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2127综采工作面开采设计说明书

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1工作面地质概况

2127工作面位于吕家屯村南约1公里处。

井下位置：

位于F19断层和主暗斜井延伸之间，西2123工作面650m，工作面运输巷紧靠近矿区边界线。

该工作面周围无采动情况，工作面南侧有两条巷道，即二水平轨道下山和皮带下山。

2工作面地质及水文地质情况

2.1地质构造情况：

由于邢东矿下水平钻孔稀少，所以在2003年初在下水平搞了三维地震勘探，从首采区的地震资料来看可靠性不大，下水平地震资料可靠性怎样？

有待揭露验证。

工作面涉及的断层共3条，以下列表说明：

构造

名称

走向

倾向

倾角

性质

落差（m）

可靠程度

SF7

30°

120°

67°

正

0-17m

不可靠

F22-1

30°

120°

59

正

H＞煤厚

不可靠

F22

70

160

59

正

0-45m

可靠

2.2工作面回采对地面建筑物的影响

2127工作面大部分储量在大色庄村庄保护煤柱内，通过矿与唐山研究院合作，计算得2127工作面在不同长度下回采完毕后对村庄的影响如下表所示：

开采

顺序

2127工作面

开采宽度

最大下沉

mm

倾斜mm/m

水平变形mm/m

纵向

（东西）

横向

（南北）

纵向（东西）

横向（南北）

拉伸

压缩

拉伸

压缩

①

宽155m

300

0.80

0.61

—

-0.80

—

-0.62

②

宽130m

200

0.50

0.40

—

-0.60

—

-0.40

③

宽120m

170

0.40

0.40

—

-0.50

—

-0.35

④

宽100m

110

<0.30

<0.30

—

-0.30

—

-0.20

2100及2300开采

375

1.20

0.60

+0.60

—

0.45

-0.80

说明：

⑴从水平变形来看，各个方案对大色村的影响均小于规程所指的Ⅰ级破坏。

⑵Ⅰ级破坏：

水平变形≤2.0mm/m；倾斜变形≤3.0mm/m；曲率变形≤0.2×10-3。

⑶表中《2100及2300开采》是指2127、2125、2126及2321、2322、2323六个工作面全部开采对大色村影响的初步计算结果。

（此时的2127面宽度约155m）

结论：

2127工作面宽度可以取为150m，对大色村的地表破坏小于Ⅰ级破坏，因此可以正常回采，不用迁村。

2.3煤层赋存及地质构造

2#煤层结构简单,厚度稳定（构造影响除外）,煤层厚度来源于相关钻孔煤厚资料和主暗斜井算术平均值。

2#煤为深黑色,玻璃光泽,块状构造,节理发育,参差状断口,主要由亮煤组成,并夹有镜煤暗煤条带,属半光亮型煤.具有三低一高之特点,即灰份低,磷份低,硫份低,发热量高等特点,其煤种为气肥煤类。

