综采工作面作业规程（最新修订）.doc

综采工作面作业规程 目 录 第一章 概 况1 第一节 编制依据1 第二节 工作面位置及井上下关系1 第三节 工作面煤（岩）层赋存特征1 第四节 储量及服务年限2 第五节 地质构造3 第六节 水文地质3 第七节 影响回采的其它因素4 第二章 采煤方法5 第一节 巷道布置5 第二节 采煤工艺7 第三节 设备配置9 第三章 顶板控制18 第一节 支护设计18 第二节 工作面顶板控制21 第三节 回采巷道及端头顶板控制22 第四节 矿压监测28 第四章 生产系统31 第一节 运输系统31 第二节 “一通三防”与监测监控37 第三节 压风系统53 第四节 供水系统53 第五节 排水系统54 第六节 供电系统54 第七节 通讯照明系统70 第五章 六大系统71 第一节 监测监控系统71 第二节 人员定位系统71 第三节 通讯联络系统71 第四节 紧急避险系统72 第五节 压风自救系统75 第六节 供水施救系统76 第六章 劳动组织和主要技术经济指标76 第一节 劳动组织76 第二节 主要技术经济指标78 第七章 煤质管理78 第八章 安全风险辨识及管控措施79 第九章 安全技术措施89 第一节 一般规定89 第二节 工作面顶板管理90 第三节 防治水100 第四节 “一通三防”与安全监测101 第五节 运输管理103 第六节 机电管理117 第七节 其他安全技术措施132 第八节 职业卫生防护措施138 第十章 灾害应急措施及避灾路线140 第一节 灾害应急救援组织机构140 第二节 灾害应急救援措施141 第三节 自救方式、抢救方式150 第四节 避灾路线154 第一章 概 况 第一节 编制依据 一、相关设计 1、综采工作面回采地质说明书 2、综采工作面设计 3、综采工作面 “一通三防”工程设计 4、综采工作面供电设计 5、xxXXXXX矿2022年安全风险辨识评估报告 二、煤矿安全规程（2022版）、煤矿安全生产标准化管理体系（2020版）、采掘安全技术操作规程、xxXXXXX矿安全生产规章制度、煤矿防治水细则等国家有关安全生产的法律、法规、标准和相关技术规范。 第二节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表1-2-1 煤层名称 5煤 水平名称 采区名称 工作面名称 综采 工作面 地面标高 （m） 工作面标高（m） 地面位置 井上相对位置位于副井工业广场西部，地表为第四系黄土丘陵、荒坡等，上部原居住居民已全部搬迁，不受保护建筑物、构筑物、住宅等压煤影响，地表无河流、无湖泊等水体存在，工作面回采活动不会对地表建筑物造成威胁。 井下位置 及四邻 采掘关系 综采工作面位于二采区三条大巷西侧 走向长度/m 倾斜长度/m 第三节 工作面煤（岩）层赋存特征 1、煤层产状要素赋存状态 煤层倾向分为 2、煤种煤质 煤种为 3、煤层顶底板 煤层顶底板特征表1-3-1 煤层顶底板情况 煤层顶板底情况 顶板名称 岩石名称 平均厚度 岩性特征 普氏硬度 老顶 灰色中粒砂岩 20.76m 泥质胶结，粒度为0.1mm-0.5mm，巨厚层状赋存，整体稳定性较好 5～6 直接顶 灰色砂质泥岩 1.8m 局部为粉砂岩，胶维质易风化，整体稳定性良好 4～5 直接底 灰色砂质泥岩 1.46m 层状构造，主要成分为粘土质 4～5 老底 黑色泥岩 2.4m 黑色泥岩，层理较发育，局部为页岩状，赋存稳定性较好 3～4 见图1-3-1地层综合柱状图 第四节 储量及服务年限 1、 储量 综采工作面平均走向长度1110m，倾斜长度179m，留170m工业广场保护煤柱，即可采走向长度940m，煤层平均厚度3.9m，煤层容重1.6t/m。 