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采煤工艺课程设计 采煤工艺课程设计 以山西长治经坊庄子河煤业有限公司300kt/a机械化采煤升级改造的轻型综合机械化采煤工艺进行设计。 第一章 概 况 山西长治经坊庄子河煤业有限公司是2009年煤矿企业兼并重组整合以原长治县西火镇庄子河煤矿为整合保留矿井，整合周边五座关闭和待关闭矿井而成。整合后井田面积12.0062km2,建设规模1200kt/a,需重新选址建设。现以300kt/a机械化采煤工艺设计如下 第一节 工作面位置及井上下关系 一、 工作面位置及井上下关系,见表1。 该工作面编号为15101采煤工作面，位于第一采区，第01号首采工作面。 工作面位置及井上下关系 表1 水平名称 -120m水平 采区名称 15101综采工作面 地面标高 1120m 井下标高 1050m 地面相 对位置 工作面位于南大掌村西南侧200m，东南为山坡。 回采对地面 设施的影响 工作面上部为山坡，回采后预计地表最大下沉量为100mm，对地表造成的影响不大。 井下位置及 相邻关系 工作面位于井田东南原南大掌采空区留保安煤柱40m，西北为15102面的准备工作面。 走向长度/m 450 倾斜长度/m 120 面积/m2 53100 第二节 煤层结构及顶底板 本工作面开采煤层为15号层煤，可采指数1，变异系数8，通过地质资料分析煤层赋存稳定，煤层结构较复杂，从大部分煤田看煤层中间发育一层夹矸厚度1.82.3m,把煤层分为上下两层，上分层厚0.75m,下分层平均厚2.6m,全区稳定可采。该工作面开采下分层煤层，基本顶k2石灰岩厚8.0m,底板为砂质泥岩有底鼓现象，具体情况见表2、表3。 煤层情况表 表2 煤层厚度/m 2.52.7 煤层结构 简单 煤层倾角/（） 05 2.6 3 开采煤层 15号 煤种 贫煤 稳定程度 稳定 煤 层 情 况 描 述 该工作面煤层厚2.5一2.7/2.6 m，该面煤层结构较复杂，赋存稳定;煤层倾角0一5平均3煤层走向为45一225，倾向为315该工作面下分层煤层无夹矸，煤层直接顶板为1.8m2.3m的砂质泥岩和上分层煤0.75m厚，工作面平均煤厚为2.6m。 煤层顶底板情况表 表3 顶底板名称 岩石名称 厚度/m 岩性特征 基本顶 石灰岩 7.5/8/8.5 K2石灰岩基本顶、坚硬，f810。 直接顶 砂质泥岩 1.8/2/2.3 黑色，具斜层理，坚硬，f68。 直接底 砂质泥岩 3/5/4 灰色，泥质胶结，局部含结核，f4。 基本底 中细砂岩 10/15/13 浅灰色致密坚硬，成分为石英长石，具水平层理，f68。 附图1工作面底层综合柱状图（附后）。 第三节 开采范围 工作面开采范围是开切眼在断层保安煤柱为界，工作面长120m,顺槽沿走向开拓，长度470米，工作面沿倾斜布置，倾角3-5度。沿走向可推进长度450米，开采15号煤层。 因煤层采高为2.6米，15101工作面上部为厚平均120米的岩层无上部开采空区的山坡地带，回采后预计地表下沉最大量为100mm，对地表造成的影响不大。且地表无建（构）筑物。注意下沉后的裂隙及时夯实回填，严防地表水渗入井下。 第二章 地质概况 第一节 煤层赋存情况 15101采煤工作面煤层走向为北东（45度）----南西（225度），倾向北西（315度），倾角35度，属于近水平煤层，通过地质资料分析煤层赋存稳定，煤层结构较复杂，全区稳定可采。 15号煤层，属贫煤，硬度f3-4,容重为1.46t/m3.水分（Mad）0.78 灰分（Ad）13.91 挥发分（Vdaf）11.57-13.54 全疏（St,d）2.81 发热量（Qb,ad）30.38MJ/kg.为低灰、中高疏、高热值贫煤。15号煤热稳定性好，固定碳含量高，煤对CO2反应低，精煤回收率高等。 第二节 地质构造及水文地质情况 一、地质构造 1、断层情况以及对回采的影响 该工作面地质构造相对简单，掘进期间揭露，煤层相对稳定，无大的地质构造，对工作面生产无影响。 2、褶曲情况以及回采的影响 该工作面无褶曲。 3、他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 该工作面无其他因素影响。 二、水文地质 1、含水层（顶部和底部）分析 工作面主要充水水源为地面顶板砂岩裂隙水，以静储量为主，含水中等。由于上东南相邻的回采区，水量得以疏放。掘进期间轨道巷区域未出现较大淋水、涌水，当时运输巷有一富水带，回采时将有一定影响。 2、其他水源的分析 无。 3、涌水量 正常涌水量10m3/h。最大涌水量15m3/h。 三、瓦斯、煤尘和自然发火情矿 1、 影响回采的瓦斯、煤尘和自然发火情况表 表4 瓦斯 属低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.27m3/t,绝对涌出量0.5m3/min,本面参考值0.13m3/min CO2 低CO2矿井，CO2相对涌出量0.5m3/t,绝对涌出量1.06m3/min，本面参考值0.30m3/min 煤的自燃倾向性 三类可能自燃煤层，有自然发火倾向 煤尘危害 该工作面煤尘有报炸性，要加强洒水灭尘工作，保持合理风速。 