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1、目 录 第一章 工作面概况3第一节 编制依据3第二节 工作面位置及井上下关系3第三节 工作面参数及煤（岩）层赋存特征4第四节 煤层顶底板4第五节 地质构造5第六节 水文地质6第七节 影响回采的其他因素9第八节 储量及服务年限9第二章 采煤方法11第一节 巷道布置11第二节 采煤方法及采煤工艺11第三节 采煤设备配置13第三章 顶板控制21第一节 支护设计21第二节 工作面顶板控制24第三节 两巷超前及端头顶板控制26第四节 矿压观测29第四章 生产系统31第一节 运输系统31第二节 “一通三防”与安全监控系统31第三节 瓦斯抽放系统36第四节 供排水系统40第五节 供电系统41第六节 通讯及照
2、明系统63第五章 劳动组织及主要技术经济指标64第一节 劳动组织64第二节 作业循环65第三节 主要技术经济指标66第六章 煤质管理67第七章 安全技术措施69第一节 一般规定69第二节 顶 板70第三节 防治水措施71第四节 爆 破71第五节 “一通三防”与安全监控74第六节 运 输77第七节 机 电79第八节 工作面过断层期间安全技术措施84第九节 工作面下隅角强制放顶安全技术措施86第十节 其它安全技术措施88第八章 灾害预防及事故现场处置方案91第一节 瓦斯、煤尘爆炸事故现场处置方案91第二节 火灾事故现场处置方案93第三节 顶板事故现场处置方案94第四节 水灾事故现场应急处置方案97
3、第五节 灾害防治及避灾路线100第九章 安全避险六大系统101第一章 工作面概况第一节 编制依据一、经过审批的设计及批准时间2-605回采工作面施工的依据为2-605工作面设计图，批准时间为2014年12月10日。二、地质说明书及批准时间2-605回采工作面地质资料的依据是2-605工作面回采地质说明书，批准时间为2016年9月20日三、防治水安全许可评价批准时间2-605回采工作面防治水依据是2-605回采工作面防治水安全许可评价报告，批准时间为2016年9月20日四、通风设计及批准时间2-605回采工作面通风设计的依据是2-605工作面通风设计，批准时间为2016年2月20日五、供电设计及
4、批准时间2-605回采工作面供电设计的依据是2-605工作面供电设计，批准时间为2016年2月20日。第二节 工作面位置及井上下关系概况水平名称+355采区名称六采区工作面名称2-605煤层名称2#煤层地面标高（m）+838+894工作面标高（m）+230+271盖山厚度（m）+582+649黄土层厚度（m）2035基岩厚度（m）562614地面位置工作面位于已搬迁的郝家腰村东部，大部为黄土覆盖，为低山区丘陵地带。地面最大标高位于工作面内中间部位、最小标高位于工作面东南角处。井下位置及 四 邻采掘情况2-605工作面位于六采区下部右翼，为西南-东北走向。工作面推进方向左侧为2-607回采工作面
5、（未形成）,右侧紧邻2-603回采工作面（已回采），切巷位置距离2-226采空区195m。走向长（m）1188-12181203倾斜长（m）214-216215圈定面积（m2）255420m2第三节 工作面参数及煤（岩）层赋存特征2-605综采工作面走向长215m，设计推进距离1203m，可采面积2255420m2，可采储量110.3万吨；服务年限6.7个月。本工作面煤层属于二叠系山西组2#煤，本工作面为1、2#煤层合并区域，节理较为发育，平均煤层厚度为3.2m，预计夹矸厚度最薄为0.14m，最厚为0.4m，为复杂结构煤层。煤层一般含1层夹矸，以泥岩、炭质泥岩为主。煤岩类型为半亮型-光亮型。煤
6、（岩）层赋存特征项目单位指标备注煤层厚度（最大最小/平均）m2.853.40/3.2煤层倾角（最大最小/平均）（）513/7煤层硬度f0.61煤层层理发育程度中等发育煤层节理发育程度较为发育第四节 煤层顶底板煤层顶底板情况表煤层顶底板顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶中砂岩5.00-8.716.85灰白色中砂岩，以石英为主，含少许黑色矿物质，厚层条带。直接顶细粉砂岩2.32-3.222.77灰色细粉砂岩，富含煤纹，含少量白云母片。伪 顶泥岩0-0.900.45黑灰色，层理不清，上部夹粉砂岩薄层。直接底粉砂岩1.35-2.031.69灰黑色，泥质胶结，含少许植物化石碎片。老 底泥岩3
