31108采煤工作面机采.docx

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1、 编号：新泰市莲花山矿业有限公司采 煤 工 作 面 作 业 规 程 工作面名称：31108采煤工作面编 制 人： 韦良宾 区 长： 李广宝施工单位： 采煤二区 批 准 人： 王善村编制日期：2015 年11月10日 执行日期： 年 月 日目 录目 录（2）第一章 概况 （4）第一节工作面位置及井上下关系（4）第二节煤层（4）第三节煤层顶底板（5）第四节地质构造（6）第五节水文地质（8）第六节影响回采的其它因素（8）第七节储量及服务年限（9）第二章 采煤方法 （9）第一节巷道布置（9）第二节采煤工艺（11）第三节设备配置（17）第三章 顶板管理 （18）第一节支护设计 （18）第二节工作面顶板管

2、理 （22）第三节顺槽及端头顶板管理 （43）第四节 矿压观测 （46）第四章 生产系统 （47）第一节运输系统 （47）第二节通防与监控系统 （49）第三节排水系统 （68）第四节供电系统 （70）第五节通讯照明系统 （71）第六节压风系统 （71）第五章 劳动组织和主要经济技术指标 （74）第一节劳动组织 （74）第二节作业循环 （75）第三节主要经济技术指标 （76）第六章 煤质管理（77）第七章灾害预防及避灾路线 （77）第八章 安全技术措施 （84）第一部分回采施工 （84）第一节一般规定 （84）第二节顶板管理 （85）第三节防 治 水 （90）第四节爆破管理 （91）第五节通防及

3、安全监测 （99）第六节运输管理 （106）第七节机电管理 （118）第八节各工序操作安全措施（133） 第九节 特殊安全技术措施 （143） 第二部分 回采施工安全管理制度 （155） 考试题 （161）第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系31108采煤工作面位于井田东南部，位于-510水平，工作面北部为十一层回风下山，西部为31104工作面，现已回采完毕，南部靠近F2断层，东部为其它块段煤层实体，地面具体位置及井上下关系如表一。表一 工作面位置及井上下关系表 水平名称-510米水平采区名称三采区地面标高（米）+186.1-+189.6m 井下标高（米）-510.2 -541地面的相

4、对位置地面相对位置位于肖家上汪以东的农田内,地表无建筑物及其它设施。回采对地面设施的影响该工作面距地表垂深696.3-730.6米，回采后对地表无影响。井下位置及相邻关系该工作面位于三采区东南部，工作面北为十一层回风下山，西为31104采空区，南部靠近F2断层，东为11层其它块段实体。走向长度(m)98-140120倾斜长度(m)90面积()10800 第二节 煤 层本工作面设计开采煤层为十一层煤，通过地质资料分析和其它11层炮采工作面回采证实，该工作面范围内，十一层煤赋存较稳定，煤层厚度在1.01-2.41m，容重1.41t/m。 具体情况如表二所示。 表二 煤 层 情 况 表 煤层厚度(m

5、)1.01-2.411.63煤层结构简单煤层倾角（度）12开采煤层十一层煤硬度1.4煤种肥煤稳定程度稳定煤层情况描述该工作面回采的煤层为石炭系太原组十一层煤，煤层结构复杂，含13层泥岩夹石，上层夹石一般多含黄铁石结核，厚度不稳定，分布不连续。下层夹石多为铝质泥岩，厚0.050.15m。工作面煤层产状：走向150，倾向60，平均倾角12。第三节 煤层顶底板煤顶底板岩性特征表 表三顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶细砂岩或粉砂岩13为灰白色细砂岩或粉砂岩，局部显层理且含有结核。直接顶粉砂岩6为灰色粉砂岩，局部细砂岩或粉砂岩互层，性脆易碎。直接底细砂岩5.5为白色细砂岩，致密较坚硬。老底细砂岩

