液压支护采煤工作面作业规程.doc

采煤工作面作业规程 工作面名称： 303综放工作面编 制 人： 区 长：施工单位： 综采工区批 准 人：编制日期: 2023年6月25日执行日期: 年 月 日 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 3第五节 水文地质 3第六节 影响回采的其它因素 5 第七节 储量及服务年限 6第二章采煤方法8第一节 巷道布置 8第二节 采煤工艺 10第三节 设备配置13第四节 电牵引采煤机电气系统操作、检修规程16第三章顶板管理21第一节 支护设计21第二节 工作面顶板管理24第三节 两顺槽及端头顶板管理25第四节 矿压观测31第四章生产系统 32第一节 运送系统 32第二节 通防与监控系统 33第三节 排水系统 46第四节 供电系统 47第五节 通讯照明系统 50第五章劳动组织和重要经济技术指标 51第一节 劳动组织 51第二节 重要经济技术指标 52第六章灾害防止及避灾路线 53第一节 灾害防止 53第二节 避灾路线 53第七章安全技术措施54第一节 一般规定54第二节 顶板管理55第三节 防治水63第四节 一通三防及安全监测64第五节 运送管理66第六节 机电管理77第七节 两顺槽卧底、扩帮安全技术措施87第八节 其它88第九节 检修、更换一般零部件施工安全措施97第八章 工作面辅助运送绞车校核计算 101第一章概况 第一节 工作面位置及井上下关系303工作面北邻301工作面采空区，南邻305工作面采空区。301工作面于1999年3月份回采完毕，305工作面于2023年4月份回采完毕。303工作面具体位置及井上下关系如表1所示。工作面位置及井上下关系表 表1水平名称 -273水平 采区名称 三煤采区 地面标高 +46.19+47.07m 井下标高 -180-276m 地面相对位置 工作面地面为农田，位于桲椤树村东北约500m，泗河东约260m。 回采对地面设施的影响 工作面回采后，将引起地表塌陷，预计影响地面范围约180m，达成级破坏，盆地中央最大下沉7.2 m。工作面内的2条乡村级公路将下沉，靠近停采线附近的公路将产生裂缝、变形，地面两眼农业灌溉机井将下沉。 井下位置及相邻关系 工作面北临301工作面采空区，南临305工作面采空区，西到北总回风巷保护煤柱，东至301泄水巷。 工作面推动长度(m) 550 面长(m) 102 面积(m2) 56099 第二节 煤 层该面所采煤层为山西组三层煤，通过地质资料分析和临近工作面回采证实，该工作面范围内，三层煤结构简朴，稳定可采，煤层的厚度在7.408.20m之间。具体情况如表2所示。303工作面煤层情况表 表2煤层厚度(m) 7.408.20/7.91 煤层结构 简朴 煤层倾角（） 315/7 开采煤层 3 硬度 1.91 煤 种 气煤 稳定限度 稳定 煤层描述 该面所采煤层为山西组三层煤，属半亮型、条带结构，含少量黄铁矿，具薄层不稳定夹矸。所采煤层低硫、低磷、低灰分、高发热量，为良好的动力用煤和炼焦配煤。煤层可采指数1.0，变异系数2.53%。 第三节 煤层顶底板三煤顶板为细砂岩和粉砂岩互层组成，平均厚度9.43m，顶板属级2类顶板，底板为类中硬底板。工作面煤层顶底板岩性表 表3煤层顶底板情况 顶底板名称 岩石名称 平均厚度（m） 岩性特性 老 顶 粉细砂岩互层 5.7315.189.43 灰色，含少量Feco3质条带，植物叶部化石，以微波状层理为主，偶见底栖动物通道。老顶致密坚硬，f7.013.0。 直接顶 粉砂岩 1.06.332.89 致密，块状构造，局部具不清楚水平层理，含较多细线状、星散状黄铁矿。直接顶易破碎冒落，f4.06.0。 伪 顶 无 直接底 铝质泥岩 0.01.620.80 灰黑色，含根化石，团块构造，含较多镜煤化植物碎片，。直接底具膨胀性，f2.04.0。 老 底 粉砂岩 1.05.03.0 灰黑色，块状，具有杂乱分布的根茎部化石。老底硬度f6.010。 附图1：303工作面地层综合柱状图。