冲击地压危害 无 2、冲击地压和应力集中区 应力集中区采空区悬顶地段，顶板虽具冲击倾向，因裂隙发育不易形成大面积悬顶冲击，地压表现不明显。 第三章 可采储量及可采期 一、开采储量计算 工作面可采储量ZLSmγK1204502.61.460.97198834.48（t） 式中L---采煤工作面长度，m; S---采煤工作面走向长度，m; m---采高，m; γ---煤层实体密度，t/m3; K---工作面采出率， 工作面可采储量198834.48t（采出率为97）。 二、 可采期计算 TZ/A 198834.48/2600000.765a 采掘比6.51 式中T---采煤工作面可采期，a; A---采煤工作面生产能力，t/a; Z---采煤工作面可采储量，t; 工作面的可采期为0.765年9.2月。 第四章 巷道布置与生产系统 第一节 巷 道 布 置 一、 采区巷道布置概况 15101运输顺槽、15101回风顺槽切眼、轨道巷。 二、 工作面轨道巷 1、支护形式 轨道巷沿煤层顶板掘进，巷中钉道。巷道采用矿工钢支护,顶板布置拉杆4根、金属网，两帮各布置3根￠16㎜1000㎜圆钢拉杆3根φ80mm1000mm撑杆并挂金属网，梁距为1000㎜。 2、巷道净断面 巷道采用梯形断面，净上宽为2.6m，净下宽为3.4m，净高为2.5m,断面积7.5㎡。 3、管线敷设 φ57mm防尘和排水无缝钢管两趟管路。靠近工作面120m的回风顺槽巷地方设乳化泵站硐室并铺设液压管路两趟、轨道巷头设调度绞车硐室等。 4、巷道用途 工作面的进风、材料供应、行人等。 三、 工作面运输顺槽巷 1、 支护形式 运输巷沿煤层顶板掘进，巷中距轨中为0.55m,偏右帮钉道，输送带中距巷中为0.85m.巷道采用矿工钢支护，顶板布置拉杆4根、金属网，两帮各布置3根￠16㎜1000㎜圆钢拉杆3根φ80mm1000mm撑杆并挂金属网，梁距为1000㎜。 2、 巷道净断面 巷道采用梯形断面，净上宽为2.6m，净下宽为3.4m，净高为2.5m,断面积7.5㎡。 3、 管路敷设 靠左帮敷设φ57mm防尘和排水无缝钢管两趟管路，机电配电硐室等。 4、 巷道用途 主要用于工作面的进风、行人靠巷道上帮摆放转载机、带式输送机，将煤炭外运至大巷输送带。 四、 采煤工作面切眼 1、 支护形式 切眼位于断层保安煤柱处西南向东北沿煤层顶板掘进。初掘为梯断面，采用支护（刷大时刷大顶板打长木梁支护，并打点柱来加强支护）。 附图2工作面位置及巷道布置图（附后）。 第二节 生 产 系 统 一、 运 输 一、运输设备及运输方式 1、运煤设备及装、运载方式 工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面输送机前移配合装煤，落煤由工作面输送机SGB-630/150输送到SZB-730/40转载机，至1部DPJ-80型带式输送机到运输大巷的3部DPJ-80型带式输送机到主井底提升至地面。 工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装人输送机中。所有带式输送机司机必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗. 2、辅助运输设备及运输方式 工作面需用的材料、设备等物资，采用1.Ot矿车和JD25绞车、JD-l1.4绞车，通过轨道巷和回风巷运进、运出工作面。所有绞车司机必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗. 二、移刮板输送机（转载机）方式 采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机12一15m。输送机弯曲度不得超过3。一5。，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于l5m，推移方向为自下上而上 下顺序进行。 1、采煤机向下上端正常割煤时，按照自上 下而下 上的顺序，依次推移刮板输送机，距离至采煤机后滚筒2Om。 2、在采煤机向上下斜切进刀切人煤壁规定截深后，将工作面输送机按自下 上而上 下的顺序推向煤壁，成一条直线。采煤机司机、移溜工必须经过专门技术培训,取得合格证后方可上岗. 3、开车前必须认真检查油位，各部链接情况，机头马达必须脱开，用信号联系后方可开车。 4、开车顺序为顺槽输送带、转载机、工作面刮板输送机、机组、各部设备启动时，必须先点动试车，完好无误方可开车。 5、运转中端头维护工要经常检查各种连接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否正常。 