储量计算表1-4-1 储 量 计 算 可采走向长度（m） 倾斜长度（m） 面积 （㎡） 煤厚（m） 容重 （t/m） 工作面储量（万t） 回采率（％） 可采出量 （万t） 940 179 168260 3.9 1.6 104.9 98 102.8 二、工作面服务年限 综采工作面服务年限L/C L/（NSDK）＝940/（3.50.627.590％）≈18个月 L工作面可采长度，m C－工作面月推进度，m N－工作面日循环，个 D－月平均工作天数，27.5天 S－采煤机截深，m K－月正规循环率，90 第五节 地质构造 1、褶曲 本矿井位于XXXX倾伏向斜褶曲，褶曲轴部位于井田中心，工作面位于此褶曲的西部属于单斜构造，造成了工作面东高西低的地势，落差约40m，煤层有小型褶曲起伏现象，对工作面开采有一定的影响。 2、断层 根据综采工作面上下顺槽及切眼掘进已揭露的地质情况综合分析，工作面内共有1条断层 （1）综采回风顺槽8导线点往西17m处揭露断层，根据揭露情况分析，该断层倾向163，倾角∠80,落差2.2m，为正断层，运输顺槽未揭露该断层。 3、风氧化带 根据综采两顺槽及切眼掘进揭露地质分析和相邻XXXX工作面回采经验，判定综采工作面不涉及风氧化带。 4、其他因素 根据综采两顺槽掘进揭露地质分析，该区域内未发现岩溶陷落柱及岩浆岩等地质构造。 第六节 水文地质 1、上覆含水岩层 该煤层上部仅有二叠系下统XX组及石盒子组所属岩层中的砂岩中以及上新统的底砾层中存在局部弱含水层，抽水试验表明水流量约为0.3L/S～1.5L/S，无其他含水层，含水性弱，不会对岩层之下的5煤层造成水害危险。 2、奥灰水 奥陶系岩溶水水位在矿井范围内的标高800m～810m左右，综采工作面两顺槽及切眼揭露的底板最低标高为＋932.739m，同时根据矿井底板等高线及矿井向斜对该工作面影响分析，综采工作面整体呈西底东高之势，局部受向斜影响，存在工作面低洼点，该工作面的最低标高远远高于该区域内的奥灰水水位最高标高，因此本工作面回采过程中不会受到奥灰岩溶水的影响，不存在奥灰岩溶水水害威胁。 3、老空水 经过对已圈成的综采工作面上部X号煤层进行分析，结合X号煤以往的水文资料，确定上部存在XXXX采空区及部分XXXX采空区，但XXXX工作面整体呈西低东高态势，XXXX采空区为北高南底，且两工作面回采结束之后，工作面后路均无涌水出现，并且综采工作面与上部3号煤层间距为28m，为较好的隔水岩层，因此综采工作面在回采过程中不会受到上部采空区积水威胁。 综采工作面北部基本为采区煤柱或工业广场煤柱，局部与XXXX采空区相邻，两者之间留设煤柱宽度为10m，在综采轨道顺槽掘进期间已对该采空区进行了探明，并对该部分钻孔孔口进行了黄泥封堵，确定采空区内无积水，因此不会对综采工作面回采造成老空水水害威胁。 4、涌水量预计 根据以往充水性条件及充水性因素分析，综采工作面在回采过程中，主要充水水源为二叠系下统山西组砂岩含水层地、二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层内水源，可能会形成顶板淋水，淋水水量预计为0.2m/h～0.8m/h，在出现涌水时，做好设站观测工作，同时使用并维护好工作面排水系统，有积水时及时进行排水。 第七节 影响回采的其它因素 1、瓦斯、二氧化碳情况 根据山西省XXXXXXX综合测试中心20XX年8月鉴定结果显示，我矿绝对瓦斯涌出量为1.68m/min，相对瓦斯涌出量为0.73m/t，绝对二氧化碳涌出量为2.48m/min，相对二氧化碳涌出量为1.07m/t。井下回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.72m/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.24m/min。.根据上述数据并依据矿井瓦斯等级鉴定办法的规定，确定为低瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸危险性 根据2020年7月17日山西省XXXXXXX综合测试中心对我矿5号煤层采集样品的测试结果，5号煤层火焰长度40mm，抑制煤尘最低岩粉量60，煤尘云最低着火温度590℃，煤尘层最低着火温度300℃，煤层具有煤尘爆炸性。 