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响工作面地质条件复杂，两顺槽在掘进过程中揭露桲椤树二号、五号两条正断层，其中桲椤树二号断层落差6.09.8m，在工作面延伸45m；桲椤树五号断层落差3.14.3m，在工作面延伸120m。此外切眼在掘进过程中揭露303F1断层，落差为1.0m，预计该断层向工作面内延伸约50m。受桲椤树二号、五号断层影响，两断层附近也许发育隐伏小断层。由于断层附近煤层裂隙发育，煤层破碎，因此对回采有较大影响。二、褶曲情况以及对回采的影响工作面为单斜构造，西北高，东南低，地层走向NW，倾向NE。煤层倾角变化较大（最大15），对回采有一定影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据临近工作面回采资料，303工作面范围内没有陷落柱和火成岩等侵入。工作面顺槽揭露断层表 表4构造名称走向()倾向()倾角()性质落差（m）对回采影响限度某某断层某某断层3012F1附图2: 303工作面皮带顺槽、轨道顺槽及切眼素描图。 第五节 水文地质一、水文地质条件303工作面第四系厚180.75192.03m，平均186.63m；基岩柱厚度36121m，自西向东逐渐变厚。二、含水层特性分析303工作面充水含水层重要为第四系底部含水层、3煤顶、底板砂岩含水层，三灰含水层。其特性分析如下：1、第四系底部含水层第四系底部含水层（简称底含）由多层灰绿色半固结状砂、含粘砂砾组成，间夹粘土透镜体，其中有效砂层厚度16.2516.82m，据Q下-8孔抽水实验资料：q0.009824L/s.m，K0.07035m/d。第四系底含是向煤系基岩充水的重要含水层，但其含水弱，补给不畅。2、3煤顶、底板砂岩含水层3煤顶部砂岩含水层是工作面直接充水含水层，含水层为粉砂岩、粉细砂岩互层，厚度为6.7321.51，平均12.32m，单位涌水量q0.0107 L/sm，渗透系数0.0842m/d，富水性弱，属孔隙、裂隙承压含水层。涌水方式以采后涌出为主，是303工作面重要充水水源。3煤底部砂岩含水层为粉砂岩，厚度为1.05.0m，平均3.0m，为次要充水水源。3、三灰含水层三灰含水层为深灰色石灰岩，厚5.205.67m，平均5.43m，属溶洞裂隙承压水，单位涌水量q0.00070.323 L/sm，渗透系数0.01318.618m/d，对工作面回采无影响。三、隔水层特性分析工作面隔水层有3煤基岩隔水层组、第四系底部粘土层。1、3煤基岩隔水层组该组由中砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，厚度36121m，自西向东逐渐变厚。该隔水层组的存在，有效地阻止了第四系底部含水层水泄入工作面。2、第四系底部粘土层第四系底部粘土层厚度05.25m，平均2.63m,能有效阻止第四系底部含水层的下渗补给。四、断层富水、导水性分析303工作面掘进过程中已揭露303F1断层、桲椤树二号、桲椤树五号断层，3个断层均不富水、不导水。桲椤树二号、桲椤树五号断层在305和301工作面回采揭露也证明了桲椤树二号、桲椤树五号断层不富水、不导水。五、涌水量相邻305、301工作面已回采完毕，回采过程中工作面顶板有少量滴水，最大涌水量5 m3/h，水源为3煤顶板砂岩水。在303皮顺、轨顺、切眼施工期间，对301、305工作面采空区积水进行了探测：305、301工作面采空区无积水。根据303工作面回采地质说明书，工作面回采时预计正常涌水量10m3/h，最大涌水量46.5m3/h。 第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表5 瓦 斯 属低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数具有爆炸危险性，爆炸指数40.63%。煤的自燃倾向性 自然发火煤层，发火期36个月，有自然发火倾向性，自然发火等级为二级。 地温危害 地温危害 地温21，无地温危害 二、冲击地压和应力集中区山东科技大学对303孤岛工作面安全开采进行了评估，报告认为紧邻较大采空面积的轨道顺槽和工作面端头出口附近，在生产过程中要提高对顶板的支护强度。