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1、第一章：概 况第一节 工作面位置及井上下关系 表11：工作面位置及井上下关系表水平名称+669m采区名称南条带三采区地面标高（m）1150.01325.0工作面标高(m)613.0665.0煤层名称 15#埋藏深度(m)518685地面的相对位置本工作面地表位于石家山以东，弯进咀以南，北山梁以西，李家梁以北的山梁沟谷地带。回采对地面设施的影响本工作面上方有高压电力线横穿本工作面中部，工作面回采时会对高压电力线及其设施产生破坏作用。井下位置及与四邻关系本工作面位于一矿南条带三采区东南部，东部为二采区采区边界，南部为西大巷保护煤柱，西部为本采区采区大巷，北部为S8308回采工作面（未掘进）。对应上
2、方为三矿3#煤72106回采工作面（已回采）、72108回采工作面（已回采）、72110回采工作面（已回采）。走向长度（m）1023倾斜长度（m）220面积（m2）225060第二节 煤 层煤层厚度（m）6.356.60煤层结构(m)5.08（0.14）1.29煤层倾角（）1136.516开采煤层15#煤种WY3稳定程度稳定煤层情况描述本工作面煤层赋存稳定，结构复杂，上部含一层较稳定的夹石，中部含一层较稳定的夹石，下部含一层极不稳定的夹石，煤层总厚度最大6.60m，最小6.35m，平均煤厚6.51m。煤层节理发育。煤层节理产状：30470。表12：煤层情况表第三节 煤层顶底板表13 煤层顶底板
3、情况表顶、底板名 称岩 石名 称厚度（m）特 征老 顶深灰色石灰岩12. 70灰色，致密，坚硬，裂隙发育，充填物为方解石脉，含动物化石。中间夹两层黑色泥岩。直接顶黑色泥岩0.85黑色，致密，性脆。伪 顶伪 底直接底灰色泥岩0.95灰色，含植物化石。老 底灰白色细砂岩5.30灰白色，坚硬，具水平层理。第四节 地质构造一、地质构造情况：本工作面总体为一向斜构造，局部发育有次一级的向、背斜构造。工作面掘进过程中共揭露挠曲构造5条，断裂构造7条，具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图，圈定在回采工作面内的挠曲3条，断裂构造5条，产状要素、落差、对回采的影响程度详见下表。据坑透分析工作面内隐伏四
4、条正断层，编号为KF2、KF9落差接近1/2煤厚，不排除挠曲可能，对回采有一定影响；KF1、KF5的落差小于1/2煤厚，不排除挠曲可能，对回采影响不大。具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图。岩层节理产状：304 70表14：地质构造情况表构造名称走 向倾 向倾 角性质落差（m）对回采的影响程度F1断层11565逆断层3.5有一定影响F2断层15540逆断层7.0有较大影响F3断层32645逆断层0.8影响不大F4断层29870逆断层3.0有一定影响F5断层9845逆断层1.5有一定影响N1挠曲31725挠 曲3.0有一定影响N2挠曲30525挠 曲7.5有较大影响N3挠曲23730挠
5、 曲3.0有一定影响二、陷落柱及冲刷带对回采的影响：本工作面在掘进过程中揭露一个陷落柱，并圈定在回采工作面内。进风巷揭露陷落柱X1，预计长轴为27. 5m左右，对回采有很大影响；具体位置见S8310回采工作面煤层底板等高线图。本工作面在掘进过程中未揭露冲刷构造。第五节 水文地质一、本工作面水文地质条件比较简单，主要充水因素为：1、含水层水：本工作面上方灰岩、怪砂岩、灰岩，均属局部裂隙含水层。工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象。2、采空区积水：本工作面上方为三矿3#煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。3、钻孔：工作面上方有001号钻孔，若钻孔封孔不良，含水层水、采空区积
