【正文】 M3滾筒截深M4適用采高M～5機面高度M6適應煤層傾角176。＜=167適應煤層硬度f＜=48裝機總共功率KW7009截割電機功率KW230010牽引電機功率KW24011油泵電機功率KW12供電電壓V114013牽引力KN580—35014牽引速度m/min0－—1215牽引方式電牽引16臥底量mm260附圖31：工作面設備布置圖第四章 頂板控制第一節(jié) 支護設計一、本工作面采長147m,共98架呈單列式布置。使用ZF4000——，ZF4000—，最小控頂距3840mm，，支架拉過后。二、工作面上、下端頭各有兩架過渡架管理頂板。過渡架至回、進風煤壁側(cè)空頂區(qū)用交錯托棚維護，初次來壓前棚梁使用規(guī)格為Ф20cm，～，一梁三柱，棚梁交錯二分之一支設。三、進、回風順槽的管理超前工作面煤壁20m加強支護。在進、回風順槽采幫支設兩路交錯托棚，一梁三柱，棚梁交錯二分之一支設、煤柱幫一路對口托棚，棚梁規(guī)格同前。巷道壓力增大時，可視壓力情況增加至4～5路，必須保證一梁四～六柱,～，超前維護長度增加至50m。 工作面合理支護強度計算參考同煤層陽煤五礦南翼采區(qū)開采經(jīng)驗和礦壓觀測資料預計本工作面礦壓參數(shù)，見下表：序號項 目單 位同煤層實測本面選取或預計1頂?shù)装鍡l件直接頂厚度m基本頂厚度m直接底厚度m2直接頂初次垮落步距m25253初次來壓來壓步距m2525最大平均支護強度MPa最大平均頂?shù)装逡平縨m3232來壓顯現(xiàn)程度明顯明顯4周期來壓來壓步距m—16—16最大平均支護強度MPa最大平均頂?shù)装逡平縨m3535來壓顯現(xiàn)程度明顯明顯5平時最大平均支護強度MPa最大平均頂?shù)装逡平縨m32326直接頂懸頂情況m227底板容許比壓MPa——8直接頂類型類ⅠaⅠa9基本頂級別級ⅡⅡ10巷道超前影響范圍m2020工作面合理支護強度計算（一）ZF4000—17/28型液壓支架合理支護強度計算工作面合理的支護強度，采用下列方法計算，取其中最大值即為工作面合理的支護強度Pt。采用經(jīng)驗公式計算 =10179。8 = P—工作面合理的支護強度，kN／m2h—采高，m—頂板巖石容重，Kg／m3，10179。kg/m3k—工作面支架上覆巖層厚度與采高之比，一般為4～8，取8倍采高計算。工作面實際支護能力計算ZF4000—17/28型支架承載力為 P=F／（LS） = 4000／（） =／m2式中： P—支架承載強度，kN／m2F—支架承載力，KNLS—支架承載面積，m2。PtP,經(jīng)檢驗所選支架強度符合支護要求。 Mpa，—,支架能夠滿足支護要求，支架適應性比較見下表：項目工作面實際條件支架參數(shù)采高/m— 傾角（176。）4﹤20煤厚/m硬度f～22支護強度/(kNm2)—底板比壓/(kNm2)頂板類（級）別Ⅱ（二）兩巷超前支護設計進、回風超前段支護在靜壓狀態(tài)下頂板載荷=====103()=178。進、回風超前段頂板載荷：（動壓影響一般取靜壓時的24倍，這里取3）Q進、Q回=3Q頂=3γ頂（RP—H/2）(kN)=3=178。頂板總壓力F頂=LaQ進 (kN)=20=1800KnF單=F頂=1800Pt= F單/（al）=1800/（20）=178。式中：γ頂—頂板巖石平均容重，103kg/m3η—補強錨索的支護效率%RP—塑性區(qū)半徑，mQ頂—靜壓情況 下頂板載荷，kN/m2 Z—巷道埋藏深度，取399mR0—矩形巷道外接圓半徑，m—內(nèi)摩擦角，取45176。C—粘結(jié)系數(shù)，取4H—巷道高度，a—巷道寬度， mL—超前維護距離，取20m Q進、Q回—進、回風超前段頂板載荷，kN/m2F單—進、回風單體柱承載的頂板壓力，kNPt—進、回風頂板載荷，kN支柱實際支撐能力可以采用下列公式進行計算=11245=式中：Rt—支柱實際支撐力，kNR—支柱額定工作阻力，kNk—支柱阻力影響系數(shù)，可以參考表。合理的支柱密度，可以采用下列公式進行計算=／=式中:n—支柱密度，根／m2Pt—進、回風巷頂板載荷，kNRt—支柱實際支撐能力，kN／根實際支柱密度 =60/90 =式中：n實—實際支柱密度，根／m2 n總—超前實際支柱總數(shù)，根 S—超前支護面積，m2根據(jù)計算結(jié)果，比較n實和n值， n實＞n，滿足支護要求（三）泵站選型驗算泵站選型驗算a 根據(jù)液壓支架計算泵站壓力：Pb1=4P1 /(ZπD2)式中：Pb1液壓支架初撐力需要泵站壓力，paP1—液壓支架初撐力，直接頂頂板中等穩(wěn)定以下，支架初撐力一般應為工作阻力的70~80%。