煤层顶底板情况：

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

细砂岩

14.96

灰白色、细砂粒中厚层状、发育互层层理。

直接顶

砂质泥岩

13.08

深灰色、中厚层状砂泥质结构含丰富植物化石碎片。

伪顶

泥岩

0.08

白色，硬度很小，手抓成团

直接底

粉砂岩

4.65

深灰色、中厚层状、富含根部化石。

老底

细砂岩

38.88

细砂岩，灰色泥质胶结、发育少量裂隙

2.4水文地质简介

2127工作面是二水平一采区第四个生产工作面，采深大，水压大，开采标高下限达到-1200多米。

工作面水文地质条件简单，2#煤顶板砂岩水尚未得到疏放，在掘进过程中主要受到2#煤顶板砂岩水的影响。

当掘进到断层附近时，顶板裂隙发育，将出现大的淋水。

掘进过程中，应预防顶板砂岩水。

另外，应重点预防巷道揭露大的隐伏导含水构造（陷落柱等）导通奥灰水，发生突水事故。

掘进过程中采取以下防治水措施：

⑴运料巷开口前，在二水平皮带下山向2127工作面设计区域进行瞬变电磁侧向探测。

⑵工作面掘进前要施工好一临时水仓，要求排水能力不低于200m3/h。

⑶两巷在掘进过程中要连续进行直流电法超前探测，并留设62m超前距离。

⑷运料巷在施工过程中必须对运输巷掘进区域进行分段的侧向瞬变电磁三个角度的探测，以查明探测范围内是否存在异常区域。

⑸两巷施工过程中在巷道两帮均要连续施工底板超前钻，对巷道的掘进区域进行无缝隙覆盖，超前距离及帮距均留设62m。

⑹由于该工作面运料、输巷为下山掘进，在掘进过程中均要铺设一趟φ108mm排水管路，随掘随铺，距迎头不得超过30m，在迎头安装2台流量50m3/h的水泵，水泵及排水管路跟头掘进，并在后路备1台同型号的应急泵及配套管件。

出现洼斗时及时挖泵窝，安装两台排水能力不低于50m3/h的水泵，用φ108mm高压胶管与排水管路相连。

并在现场备一台相同型号的水泵及配套管件。

⑺当切眼掘出后，应采用瞬变电磁技术侧向三个角度探测F19导水断层位置，以便及时修改防水煤柱。

⑻施工单位在施工措施和操作规程中明确具体防治水措施。

⑼发现出水情况，要及时采取水样送检化验，判断水源。

2.5瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性

瓦斯：

邢东井田各可采煤层的实际瓦斯含量都不大，无论是同一煤层的深部和浅部，还是上下不同的煤层瓦斯含量差值也不大，甲烷含量变化于0.11～6.67m3/t之间，属低沼气矿井。

根据邻近的2123工作面回采时测得数据，绝对瓦斯涌出量1.11m3/min，相对瓦斯涌出量0.43m3/t。

2127工作面之煤层同2123工作面煤层属同一煤层，而赋存深度，相差不大，所以认为2127工作面瓦斯情况同2123工作面是相同的。

虽然邢东矿属低沼气矿井，但是不能掉以轻心，仍要加强瓦斯管理，避免瓦斯爆炸事故发生。

煤尘：

煤炭科学研究总院抚顺分院对本采区煤样作了爆炸性试验，从试验数据上分析2#煤层之煤尘具有爆炸的危险性（爆炸指数为36.58％）。

因此掘进及回采时一是加强通风，二是各转载点等地点要及时洒水灭尘。

当采用炮掘时用水炮泥、水钻打眼，迎头50米的地方设置水幕，随掘随移。

工作面回采时使用好架间喷雾,并实施煤层注水。

煤的自燃：

据邢东勘探区精查地质报告提供，2#煤属自然发火煤层；又据煤炭科学研究总重庆分院对2123运输巷采样化验结果，2#煤有自燃倾向。

对此我们在掘进及回采施工中应按2#煤有自燃发火倾向考虑，这样有备无患。

根据煤炭自燃发火的三个必要条件即煤炭具有自燃倾向性、有连续供氧条件、热量易于积聚，所以要求在掘进及回采施工中应保持正常通风，巷道经常洒水降温，以免发生煤层自燃发火。

地温：

据精查地质报告提供，邢东矿区既无高温区，也无异常区，其地温梯度每百米不足1℃。

但是在二水平皮带下山的掘进施工中，现场作业的职工都感到温度很高，估计是由于巷道断面大，风量小、地温高等原因所致。

所以掘进时要采取加强通风，加强洒水、喷水等降温措施，在确保瓦斯煤尘在限度内同时还要保证温度低于《煤矿安全规程》规定的温度以保证职工的身体健康。

地压：

地压大。

它表现在巷道掘出后底鼓；顶板锚索托盘压扁，下沉严重；两帮移近量很大。

3工作面储量及可采期

2127工作面掘进总工程量：

1762米，其中，岩巷65米，煤巷1697米。

具体如下：

运输巷894米；运料巷658米；运料车场65米；切眼145米。

2127工作面地面标高+54～+55米，主采2#煤层标高-1132～-1256米；走向长672米，倾斜长150米，工作面平均推进长度581米，工作面长度141米（平距），面积81603m2，煤层厚度3.80-3.91米，平均厚度3.855米，煤层平均倾角12°，可采储量38.6万t；按每月回采8.5万t计算，该工作面可回采4.5个月。

