1402工作面回采作业规程 -2024.9.12

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1、龙王庄煤矿1402工作面回采作业规程龙王庄煤矿1402工作面回采作业规程 编号：采煤-2024-02工作面名称：1402工作面施 工 区 队：综采队 编 制 人：施工负责人：批 准 日 期： 年 月 日执 行 日 期： 年 月 日会 审 意 见会审单位及人员签字生 产 科： 年 月 日地 测 科： 年 月 日通 防 科： 年 月 日机 电 科： 年 月 日信 息 调 度 中 心： 年 月 日安 检 科： 年 月 日企 管 科： 年 月 日供 应 科： 年 月 日人 劳 科： 年 月 日通防副总工程师： 年 月 日地测副总工程师： 年 月 日机电副总工程师： 年 月 日分管矿长： 年 月 日总工

2、程师： 年 月 日总 经 理： 年 月 日一、存在主要问题1.工作面拆除支架需编制专项安全技术措施；2.需明确工作面上下顺槽退锚相关要求；二、落实意见1.第“1”条问题已在规程第14页中落实；2.第“2”条问题已在规程第25页中落实； 目 录第一章 概 况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤层1第三节 煤层顶底板2第四节 地质构造2第五节 水文地质2第六节 影响回采的其它因素3第七节 储量及服务年限4第八节 编写依据4第二章采煤方法6第一节 巷道布置6第二节采煤工艺7第三节设备及材料配备10第三章顶板控制14第一节支护设计14第二节 工作面顶板控制22第三节 顺槽及端头顶板控制26第四

3、节 矿压观测30第四章生产系统33第一节运输33第二节“一通三防”与安全监控33第三节 供排水、供风41第四节 供 电43第五节 通信、照明系统68第五章 劳动组织和主要经济技术指标70第一节劳动组织70第二节 作业循环71第三节 主要技术经济指标71第六章 煤质、设备、油脂及煤炭回收管理72第七章 安全技术措施74第一节 一般规定74第二节 顶板管理75第三节 防治水措施79第四节 “一通三防”安全措施80第五节 运 输84第六节 电气设备管理91第七节 采煤机使用安全技术措施93第八节 移架安全技术措施95第九节 其他101第八章 煤矿井下安全避险六大系统的应用109第一节 压风自救系统的

4、应用109第二节 供水施救系统的应用109第三节 监测监控系统的应用110第四节 人员定位系统的应用110第五节 通信联络系统的应用111第六节 紧急避险系统的应用111第九章 职业危害防治113第十章 灾害应急措施及避灾路线115第一节 风险辨识及灾害应急措施115第二节 避灾路线125第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1402工作面位于矿井西翼，北部为西风井保护煤柱及三采区下山保护煤柱，南部为采空区，西部为矿井保安煤柱，东部为实体煤。工作面上顺槽设计长度164.46m、下顺槽设计长度161.18m，平均走向长度162.82m。工作面切眼长度120.84m，随不断回采切眼长度逐渐缩

5、短，最终切眼长度剩余98.08m。附图1:1402工作面平面布置图一、1402工作面位置及井上下关系表附表1：1402工作面位置及井上下关系水平名称+70m水平采区名称四采区地面标高+659m+646m工作面标高+82.2m+113.2m地面相对位置工作面对应地面位置位于西风井西南处，工作面上部有1条乡间道路穿过，无水体、河流，地面地形为山丘地段，主要为农田及丘陵，无村庄及建筑。回采对地面设施的影响回采对地面影响不大井下位置及与四邻关系1402工作面位于矿井西翼，北部为西风井保护煤柱及三采区下山保护煤柱，南部为张村村保安煤柱，西部为矿井保安煤柱，东部为实体煤。走向长（m）164.46161.1

6、8倾向长（m）120.8498.08面积17155.8m2162.82109.46第二节 煤层附表2：煤层情况煤层厚度0.56.8m煤层结构较复杂煤层倾角1214平均煤厚3.38m平均角度13开采煤层二1煤硬度系数（）0.3煤种主焦稳定程度极不稳定煤层情况描述该工作面煤层厚度变化较大，煤层厚度在0.56.8m之间，平均煤层厚度3.38m，根据煤厚等值线来看，煤层整体赋存较稳定，呈下部向上逐步增厚趋势。二1煤为黑色粉状，组织疏松，强度低，普氏硬度系数小于0.3，以亮煤为主，镜煤少量，玻璃光泽，阶梯状断口；煤层结构较复杂，含夹矸12层，夹矸平均厚0.3m，岩性以炭质泥岩为主，次为泥岩，呈似层状、透

