开滦荆各庄实习报告

PAGEPAGE1学号：2007xxxxxxxx 河北理工大学生产实习报告设计题目：设计题目：开滦有限公司荆各庄矿学院：学院：资源与环境学院专业：煤矿与安全班级：07煤安1班姓名：指导教师：刘建庄王福生目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章矿井自然条件及开发概况 5第一节、地理气候条件 5第二节、开发建设概况 6第三节、生产技术条件 6第二章地质及水文地质概况 7第一节、煤层、煤质 7第三节、水文地质概况 8第三章矿井开拓方式 9第一节、矿井开拓 9第二节、水平划分 9第三节、大巷位置及数目 10第四节、井底车场及硐室 11第四章采煤方法及采区(带区或盘区)巷道布置部分 12第一节巷道布置 12第二节采煤工艺 12第三节设备配置 13第四节支护设计 13第五节工作面支护 14第六节工作面支柱回撤 15第七节劳动组织和主要经济技术指标 16第五章矿井掘进工艺 17第一节煤巷掘进 17第二节岩巷掘进 17第六章矿井主要生产系统 17第一节、提升运输系统 17第二节、排水系统 18第三节、通风系统 18 19第六章实习感想 19第一章矿井自然条件及开发概况第一节、地理气候条件一、交通地理位置荆各庄矿业分公司位于唐山市东北约13㎞处的荆各庄村附近，在开平煤田凤山西北侧,自成一盆状向斜。南北长约3.5㎞，东西宽约3.4㎞，北端闭合，南端开放，井田面积9.23k㎡。南与马家沟矿业公司相距6㎞，北与陡河电厂相距3.5㎞。行政属开平区管辖。公司交通便利，北距10㎞与京沈高速公路、102国道相联，南距7㎞经开平与205国道、津秦高速公路相联，形成了比较完整的交通网。荆各庄矿交通地理位置图二、地形地貌本区为一平坦的冲积平原，北、东、南三面被低山包围，颇有山前扇状地景观。井田北部地面标高+38.9m(较高)，南部地面标高为+23.85m(较低)，地面坡度为3％-4％，倾向陡河。三、气候属半大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈。气温变化较大，最高气温38.5℃。最低气温-22.6℃。年平均气温10.60℃。夏季多东南风；秋冬多西北风。雨季集中在七、八、九三个月，年平均降雨量648毫米。冻结期由11月中旬至次年3月上旬。冻结深0.66米。第二节、开发建设概况一、井田开采范围北部、西部及南部均以煤12-2冲积层下潜伏露头为界，东部及东南部以Ｆ3断层为界，深部以煤12-2盆状向斜底-530标高为最终深度，矿井面积约为9k㎡。二、勘探建井1956年开始勘探，1958年开始建矿，采用冻结凿井法通过冲积层，凿至188m时（煤5顶板中粗粒砂岩）涌水达到每小时258m3。1962年停建，1963年进行补充勘探，于1970年恢复建井至1976年建成投产,三、设计生产能力建井初期为年产120万吨，经技术改造，矿井能力大幅提高，1984年最高达到年产217万吨，2008年核定为195万吨，由于储量枯竭，能力逐年减少，今年预计产量135万吨。四、开拓方式为立井多水平、暗斜井延深。工业广场内有三个立井分别是主井、一号副井、二号副井，都从地面(+35.5m)通到一水平（-375水平）；矿井分为三个生产水平、和一个回风水平。一水平标高为-375m，二水平标高为-475m，三水平标高为-515m，回风水平标高为-246m～-180m。各水平主要技术特征表水平通风水平一水平二水平三水平标高-246~-180-375-475-515阶段垂高12910055斜长350~770840~630800井筒特征表顺序项目单位主井副井1井口绝对标高m+35.6+35.552井筒深度m411.391411.9413井筒净直径m5.06.04井筒净断面积m219.6428.275提升容器箕斗罐笼第三节、生产技术条件一、矿井瓦斯井田内四个可采煤层瓦斯含量均较低，属低沼气矿井，无高瓦斯区情况，CH４绝对涌出量4.75m3/min、相对涌出量1.17m3/t、CO２绝对涌出量8.31二、煤尘爆炸性煤层爆炸指数变化值为39.50～58.67。三、煤层自燃倾向性9煤层为易自燃煤层，最短发火期2个月，自燃等级为Ⅰ级，其他可采煤层11、12-1、12-2为自燃煤层，发火期8～12个月。四、矿井涌水建井初期最大涌水量66m3/min，生产阶段单个采面一次最大突水量为44m3/min，逐年衰减，目前涌水量稳定在15m3/min。属于受水威胁的矿井，水文地质条件属复杂型。五、矿井储量根据勘探（精查）地质报告，矿井地质储量1.4亿t，其中矿井设计可采储量7268万t。截止到2009年底矿井地质储量5697.3万t，矿井工业储量5697.3万t，矿井设计可采储量2946.9万t。