Z—液壓支架的立柱根數(shù)D—液壓支架立柱的缸體內(nèi)徑，mPb1=4420010370%/(4π) =b按推移千斤頂最大推力初選泵站壓力：Pb2=4Pn/(πd12)式中：Pb2—千斤頂最大推力所需泵站壓力，MpaPn—千斤頂最大推力，ND1—千斤頂缸體內(nèi)徑，mPb2=4306103/(π)=c 如果滿足支架初撐力和千斤頂最大的推力的要求，則泵站壓力為：P=KPb1(PB2)式中：K泵站壓力損失系數(shù)，~P==，能滿足本工作面的要求。d泵站流量的驗算根據(jù)支架在工作面中每一架（組）在移動的循環(huán)中需要動作的立柱和千斤頂?shù)淖畲罅髁看_定，同時滿足液壓支架追機的要求。Q=n1s1(F1+F2)+n3BF3/1000(L/vc－t4)η1式中：Q—液壓泵站工作流量，L/minnn2—移架時同時升降的立柱數(shù)和千斤頂數(shù) sB—移架時立柱的行程和千斤頂?shù)男谐蹋琧m FFF3—立柱環(huán)形腔，活塞腔及千斤頂移架腔作用面積，cm L—支架間距，m vc—采煤機牽引速度，m/min η1—移架過程中其它輔助時間，minQ=[412π（2（20/2）2（）2）+480（14/2）2]/1000（）=146L/min由上計算可知，所以選用BRW200/4A型乳化液泵能滿足15101工作面的要求。泵站位置乳化液泵站置于膠帶運輸巷的電氣列車中，隨電氣列車一起移動。泵站使用規(guī)定加強泵站管理，乳化液濃度3%5%。要加強支架與泵站的維修,杜絕系統(tǒng)的竄漏液。第二節(jié) 工作面頂板控制一、工作面頂板管理工作面頂板使用ZF4000—17/28型支架94架和和4架ZFG4800—，ZF4000—17/28支架最大控頂距4440mm，最小控頂距3840mm，，支架拉過后。二、支護方式采用及時支護，滯后采煤機后滾筒3～5架依次移架維護頂板。頂板破碎、滾幫大時，采取提前移架。三、支護強度校核根據(jù)陽煤集團五礦南翼采區(qū)開采經(jīng)驗和礦壓觀測資料預計本工作面最大頂板載荷強度Pt=627kN/m2= MPa。 MPa（支架允許支護強度），因此支架能滿足支護強度要求，支架選型合理。 四、底板比壓校核：根據(jù)礦地測部資料15＃煤底板（砂質(zhì)泥巖或泥巖）的抗壓強度為：S=(608～837)kg/cm2=(～)MPa；ZF400017/28H支架的底板比壓：D=P支架支護面積/支架底面積= MPa則：S D；因此支架對底板比壓符合要附：支架最大控頂距和最小控頂距剖面示意圖附:支架布置示意圖五、正常生產(chǎn)時期頂板支護方式采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移輸送機，即割煤——移架——移輸送機；采用帶壓擦頂移架的方式移架，正常移架要滯后采煤機后滾筒3～5架，不得超過6架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架，即當發(fā)現(xiàn)片幫嚴重時，不等采煤機割煤，就進行移架，然后再進行其他操作，工藝為移架——割煤——移輸送機。支護要求如下。工作面應達到動態(tài)的質(zhì)量標準化要求，確保“三直、二平、一凈、二暢通”的質(zhì)量要求。加強支架的支護強度，確保支護質(zhì)量，支架初撐力不得小于24MPa。采煤機割煤后，要及時移架，移架與采煤機后滾筒的距離一般不超過6架，防止長時間空頂。工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接頂，并升實支架。工作面支架嚴禁出現(xiàn)歪斜和咬架、擠架；否則，要及時調(diào)整。六、特殊時期的頂板控制工作面基本頂初次來壓前必須編制專門安全技術措施。工作面基本頂初次來壓和周期來壓期間，應加強來壓的預測預報。工作面支架初撐力不低于24MPa，膠帶順槽；特別注意工作面中部、兩端頭支架的初撐力及支架狀態(tài)，確保整體支護強度，預防冒頂。工作面停采時要編制停采措施，加強頂板控制。