[工学]1305作业规程.doc

第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1305综放工作面位于一采区中部，工作面切眼与顺槽斜交，轨顺较运顺向东延长30m，停采时轨顺较运顺向西延长30m，轨顺侧回采2236.60m，运顺侧回采2176.60m，工作面倾斜宽223.35m，自东向西推进。工作面具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 表 一水平名称-660采区名称一采区地面标高（m）井下标高（m）地面的相对位置本工作面地面相对应位置在津浦铁路以东，大中疃村以西，程庄村以南。回采对地面设施的影响泥河从工作面中部流过，程庄村一角及村庄保护煤柱进入工作面，工作面回采影响范围的村庄已搬迁完毕。井下位置及相邻关系工作面东起开切眼（运顺侧切眼外帮距FS18断层10m，轨顺侧较运顺侧向东调斜30m），西至设计停采线（运顺侧位于F2断层以东10m处，轨顺较运顺向西调斜30m），北邻1306综放工作面（未采），南邻1304综放工作面采空区。走向长度（m）轨顺：2236.60倾斜长度(m)223.35面 积(m2)492844.11运顺：2176.60第二节 煤 层本工作面回采3煤层，煤层地质情况如表二所示。 煤 层 情 况 表 表 二煤层厚度(m)煤层结构复杂煤层倾角（°）开采煤层3煤煤 种气煤稳定程度稳定煤层情况描述工作面回采3煤，黑色，油脂光泽，内生裂隙发育，参差状断口，条带状结构，以暗煤为主，夹镜煤条带，结构复杂，3煤发育两层夹矸，一层距煤层底板之上5.50m5.80m，为一层厚度0.02m0.03m的粉砂质夹矸；另一层距底板之上2.80m4.10m，厚度0.30m0.50m岩性为粉砂岩或泥岩；东薄西厚。3煤厚度8.10m9.45m，平均煤厚8.78m，煤层普氏硬度f=23，煤层沉积稳定，厚度由东至西逐渐增厚。附图1：1305综放工作面地层综合柱状图。第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表 三顶板名称岩石名称厚度（m）（）岩 性 特 征老 顶中、细砂岩灰浅灰色，致密、坚硬，成分以石英、长石为主。东厚西薄，f=57。直 接 顶粉砂岩深灰色，性脆，泥质胶结，含植物化石碎片，东薄西厚，f=45。直 接 底粉砂岩浅灰色，含细砂岩条带，较坚硬，沉积稳定，f=46。老 底中、细砂岩灰白色，硅质胶结，厚层块状，坚硬，东厚西薄， f=67。第四节 地质构造本工作面中部地质构造以C8向斜为主，东部以C8-1背斜为主，受其影响，煤层波状起伏，产状变化较大，裂隙及断裂发育，伴生36条断层。煤层走向10°60°或325°350°；倾向NE，煤层倾角0°12°，平均6°，C8向斜轴附近受构造影响，煤层倾角变化较大。一、断层情况以及对回采的影响运顺揭露断层13条，分别为F2、EF89、DF4、EF90、EF91、EF92、EF32、EF93、EF94、FS6、FS8、FS8-2、FS18，轨顺揭露断层16条，分别为F2、EF26、EF26-1、EF61、F5、EF113、DF4、EF18、EF79、EF79-1、EF32、EF81、DF15、FS8-1、FS8、EF86，其中DF15、FS6断层性质相同，产状相近，预计为同一条断层；切眼揭露断层2条，分别为EF104、EF105，以上断层均为正断层。断层的具体情况见表四。 