3402工作面作业规程.doc

编号 标识 山东泰丰矿业集团有限公司王家寨煤矿 采 煤 工 作 面 作 业 规 程 采煤工作面名称3402采煤工作面 施工单位采煤一区 编 制 人 区 长 批 准 人 编制日期 年 月 日 执行日期 年 月 日 目 录 目 录（1） 矿审批意见（3） 作业规程学习和考试记录（4） 作业规格复查记录（5） 第一章 概况 （6） 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（8） 第四节地质构造（8） 第五节水文地质（10） 第六节影响回采的其它因素（10） 第七节储量及服务年限（10） 第二章 采煤方法 （11） 第一节巷道布置 （11） 第二节采煤工艺 （13） 第三节设备配置 （17） 第三章 顶板管理 （20） 第一节支护设计 （20） 第二节工作面顶板管理 （23） 第三节顺槽及端头顶板管理 （43） 第四章 生产系统 （46） 第一节运输系统 （46） 第二节通防与监控系统 （48） 第三节排水系统 （57） 第四节供电系统 （59） 第五节通讯照明系统 （62） 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 （62） 第一节劳动组织 （62） 第二节主要经济技术指标 （66） 第六章 灾害预防及避灾路线 （67） 第七章 安全技术措施 （69） 第一部分 回采施工 （69） 第一节一般规定 （69） 第二节顶板管理 （70） 第三节防治水 （71） 第四节爆破管理 （80） 第五节通防及安全监测 （87） 第六节运输管理 （95） 第七节机电管理 （105） 第八节其它 （120） 第九节 特殊安全技术措施 （124） 第二部分 回采施工安全管理制度 （137） 矿 审 批 意 见 会审单位及人员签字 编制人 年 月 日 回采一区 年 月 日 技术科 年 月 日 通风工区 年 月 日 机电科 年 月 日 安 监 站 年 月 日 调度室 年 月 日 机电矿长 年 月 日 回采矿长 年 月 日 安全矿长 年 月 日 生产矿长 年 月 日 技术负责人 年 月 日 矿长 年 月 日 安全生产副总经理 年 月 日 作业规程学习、考试记录 负责人曹永仁 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 作业规格名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 1、存在主要间题 2、处理意见 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 3402工作面是三采区四层煤第2个工作面， 3402工作面北邻设计3403工作面，西邻三采四层运输下山，南邻F21大断层，东邻F3-1大断层。具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表一 水平名称 -510米水平 采区名称 三采区 地面标高 220--215 井下标高 -523---578. 2米 地面的相对位置 地面位于翟镇石灰峪村下。 回采对地面设施的影响 该工作面距地表垂深约743-793米，回采后对地表影响较小，地表可能会出现斑裂。 井下位置及相邻关系 3402工作面北邻设计3403工作面，西邻三采四层运输下山，南邻F21大断层，东邻F3-1大断层。 走向长度m 240-360 300 倾斜长度m 110-130 120 面积m2 41532 第二节 煤 层 本工作面设计开采煤层为四层煤，通过地质资料分析和3201和3401工作面回采证实，该工作面范围内，四层煤赋存稳定，煤层厚度在0.6-1.9m之间。 具体情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度m 0.6-1.9/1.76 煤层结构 简单 煤层倾角（度） 15-17 16 开采煤层 四 硬度 1.7 煤种 气煤 稳定程度 稳定 煤层情 况描述 3402工作面回采的煤层为下二叠纪山西组四层煤，煤层结构简单，赋存稳定，属半亮型煤，具带状结构，层状构造，煤的牌号为气煤，容重1.36吨/立方米，硬度1.7，断口参差状，厚度0.6-1.9米，平均1.76米。