7、镜状分布，稳定性较差。煤层倾角1214，平均13。第三节 煤层顶底板附表3：煤层顶底板情况顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粉砂岩6.1深灰色，含黄铁矿及植物化石，根化石，夹泥岩薄层。直接顶中粒砂岩15.85灰色，成分以长石、石英为主，上部具有平行层理，夹深灰色粉砂岩薄层，层面富集较大的云母片，局部复函深灰色粉砂质包裹体，底部富含黄铁矿结核，垂直张性裂隙。煤层二1煤0.56.8黑色、以亮煤为主，镜煤少量，玻璃光泽，阶梯状断口，局部煤质较差，含泥岩及星散状，瘤状黄铁矿，夹矸均为灰黑色。3.38直接底泥岩5.1灰黑色，含较多的黄铁矿结核及菱铁矿条带，性脆，发育滑面及不规则的小裂隙。

8、老 底粉砂岩4.4灰黑色，含黄铁矿结核，局部夹煤线，挤压破碎呈鳞片状。附图2：1402工作面综合柱状图第四节 地质构造附表4：地质构造地质情况1402工作面开采煤层为二叠系山西组二1煤层，煤层为单一缓倾斜煤层，近南北走向，倾向东西，倾角1214，平均13。煤层受滑动构造影响，组织疏松，强度低，普氏硬度系数小于0.3，煤层呈粉末状，回采时煤层易冒落、片帮。二1煤厚度变化的主要原因是塑性流变和层间滑动造成的，使煤层在短距离内增厚和变薄，具有典型的“鸡窝”状特征。根据工作面上下巷实际掘进期间、附近巷道实际揭露地质资料及三维地震勘探资料，该工作面不存在断层等地质构造。根据三维地震勘探及实际揭露，矿井范

9、围内未见岩浆岩及岩浆活动、不存在冲刷带和陷落柱情况。第五节 水文地质附表5：水文地质水文地质情况及防治水措施该工作面水文地质条件简单，主要充水因素为二1煤层顶板砂岩裂隙水及二1煤层底板砂岩裂隙水、太原组岩溶裂隙水、奥陶系岩溶裂隙水、老空水。1、 二1煤层顶板砂岩裂隙水工作面二1煤层顶板砂岩裂隙含水层，裂隙不发育，富水性弱，径流条件不良，属于弱含水层。据2509及2209号孔抽水试验：q=0.0021L/s.m，K=0.00880.848m/d，影响半径为16.0781.50m，水位标高为+681.08+693.59m，水质属低矿化的HCO3-Ca型。另据矿区内砂锅窑砂岩及二1煤顶板砂岩单层涌水

10、试验资料，单位涌水量分别为q=0.0331/s.m和q=0.00787L/s.m，其富水性弱，是二1煤层顶板直接充水含水层。工作面在回采，仅局部地段有滴淋水现象，以静储量为主，水量疏干趋势。回来期间局部地段可能会有滴淋水现象，预计该层含水层涌水量在01m3/h，对工作面回采影响较小，无需治理。2、二1煤层底板砂岩裂隙水工作面二1煤层底板砂岩裂隙含水层，裂隙不发育，富水性弱，径流条件不良，属于弱含水层。回采期间局部地段可能会有少量渗水现象，回采期间预计该含水层涌水量在01m3/h，对工作面回采影响较小，无水害威胁。3、二1煤层底板太原组岩溶裂隙水太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层：层厚约6.68m，距

11、二1煤层底板距离约18.2m，据区外群孔放水试验及2007号孔抽水试验：q=0.0340.047L/s.m，K=0.5551.137m/d，T=6.572m2/d，水质属低矿化的HCO3-Ca.Mg型，其富水性弱且不均一，裂隙不发育，导水性差。根据底板注浆钻孔实际揭露情况，该含水层，水量在05m/h，不是矿井主要含水层，无突水威胁，回采期间局部地段可能会有少量底板涌水现象，对工作面回采影响较小，预计涌水量在25m3/h，无水害危险，底板涌水，进行引流至下隅角泵坑，进行排水。4、二1煤层底板奥陶系岩溶裂隙水奥陶系灰岩含水层井田内本层埋藏较深，矿区内共有8孔揭露，揭露厚度46.2081.17m，经

