3）支护强度分析
①、6375工作面直接顶为Ⅱ类中等稳定顶板，老顶为Ⅱ级有周期来压顶板，所选用支架的支护强度应不小于：
P=9.8×1000×n×r×m×106
式中：
p—直接顶及老顶来压时的支护强度MPa。
n—安全系数6～8取7
r—岩石容重取2.5t/m3
m—工作面最大采高取4.2m
p=9.8×1000×7×2.5×4.2×106=0.72MPa
ZY6400-21/45支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.98MPa，满足矿压要求。
ZY6400-17/35支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.99MPa，满足矿压要求。
②、工作面上下出口支护强度：
P=9.81hγk
P—工作面合理的支护强度KN/m2
H—巷道高度2.6m
Γ—顶板岩石容量γ=2.5×103kg/m3
K—上覆煤岩层厚度与巷道高度之比；k一般为4~8，取5.8。
则：
P＝9.81×2.6×2.5×103×5.8
=369.46KN/m2
=0.37Mpa
由于工作面上下出口采用端头支架则：
ZY6400-21/45支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.98MPa，满足矿压要求。
ZY6400-17/35支架，额定工作阻力为6400kN，支护强度为0.99MPa，满足矿压要求。
③工作面出口支护验算：
1、工作面上下出口支护密度计算
根据矿压要求，上下出口支护密度应满足：
n＝px/Rt＝0.37×103/0.95×0.95×250＝1.64棵/m2
式中：
px—工作面合理的支护强度，px=9.81hγk=0.38MPa；
n—工作面合理的支柱密度，棵/m2；
Rt—工作面支柱的实际（有效）支撑能力，kN/柱；Rt＝KB×KZ×RB；
KB—支柱承载不均匀系数，取0.95；
KZ—增阻系数，取0.95；
RB—支柱回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱，取250；
2、支护强度校核
（1）下出口支护要求：
公式n=c/（a×b）（棵/m2）
式中：
a—支护走向长度；b—支护倾向长度；c—支柱数量；
n=4/（0.8×3.5）=1.67棵/m2
（2）上出口支护要求：
公式n=c/（a×b）（棵/m2）
式中：
a—支护走向长度；b—支护倾向长度；c—支柱数量；
n=4/（0.8×3）=1.67棵/m2
经审核：
上下出口支护密度均大于1.64棵/m2，满足矿压要求。
二、支护材料和设施
1、采面安装ZY6400－21/45液压支架130组、ZY6400-17/35液压支架7组支护顶板。
2、上、下出口超前支护使用单体液压支柱，下出口用3.5m×0.18m×0.16m大方结合1.2m铰接梁，上出口用3.0m×0.18m×0.16m大方结合1.2m铰接梁及其他各种型号的木料配合支护。
三、乳化液泵选型
选用RBW400/31.5型乳化液泵1套。
注：
泵站为三泵一箱,一台使用,一台备用，一台检修。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZY6400－21/45液压支架130组、ZY6400-17/35液压支架7组，对顶板进行支护。
ZY6400－21/45液压支架最小控顶距3800mm,最大控顶距4500mm，ZY6400-17/35液压支架最小控顶距3873mm,最大控顶距4573mm。
支架技术参数：
ZY6400－21/45支架
初撑力：
5066kN工作阻力：
6400kN支护强度：
0.98～1.03MPa
最小高度：
2.10m最大高度：
4.50m
宽度：
1.42－1.59m中心距：
1.5m
总重：
27t对底板比压：
0.5～1.91MPa
ZY6400－17/35支架
初撑力：
5064kN工作阻力：
6400kN支护强度：
0.99MPa
最小高度：
1.70m最大高度：
3.50m
宽度：
1.42－1.58m中心距：
1.5m
总重：
22.5t对底板比压：