3、煤的自燃倾向性 根据2020年7月17日由山西省XXXXXXX综合测试中心对我矿5号煤层采集样品进行了测试，5号煤层吸氧量0.54cm/g，全硫1.45，水分0.30，挥发分27.34，自燃倾向性等级为II类，自燃倾向性质为自燃。 4、地温、地压 根据XX详查钻孔资料和矿井生产调查，本区地温无异常，为正常地温井田。 5、 冲击地压 5号煤层顶底板均无冲击倾向性岩层，煤层无冲击倾向性。 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、工作面巷道布置情况 综采工作面布置2条顺槽和1个切眼； 综采运输顺槽与二采区运输大巷相通，设计为机轨合一巷，主要担负生产期间的进风、运煤、运料。 综采回风顺槽经回风绕道与二采区回风大巷相通，主要担负生产期间的回风、运料。 二、运输顺槽、回风顺槽情况说明 1、综采运输顺槽沿煤层顶板布置，靠顺槽采煤帮安装转载机和胶带输送机，巷道净规格4m3.1m，支护方式为锚网索配单体十字梁，巷道支护参数如下 （1）综采运输顺槽采用锚网索联合支护，顶板使用φ202000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根锚杆使用MSCK2360树脂药卷1节，锚杆间排距900900mm，允许偏差100mm；每排布置5根锚杆，每根锚杆配合使用一块 12012010mm正方形金属托盘，挂450金属网，规格10002000mm，网孔100100mm。 （2）两帮使用φ202000mm螺纹钢锚杆，每根锚杆使用MSCK2360树脂药卷1节，煤帮最上一根锚杆距顶板不得大于300mm，锚杆间排距800900mm，允许偏差100mm，每根锚杆配合使用一块12012010mm正方形金属托盘，两帮挂450金属网，规格10002000mm，网孔100100mm。煤帮松软时，每根锚杆加一块长450宽350厚4mm铁托盘，煤帮最下一根锚杆距离底板超过500mm时加打成5根锚杆，网片距离底板不大于300mm。 （3）综采运输顺槽68-106m顶板打设φ17.86300mm锚索，每根锚索使用MSCK2360树脂药卷2节，锚索间排距18001800mm，每排布置2根，每根锚索使用30030010mm金属托盘一块。107-380m顶板打设φ17.88300mm的锚索，锚索间排距1200*900mm，采用五花布置（3根、2根、3根）其中3根一排的锚索底部加143000mm的槽钢梁。另外在非采煤帮侧打设一排单体配十字梁加强支护，单体间距500mm。380-680m顶板打设17.86300mm锚索，锚索间排距12001800mm，每排布置3根，配合槽钢进行支护，680-1125m顶板打设17.86300mm锚索，间排距改为1800*1800mm，每排布置2根，配合使用300*300*10锚索托盘支护。 （4）巷道全断面挂450金属网，规格10002000mm，网孔100100mm，网片搭接100mm，用双股16铁丝呈三花每100mm连接一道。 （5）梯形梁采用φ12mm的螺纹钢焊接制作，宽度为70mm，长度3800mm。 （6）综采运输顺槽107-380m行人帮上下打设2排φ17.84000mm锚索配3000mm长的14槽钢支护，锚索间排距1000*1200mm，槽钢首尾相连布置，上排锚索距顶板1200mm。380m之后改为行人帮居中布置一排φ17.84000mm锚索配3000mm长的14槽钢支护，锚索间距1000mm。 2、综采回风顺槽沿煤层顶板布置，巷道净规格4m3.1m，巷道支护参数如下 （1）综采回风顺槽采用锚网索联合支护，顶板使用φ202000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每排布置5根，每根锚杆使用MSCK2360树脂药卷1节，锚杆间排距900900mm，允许偏差100mm；每根锚杆配合使用一块12012010mm正方形金属托盘。 （2）两帮使用φ161800mm圆钢锚杆，每排布置4根，每根锚杆使用MSCK2360树脂药卷1节，锚杆间排距800900mm，允许偏差100mm，每根锚杆配合使用一块12012010mm正方形金属托盘，煤帮最上一根锚杆距顶板不得大于300mm。煤帮松软时，每根锚杆加一块30030050mm的木托盘。 （3）综采回风顺槽顶板打设φ17.86300mm锚索，每根锚索使用MSCK2360树脂药卷2节，锚索间排距为18002700mm，每排布置2根，每根锚索使用30030010mm金属托盘一块。 （4） 巷道全断面挂450金属网，规格10002000mm，网孔100100mm，网片搭接100mm，用双股16铁丝呈三花每100mm连接一道。 （5）梯形梁采用φ12mm的螺纹钢焊接制作，宽度为70mm，长度3800mm。 见图2-1-1综采运输顺槽断面图 见图2-1-2综采回风顺槽断面图 见图2-1-3综采综采工作面平面布置示意图 第二节 采煤工艺 1、 采煤工艺 1、工艺顺序安全确认→采煤机端头斜切进刀→割煤→移架→推移刮板机→清扫浮煤→拉移转载机。 2、落煤方式采用MG300/730-WD1型采煤机双向穿梭采煤，即往返一次割煤两刀，循环进度0.6m，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。沿顶底割煤，顶底板要割平，煤壁要成直线，不得出现台阶，不留伞檐。采煤机司机应根据顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度。正常割煤时，采煤机前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤。支架工在采煤机过后及时打出护帮板。 3、装煤方式采煤机滚筒螺旋叶片配合SGZ764/500刮板输送机铲煤板装煤。 4、运煤方式工作面采用SGZ764/500刮板输送机运煤。运输巷采用SZZ764/200型转载机、PCM110型破碎机、一部DSJ100/800/2*125可伸缩皮带和一部DSJ100/63/2*90可伸缩皮带运煤。 5、支护方式采用本架操作，及时支护顶板。正常移架滞后采煤机后滚筒3～5架。移架步距600mm。顶板破碎或片帮时要紧跟采煤机前滚筒移架，或超前移架，禁止相邻两台支架同时移架。移架后，支架应成一条直线。 6、推溜在采煤机返刀扫底拉架后推溜，推溜从工作面一端向另一端顺序移动或由中部向两头分推，推溜滞后采煤机后滚筒12～15m，输送机弯曲段长度不得小于15m,防止出现急弯，禁止停机推溜，严禁由两头向中间推溜，溜子整体移到位后，要成一条直线。 7、清理工作面推溜之后，要将支架底座至溜子之间及电缆槽内的浮煤清理干净。 二、采煤方法 综采工作面沿倾向布置，走向推进，采用走向长壁后退式采煤方法，综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。 1、采煤机的进刀采煤机的进刀方式为端头斜切进刀，进刀深度为0.6m，斜切进刀段长度为35m，具体工艺如下 采煤机割透端头煤壁后，停止追机作业，调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处，将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤。 见图2-2-1采煤机进刀方式示意图 2、采煤机正常切割正常情况下，采煤机前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤，后滚筒割底煤，依靠滚筒转动自行装煤，剩余的煤由铲板在推溜时自行装入刮板输送机。 3、工作面割煤及采煤机牵引方式工作面采用双向割煤，往返两刀，采煤机牵引方式为无链电牵引。 三、工作面正规循环生产能力 工作面长L179m,采高H3.9m，循环进尺S0.6m，日循环个数N3.5个，割煤回收率γ0.98，煤容重R1.6t/m，正规循环率90。 