断层附近煤层变薄，工作面煤层产状走向1600-1800，倾向2500-2700，倾角150-170，平均160。 附图一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 表三 顶底板名称 岩石 名称 厚度（m） 岩性特征 老顶 细砂岩 15-16 煤4老顶厚15-16米，为灰白色细砂岩夹不规则薄煤线理、裂隙发肓局部充填方解石岩脉。 直接顶 细砂岩 5-6 煤4直接顶白色细砂岩，厚5-6米,坚硬不易冒落。煤4以上2-3米有时夹有一层0.2-0.3米的粉砂岩,松软破碎 直接底 细砂岩 5-7 煤4直接底为灰色细砂岩显层理，局部互层，破碎遇水易膨胀，煤4底板以下1.5-3米夹有1层厚度约0.2-0.3米的煤线，赋存稳定。 老底 粉砂岩 8-12 煤4老底为深灰色粉砂岩，性脆易碎，充填方解石，见有结核。 第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响 根据3402工作面轨道巷、运输巷及切眼实际揭露情况及已掌握的地质资料，预计该工作面地质构造复杂，地质构造主要以断层为主，断层揭露情况如下表 。 断 层 情 况 表 表四 构造名称 走向 倾向 倾角 性质 落差m 对回采影响程度 f1 117 27 70 正 0.6 小 f2 105 195 65 正 5-6 大 f3 95 5 60 正 1.3 小 f4 5 95 45 正 1.8 小 f5 101 191 70 正 0.7 小 f6 152 242 45 正 0.9 小 f7 167 257 60 正 0.4 小 f8 98 188 68 正 1 小 f9 3 183 65 正 1.1 小 f10 3 93 50 正 1 小 f11 165 255 80 正 1 小 f12 153 63 45 正 1 小 f13 150 240 80 正 1.1 小 f14 200 110 75 正 4 大 f15 5 95 65 正 0.4 小 f16 75 165 80 正 0.5 小 f17 5 95 80 正 0.5 小 f18 67 337 60 正 0.7 小 f19 65 155 70 正 0.5 小 f20 113 203 75 正 1.6 小 f21 93 3 60 正 0.8 小 f22 86 176 80 正 1.6 小 f23 95 185 80 正 0.5 小 f24 79 169 80 正 0.5 小 f25 54 324 55 正 0.5 小 f26 69 159 70 正 0.5 小 f27 70 160 55 正 0.5 小 f28 84 354 70 正 0.6 小 f29 110 20 60 正 1.8 小 f30 111 201 85 正 3 大 二、其他因素对回采的影响 根据3202及3401工作面回采时揭露，3402工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。 参见附图2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、含水层（顶部和底部）分析 根据3402运输巷、轨道巷及切眼实际揭露的情况，山西组四层煤顶板砂岩,为富水性弱,补给及循环条件差的弱含水层。一般为脉状裂隙水或断层裂隙水,形成局部顶板淋水, 对正常回采无影响。 二、其它水源的分析 3402工作面上部为3202工作面采空区，预计该老空区积存约15013m3的老空水，对3402工作面的回采生产造成威胁，在3402运输掘进时已对3202工作面进行了探放水，出水时间为2007年2月3日。 三、涌水量 最大涌水量0.023 m3/h，正常涌水量0.018m3/h。 第六节 影响回采的其它因素 一、回采的其它地质情况 见表五。 影响回采的其它地质情况表 表五 瓦 斯 低瓦斯矿井，四层煤瓦斯相对涌出量1.77m/吨 CO2 低CO2矿井，四层煤CO2相对涌出量2.4立方米/吨,. 煤尘爆炸指数 根据山东煤炭质量检测中心检测报告提供-510水平煤4煤尘爆炸指数检测数据，煤4煤尘爆炸指数为35.58，有爆炸危险性。 煤的自燃倾向性 自建矿至今未发生过煤层自燃现象。 地温危害 无 冲击地压危害 无 3、冲击地压和应力集中区 经过3402两巷和3402切眼的施工，测定其实际钻粉率为1.75公斤/米，华丰煤矿确定的正常无冲击地压煤层的标准煤粉量为2.3公斤/米，一般为2.1-2.5公斤/米，危险煤粉量为3.5公斤/米，3402两巷与切眼实际煤粉量低于华丰矿煤矿确定的正常值，应为无冲击危险区。 