4巷道布置

4.1保护煤柱的留设

根据生产需要，2127工作面采完后，需要在下方布置三水平排水系统，因此不考虑保护煤柱的留设问题。

4.2工作面尺寸的确定

根据生产需要，需在2127工作面下方布置三水平排水系统，因此决定先采2127工作面，结合工作面倾角、机电设备等情况确定2127工作面沿倾向布置，走向推进，工作面长度141米（平距），平均推进长度593米；切眼沿F19断层防水煤柱线布置。

具体如下：

2127运料巷掘进时，先从二水平皮带下山开口，沿1°11′方位角掘进538米后到开切眼位置；2127运料车场从二水平轨道下山开口，方位角为94°43′，长度46米，通过曲线与2127运料巷反向掘进贯通；2127运输巷皮带下山开口，沿116°方位角掘进124米后，将方位角改为64°52′,掘进184米后方位角改为1°11′,掘进586m后开切眼，切眼145米，方位角271°11′。

以上为2127工作面巷道布置简单说明，具体见2127综采工作面巷道布置设计图。

5巷道规格及支护方式

2127工作面运输巷、运料巷、切眼及其它巷道均采用以锚梁网支护为主的支护形式，巷道规格及支护如下:

5.1巷道规格（宽×高）

2127工作面运输巷巷道规格为5000×3500mm，2127运输巷开口处及拐弯处在掘进过程中顺便扩出皮带机头硐室及储带仓硐室，机头硐室规格为6000×3500mm，长度10m；储带仓硐室规格为5500×3500mm，长度35m。

2127工作面运料巷巷道规格为4000×3500mm，运料车场4500×3500mm。

2127工作面切眼巷道规格为7000×3500mm，（其中导巷4000mm，然后再扩3000mm）。

2127工作面运料车场巷道规格为4500×3600mm，半圆拱形巷道。

5.2巷道支护参数的确定

（1）两帮煤体受挤压破坏深度值C：

K—自然平衡拱角应力集中系数，按矩形断面，K=2.8；

r—上覆岩层平均容重，取r=2.4t/m3；

B—固定（残余）支承压力影响系数，按实体煤巷，B=1；

fc—煤层普氏系数，取fc=1；

H——巷道埋深，取H=1300m；

α—煤层倾角，α=12°；

h—巷道掘进高度，h=3.5m；

Φ—煤体内摩擦角，Φ=45°

kc—煤体完整性系数，kc=0.9。

（2）潜在冒落拱高度b：

a—顶板有效跨度之半，a=5.0/2=2.5m；

ky—直接顶的煤岩类型系数，粉砂岩f=4，取ky=0.6；

fy—直接顶普氏坚固性系数，fy=4。

由上述计算可知，顶板潜在的冒落拱很大，我矿其他巷道在掘进过程中，受集中应力影响，发生了多次冒顶事故，冒落高度均在3～5m范围内，用常规锚杆不论按悬吊理论布置，还是按加固作用布置都难以奏效。