由于孤岛工作面煤体具有较大的应力集中现象，存在高应力集中区，生产中预计两巷应力集中对巷道和工作面端头顶板管理睬带来一定影响。 第七节 储量及服务年限一、储量工作面几何尺寸、储量计算表 表6储量计算 块段号面积(m2) 煤 厚(m) 视密度(t/m3)基础储量(万t)资源量(万t) 回采率() 可采储量(万t) 111b-A-C001249677.841.35 26.43 86 22.73 2S11-C-C002(断) 5375 7.93 1.35 5.75 111b-A-C003(防) 152827.911.35 16.32 80 13.06 111b-A-C004(防) 8754 7.85 1.35 9.25 80 7.40 2S11-C-C005(断) 1721 7.85 1.351.82 累计56099 52.30 7.5743.19 备 注 1、计算范围：西至设计停采线，南到303轨顺内帮，北到303皮顺内帮，东到切眼内帮。2、该面为提高开采上限工作面，其中50m80m防水煤柱内可采储量13.06万吨，36m50m防水煤柱内可采储量7.40万吨。由于提高开采上限，20.46万吨（2S11）升级为（111b）。3、正常生产时，工作面割煤回收率97，放煤回收率80，工作面回收率86。4、工作面进入80m防水煤柱后，受部分限放影响，工作面回收率80。 二、工作面服务年限工作面服务年限 = 可采推动长度/月设计推动长度 =550/（1.2421.50.95）=5.6个月第二章 采煤方法 第一节 巷道布置一、采区设计、工作面巷道布置概况（一）采区设计概况三煤采区是1995年10月经山东省煤管局批准，将原属于兴隆庄井田六采区的3煤划归杨村矿开采。该采区共分北翼（3煤北上山）、南翼（3煤南上山）和东翼开采，303工作面属于北翼开采。（二）工作面巷道布置概况工作面两顺槽均沿煤层底板布置。南顺槽为轨道顺槽，沿305工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设立移动变电站。轨道顺槽通过联络巷与-190轨道巷相连。北顺槽为运送顺槽，沿301工作面采空区留煤柱（宽度4.0m）布置，靠工作面侧设立转载机和胶带输送机。运送顺槽与北总回风巷直接相连。二、工作面轨道顺槽轨道顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4m,下净宽4.5m，净高为3.2m，净断面积13.6m2，采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、顶板锚杆222200mm，间距排距=740800mm，锚索沿巷中布置一排，间距为2400mm。2、两帮采用222200mm螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行联合支护，间距排距=700800mm。沿空侧锚杆托盘采用规格为长宽厚12012020mm的正方形碗状钢板托盘，工作面侧及顶板锚杆托盘采用规格为长宽厚12012010mm的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用10mm钢筋加工，金属网为菱形网。轨道顺槽用于工作面进风和运料，巷道内布置有894.5mm防尘供水管和574mm风管各一路；1084.5mm注浆管和1084.5mm排水管各一路。三、工作面运送顺槽运送顺槽属于沿空巷道，为梯形断面，上净宽4.0m,下净宽4.5m，净高为3.2m，净断面积13.6m2，采用锚、网、梯、锚索、喷浆复合支护。支护设计：1、顶板锚杆222200mm，间距排距=740800mm，锚索沿巷中布置一排，间距为2400mm。2、两帮采用202200mm螺纹钢树脂锚杆、金属网配合钢筋梯进行联合支护，间距排距=700800mm，锚杆托盘采用规格为长宽厚12012010mm的正方形碗状钢板托盘。钢筋梯采用10mm钢筋加工，金属网为菱形网。皮带顺槽用于工作面回风和运煤，巷道内布置有894.5mm防尘供水管和574mm风管各一路；1084.5mm注浆管和1084.5mm排水管各一路。