12、钻探证实，裂隙、溶洞发育程度较差，且以溶蚀裂隙发育为主。据抽水试验，单位涌水量q=0.002870.4261/s.m，渗透系数K=0.006352.697m/d，水质属低矿化的HCO3-Ca.Mg型，水质类型属于低矿化度，表明本含水岩层富水性不均一，但地下径流较通畅。奥陶系灰岩含水层水压大，距二1煤底板50m，局部地段受断层的影响或底板破碎带裂隙与二1煤底板砂岩及太原组灰岩含水层直接接触，为工作面间接充水水源。工作面煤层底板等高线+95m以浅突水系数小于0.06MPa/m，经钻探、物探无异常，可安全回采；工作面煤层底板等高线+95m以深突水系数大于0.06MPa/m，存在突水威胁，回采前采用底

13、板注浆改造，增加有效隔水层厚度、增强抗压强度，经过改造后隔水层厚度为65m，工作面底板隔水层实际承受的最大水头值为3.26MPa，突水系数T= P/M=3.65/65=0.0560.06，改造后工作面无突水危险，可以安全回采。5、 老空水1402工作面主要受采空区老空水影响，但采空区在1402工作面下部，老空水主要集中在下隅角流出，通过采取排水可以消除老空水害威胁，保证工作面正常生产。6、 涌水量预计1402工作面涌水量采用比拟法预算利用公式：Q=式中：Q、F、S分别为预算1402工作面涌水量（m3/h）、开采面积（m2）和水位降深（m）。Q1、F1、S1分别为原有1402工作面涌水量（m3/

14、h）、开采面积（m2）和水位降深（m）。现1402工作面采空区面积为0.094Km2，正常涌水量为95m3/h，1402工作面回采面积0.0171Km2，根据指数取经验值m=4，n=2，因1402工作面为1402工作面外延段，工作面水位降深一致，计算Q=54m3/h，最大涌水量按正常涌水量的1.27（雨季最大涌水量与正常涌水量的比值）倍计算值得68.58m3/h，总涌水量163.58m3/h。正常涌水量163.58m/h最大涌水量105m/h第六节 影响回采的其它因素附表6：影响回采的其它因素影响回采的其它地质情况瓦斯本矿为高瓦斯矿井，根据河南理工大学出具的陕渑煤田大采深三软不稳定煤层瓦斯赋存

15、及涌出规律和防治技术， 1402工作面实测原始瓦斯含量2.773.89m/t，实测瓦斯压力0MPa。由于塑性流变和层间流动，局部区域煤层较厚及煤岩交界处受应力影响，瓦斯富集，瓦斯含量相对较高。局部煤层较厚，加强顶板管理及煤层注水工作，防止回采期间出现片、漏现象发生，造成瓦斯异常涌出，发生瓦斯事故，预计工作面回采期间工作面绝对瓦斯涌出量在3.0m/min以下。煤尘二1煤以粉煤为主，据本矿及邻近矿井煤尘爆炸危险性进行测试，火焰长度为0150mm，拟制煤尘爆炸最低岩粉掺量为1580%，煤尘有爆炸危险性，应加强防尘及降尘工作，加强煤层注水，安装喷雾等。煤的自燃倾向性据本矿及邻近矿井测试结果，二1煤层不

16、具自燃发火倾向，生产矿井二1煤层没有发生过自燃发火现象，为类不易自燃。地温危害26.628.9,（地表30m为恒温带，15，梯度降深100m增加2.4，地面标高+659+646m，工作面标高+82.2m+113.2mm，计算得26.628.9）通过通风，可以为工作面营造一个舒适的作业环境。冲击地压无冲击地压储量预算块段号平均走向长(m)平均倾斜长(m)斜面积(m2)煤厚(m)容重(t/m)地质储量(万t)回采率()回采系数可采储量(万t)TM162.82109.4617155.83.381.357.82952.619.3回采过程中注意事项1、回采期间加强探煤厚工作，掌握煤层变化及时服务指导生产