6、或粉砂岩12.3深灰色细砂岩或粉砂岩，性脆易碎。附：煤层综合柱状图第四节 地质构造 一、断层情况以及对回采的影响根据31108工作面切眼、回风巷、进风巷实际揭露情况，预计该工作面地质构造主要以小断层为主，预计断层如下。 表四 断 层 情 况 表 构造名称走向倾向倾角性质落差 （m）对回采影 响程度F192275正断层1.1小F26715740正断层0.8小F322631670正断层0.5小F47834850正断层0.8小F58017035逆断层1.8小F61293970正断层0.8小F71556580正断层1.0小F81182885正断层2.5大F91405080正断层1.4小 二、其他因素对

7、回采的影响根据进回风巷及切眼揭露，31108工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入附图：工作面进、回风巷、采面切眼素描图。第五节 水文地质一、含水层分析1、根据31108工作面进、回风巷及切眼实际揭露的情况，太原组十一层煤顶板为粉砂岩，富水性较弱，顶板干燥无水，所揭露断层带内被断层泥充填密实，断层带内干燥无水，说明断层均不导水，亦不含水，此巷道附近无钻孔穿过，地表水与井下相距600多米，并且中间有第三纪红砂岩（厚200多米）相隔，与井下无水力联系，因此，本工作面不受水威胁，对正常回采无影响。2、含水层（顶部和底部）分析11煤层顶板为粉砂岩，富水性较弱，通过三采十一层回风巷实际揭露，顶板干燥无水。

8、根据我矿01号探徐奥灰水孔揭露，13煤下距徐灰42.65m，距草灰59.20m，距奥灰91.46m，水压为2.0MPa，水量2.37m/h。根据01号钻孔揭露，徐、草灰均无水，因此在掘进时只考虑奥灰水的影响，13煤层下距奥灰水岩柱厚度为91.46m。11煤层下距13煤层平均37.50m，因此11煤层下距奥灰水岩柱厚度为128.96m。用01号孔水压对掘进工作面进行突水系数法计算。01号孔孔口标高为-511.2m，水压为2.0MPa ，该回采工作面最低点标高为-541m，11煤下距奥灰岩柱厚度为128.96m，即隔水层厚度M=128.96m所以该处底板至奥灰水位隔水层底板承受水压为3.588MP

9、a。采用公式 T =P/M式中：T突水系数，MPa/m；P底板隔水层承受的水压，MPa；M底板隔水层厚度，m。所以该掘进工作面突水系数为T=3.588/128.96=0.028MPa/m由于我矿地质条件复杂，根据煤矿防治水规定底板受构造破坏段突水系数一般不大于0.06 MPa/m为安全开采。经计算该工作面承压水系数0.028MPa/m不超过0.06MPa/m，因此回采时不受底板承压水威胁。二、工作面邻近老空水积水情况分析该工作面西部为31104工作面采空区，工作面于2009年7月回采完毕，该工作面开采时煤层顶底板均无含水层，所揭露断层都不含水，仅为防尘用水（大部分被煤带走），因此31108工作

10、面回采期间不受采空积水威胁。二、其它水源的分析本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部低洼积水，但对回采无影响。三、 涌水量 预计该面正常涌水量0.01m/h，最大涌水量0.015m/h。为确保安全生产，低洼处应备好专用排水风泵（型号为BQX15304）、通过已经敷设好的2寸排水管路，将积水排至十一层水仓。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 瓦 斯瓦斯矿井，相对涌出量2.59m/t,绝对相对涌出量0.072m/min，该面参考值0.076 m/min。CO2低CO2矿井，相对涌出量2.54 m/t，绝对相对涌出量0.81m/min。该面参考值0.089

11、 m/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为39.7%。煤的自燃倾向性二类自燃发火煤层。地温危害无冲击地压危害无二、应力集中区 该工作面开采不受应力集中影响。 第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：Q=smR=108001.63m1.41t/m=24821.64t式中：s-储量计算块段即工作面的面积，单位；m-工作面的平均煤厚，单位m；R-开采，煤层的容重，单位t/m。可采储量24821.6495%23581t。二、工作面服务年限日产量=90m1.0m31.63m1.41t/m620吨月产量=620吨/天29天17980吨。工作面的服务年限 =可采储量/月设计产量=23581/17980