四、工作面切眼切眼初掘为矩形断面，净宽4.5m，净高2.8m，净面积12.6m2，采用锚、网、梯、锚索联合支护（锚索沿初掘断面中线布置两排，间距1600mm）。切眼扩宽后为矩形断面，净宽7.2m，净高2.8m，净断面20.16m2。切眼扩宽前，在靠近扩宽帮一侧先支设一排单体支柱，一梁三柱顺切眼方向支设，柱距为1.0m，顶梁采用200mm的半圆木。扩宽部分顶板在锚网梯支护基础上，增长两排锚索支护，间距排距=16001600mm。此外，对工作面一侧煤帮采用木锚杆、菱形网支护。五、联络巷（1）303轨顺联络巷轨顺联络巷为拱形断面，巷道净宽3.6m，墙高1.4m，采用锚、网、喷联合支护，锚杆间距排距=700700mm。（2）303皮顺联络巷支护方式、巷道断面同轨顺联络巷。六、溜煤眼工作面无直接溜煤眼。附图3：303工作面平面布置图（比例1：2023）。 第二节 采煤工艺一、采煤方法工作面采用倾斜长壁所有垮落法综采放顶煤一次采全高采煤法。二、采煤工艺工作面采用两刀一放采煤工艺。工艺过程：割煤移架推前溜、拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜。其中：1、割煤采用双滚筒采煤机割煤，采高2.80.1m，截深0.6m。2、移架（1）采煤机向下（上）端正常割煤时，超前采煤机前滚筒12组支架将支架护帮板和前插板收回。（2）割煤后，支架工滞后煤机后滚筒35组支架开始移架。移架后，及时将支架前插板和护帮板伸出护顶。3、推前溜（1）支架工自上（下）而下（上）推移前部刮板运送机，推移步距0.6m，溜子弯曲段长度15m。（2）在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部刮板运送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。4、放煤采用液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤，放煤步距为1.2m，放煤高度5.11m，采放比：1：1.82。5、拉后溜工作面放煤结束，经当班质量验收员验收合格后，安排放煤工自上（下）而下（上）拉移后部刮板运送机。三、落煤方法1、采煤机进刀采煤机进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀长度30m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，由上（下）向下（上）推移前部刮板运送机，使得前部刮板运送机弯曲段大于15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上斜切（下）进刀，使得采煤机达成正常截割深度（即0.6m），再按规定将前部刮板运送机推移至平、直状态。（2）采煤机达成正常截割深度（进完刀）后，将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机斜切进刀示意图。2、采煤机正常割煤采煤机正常割煤采用前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤并装煤的方式，正常割煤速度控制在2.04.0m/min。采煤机正常割煤规定煤壁直，无伞檐，顶、底板平，不留底煤。3、放煤（1）工作面多轮顺序放煤 第一轮放煤：打开放煤口，放出数量大约为1/2的顶煤厚度后，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第一轮结束，第一轮放煤不见矸石；第二轮放煤：按照第一轮放煤顺序进行第二轮放煤。打开放煤口，等到放出的煤中有明显矸石时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束；第三轮放煤：按照前两轮放煤顺序进行最后一轮放煤。打开放煤口，等到放出的煤中矸石急剧增长时（矸石量约占煤量1/3），关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至放煤结束。