6、水可能沿钻孔溃入本工作面。二、工作面防治水措施:1、对于工作面上方局部裂隙含水层水，在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象，要做好防排水准备工作。2、采空区积水：本工作面上方为三矿3#煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。在回采至低凹处可能出现淋头水，要加强防排水准备工作。3、工作面上方有001号钻孔，若封孔不良，可能导水。工作面回采至钻孔附近时要加强观测，并做好防排水准备工作。4、工作面有积水时，要安设潜水泵，及时排除积水。5、工作面在回采期间，若发现突水预兆，必须立即停止作业，及时向矿调度室汇报，撤出所有受水害威胁地点的人员，待查清原因及险情排除后，再恢复生产。三、涌
7、水量： 本工作面主要充水因素有：地表河流、含水层水、采空区积水、巷道积水等。工作面正常涌水量为1.0m3/h，最大涌水量为15.0m3/h。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况：其它影响因素主要是瓦斯因素，由于上方煤层的开采，本煤层瓦斯得到一定程度释放。随着开采强度的不断加大，瓦斯绝对涌出量也会随之增加。表15 影响回采的其它地质情况表瓦 斯绝对瓦斯涌出量124.59m/min，相对涌出量16.31 m/t。煤尘爆炸指数没有爆炸危险性煤的自燃倾向性类，不易自燃地温危害16.0-23.0抗压强度（MPa）煤 层夹 矸直接顶老 顶直接底2017-253040801203040二、存
8、在的问题及建议：1、本回采工作面揭露了五条断层、三条挠曲构造，回采前队组提前做好过构造准备工作，以保证安全生产。2、采空区积水：本工作面上方为三矿3#煤采空区，位于工作面东部，可能存在少量积水。在回采至低凹处可能出现淋头水，要加强防排水准备工作。3、工作面回采前必须安设专用水泵及相应防排水设施。4、本工作面局部地段煤层倾角较大，回采期间要适时调整好支架坡度，防止丢煤或割底。第七节 储量及服务年限一、储量：工业储量 W总=LQh=10232206.371.4=2007085.08吨可采储量 W3=W总c=2007085.0893=1866589.12吨式中：W1、W2工业储量；W3可采储量；L工
9、作面走向可采长度；Q工作面倾向可采长度；h煤层纯煤厚度；c工作面回采率；容重二、服务年限：可采走向长1023m，设计日推进度为5.6m，月推进度为142.8m（按30天/月算，正规循环率为85%）工作面服务年限可采推进长度/设计推进长度 1023/5.6=182.7 (天) 服务期限大约6.1个月。第二章：采煤方法第一节 巷道布置S8310工作面可采走向长度1023m，倾斜长度220m，工作面位于一矿丈八三采区，工作面共布置四条巷道，一进两回加一条走向高抽巷。附图2-1：工作面巷道布置及生产系统图一、工作面进风巷：进风巷支护形式为全锚支护，沿15#煤层顶板布置，断面为矩形，毛高3.8m，净高3
10、.7m，毛宽5.4m，净宽5.1m。荒断面面积20.52m2，净断面面积18.87m2。进风巷安装一部皮带输送机及一部转载机。二、工作面回风巷：回风巷支护形式为全锚支护，沿15#煤层顶板布置，断面为矩形，毛高3.8m，净高3.7m，毛宽4.6m，净宽4.3m。荒断面面积17.48m2，净断面面积15.91m2。铺设轨道，安装一部梭车，用于材料设备的运输。三、工作面尾巷：尾巷支护形式为锚杆+锚索支护，沿K2岩层布置，断面为矩形，毛高2.4m，净高2.3m，毛宽4.1m，净宽3.8m。荒断面面积9.84m2，净断面面积8.74 m2。解决回风落山角瓦斯。四、工作面高抽巷：高抽巷支护形式为锚杆+锚索
11、支护，沿11#煤老顶布置，断面为矩形，毛高2.4m，净高2.3m，毛宽3.3m，净宽3.0m。荒断面面积7.92 m2，净断面面积6.90m2。用于抽放邻近层瓦斯。附图2-2：S8310工作面巷道断面图附图2-2：S8310工作面巷道断面图进风巷断面图回风巷断面图内错尾巷断面图走向高抽巷断面图第二节 采煤工艺一、采煤工艺：本工作面采用走向长壁一次采全高综采自动化采煤法,全部跨落法管理顶板。二、工作面采高及循环进度：工作面采高控制在6.5m。割一刀煤、移一次架、推刮板输送机和转载溜、放顶为一个正规循环，循环进度0.8m。三、工艺顺序：采煤机从机头（尾） 自开缺口斜切进刀调上、下滚筒位置返向割三角