12、=1.3个月第二章 采煤方法采用走向长壁全部垮落法进行回采。第一节 巷道布置一、工作面设计依据和采区巷道布置概况采区设计说明书为扩采十一煤层采区开采设计说明书，批准文号泰煤字（2014）152号、批准时间2014年6月26日批准。并于当年投入生产，采区巷道借助三采区十一层进风下山和回风下山掘进一条十一层进风下山（II段）和一条十一层回风下山（II段），工作面布置两条采区巷道担负着工作面的通风、供电、排水、行人、运输、运料、排矸等任务。31108工作面生产系统满足规程要求。二、工作面进风巷进风巷位于工作面下部，顺煤层布置，锚梁网支护，锚梁网支护断面形状为不规则形，排距0.8米，净宽3.0米，净高

13、2.2米，净断面积6.6，主要用于该工作面进风、行人、运输、运料。进风巷下帮布置有50.8mm防尘管路一趟，50.8mm压风管路一趟，靠近工作面10-20m的地方设移动防爆电话一部 ，巷道内铺设轨道和两部40T溜子，便于运料和运输煤矸。三、工作面回风巷回风巷位于工作面上部，顺煤层布置，锚梁网支护，锚梁网支护断面形状为不规则形，排距0.8米，净宽2.4米，净高2.0米，净断面积4.8，主要用于该工作面回风、行人。回风巷下帮布置有50.8mm防尘管路一趟，50.8mm压风管路一趟，靠近工作面10-20m的地方设移动防爆电话一部。三、采面切眼切眼位于工作面北部，顺煤层布置，一部分为锚梁网支护，一部分

14、为钢棚支护，断面形状为不规则形（梯形），锚梁网段排距0.8米，净高1.8米，净宽2.4米，断面积4.32；钢棚支护段净高1.8m，净宽1.8m，净断面积3.78。靠近推进方向侧铺设150溜子，使用DY150型采煤机配SGZ630/150W型刮板输送机。四、移动变电站和乳化泵硐室 移动变电站设在11层进风下山联络巷内，乳化泵安设在11层进风联络巷内。附图：工作面位置及巷道布置平面图 第二节 采煤工艺一、采煤工艺 根据煤层赋存特征及开采技术条件，确定本工作面采取“单一走向长壁后退式采煤法”开采，采用“DY150采煤机+SGZ630/150W型刮板输送机+单体液压支柱”高档普采工艺，实行全部垮落法管

15、理顶板；人工开上、下缺口。采高1.63m，割煤和爆破深度为1.0m，循环进度为1.0m。1、破煤方式：单滚筒采煤机割煤。2、装煤方式：采煤机滚筒旋转将煤体装入溜子中。3、运煤方式：工作面用150型刮板运输机，运输巷经40T溜子经十一层皮带巷运输至40T溜子进入十三层煤仓，再经各级绞车提升升井。4、移溜方式：用YG-125C型大流量移溜器移溜；每4.5米（三节溜槽）安装一个。5、控顶方式：单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，“见四回一”。二、采煤方法采用机组落煤，当工作面开缺口、初采、过断层、煤层变薄通机高度不足时，必须用打眼爆破落煤矸。（一）、爆破落煤1、初采、过断层、煤层变薄期间爆破要求1）

16、、工作面由溜尾向溜头循环进行生产，顶板完整时，每次最大拉炮长度不超过15m；当顶板破碎时，每次拉炮距离不超过3.0m。2）、采用煤矿许用二级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管定炮爆破，正向装药，串联起爆，总延期时间不得超过130ms。 3）、放炮时，必须一次装药一次起爆，上、下炮眼雷管脚线必须扭结并悬空。 4）、放炮员持证上岗，严格执行放炮“一炮三检制”、“三人联锁放炮制”、“放炮三保险制度”和“放炮停电制度”，及时进行敲帮问顶，严禁使用两台放炮器同时进行放炮。5）、打眼与定炮间距不得低于20m，在装填炮眼地点附近20m内不得从事其他任何工作，严格执行“谁联线谁放炮”的原则，联线放炮一人操作。6