7、.09-4.003.54灰黑色，水平层理，富含煤纹。顶板多为细砂岩或泥岩，水平层理，富含煤纹，含少量白云母片，下部含灰黑色粉砂岩条带，单向抗压强度366Kg/cm2,抗拉强度3133Kg/cm2。第五节 地质构造根据2-6051、2-6052两巷实际揭露资料和本煤层钻孔钻探资料分析，整体成一单斜构造分布，工作面小范围褶皱分布为:前半部中部呈向斜,后半部呈背斜。其中，位于郝家腰村东北部段的2-6052巷呈向斜，总体轴向NW，倾向SE，两翼煤层倾角47。该向斜对煤层起伏变化的影响不大，不会对2-605工作面的回采产生太大影响。依据六采区实际揭露、钻探、三维地震勘探资料，本工作面及周围有4条断层和3
8、个陷落柱，详细参数见下表：工作面周边及内部断层一览表编号位置落差（m）性 质倾向倾角对回采影响程度12-6052巷开口12#点前30m4m正断层N15E43预计对回采影响长度约200m。22-6051巷19#点前85m2.53m正断层N72E47预计影响切巷方向50m，推进方向70m。32-605切巷开口23#点前46m45m正断层N70E41预计影响推进方向20m。42-6051巷11#点到11#点前172m处05m正断层N9E30位于2-605工作面内，距2-6051巷5060m。工作面周边及内部陷落柱一览表编号位置长轴短轴对回采影响程度X332-6052巷左帮侧工作面内，28#点至30#
9、点间82.6m51.9m预计影响工作面推进方向60m。X372-6052巷右帮侧，38#点前59m至86m范围38.1m18.6m巷道掘进过程中并未揭露，预计对工作面回采无较大影响。X382-6052巷右帮侧38#点至27m范围34.2m21.3m工作面及相邻区域钻孔孔号坐标孔口标高终孔层位2#煤标高封孔质量XYL-704058341.8737570124.7266.19O237.92良L-4b4058714.0137570235.2170.57C362.10良L-2b4057720.6337569633.0862.99O264.37良L-16b4058848.7537570425.1865.
10、78C369.62良LK-94058272.8337570031.7156.85C397.52水文孔（已封堵）第六节 水文地质一、涌水水源分析1、地表水工作面地表无河流及水洼，地表水一般为降雨积水，预计对煤层开采不会造成影响。2、含水层水顶板下石盒子组组K8砂岩裂隙水2#煤层上覆砂岩含水层与泥质岩层相互叠置，富水性普遍较弱。顶板直接充水含水层K8砂岩，厚度为2.88.71m，距2#煤层2.859.77m，该含水层裂隙不发育，连通性差，以静储量为主，易于疏干，正常掘进时，涌水量一般05 m3/h，并且随时间的推移逐渐减少。所以2#煤上覆砂岩水不会对回采产生较大影响。石炭系上统太原组灰岩裂隙-溶洞
11、水主要有K4、K3、K2三层灰岩，平均厚度分别为3.54m、4.34m、9.58m。2#煤层底板距K4灰岩顶板平均距离为34m，现静水位标高为+330+360m， 2#煤层底板太原组灰岩带压值为0.71.2MPa。奥陶系中统峰峰组石灰岩岩溶裂隙水奥陶系（O2）灰岩水静止水位标高+420+440m。奥灰顶板距2#煤层底板平均103.62m，带压值1.72.1MPa。突水系数计算2-605回采面2#煤层突水系数计算：现K2、O2区域水位距2#煤层平均厚度分别为34m和103m。据公式t=P/M式中：t突水系数，MPa/m；P底板隔水层承受的水头压力，MPa。M底板隔水层厚度，m。参数的选取P底板隔