采用“树脂全长锚固锚杆+金属网”为基本支护，以树脂药卷锚固φ21.8mm钢绞线锚索为补强加固措施的支护形式。

其中，锚杆以加固作用为主，旨在使其长度范围内顶板形成整体结构；锚索以悬吊作用为主，旨在把潜在冒落范围内的顶板悬吊在上部稳定岩层上，防止其发生跨落。

（3）锚杆支护设计

1）锚杆长度确定

顶锚杆：

通过加固作用使顶板形成似整体结构所需锚杆有效长度

f—顶板普氏系数，取f=4；

B—巷道有效跨度，B=5.0m。

顶锚杆实际长度L顶=L+L3

L3—锚杆外露长度，取L3=0.1m。

L顶=1.867+0.1=1.967m

根据现有锚杆和以往使用经验，设计时取运输巷顶锚杆为φ22×3000mm，运料巷顶锚杆为φ22×2400mm。

帮锚杆：

L帮=l1+Z+l3

l1—两帮煤体非有效承载区宽度；

Z—帮锚杆伸出非有效承载区之外的额定锚固深度，取Z=0.5m；

B—巷道有效跨度，B=5m。

L帮=1.22+0.5+0.1=1.82m

根据现有帮锚杆和以往使用经验，运输巷帮锚杆为φ18×2400mm，运料巷帮锚杆为φ18×2100mm，同时在帮上打设两排帮锚索加强支护。

2）锚杆间排距确定

锚杆间距：

D≤0.5L，锚杆间距小于所选锚杆长度之半

顶间距：

0.5×2400=1200mm；帮间距：

运输巷0.5×2400=1200mm，运料巷0.5×1800=900mm，

设计取顶、帮锚杆间距均为700mm。

锚杆排距：

式中：

n——每排锚杆根数；

N—设计锚杆锚固力，N顶=150kN，N帮=100kN；

K—安全系数，取K=3；

r—上覆岩层平均容重，取r=2.4kN/m3；

a—巷道掘进宽度之半，a输=2.5m，a料=2m；

b—潜在冒落拱高度，b=4.85m。

运输巷

运料巷

根据邻近二水平皮带下山的支护状况，设计2127工作面的顶、帮锚杆排距均为800mm。

3）锚杆锚固参数校核

顶锚杆实际锚固长度

L锚=

顶锚杆最大锚固力

P锚=L锚×π×φ孔×σσ—药卷实际黏结强度，取σ=2.08N/mm2

P锚=2116×3.14×28×2.08=387kN

顶锚杆破断载荷P杆：

P杆=π/4×φ杆2×σbσb—顶锚杆破断强度，取σb=534MPa

=π/4×222×534=203kN

P锚＞P杆，满足要求。

帮锚杆实际锚固长度

L锚=

帮锚杆最大锚固力

P锚=L锚×π×φ孔×σσ—药卷实际黏结强度，取σ=2.08N/mm2

P锚=1202×3.14×28×2.08=220kN

帮锚杆破断载荷P杆：

P杆=π/4×φ杆2×σbσb—顶锚杆破断强度，取σb=375MPa

=π/4×182×375=95kN

P锚＞P杆，满足要求。

（4）锚索支护设计

通过本矿巷道在掘进期间，受集中应力影响，发生了多次冒顶事故，冒落高度均在3～5m范围内，锚杆已不能有效地阻止顶板下沉，采用锚索对顶板加强支护，以提高巷道的安全性。

按一旦顶板失稳潜在冒落范围内的岩石自重全部由锚索承担来确定。

1）锚索长度计算

顶锚索长度：

L=La+Lb+Lc+Ld

La—锚索伸入到较稳定岩层的锚固长度，取La=2m；

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取Lb=3.49m；

Lc—上托盘及锚具的厚度，取Lc=0.1m；

Ld—需要外露的涨拉长度，取Ld=0.3m。

则L=2+3.49+0.1+0.3=5.89m

结合以往经验，取：

运输巷及运料巷均采用φ21.8×8500mm的锚索加强支护。

另外，邢东矿工作面在开采过程中，巷道两帮的移近量较大，在深部水平必须采用增加锚索加强支护的方法来减少巷道的位移，根据在稳定围岩中锚索长度大于2.0m的规定，并结合以往经验帮锚索采用φ17.8×4500mm钢绞线锚索。

顶、帮锚索之间用钢筋梁连接，考虑到巷道变形是不可避免的，所以施工中应采用木托盘配合钢托盘以增加锚索的延展率。

2）锚索支护密度的确定：

N=K×W/P断

K——安全系数，取K=2；

P断——锚索的最低破断力，取P断=350kN；

W——每米巷道的静压力，W=B×∑h×∑r；

B——巷道掘进宽度；运输巷取B=5.0m，运输巷取B=4.0m，；

∑h——悬吊的岩层厚度，取∑h=3.49m；

∑r——悬吊的岩层的平均容重，取∑r=2.4kN/m3。

W输=5.0×3.49×2.4=41.88kN

W料=4.0×3.49×2.4=33.5kN

N输=2×41.88/35=2.39

N料=2×33.5/35=1.91

设计支护:

