3422综采面作业规程.doc

编号HC/QCJS-01 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3422工作面 编 制 人亓东波、王汉忠 区 队 长王传华 施 工 单 位综采三区 批 准 人张殿镇 编 制 日 期 2004年12月25日 执 行 日 期 2005年02月10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 7 第七节 储量及服务年限 7 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 8 第二节 采煤工艺 8 第三节 设备配置 10 第三章 顶板管理 第一节 支护设计 12 第二节 工作面顶板管理 16 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 19 第二节 通防与监控系统 19 第三节 排水系统 23 第四节 供电系统 24 第五节 通讯照明系统 25 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 26 第二节 主要经济技术指标 27 第六章 灾害预防及避灾路线 28 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 29 第二节 顶板管理 32 第三节 防治水 35 第四节 爆破管理 35 第五节 通防及安全监测 38 第六节 运输管理 40 第七节 机电管理 43 第八节 其它 47 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 新汶矿业集团孙村煤矿3422综采工作面 施工单位 综采三区 复查时间 参加复查人员签字 施工单位 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 安监处 年 月 日 总工程师 年 月 日 存在主要问题 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 前三采区 地面标高m 183.84 井下标高m -855.09- -937.47 地面的相 对位置 3422工作面对应的地面位置为南公庄及以东的一片农田。 回采对地面设施的影响 工作面回采后地表将轻微沉降，最大可达0.18m，但对民房不会造成斑裂，可正常开采。 井下位置及相邻关系 3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米 立井煤柱线，以南3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。 走向长度m 433-465 倾斜长度m 145 面积m2 67097.8 第二节 煤 层 煤层情况表 （表1-2） 煤层厚度m 1.28-2.19 1.82 煤层结构 简单 煤层倾角（） 26.1-26.8 开采煤层 4 煤 种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情况描述 3422工作面煤层稳定，结构简单，倾向为43-76,倾角26.1-26.8,平均倾角为26.4,煤层厚度1.28～2.19m，平均厚度1.82m,煤层变异系数为13.6，可采指数为1。 附图一3422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 顶板 中粒砂岩 14.0-18.0 煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.0～18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.6－0.8m的灰色粉砂岩。 煤4 煤 1.28-2.19 1.82 煤层稳定，结构简单 底板 粉砂岩 1.7-2.0 底板为灰色粉砂岩，厚度1.7-2.0m，层理发育、含植物碎屑化石，抗压强度14.1 MPa。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 工作面地质构造简单，本工作面内没有断层构造。 二、褶曲情况以及对回采的影响 本面走向313向西逐渐变为346，形成轻缓的向斜构造。 三、冲击地压 本工作面经煤科总院北京开采所对四层煤及顶板所作的冲击倾向性鉴定结论，四层煤属中等冲击倾向煤层，顶板无冲击倾向，该工作面为冲击地压煤层工作面，严格按冲击地压工作面管理。 附图二 3422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 水文地质情况 一、涌水量 工作面正常涌水量为0.041m3/min，最大涌水量为0.082m3/min。 二、含水层（顶部和底部）分析 本工作面水文地质条件简单，主要是顶板砂岩裂隙水，在顶板裂隙较发育地段，以滴、淋水形式出现。工作面掘进回风巷时，已将3420-21工作面老空水放净，预计回采时局部低洼处可能还有少量的积水。 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 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.643 m3/t，瓦斯绝对涌出量1.01m3/min，本面参考值为0.6 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2.08 m3/t，二氧化碳绝对涌出量1.27 m3/min，本面参考值为0.8 m3/min。 煤的自燃倾向性 有自燃倾向，发火期6-12个月 地温危害 地温较高，应采取降温措施。 冲击地压危害 冲击地压危险 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量16.6万t， 可采储量15.8万t。 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158000/572882.8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前三采区是根据孙村煤矿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区段轨道巷与-1050管子井连接；北侧下巷运输顺槽直接与运煤上山、前三煤仓连接，通过区段轨道巷与-1050进风上山连接。 3422工作面位于-800水平前三采区，东至千米立井煤柱线，以南3420-21工作面已开采结束，以西距4421工作面（已开采结束）140m，北部各层煤均未开采，上覆二层煤未开采。采区煤仓容量200t。 二、工作面轨道顺槽 3422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，锚杆为φ201800mm（φ202000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用梯形断面,净宽2.８m，净高2.４m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的进风和运料。 轨道顺槽内布置有Ф108mm防尘管路一趟，Ф50mm排水管路一趟，Ф50mm高压风管路一趟，Ф25mm高压供液管路一趟，并在靠近工作面处安设移动电站、泵站各一处。 三、工作面运输顺槽 3422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φ201800mm（φ202000mm）金属全螺纹等强锚杆，排距间距80080Omm。巷道采用梯形断面，净宽2.8m，净高2.4m,断面积7.2m2。主要用于该工作面的回风和运煤。 