平均日割煤量Z＝LHSNRγ ＝1793.90.63.51.698 ＝2298.7t/天 平均月产量A1＝ZDK ＝2298.727.590％ ＝56892.8t/月 平均月推进度C＝NSDK ＝3.50.627.590％ ＝52m/月 H----工作面采高 R----煤容重 γ----工作面割煤回收率 N----工作面日循环数 S---工作面循环推进度 L----工作面长度 D----月工作天数 K----月正规循环率 见图2-2-2综采综采工作面正规循环示意图 第三节 设备配置 1、综采综采工作面机械设备配备表2-3-1 序号 设备名称 型号 数量 单位 单位 1 采煤机 MG300/730-WD1 1 台 2 中部液压支架 ZY4400/20/42 115 架 3 过渡支架 ZYG4600/20/42 6 架 4 刮板输送机 SGZ764/500 1 部 5 转载机 SZZ764/200 1 部 6 破碎机 PCM110 1 台 7 喷雾泵 BRW315/10K 2 台 8 乳化液泵 BRW315/31.5 2 台 9 反冲洗过滤站 VALGLID3000/37.5/25 1 台 10 进液过滤站 VALJGLZ3000/6.4/60 2 台 11 回液过滤站 VALHGLZ3000/6/60 2 台 12 双速绞车 JSDB-13 2 台 13 胶带输送机 DSJ100/63/2*90 1 部 14 胶带输送机 DSJ100/800/2*125 1 部 15 移变 KBSGZY1250型 2 台 16 移变 KBSGZY630型 1 台 17 九组合开关 QJZ2-2000/1140-9 1 台 18 四组合开关 QZB2-1260/1140-4 1 台 19 阻化剂泵 BH-40-2.5 1 台 20 2、主要设备参数表2-3-2 ZY4400/20/42二柱掩护式中部支架 项 目 单 位 特 征 型 号 ZY4400/20/42 高 度 mm 2000-4200 宽 度 mm 1430-1600 支架中心距 mm 1500 初撑力 KN 3876 重 量 t 16.15 支护强度 MPa 0.57-0.62 支架工作阻力 KN 4400（35.76MPa） 底板比压 MPa 1.8 适应工作面倾角 小于15 推移步距 mm 600 控制方式 手动本架控制系统 ZYG4600/20/42二柱掩护式过渡支架 项 目 单 位 特 征 型 号 ZYG4600/20/42 高 度 mm 2000-4200 宽 度 mm 1430-1600 支架中心距 mm 1500 初撑力 KN 4263 重 量 t 16．75 支护强度 MPa 0.54-0.77 支架工作阻力 KN 4600 适应工作面倾角 小于15 推移步距 mm 600 控制方式 手动本架控制系统 MG300/730-WD1采煤机 项 目 单 位 特 征 型 号 1台 MG300/730-WD1 牵引方式 交流变频调速、销轨式无链牵引 电机总功率 730KW 截割电动机 YBC22300kW 行走部电动机 （YBQYS）255kW 调高电动机 YBRB211kW 重 量 t 51t 截 深 mm 630 采高范围 mm 2200-3950 滚筒直径 mm Φ2000 形式 中部手动、两端电控、无线遥控 布置 整机两端及中间三个操纵点 适应倾角 小于等于18度 操纵 两端控制调高采煤机启动、停止、牵引方向、速度； 中间控制采煤机启动、停止、牵引方向、速度 SGZ-764/500 刮板输送机 项 目 单 位 特 征 型 号 1台 SGZ-764/500 电机功率 kW 2250 输送能力 t/h 900 t/h 刮板链速 1.1m/s 紧链方式 闸盘紧链 电动机 型号 YBSD-250/125-4/8 电 压 1140V 转 速 1485r/min 减速器 型 号 MS390DC 输入功率 250kW 传动比 135.9 中部槽 型 式 铸焊封底结构 长宽高 1500724305 中部槽联接方式 大环联接 刮板链 型 式 中双链 链规格 30108－Ｃ 链中心距 140mm 