17、）、工作面严禁干打眼、打浅眼、放小炮、明炮、糊炮及短母线放炮，放炮必须使用水炮泥，炮眼要用炮泥填满封实。7）、炮前要对单体液压支柱进行多次注液，放炮打倒的柱子及时扶起并升牢，否则不准继续放炮。8）、严格打眼角度和装药量，保证工作面煤壁不出现伞檐，顶板不出现台阶式下沉。9）、人工开机窝，上机窝长度8.0m，下机窝长度3.0m，超前工作面1-2个循环进行。2、炮眼布置图炮眼采用三花眼布置，用ZQS-30型手提侧式供水风煤钻湿式打眼（岩石段采用YT- 28型 风钻打眼），炮眼根据煤厚变化进行适当调整。附：炮眼三视图爆破说明书表 单位：米炮眼名称眼距位置角度眼深利用率装药Kg联线方式距底距顶竖直水平顶

18、眼1.01.20.4仰8801.1090%0.3串联底眼1.00.41.2俯10801.1090%0.3串联爆破说明书顺序项目单位数量备注1煤层硬度f1.42瓦斯等级级瓦斯3煤尘情况爆炸性有4打眼工具ZQS-302备用一台5循环眼数个180面长90m6平均眼深米1.17循环眼总长米1988炸药种类二级煤矿许用乳化炸药9每孔装药kg0.310循环总用量kg5411吨耗kg/t0.2712雷管循环用量发180毫秒延期13吨耗发/吨0.8914水炮泥个18015炮眼封泥米不小于0.5m填满封实16雷管段数段5总延期不超过130ms17联线方式串联3、防止吹眼伤人安全措施：吹炮眼前，要先检查压风管路，

19、并按要求使用好标准卡子。吹眼前要将炮眼前方人员撤到巷道一帮，操作人员面向迎头反方向。吹眼人员要面向迎头反方向，吹眼时要逐渐将吹眼器送入炮眼内，先从一帮吹向另一帮。吹眼人员手要握在吹眼器尾端，严防炮眼内煤矸击出伤手。吹掏槽眼时，另一方掏槽眼的方向严禁有人，防止掏槽眼打穿而从另一方喷出。吹眼时，无关人员全部撤离迎头以外安全地点。4、严格按以下规定进行煤层注水：（1）打注水眼必须在铰接顶梁或型钢梁掩护下进行。（2）要从底板向上煤层厚的三分之二处，顺煤层的倾斜方向根据煤层密度情况每间隔2-3米打一个注水眼。（3）注水眼比炮眼深度大于0.3-0.5米。（4）打眼时采用风煤钻42mm钻头湿式打眼。（5）打

20、完眼后，使用注水封孔器进行注水。注水前要检查注水封孔器与水管是否连接牢固，连接不牢固严禁使用。（6）注水时必须将封孔器完全插入煤层钻孔内，注水封空器外端要在注水孔以里不小于0.1米进行封孔注水；注水时间一般在15-20分钟，待注水眼煤帮四周、顶底板出现露水珠为止。（7）注水时采用防尘常压水，但注水压力必须大于1MPa。（8）打注水眼注水应超前爆破眼进行，只有注水孔按规定注完水后，方可打放炮眼放炮。（9）煤帮注水时要有专人观察煤帮及顶板的变化情况，如果煤帮片帮或顶板掉碴应及时关闭注水器，钎除顶帮的松动煤矸，打好护帮柱后再进行注水，以防片帮伤人。（10）在注水期间如发现裂隙或底板漏水，要重新打注水

21、孔注水，另打的注水孔必须避开裂隙及导水孔。（11）注水人员注水期间，要站在注水孔一侧观察注水情况，注水孔上3米下5米内严禁人员停留。注水前，应在注水孔正对着的基本柱里侧悬挂1.51.5米的废旧皮带挡板，并在人行道悬挂“该处正在注水，严禁人员上下”的标志牌。5、工作面排距为1.0米，柱距0.7米。工作面采场采用外注式单体支柱配合金属铰接顶梁托双抗塑料网进行齐梁式正悬臂支护，局部伪顶冒落及顶板不平时，使用方木、托板将顶梁垫平垫实，根据采高变化和循环进度，炮采段选用DZ18和DZ20系列高度的支柱及HDJA-1000型铰接顶梁，顶梁前悬0.7米，后悬0.3米。6、炮道支护要求：1）支护方式采用炮前联