断 层 情 况 表 表四地质构造情况构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差（m）断层预计延展长度（m)运顺F216525568正断层13.6贯穿工作面运顺EF899518583正断层1.228运顺DF410319365正断层2.8177运顺EF901081852正断层1.171运顺EF9111520560正断层1.280运顺EF921859570正断层3.2106运顺EF3218027045正断层10.8贯穿工作面运顺EF931809063正断层3.474运顺EF941152545正断层2.282运顺FS617026050正断层7.9贯穿工作面运顺FS815824855正断层8.2贯穿工作面运顺FS8-21354555正断层0.6532运顺FS181304075正断层24采区边界断层轨顺F235526568正断层12.3贯穿工作面轨顺F2-14513580正断层0.5512轨顺EF263003060正断层3.297轨顺EF26-195565正断层2.148轨顺EF613003050正断层0.814轨顺F51041470正断层2.8176轨顺EF6221030060正断层1.031轨顺EF6324015045正断层1.750轨顺EF1834425454正断层5.068轨顺EF793003075正断层1.752轨顺EF3234125142正断层1.8贯穿工作面轨顺EF32-11528542正断层2.140轨顺DF1532323355正断层3.2贯穿工作面轨顺FS8-135326348正断层3.045轨顺FS833024065正断层2.15贯穿工作面轨顺EF863063655正断层1.030切眼EF104427455正断层0.923切眼EF1051798950正断层0.710隐伏F920229270正断层08260隐伏F1020829870正断层017460隐伏DF932523572正断层08120隐伏DF1012621670正断层015178二、褶曲情况以及对回采的影响C8向斜：轴向65°80°，波幅40m60m，为一宽缓的褶曲构造，轴部位于工作面中部，对工作面回采有较大影响。C8-1背斜：轴向270°280°，波幅20m30m，其轴部位于工作面东部，煤层倾角较缓，对工作面回采影响较小。三、其他因素对回采的影响1305综放工作面回采范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。附图2：1305综放工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。第五节 水文地质一、涌水量工作面正常涌水量为20.0m3/h，最大涌水量为80.0m3/h。二、含水层（顶部和底部）分析（一）充水层、含水层分析1305综放工作面位于一采区中部，回采3煤层，北邻1306综放工作面（未采）；南邻1304采空区。从切眼至停采线依次通过C8向斜和C8-1背斜构造，工作面中部低、两侧高，运顺一侧较高、轨顺一侧较低。由于C8向斜轴部处在工作面中部，因此工作面回采先期为俯采，后期为仰采。1305综放工作面回采过程中直接充水水源为3煤顶底板砂岩水、J3红层水和1304综放工作面回采后形成的采空区老空水。3煤顶底板砂岩为裂隙承压含水层，富水性主要受构造和岩性等因素控制，富水性不均一，以静储量为主，易于疏干。J3红层为孔隙裂隙承压含水层，富水性主要受构造和岩性等因素控制，富水性极不均一，以静储量为主，可以疏干。由于工作面处在C8向斜轴部及翼部，受构造因素的影响，煤层顶部砂岩含水层总体富水性相对较好。1304综放工作面回采后形成的采空区，由于受C8向斜构造的影响，采空区可能有老空积水，2010年3月经施工探水钻孔证实，采空区内基本无积水。工作面内封闭不良的东4号钻孔，已于2008年2月进行钻孔启封工作。该工作面掘进过程中基本无出水现象。工作面相邻的1304工作面，回采过程中基本未见出水现象，回采顶板跨落后顶、底板也未见出水现象。1305工作面回采过程中，3煤顶板砂岩及J3红层水对回采有一定充水影响，相邻采空区内基本无老空水害隐患及其充水影响。（二）其它水源分析1、由于煤层埋藏深，不受地表水、第四系砂层水的影响。2、该面上部及相邻工作面回采前，封闭的不良钻孔均以启封，不存在封闭不良钻导水的可能性。第六节 影响回采的其它因素一、 影响回采的其它地质情况见表五。 影响回采的其它地质情况表 表 五瓦 斯 据2009年瓦斯等级鉴定瓦斯属于低瓦斯矿井。煤 尘 有爆炸危险，爆炸指数为37.42%。