第二章地质及水文地质概况第一节、煤层、煤质一、煤系地层：井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成，煤系地层总厚度约450m，共含大小煤层19层，煤层总厚度25.3m，含煤系数为5.7％，可采煤层四层，集中在赵各庄组和大苗庄组。煤系地层含煤情况表二、可采煤层厚度、结构：可采煤层共四层即煤12-2、煤12-1、煤11、煤9，平均总厚度16.22m。煤9：为矿井的主采煤层，其灰份低，发热量高也是矿井的效益煤层。该煤层复杂结构，厚度为0.00～17.67m，平均厚度为7.43m。煤11：厚度0.37～4.22m，平均1.62m，简单结构。煤12-1：复杂结构，厚度为0.53～4.05m，平均2.17m。煤12-2：主采煤层，但相对9煤层灰份较高，效益比9煤层差。煤层结构复杂，厚度为1.27～11.58m，平均5m。煤层的稳定性：四个可采煤层中，煤9、煤11、煤12-1为较稳定煤层，煤12-2为稳定煤层。三、煤层顶底板特征各煤层顶底板均为砂岩、泥岩互层的复合结构。伪顶、直接顶、老顶特性及各煤层发育情况不同。其中煤9老顶的灰白色中砂岩最为特殊，岩石成分为石英及泥质岩屑，高岭土质基底式胶结，极易风化冒落，遇水澎涨成泥状，厚10.43～39.2m，平均12.00m。煤12-1老顶岩性与9煤层老定相似，厚1.6～10.67m，平均厚6.52m。对顶板控制和安全生产影响较大。四、煤质及工业用途评价1.硫份：煤9、煤12-1、煤12-2含硫量均低于1％，属低硫煤；只有煤11含硫量平均为3.07％，属富硫煤。2.磷份：煤11为特低磷煤，煤9、煤12-1为低磷煤，煤12-2为中磷煤。3.发热量：各煤层发热量由大至小排列为：煤11～煤9～煤12-1～煤12-2，变化范围在18.01～24.18MJ/kg之间。井田内各煤层均属气煤类，结焦性能较差，主要为动力用煤。第二节、地质构造特征一、褶曲构造井田自成一个盆状向斜，边缘急陡，中部平缓，略有起伏，属1级褶皱。次级褶皱不发育，但在向斜边缘局部出现挠曲或台阶状起伏。向斜轴部煤层厚度普遍变薄。二、断裂构造断裂构造是井田最为重要的构造形式，它不但构成了井田边界，而且直接影响采区的划分，同时在井田内广泛存在，是采掘生产和井巷工程所要解决的最主要的地质问题。井田范围内断裂构造的性质、分布、发育程度差异较大。总体上讲，西翼采区以逆断层为主，构造复杂；东翼、南翼以张性正断层为主，构造条件相对简单。三、井田内主要断层①F1～F3断层组：这是三条密集平行排列的逆掩断层，位于井田南部，构成了井田的天然边界，累计落差70～145m，延伸长度3500m。这组断层在地质与水文方面对井田有着十分重要影响。②F16正断层：位于井田中部，断层走向近东西，倾角55～78○，最大落差35m，延伸长度1100m，是深部采区与南翼采区、东翼采区与南翼采区的天然界限。③F26正断层：位于井田中部，F16断层南侧，走向近东西向，断层面倾角65°，落差8～30m，延伸长度500m。由于其走向与F16断层基本一致而倾向相反，因此在两断层间形成了较大的地堑构造。第三节、水文地质概况一、含水层：荆各庄矿属于受水威胁的矿井，水文地质条件属复杂型。有八个含水层，自下而上分别为：1、奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ）2、K2～K6砂岩裂隙承压含水层（Ⅱ）3、K6～煤12砂岩裂隙承压含水层（Ⅲ）4、煤9～煤7砂岩裂隙承压含水层（Ⅳ）5、煤5以上砂岩裂隙承压含水层（Ⅴ）6、风化带裂隙、孔隙承压含水层（Ⅵ）7、第四系底部卵石孔隙承压含水层（Ⅶ）8、第四系中上部砂卵砾孔隙承压和孔隙潜水含水层（Ⅷ）其中与矿井生产较密切的为Ⅲ、ⅣⅤ。二、矿井涌、突水情况建井初期矿井最大涌水量为66m3/min，单个采面一次最大突水量为44m3/min，投产后10年矿井涌水量平均为33m3/min，逐年衰减，目前涌水量稳定在15m3/min。三、投产后的水患事故79年投产至今的五次较大突水事故（一）1096掘进工作面突水事故：1979年2月1日，1096运输巷掘进时遇F16断层，迎头来压，巷道冒高，涌水量3m3/min，2月4日达到高峰Q=17.6m3/min。（二）1093回采工作面突水事故：1980年1月17日，采面推采至140m处，顶板冒落突水Q=2.4m3/min，以后又发生多次突水，1981年8月4日突水达到高峰Q=44m3/min。（三）1393Ⅱ回采工作面突水事故：1988年12月14日，工作面从切眼推进至40m时，顶板冒高出水，涌水量为0.3m3/min，当天下午水量增至1.52m3/min，16日达到最大为2.99m3/min。