12、水层承受的太灰和奥灰水头压力分别取1.0MPa和2.1MPa。M底板隔水层厚度分别取34m和103m。结论及分析将以上参数带入上述公式中，可得2-605工作面底板太灰水和奥灰水突水系数分别为：0.029 MPa/m和0.020 MPa/m。根据全国实际资料，底板突水系数小于0.06MPa/m为安全区，0.060.1MPa/m为相对安全区，大于0.1MPa/m为危险区。所以可得结论，2-605回采工作面不受太灰、奥水水影响。3、小窑（老空）水2-605工作面东南部与2-603采空区相邻，2-603采空区标高低于2-605工作面，所以采空区积水不会对本工作面造成较大影响。2-605工作面切巷西南方
13、195m为2-226采空区，距离远大于安全隔水煤柱厚度，所以该采空区不会对工作面造成影响。二、导水通道分析从矿井历史出水情况来看，所有的突水均为揭露断层或陷落柱等构造导致。断层或陷落柱破坏了隔水地层的连续性，降低了构造附近围岩力学强度，增强了其渗透性及导水性或缩短与含水层的距离，成为导水通道。根据三维地震显示，2-6052巷左帮侧工作面内，28#点至30#点间存在疑似陷落柱X33，长轴86.6m，短轴51.9m，经过物探钻探，未出水，为非导水陷落柱。2-6051巷21#点处至切巷位置，揭露H=5m正断层，揭露时未出现涌水异常，后经物探钻探验证，也无出水异常，所以工作面受断层及陷落柱导水威胁较小
14、。中国煤炭地质总局华盛水文地质勘查工程公司第四分公司施工的LK9水文孔设计圈定在2-605工作面内，该孔用于奥灰水监测孔使用，现已进行封堵。LK9号孔封闭止水情况：按设计要求观测孔内水位，孔内无水位。探孔，探止652.90m处有样块，钻具下不去。下钻具冲扫孔，到697.14m。钻具下到697.00m处用425#水泥2吨封闭钻孔。测水位，孔内无水位。探孔探到孔内无水泥。下泥球，用泥球封闭止694.00m处。用425#水泥8吨，160袋封闭钻孔。测水位，水位为300.00m.取水泥样，在340.00m341.80m处取水泥样。用425#水泥18吨360袋封闭钻孔，水泥已流出孔口，水泥：水1:0.7
15、根据以上封闭钻孔，经矿方检验达到合格。已钻探2孔验证，无任何涌渗水现象。回采至该位置时严格按贯通管理，保证安全回采。三、涌水量预测及安全计算本工作面正常涌水主要来源为顶板砂岩水05m3/h，预计该工作面最大涌水量为40m3/h。工作面掘进期间正常淋水小于5m3/h ，主要含水层为2#煤层顶板裂隙含水层，主要水害威胁为揭露断层、陷落柱等构造异常区后K2、O2垂向导水。四、针对预测的水害需采取的防治水措施加强回采期间观测。在回采接近异常区域前对附近巷道进行超前观测，发现异常变化后立即停止回采，采用物探、钻探方法来判断其富水性及危险程度；加强排水系统日常维护。本工作面排水系统虽可满足正常生产需求，但
16、仍应加强排水系统的日常维护，主要通过以下手段保证其可靠性：排水路线为：工作面六区轨道巷六区皮带巷六区中部水仓地面保证工作面各水仓两台水泵（一用一热备），水泵开关高于巷道1.5m以上，每班明确一个专人负责检查其完好性、试运行备用水泵等，并将试运行记录填入工作面排水系统检查台账；及时清挖水仓内淤泥，保证工作面各水仓的有效容积不小于总容积的70%，并填入工作面排水系统检查台账；回采期间发现异常征兆时，必须采取相应的处理措施，如出现挂红、挂汗、空气变冷；发现雾气、水叫、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙，发现淋水、水色发浑有嗅味等异状时，必须停止作业，立即撤出人员并报告调度室。经矿组织有关人员现场鉴定后采取
17、措施进行处理；工作面突然发生水灾、火灾、瓦斯、煤尘爆炸或煤与瓦斯突出预兆时，施工人员要迅速撤离危险区，并以最快速度报矿调度室、通知附近地点的工作人员按避水灾路线进行有序撤离；避灾路线为：工作面六区轨道巷六区皮带巷三站台+355大巷主井地面第七节 影响回采的其他因素一、瓦斯涌出量根据相邻2-603工作面回采期间的瓦斯涌出量情况，2-605工作面预计回采期间绝对瓦斯涌出量为16.0m3/min，其中风排瓦斯量6.0m3/min，抽采瓦斯量10.0m3/min（本煤层抽采量2.0m3/min、上隅角抽采量3.0m3/min、裂隙带钻孔抽采量5.0m3/min）。二、煤尘爆炸指数605工作面开采煤层为