12、煤调上、下滚筒位置向机尾（头）全长割煤移支架支护。1进刀方式: 采煤机自开缺口斜切进刀，斜切进刀距离为20m。附图2-3：采煤机进刀示意图、采煤机向机头(机尾)割煤时，采煤机前（后）滚筒割至距机头（尾）20m处时必须放慢牵引速度，并通知机头（尾）人员撤到端头支架内。机头（尾）人员要时刻注意两端头顶板，发现问题及时通知采煤机司机停止割煤，待问题处理后再开机(见图2A)。、采煤机割透机头(机尾)，同时距进风巷(回风巷)20m处停止移刮板输送机(见图2B)。、采煤机割透机头(机尾)后,调换上、下滚筒位置返回,通过刮板输送机弯曲段滚筒切入煤体 (见图2C)。、然后将剩余刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机
13、头（机尾）工作(见图2D)。E、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀，并再次割透机头(机尾)（见图2E）。F、割透机头(机尾)煤壁后，调换上、下滚筒位置,向机尾 (机头)，正常割煤，推移刮板输送机机头（机尾），进刀结束（见图2F）。进刀范围: D=2L采+L运弯式中:D进刀距离，m；L采采煤机机身长，最大长度为20m； L运弯刮板输送机弯曲段长度，取21m；D=220+21=61（m）近似地，进刀范围为61m,约35架。2、装运方式采煤机割下煤由滚筒装入刮板输送机内，经刮板输送机、转载机、进风皮带、采区皮带运至采区煤仓。3、移架方式本工作面采用电液控制支架，可实现
14、以下三种移架方式：邻架控制移架、成组控制移架、煤机和支架联动移架。割煤时，支架随采煤机割煤逐架前移，采煤机前滚筒割过后及时将伸缩梁和护帮板打开，做到及时支护。在移架过程中，则根据顶梁距煤帮距离的大小，随时调整伸缩梁。移架后，支架要成直线状，且顶梁距煤帮不大于0.34m。升架将顶梁升平，做到接顶严密，并达到初撑力。距采煤机后滚筒35架开始移架，按顺序逐架进行。在顶板破碎，悬顶面积大时可在采煤机割过上刀后，及时将支架伸缩梁伸出，维护煤帮顶板，保证其完整性。4、移刮板输送机方式本工作面可实现三种推溜方式：根据该套支架的功能可实现三种推溜方式：邻架控制推溜、成组控制推溜、手动本架控制推溜。附图2-3采
15、煤机进刀示意图推溜采用成组推溜时，每组设置不超过5架。推溜时，操作人员要协调一致，确认待推溜段前后5架范围内架前和架间无人时，方可站在架内进行操作，推溜过程严禁一次移到位。移刮板输送机：移刮板输送机要滞后移架1015m (运行时进行)，移刮板输送机时将刮板输送机移至煤壁，不能将刮板输送机顶成急弯，保证812架的弯曲段。移刮板输送机时必须与采煤机前进方向一致，移刮板输送机后要成直线状(弯曲段除外)。推移刮板输送机的机头(尾)时，用首(尾)过渡架的千斤及工作面中的支架千斤与转载溜的千斤同时推动进行推移。移刮板输送机时推溜和移架要协调，其弯度不可过大，一般23次移到位。5、工作面两端头割三角煤方式1
16、）割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡。2）为了有效提高回采率，机头和机尾均采用圆弧过渡，逐步过渡到底板，机头、机尾采高保持在3.8米，中间架采高保持在6.51米。 3）顶底板要割平，不能留台阶。6、护帮板的使用要求（1）护帮时可操作护帮液压阀，使护帮板下部贴紧煤壁，防止片帮砸伤人员或设备。ZY12000/30/68D型支架，采用了三级护帮板，使煤壁支护面积加大；另外工作面初采初放前，采高未达到设备套要求，严禁使用三级护帮功能。（2）割煤时机组上刀割过后及时伸出伸缩梁在底刀割过34架后打开一级护帮板。（3）端面距：根据本工作面设备配套及煤矿质量标准化要求
17、，S8310工作面端面距340mm。技术要求：（1）拉架时必须使支架保持一条直线。（2）正常情况下采用跟机拉架，应滞后采煤机后滚筒3-5架；当工作面来压，顶板破碎时采用追机拉架，应滞后采煤机前滚筒2-3架。（3）工作面液压支架必须及时拉出，拉架时要带压擦顶拉架，保证及时有效的维护顶板。（4）拉架每次移一架，严禁在本架拉架；双向邻架操作采用电液控制系统操作；手动移架使用架间电磁阀组进行操作，为邻架操作。成组自动拉架采用电液自动控制系统，每六架为一组，拉架方式为：每一组内自动拉出一架，且拉出以后，自动升架的压力必须达到初撑压力时，才能降另外一架。拉架时操作人员必须站在支架立柱内侧，确认待操作支架及