22、网，炮后铺网、挂顶梁并加好防飞水平销、再支设临时支柱和贴帮柱，当顶板不平、破碎、遇断层、压力显现时，必须先挂顶梁再打设临时支柱、贴帮柱，临时柱距0.7米，贴帮柱柱距不大于1.4米，片帮严重时必需加密贴帮柱要用圆木腰实，贴帮柱不得打在浮煤浮矸上其初撑力不低8Mpa。高度不得小于基本支柱规定值，并连防倒绳，然后攉煤、移溜、支设正规柱，工作面必须及时支设临时支柱和贴帮柱，否则不准攉煤。2）炮后及时敲帮问顶，用长把工具（不低于2.5米）摘掉危岩悬矸。挂梁按照由上向下的顺序。挂梁时在予挂顶梁上端第一架顶梁掩护下，一人将顶梁托起，另一人在预挂顶梁前悬部分掩护下将圆销贯满。并由下向上插设水平销，用手锤砸紧，

23、顶梁沿走向使用，保持一致，顶板不平时，可在顶梁下支设临时支柱，顶梁上方穿实木料与顶板接实，炮道内顶梁水平销数量齐全，并用小链与顶梁联挂。3）工作面放炮后先检查支柱完好情况，如有打倒的支柱，应先扶起并支设牢固，再进行挂梁，新暴露出来的顶板支护完好后，方可进行下组爆破作业。4）人员进入炮道攉煤时，首先在顶梁的掩护下敲帮问顶，将原贴帮柱改为临时柱，打在预挂顶梁下，支护完好后，方可进行攉煤工作。攉煤时，先将贴帮柱柱窝挖出，支好贴帮柱后，再出余煤。5）根据煤矿安全规程要求，炮道内的伞檐长度超过1.0m时，薄煤层其最突出部分不超过150mm；中厚煤层不超过200mm；伞檐长度1.0m以下时，薄煤层其最突出

24、部分不超过200mm，中厚煤层不超过250mm，超出部分要用手镐等长把工具（不小于1.5米）摘掉，摘顶找帮以下8.0米不准有人，并停机停溜，人员站在有效支护掩护下摘顶找帮的上方进行操作。 6）炮道内严禁悬臂梁挂悬臂梁支护。7）断层处必须预先处理，根据周围支护情况，适当缩小柱距，并增加型钢进行支护，梁距2.1米,顶梁因顶板不平不能铰接使用时,可单挂,但沿倾斜方向或走向方向均不得出现连续两根及两根以上单挂顶梁，单挂必须支设两棵单体液压支柱。8）必须对炮口范围内的单体液压支柱、电缆、水管等设施用木板或旧皮带加以保护，炮后及时将崩倒的单体液压支柱重新按规定支设牢固。7、当工作面出现片帮情况，处理时严格

25、以下措施进行处理：1）工作人员进入施工地点前，首先要采用不低于2.5米长柄工具进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸，再从事其他工作。2）顶板破碎处、片帮严重地点、超前压力大，端面距超规定时，必须加密型钢支护（片帮严重地点采用加长的型钢支护），间距1.4米，窜移型钢前先挂齐型钢上、下的顶梁，摘掉伞檐，然后停溜子，人员在有效支护下窜移型钢，窜型钢时3人操作，一人监护，一人扶柱持枪，另一个移设型钢，型钢前窜至煤壁子，接顶要牢，型钢要确保一梁二柱。3）移溜子前，施工人员先敲帮问顶，摘除危岩悬矸，进炮道时，必须先敲帮问顶、停溜子、支设好贴帮柱，贴帮柱要支在型钢或临时柱托顶梁下并拴牢防倒绳。4）工作面片帮地段，有片