但3402工作面东临F3-1断层，落差20-25米，南临F21断层，落差为10-15米，此处存在地质构造残余应力，又由于3402工作面上部2层煤已采，左侧为采空区，右侧为半岛形煤柱，为应力叠加集中区。因此3402工作面有冲击倾向，为预防3402工作面出现冲击地压现象，特采取煤层超前注水卸压措施。 一、技术要求 1、加强老空顶板与切顶排的管理，老空顶板冒落不实处必须按要求加全特殊措施，当老空悬顶面积超出规定时必须打眼进行强制放顶。 2、加强工作面初次来压与周期来压的预测预报，并针对初次来压与周期来压加全特殊支护。 3、随工作面推进，在两巷内垂直煤壁向工作面超前打设注水眼，注水眼沿煤层中间打设，注水眼眼距12米，眼深20～30米。 4、对煤层进行超前高压预注水，煤层自然含水率必须不低于3，以增加煤层塑性，降低煤层强度，消除或减弱冲击，化解冲击危险。 二、安全措施 1、注水前必须检查注水封孔器出口处弹簧的松紧度，以便实施注水，注水眼打出后，将注水封孔器塞入注水眼，注水器要与Ф10 mm的高压枪线连接好，不准出现漏水降低压力现象。 2、在工作面两巷每隔30米设注水阀门一个，不低于10MPA的压力表一块，注水压力不低于1MPA，注水期间注水地点前后20米范围内严禁有任何人从事任何工作。 3、注水效果必须使煤壁达到充分预湿以煤壁潮湿时为止，注水时间不得低于40～60分钟。 4、注水40～60分钟后，关闭阀门，并对注水管进行卸压，降压后安监员、跟班区长、队长进入施工迎头检查注水效果，达到设计要求后方可进行其他工作，否则必须按要求重新进行注水，直到达到设计要求。 5、施工过程中，必须按设专人观察顶板及煤壁情况，发现顶板及煤壁来压明显及时撤出人员，并汇报调度室，待顶板、煤壁稳定后方可再进入工作面作业。 三、其他问题 1、工作面中揭露的f3与f29、f2与f30为同一条断层，由于两断层延伸距离长，落差大，过断层困难，建议回采时提前补掘切眼。 2、工作面上顺槽揭露的f14断层落差为4米，断层走向与工作面推进方向近似平行，预计该断层自上向下落差逐渐减小，建议加强支护硬过断层。 第七节 储量及服务年 一、储量 工业储量104643吨； 可采储量99411吨 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 可采储量/月设计产量99411/19320 2.3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 采区设计说明书名称为王家寨煤矿三采区修改设计，批准文号为“新煤生字（2003）42号文”。 二、采煤工作面轨道巷 3402轨道顺槽，沿煤层布置，轨道顺槽采用锚网支护，顶板锚杆用材质为20MnSi钢、规格为181800mm全螺纹等强锚杆，间排距630900mm，每排五根，中间三根沿巷道顶板轮廓线法线方向布置，两肩窝锚杆与水平方向夹角为75度；全煤两帮采用181800mm螺纹树脂锚杆，上帮间排距800900mm，每排三根；下帮间排距700900mm，每排三根。每根锚杆加2卷MSCK3040超快凝树脂锚固剂，垂向锚带采用“W”钢带，顺向锚带采用8mm钢筋焊接成梯子状长度为3.0m，垂向锚带压顺向锚带，以顶、帮锚杆为交叉点，“井”字形使用。断面形状为矩形净宽2.8米，净高2.2米；S荒7.5m, S净6.16m；主要用于该工作面的进风、运料。巷道内布置25mm的防尘管路和25mm的压风管各一趟，在靠近工作面的地点设有回柱绞车、煤电钻综保等设备。 三、工作面运输顺槽 3402工作面运输巷，沿煤层布置。并在运输巷上帮侧铺设SPJ-650胶带输送机带和40T溜子。采用锚网支护，顶板锚杆用材质为20MnSi钢、规格为181800mm全螺纹等强锚杆，间排距630900mm，每排五根，中间三根沿巷道顶板轮廓线法线方向布置，两肩窝锚杆与水平方向夹角为75度；全煤两帮采用181800mm螺纹树脂锚杆，上帮间排距800900mm，每排三根；下帮间排距700900mm，每排三根。每根锚杆加2卷MSCK3040超快凝树脂锚固剂，垂向锚带采用“W”钢带，顺向锚带采用8mm钢筋焊接成梯子状长度为3.0m，垂向锚带压顺向锚带，以顶、帮锚杆为交叉点，“井”字形使用；断面形状为矩形净宽2.8米，净高要求下帮不低于1.8米；S荒7.5m, S净6.16m；主要用于该工作面的运输和回风；运输巷内布置25mm防尘管路一趟，在距工作面10米距离内的回风巷安设瓦斯传感器。 