煤的自燃 煤层自然发火，发火期一般为3个月6个月。地 温 -520-660水平地温为26.6C°30.4C°，平均28.5C°。地 压 3煤层具有弱冲击地压倾向性。普氏硬度（f）煤 层夹 矸直接顶直接底23344546二、冲击倾向性分析1、1305综放工作面开采范围未构成高应力集中区，工作面煤层厚度和倾角变化平缓，地质构造未形成应力集中。2、工作面两顺槽方位为108°,与最大水平主应力h1方位(87.5°90.7°)的夹角为17.3°21.5°，两者近似平行，顺槽不具备冲击危险的条件。3、根据一采区已采工作面开采情况，1305综放工作面回采过程中顶煤及顶板能够及时垮落，不会产生大面积悬顶造成应力集中，工作面在回采期间顶板不存在冲击危险性。第七节 储量及服务年限1305综放工作面轨顺侧走向长2236.6m，运顺走向长2176.6m，工作面倾斜宽223.35m；煤厚8.10m9.45m，平均8.78m。一、储量工作面储量计算表 表 六储量计算计算方 法采用地质块段法：Q=S×M×d，其中Q为块段基础储量；S为块段水平面积；M为块段煤层平均厚度；d为煤层视密度（注：煤层倾角小于15°）。块段号轨顺长(m)运顺长（m）工作面宽(m )水平面积(m2 )煤厚(m )视密度(t/m3)基 础储 量(万t )回采率(%)可 采储 量(万t )111b2236.62176.6223.35492844.118.781.32571.285.0485.5合计223.35492844.118.781.32571.285.0485.5备注工作面断层发育，落差大，延伸距离长，预计过断层造成的地质损失9.5万t。二、生产能力及可采期1、循环进度：0.75m。2、循环产量223.35×8.78×0.75×1.32×0.851650.20(吨)3、日产量1650.20×1016502.0(吨)4、月产量16502.0×29×0.8540.68(万吨)(月生产不均衡系数取85%，生产时间29天。)5、可采期485.5÷40.6811.93（月）第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区西部3煤底板岩石中布置有一采区轨道上山，煤层中布置有一采皮带上山、一采回风上山和东翼上部回风巷，采区南部3煤底板岩石中布置有东翼皮带大巷、东翼轨道大巷和东翼第二进风巷。二、工作面巷道布置1305综放工作面的两顺槽平行布置，南侧的顺槽为轨顺，轨顺与1304综放工作面运顺巷中至巷中的距离为8.5m；北侧的顺槽为运顺，当3下煤及夹矸厚度小于4m时，顺槽底板沿3下煤底板掘进，当3下煤及夹矸厚度大于4m时，顺槽高度为3.5m，巷道顶板沿夹矸上平面掘进。三、巷道的几何参数及支护形式（一）运输顺槽采用锚网带、锚索联合支护，梯形断面，上净宽4200mm，下净宽5000mm，净高3500mm，净断面积16.1m2；巷道顶帮铺联金属菱形网，顶部按照800mm的间距锚固钢带，每排钢带打6根22mm×2400mm的右旋无纵筋树脂锚杆，锚杆间排距680mm×800mm。巷道顶部巷中左右650mm位置，间距2.4m各布置一排锚索；帮部按照800mm的排距锚固20mm×2000mm的全螺纹树脂锚杆，每排两帮均匀布置5根锚杆。过F2断层，施工360m以后，支护排距变更为900mm。施工中遇到顶板破碎带、煤层松软区、地质构造变化带等围岩支护条件复杂区域，采用缩小排距、加密锚杆、锚索等方式加强支护。（二）轨道顺槽采用锚网带、锚索联合支护，梯形断面，巷道上净宽4800mm，下净宽5000mm，净高3500mm，净断面积17.15m2；巷道顶帮铺联金属菱形网，顶部按800mm的间距锚固梯型钢带，均匀布置7根22mm×2400mm的右旋无纵筋树脂锚杆，锚杆间排距690mm×800mm；帮部布置5根20mm×2000mm全螺纹锚杆，间排距750mm×800mm。顶部在巷中左右各0.75m位置打注两排锚索，锚索间距1.6m。顺槽不采帮部在顶板往下0.5m、底板向上0.5m及巷中位置各打注1根锚索，其中上部、下部锚索为22mm×5000mm，中间锚索为22mm×3500mm。