26、帮裂隙时，施工人员必须站在所撬煤帮的斜上方支护完好处用长把工具操作，避开煤帮、悬矸落点位置，并有一人监护。5）处理岩石段时，严格打眼、定炮质量，炮后加强敲帮问顶，炮后人员在有效支护下炮后先自上而下处理人行道和材料道内浮煤浮矸认真检查瞎炮情况，再处理炮道内大块矸石，确认无瞎炮万无一失后，然后方可开溜子。6）跟班区长或安监员加强管理和监督，确保施工安全。其它未尽事宜，严格执行煤矿安全规程、煤矿工人安全技术操作规程中的相关规定。（二）机械落煤1、进刀方式和割煤方式：进刀方式：留三角煤斜切进刀，单向割煤，割煤方式：工作面采用单滚筒采煤机割煤，往返一次进一刀。具体进刀方式如下：1）采煤机上行割顶煤，移型

27、钢、挂梁，割透上机窝。2）采煤机返刀下行割底煤，移运输机，支柱。3）采煤机下行割三角煤顶煤，割透下机窝。4）采煤机上行割三角煤底煤，装余煤，沿弯曲段运行10-15米，同时斜切进刀割顶煤。5）移运输机机头，采煤机进刀完毕。2、进刀方式、割煤方式示意图（附后）3、进刀口处的支护进刀口处除正常的基本支护外，另外工作面煤机进刀点采用4架型钢加强支护，梁间距2.8米，一梁二柱，及时前探至煤壁。4、采煤机正常切割工作面正常割煤长度90m，采煤机以0-6m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。（三）工作面正规循环生产能力工作面每小班1.5个循环，每循环进尺1.0m，每个工作日两个小班生产，

28、一个班准备，则W=LShr90m1.0m1.63m1.41t/m206.5吨W工作面正规循环生产能力，t L工作面平均长度，mS工作面循环进尺，m h工作面设计采高，m r煤的容重，t/m ，则日产量：206.53=620吨，月产量为：62029=17980吨第三节 设备配置1、采煤机采煤机选用DY150采煤机型单滚筒采煤机，DY-150型采煤机适用于开采厚度1.3-2.5m、煤质中硬或中硬以上（f2-3）的25以内缓倾斜煤层，其主要技术参数其主要技术参数如下：（二）主要技术特征生产能力：（滚筒直径1.25m、截深1m、牵引速度4m/min时）（t/h）390牵引速度（m/min）0-6最大牵

29、引力（KN）120KN截深（m）1滚筒直径（m）1.25电动机型号JDB-150s(100s)长时功率（Kw）150工作电压（V） 660转速（r/min） 1465最大外形尺寸（mm）40469721070机器重量（t）12.52、单体液压支柱及主要支护用品主要技术特征：根据采高变化和循环进度，选用DZ18、 DZ20型系列高度的支柱及HDJA-1000型铰接顶梁，顶梁前悬0.7米，后悬0.3米，据设计手册可知：DZ18单体液压支柱支撑高度：1800-1110mm ，伸缩行程690mm；DZ20单体液压支柱支撑高度：2000-1240mm，伸缩行程760mm；最大工作阻力：250-300KN

30、， 单体液压支柱的支设最大高度应小于单体液压支柱设计最大高度的0.1米，最小高度应大于单体液压支柱设计最小高度的0.2米，当采高发生变化时，应及时更换相应高度的单体液压支柱 。3、普通顶梁型号：HDJA-1000，有效支护长度1.0m。专用双楔顶梁型号：HDJS-1000，有效支护长度1.0m。4、运输设备工作面运输机一部，型号为SGZ-630/150电机功率：275KW 运输能力：250吨/小时 中间槽尺寸：1500830270mm副巷刮板输送机两部 型号为SGB-620/40T（双边链），技术参数为电机功率：155KW 运输能力：150吨/小时 中间槽尺寸：1500630200mm辅助运输

31、设备选用1吨矿车、大（小）平盘车，牵引设备选用JD-25（2部），其主要技术参数如下：型号：JD-25KW 静拉力1800kg 绳径：18.5mm 绳速：1.806m/s容绳量：400米 滚筒直径 ：310mm 外形尺寸：143812171225mm 第三章 顶板管理第一节 支护设计一、顶板控制设计1、顶板控制设计参数根据相邻煤矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，底板允许比压值15.02Mpa。工作面编号：31108工作面 采高1.63m 平均煤层倾角：12 距地表垂深：696.1-747.6米 直接顶厚度：6.0米 直接顶容重：2.5t/m 切顶方式：单排密集切顶 支回方式：见四回一