18、2#煤层，2015年经山西煤矿设备安全技术检测中心鉴定为类自燃发火煤层，同时具有爆炸危险性，爆炸性指数为25.13%。三、自然发火期2011年经沈阳煤科院鉴定2#煤层最短自燃发火期为311天。第八节 储量及服务年限一、工作面储量1、可采储量Q工=面积煤厚煤的密度=255420m23.21.35=1103414.4吨。2、预计采出煤量Q1=Q工98% =108万吨。二、工作面服务年限计算 设计日产量 ： D=L M H A =2203.20.81.3580.98 =5961(吨)式中： D计划日产量,吨 煤层容重，1.35吨/m L工作面长度，220m M采高，3.2m H截深，0.8m A日循
19、环次数，8次 回采率，98%（2）设计月产量： Q=D S K =59613090% 16.1（万吨）式中：Q计划月产量，吨 S月工作日天数，30天K正规循环率，90%（3）可采期： T= Q1/Q=108/16.16.7（个月） 式中：T可采期，月 Q1可采储量，108万吨 Q计划月产量，16.1万吨第二章 采煤方法工作面选用综合机械化沿顶底板一次性采全高走向长壁后退式采煤法，采空区顶板采用全部垮落法处理。第一节 巷道布置一、工作面位置设计概况2-605工作面位于六采区中下部右翼，为西南-东北走向，下部为2-603回采工作面,切巷位置紧邻二采区保护煤柱。二、巷道设计概况名称断面（）支护方式用
20、途巷内设施2-6051巷19.24锚网梁索运煤、进风、行人皮带、转载机、供排水管路、负荷中心、乳化液泵站、单轨吊轨道、压风系统6052巷18.24锚网梁索运料、回风、行人单轨吊轨道、供排水管路、压风系统切巷30.34锚网梁索 煤体切割采煤机、刮板输送机、液压支架高位钻场6.25锚网梁索喷瓦斯抽放抽放管路回风联巷15.0锚网梁索回风抽放管路第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部跨落综合机械化采煤方法。采煤工艺为：双滚筒采煤机割煤、装煤刮板输送机运煤移架支护、采空区顶板自行垮落推移刮板输送机。二、工艺流程1、落煤方式（1）落煤。采用MG500/1210-GW
21、D型电牵引采煤机双向割煤，截深800mm，根据通风能力及抽采情况，顶板条件确定采煤机的牵引速度控制在04m/min。（2）进刀方式。采煤机采用端头斜切进刀双向割煤，斜切进刀段长度不小于17架（30m），进刀深度为800mm。采煤机割通机尾（机头）后，推移刮板输送机至采煤机后滚筒11架（20m）时停止；调换采煤机滚筒上下位置，沿刮板输送机弯曲段向机头（机尾）方向切入煤壁，直至前后滚筒完全切入煤壁中，采煤机进入输送机直线段，推移刮板输送机机尾（机头）段，使刮板输送机呈平直状态；调换采煤机滚筒上下位置，向机尾（机头）割通三角煤；割完三角煤以后，调换采煤机滚筒上下位置，向机头（机尾）正常割煤，完成进刀
22、。2、装煤： 装煤、运煤：割煤过程中，通过滚筒的螺旋叶片转动和铲煤板的推移，将煤装入SGZ-1000/1400型可弯曲刮板输送机、皮带顺槽采用SZZ1000/375型转载机（破碎机PCM200）、DSJ120/120/2315重型可伸缩皮带一部、1.2米重型电滚筒皮带2部进行运煤。3、移架与顶板控制 工作面采用ZY7200/19/40型掩护式液压支架对顶板进行控制。采煤机割煤后，距后滚筒3-5架单架依次顺序随机移架，追机作业；架前来压，顶板破碎，拉架跟不上割煤时，必须停止割煤进行顶板控制。4、推溜：采煤机割煤后，距后滚筒13架（23m）以上时,即可顺序推溜,推溜时必须2-3台支架同时供液分2-
23、3次推溜到位,推溜后保证刮板输送机平直，并及时将各操作手把扳到零位。5、采空区处理：采空区顶板在工作面回采推进后液压支架后侧的顶板自行垮落，采用全部垮落法进行处理。三、正规循环生产能力计算工作面循环生产能力：W=LShc=2200.83.21.3598%=745（吨）式中：W工作面正规循环生产能力，t，L工作面长度，220m； S工作面循环进尺，0.8m；H工作面设计采高，3.2m；煤的视密度，1.35t/m；c工作面采出率，98%。第三节 采煤设备配置根据工作面地质条件要求及同采区其他工作面综采设备使用情况工作面选用MG500/1210采煤机一台进行割煤装煤；220m长SGZ-1000/14