运输顺槽内布置有Ф108mm防尘管路一趟，Ф50mm排水管路一趟，Ф50mm高压风管路一趟。 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φ18200Omm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3.2 m，排距2.4m。巷道采用矩形断面,净宽5.0m，净高2.2m,断面积11.0m2。主要用于该工作面的进风、行人和运料、安装。 附图三3422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，采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采煤机下行割煤至溜头时，推移采煤机以上溜子。 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将采煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。采煤机下滚筒上升沿顶，上滚筒下降沿底下行切割。 ④采煤机切割至溜头，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，再次上行。 ⑤采煤机上行至吃刀茬处，推移采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采煤机上行割煤至溜尾时，推移采煤机以下溜子。 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将采煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。采煤机上滚筒上升沿顶，下滚筒下降沿底上行切割。 ④采煤机切割至溜尾，上滚筒下降沿底，下滚筒上升沿顶，再次下行。 ⑤采煤机下行至吃刀茬处，推移采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。 附图四3422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，采煤机进刀深度为0.6m，采煤机牵引速度为0-6m/min,在割煤过程中,采煤机速度要适宜，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0.6m。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3-5s，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5～10m，推移步距0.6m，运输机保持平、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133m，因工作面切眼以上布置有30m的斜盘，工作面上头逐渐延长运输机，增加液压支架。 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1.82m，割煤时回收率0.95，则 日产量＝1451.820.61.36100.95＝2046t 月产量＝204628＝57288t 第三节 设备配置 一、支架工作面安装支架97架，支架主要技术参数 型 号ZY2400／12／26 工作阻力2400kN 初 撑 力1950-2026 kN 支架高度1200-2600mm 支架宽度1410-1580mm 支护强度0.50-0.53MPa 底板比压（前端）平均1.18MPa 立柱行程 二、采煤机 采煤机型号MG160/375-BW 采高1.4～3.2m 截深630 mm 适用倾角≤350 滚筒直径φ1400 滚筒转速 46.5r/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160255kW 电压1140V 机重27t 三、运输设备 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 园环链破断接力≥1130kN 3．电动机 型号YSB－132 转速1475rpm 电压1140／660V 功率2110kW 4．减速机 速比39.861 冷却形式水冷 5．开关DQZBH-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 圆环链破断接力≥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3422工作面轨道巷三叉门处。 （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 MG160/375-BW 375kw 部 1 落煤、装煤 运输机 SGD-630/264W 2110kW 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 ZY2400/10/26 架 97 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 1.28-2.19 1.82 1.82 26.4 145 449 4 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 ZY2400/12/26 2.6m 1.2m 2400kN 1972kN 3、顶板管理方法 采用全部跨落法管理顶板。煤层顶板为灰白色中粒砂岩，厚度14.0～18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2MPa，局部地段有约0.6－0.8m的灰色粉砂岩。根据3421工作面矿压观测，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。 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3421；采高2.1m；煤层倾角23.2；距地表垂高996m；柱梁型号DZ22-25/100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328.6kN / m2；切顶方式一排戗棚,每6m一组丛柱；支回方式见五回一；放顶步距0.8m。 同水平同采区同煤层3421工作面矿压参数表 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 3 6 周期来压 来压步距 m 13.2 基本顶分级 级 Ⅱ 支柱载荷 平均值 kN 179.7 最大平均值 252.3 2 底板 分类 底板类别 类 Ⅲb 顶板下沉量 平均值 mm 160.4 底板比压 MPa 14.1 最大平均值 169.3 3 直接顶初次垮落步距 m 20 顶板下沉速度 平均值 mm/h 6.13 最大平均值 6.57 4 初次来压 来压步距 m 30 7 全部观测段 支柱载荷 平均值 kN 158.9 支柱载荷 平均值 kN 177.2 最大平均值 243.4 最大平均值 245.2 顶板下沉量 平均值 mm 131.7 顶板下沉量 平钧值 mm 198.1 最大平均值 140.4 最大平均值 212.2 顶板下沉速度 平均值 mm/h 5.42 顶板下沉速度 平均值 mm/h 7.61 最大平均值 5.76 最大平均值 8.23 离散系数 0.23 5 超前压力 影响范围 上平巷 m 25 下平巷 m 15 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3421工作面属同采区同煤层, 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3421工作面。 