6、开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方可开车。 7、开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。 8、输送机只能运送工作面采出的煤和矸石，不许运载其他物料。更换大件必须刮板输送机输送时，通知输送机司机专门运料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。 三、运煤路线 15101工作面15101运输顺槽巷运输大巷输送机皮带巷主井煤仓主井斗地面。 四、辅助运输路线 副井井底车场轨道巷回风顺槽巷工作面 二、 “一通三防“与安全监控 Ⅰ、通风系统 一、风量计算 1、按瓦斯 二氧化碳涌出量计算。 1按瓦斯涌出量计算 Ql00qk1O0 x0.13x1.5m3/min34.5 m3/min 2按二氧化碳涌出量计算 Q67Vqk 67x0.30 x1.5 m3/min30.15 m3/min 按瓦斯 二氧化碳涌出量计算，需风量为30.15 m3/min。 2、按工作面温度计算 Q6OVSK60 x1.2x9.5x1.O m3/min;n684 m3/min 3、按工作面每班工作最多人数计算 Q4xn4x6O m3/min 24O m3/min 4、按风速进行验算。 1按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量为 Ql5xSl5x9.5 m3/min 142.5 m3/min 式中 S 采煤工作面的平均断面积，9.5㎡。 2按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量为 Q240S240 x9.5 m3/min I512 m3/min 通过验算可以看出，14216842280 m3/min 5、确定工作面实际需风量。 根据上述原则，确定工作面实际需要风量为684 m3/min。 二通风路线 主、副井井底车场运输大巷15101运输顺槽工作面回风顺槽回风大巷风井 Ⅱ、瓦斯防治 一、瓦斯检查 工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3一5h检查1次，每班至少检查2次。 瓦斯检查点设在工作面回风出口以外15m处。 瓦斯检查牌板应设置在15101运输顺槽巷距工作面15m附近，检查结果要及时填写。 二、瓦斯监测 加强对工作面瓦斯的监测，在距工作面回风出口不大于10m处安装安全监测系统的甲烷传感器。甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于30Omm ，距巷帮不得小于2OOmm。瓦斯报警浓度大于等于1.0％、断电浓度大于等于1.5％、复电浓度不大于1.0％，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。 监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。 当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。 Ⅲ、综合防尘系统 一、防尘供水系统 15101工作面的防尘用水地面洒水池主井主井底车场运输大巷15101运输顺槽工作面 地面洒水池主井主井车场运输大巷15101回风顺槽工作面 运输巷供水管路选用直径57mm的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101工作面运输巷处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。 轨道巷供水管路选用直径57mm的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101轨道巷处安装闸门，给泵站及工作面喷雾头和除尘水幕供水。 二、防尘措施 1、煤层注水超前工作面，由轨道巷每隔10一l5m向煤壁打深孔注水。钻孔直径为φ65mm，钻孔长度为80m，钻孔沿煤层打，采用静压注水，水压不小于2MPa。 2、采煤机内外喷雾要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa;雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。 3、转载点的喷雾工作面各部输送机机头及转载机头各设一组喷雾头。 4、15101运输巷防尘水幕在运输巷中距工作面煤壁50m处，安设第一道水幕，在运输巷转载机处安设第二道水幕;在轨道巷距安全出口50m内安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于3个，且雾化良好，覆盖全断面。