（三）工作面切眼切眼导硐为梯形断面，巷道上净宽4200mm，下净宽4600mm，净高3500mm，净断面积15.40m2；顶帮铺联金属菱形网，顶部按照800mm的间距锚固梯型钢带，均匀布置6根22mm×2400mm的右旋无纵筋树脂锚杆，孔间距为760mm。切眼导硐巷中及距离切眼导硐西帮500mm位置顶部每隔一排钢带分别布置一根22mm×8500mm的锚索。导硐东帮每排布置5根20mm×2000mm全螺纹锚杆, 排距800mm。切眼导峒拓宽后净宽达到8500mm，净断面积达到28.05m2。切眼拓宽部分采用锚网带支护，拓宽部分顶部锚杆及梯型钢带的间距为800mm，每排施工7根22mm×2400mm的右旋无纵筋树脂锚杆，并在扩宽部分巷中位置按1.6m间距打注1排锚索；扩宽侧西帮每排布置4根20mm×2000mm全螺纹锚杆，排距0.8m。四、其它巷道（一）一采区轨道巷半圆拱断面，净宽4000mm，净高3500mm，墙高1500mm，净断面积12.3m2，锚网喷支护。（二）一采区皮带上山梯形断面，上净宽3.8m，下净宽4.5m，净高3100mm，净断面积12.9m2，锚网带喷浆支护。（三）一采区回风上山梯形断面，上净宽3.8m，下净宽4.5m，净高3100mm，净断面积12.9m2，锚网带喷浆支护。（四）联络巷三心拱断面，净宽4200mm，净高3400mm，墙高2000mm，净断面积12.1m2，锚网喷支护。（五）溜煤眼圆形断面，直径3000mm，深7000mm，净断面积7.06m2，锚网喷支护。（六）中间运煤巷梯形断面，上净宽3200mm，下净宽3500mm，净高2800mm，净断面积9.38m2，锚网带支护。附图3：1305综放工作面位置及巷道布置示意图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用综采放顶煤回采工艺。（一）采高工作面回采3煤，3煤厚度8.10m9.45m，平均煤厚8.78m。3煤发育两层夹矸，一层距煤层底板之上5.50m5.80m，为厚度0.02m0.03m的粉砂质夹矸；另一层距底板之上2.80m4.10m，为厚度0.30m0.50m的粉砂岩或泥岩。3下煤平均厚3.2m，正常情况下采煤机割掉3上煤与3下煤间的夹矸，沿夹矸上平面截割；当工作面3下煤和3上煤与3下煤的夹矸厚度之和大于3.9m时，采煤机沿3下煤底板截割，将采高控制在3.6m±0.1m，尽可能保留夹矸。（二）采放比割煤高度为3.6m,采放比为3.6：（8.78-3.6）=1：1.439。（三）工艺过程 （四）工艺说明1、割煤割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.75m。2、移架采用跟机移架，最近一组移架距煤机后滚筒不大于9m，移架步距为0.75m。3、推溜在移架后顺序推移前部运输机，滞后移架10m15m左右，其弯曲段长度不得小于20m，不能出现急弯，推移步距为0.75m。4、放煤通过液压支架尾梁插板的伸缩、摆动放出顶煤，工作面正常推进时放煤厚度为5.18m，采放比为1：1.439。放煤采用分段多轮顺序放煤，一刀一放，放煤步距0.75m。初次放煤在支架推过切眼后顶煤自然垮落时进行，两端头使用剪网插板将端头支架上铺联的金属网剪开将顶煤放出。5、拉后溜后部运输机在移架后顶煤放完再进行拉移，后部运输机拉移滞后放煤10m15m，弯曲段不小于20m，拉移步距为0.75m。二、采煤方法本工作面采用走向长壁顶板垮落综采放顶煤一次采全高采煤法。割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，进刀深度0.75m。具体操作如下：1、采煤机向上（下）割透端头煤壁，同时自下（上）向上（下）推移刮板输送机，并在煤机后将刮板输送机推出约20m的弯曲段，将煤机两个滚筒上下调换位置，向下（上）进刀，通过弯曲段使得煤机达到正常截割深度（0.75m）后，按要求推移运输机至平直状态。