24、00刮板输送机一部进行运煤；ZY-7200/19/40液压支架117架、A型架4架、B型架3架合计124架进行工作面顶板支护；6051巷端头采用单体液压支柱配合梁进行支护；6052巷超前采用ZZ10000/21/42型超前支架3架进行超前支护。6051巷端头安装SZZ-1000/375转载机一部，搭配PCM200破碎机一台，通过ZY2700皮带自移机尾与DSJ120/120/2315重型皮带一部搭接出煤，两巷采用DX100型电牵引单轨吊运输物料及设备备件。设备主要技术性能及使用参数如下：一、MG500/1210-GWD型电牵引采煤机（一台）序号主要技术性能1型号MG500/1210-GWD型2
25、适应煤层采高：2.74.8m；倾角：163滚筒直径2000mm4机面高度2016mm5截 深800mm6机器外形长宽高12.782.6952.016m（两滚筒中心水平中心距）7截割部电机型号YBCS-500（G）功 率2500KW供电电压3300V摇臂形式整体弯摇臂摇臂长度2716.733mm摇臂摆角+40.39（43.38）-26.548行走部牵引电机型号YBQYS-55功 率255KW供电电压380V牵引形式交流变频调速、销轨式牵引牵引速度08.3814m/min9调高电机型 号YBPB-30（A）功 率30KW供电电压3300V10操纵形式手动、电控或无线电遥控，两端控制调高，采煤机启动
26、、停止、牵引方向、速度；中间控制采煤机起动、停止、牵引方向、速度11喷雾系统内、外喷雾12冷却系统电动机、变频调速箱、截割摇臂水套冷却二、SGZ1000/1400型刮板输送机（一部）序号主要技术性能1设计长度220m2输送量2000t/h3装机功率2700KW4刮板链速度1.31m/s5刮板链型式中双链圆环链规格42146mm链间距220mm圆环链破断负荷2220KN刮板间距876mm6电机（双速）型号YBSD-700/350-4/8额定电压3300V额定转速1484rpm7减速器型号JS700III传动比1：39.1冷却方式水冷8中部槽规格（长宽高）17501000352mm槽间连接型式哑铃
27、联接中部槽形式整体铸焊封底溜槽卸载方式端卸紧链方式液压马达低速紧链、伸缩机尾辅助紧链三、ZY7200/19/40型掩护式液压支架序号主要技术性能1支架高度1.9/4.0m宽度1660-1860mm中心距1750mm初撑力P=31.5 Mpa（6425KN）工作阻力P=35.37 Mpa（7200KN）泵站压力31.5Mpa操纵方式手动操作对底板比压平 均2.2Mpa支护强度0.87Mpa2立柱型式双伸缩缸径360/270mm柱径340/230mm工作阻力P=35.37 Mpa（3600KN）行程（一级/二级）1021/995mm数量2根3推移千斤顶缸径/杆径180/120mm推力/拉力P=31
28、.5 Mpa（802/445）KN行程900mm4调底千斤顶缸径/杆径125/85mm行程270mm推力/拉力P=31.5 Mpa（386/208KN）5侧推千斤顶缸径/杆径80/60mm行程200mm推力/拉力P=31.5 Mpa（158/69KN）6抬底千斤顶缸径/杆径125/85mm行程220mm推力/拉力P=31.5 Mpa（386/208KN）7平衡千斤顶缸径/杆径230/140mm初撑力（推/拉）P=31.5 Mpa（1309/824KN）工作阻力（推/拉）P=34 Mpa（1412/889KN）行程590mm8伸缩梁千斤顶缸径/杆径100/70mm推力/拉力P=31.5 Mpa（
29、247/126KN）行程900mm9护帮千斤顶缸径/杆径100/70mm推力/拉力P=31.5 Mpa（247/126KN）工作阻力（推/拉）P=33.0 Mpa（259KN）行程470 mm四、SZZ1000/375顺槽用刮板转载机（一部）序号主要技术性能1输送量2200t/h2出厂长度40.5m（含破碎机）3刮板链速1.83 m/s4爬坡角度8度5与皮带机搭接方式自移机尾6电动机型号YBSD-375/187-4/8功率375/187KW转速1484/739r/min电压3300V7减速器型号53JS速比24.225冷却形式水冷8刮板链形式中双链圆环链规格34126圆环链破断负荷1450KN