两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。 5、15101轨道巷、运输巷煤尘冲刷 对工作面回风巷每班冲刷一次，进风巷每日冲刷一次，工作面及其他部位每班冲刷一次。 6、个体防护 进人工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。 三、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 1、在工作面轨道巷、运输顺槽巷、回风顺槽巷各安装两组隔爆水棚，隔爆水棚距工作面60一200m。 2、隔爆水棚安装质量要符合 煤矿安全规程和防尘规范要求。 3、棚区长度20.4m，每棚间距l.2m，隔爆水袋40L/个。 4、每处防爆水棚不小于17棚，做到经常清刷，保证水量。 Ⅳ、防治煤层自然发火技术措施 一、供水系统 1、运输巷供水管路选用直径57的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101运输巷处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。 2、轨道巷供水管路选用直径直径57的钢管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入15101轨道巷处安装闸门，给泵站及工作面喷雾义和除尘水幕供水。 3、在工作面回风隅角安装束管监测探头，对工作面及采空区涌出的CH4、CO2进行分析监测。 4、15101工作面结束后45天内及时封闭，防止采空区气体涌出。 二、监测系统 束管监测采样器应悬挂在监测地点流中回风隅角切顶线以内2m左右，且应靠近巷道顶部，吸气口应证对风流方向，采样器应设在顶板完好、无淋水、便于保护的地点。 对监测系统和束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、CO度超过0.0024％或增加较快时，要及时组织撤人、防灭火等。 附图315101工作面安全监测设备、通防管路系统图附后。 三、综合防灭火措施 1、加强通风管理，确保工作面的风量达到684 m3/min，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到要求的，应立即整改，整改完毕后再恢复生产。 2、确保工作区域空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20％，二氧化碳不得超过0.5％，其他气体符合规程规定。 3、各班工长必须及时掌握工作面CH4、CO2为浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。 4、各班工长以上管理人员及流动电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，并在工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行监测。 5、认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。 四、特殊时期的防灭火要求 1、本工作面煤有自然发火倾向，在正规的回采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。 2、调整通风系统，确保通风系统合理、稳定可靠。 三、 排 水 （一）、设备选型 选用BQX30/30-5.5型潜水泵4台，其参数如下。 功率 5.5KW 电压 660V 电流 6.7A 转速 2860r/min 扬程 30m 流量 30m3/h （二）、排水系统路线 15101轨道巷运输顺槽运输大巷中央水仓地面 15101工作面运输顺槽运输大巷中央水仓地面 （三）、防治水措施 1、回采过程中应作好排水准备，正常生产期间可在运输巷低洼处安装排水能力不小于50m3/h排水设施。 2、水泵保持台台完好，并有备用泵。 3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。 四、 供 电 （一）、供电系统 1、供电情况。 15101综采工作面设备分为二组供电，第一组为副井变电所1号变压器，第二组为副井变电所2号变压器。 副井变电站KBSG-500，其高压均来自地面变电所， 660V电压作为工作面输送机、乳化泵、照明煤电钻综保电源。1140v电压作为工作面采煤机、转载机、刮板输送机电源。 带式输送机由副井变电所提供低压电源，两巷绞车及排水电源 附图415101综采工作面供电系统示意图附后。 2、采煤工作面，工作面运输巷、轨道巷机电设备负荷计算。 15101综采工作面设备装机容量为840KW，分为2组。