刮板间距 1000mm SZZ-764/200转载机 项 目 单 位 特 征 型 号 1台 SZZ-764/200 47m 电机功率 kW 200 输送能力 t/h 1000 t/h 刮板链速 1.33m/s 爬坡角度 10度 紧链方式闸盘紧链阻链器和伸缩机头辅助紧链 电动机 型 号 YBSDS-200/100-4/8 功 率 200kW 电 压 1140/660V 转 速 1475/735 r/min 减速器 形 式 圆柱圆锥齿轮三级减速 型 号 40JSKA 传动比 122.724 冷却方式 水冷 机尾部中部槽 型 式 整体箱式焊接结构 长内宽 1500764 槽间联接 螺栓 刮板链 型 式 中双链 链规格 Φ2692-C 中心距 120mm 刮板间距 920mm 最小破断负荷 850kN PCM110 破碎机 项 目 单 位 特 征 型 号 1台 PCM110 电机功率 kW 110 破碎能力 t/h 1000 t/h 最大输入块度（长宽高） 长度不限700500mm 最大排出粒度（长宽高） 300（250、200、150）mm 传动型式电动机液力耦合器减速器锤轴 电动机 型号 KBY550-110A 额定功率 110kW 额定电压 1140/660V 转速 1470r/min 减速器 形式 圆锥圆柱齿轮三级减速 型号 JS250 传动比 23.724 破碎主轴转速 370 r/min 破碎锤头数 4 破碎锤头冲击速度 20m/s 破碎板厚度 60 mm 外形尺寸 （长宽高） 354017851711mm 标准台总重 14.2吨 带式输送机 项 目 单位 特征 台数 型 号 部 DSJ100/63/290 1 电机功率 kW 290 皮带宽度 mm 1000 运输量 t/h 630 带式输送机 项 目 单位 特征 台数 型 号 部 DSJ100/800/2125 1 电机功率 kW 2125 皮带宽度 mm 1000 运输量 t/h 800 乳化泵 项目 单位 特征 台数 型号 BRW315/31.5 2 公称压力 MPa 31.5 电机功率 KW 200 流量 L/min 315 喷雾泵 项目 单位 特征 台数 型号 BRW315/10K 2 公称压力 MPa 10 电机功率 KW 45 流量 L/min 315 自动高压反冲洗过滤器 项目 单位 特征 台数 型号 VALGLID3000/37.5/25 1 过滤精度 um 25 额定压力 MPa 37.5 额定流量 L/min 3000 进液过滤站 项目 单位 特征 台数 型号 VALJGLZ3000/6.4/60 2 过滤精度 um 60 公称压力 MPa 4-6.4 公称流量 L/min 3000 外形尺寸 mm 11009101012mm 回液过滤器 项目 单位 特征 台数 型号 VALHGLZ3000/6/60 2 过滤精度 um 60 公称压力 MPa 6 公称流量 L/min 3000 外形尺寸 mm 10209101012mm 移变 项 目 单位 特征 台数 型 号 部 KBSGZY1250型 2 额定容量 kVA 1250 阻抗电压 4.4 重量 kg 9100 移变 项 目 单位 特征 台数 型 号 部 KBSGZY630型 1 额定容量 kVA 630 阻抗电压 4.2 重量 kg 5950 阻化泵 项 目 单位 特征 台数 型 号 3BZ36/2 1 电机功率 kW 3 额定流量 L/min 36 外形尺寸 mm （长宽高）890*465*470 工作压力 mpa 2 电压 v 660/1140 重量 kg 68 最大射程 m ＞20 吸液高度 m 7～10 双速绞车 项 目 单 位 特 征 台 数 型 号 JSDB-13 2 电机功率 kW 22 绳 径 mm 24.5 绳 速 m/min 9.12 见图2-3-1综采综采工作面设备布置示意图 3、采煤工作面运输设备运输能力验算 （1）采煤机生产能力 采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，双向割煤，采煤机的平均落煤能力可用下式计算 Qm≥ 式中Qm采煤机落煤能力，t/h； A工作面日产量，2298.7t/d； B采煤机滚筒截深，0.6m； C工作面回收率，取98； L工作面长度，179m; Ls刮板输送机弯曲段长度，25m； Lm采煤机两滚筒中心距，取10m； K采煤机日开机率，根据经验取45； H采煤机割煤高，3.9m； γ煤的容重，1.6t/m； td采煤机反向时间，取5min。 