（四）1112回采工作面突水事故：1993年7月17日，工作面由切眼推进到16m时工作面顶板多处淋水，7月18日达到最大为1.26m3/min。（五）2048开拓工作面突水事故：1994年5月16日2048巷道掘进遇正断层，迎头顶板淋水1.84m3/min,5月18日水量为13.5m3/min。四、矿井防治水措施（一）防排水：在各水平设立中央泵房的排水（二）堵截水：在中央泵房入口处建立密闭门、各翼大巷设置水闸墙。（三）安全出口及避灾路线：当矿井发生突大水事故或断电以后，撤退人员由-375m水平中央泵房的管子眼经副井梯子间通往地面，另一条由-246m回风水平巷道至主井梯子间通往地面。（四）留设防水煤柱：对第四系冲积层、F3断层均留设了防水煤柱。（五）疏水降压：对严重威胁9煤层安全开采的第Ⅴ含水层的砂岩裂隙承压水，分别在1331、1148、2080建立了疏水中心，通过疏水降压保证9煤层安全开采。（六）建立地面水位监测系统：对本井田四个主要强含水层，专门设立地面长期观测孔，监测其水位动态变化。从勘探初期到目前共施工了30个长期水位观测钻孔。第三章矿井开拓方式第一节、矿井开拓一、矿井开拓方式为立井多水平分区式集中大巷开拓，暗斜井延深。主井、两副井三个立井位于井田内东北侧,自地面至第一生产水平（-375m），井口标高为+35.5m。主井：担负提升煤炭、回风、排水。副井1：担负提升材料、设备、矸石、升降人员、进风、排水。副井2：为辅助提升材料、设备、矸石、升降人员、进风。二、第一生产水平至第二生产水平为四条暗斜井延深。2049皮带暗斜井：从第一水平-375m直至二水平-469m，斜井全长2048轨道暗斜井：从第一水平-375m直至二水平-475m，斜井全长406m，主要为提升矸石、材料和设备之用。2020E暗斜井：担负回风和采区辅助运输任务。2020W暗斜井：担负回风排水任务。巷道内铺设有φ325mm排水管两条、φ273mm排水管一条。三、第二生产水平至第三生产水平为三条暗斜井延深。3049皮带暗斜井：从二水平-452m直至三水平-3048轨道暗斜井：从第二水平-475m直至三水平-513040暗斜井：斜井全长280m第二节、水平划分矿井设有一个回风水平和三个生产水平。一、回风水平是随冲积层覆盖厚度的变化而布置，总回风石门标高为-246m，西翼回风巷标高在-180～-246m两个位置，回风巷沿走向布置在最下可采煤层底板岩石内。二、第一生产水平-375m，东、西、南三翼在最下可采煤层，即12-2煤层底板岩石内(距煤层24m),布置了皮带机运煤和轨道运料两条集中大巷(东、西两翼沿走向，南翼沿倾向)。南翼皮带大巷安装SDS-300和SDS-150皮带机两部，运输能力850t/h；西翼皮带大巷安装SD-150皮带机五部，运输能力630t/h。阶段高度195m。东、西、南三个翼的走向长分别为1100m、1500m、1100m，倾斜长分别为1500m、650m、800m，设有五个采区。第二生产水平-475m。2049皮带运煤斜井、2048轨道运料斜井布置在12-2煤层以下的K6灰岩中；排水、通风用的2020E、2020W两条暗斜井沿12-2煤层布置。在-475水平沿倾向布置了皮带机运煤和轨道运料两条岩石集中大巷，皮带大巷与2049暗斜井运输为同一部。阶段高度100m，走向长1200m，倾斜长900m，设有三个采区。第三生产水平-515m，从-475m～-515m布置有3049皮带机运煤、3048轨道运料、3040排水和回风三条暗斜井；在-515水平沿走向布置了3049皮带机运煤和3048轨道运料两条岩石集中大巷。阶段高度40m，走向长1100m，倾斜长800m，设有二个采区。矿井各水平大巷均布置在最下可采煤层底板岩石内(距煤层24m),服务全部4个可采煤层。第三节、大巷位置及数目一、运输大巷位置设计规范规定：主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤层底板下不受开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采区有一定的储量。荆各庄矿煤层有自然发火倾向，因此采用了集中运输大巷采区石门的布置方式，将运输大巷均布置在最下一个可采煤层(12-2)底岩石中，这种布置方式有以下特点：优点：(1)大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影响，大大改善了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。(2)集中开拓4个可采煤层，生产能力大。