶板，具体要求如下（表3-4）：型号最大高度(mm)最小高度(mm)额定工作阻力初撑力ZY32001536360015002735-3188KN24MPa采用及时移架支护方式，

33、移架滞后采煤机后滚筒46架，追机作业，移架步距0.6米。若顶板破碎，端面距超过规定应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，检修煤机、溜子、过断层及顶板破碎时，需要进机道时，拉超前架维护好顶板，端面距小于340mm，采用护帮板配合半圆木或圆木，把护帮板打开，将半圆木或圆木竖在煤帮，用护帮板顶住半圆木或圆木顶牢煤壁子。人员进机道竖半圆木或圆木时必须先敲帮问顶,摘除悬矸危岩，专人监护，当机道片帮严重，拉超前架后，护帮板顶不住煤壁子，人员进机道作业时必须支设贴帮柱，维护好顶帮后方可进行施工，施工人员进入机道施工期间必须将该施工范围内支架的操纵阀打到零位，并用限位器固定好，并

34、把此处支架的截止阀关闭。人员进入机道支设贴帮柱和临时柱执行以下规定： 1、贴帮柱、临时柱柱距1.5米，必须托木料支设，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，进入施工地点首先用长把工具（大于1.5m）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（大于1.5m）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

35、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35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

36、板管理 1、根据地质部门提供的资料，工作面共揭露断层14条，其中对回采影响大的有 f2，开采过程中必须加强过断层期间的顶板管理。2、当工作面局部地段片帮较严重时，可超前采煤机移架，及时打开护帮板顶住煤壁；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。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:双排单体支柱配金属铰接顶梁, 柱距不大于0.8m。1、支护要求：（1）顶梁从切顶排向外沿走向要全部铰

37、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中“单体支护工”的规定执行。（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）超前支护支设质量支设超前支护时要拉线支设，其偏差不大于100mm。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。铰接顶梁圆销要打到位，并保持顶梁平直。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。两巷单体支柱全部穿全铁鞋（320mm）。（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，接实穿平顶板，支柱升紧升牢，严禁支柱超高使用。（

38、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工作面回撤,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、工作面端头的管理工作面机头（尾）采用同中间架一样的ZY3200/15/36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米长的型钢托棚头，交替迈步前移，一梁不少于三柱支设。上下三角要在切顶排各支设两排密集

39、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、备用柱梁鞋，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50-200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、板梁等支护材料。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。附图六：2221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

40、内容2221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、下部均匀布置5条观测线,观测支架立柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的支架各1条、中间基本支架3条。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初

41、撑力、工作阻力。(2)支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置。(3)统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作一观测剖面,矿压部门每天统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)和支架因顶板压力损坏的部件等。2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩表面位移观测利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、处布置三个测区,用测尺和测枪测

42、量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间计算出移近速度。(2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱观测单体支柱支护阻力的变化情况。测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。三、支护质量监测每旬由技术部矿压组不定期对工作面和顺槽支护质量进行两次动态检查,对存在的问题,回采区队要立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。2、顺槽

43、:观测至工作面推进20Om止。3、支护质量监测:整个生产期间。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式采煤机割煤、装煤，通过工作面运输机、转载机及跟面皮带运煤。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用卡轨车、MGC-1.1XING 矿车和材料车提升运输，通过轨道巷运进工作面。二、移溜（转载机、破碎机等）方式采用推移工作面运输机的方式，推拉溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为自下（上）而上（下）。1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。2、采煤机

44、向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面运输机按自上（下）而下（上）的顺序推向煤壁,成一条直线。三、运煤路线2221工作面2221运输巷-1100扩大区运煤下山扩大区煤仓-800二采集运巷-800前三煤仓-800大巷轨道运输-800煤仓大倾角皮带-600集中运输巷-600煤仓1号2号3号皮带地面四、辅助运输路线地面北立井-800扩大区大巷-1100二采回风下山2421轨道巷2221轨道巷2221工作面附图七：2221工作面生产系统、运输系统图。第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1.按瓦斯涌出量计算:Q = 100qk=1000.612 =122m3/min。q-采煤工作面的

45、瓦斯涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.61m3/minK-采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-22、按二氧化碳涌出量计算:Q = 67qk=670.802 =107.2m3/min。q-采煤工作面的二氧化碳涌出量（m3/min）,本面q=0.80 m3/minK-采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-24.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q = 4n = 470=280m3/min。n -工作面最多人数（人），每班最多出勤70人计算3.按工作面温度计算:工作面温度24度时，相对应的风速V采=1.58米/秒S=H均B均P=2.85(3.91+3.31)

46、/20.80=8.23m2Q = 60V采Skl =601.588.231.3= 1014.2m3/min。H均-采面平均采高，2.85mV采-按24对应的风速1.58m/s进行配风, B均-采面平均控顶距, （3.91+3.31）/2=3.61mp-采面有效通风断面系数，0.80KL-面长系数，工作面长度159米，取1.3根据集团公司文件要求，K-综采工作面配风按1.15倍配风即：Q=1014.21.15=1166.4m3/min。5.按风速进行验算:（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q 15S = 158.23=123.4m3/min。（2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q 240

47、S = 2408.23=1975m3/min。通过验算可以看出， 123.41166.4 1975m3/min，符合要求。6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：根据地质说明书提供的资料，瓦斯每分钟瓦斯涌出量为0.61m3，占总量的百分比为0.61/1166.4100%=0.052%1%，风量符合要求。7、按工作面回风流中的二氧化碳浓度不超过1%验算根据地质说明书提供的地质资料：二氧化碳每分钟涌出量为0.80m3/min，占总回风量的百分比为：0.80/1166.4100%=0.068%1%,风量符合要求。8、通过以上计算，确定工作面需要风量为1166.4m3/min， （二）通风路线（新风）北立井二采轨道大巷-1100扩大区运煤上山2221工作面运输巷2221工作面（乏风）2221工作面2221