32、 柱梁型号：DZ18、 DZ20系列单体液压支柱，HDJA1000型普通铰接顶梁和HDJS-1000专用双楔调角顶梁。2、采用经验公式计算： Pt=(48)9.81hr (KN/) 根据我矿开采的实际经验、直接顶厚度与采高的比值和老顶初次来压步距（一般为25米），直接顶初次跨落步距为8.0米左右，周期来压步距为10米左右，确定老顶分级为级，（考虑直接顶和老顶周期来压显现情况及老顶的分级，即取相当于采高的48倍岩柱的重量为设计支架的支护强度）。31108工作面决定选取相当于采高的8倍岩柱的重量为设计支架的支护强度。 因此，Pt=89.811.632.5 =319.806KN/ 3、单体液压支柱实

33、际支撑能力计算:Rt=KgKnKbKhKaR注: 式中Rt代表单体液压支柱实际支撑能力KN；Kg代表单体液压支柱工作阻力系数(0.99)；Kz代表单体液压支柱增阻系数(0.95)；Ka代表倾角系数(0.95)；Kb代表不均匀系数(0.9)；Kh代表采高系数(0.95)；R单体液压支柱额定工作阻力（300KN）。Rt =0.990.950.90.950.95300=229.176(KN)4、工作面合理的支护密度计算：n =Pt/Rt=319.806/229.176（根/2)=1.395(根/2)。 根据选取的顶梁长度及循环进度，确定支护排距a=1.0米，则b=1/(1.3951.0)=1/(1.

34、3951)=0.72米，取柱距b=0.7米。本工作面支护密度为n=1/0.7=1.43（棵/）。工作面顶板给予支柱实际压力为Rt=319.8061.43=223.64KN/根，根据上述计算和柱梁选型，工作面所选用0.7m1.0m的柱、排距，能够满足现场顶板支护需要。为了提高工作面的支护强度，当工作面顶板破碎、初次来压或周期来压时，沿工作面倾斜方向每隔3m架设一架型钢，梁长3.0米。一梁两柱或一梁三柱，与基本柱的支设同步进行，所有基本支柱、一梁两柱或一梁三柱必须全部穿鞋。（五）、柱鞋直径的计算： 20=20=251.6（mm）采面选用260mm柱鞋，能够满足要求。如底板为软岩、煤，达不到支护强度

35、时，必须选用380mm铁鞋并加皮带或用塑编网或厚宽木板做底达到支护强度。6、选取合理的控顶距工作面最大控顶距为4.6米，最小控顶距为3.6米，放顶步距为1.0米，上、下端头最大控顶距为5.6米，最小控顶距为4.6米，放顶步距1.0米见工作面基本支护规格表： 单位：米名称支护形式支柱(m)控顶距(m)上、下端头支护参数顶板管理方式放顶步距(m)排距柱距最大最小最大最小密度棵/强度KN/支回方式切顶规格柱梁1.00.74.63.65.64.61.43319.806KN/见四回一花柱、密集戗棚切顶1.07、为了便于支护材料管理,要求支柱、顶梁、铁鞋、防飞销统一编号，施工时支柱、顶梁、铁鞋、防飞销要对

36、号使用。同煤层矿压观测参数选择或预计本工作面矿压参数参考表六序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m66直接底厚度m5.55.52直接顶初次垮落步距m883初次来压来压步距m2525最大平均支护强度KN/310319.806最大平均顶底板移近量mm8080来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距m1010最大平均支护强度KN/320320最大平均顶底板移近量mm6060来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/305305最大平均顶底板移近量mm20206直接顶悬顶情况m117底板容许比压Mpa15.0215.028直接顶类型类II II9基本顶级别级IIII10巷道超前影响范围m2020二、乳化液泵站 泵站选型、数量乳化泵选用XRB2B80/200型两台，一台工作，一台备用，乳化液箱选用HRX80/200型2台。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下：乳化泵：XRB2B80/200公称流量：80L/min公称压力：20MPa电机功率：37KW乳化箱：HRX80/22、泵站设置位置1、泵站位置设在11层进风下山联络