(3)大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响，可按开采技术要求直线掘进，易于掌握工程质量，便于采用大型运输设备，特别是皮带运输。(4)各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度大。(5)煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。(6)便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。缺点：掘进工程量大，速度慢，费用高。荆各庄矿12-2煤层底板岩石为砂岩，岩性坚硬，厚度大，有利于大巷维护。为了使大巷避开或减少支承压力的不利影响，大巷与12-2煤层底板法线距离保持在30m左右比较合理。二、运输大巷数目荆各庄矿井田单翼走向长度短，井田面积小于10平方公里，煤炭运输量大，因此特别适宜采用皮带运输，由于井筒布置在井田北侧，故将运输大巷分为三组，由井底车场主石门分别向东翼、西翼、南翼各开凿一组大巷，每组大巷布置一条皮带大巷，一条轨道大巷，两条大巷之间相距20m，由联络巷道联接。大巷坡度为千分之三。这种布置方式与机轨合一布置方式相比，有如下优点：(1)皮带运输机与轨道在交叉点处互相无干扰；(2)巷道断面可以适当缩小，容易施工，有利于安全生产；(3)能充分满足矿井通风风量及风速限制的要求。第四节、井底车场及硐室一、一水平井底车场1、车场型式一水平井底车场位于-375m水平最下一煤层底板岩石内(50m)，由于矿井采用带式输送机运煤，设有两套大巷运输系统，因此，采用了刀把式环形车场，皮带大巷与井底煤仓、主井装载系统连接；轨道大巷与副井提升系统连接。由于不在井底车场内设置煤车装载、存车、调车线路，车场型式比较简单。矿井东、南、西三翼皮带大巷在进入井底车场前，沿12度倾角抬高，直达煤仓上口位置。于是，井底车场分为上下两部分，上部为皮带卸载车场，原煤经皮带大巷卸入井底煤仓，再经装载皮带向立井箕斗装煤。整个上部车场有以下峒室：皮带机头峒室、配电室、配煤巷、联络巷、箕斗装载峒室、主井散煤收集上山、105煤仓、(容量1000吨，上口标高-330.36m，下口标高-353.37m)，104煤仓、(容量1000吨，上口标高-330.36m，下口标高-353.37m)，103煤仓(容量300吨,上口标高-334.24m，下口标高-353.31m)。下部分相当于一般的井底车场，为辅助运输、提升服务。副井空重车线长度各按一列车长度计算，并在空车停车线并列一条设备材料线，在重车线石门口(西翼水仓入口处)并列一条临时存放升井设备及水仓清理的矿车停车线。井底车场内设有下列峒室：中央水泵房、中央变电所、调度站、信号房、副井井底清理斜巷及绞车房、电机车修理间、蓄电池机车充电峒室、保健站、水仓等。这种形式的井底车场的优点是：可以减少主井开凿深度，初期工程量少，投资少，同时缩短了主井提升高度，清理主井散煤用一条巷道即可，比较方便。缺点是：峒室多，总工程量比较大。2、井底车场通过能力(1)主井系统东翼皮带大巷500吨/小时西翼皮带大巷500吨/小时南翼皮带大巷750吨/小时煤仓容量2300吨箕斗10吨提升能力500吨/小时(2)副井系统采用1.7吨固定矿车运输材料及设备矸石等。副井装备一对3吨双层罐笼，提升能力：每钩提升矸石3400公斤。二、二水平井底车场1、车场型式(1)主提斜井上部车场皮带运输机将煤炭运至-365m水平后，与1062小井相接，在-365m水平皮带检修道的一侧，做碹岔作为检修入口与总回风道相连，在皮带巷上平台设皮带硫化峒室、机头峒室、配电室、检修车房等峒室。副提上部车场在-375m水平1032石门北侧作为车场入口，车场按1.5列车长度设计，斜井上井口设三股高低道，作为上提下放调度矿车用，此段为调车场，道巷规格为6.8mx4.1m；断面面积为22.9m。由上平台的三股轨道过渡到斜井内的二股轨道的三组道岔均布置在15度暗斜井上端的6.5度的斜坡上。在副提上部车场附近设绞车房、配电室、绳眼、信号房、安全档设备峒室等。(2)-475m水平井底车场-475水平的副提车场及皮带巷均布置在12-2煤层底板岩石中距12-2煤层底板10.40m。井底车场附近设2个溜煤井，采区的煤经此井由给煤机送至2049主皮带运输机中。副提斜井下部车场设高低道，高道存放下放的空车、材料车，低道存放矸石车等待上提，车场长度1.5列车长。在车场的末端直接与1、2号采区上山下部车场相连，因运输距离较短，不采用架线机车运输，必要时，只用蓄电池机车牵引。为便于检修，在-475m水平两大系统之间，设一联络平巷。在车场附近，设压风机房、中央变电所、调度站、中央水泵房、水仓、水仓清理斜巷、防治水工程联络巷等峒室。