18、两侧相邻两架共5架架间和架前无其他人员时，方可进行操作。（5）移架过程中要及时调整支架，使其处于良好的支护状态，如发生倒架咬架现象，需及时调整。（6）移架时支架下降高度（200mm）以移动支架为原则，不得将支架降架过多，以免发生咬架，移架过程中应随时调整支架。（7）支架顶梁接顶面积要符合规定。（8）割煤过程中，只准超前前滚筒三架收起护帮板。7.移端头架和超前支架:进风端头支架和两架过渡架与工作面支架并列布置，作业方式为一刀一拉一推（即拉一次机头推一次转载机拉一次端头架）。具体如下：机组割透机头退出、移工作面普通架、移刮板输送机机头和转载机、移过渡架、移端头架，完成一次拉机头。回风超前支架、端头
19、支架和过渡架与工作面支架并列布置，作业方式为一刀一拉一推（即拉一次机尾拉一次端头架推一次超前支架）。机尾端头支架和超前支架的移动步距必须协调一致，要最大限度地减小两个顶梁之间的间隔距离。超前支架在巷道居中布置，机尾的端头支架与超前支架不能同时降下。三、工作面正规循环生产能力：本工作面采长L=220m，日循环进度S=5.6m，煤层厚度h=6.51m，煤层容重=1.40t/m3，工作面回采率c=93%。则：W=LShc=2205.66.511.4093%10442.5（吨）日产量约为10442.5吨。式中：W日循环生产能力；L工作面采长；S日循环进度h煤层厚度；煤层容重；c工作面回采率。第三节 设
20、备配备本工作面为大采高一次采全高工作面，其主要设备配备如表21所示，工作面设备布置图见附图2-4：S8310工作面主要设备配备明细序号设备名称型号单位数量生产厂家1采煤机SL1000台1德国艾柯夫2液压支架基本架ZY1200030/68D架119平顶山煤机厂3端头支架ZY1200022.5/45D架76过渡支架ZY1200026/56D架47刮板输送机SGZ1250/21000部1宁夏天地奔牛8转载机SZZ1350/525部19破碎机PLM4000台110自移装置ZY2700台111乳化液泵站GRB37.5/4004泵2箱英国雷波12喷雾泵站3泵1箱13支架电液控制系统套1北京天玛14超前液压
21、支架架4平顶山煤机厂15组合开关华宁组合开关台2常州联力QJZ-4*315台216乳化液自动配比装置GDSZ2-0017胶带输送机SSJ1200/2315部11、SZZ1350/525型中双链刮板转载机主要技术参表参数单位数据参数单位数据型号SZZ1350/525爬坡角8长度m40电机型号YBSD525/263-4/8输送量t/h3500电机功率kw525链速m/s1.6电机电压v33002、PLM4000锤式破碎机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号PLM4000电机型号YBSS-400破碎能力t/h4000电机功率kw400最大断面mm1350*1000出口粒度mm400以下3、SSJ
22、1200/2315型带式输送机主要技术参数参数单位数据参数单位数据型号SSJ1200/2315电机型号YBSS-315输送量t/h2000电机功率kw315长度m1000转速r/min1480带速m/s3.5电压V660/1140带宽mm1200功率kw2315储带长m10004、SL-1000型采煤机主要技术参数序号参数名称单位参数1型号艾柯夫SL-10002滚筒截深m0.8653适用采高m6.794机面高度m3.2895适应煤层倾角+ 106装机总共功率kw23907截割电机功率kw2*10008牵引电机功率kw2*1509油泵电机功率kw2*4510供电电压v330011牵引力kn100
23、650312牵引速度m/min016.132.213牵引方式交流变频无极调速链轮销排式无链牵引14卧底量mm7755、SGZ1250/21000型刮板输送机序号参数名称单位参数1型号SGZ1250/210002输送能力t/h35003型式中双链4电机型号YBSS-1000G5额定功率Kw2*1000kW6额定电压V33007刮板间距mm10008刮板速度m/s1.356、绞车及钢丝绳的校验校核公式：F1=Q0(sin+f1cos)+PLg(sin+f2cos)F1-切点处最大静张力kNQ0-绳端载荷-轨道倾角f1-滚动摩擦系数（提升容器运动的阻力系数）取0.0165f2-钢丝绳与底板和托辊间的