第三節(jié)　運輸順槽、回風順槽及端頭頂板控制一、15101運輸順槽、回風順槽超前支護及端頭、端尾頂板控制（一）15101運輸順槽超前支護及端頭支護方式15101運輸順槽超前支護采用單體液壓支柱+π型鋼梁，π型鋼梁規(guī)格為L=4000mm，單體液壓支柱型號為DW3500。運輸順槽超前棚棚距≤800mm，架棚必須一梁三柱。工作面運輸順槽超前支護不小于20m。端頭支護采用單體液壓支柱+π型鋼梁，鋼梁間距≤800mm，其中π型鋼一端伸入第一排頭架，另一側(cè)打設兩根單體柱，必須支護到老塘側(cè)切頂線位置，且在端頭切頂線位置打設單體液壓支柱+π型鋼梁（即最后一排π型鋼梁打設的位置為切頂線位置），保證一梁三柱。為確保切頂線往后老塘側(cè)支護安全，防止漏煤（矸）等壓住轉(zhuǎn)載機尾和后溜機頭，滯后后溜機頭不大于1m，確保端頭及老塘支護安全。為了加強端頭支護，在靠近排頭支架側(cè)前后交錯打設2架走向抬棚，用于在移動端頭支架時，作為液壓支架側(cè)π型鋼梁的第三支撐柱。抬棚采用一梁三柱，棚梁采用4000mmπ型鋼，柱腿采用DZ3500型單體液壓支柱。（二）15101回風順槽超前支護及端尾支護方式15101回風順槽超前支護采用單體液壓支柱+π型鋼梁，π型鋼梁規(guī)格為L=4000mm，單體液壓支柱采用DZ3500型號。回風順槽超前棚棚距≤800mm，架棚必須一梁三柱。工作面回風順槽超前支護距離不小于20m。如15101回風順槽壓力較大，可根據(jù)現(xiàn)場情況，必要時可加打一排單體柱。 端尾支護采用單體液壓支柱+π型鋼梁，鋼梁間距≤800mm，其中π型鋼一端伸入排尾架，另一側(cè)打設兩根單體柱，必須支護到老塘側(cè)切頂線位置，且在端尾切頂線位置打設單體液壓支柱+π型鋼梁（即最后一排π型鋼梁打設的位置為切頂線位置），保證一梁三柱。為確保切頂線往后老塘側(cè)支護安全，防止漏煤（矸）等壓住后溜機尾，，確保端尾及老塘支護安全。 （三）質(zhì)量要求及安全技術措施：作業(yè)前，要確保停止閉鎖轉(zhuǎn)載機，嚴禁開動轉(zhuǎn)載機。作業(yè)前必須準備好工作臺，在工作臺上作業(yè)時，要多人協(xié)作，做好防倒措施。超前維護所打的單體柱防倒設施必須完好，規(guī)定每排柱上必須拴好護繩。超前維護所使用的單體柱必須完好，不得有漏液、失效現(xiàn)象，必須打在實底上，迎山有力。底板松軟時，單體柱要穿鞋；柱不夠高時，可在柱下墊一塊鞋板。落柱時，三用閥出液口不得正對人員，操作人員站在安全的地方，并防止柱倒傷人。要求風、運兩巷超前支護不少于20 m，支柱要打緊，打牢，架棚必須一梁三柱。上、下端頭的機頭、機尾架距抬棚不得超過800 mm。兩巷超前維護段支柱必須成直線，偏差不得超過177。50mm。架設超前棚必須三人同時協(xié)調(diào)操作，派專人監(jiān)護?；爻烦芭锵聠误w柱液壓支柱需要安排專人監(jiān)護，保證后路暢通。1兩端頭維護過程中必須與工作面人員聯(lián)系好，與轉(zhuǎn)載機司機、大溜司機聯(lián)系好，互不影響的情況下方可操作，否則停止其設備運轉(zhuǎn)。二、工作面安全出口的管理（一）支護形式兩安全出口，每班設專人對其清理維護?；仫L順槽和膠帶內(nèi)回出的托盤、錨桿、網(wǎng)片等一切雜物都要及時運出工作面超前支護之外，并分類碼放整齊，及時上井。（二）質(zhì)量要求（1）、機頭、機尾支架拉完后，必須及時升緊，達到初撐力。否則，需要挑頂、擴巷，并由專人維護。（2）、支柱縱橫成線，偏差不大于177。50mm。（3）、支柱支到實底，并做到迎山有力，單體支柱初撐力不小于90KN()，不得出現(xiàn)空載支柱。兩巷超前棚所使用的單體柱，每天要用測壓儀檢測，確保達到初撐力要求，并做好記錄。（4）、所有單體支柱三用閥方向一致，閥端指向巷幫。（5）、所有單體柱設置防倒裝置。（6）、不得使用失效的單體支柱、一字架。（三）與其他工序之間的銜接關系端頭（尾）支護的前移、支設應在端頭（尾）支架完成并達到初撐力后方可進行。膠帶裝載機尾到切頂排之間采取單體支柱與走向抬棚，配合支護。工作面端頭（尾）頂板較完整的地段。兩巷頂板破碎時，托盤、鋼帶不得回撤。排頭支架、排尾支架隨工作面推進，與工作面支架一道拉移，以有效維護端頭（尾）頂板。三、支護材料的使用數(shù)量和存