2、将煤机两个滚筒上下调换位置，再次向上（下）割三角煤至割透端头煤壁。3、割完三角煤后，再次将煤机两个滚筒调换上下位置，采煤机向下（上）返回，进入正常割煤状态。4、采煤机正常割煤时，采用煤机前滚筒截割工作面煤层上部，后滚筒截割工作面煤层下部的割煤方式。附图4：1305综放工作面采煤机进刀方式示意图。三、煤机司机操作、检修安全注意事项1、煤机司机应严格执行煤矿工人技术操作规程中关于采煤机司机工种的相关规定。2、煤机司机要熟练掌握煤机的结构原理、性能和一般维修技术、操作要求，并执行有关规定。3、开机前仔细检查煤机截割部、牵引部、泵箱、电机牵引控制箱冷却水流量、压力是否正常，各喷嘴是否畅通；同时检查煤机各部位，确认各部位完好后发出信号，等人员躲至安全地点后，方可送水送电开机。4、煤机内外喷雾正常使用，做到开水开机，停机停水，煤机喷雾泵卸载压力不低于10MPa。5、提高煤机截割质量，做到顶底板平整，煤壁齐直，不得随意割底板或留底煤。正常生产情况严禁留伞檐，当伞檐长度超过1m时，最突出部分不超过200mm；当伞檐长度在1m以下时，最突出部分不超过250mm。6、煤机司机在截割过程中应随时注意煤机的运行状态及周围环境，发现意外情况立即停机处理。7、采煤机运行中，设专人观察电缆、水管拖拽情况，若出现电缆、水管出槽、卡住、卡子脱节等异常情况，应及时停机处理。8、煤机司机应与支架工及收护帮板人员密切配合，收护帮板超前煤机前滚筒不超过3组支架，最近一组移架距煤机后滚筒不大于9m，否则应停机，严禁出现大面积空顶。9、正常情况下采煤机沿3上煤与3下煤夹矸的上平面截割，采高较大，煤机截割期间，收护帮板人员、煤机司机要佩戴防护眼镜，必须站在架内底座箱上操作（两端头支架除外），防止滚筒甩出煤矸或机身上滚落矸石伤人，煤机机身范围架前严禁有人。其他人员严禁从煤机机身范围的架前通过，需要通过时，必须停止牵引采煤机或从支架内通过。10、在不影响煤机运行的情况下，收护帮板人员尽量将护帮板收至垂直位置，煤机截割后，后滚筒司机及时将护帮板打至合适位置。12、煤机在断层区域破顶或割底时，容易甩出大块矸石，煤机司机应站在距离煤机滚筒3m以外的安全区域进行遥控操作。13、在冒顶区域截割时应密切注意顶板情况，防止冒顶滚落矸石伤人，煤机司机应站在距离滚筒3m以外的安全地点进行遥控操作。14、煤机割至工作面两端头时，应放慢牵引速度，煤机司机应集中精力，站在端头支架前操作，并有专人观察煤机截割情况，防止割坏管线、支架，发现异常情况及时停机进行处理。煤机在两端头截割期间顺槽内距滚筒5m范围内不得有人，并禁止人员通行，防止煤机滚筒甩物及出现其它情况伤人。15、煤机运行期间无关人员不得在煤机机身上下5m范围内的支架前逗留和作业。16、煤机斜切进刀距离以前滚筒为准不得小于30m。17、煤机没有进窝时严禁强行推溜头溜尾，防止损坏煤机摇臂、行走部等重要部件。18、不准带负荷启动煤机；煤机司机加强观察，出现大块煤、矸难以通过时，应及时采取措施进行处理，防止煤机处淤煤、卡矸，影响采煤机及运输机的正常运行。19、煤机必须安设能停止刮板运输机的闭锁装置。20、煤机停机后需要重新开机时，煤机司机必须认真检查煤机前、后滚筒附近是否有人工作，必须等所有人员躲至安全地点，确认无危险后，方可重新启动煤机。21、处理煤机进料口大块矸石（煤）时将运输机、采煤机停电，并通过采煤机上的运闭闭锁前部运输机。22、胶带输送机上方安设有除铁器，除铁器正常运行时，煤机割两端头不需安排专人拾锚杆；当除铁器出现故障无法正常工作时，煤机截割两端头必须安排专人拾锚杆，严禁锚杆进入煤流。 23、检修煤机时，要尽量选择顶板完整无片帮危险区域造条件，将支架升实，并伸出伸缩梁，打出护帮板护好顶帮；当检修人员需要进入运输机内或煤壁前作业时，必须将前部输送机及采煤机开关停电，必要时用大板护好煤帮。当煤机停在顶板破碎区域进行检修，检修人员又需要进入运输机内或到煤壁前作业时，首先将前部输送机及采煤机开关停电，然后用大板、竹笆、撞楔或单体等进行腰帮、背顶，最后确认安全后方可进行检修作业。