24、摩擦系数，取0.25P-钢丝绳重量kg/mL-钢丝绳的有效运输长度mg-重力加速度，g=9.8m/s2钢丝绳安全系数校核：M=/ F1M钢丝绳安全系数（6.5）-钢丝绳破断力kN说明：JD-25型、JD-11.4型、JH-18.5型回柱机选用不同的钢丝绳，现对不同型号的绞车在不同运输条件下分别进行验算：(1)JD-25型绞车用8.5mm的钢丝绳：绞车最大牵引力为18kN，钢丝绳的破断力为167kN，钢丝绳每米自重1.09kg/m，最大坡度为8，最大运输距离400m，按最大提升重量6t进行验算；以上数据代入公式：F1=69.8(sin14+0.0165cos14)+0.001094009.8(s
25、in14+0.25cos14)=17.24kN18kNM1=16717.24=9.696.5根据以上验算，可以确定JD-25型绞车选用18.5mm的钢丝绳，绞车及钢丝绳均能满足运输要求(2)JD-11.4型绞车用15.5mm的钢丝绳时，最大牵引力为10kN，钢丝绳的破断力为132kN，钢丝绳每米自重0.56kg，巷道最大坡度为14，最大运输距离100m。根据实际情况JD-11.4运输最大物件取3吨。以上数据代入公式：F1=39.8(sin14+0.0165cos14)+0.000561009.8(sin14+0.25cos14)=7.85kN6.5根据以上验算，可以确定 JD-11.4绞车在使
26、用15.5mm钢丝绳时绞车和钢丝绳均满足运输要求。(3)JH-18.5型绞车使用26mm的钢丝绳：绞车最大牵引力为185kN，钢丝绳破断力为392kN，钢丝绳每米自重2.6kg，巷道最大坡度为14，最大运输距离200m，按最大提升重量22t进行验算。以上数据代入公式：F1=229.8(sin14+ 0.0165cos14)+ 0.00262009.8(sin14+0.25cos14)=58.08kN6.5根据以上验算，可以确定JH-18.5型绞车在使用26mm钢丝绳时，绞车和钢丝绳均满足运输要求。7、回风SQ-80梭车牵引能力及钢丝绳安全系数的验算：牵引力能力计算：式中： 最大牵引质量 150
27、00kg；梭车质量 M0=1500kg；运行线路最大坡度 14； 矿车阻力系数 =0.015钢丝绳阻力系数 =0.25；单位长度钢丝绳的重量 1.67kg/m；L运输距离 900m；g重力加速度,g=9.8N/kg;=(15000+1500)(0.0150.9511+0.309)9.8+20.251.679.8900=59636.65N59.36kN90kN根据上式可知， SQ-80梭车所提供的最大牵引力完全满足牵引15t设备的要求。张力计算及钢丝绳安全系数验算： 式中：重车段阻力 N空车段阻力 N当上坡段运行取“+”号，下坡运行取“-”号首先确定运输系统的最小张力点，如下图，最小张力点为点，
28、一般最小张力为2940N,则各点张力为：式中K-钢丝绳导向轮的阻力系数，取K=1.06通过计算得出钢丝绳的最大张力为10.77KN钢丝绳安全系数校验：329.5/10.77=式中：式中:L由梭车至尾轮的钢丝绳长度，L=900m。即L=4.1，30.59L=4.1所以牵引钢丝绳满足安全需要。经验算：SQ-80绞车满足运输15t设备的要求。第三章： 顶板管理第一节 支护设计一、矿压参数选择：表31：工作面矿压参数选择表序号项目单位同煤层实测本面取值1顶板条件直接顶厚度m1.230.85老顶厚度m8.7212.75直接底厚度m3.870.952直接顶初次垮落步距m15163初次来压来压步距m2020
29、最大平均载荷强度KN/ m2472472最大平均顶底板移进量mm300300来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1010最大平均载荷强度KN/ m2450460最大平均顶底板移进量mm400300来压显现程度不明显不明显5平时最大平均载荷强度KN/ m2400400最大平均顶底板移进量mm3003006直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa7030408直接顶类型类二二9老顶级别级IIIIII10巷道超前影响范围m150150二、合理支护强度计算：1、根据经验公式：Pt=89.81h=89.816.512.5=1277.3（KN/m2）2、同煤层综放工作面最大载荷强度为472KN/m2，