取顶锚索排距为1.6m；帮锚索为两帮距顶板1.1m和2.2m处分别打设两排顺巷锚索，间距1.6m（两道锚索迈步式交叉布置）。

。

5.3巷道支护参数

5.3.1主要巷道支护

5.3.1主要巷道支护

1）运输巷支护

顶板支护：

采用φ22×3000mm螺纹钢超强锚杆，每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固，配合穹形钢托盘、φ14mm钢筋梁及菱形金属网，锚杆间排距700×800mm；顶板采用φ21.8×8500mm19股钢绞线锚索加强支护，每孔使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，配合2.6m14#槽钢、木垫板等，五花眼布置。

两帮支护：

采用φ18×2400mm螺纹钢高强锚杆，每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固，配合使用φ14mm钢筋梁、穹形钢托盘及菱形金属网，锚杆间排距700×800mm；两帮距顶板1.1m和2.2m处分别打设两排顺巷锚索加强支护，锚索采用φ17.8×4500mm钢绞线锚索，每孔使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，间距1600mm，三花眼布置，配合200×200mm钢托盘和φ14mm钢筋梁连锁。

2）运料巷支护

顶板支护：

采用φ22×2400mm螺纹钢高强锚杆，每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固，配合穹形钢托盘、φ14mm钢筋梁及菱形金属网，锚杆间排距700×800mm；顶板采用φ21.8×8500mm19股钢绞线锚索加强支护，每孔使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，配合2.6m14#槽钢、木垫板等，迈步交叉式布置。

两帮支护：

采用φ18×2100mm螺纹钢高强锚杆，每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固，配合使用φ14mm钢筋梁、穹形钢托盘及菱形金属网，锚杆间排距700×800mm；两帮距顶板1.1m和2.2m处分别打设两排顺巷锚索加强支护，锚索采用φ17.8×4500mm钢绞线锚索，每孔使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，间距1600mm，三花眼布置，配合200×200mm钢托盘和φ14mm钢筋梁连锁。

3）切眼支护：

顶板支护：

采用φ22×2400mm螺纹钢高强锚杆，每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固,使用φ14mm钢筋梁,配合穹形钢托盘及菱形金属网,间排距700×800mm；顶板采用φ21.8×8500mm19股钢绞线锚索加强支护,每孔分别使用一卷S2360和两卷Z2360树脂锚固剂锚固,间排距1000×800mm。

两帮支护：

老帮帮锚杆采用φ18×2400mm硅锰钢螺纹锚杆,每孔分别使用S2360和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固,使用φ14mm钢筋梁,配合穹形钢托盘及菱形金属网,间排距900×800mm；帮上距顶板1.1m和2.2m处分别打设两排φ17.8×4500mm顺巷锚索加强支护，每孔分别使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，间距1600mm，三花眼布置，配合200×200mm钢托盘和φ14mm钢筋梁使用；煤帮（工作面推进帮）采用φ16×1800mmA3圆钢帮锚杆，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂锚固，使用φ12mm钢筋梁,配合穹形钢托盘及菱形金属网,间排距900×900mm，不打帮锚索。

工作面切眼先掘导巷再扩巷，扩切眼时顺便扩出机组硐室（规格见图）工作面边眼断面及支护与切眼导巷相同。

4）岩巷段支护

巷道断面采用全断面锚喷支护方式，锚杆采用φ22×3000mm螺纹钢超强锚杆，每孔使用S2360树脂锚固剂和Z2360树脂锚固剂各一卷锚固，间排距为800×800mm，使用φ14mm钢筋梁，配合穹形托盘，金属网φ6冷拔丝金属网,网规格从1.1×1.m、2.3×1.1m、2.8×1.1m中选取，喷射混凝土C20，喷厚100mm；采用φ21.8×8500mm19股钢绞线锚索加强支护,每孔分别使用S2360树脂锚固剂一卷和Z2360树脂锚固剂两卷锚固，使用2.6m14#槽钢连锁,配合钢托盘、木垫板等，五花眼布置。