24、煤机检修人员加强对制动闸的检查，确保制动闸灵敏可靠。25、更换截齿、处理滚筒上缠绕的锚杆、金属网等时要将支架升实并打出护帮板护好顶帮，同时将煤机和前部运输机开关停电，并在煤机上通过运闭闭锁运输机。26、当遇到特殊地质构造时，应执行届时编制的补充措施。第三节 设备配置一、液压支架本工作面中间支架为ZFY8500/21/40D型掩护式低位放顶煤支架，两端头选用ZFG10800/22/38D型支撑掩护式低位放顶煤排头支架。（一）中间支架型号: ZFY8500/21/40D支撑高度： （21004000）mm中心距： 1750mm宽度： （16201850）mm初撑力： （63526489）kN工作阻力： （84298611）kN支护强度： （0.9120.95）MPa底板比压： （2.783.28）MPa适应煤层倾角： 20º数量： 123组（二）排头支架型号: ZFG10800/22/38D支撑高度： （22003800）mm中心距： 1800mm宽度： （17001930）mm初撑力： 10130kN工作阻力： 10800kN支护强度： 0.98MPa底板比压： 2.45MPa 适应煤层倾角： 20º数量： 6组（三）轨顺巷道支架型号: ZCZ26500/22/38支撑高度： （22003800）mm初撑力： 20264kN工作阻力： 26500kN支护强度： （0.550.65）MPa底板比压： 1.65MPa数量： 5组（4）运顺巷道支架型号: ZT28000/20/38支撑高度： （20003800）mm初撑力： 22600kN工作阻力： 28000kN支护强度： 0.495MPa底板比压： 0.94MPa数量： 2组二、采煤机型号： SL750电牵引采煤机最大采高： 4.19m截深： 800mm装机总功率： 1474kW供电电源电压： 3300V牵引速度： 030.5m/min卧底量： 350mm滚筒直径： 2000mm适应煤层硬度： f4三、刮板输送机（一）前部刮板输送机型号： SGZ1000/1400输送量： 2000t/h刮板链速度： 1.33m/s电机功率： 2×700kW中部槽规格： 1750mm×1000mm×362mm 长×内宽×高电压等级： 3300V（二）后部刮板输送机型号： SGZ1000/1400输送量： 2000t/h刮板链速度： 1.3m/s电机功率： 2×700kW中部槽规格： 1750mm×1000mm×350mm 长×内宽×高电压等级： 3300V四、转载机型号： SZZ-1200/700输送量： 3000t/h刮板链速度： 1.82m/s电机功率： 700kW电压等级： 3300V中部槽规格： 1750mm×1200mm×1100mm 长×内宽×高与皮带机有效搭接长度： 13m五、破碎机型号： PLM3500破碎能力： 3500t/h最大输入块度： 长度不限×1200mm×1000mm出口粒度： 300mm以下破碎轴转速： 419r/min电机功率： 250kW电压等级： 3300V六、可缩胶带输送机型号： DSJ140/260/4×400S输送能力： 2600t/h带速： 04m/s带宽： 1400mm电机功率： 4×400kW电压等级： 1140V安装数量： 1部七、乳化液泵型号： BRW400/31.5公称压力： 31.5MPa公称流量： 400L/min电机功率： 200kW电压等级： 1140V工作液： 1.5%2.2乳化液配套液箱： RX2500安装台数： 3泵2箱八、增压泵型号： BRW80/35公称压力： 35MPa公称流量： 80L/min电机功率： 75kW电压等级： 1140V工作液： 1.5%2.2乳化液安装台数： 2泵九、高压过滤站型号： TMJLZ400/31.5公称压力： 31.5MPa公称流量： 400L/min过滤精度： 400m设备尺寸： 1577mm×900mm×850mm工作液： 1.5%2.2%乳化液工作温度： 1050供液方式： 单路进液，单路回液十、喷雾泵 型号： BPW315/16公称压力： 16MPa公称流量： 315L/min电机功率： 110kW电压等级： 1140V工作液： 清水配套液箱： SX2500安装台数： 3泵2箱附图5：1305综放工作面设备布置示意图。