30、所以本工作面合理支护强度选取1277.3KN/ m2。3、工作面实际支护能力计算：支架的额定工作阻力为12000KN，最大控顶距为5.469m，支架中心距为1.75 m。实际支护能力R=12000/（5.4691.75）=1336.94KN/ m2。RPt 支架支护能力达到要求。4、工作面两巷超前支护设计：工作面在回采时，不破坏进、回风巷原有的的金属网、锚索联合支护，只是在工作面超前动压影响区范围内进行加强支护，以控制顶、帮，保证工作面正常生产。进风超前支护距离为20m；回风超前20米加强支护。验算其实际支护能力：超前段支护在静压情况下顶板载荷为：Q顶 =顶（RPH/2）RP=R0 ；R0=1
31、/2顶顶板岩石平均容重，取25KN/m3 补强锚索的支护效率RP塑性区半径；Q顶 静压情况下顶板载荷 Z巷道深度（518-685取601.5）; R0矩形巷道外接圆半径内摩擦角，取 45；C粘结系数，取4H巷道高度；a巷道宽度L超前维护距离，取20mQ进、Q回进、回风超前段顶板载荷；n补补强锚索的根数N破补强锚索的破断力F锚网进、回风补强锚索承载力F单进、回风单体柱承载的顶板压力Pt进、回风顶板载荷； Kz增阻系数Kb不均匀系数；Kh采高系数Ka倾角系数； Kg工作系数R1单体柱的实际支撑能力R单体柱额定工作阻力，KNS8310工作面 Z =601.5mRP =1/2=3.93m、进风超前段顶
32、板载荷为：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）Q进=3Q顶=3顶（RPH/2）=325（3.93-3.8/2）=152.25KN/m2顶板总压力： F顶 =LaQ进=205.4152.25=16443.0KN进风锚网支护：F锚网= n补N破=6036080%=17280KN单体柱承载的顶板压力：F单= F顶-F锚网=16443.0-17280=837KNPt= F单/s=837/（205.4）=7.75KN/m2R1=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0250 =190 KN单体柱根数：n= Pt/ R1=7.75/190=0.041根/m2实际n实=n总/S=5
33、0/（205.4）=0.46根/m2n实 n、回风超前段顶板载荷为：（动压影响一般取静压时的2-4倍，这里取3）RP=1/2=3.54mQ回=3Q顶=3顶（RPH/2）=325（3.54-3.8/2）=123KN/m2回风超前段顶板总压力： F顶 =LaQ回=204.6123=11316KN回风锚网支护：F锚网= n补N破=2536080%=7200KN超前支架需要承载的顶板压力：F超前= F顶-F锚网=10430-7200=4116KNZCZ10000/26/45型四柱两列式中置式超前支护支架的初撑力为10000KN10000KN4116KN所以当前回进风超前支护远远超过理论要求的压力，完全
34、满足顶板支护要求。5、端头支护设计：为满足工作面刮板输送机与转载机运料、行人和安全通道需要，工作面上端头采用三组ZYD1200022.5/45D型端头支架和二组ZYG1200026/56D型过渡支架，下端头采用四组ZYD1200022.5/45D型端头支架、二组ZYG1200026/56D型过渡支架和四组ZCZ10000/26/45四柱两列式中置式超前支架，实现向工作面普通架过渡支护；机头端头管理采用端头支架管理，在推移过机头和过渡架后再移端头架，实现机头顶板的及时支护。机尾在与超前支架相邻的端头支架护帮板必须及时打开，并起到有效支护作用；超前支架间的推拉油缸应始终保持收缩状态。拉架时首先将第