1组为1号变压器，装机总容量为580KW；1组为2号变压器，装机总容量160KW； 综采工作面设备参数表 表5 设备名称 型号 设备/台 电机容量/KW 额定电压/A 额定电流 起动电流 最大负荷/KW 1号变压器 采煤机 MG-200W 1 200 660 226 1243 200 工作面输送机 SG-630/150 1 752 660 270 452 275 乳化泵 XRZB 2 110 660 126.7 2 1110 带式输送机、刮板输送机掘进面 转载机 SZB730/40 1 40 660 45 261 240 带式输送机 SPJ800 1 222 660 20 256.5 20 两巷绞车及排水系统 调度绞车 JD11.4 2 11.4 660 10 60 211.4 水泵 5.5 4 5.5 660 6.3 70 45.5 调度绞车 JD25 1 25 660 23 125 25 注水钻 MYZ-150 1 5.5 660 6.3 30 5.5 回柱绞车 JM17 1 22 660 20 100 22 回柱绞车 JH---8 1 15 660 14 90 15 （二）、电气整定计算 磁力启动器整定值数据表 表6 控制设备名称 电机电流额定值/A 过载整定值 短路电流/A 采煤机电机 226 237.3 1243 工作面输送机电机 275 370 452 皮带机电机 222 120 160 转载机电机 40 142 242 乳化泵电机 6.3 36.6 67.8 绞车电机 11.4 70 124 五、 通 信 照 明 （一）、通信系统 15101综采工作面带式输送机机头、装载机机头、泵站移动电站，各安装一台直通地面调度的生产电话。 （二）、照明系统 15101工作面轨道巷由移动变电站的照明综合保护开关引出照明线路向照明灯供电；运输巷由带式输送机机头处照明综合保护开关引出照明线路向运输巷和带式输送机机头的照明灯供电。 第五章 采 煤 工 艺 第一节﷒ 采煤工艺的选择 一、根据矿井的地质条件及煤层赋存情况，经论证采用先进技术、先进设备，以提高机械化采煤水平达到设计能力，保证安全生产，降低吨煤成本。 二、根据矿井开拓现状，适用小型支架运输。采煤工艺轻型综采支架、采煤机落煤。采用走向长壁后退式采煤，综采支架＋采煤机落煤。 第二节 采 煤 工 艺 一、采煤工艺 15101工作面采用走向长壁后退采煤法，全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。 1、工艺顺序双滚筒采煤机割煤 刮板输送机运煤 液压支架支护顶板 推移刮板输送机。在顶板破碎时，先移架再推移刮板输送机。 2、落煤采用MG-200-W采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深6０0㎜。 3、装煤采煤机螺旋滚筒配合SGB630/150刮板运输及铲煤板装煤。 4、运煤工作面采用SGB/630/150刮板输送机，运输巷采用1部SZB730/40转载机，1部DPJ800带式输送机。 5、工作面支护采用ZZ2400/16/30型支撑掩护式液压支架122架支护，最大采高2.7m,最小采高2.5m,平均2.6m，循环进度0.6m。 6、采空区处理采用全部跨落法，如未垮落采取人工强行房顶。 二、落煤方法 1、采煤机的进刀方式。采煤机的进刀采用中部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为40m，进刀深度为0.6m。 （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁。 （2）按上（下）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过15m的弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板输送机至平直状态。 （3）将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。 （4）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。 2、采煤及正常切割。正常割煤长度为88M, 采煤机以2.04.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。 3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返一刀；采煤机牵引方式为液压无链牵引。 附图6采煤机进刀方式示意图。 三、工作面正规循环生产能力 WLshrc1200.62.61.4697t265.11t 式中W工作面正规生产能力t； L工作面长度，120m; S工作面循环进尺，0.6m； H工作面采高，2.6m； Y煤电视密度，1.46t/m3； C采出率，97。 