4220工作面作业规程05.4.25.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4220工作面 编 制 人代立海 区 队 长孙常军 施 工 单 位综采二区 批 准 人张殿镇 编 制 日 期 2005年03月15日 执 行 日 期 2005年05月1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 44 第八节 其它 48 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 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 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 前四采区 地面标高 180.1米 井下标高 -751.28- -832.997米 地面的相 对位置 4220工作面对应的地面位置为南宫庄以西的一片农田。 回采对地面设施的影响 地表有轻微沉降，但对民房不会造成斑裂，可正常回采 井下位置及相邻关系 4220工作面位于-800水平前四采区第三亚阶段，西以F12断层为界，东以F11断层为界，南临4219工作面已开采结束，北面未开采，下伏4420、4421工作面已开采结束。 走向长度m 344.7～397.6 倾斜长度m 124.5～145.8 面积m2 55381.1 第二节 煤 层 煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度m 3.02m 煤层结构 较复杂 煤层倾角（度） 24.8～25.6 开采煤层 二 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 4220工作面煤层结构较复杂，厚度为2.19～3.52米，平均厚度为3.02米，含一至二层夹矸。第一层夹矸变化较大，厚度在0.05～1.62米之间。第二层夹矸稳定，厚度在0.02～0.03米。第一层夹矸以上的煤层厚度为0.1～0.68米，煤质较差，夹矸以下煤层厚度（包括第二层夹矸及以下煤层）1.68～2.36米，煤质较好。煤层变异系数为9.3，可采指数为1。纯煤厚2.19～2.98，平均厚2.69米。煤层倾角为24.8～25.6，平均倾角为25.2；煤层走向为336～347；倾向66～77；煤层可采指数为1，变异系数为9.3。 附图一4220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 5.0～6.0 灰白色砂岩，厚层理，单层厚度在0.9米左右，坚硬，含水性较弱，抗压强度f6-8。 直接顶 粉砂岩 1.0～2.0 直接顶为灰色粉砂岩，无层理，两组节理较发育，一组近南北方向，一组为北东方向80度方向，两组节理相互切割，呈“X”型。抗压强度f3-4，局部地段较破碎。 煤2 煤 2.19～3.52 煤层结构复杂，含1～2层夹矸。第1层夹矸变化较大，厚度0.05～1.62米。第2层夹矸厚0.02～0.03米 直接底 砂岩 粉砂岩 2.5-5.0 灰白色中粒沙岩、坚硬，向下渐变为灰色粉砂岩 老底 泥岩 2.0 灰黑色、性脆、易碎、无层理 第四节 地质构造 一、 断层情况以及对回采的影响 该面地质构造简单，工作面西边F12断层，该断层为正断层，落差为14.0米，走向32度，倾向122度；F11断层为工作面东边界，正断层，走向48度，倾向138度，落差为10.0米，工作面煤层走向为336-347度，倾向为66-77度，倾角为24.8-25.6度，平均倾角为25.2度，煤层产状稍有起伏变化。 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，4220工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 附图二 4220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 0.019（m3/min） 最大涌水量0.038（m3/min） 二、 含水层（顶部和底部）分析 本工作面的充水来源主要为煤层顶板砂岩裂隙水，4219工作面和4421工作面老空区积水。 1、4219工作面老空区积水探放情况。 本工作面回风巷在掘进至S14点时和切眼掘进至F22点时，无积水，因此，4219积水未到此处，在切眼F22点处打钻对4219工作面老空积水探放，排出约1000立方的水，已将4219工作面老空水放净，对工作面开采没有影响。 2、4421工作面老空区积水情况 4421工作面为下山开采，开采结束后采空区有积水，为了掘进3423回风巷西段，对4421运煤上山进行修复，已修复至F1点处，标高为-847.0米，总长度为185米，无积水，4421老空区上限应在F1点以下，预计积水上限标高为-833.0米，而4220工作面最低标高为-833.0米，高于4421老空区积水上限标高。因此，4421老空区积水对4220工作面开采无影响。 3、工作面顶板裂隙水情况 根据4219工作面和本工作面掘进过程中揭露情况，煤层顶板砂岩为弱裂隙含水层，仅在裂隙发育地段，才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） 瓦斯 工作面瓦斯级别为低级 二氧化碳 煤尘爆炸指数 2层煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数为37.67 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 预计原始地温为32～34C。 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256502吨 可采储量243677吨 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 可采储量/设计月产量243677/1008282.4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前四采区是孙村煤矿2001年7月变更设计投入生产的。工作面采用走向长壁后退式布置。采区沿四层布置两条上山，轨道上山回风，南侧轨道上山通过顶板绕道与回风上山连接，下巷运输通过伪斜上山进采区煤仓，北侧通过区段轨道巷与-800前四下车场相连接。 4220工作面位于-800水平前四采区。以北未开采 采区煤仓容量300T。 二、工作面轨道顺槽 4220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。轨道顺槽采用锚网带支护，排距间距80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.８m，净高2.6m,断面积7.28m2。主要用于该工作面的回风和运料。 三、工作面运输顺槽 4220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Ф202200mm金属全螺纹等强锚杆，排距间距800800mm。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进风和运煤。 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3.2 m，排距2.4m，打在两排锚带中间；锚杆为φ20220Omm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。主要用于该工作面的进风、行人和运料。 附图三4220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。 附图四4220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（改） 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，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，工作面沿顶板开采，本面切眼长为130米，因工作面布置有42米的上斜盘，工作面推采过程中采取逐渐延长运输机，增加液压支架的方式开采。 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3.02m，割煤时回收率0.90，则 日产量145.83.020.61.38100.903281吨 月产量32813098430吨 第三节 设备配置 一、支架工作面安装支架100架，支架主要技术参数 型 号ZY2800／14／32 工作阻力2800KN 初 撑 力1972 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 二、采煤机 采煤机型号MWG160/375-W 采高1.4～3.2m 截深630 适用倾角≤350 滚筒直径φ1600 滚筒转速 39r/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375KW 电压1140V 机重27T 三、刮板输送机（一部） 1、刮板输送机（一部）型号SGD-630／264W 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φ30108mm 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YSB－132 转速1475rpm 电压1140／660V 功率2132kW 4．