1.96/1.99MPa
操作方式：
邻架操作，上组支架操作阀控制下组支架。
一、正常工作期间顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后，先移架，再移输送机，采用带压擦顶移架的方式，移架要滞后采煤机后滚筒4～6架。
顶板破碎或片帮严重时要紧跟采煤机前滚筒移架或超前移架。
支护要求如下。
1、沿顶板回采，采高控制17/35支架控制在2.0-3.2m之间，21/45支架控制在3.0－4.2m之间,当采高达不到要求时割顶板回采。
2、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、两畅通”的质量要求。
3、采煤机割煤后，要及时移架，防止长时间空顶。
4、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不低于5066kN。
支架成线率偏差不得超过±50mm，中心距1.50m，偏差不超过±100mm。
5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。
支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角小于7°，支架顶梁接顶严密，支架垂直顶底板，歪斜不超过5°，相邻支架错茬不超过支架顶梁侧护板的2/3。
特殊情况需调支架时，间隙不超过200mm。
二、特殊时期的顶板控制
1、周期来压期间的顶板控制方式
（1）工作面来压期间加强工作面顶板监测监控,及时更改或更换歪扭、失效支柱。
单体液压支柱的初撑力不低于90KN。
（2）加强工作面顶板管理，采取打液冲锚杆的方式控制煤壁片帮，煤壁发生片帮时在支架前梁窝板控制顶板。
2、过断层及顶板破碎带时期的顶板控制方式
（1）超前移架护顶，防止顶板冒落。
（2）根据现场情况采取铺网、做超前等的方法控制破碎顶板。
（3）回采揭露落差1.5m以上的正断层或落差1.0m以上的逆断层时，要根据具体情况制定专项安全技术措施。
第三节皮带巷、轨道巷及端头顶板控制
一、工作面皮带巷、轨道巷的顶板控制
正常情况下：
上、下出口超前支护距离不少于20m。
1、上出口顶板稳定时超前替换距离为不小于2m,替棚子使用3.0m×0.18m×0.16m方木和DW或DZ系列单体柱，板距0.7～0.9m，大方两端打帮柱。
已替换棚子范围，在大板下方布置两趟铰接梁，在铰接梁下方打单体柱，柱顶不许悬空，“一梁四柱”支护，并保证一侧行人道宽度必须在700mm以上。
上出口10m之内未替换的支架在棚空中使用3.0m×0.18m×0.16m的方木打“一梁两柱”的板棚子，支柱打在大方两端，棚空中没打板棚子之外范围使用DW或DZ系列单体柱在棚梁正中下方打双柱，双排中柱间距0.1～0.2m；距出口10m以外用单体柱单排打在棚梁正中下方加强支护。
打在棚梁下的单体柱，柱顶垫好200～300mm新小板或皮垫。
2、下出口顶板稳定时，超前替换距离为不少于4m,使用3.5m×0.18m×0.16m方木和DW或DZ系列单体液压支柱替棚子,板距0.7～0.9m。
出口20m范围内未替换棚子在棚空中使用3.5m×0.18m×0.16m方木打一梁两柱板棚子。
已替换棚子范围，在转载机两侧布置两趟铰接梁，距转载机插帮0.1m～0.2m,在铰接梁下方打单体柱，柱顶不许悬空，一梁四柱。
铰接梁的铰接点赶在大方下时，单体柱要错开铰接点，上顶用木料背实。
巷道压力大、过冒高区域或其他支护形式的巷道时，视现场情况另制定加强超前支护的补充措施。
二、工作面安全出口的管理
1、支护形式
（1）本工作面端头使用端头液压支架支护，上下端头过架子要提前改好障碍柱。
（2）端头支护：
上、下出口：
支架侧护板距离巷帮小于1.0m时，帮柱留到老塘侧回出；其它位置的单体柱和铰接梁到上、下端头支架前梁时摘除；大于1.0m时，上出口上帮侧、下出口下帮侧的一趟铰接梁紧贴支架侧护板设置，与帮柱形成并列柱形式，随掏窝前回出。
（3）上、下口毛窝随采随掏，末排柱不许超前于支架立柱的底端，最大不滞后支架大柱底端1.2m。
（4）毛窝放顶线采用末排切顶柱和戗柱控制，切顶柱和戗柱间距均不超过500mm，切顶柱垂直顶底板，戗柱要以700～800戗向采空区，切顶柱和戗柱柱顶要在同一条直线上。
