则支架额定支护阻力为：

P＝Pmax×K(安全系数K为1.2～1.35)＝3970×1.35＝5359.6KN

根据上述计算结果,选取其中支架动载支护强度为567.3KN/m2，即支架最大工作阻力：P=qz(Lk+LD)B/ηs＝567.3×（0.340＋4.93）×1.503/0.75≈5991.3KN；

通过以上计算，8101工作面确定设计选用ZF8400／20.5／38型低位放顶煤液压支架，支架支撑高度为2.05-3.80m，工作阻力8400kN，支护强度0.97-0.98 MPa。与中部支架相适应，选择ZFG8400/23/37型低位放顶煤过渡支架和ZTZ20000/22/35型端头支架，能满足顶板控制的需要。

（2）中部支架选型

工作面支架分中部支架和过渡支架，工作面头布置3个过渡支架，尾布置3个过渡支架。中部支架选用型号为ZF8400／20.5／38型支撑掩护式低位放顶煤液压支架，采高9m，中心距1.5m，其技术参数如下：

架 型 四柱支撑掩护式正四连杆低位放顶煤支架 型 号 ZF8400/20.5/38 支架结构高度 2050～3800 mm 支架宽度 1420～1590 mm 支架中心距 1500 mm 初撑力 6104-6207KN

支架工作阻力 8400 KN（P=42.8Mpa） 支护强度 0.97-0.98 MPa 移架步距 800mm 泵站压力 31.5MPa 操纵方式 本架手动控制 （3）过渡支架选型

过渡支架选用型号为ZFG8400/23/37型反四连杆过渡支架，其技术参数如下： 型 号 ZFG8400/23/37型反向四连杆过渡支架 高 度 2300～3700mm 中 心 距 1600mm

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宽 度 1530～1700mm 初 撑 力（P=31.5Mpa） 6180KN 工作阻力（P=40.43Mpa） 8400KN 支护强度 0.83-0.88MPa 移架步距 800mm 泵站压力 31.5MPa 操作方式 本架手动控制 （4）端头支架

工作面头端头选用端头支架支护顶板，端头支架型号为ZTT20000/22/35型端头液压支架，布置方式为两架一组。

型号 ZTT20000/22/35放顶煤端头支架 高度 2.2～3.5m 支架实体宽度（2架） 2.76m 初撑力 （2架） 15517KN 工作阻力 （2架） 20000KN 支护强度 0.6MPa 对底板比压（平均） 1.2MPa 泵站压力 31.5MPa 推移步距： 800mm 操纵方式 本架手动控制

8101综放工作面配套设备一览表 表 3-5

序号 1 2 3 4

名 称 采煤机 前刮板机 后刮板机 转载机 型 号 MG400/940-WD SGZ-800/800 SGZ-800/800 SZZ1000/400 功率（kw） 940 2×400 2×400 250 能力 2050t/h 1500t/h 1500t/h 2600t/h 电压(kv) 3.3 3.3 3.3 3.3 单位 台 部 部 部 数量 1 1 1 1

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5 6 7 8 9 破碎机 皮带机 乳化液泵 喷雾泵 移变 PLM3000 DSJ120/150/2×250 BRW400/31.5 BPW500/12.5 2000KVA 2000KVA 10 11 12 13 14 15 移变 移变 移变 中部支架 过渡支架 端头支架 1250KVA 1250KVA KBSGZY630-10/0.69 1250KVA 1250KVA 500KVA 10KV 10KV 10KV 10KV 3.3KV 3.3KV 1.14KV 660V 台 台 台 架 架 架 2 1 2 70 6 1 400 2×250 250 125 额定容量 3000t/h 1500t/h 400L/min 500L/min 3.3 1.44 1.14 1.14 部 部 台 台 台 1 1 3 2 1 一次侧电压 二次侧电压 ZF8400/20.5/38 ZFG8400/23/37 ZTT20000/22/35 第五节 开采工艺

8101工作面可采煤层平均厚度为8.35m，设计采高为3.3 m，放煤厚度为5.05m，采放比1:1.5。工作面初采期间，顶煤不易垮落，或顶煤垮落高度不够，为了安全有效的回收顶煤，初期放顶煤方式采用多轮间隔折返放煤，等工作面顶板初次来压后，按一刀一放单轮间隔折返放煤的正规循环进行作业，循环进度、放煤步距均为0.8m，直到工作面停采线前20m。停采线前20m到停采线，只割煤不放煤。

工作面作业工序为：

采煤机斜切进刀----割煤----移架----推前运输机-----放顶煤----拉后运输机 采煤机截割及放顶煤采出的煤经工作面前、后刮板运输机，顺槽转载机，顺槽可伸缩皮带运输机，经胶带大巷转载机到主井煤仓，由主斜井皮带运至地面栈桥到筒仓。

1、采煤机进刀采用在工作面两端头斜切割三角煤进刀法，其进刀工艺如下： （1）采煤机割煤至头部或尾部停机并拉回支架，反向牵引，同时调换两滚筒上下位置，割掉端头采煤机段底煤。

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（2）采煤机后滚筒15m外溜子全部推移到位。

（3）采煤机割掉端头段底煤后沿溜子弯曲段逐步斜切入煤壁，直至两滚筒完全切入煤壁。

（4）将端头溜子弯曲段全部推移到煤壁并移直，放顶煤，拉后部运输机。 （5）采煤机再次反向牵引，同时对调两滚筒上下位置，割掉机身段底煤和三角煤，采煤机割煤到端部。

（6）将采煤机再次反向牵引，来回2-3次，将三角段浮煤扫清之后，采煤机进入正常割煤至尾部或头部。

采煤机斜切进刀示意图(a)(b)(c)(d)(e)图3-2-4 斜切进刀方式示意图

2、割煤

正常情况下，采煤机双向割煤，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板在推溜时装入运输机。割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割平、割直。采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响皮带运输。

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采煤机在头、尾采用斜切进刀的方式进刀，当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶刀，退出距溜头30m之处停机，将该段支架前移，然后推溜头，放5#～20#架顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒降下，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒降下割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向溜尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。

3、移支架

中间支架移架操作顺序：收护帮板、收侧护板—降前探梁 (200mm以内) —降主顶梁 (200mm以内) —移支架—升主顶梁—升前探梁—伸护帮板、侧护板。

过渡支架移架操作顺序：收护帮板—收侧护板—降前探梁—将主顶梁—升前伸梁—移支架—升主顶梁—升前探梁—升护帮板—升侧护板。

该工作面共布置77架支架，头布置一架端头支架(两架一组)，工作面布置70架中间支架，头布置3架过渡支架,尾布置3架过渡支架。

正常割煤时，支架距滚筒3～5架前移，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤。支架升紧后，必须将支架护帮板伸出护住机道新露出的煤帮。

4、推前运输机

推前运输机滞后采煤机后滚筒15m以外进行，跟机分段推入，将运输机推成一直线，推溜弯曲段长度不得低于15m。

5、放顶煤 （1）初次放顶煤

操作放顶煤位置为第5#～74#支架，当工作面初次放顶煤后，工作面进入正常循环放煤，放顶煤方式采用单轮间隔折返放煤。

（2）正常放顶煤

工作面采用每循环割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度0．8m，两个放煤工相距5架支架同时放煤，第一人放奇数架(5#、7#、9#……,73#)，第二个人放偶数架(6#、8#、10#……74#)。放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放煤工不得一次将放煤回转梁收回至最大角度，且放煤过程中要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜

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