Qm＝315.6t/h 根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下 VC 式中Vc采煤机平均割煤速度，m/min，其它参数意义同前； Vc1.4m/min 在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。 采煤机的最大割煤速度 Vmax＝KVc 式中K采煤机不均衡系数，取1.2； Vmax＝1.21.4＝1.68m/min 采煤机的最大割煤能力 Qmax＝60BHγVmax＝600.63.91.61.68＝377.4t/h （2）刮板输送机输送能力 工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。 Qc＝KcKhKmKyQm 式中Qc刮板输送机能力，t/h； Kc采煤机截割不均衡系数，取1.2; Kh采高修正系数，Kh＝Hmax/H，其中Hmax为最大采高，4m；H为采高，3.9m； Km采煤机与刮板机同向运行时修正系数，Km＝Ve/（Ve-Vc），其中Ve为刮板机链速66m/min，Vc为采煤机牵引速度，3.98m/min； Ky运输方向及倾角系数，取1.0； Qm采煤机平均落煤能力，315.6t/h。 故Qc＝1.21.031.01.0315.6390.1t/h （3）转载机输送能力 转载机考虑采煤机割煤不均衡性，转载机的能力按下式确定 Q≥ 式中Qm采煤机平均落煤能力315.6t/h； km采煤机割煤速度不均衡系数，取1.5; Q≥473.4t/h （4）破碎机 工作面破碎机选用PCM110型，电机功率110kW，其主要技术参数见下表3-3 破碎机主要技术特征表2-3-3 型 号 过煤能力 t/h 破碎能力 t/h 最大输入块度 mm 最大输出块度 mm 电动机功率 KW PCM110 1000 1000 700500 300 110 （5）验算结果 经以上验算 ①采煤机最大割煤能力377.4t/h ②工作面刮板输送机能力390.1t/h ③转载机输送能力473.4t/h ④破碎机过煤能力1000 t/h 377.4t/h≯390.1t/h≯473.4t/h≯1000t/h 经验算工作面采煤机、刮板输送机、转载机以及破碎机运输能力匹配，无制约生产因素。 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度 PK9.8Shγ 69.85.5542.5 3263.4kN 式中P-支架承受的载荷，kN； K-上覆岩层厚度和采高之比，一般取4～8倍，这里取6； S-支架支护的顶板面积，取5.55m2； h-采高，取最大值4m； γ-顶板岩石容重，取2.5t/m3； 2、选择工作面支护强度 工作面顶板采用液压支架控制，支护设计即为液压支架的选型设计。 Pt9.8Khr 9.8642.5 588KN/m2 0.588MPa 注1MPa1106Pa 1Pa1N/m2；式中Pt工作面合理的支护强度，kN/m2； 据以上计算，工作面支护强度应大于0.588MPa，支架的工作阻力应大于3263.4kN。 