30、链间距200mm刮板间距756mm9紧链装置紧链形式闸盘紧链与伸缩机头辅助紧链伸缩机头有效行程250 mm五、PCM200锤式破碎机(一台)序号主要技术性能1破碎能力2200t/h2最大输入块度1000mm800mm长度不限3最大排出粒度300（250.222.150）mm4电动机型号YBKYS-200型5电动机功率200KW6电动机转速1478r/min7电动机电压1140/660V8破碎主轴转速370r/min9破碎锤头数8个10破碎锤头冲击速度20m/s11大（小）皮带轮节圆直径1250（315）mm12破碎中板厚度60mm13适用槽宽（内宽）1000mm14V带规格（GB11544-8
31、9）窄V带SPC-5600（8根）15喷雾形式外喷雾：出入口各四个喷嘴入水口A16快装接头15外型尺寸:长宽高354019411736mm16机器总重17.654t六、ZY2700型自移机尾（一部）序号主要技术性能1工作介质乳化液2额定供液压力31.4MPa3适用输送带宽度1200mm4推移套筒缸一级行程：1300mm一级推力：2*910KN一级拉力：2*612KN二级行程：1400mm二级推力：2*631KN二级拉力：2*384KN5立缸行程：300mm推力：4*631KN拉力：4*385KN6水平缸行程：200mm推力：2*260KN拉力：2*260KN7浮动缸（浮动托辊组用）行程：340
32、mm推力：2*246KN拉力：4*125KN8液压系统控制方式操纵阀组集中控制9外型尺寸（长宽高）1241725001112mm10机器总重25885Kg七、SSJ1200/2*315重型可伸缩皮带机（6051巷皮带）序号主要技术参数1输送量1000t/h2带速3.15m/s3适应倾角0-84传动滚简直径8305换向滚筒直径机头8306机尾6307托辊直径1088胶带规格型号PVCl400S径向拉伸强度1500N/mm带宽1200mm9主电动机型号YB2-3l5L1-4功率2*315KW转数1480r/pm电压1140/660V10减速器型号MRSF60-25速比25输入转速1480r/pm1
33、1液压自动张紧装置型号YZLA-lOOKN12输送长度1200m八、ZZ1000/21/42型超前支护支架序号主要技术性能1支架高度2.1/4.2m宽度1920mm初撑力P=31.5 Mpa（7758.5KN）工作阻力P=40.6 Mpa（10000KN）对底板比压1.96Mpa支护强度0.5Mpa缸径280/260mm柱径200/185mm工作阻力P=40.6 Mpa（2500KN）3推移千斤顶缸径/杆径230/120mm推力/拉力P=31.5 Mpa（952/356）KN行程2000mm4前梁千斤顶（4个）缸径/杆径160/105mm行程165mm推力P=31.5 Mpa（633KN）5侧
34、挑千斤顶（16个）缸径/杆径100/70mm行程215mm推力/拉力P=31.5 Mpa（247/126KN）6抬底千斤顶缸径/杆径125/85mm行程200mm推力/拉力P=31.5 Mpa（386/208KN）九、自移悬挂式设备列车序号主要技术性能1最大牵引力240kN2额定制动力288kN3列车移动速度50m/h4额定爬坡能力115水平转弯半径5m6垂直转弯半径10 m7标准机车长190 m8设备拖移长70m9电缆拖移长120m10机车宽1.3m序号主要技术性能1额定牵引力100 kN2额定制动力150kN3额定车速1.6 m/s4额定爬坡能力165水平转弯半径4 m6垂直转弯半径10
35、m7额定载重量16 t8标准机车长16 m9机车宽0.75 m（电池车0.82m）10蓄电池容量560 Ah11总重8.3 t十、DX100防爆蓄电池单轨吊车第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面支护设计1、矿压参数参考同采区2-603工作面本煤层矿压观测资料，填制矿压参数表：序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1 顶底板情况基本顶厚度m3.07-10.033.37-10.03直接顶厚度m3.57-7.953.97-7.95直接底厚度m1.4-2.681.4-2.682直接顶初次垮落步距m20203初次来压来压步距m2020最大平均支护强度KN/590590最大平均顶底板移近量mm5005