（5）末排柱老塘侧要及时挡好小板，裸露煤壁及时护帮。
（6）下超前支护的上帮侧铰接梁（上超前支护的下帮侧铰接梁）在距端头支架梁端2～3m时，在其上（下）帮侧紧靠铰接梁打一块3.4m∏钢，然后将铰接梁回掉，此∏钢一端搭在支架上不小于0.5m，另一端打牢不少于2棵的单体柱，并随着工作面的推进逐步外倒。
2、质量要求
（1）上下出口20m范围内高度达到2.0m以上，行人道宽度0.7m以上。
（2）出口支柱初撑力要求:
达到90KN以上。
（3）支柱成排成线，迎山有劲。
（4）上下出口无杂物，无乱料，浮煤清理干净。
（5）上出口供水、供压风用的铁管要保持在超前20m支护内用与其配套的胶管提前替换好。
下出口供水、排水管、供液用的铁管要保持在转载机头以外用与其配套的胶管提前替换好。
胶管按标准吊挂。
三、支护材料的使用数量和存放管理
1、在轨道巷备用3.0m×0.18m×0.16m、3.5m×0.18m×0.16m、2.4m×0.16m×0.14m方木各不少于20块，3.15m、2.5m单体液压支柱各不少于10棵，1.2m铰接梁不少于5块。
2、材料要备到距采面煤壁50～150m范围内，物料间距0.7m，距轨道不小于0.5m，按标准码放并挂好标志牌。
3、替下的旧棚子、坏柱、坏梁等外运到轨道巷料场分类码放整齐，并及时上井。
附图5：
工作面、皮带巷、轨道巷及端头支护示意图
第四节矿压观测
一、矿压观测的内容
1、采面支架立柱，上、下出口单体液压支柱初撑力。
2、全系统锚网巷道顶、底板和两帮移近量。
二、矿压观测的方法
6375工作面支架数为137组，根据我矿的安全标准与井下的具体实际情况，将10台压力分机平均安装在支架上，分别对应的支架为：
第3组支架为1号压力分机，第15组支架为2号压力分机，第30组支架为3号压力分机，第45组支架为4号压力分机，第60组支架为5号压力分机，第75组支架为6号压力分机，第90组支架为7号压力分机，第105组支架为8号压力分机，第120组支架为9号压力分机，第135组支架为10号压力分机，各压力分机1、3压力通道（压力监测探头）连接支架前立柱，第2通道连接平衡千斤顶，将压力监测分站吊挂在综采支架的顶梁下面以方便即时观测。
锚网巷道的矿压观测：
通过布置在锚网巷道的测点观测顶、底板和两帮移近量。
技术人员要将数据每天上报，分析总结数据变化，采取针对性措施，巷道监测数据记录要妥善保管。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运煤设备及装、转载方式
采面使用MGTY-710采煤机落煤,机组滚筒配合面溜铲煤板装煤。
工作面使用SGZ—800／800运输机,下口使用SZZ-800/315转载机，6375皮带巷使用两部长度分别1150m和350m的DSJ-1000/2*160皮带机及SGB-730/75*2转载机，皮带石门使用DSJ-1000/2*160皮带机运煤。
2、运煤路线
工作面→6375皮带巷→950三采皮带石门→-950三采皮带山→放煤小井→-800东翼主运输皮带
二、辅助运输设备及运输方式
1、辅助运输路线
-950三采上回风巷料场→6373回风巷→6375外轨道巷→6375外切眼→6375里轨道巷→6375工作面
-950三采轨道石门→6373运输横川→6373集中轨道巷
2、绞车布置及稳固形式：
使用JD系列调度绞车牵引矿车、平车或叉子车轨道运输。
绞车布置及稳固形式见表8
表8工作面绞车布置及稳固形式
绞车
型号
使用地点
钢丝绳直径
（mm）
稳固方式
JD-25
-950三采回风巷里口
15.5
地锚稳固
JD-55
-950三采回风山上口
21.5
地锚稳固配合四压两戗柱
JD-25
-950三采回风山与6373皮带巷交叉口往下10m
15.5
地锚稳固
JD-25
6375外轨道巷外口
15.5
地锚稳固
JD-40
6375外轨道巷100m处
18.5
地锚稳固
JD-25
6375外轨道巷160m处
15.5
地锚稳固配合四压两戗柱
JD-25
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