四、采面切眼 支护采用螺纹锚杆配锚网支护，煤顶板锚杆采用5根182200mm全螺纹锚杆支护，株、排距800800mm，两帮锚杆均用181800mm全螺纹等强树脂锚杆，株、排距均为800800mm。顶板每排5根，以巷道中心向两侧均匀布置。两肩窝锚杆与顶板夹角75度，每根锚杆加2卷MSZK2335树脂锚固剂。两帮采用181800mm螺纹树脂锚杆，锚杆间排距800800mm。巷道断面为矩形净宽2.80米，净高2.0米，S荒6.3 m，S净5.6 m，工作面形成系统后，在靠工作面推进方向煤壁侧铺设220溜子 五、移动变电站和乳化泵硐室 设置于三采轨道运输下山底车场处，巷道净宽3.2米，净高2.2米，锚喷支护。 六、溜煤眼 -510二号煤仓采用砼支护，内径3.5米，深12米,主要用于工作面煤炭缓冲及转载运输。 附图三工作面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 根据煤层赋存特征及开采技术条件，确定本工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。 根据工作面实际情况及生产需要，工作面采用双滚筒采煤机割煤、装煤。采高1.76m，割煤深度0.8m，循环进度0.8m。 1、破煤方式双滚筒采煤机割煤； 2、装煤方式采煤机滚筒旋转将煤体装入溜子中； 3、运煤方式工作面用220型刮板运输机，运输巷经40T溜子、800mm皮带机至五采煤仓。 4、移溜方式用YG-125型大流量移溜器移溜； 5、控顶方式单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，见四回一。 二、采煤方法 根据工作面巷道布置情况和开采技术条件，采面采用200机组落煤，当工作面溜头（尾）位置不合适，煤机割不透上下缺口时；初采、过断层时采用爆破落煤，顶底板坚硬时；必须用打眼爆破落煤。随工作面推进，将有一条落差2～4米的断层平行于工作面出现，工作面无法正常推过该断层，当工作面推至断层位置时留足断层保护煤柱，在断层下盘处重新施工断层切眼，对工作面进行撤面，重新在断层切眼内装备工作面。 （一）、爆破落煤 1、打眼爆破要求 （1）严格执行“一炮三检制“、“三人联锁放炮制”和“放炮四保险制度”。 （2）采用矿用二级乳化炸药和1-5毫秒延期电雷管定炮爆破，反向装药，串联起爆，总延期时间不得超过130ms。 （3）定炮必须使用水炮泥和炮泥，一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆。 （4）炮前加强支柱的二次注液，炮后及时挂梁穿顶，支设临时支护。 （5）严格打眼角度和装药量，保证爆破效果。 （6）放炮距离及警戒距离与爆破地点不小于50米。 2、炮眼布置图 炮眼采用三花眼布置，用MSZ-12型手提侧式供水电煤钻湿式打眼，炮眼根据煤厚变化进行适当调整。见三视图 炮眼布置三视图 爆破说明书表1 单位米 炮眼名称 眼距 位置 角度 眼深 利用率 装药 g 数量 联线方式 距底 距顶 竖直 水平 顶眼 1.6 1.36 0.4 仰10 85 1.0 83 225 3 串联 底眼 0.8 0.3 1.46 俯15 85 1.0 83 375 5 串联 4、循环药用量计算表爆破说明表2 顺序 项目 单位 数量 备注 1 煤层硬度 F 1 2 瓦斯等级 级 低 3 煤尘情况 爆炸性 有 4 打眼工具 台 3 5 钻杆长度 米 1.4 6 循环眼数 个 7 平均眼深 米 1.0 8 循环眼总长 米 9 炸药种类 矿用二级乳化炸药 10 每孔装药 g 顶眼225 底眼375 11 炸药循环总用量 Kg 12 吨耗炸药 Kg/t 0.269 13 雷管种类 电雷管 毫秒延期 14 雷管循环用量 发 24 15 吨耗雷管 发/吨 0.828 16 每眼水炮泥数量 个 1 17 炮眼封泥 封满填实 粘土炮泥 18 雷管段数 段 5 总延期不超130mS 19 联线方法 串联 按1-5段号一次起爆 （二）、机械落煤 1、进刀方式和割煤方式 进刀方式采煤机端头自开缺口，斜切式进刀，斜切进刀段长度为20m，进刀深度0.8m。 