减速机 速比39.861 冷却形式水冷 5．开关QJZ-300／1140V 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φ30108-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DSB－110 转速1475rpm 电压1140／660V 功率110kW 4．减速机 型号JS-110圆锥、圆柱减速机 速比26.5651 冷却形式水冷 5．开关DQZBH-200／1140V 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200L／min 电机功率125kW 电机电压1140V 电机转速1475r/min 2、乳化液箱技术参数 型号RX－200／16 有效容积1600L 额定卸载压力31.5 MPa （二）泵站设置位置 泵站安设在4220工作面轨道巷与-800前四轨道上山绕道处。 （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 机械名称 型号 规格 单位 数量 用途 采煤机 MWG160/375-W 375kw 部 1 落煤、装煤 运输机 SGD-630/264W 2132kW 部 1 运煤 转载机 SGD630/110 110kW 部 1 运煤 乳化液泵 DRB-200/31.5 125kW 台 2 供液 液压支架 ZY2800/14/32 架 110 支护顶板 附图五3422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 2.19-3.52 3.02 25.2 124.5～145.8 344.7～397.6 二 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 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-800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 I 6 周期来压 来压步距 m 14.4 基本顶分级 级 I 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 342.8 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。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,4420面使用ZY2800/14/32 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）；4220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；4220工作面采用MWG160/375-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 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（39hm2.4Lf-6.9N134） 1.4（393.022.435-6.92.32134） 449.08KN/m20.44908MPa 其中 Ps支护强度，KN/m2 ； CK备用系数，一般取1.2～1.4 ； Lf初次来压步距，35 m ； N采空区充填系数，2.32 ； 式中Nhi/hm7/3.022.32 hi直接顶厚度，7.0m ； hm煤层采高， 3.02m 2、位态方程法.Ps AKO△hO/△hT Ahiγ 72.5 17.5t/m2 171.5KN/m2 K1pn 116.32.08241.9 KN/m2 KO K1-A241.9-171.570.4 KN/m2 Ps171.570.40.3575/0.302 243.08KN/m20.2431MPa 其中 hi直接顶厚度，7 m ； γ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236.2 KN/m2 hO来压时顶板下沉量的平均最大值，357.5mm hT要求控制的顶板下沉量，302mm 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（MzγL0）/2Lr （72.58）/（23.74） 18.71t/m2187.1KN/m20.1871MPa 其中 Mz直接顶厚度，7 m γ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， 3.74m b、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度 P27hmγ 73.022.5 52.85t/m2517.9KN/m2 0.5179MPa 其中 hm煤层采高，3.02 m γ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 P3APe A KO△hO/△ha AMZγ72.517.5 t/m2171.5KN/m2 K1pn 117.72.08244.8 KN/m2 KO K1-A244.8-171.573.3 KN/m2 P3 A KO△hO/△hT 171.573.30.3438/0.302 267.78KN/m20.2687MPa 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；343.8mm ha控制顶板的下沉量302mm 经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.5179 MPa，所选用支架的支护强度应大于0.5179 MPa 根据以上计算结果选用支架型号为选用ZY2800/14/32。 a 液压支架 4、支架的主要技术参数 型号ZY2800/14/32 工作阻力2800KN 初撑力1972 KN 支架高度1400－3200 mm 支架宽度1410－1580 mm 支护强度0.53－0.60 MPa 对底板比压（前端值）0.5-1.35MPa 由于工作面合理支护强度为0.5179 MPa，而ZY2800/14/32型支架的支护强度为0.53 MPa ＞0.5179 MPa，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（2005）30号文附件2规定，冲击地压工作面前方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4220工作面支护方式如下 液压支架ZY2800/14/32 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 第二节 工作面顶板管理 4220工作面直接顶为灰色粉砂岩，厚1.0～2.0米；老顶为灰白色中粒砂岩，厚5.0～6.0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110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 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，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子。端面距小于340mm。 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 1、根据地质部门提供的资料，工作面无断层构造影响，但必须加强工作面顶板破碎带时期的顶板管理。 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,接实穿平顶板，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，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150-200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。 附图六4220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 4220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