最后一轮放煤重要通过控制插板减小放煤口和尾梁上下摆动实现找煤，要避免大块矸石放出。工作面后部刮板运送机处在放煤位置时放煤，前后两轮放煤间距5组支架长度。（2）端头放煤工作面两端头使用端头支架后插板插破金属网的方法将顶煤放出。四、工作面正规循环生产能力工作面每日按4个循环组织生产，循环进尺1.2m，采高2.8m，放煤高度5.11m，按月工作日21.5天，正规循环率95%计算。工作面实际生产为：日割煤量LH1SPrC11022.81.241.350.97 1795(t)日放煤量LH2SPrC21025.111.241.350.802702 (t)日产量1795 + 2702 4497 (t)月产量449721.50.9591851 (t)式中： L工作面面长； S工作面循环进尺；H1工作面采高；H2放煤厚度； r煤容重； C1工作面割煤回收率；C2工作面放煤回收率。五、工作面末采工作面结束前，距离停采线15m时停止放煤。 第三节 工作面设备配置一、采煤机型 号： MG300/700-QWD采 高： 2.23.5m截 深： 630mm功 率： 300KW2滚 筒： 1800mm牵引速度： 07.2m/min二、液压支架1、基本支架型 号： ZFPa5400-17/35支撑高度： 17003200mm支撑宽度： 14201590mm初 撑 力： 4410kN工作阻力： 5400kN支护强度： 0.87MPa插板伸缩量： 600mm尾梁摆动量： 上摆10，下摆30最低外形尺寸： 长宽高=7.251.51.7m过煤高度： 600mm2、过渡支架型 号： ZFP540017/32支撑高度： 17003200mm工作阻力： 5400kN宽 度： 14201590mm支护强度： 0.7MPa尾梁摆动量： 上摆10，下摆303、端头支架型 号： ZTF540019/32支撑高度： 19003200mm工作阻力： 5400kN支护强度： 0.7MPa三、刮板运送机1、前部刮板运送机型 号： SGZ-800/630电机功率： 315KW2运送能力： 1200t/h链 速： 1.1m/s中间槽尺寸： 长宽高=1500800275mm2、后部刮板运送机型 号： SGZ-830/630H电机功率： 315KW2运送能力： 1200t/h链 速： 1.1m/s中间槽尺寸： 长宽高=1500830270mm四、转载机型 号： SZZ-830/250铺设长度： 50m电机功率： 250KW1运送能力： 1500t/h中间槽尺寸： 长宽高=1500830270mm五、破碎机型 号： LPS-1500电机功率： 160KW1破碎能力： 1500t/h破碎后煤的最大尺寸: 300mm外廓尺寸： 长宽高=430021701630mm六、胶带输送机型 号： SSJ-1000/275 （皮带数量三部） 电机功率： 75KW2运送能力： 630t/h带 速： 2.0m/s带 宽： 1000mm七、辅助运送设备1、SQ-1200系列连续牵引车（轨顺）电机功率： 75KW牵 引 力： 58KN绳 径： 21.5mm绳 速： 1.0 m/s最大牵引重量： 24.53 t2、JD25绞车 （轨顺联络巷）电机功率： 25KW静 拉 力： 17.6KN绳 径： 15.5mm绳 容 量： 400m滚筒直径： 310mm外形尺寸： 143812171255mm3、JD25绞车 （皮顺联络巷4上山）皮顺联络巷4上山上车场JD25绞车技术参数同上。4、JD2.5A绞车 （皮顺）电机功率： 40KW静 拉 力： 22.4KN绳 径： 18.5mm绳 容 量： 600m外形尺寸： 190023501370mm附图5：303工作面设备布置示意图。 第四节 电牵引采煤机电气系统操作、检修规程一、采煤机电气系统操作（一）、采煤机主机操作1、启动操作：（1）将左、右截割电机隔离开关手把合上，并将电控箱上停止按钮解锁；（2）按启动按钮，左、右截割电机所相应的磁力启动器联接成顺序起动方式起动。 2、停止操作：采煤机主机停止有五处可以操作，电控箱(兼闭锁)，左、右端头站(不兼闭锁)，左、右遥控发射机(不闭锁)。