煤机牵引方式液压传动、有轨牵引。牵引速度0-6m。 割煤方式工作面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀。 具体进刀方式如下 1）溜头进刀及割煤 A煤机下行割煤至溜头时，下滚筒下降沿底，上滚筒上升沿顶，推移机体上部溜子。 B反向斜切两个机身长的距离，当斜切至足够截身时，停止割煤。 C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。 D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。 E煤机上行至吃刀茬处，推移煤机下部溜子及溜头至煤壁，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）双滚筒采煤机溜尾进刀，采用方法同上。 工作面煤机进刀点加支四架π型钢加强支护，π型钢一梁二柱，间距1.4m，接实顶，及时前窜。 附图四采煤机进刀方式示意图 2、采煤机正常切割 工作面正常割煤长度120m，工作面最短时110米、最长时130米，平均面长120米。采煤机以0-6m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。 （三）工作面正规循环生产能力 WLShrC＝120m（0.8m1刀/班1.76m）1.36t/m3＝230吨/班 W－－工作面正规循环生产能力，t L－－工作面平均长度，m S－－工作面循环进尺，m h－－工作面设计采高，m r－－煤的容重，t/m3 第3节设备第4节配置 一、设备配备情况 1、采煤机 采煤机选用MG200-W型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下 采高1.8-2.4m 电机功率1200KW 截深0.8m 牵引速度0-6m/min 2、单体液压支柱及主要支护用品主要技术特征 根据采高变化和循环进度，选用DW20和DW25系列高度的支柱及HDJA-800型铰接顶梁，顶梁前悬0.3米，后悬0.5米，当DW20系列高度的支柱活柱升程超过0.6米时，及时更换为DW25系列高度的支柱，但必须确保DW25系列高度的支柱活柱升程不得低于0.2米，当支柱活柱升程不足0.2米时，支柱前要进行卧底，确保支柱活柱升程不得低于0.2米且不得超过0.6米。 DW20单体液压支柱最大支护高度为2.0米，最小支护高度为1.24米，工作阻力为300KN；DW25单体液压支柱最大支护高度为2.5米，最小支护高度为1.8米，工作阻力为300KN。 3、普通顶梁型号HDJA-800，有效支护长度0.8m。专用双楔顶梁型号HDJS-800，有效支护长度0.8m。 4、运输设备 ①面运输机一部，型号为SGD-630/220（中单链），技术参数为 电机功率2110KW 运输能力250吨/小时 中间槽尺寸1500830270mm ②副巷运输机两部，型号为SGB-630/40T（双边链），技术参数为 电机功率255KW 运输能力150吨/小时 中间槽尺寸1500630200mm ③可伸缩带式输送机2部，型号均为SSJ-800/255，技术参数为 电机功率255KW 运输能力400吨/小时 带 宽800mm 带 速2m/s ④辅助运输设备选用1吨矿车、花车、大（小）平盘车，牵引设备选用JD-25（一部），其主要技术参数如下 型号JD-25KW 静拉力1800kg 绳径18.5mm 绳速1.806m/s 容绳量400米 滚筒直径 310mm 外形尺寸143812171255mm数量1部 设备工具材料配备表 名称 规格 单位 数量 备注 采煤机 MG200-W 部 1 落煤、装煤 刮板输送机 SGD-630/220 部 1 运煤 刮板输送机 SGW-40T 部 2 运煤 胶带输送机 SPJ-650 部 2 运煤 乳化泵 XRB-B 台 2 供高压液 手拉葫芦 SH-5 个 2 安装、辅助回收 注液枪 QZYX-Q3 把 20 支柱 压力表 SY-40B 把 3 支柱压力监测 移溜器 YG-125 台 26 移溜（其中备用9台） 单体支柱 DW20、DW22 棵 955 支护顶板 铰接顶梁 HDJA-800 根 948 支护顶板 2L型悬移支架 2L型 架 20 支护顶板 煤电钻 MSZ-12 台 2 打眼 潜水泵 防爆型 台 1 