36、00来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1515最大平均支护强度KN/563600最大平均顶底板移近量mm6262来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/363400最大平均顶底板移近量mm3503006直接顶悬顶情况m117底板容许比压Mpa2.22.28直接顶类型类229基本顶级别级10巷道超前影响范围m18182、支架型号选择选型依据：根据邻近工作面煤层顶板分类（2#煤直接顶属2类，老顶级）、煤层厚度、采高、煤层倾角、通风要求、以及采煤机和运输机匹配等条件，工作面选用选用ZY7200/19/40型掩护式液压支架进行支护。ZY7200/19/40型掩护式液压支架特性表项
37、目内容单位规格适用条件煤层厚度m2.853.70/3.55煤层倾角（度）513/7顶板直接顶类2基本顶级底板支架配有抬高装置，底板软或平整度差时均可通过地质构造在地质构造较为复杂的情况下可以使用总体特征支架高度m 1.9/4.0工作阻力KNP=7200 （35.37Mpa）初撑力KNP=6425 （31.5 Mpa）对底板最大比压Mpa2.2工作面长度为220m，支架中心距1.75m，设计安装124台支架，沿工作面直线布置，1#3#、121#选用A型过渡支架，4#120#架为普通支架，122#124#选用B型过渡支架；机头1台端头支架，6052巷3台超前支架；机尾端头采用单体液压支柱配合0.8
38、m金属梁、铁鞋进行支护。3、支护强度验算：（一）采用经验公式：pt=9.81hk式中：pt工作面合理的支护强度，kN/m2; h采高，2.85-3.7m； 顶板岩石重力密度，1.7t/m3; k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般取48，（2#煤层顶板冒落带厚度7.34-18.74m），取6。取上限，上式可写为： pt大 =9.81*3.7*1.7*6=370 kN/m2支架支撑范围支护强度P大=370*1.75*（5.409+1）=4150KN通过计算，可知：所选支架工作阻力7200KN冒落带岩层重量4150KN。所选支架能满足顶板所需支护强度。4、确定最大、最小控顶距ZY720
39、0/19/40型双柱掩护式液压支架其支架前梁长4149毫m，工作面端面距设计为460毫m，可确定：最小控顶距为4149+460=4609mm最大控顶距为4149+460+800=5409mm5、乳化液泵由工作面支架工作原理，其达到初撑力所需泵站压力为30Mpa，工作面拉架方式为单架依次顺序式，由此，工作面乳化液泵可选用DRB400/31.5型乳化液泵两台，一台工作，一台备用，便可满足生产的需要，其额定流量为400L/min，额定工作压力为31.5Mpa，乳化液泵箱串联供液，乳化液泵站到工作面采用31.5mm高压管路进液，51mm管路回液。1、泵站压力的确定：根据液压支架初撑力确定泵站压力的公式
40、：P1=4P2/ZD2P1液压支架初撑力所需泵站压力，PaP2液压支架的初撑力，NZ一架液压支架立柱根数D支架立柱的缸径内径，m其中，P2=6425KN、Z=2、D=0.36m计算的P1=31.5MPa泵站压力按推移千斤顶最大推力验算P11=4P22/D2P11千斤顶最大推力所需泵站的压力，PaP22千斤顶的最大推力，ND千斤顶缸体内径，m其中，P22=802KN、D=0.18m计算得P11=31.5Mpa通过计算得出乳化液泵站压力为31.5Mpa 2、泵站流量的确定：根据支架在工作面中每架在移动的循环中需要动作的立柱和千斤顶的最大流量确定，同时满足液压支架追机快速移动的要求，泵站流量的计算公式为：QN1S（F1+F2）+N2BF3/1000（L/V-T）Q