5.3.2巷道开口及贯通交叉点

巷道开口及贯通交叉点打锚索进行加强支护，锚索采用φ21.8×8500mm19股钢绞线锚索，锚索间排距1.2×0.8m，支护范围不应小于开口附近8.0m。

5.3.3临时支护

临时支护采用前探梁支护方式，既用特殊卡具将铁管（长4米的皮带纵梁管）固定在已打好的顶锚杆上，使两根前梁对空顶区有一个保护作用。

5.4施工质量要求

1）顶锚杆：

间排距允许误差为±100mm外露长度：

≤50mm

预紧扭距:

450Nm。

2）帮锚杆：

间排距允许误差±100mm外露长度：

≤50mm

预紧扭距:

φ18×2100mmA3圆钢帮锚杆250Nm,φ16×1800mmA3圆钢帮锚杆80Nm,

3）顶锚索：

预紧力≥120kN外露长度≤350mm

4）铺连网要求：

所有网片符合设计要求，网应铺展铺平，网的搭接长度不小于100mm，并每隔200mm用双股14#网丝连接一道，双扣拧紧。

5）锚杆角度：

顶帮锚杆角度符合设计要求，误差±5°

6）巷高：

（毛高）巷中高从顶板到底板允许误0～+350mm；如果煤厚不足3.5m巷高为全煤厚，煤厚不足3.2m的要破底以保证巷道不低于3.2m。

7）巷宽：

中线至任何一帮允许误差0～+250mm。

6巷道施工顺序及施工工艺

6.1巷道工程量及工期

2127工作面掘进总工程量1762m，其中岩巷65m，煤巷1697m；巷道长度分别为：

运料巷658m，运输巷894m，切眼145m，运料车场65m；采面设计推进长度581m，采高3.8m，可采储量38.6万吨。

运料巷658米，安排一个掘进队，每月300米，则工期将2.2个月；运输巷894米，安排一个掘进队，每月280米，则工期将3.2个月；切眼145米，安排一个掘进队，每月200米，则工期将22天；运料车场65米，安排一个开拓队，每月150米，则工期13天。

6.2掘进施工顺序

先掘2127工作面运料巷，再掘工作面运输巷及切眼。

具体见设计图。

6.3掘进施工工艺

先采用炮掘开口然后所有煤巷掘进均采用EBZ-150型掘进机掘进，SWG—40型刮板运输机及SP－650型皮带运煤。

掘进采用四六制作业方式。

7采煤方法及回采工艺

7.1顶板管理

依据我矿顶板为Ⅱ级2类，确定采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。

支架选型为ZY5000－25/50型掩护式液压支架。

7.2回采工艺

本工作面回采工艺较为简单，工作面长度达到141米，一次安装ZY5000－25/50型掩护式液压支架和MG500/1130WD型双滚筒采煤机，后退式开采。

7.2.1回采工艺过程

机头割三角煤斜切进刀，采煤机自溜子弯曲上行切入煤壁进入直线段后，推移下部溜子，采煤机上行割至上巷后下返正常割煤，装煤移架并推移下部溜子割至下巷后完成一个循环。

割机尾开口同割机头一样，往复循环。

7.2.2落煤方式及采煤机进刀方式

落煤方式：

本面采用MG500/1130WD型双滚筒采煤机穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒旋转截齿机械落煤。

采煤机进刀方式：

端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤与移架、推溜顺序进行，采煤与移溜的间隔距为12～20米。

7.2.3装煤方式

利用机组滚筒螺旋叶片旋转和运输机铲煤板将煤自行装入工作面刮板运输机。

7.2.4运煤方法

工作面采用SGZ—800/500型双中心链可弯曲刮板输送机一台运煤，运输巷采用SZZ—800/200型转载机、PCM－160型破碎机，三部DSP—1080/1000可伸缩皮带运输机。

7.2.5支护方式及顶板管理法

工作面使用ZY5000－25/50型掩护式液压支架支护顶板，采用追机及时移架支护，煤壁片邦时超前支护；采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。

7.2.6正规循环方式

四班作业，三采一准。

每循环进0.7米。

8生产系统

8.1运煤系统

8.1.1掘进运煤线路

（1）2127面运料巷

掘进头→二水平皮带下山→二水平煤仓→主暗斜井→主暗斜井煤仓→皮带大巷→井底大煤仓→地面

（2）2127面运输巷

掘进头→二水平皮带下山→二水平煤仓→主暗斜井→主暗斜井煤