工作面排水 通迅电话 防爆型 部 2 通迅 调度绞车 JD-25 部 1 运料 发爆器 MFB-100B 部 2 爆破（备用1部） 局扇 DKJ63-No.4.75 台 1 局部通风需要时 风筒 阻燃 节 3 局部通风需要时 双销顶梁 HDJS-800 根 90 缺口支护用 铁鞋 260mm 个 1100 工作面支护 调角楔 个 72 工作面支护 л型钢 长3.0m 架 30 工作面支护 锚杆机 MQT-90 台 1 放顶打眼 附图五机采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、顶板控制设计 1、顶板控制设计参数 工作面编号3402工作面 采高1.76米 煤层倾角15-17度 距地表垂深743米 柱梁型号DW20和DW25型单体液压支柱、HDJA-800型铰接顶梁 直接顶厚度4-6米，平均5米 支回方式“见四回一” 切顶方式边排花柱、密集、戗棚切顶 直接顶容重25KN/m3 2、确定工作面支架合理工作阻力 （1）老顶来压显现程度的确定 KmΣh/m5/1.92.63式中Σh为直接顶厚度，m为采高 根据直接顶厚度与采高的比值和老顶初次来压步距（一般为25-30米），确定老顶分级为II级，来压显现明显。 （2）工作面支架合理工作阻力的确定 考虑直接顶和老顶周期来压显现情况及老顶的分级，采用估算法确定支架合理工作阻力，即支护强度为P（4-8）Mr KN/m2 即取相当于采高的4-8倍岩柱的重量为设计支架的支护强度。为提高支护安全系数，决定采用上限数值，即取相当于采高的8倍岩柱的重量为设计支架的支护强度。 因此P8Mr81.925380KN/m2 3、确定支柱有效支撑能力 RtRKgKzKbKa 式中 Rt支柱有效支撑能力 R支柱额定工作阻力，300KN/棵 Kg支柱工作阻力系数0.9 Kz支柱增阻系数0.95 Kb不均匀系数0.9 Ka倾角系数约1.0 因此，Rt3000.90.950.91.0231N/棵。 4、确定工作面合理支护密度 nP/Rt380/2311.65棵/平方米 根据DY-150机组的截深0.8米，确定支护排距a0.8米 则b1/1.65a1/1.650.80.758米 取柱距b0.7米，根据上述计算和柱梁选型，工作面选用柱排距0.7米0.8米支护顶板，支护密度达到1.79棵/平方米（不包括采面架设的л型钢梁、丛柱、斜撑柱等），支护强度达到385.77KN/平方米，能够满足现场需要。 为了提高工作面的支护强度，当工作面顶板破碎、初次来压或周期来压时，沿工作面倾斜方向每隔五棵基本柱（即3.5米）架设一架л型钢，梁长3.0米。一梁两柱或一梁三柱，与基本柱的支设同步进行，所有基本支柱、一梁两柱或一梁三柱必须全部穿鞋。 5、柱鞋直径的计算 Φ≥ 200 Rt/ЛQ 200241.210/3.1415.0210143（mm） 采面选用Φ260mm柱鞋能够满足要求。 6、液压支架支护强度为413.5KN／m,大于单体支柱的支护强度,可满足工作面支护要求. 7、选取合理的控顶距 工作面最大控顶距3.7米，最小控顶距2.9米，放顶步距0.8米,上下端头最大控顶距为4.5米,最小控顶距为3.7米,正常情况下切顶方式为边排花柱戗棚切顶；当工作面俯斜采煤倾角大于100时，切顶方式为边排花柱及密集挡矸柱戗棚切顶。 见工作面基本支护规格表 单位米 名称 支护 形式 支柱（m） 控顶距（m） 支护参数 顶板管理方式 放顶步距（m） 排距 柱距 最大 最小 密度 强度 支回 切顶 规格 柱梁 0.8 0.7 3.7 2.9 1.79/棵㎡ 385.8KN/㎡ 见四回一 边排花柱密集戗棚切顶 0.8 确定工作面液压支架基本支护表 名称 支护形式 支架支柱 控顶距 支护参数 顶板管理方式 放顶步距 （m） 排距 （m） 架距 （m） 最大 （m） 最小 （m） 密度 （架／m2） 强度 （KN／m2） 切顶 规格 悬移顶梁液压支架 1.5 1.1 3.5 2.7 0.35 413.5 无密集切顶 0.8 8、为了便于支护材料管理,要求支柱、顶梁、铁鞋、防飞销统一编号，施工时支柱、顶梁、铁鞋、防飞销要对号使用。（既四对号） 9、坚持支护质量和顶板动态监测，作好现场压力监测并记录整理汇报，及时采取安全对策，严格质量要求事项。 根据翟镇煤矿7201采面，3401采面矿压观测参数预计本工作面矿压参考表 序号 项 目 单 位