二、超前支护强度验算 1、自然平衡拱高度计算根据采矿工程设计手册深部巷道矿压计算公式计算，巷道顶帮破碎时 b1＝ahtg（45-φzh/2） tgφd ＝23.1tg（45－71.56/2） tg75.96 ＝0.626m 式中 a巷道跨度之半，取2m； h巷道高度，取3.1m； 顶板普氏硬度f取值4； 煤帮普氏硬度f取值3； 两帮似内摩擦角，根据普氏系数反算为7133′54″（71.56）； 顶板似内摩擦角，取7557′50″（75.96）； b1巷道自然平衡拱高度 2、巷道顶板压力计算 Pd2rdab1 22520.62662.6kN/m 式中 Pd巷道顶压，kN/m rd顶板岩石容重，kN/m3，取25 3、实际支护强度计算 Pd＝nRt m ＝3300 1.2 ＝750kN/m 式中 Pd实际支护强度。 n单体液压支柱数量，3根。 m单体液压支柱排距1.2m。 Rt单体液压支柱额定支撑力，取300kN 4、结论 超前支护巷道内每1.2m断面打3根单体实际支护强度750kN/m62.6kN/m，所以（1）每1.2m巷道内打设3根单体液压支柱，实际支护强度750kN/m，大于理论计算顶板压力62.6kN/m。 （2）类比XXXX相邻工作面两巷顶板压力显现情况，能满足支护顶板要求。 （3）工作面上下两巷超前支护距离不少于20m，符合煤矿安全规程第九十七条的要求。 （4）根据以上验算，综采工作面两巷支护强度符合要求。 （5）如果巷道压力发生变化，结合实际情况及时修改支护方式加强支护。 三、支护设备选择 工作面安装ZY4400/20/42型支架115架，ZYG4600/20/42型过渡支架6架，要求支架初撑力不小于24MPa，支架特征见下表 支架特征表3-1-1 项目 单位 ZY4400/20/42 ZYG4600/20/42 支架高度 mm 2000-4200 2000-4200 支架宽度 mm 1430-1600 1430-1600 支架中心距 mm 1500 1500 初撑力 KN 3876 4263 工作阻力 KN 4400（35.76MPa） 4600 支护强度 MPa 0.57-0.62 0.54-0.77 通过对比，选用ZY4400/20/42型和ZYG4600/20/42型支架能满足要求。 四、乳化液泵站 1、泵站选型、数量 乳化液泵型号为BRW315/31.5，数量为2台,其中1台备用；乳化液箱型号为RX315/25，数量1台，乳化液输液管选用4SP-51-35MPa高压钢丝缠绕胶管，耐压35MPa。 2、泵站设置位置 泵站设在二采区轨道大巷内，距离工作面1000m左右顶板完好的地段。 3、泵站使用规定 （1）卸载阀整定值为30MPa。 （2）乳化液浓度保持在3-5之间，并经常使用折光仪检查配比浓度情况。 第二节 工作面顶板控制 一、正常生产时期顶板支护方式 工作面采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。工作面共121台支架，支架中心距1.5m，最大控顶距4.64m，最小控顶距4.04m，移架步距0.6m。采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤→移架→移运输机，正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架，工作面液压支架本架操作方式。 二、正常时期顶板管理 采煤机端头斜切进刀，先移支架，再移输送机，即端头斜切进刀→移架→移输送机，带压移架，移架步距0.6m，正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架。移架顺序 1、采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3～5架收护帮板，滞后采煤机后滚筒1～3架伸出伸缩梁和护帮板。 2、采煤机割煤时，滞后采煤机后滚筒3～5架移架，移架时先将护帮板收回后开始降柱移架。 3、支护质量要求 （1）支架与顶底板接触严密，不空顶，支架前梁梁端至煤壁顶板垮落高度不大于300mm。 （2）工作面液压支架端面距不大于340mm。工作面“三直一平”，工作面支架排成一条直线，误差不超过50mm，工作面支架中心距符合规定，误差不超过100mm。 （3）支架顶梁与顶板平行，最大仰俯