第三节 设 备 配 置 一、设备配备情况 1、选用MG200-W采煤机1台，主要技术参数如下。 采 高 1.43.0m 电机功率 200kW 截 深 0.63m 牵引速度 06.0m/min 牵引方式 一齿轮一铺轨 2、液压支架的主要技术特征。 支架型号 ZZ2400/16/30 数 量 122架 初 撑 力 1937kN 工作助力 2400kN 支护强度 0.76MPa 底板比压 1.9MPa 3、工作面刮板诉讼及1部，其主要技术参数如下。 型 号 SGB75/150 电机功率 275KW 输送能力 250t/h 链 速 0.868m/s 中部槽尺寸 1500mm630mm190mm 4、桥式转载机1部，其主要技术参数如下。 型 号 SZB730/40 电机功率 40KW 输送能力 400t/h 链 速 1.12m/s 中部槽尺寸 1500mm730mm90mm 5、可伸缩带式输送机1部，其主要技术参数如下。 型 号 SPJ80/402 电机功率 22KW 输送能力 350t/h 带 速 1.63m/s 6、辅助运输设备 JD11.4型调度绞车，其主要技术参数如下。 型 号 JD11.4 静拉力 9.8KN 绳 径 15.5mm 绳 速 2672m/min 容绳量 400m 滚筒直径 310mm 外形尺寸 11000mm765mm773mm JM17型回柱绞车，其主要技术参数如下。 型 号 JM17 额定最大拉力 140KN 额定最小拉力 100KN 绳 径 23mm 绳 速 0.090.14M/S 容 绳 量 150M 滚 筒 直 径 400mm 外 形 尺 寸 2730mm984mm1120mm 附图7工作面设备布置示意图（附后）。 第四节 支 护 设 计 一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度 Pt89.81hy89.811.32.5kN/m2255.06 kN/m2 2、参考同煤层矿压观测资料（表7），最大平均支护强度350 kN/m2 3、选择工作面支护强度 255.06 kN / m2350 kN/m2,因此工作面支护强度应大于kN/m2 4、支护设备选择 15101工作面选用ZZ2400/16/30型支架，基本支架作端头支架使用，从运输巷到轨道巷依次编号为1122号支架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表（表8）可以看出，选用ZZ240016/30型支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 表7 序号 项目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶 底 板 直接顶厚度 m 3 3 基本顶厚度 m 8 8 直接底厚度 m 5 5 2 直接顶初次垮落步距 m 20 20 3 初 次 来 压 来压步距 m 45 45 最大平均支护强度 KN/ m2 500 500 最大平均顶底板移近量 mm 150 150 来压显现程度 明显 明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 18 18 最大平均支护强度 KN/ m2 400 400 最大平均顶底板移近量 mm 120 120 来压显现程度 明显 明显 5 平时 最大平均支护强度 KN/ m2 350 350 最大平均顶底板移近量 mm 100 100 6 直接顶悬顶情况 m 3 3 7 底板容许比压 KPa 17.8 17.8 8 直接顶类型 类 二 二 9 基本顶级别 级 二 二 10 巷道超前影范围 m 20 20 工作面条件与支架适应条件对照表 表8 项目 工作面条件 支架适应条件 采高 2.6 m 1.63.0 m 倾角 6 35 煤厚 2.52.7 m 1.63.0 m 煤硬度 2 最大3.5 底板比压 17.8MPa 1.05MPa 支护强度 255.06KN/㎡ 460KN/㎡ 顶板种类 二级二类 通过对比、验算，证明选用ZZ2400/16/30型支架能满足要求。 二、乳化液泵站 一泵站选型、数量 乳化液泵型号为MRW200/31.5，数量为2台；乳化液箱1台（即2泵1箱）；输液管路选用高压胶管，耐压40Mpa以上。 主要技术参数如下。 乳化泵型号 MRW200/31.5 公称流量 200L/min 公称压力 31.5MPa 电机功率 110KW 二泵站设置位置 泵站安设在轨道巷，距离工作面120 m左右。 三泵站使用规定 1、卸载阀整定值为31.5 Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。 2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在35之间，并经常用折射仪检查配比浓度。 