17、。2、加强排水系统及下隅角泵坑清淤管理，工作面排水能力不小于200m/h，保证水泵一用一备。3、加强瓦斯管理，特别是煤厚及煤层变化地带，应力集中，易于瓦斯富集，需加强煤层注水，防止片冒，引起瓦斯异常。4、加强上隅角管理，防止瓦斯积聚，加强工作面瓦斯监测监控，发现异常应及时汇报。5、工作面向前回采将过1402工作面上顺槽车场和四采区(里段)煤柱工作面辅助运输巷，过巷前提前对老巷进行加固，防止顶板事故发生。第七节 储量及服务年限一、储量（一）工作面地质储量工作面可采面积煤层平均厚度容重=17155.83.381.35=7.82（万吨）（二）工作面可采储量地质储量回采率回采系数=7.82952.6=

18、19.3（万吨）二、工作面服务时间可采长度/（日进度1.2m月天数27天月正规循环率90%）5.6个月。第八节 编写依据一、中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国煤炭法、煤矿安全生产条例。二、煤矿安全规程、煤矿防治水细则。三、龙王庄煤业采煤工作面工程质量管理办法。四、煤矿工人安全技术操作规程指南。五、煤矿工人安全技术操作规程指南解读。六、1402工作面设计；1402工作面回采地质说明书。七、煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评分方法。八、龙王庄煤矿2024年度灾害预防处理计划。九、龙王庄煤矿2024年度安全风险辨识评估报告。十、1402工作面回采专项安全风险辨识评估报告。十一、永煤公司及龙

19、王庄矿各项规定。第二章采煤方法该工作面煤层厚度变化大，工作面内煤层厚度0.56.8m，平均厚度3.38m，根据本工作面的煤层赋存情况及现有技术装备等因素，设计采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，采用双滚筒采煤机破煤和装煤、刮板输送机和皮带输送机运煤、液压支架支护顶板，顶板管理采用全部垮落法。第一节 巷道布置一、1402工作面采用走向长壁布置。（一）1402工作面上顺槽长164.46m。该顺槽主要用于工作面的回风和材料运输，巷道主要支护形式如下：锚网带+锚索（锚索梁）永久支护：断面为梯形，净宽4.4m，净高2.8m，净断面面积13.2m。顶部采用4.4mM5钢带+3mm钢板网+22mmL

20、2400mm阻尼左旋无纵肋树脂锚杆支护，锚杆间排距为800mm800mm。高帮采用2.4mM5钢带+1mM5钢带+3mm钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋树脂锚杆支护，低帮采用2.4mM5钢带+3mm钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋树脂锚杆支护，锚杆间排距为700mm800mm。巷道顶部正中偏左0.8m打设一排锚索梁，顶板破碎段在巷道正中偏右0.8m补打一排锚索梁，锚索梁排距1.6m，锚索梁眼距1.5m。巷道左、右帮顶板向下1.2m位置各打设1排锚索梁进行加固。（二）1402工作面下顺槽长161.18m。该顺槽主要用于工作面的进风和煤炭运输，巷道主要支护形式如下：锚网带+

21、锚索（锚索梁）永久支护：断面为梯形，净宽5.0m，净高2.8m，净断面面积14m。巷道顶部采用5.1mM5钢带+3mm钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋树脂锚杆支护，帮部采用2.4mM5钢带+1mM5钢带(1.6mM5钢带)+3mm钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋树脂锚杆支护（倾角12时低帮只采用2.4mM5钢带），巷道顶部锚杆间排距0.8m0.8m，巷道帮部锚杆间排距0.7m0.8m。巷道顶部正中偏左1.0m位置打设一排锚索梁，巷道帮部左、右各打设一排锚索梁，锚索梁眼距1.5m，排距1.6m。（三）其他巷道及硐室1402工作面钻场、水仓、轨道大巷延伸、上顺槽车场支护形式

22、：采用“锚网带+锚索梁”支护，顶板采用4.4m或4.7mM5钢带+钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋锚杆支护，巷道帮部采用2.4mM5钢带+钢板网+22mmL2400mm阻尼左旋无纵肋锚杆支护，锚杆间排距为700mm800mm，锚杆外露长度1050mm。附图3：1402工作面顺槽支护断面图第二节采煤工艺一、采煤工艺 1402工作面采用综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。为了减少人工清煤量，本工作面采取端部留三角煤斜切进刀双向割煤法。回采工艺流程为：割煤准备采煤机割煤、装运煤拉移支架推移前部刮板输送机放顶煤拉移后部刮板输送机。（一）工艺流程1.割煤割煤机械：采用MG160/375-