2、井底车场通过能力(1)主提升皮带斜井：设计能力120万吨/年，实际上年最大提升能力为294万吨。(2)副提升轨道斜井：采用双钩串车提升，每钩提升矸石3400公斤。第四章采煤方法及采区(带区或盘区)巷道布置部分荆各庄煤矿采用走向长壁采煤法，综机开采，顶板管理为自然垮落。矿井回采全部为综采工艺。即采煤机割煤装煤，液压支架支护顶板，可弯曲刮板运输机、桥式转载机、可缩皮带机运煤。第一节巷道布置巷道名称支护形式巷道长度(m)规格：(宽×高，㎡)风道10.5㎡金属拱型支架7974.0×2.7运道10.5㎡金属拱型支架7394.0×2.7运道11.3㎡金属拱型支架504.2×2.8第二节采煤工艺一、采煤方法采用走向长壁后退式采煤法二、采煤工艺㈠工作面采煤工艺：综合机械化采煤工艺，即工作面采用MG－375型双滚筒采煤机，ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ－730/320型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。㈡采煤工艺流程：正常情况下及时移架：割煤--移架—伸前梁--顶溜顶板破碎时超前移架：割煤--顶溜--移架—伸前梁割煤：采用MG－375型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀。移架：支架为邻架操作，操控方向为面对煤壁右控制左，头组支架为本组控制本组。割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至额定初撑力（2400kN）后，手把复位。如顶板破碎时，超前移架。移溜：刮板输送机弯曲长度不小于15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。㈢采高确定：根据两出口替板高度，确定工作面采高为2.2～2.3m，当煤层厚度发生变化时随时调整，但最大不得超过3.2m，最小不得低于第三节设备配置主要设备情况表序号名称型号功率数量使用地点1采煤机MG－375375kW1工作面2刮板输送机SGZ－730/320160kW×21工作面3液压支架ZY3200－13/3256工作面4转载机SGB－730/4040kW×21运道5皮带运输机SDJ－15075kW×22运道、边眼6刮板输送机SGW-40T40kW×22运道外口7破碎机PCM132110kW130498组合开关QJZ-2000/11401风道9馈电开关BKD-630/1140(Y)1风道10变压器KBSG2－T－8001风道11绞车JH－813kW2上、下出口12绞车JD－1.625kW6风道13绞车JH－1417kW1运道14乳化液泵BRW－200/31.5125kW22020S皮带机尾横管工作面电缆装备表电缆名称使用地点MY0.38/0.63*70+1*16风道、运道MY0.38/0.63*25+1*16风道、运道VV220.66/1KV3*16+1*10运道MYQ0.3/0.53*4+1*2.5风道、运道MCPJR3*70+3*1.5+1*1.5风道、工作面MVV32－3.6/6KV3*50+3*25/3+3*2.5+JS风道MHYV4×1风道、运道第四节支护设计一、顶板分析老顶分级Pe＝241.3ln(Lf)－15.5N＋52.6hm(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)式中Pe--老顶初次来压当量，kPa；Lf--老顶初次来压步距，m；N--直接顶充填系数，N＝hi/hm；hi--直接顶厚度，m；hm--煤层采高，m；Pe＝241.3×ln25－15.5×（10.6/2.3）＋52.6×2.3＝826.26Pe＜895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属于来压不明显顶板。直接顶根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0＝16±2m，介于8～18m之间。因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。㈢直接顶垮落充填情况分析：∑h＝M/（Kp-1）(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)式中∑h充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；M煤层采高，2.3mKp岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。