3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、窜液现象。 第五节 工作面顶板控制 工作面安装ZZ2400/16/30型支撑掩护式支架122架，对顶板实行全支护垮落法控制。最小控顶距为3.345m，最大控顶距为3.945。 一、正常生产时期顶板支护方式 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤割煤后，先移支架，在移输送机，即割煤一移架一移运输机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要后采煤机后滚筒35架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架一割煤一移输送机。移架步距为0.6 m。 支护要求如下。 1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。 2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24 Mpa。 3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6 m，防止长时间空顶。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。 二 、特殊时期的面板控制。 （一）、来压及停采前的顶板控制 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。 3、工作面支架初撑力不低于24 Mpa，轨道巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于12Mpa；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板控制，打好双排关门柱，柱距为0.5m，排距为0.4m，并传齐防倒绳。 5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。 （二）、过断层及顶板破碎时的顶板控制 根据地质资料分析，本工作面共揭露无断层，板控制工作，当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。 第六节 运输巷、轨道巷及端头顶板控制 一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制 1、支架要求 工作面轨道巷、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配合HDJB1000型顶梁柱支护，支护距离不少于20m，双排不低于10m。 超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚铺笆支护。 2、支护材料及支柱密度 轨道巷使用两排DZ2528-25/100单体液压支柱与HDJB-1000铰接顶梁配套支护，柱距1.0m，排距1.5m。 运输巷使用3排DZ25（28）-25/100单体液压支柱与HDJB-1000铰接顶梁配套支护（表9），柱距为1.0m，排距，转载机间为1.4m,人行道为1.2m。 单体液压支柱参数 表9 型号 DZ2525/100 DZ2825/100 最高高度/ m 2.5 2.8 最低高度/ mm 1700 2000 额定工作阻力/KN 250 250 1、支护质量标准 1两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过100mm。采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。 2支柱应支到实底上，并做到迎山有力 迎山角度为2。左右，支柱初撑力不小于9OMPa。 3铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。 所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向采空区。 4两巷的高度不得低于l.8m，行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。 5两巷单体支柱均穿铁鞋 45号钢，直径400 mm支护。 6超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。 二、工作面端头及安全出口的管理 一正常工作面生产期间两端头支护形式 端头采用3.4m长的成对∏形钢大棚与单体支柱配合走向支设一梁三柱维护端头顶板，大棚与正巷超前支护支架间隙不大于0.5m，大棚架间距不得大于300mm，对间距不得大于80Omm，上、下端头应在切顶排的顶梁末端处支设