35、一组支架推前后使其达到初撑力要求，再将第二组支架降到合适高度（0.2m）向前拉架，严禁两组支架同时降下。升、降支架时应保持前、后立柱的同步性，避免支架顶梁与顶板不平行接触而损坏支架。不正常情况下：（1）因刮板输送机窜向机头或机尾时，支架靠煤帮壁空余处大于1.0m时，采用单体柱带柱帽点柱支护，但单体柱点柱不得滞后支架立柱位置。且在支架尾部切线上用单体液压支柱支成密柱切顶；工作面安全出口宽度必须保证0.8m。6、进、回风巷在推进过程中出现煤层倾角增大带或顶板破碎带时必须及时汇报相关部门及领导，共同到现场研究并制定相关专项措施。待顶板情况正常，并经相关部门鉴定后，方可恢复原来的支护形式。第二节 工作
36、面顶板管理一、顶板管理方法：工作面采用液压支架管理顶板，自移支架放顶，采空区处理方法为全部垮落法，移架步距0.8m，本工作面使用119组ZY1200030/68D型两柱掩护式液压支架，机头机尾各两组ZYG1200026/56D型过渡支架，机头三组机尾四组ZYD1200022.5/45D型端头支架，回风超前四组ZCZ10000/26/45四柱两列式中置式超前支护支架管理顶板。二、支架说明：1、支架的基本形式：液压支架为支撑掩护式, 最小控顶距4.669 m,最大控顶距为5.469m，循环进度0.8m，支架中心距为1.75m，端面距不大于0.34m。附图3-1：工作面支护平面示意图附图3-2：支架
37、最大、最小控顶距剖面图2、柱鞋直径计算200 其中Rt支柱实际支撑能力190kN Q底板比压40Mpa经计算得出为246mm，S8310工作面所选柱鞋规格为300mm60mm，直径为300mm，故所选柱鞋满足要求。三、乳化液泵站：1、泵站型号、数量S8310工作面所配采用4台GRB37.5/400（雷波）型乳化液泵，配以2台雷波乳化液箱，公称压力为37.5Mpa，公称流量为400L/min；乳化液泵站到工作面采用DN38G主进液管进液，DN51D主回液管回液。另外配备一台GRB315/31.5型乳化液泵一台RX400/25B乳化液箱。2、泵站位置泵站位于第一趟移动设备列车，乳化液泵箱应高于泵体
38、100mm以上。3、泵站使用规定（1）启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位适当，各种保护设施齐全可靠，运行方向为正向。（2）乳化液(浓缩物)供应方式配液箱自动配制，然后经管路运输至井下各使用地点，启动泵站前应使用乳化液(浓缩物)浓度折射仪检查乳化液浓度控制在3%-5%（实际浓度折光仪读数2.5，相当于折光仪读数控制在1.2%-2%），如不合格立即汇报矿总调和有关领导，处理后方可开启泵站。（3）开泵时，要时刻注意泵的声音，若发现异常立即停泵处理。（4）泵站及液压系统完好，不漏液。（5）泵的卸载整定值为37.5Mpa，供液压力不低于37.5 Mpa，严禁随意
39、调整安全阀的整定值。（6）其它未提及之处，严格执行回采操作规程第九章“回采机电设备操作”中的有关要求执行。四、支护参数：表32：ZY12000/30/68D型液压支架主要技术参数序号参数名称单位参数1型号ZY12000/30/68D2最大高度m6.83最小高度m3.04适应采高m4.36.65立柱缸径mm420/3306泵站压力MPa37.57安全阀开启压力MPa43.318支架初撑力KN105489支架工作阻力KN1200010最大控顶距m5.46911最小控顶距m4.66912支架中心距m1.7513底板比压MPa4.42表33：过渡架ZYG12000/26/56D主要技术参数型式二柱掩护
40、式支架型号ZYG12000/26/56D高度2.65.6m工作高度3.55.4m宽度1.661.86m中心距1.75m工作阻力1169512143KN（P43.31MPa）初撑力1012810517KN（P37.5MPa）支护强度（f=0.2）1.071.11MPa底板比压（f=0.2）2.984.73MPa 前端泵站压力37.5 MPa流量400 L/min重量约48t（图纸设计标称总量）表34：端头架ZYD12000/22.5/45D主要技术参数型式二柱掩护式支架型号ZYD12000/22.5/45D高度2.254.5m工作高度3.04.3m宽度1.661.86m中心距1.75m工作阻力10169-10522KN（P43.31MPa）初撑力11742-12149KN（P37.5MPa）支护强度（f=0.2）0.950.98MPa底板比压（f=0.2） 3.314.53