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计1、采用类比法进行设计：参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。（见表七）同煤层矿压观测选择或预计工作面矿压参数参考表 表 七序号项 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m1.203.801.255.15老顶厚度m16.0036.0016.3023.06直接底厚度m3.465.623.624.462直接顶初次垮落步距m141610153初次来压来压步距m35404050最大平均支护强度MPa0.3650.40最大平均顶底移近量mm8011080110来压程度（动载系数）1.111.114周期来压来压步距m15181520最大平均支护强度MPa0.410.43最大平均顶底移近量mm9012090120来压程度（动载系数）1.251.255正常情况最大平均支护强度MPa0.330.35最大平均顶底移近量mm507050706直接顶悬顶情况m5155157底板容许比压MPa35358直接顶类型类2类2类9老顶级别级IVbIVb10巷道超前影响范围m轨顺：657590120运顺：304040602、工作面选用液压支架工作参数见表八工作面条件与支架适应条件对照表 表 八工作面条件支架适应条件采高3.6m±0.1m2.1m4.0m倾角012°20°煤厚8.10m9.45m6m10m煤硬度f=23f4底板比压35MPa2.78MPa3.28MPa支护强度0.735MPa0.912MPa0.95MPa顶板种类2类2类3、支护强度验算：（1）工作面合理支护强度：工作面支架支护强度验算Pt=N×9.81×H×=8×9.81×3.6×2.6=734.57（kN/m2）=0.735MPa0.912MPa式中：Pt要求的支架支护强度（kN/m2）N采高的倍数，一般取68，这里取8；H工作面采高，取3.6m；顶煤与顶板岩石容重，一般取2.6t/m3。支架的支护强度为：P=0.9120.95MPa即：PtP（2）支架底板比压为：2.783.28MPa工作面底板容许比压为：35MPa3.28MPa35MPa根据以上验算可以看出，选用ZFY8500/21/40D型中部支架和ZFG10800/22/38D型排头支架，其结构在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量选用BRW400/31.5型乳化泵向工作面支架供液，装备三泵两箱，管路全部选用高压胶管，耐压40MPa以上，因工作面采用远距离供液，为减小管路损失，另增加两台BRW80/35型增压泵；TMGLZ1000/31.5型高压过滤站是专为电液控支架配备的，用于电液控支架乳化液的过滤。喷雾泵选用BPW315/16型清水泵三台，装备三泵两箱，管路选用低压胶管，耐压16MPa以上。（二）泵站设置位置工作面回采前期电站、泵站安设在东翼第一回风巷与1305综放工作面运顺中间联络巷交汇点以里，工作面回采后期安设在1305综放工作面电控硐室内。（三）泵站使用规定乳化泵卸载压力不低于30MPa，采用ME20-5型乳化油，根据ME20-5乳化油的特性和1305工作面设备要求，乳化液浓度为1.5%2.2%。架间喷雾泵卸载压力不低于8MPa，采煤机喷雾泵卸载压力不低于10MPa，加强液压系统与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。（四）冷却水工作面设备采用压力不小于1.5MPa自然水冷却，由运顺108mm水管供水。（五）泵站司机生产、检修安全注意事项1、泵站司机必须严格执行煤矿工人技术操作规程中泵站司机的相关内容。