∑h＝2.3/（1.35-1）＝6.57m＜二、煤柱形成支承压力区随着工作面的切眼向前推进，工作面前后支承压力分布为三个区域：应力增高区：工作面煤壁前方0～18m应力不变区：工作面煤壁前方18～80m应力降低区：工作面煤壁后方0～50m三、工作面巷道所受动压影响风道、运道所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7～10倍。第五节工作面支护1.工作面选用56组ZY3200－13/32型掩护式支架支护。2.工作面上下端头支护：工作面上下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配套进行支护，梁距450±50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。支架边至铰接金属顶梁间加卧一块3000×170×160mm3方木，一板至少三柱，单体液压支柱使用DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱，3000×170×160mm3方木随推采往前串或加补。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。3.上、下出口支护：上、下出口超前工作面煤壁4～9m范围内提前替回金属拱型支架，替回金属拱型支架用1/2φ180×3000mm半圆（或3000×170×160mm3方木），用DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，单体液压支柱必须打在1/2φ180×3000mm半圆（或3000×170×160mm3方木）与HDJA-1200双楔金属铰顶接梁相交处正下方，上、下出口各3趟，如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，柱头垫好木料或皮条，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟。如果工作面上下端头和上下出口不见底，巷道受动压影响较大时，单体液压支柱要求穿铁鞋，增大单体液压支柱受力面积。4.工作面支护强度计算根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3322D综采工作面顶板分类分级为：直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：P＝n.m.r×9.8×10-6式中：P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）n--安全系数，n=6m—工作面采高，m=2.3mr--直接顶岩石容重，r=2500kg/m3P＝6×2.3×2500×9.8×10-6＝0.338MPa工作面选用ZY3200－13/32型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为320t/组，支护强度为0.47～0.58MPa，所以ZY3200－13/32型掩护式支架满足矿压要求。5.工作面上、下出口及端头支护密度计算⑴根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足：pr0.338×103n＝＝＝1.50棵/m2RT0.95×0.95×250式中：pr--工作面合理的支护强度，kPa；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·RBKB--支柱承载不均匀系数；取0.95KZ--增阻系数；取0.95RB--支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱；取250⑵支护强度校核：①上、下出口支护强度校核：11n＝＝＝2.22棵/m2a·b0.6×0.75式中：a--工作面单体液压支柱柱距，m；b--工作面单体液压支柱排距，m；②端头支护强度校核：c14下端头支护强度校核：n＝＝＝4.67棵/m2d3c8上端头支护强度校核：n＝＝＝2.67棵/m2d3式中：c--工作面上下端头单体液压支柱数，棵；d--工作面上下端头面积，m2；③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.50棵/m2，满足矿压要求。第六节工作面支柱回撤1.回柱顺序：上出口为先下帮后上帮，下出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。2.机头、机尾要及