23、WDI型交流电牵引采煤机。进刀方式：端部留三角煤斜切进刀，双向割煤，往返一次为两个循环。（1）牵引方式：有轨无链电牵引，牵引速度06m/min。（2）采煤机自上端部斜切进刀后,下行割煤，上滚筒割底煤，下滚筒割顶煤，前部运输机滞后采煤机15m自上而下推移，液压支架跟机移架，割至工作面下端头前滚筒将煤壁割透后，调整滚筒位置，下滚筒降下、上滚筒升起，上行至工作面前部输送机直线段后将采煤机以下前部输送机推直。调整滚筒位置，下滚筒升起、上滚筒降下，液压支架跟机移架，采煤机下行割通煤壁；下滚筒降下、上滚筒升起，前部运输机滞后采煤机15m自下而上推移，液压支架跟机移架，上行割煤至前部输送机机尾，将煤壁割透，

24、调整滚筒位置，下滚筒升起、上滚筒降下，反向下行至工作面前部输送机直线段后将采煤机以上前部输送机推直，调整滚筒位置，下滚筒降下、上滚筒升起，采煤机上行割透煤壁后，下滚筒升起、上滚筒降下，采煤机开始下一个循环割煤。附图4：1402工作面进刀方式示意图。2.装煤采煤机螺旋滚筒旋转，在采煤机运行和推前部运输机过程中完成装煤。3.运煤工作面使用SGZ630/400型刮板运输机运煤，下顺槽采用SZZ630/160型转载机和DSJ100/2160型皮带输送机运煤。4.移架采用跟机单架依次顺序移架，本架操作，先降后移，带压擦顶移架支护顶板。移架滞后采煤机后滚筒1015架作业。顶板破碎处超前移架支护顶板。5.推

25、前运输机使用液压支架推移千斤顶推移输送机，弯曲长度距后滚筒不得低于15m，推移步距为0.6m，推移时必须保证输送机的平、直、稳。6.放煤（1）放煤步距若顶煤厚度达到1.5m以上时，采用“一刀一放”；顶煤厚度小于1.5m时，采用“两刀一放”；煤层总厚度小于2.5m时，工作面不进行放顶煤。本采面上、下端头支架不进行放煤工作，在采面初采初放期间及工作面回撤收尾阶段不进行放煤工作。（2）放煤工艺放煤采用单轮间隔多口放煤，放煤顺序从下向上先放5，7，9放顶煤见碎矸后封口，再放4，6，8放出椭球形脊背煤。为了加快放煤速度，也可使用两个放煤工相隔68架同时放煤，一人放单号架，一人滞后放双号架。循环工序达到放

26、煤步距、后部输送机正常运转后，开始放煤作业。支架后尾梁高度距后部刮板运输机槽子上沿高度不得高于0.3m，不得低于0.2m，放煤口与采煤机之间必须保持15m以上距离，放煤后应及时人工将液压支架、前、后部刮板输送机浮煤清净。放煤期间如遇破碎煤时要控制放煤量，防止支架托空失稳。如遇老塘出现大块煤堵口无法放出时，则采取支架尾梁反复挤压大块煤，破碎后放出，另我矿属三软煤层基本不存在大块煤现象，如出现大块煤无法破碎，需要编制专项安全技术措施后放煤。（3）采放比本工作面的平均采放比=2.1/1.28=1：0.61（4）工作面浮煤必须清理干净，生产中每循环都要清理浮煤。工作面配够清煤工具，将支架底座各角落的散

27、煤清理干净（连续2m2内浮煤平均厚度不超过30mm）。7.拉后运输机放完煤后使用液压支架拉后溜千斤顶拉回后部输送机，弯曲长度不得低于15m。（二）采高控制根据液压支架的支护高度16002400mm、煤层实际厚度的变化、工作面煤壁片帮程度和采煤机适应煤厚14002400mm以及工作面三机尺寸配套关系，确定工作面的采高为2000mm2200mm，当工作面局部煤变厚时，必须沿底回采；当煤层厚度低于1800mm时，要根据实际情况进行挑顶或破底，必要时采用爆破松动的方法配合采煤机推进，严禁液压支架的活柱行程小于200mm使用。正常情况下要沿底回采，不准留底煤。(三)循环进尺每一个正规循环进尺为600mm