二支护材料对比分析 3421面使用DZ22-25/100 单体液压支柱配HDJA-800金属铰接顶梁支护顶板,3422面使用ZY2400/12/26掩护式液压支架支护顶板,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，3421工作面支护密度为2.08根/ m2，支护强度为328.6 kN / m2（0.329 Mpa）；3422工作面使用ZY2400/12/26 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 3421工作面采用MSG132/320型双滚筒采煤机割煤、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；3422工作面采用MG160/375－BW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 根据同水平同采区同煤层工作面矿压观测数据进行分析计算 ①回归分析法 PsCk（39hm2.4Lf-6.9N134） 1.4（391.822.430-6.92.97134） 359.1kN/m20.3591MPa 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，30m ； N采空区充填系数，2.97 ； 式中Nhi/hm5.4/1.822.97 hi直接顶厚度，5.4m ； hm煤层采高， 1.82m ②位态方程法. Ps AKO△hO/△hT Ahiγ5.42.513.5 t/m2 132.3kN/m2 KOPO-A373.8-132.3241.5 Ps132.3241.50.1693/0.182 357kN/m20.357MPa 其中 hi直接顶厚度，5.4m ； 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 hO来压时顶板下沉量的平均最大值，169.3mm hT要求控制的顶板下沉量，182mm ③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 （5.42.520）/（24.5） 30t/m2294KN/m20.294MPa 其中Mz直接顶厚度，5.4m ； γ直接顶岩石容重，2.5t/m3 ； L0直接顶初垮步距，20m ； Lr最大控顶距， 4.5m b、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度 P27hmγ71.822.531.9t/m2 312.6kN/m2 0.3126MPa 其中hm煤层采高， 1.82m ； 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 AMZγ5.42.513.5 t/m2 132.3kN/m2 K1pn 177.22.08368.6 KO K1-A368.6-132.3236.3 P3 A KO△hO/△hT 132.3236.30.2122/0.182 407.8kN/m20.4078MPa 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； ha控制顶板的下沉量 经以上计算,确定工作面合理支护强度为0.4078MPa，所选用支架支护强度应大于0.4078MPa。 根据以上计算、分析结果选用支架型号为 ZY2400/12/26。 ZY2400/12/26液压支架的主要技术参数 型号ZY2400/12/26 工作阻力2400 kN 初撑力1950-2026kN 支架高度1200-2600mm 支架宽度1410-1580mm 支护强度0.50-0.53MPa 对底板比压（前端值）平均1.18MPa 由于工作面合理支护强度为0.4078 MPa，ZY2400/12/26型支架的支护强度为0.51-0.53MPa0.4078 MPa，因此所选支架满足要求。 5、 确定特殊支护 根据3421工作面矿压观测资料结果，上平巷超前压力影响25m,下平巷超前压力15m，根据新矿生字（2001）6号文规定，冲击地压工作面上下平巷超前支护长度从切顶线向外不得小于50m,故本面选取50m,上下三角切顶排各支设2棵密集支柱加强支护. 6、通过上述比较分析,确定3422工作面支护方式如下 液压支架ZY2400／12／26 放顶步距0.6m 最大控顶距 3.7m， 最小控顶距3.1m 采空区处理方式全部垮落法 第二节 工作面顶板管理 3422工作面顶板为灰白色中粒砂岩，厚14.0-18.0m，中厚层理、坚硬，抗压强度75.2 MPa；根据相邻采区且地质条件相似的3421工作面矿压观测资料，老顶的初次来压步距为30m，周期来压步距为13.2m。 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97架ZY2400／12／26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 ZY2400／12／26 2600 1200 2400kN 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0.6m。若机道片帮，端面距超规定，应拉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，检修采煤机、溜子、过断层及顶板破碎需要进机道时，拉超前架维护好顶板，保证端面距小于340mm，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁子。 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,要提高支架初撑力 ,防止端头出现冒顶。 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，3422工作面未揭露断层，若推采过程中遇断层及顶板破碎带时，必须加强工作面过断层及顶板破碎带时期的顶板管理。 2、当工作面局部地段片帮空顶或顶板破碎时，应及时拉超前架，打开护帮板支撑煤壁，使护帮板顶紧、顶牢煤壁，防止顶板冒落、控制煤壁片帮。 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支设单体液压支柱或架棚加强支护。 2、回撤要求 （1）上下平巷超前支护不得超前工作面回撤,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ZY2400/12/26型支架。 当工作面排头支架与平巷支护的距离大于0.5m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）出口支设一对3.2m长的π型钢梁（或工字钢梁）托棚头，交替迈步前移，移动步距1.2m ，一梁不少于三柱。 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50m ，每巷需支柱132棵，铰接顶梁130根，铁鞋130块。共需264棵支柱，260根铰接顶梁，260块铁鞋。 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150-200m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。 附图六3422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 3422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运动规律、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