28、。二、工作面正规循环生产能力 W=LS（h1C1 + h2C2）式中： W正规循环生产能力，t；L工作面平均长度，109.46m；S正规循环推进长度，取0.6m； h1采高，为2.1m； h2放煤高度1.28m； 煤的容重，1.35t/m； C1割煤回采率，根据我矿以往回采工作面经验，这里取95%； C2放煤回采率，根据我矿以往回采工作面经验，这里取80%。 W =109.460.6（2.195%+1.2880%）1.35267.6t代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为267.6t。第三节设备及材料配备一、主要设备的型号和数量 采煤机 MG160/375-WDI 1台刮板输送机 SGZ63

29、0/400 2部液压支架 ZF4000/16/24 78架过渡支架 ZFG5000/17/26 4架端头支架 ZT19600/18/37 1组转载机 SZZ630/160 1台乳化液泵 BRW200/31.5 2台皮带输送机 DSJ100/2160 1部注水泵 BZW315/20 2台破碎机 PCM110 1台无极绳绞车 JWB110WJ 1台二、工作面机械设备的选型及主要技术参数（一）采煤机选用MG160/375-WDI采煤机，具体技术参数见附表7。附表7：MG160/375-WDI采煤机技术参数表项目技术特征单位型号MG160/375-WDI滚筒直径1400mm截深600mm滚筒转速41r

30、/min采高范围14002400mm总装机功率375kW过煤高度510mm卧底量（中部）290mm牵引形式一拖二机载交流变频调速牵引速度06m/min（二）刮板输送机选用SGZ630/400型刮板输送机，其技术特证见附表8。附表8：SGZ630/400型刮板输送机特征表项目技术特征单位型号SGZ630/400运输能力450t/h设计长度176m减速机JS-250型 70JS/02型三级圆锥圆柱齿轮减速机，传动比30.1938电动机型号YBSD-200/100-4/8功率2200kW电压1140v中部槽规格1500590263mm刮板间距920mm刮板链型式中双链（三）支架选型选用ZF4000/

31、16/24轻型低位放顶煤支架，技术特征参数见附表9。附表9：液压支架（中间架）技术参数表项目技术特征备注型号ZF4000/16/24伸缩行程800 mm额定工作阻力4000 kN初撑力3205 kNP=31.5MPa支护强度0.730.74MPa底板比压0.29-0.72MPa平均支架中心距1500 mm推移行程700mm移架有效步距600过渡支架选用ZFG5000/17/26型支架。技术参数见附表10。附表10：液压支架（过渡架）技术参数表项目技术特征备注型号ZFG5000/17/26伸缩行程800 mm额定工作阻力5000 kN初撑力3960 kNP=31.5MPa支护强度0.724MPa

32、平均底板比压0.29-0.72MPa支架中心距1500 mm高度17002600 mm端头支架选用ZT19600/18/37型支架。技术参数见附表11。附表11：端头架技术参数表项目技术特征备注型号ZT19600/18/37伸缩行程1900 mm额定工作阻力19600 kN初撑力2868 kNP=31.5MPa支护强度0.75MPa平均底板比压1.8 MPa平均支架中心距1500 mm高度18003700 mm（四）转载机选型选用SZZ630/160型转载机。具体参数见附表12。附表12：转载机技术参数表项目技术特征单位型号SZZ630/160机身总长度35m链速1.38m/s电机功率80/1

33、60kW（五）乳化泵选型选用BRW200/31.5型乳化泵主要技术参数见附表13。附表13：乳化泵技术参数表项目技术特征单位乳化液泵型号BRW200/31.5工作压力 31.5 MPa 公称流量 200L/min电机功率 125 KW电机电压660/1140V配套液箱容积1000L（六）破碎机选型选用PCM110 型破碎机主要技术参数见附表14。附表14：破碎机技术参数表项目技术特征单位破碎机型号PCM110通过能力1000t/h最大输入块度长度不限590700mm电机功率 110KW电机电压1140/660V破碎锤头数4个破碎锤头冲击速度20m/s外形尺寸354017851727mm（七）无

34、极绳绞车选型选用JWB110WJ型无极绳绞车主要技术参数见附表15。附表15：无极绳绞车技术参数表项目技术特征单位无极绳绞车型号JWB110WJ牵引力60/120KN牵引速度1.73/0.56m/s电机功率 110KW张紧方式液压张紧V附图5：1402工作面设备布置图。第三章顶板控制第一节支护设计一、工作面支护（一）工作面切眼长度109.46m，共计安装82架液压支架,其中 ZF4000/16/24型放顶煤支架78架；ZFG5000/17/26过渡支架4架； 一组ZT19600/18/37型端头支架。（二）支护方式：采用及时支护，顶板全封闭支护方式。移架前，将支架的各个部位进行认真仔细的检查，

35、观察周围顶板情况，确认无误后方可操作。操作时先打移架手把，然后缓慢降架，待架子前移，立即停止降架，降架高度不得超出侧护板高度，保证擦顶移架和全封闭管理顶板。（三）随工作面推采，切眼长度逐步减少，回采过程中需拆除液压支架。拆除及运输液压支架前，编制专项安全技术措施。二、支架验算（一） ZF4000/16/24型放顶煤支架1、采用经验公式计算支护强度pt 9.81hk9.813.382.54.5373kN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度； h采高，取平均厚度3.38m；（含放煤高度） 顶板岩石的容重，t/m，取2.5t/m；k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，该处取4.5。2、液压支架

36、支护面积S = ab = 4.111.5 =6.165m2式中：S支架支护面积；a支架最大控顶距4.11m；b支架中心距1.5m。3、每架支架上平均承力P= SP顶 =6.165373=2299kNZF4000/16/24型液压支架工作阻力为4000kN 2299kN因此该型号的液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。4.支护强度验算根据采高计算公式： P2 = nM9.8 式中：P2 工作面顶板支护需要的支护强度，MPa； n 顶板垮落高度为采高的倍数，一般为48倍，这里取4.5倍；选取依据：1402工作面回采地质说明书及周围矿井和本矿工作面回采经验。 M 工作面采高，取3.38m； 顶板岩

37、石容重，取2.5t/m； 9.8 重力加速度，9.8N/kg。代入数据得： P2 = 4.53.382.59.8= 372（N/m2） 0.37MPaZF4000/16/24型液压支架支护强度为0.73 MPa 0.74MPa 0.37MPa因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。5、支架工作阻力确定正常情况下液压支架立柱初撑力不低于24MPa。由于采用放顶煤采煤工艺，结合“三软”煤层的特点及我矿1107、1111、1114、1205、1204、1206、1208工作面实际生产经验应按照以下经验公式计算： 液压支架立柱平均受力P均=P4=22994=574kN立柱工作阻力Rt P均S

38、柱 574（3.14115115）103 13.8MPa根据计算，液压支架立柱初撑力达到24MPa，工作阻力达到13.8MPa能够满足工作面支护要求。根据我矿经验，规定工作阻力不小于17MPa。（二）ZT19600/18/37型端头支架1.采用经验公式计算支护强度pt 9.81hk9.813.382.54.5373kN/m2式中：Pt工作面合理的支护强度； h采高，取平均厚度3.38m；（含放煤高度） 顶板岩石的容重，t/m，取2.5t/m；k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，该处取4.5。选取依据：1402工作面回采地质说明书及周围矿井和本矿工作面回采经验。2.端头支架支护面积S =

39、 ab =10.73.3 =35.31m2式中：S支架支护面积； a支架最大控顶距10.7m；b支架中心距3.3m。3.每架支架上平均承力P= SP顶 =35.31373=13170kNZT19600/18/37型端头支架工作阻力为19600kN 13170kN因此该型号的液压支架能够满足本工作面顶板支护强度要求。4.支护强度验算根据采高计算公式： P2 = nM9.8 式中：P2 工作面顶板支护需要的支护强度，MPa； n 顶板垮落高度为采高的倍数，一般为48倍，这里取4.5倍；选取依据：1402工作面回采地质说明书及周围矿井和本矿工作面回采经验。 M 工作面采高，取3.38m；顶板岩石容重，取2.5t/m； 9.8 重力加速度，9.81N/kg。代入数据得： P2 = 4.53.3892.59.81= 373（N/m2） 0.37MPaZT19600/18/37型端头支架支护强度为0.75MPa 0.37MPa,因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。根据计算及一采区煤柱工作面、1206工作面端头支架使用经验，立柱初撑力达到24MPa能够满足支护需要。三、支护强