需要停止采煤机主机时，按以上五个按钮的其中之一即可。注意事项：在采煤机的停车过程中，正常情况下先停止牵引，再按“主停”，否则将损坏制动器，并对设备有冲击。3、运送机停止操作：按下采煤机电控箱上SBY运闭按钮(兼闭锁) ，即将运送机停止。若要重新开运送机，应将此按钮解锁。4、摇臂调节：（1）左摇臂升降操作：在左端头站或左遥控发射机上操作。按“左升”则左摇臂升，按“左降”则左摇臂降。（2）右摇臂升降操作：在右端头站或右遥控发射机上操作。按“右升”则右摇臂升，按“右降”则右摇臂降。（二）采煤机牵引操作1、正常状态操作：正常状态操作可以在五处进行：电控箱、左、右端头站 、左、右遥控发射机，但其中牵引启动操作只能在电控箱进行。（1）牵引启动：按下电控箱上的牵启按钮，牵引启动。（2）速度给定：初始状态给定速度为零，由加、减速按钮设立给定速度指令。（3）选择牵引方向：按下向左或向右按钮。牵引过程中的换向，可直接按下相应的方向按钮，采煤机可自动完毕换向。（4）方式选择：按下方式按钮，采煤机运营于调动状态，采煤机速度可在010m间调节。（调动速度只能用于空车调车用，严禁用于割煤）。（5）牵引停止操作：可以在电控箱、左右端头站或遥控发射机处操作，执行此操作后牵引速度自动为零。（6）显示操作：按下显示按钮可循环显示存储的工作参数，放开后可自动回到正常屏幕。注意事项：牵引操作必须在采煤机启动后、并确认有“牵电”信号才干进行，且必须按牵启、速度给定、选择方向的顺序进行，停止牵引时按“牵停”。2、检修（近控）操作：（1）打开变频调速箱的中间盖板，将拨钮开关B1、B2、B3拨向近控状态，然后盖好盖板；（2）用速度旋钮G1，选择速度。（3）用方向旋钮G2选择方向。（4）牵引停止：将方向旋钮G2回到“停”。注意事项：操作时，必须先选择速度，再选择方向。3、变频器的其他操作：（1）漏电实验操作：在变频器未启动前，按下“实验1”或“实验2”按钮不放，应使变频器主回路真空接触器跳闸，同时相应变频器的显示器上“漏电”灯亮。松开实验按钮，再按下复位按钮，即可恢复本来状态。（2）变频器复位操作：当变频器发生故障保护动作及漏电、电压异常等故障，待故障排除、关断牵引操作后，按下“复位”按钮，消除故障记忆。注意事项：当变频器故障保护动作，必须确信排除故障、关断牵引操作（涉及近控）后，再复位，重新启动变频器。（3）牵引急停和牵引复电操作：在运营过程中，碰到特殊紧急情况，如操作开关和按钮失灵等，则可按下“牵引急停”按钮，切断真空接触器，停止变频器和牵引部。牵引急停之后，如已无端障，变频器需要重新送电时，可按“牵引复电”按钮，使主电路得电。主油路失压，变频器急停后，需按“牵引复电”，使变频器重新得电。注意事项：正常情况下，请千万不要用“牵引急停”按钮，以免损坏设备；“牵引复电”之前，必须关断牵引操作。（三）其它操作安全警示1、停机后，必须按照警告牌警示，再开防爆盖，然后才干维护、维修。 “复位”按钮不能随意按下。2、当变频器等故障保护动作，必须确信排除故障，关断牵引操作（涉及近控）后，才干复位。随意按下“复位”按钮，将会使事故扩大。3、严禁在瓦斯超标的情况下，启动电控箱。二、采煤机电气系统检修（一）、日检1、检查主电缆损耗情况，保证无明显破损；2、检查牵引电缆损耗情况，保证无明显破损；3、检查分线盒部位引出电缆，保证无明显破损；4、检查压力继电器引出电缆，保证无明显破损；5、检查压力继电器上刻度，并作记录，保证没有松动变化；6、检查电控箱盖板上按钮，保证可靠通断；7、检查端头站引线，保证无明显破损；8、检查遥控器、端头操作站、机身按钮，保证各个指令可靠执行；9、观测机组上GP显示屏上显示数据，并作5组数据记录，记录各个显示参数的最大值与最小值，观测数据变化规律；10、观测变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作5组数据记录，记录显示参数的最大值与最小值，观测数据变化规律；11、观测变频箱内，发光二极管显示灯工作情况。（二）、周检1、检查电控箱内湿度情况，保持干燥；2、检查电控箱内各个接线、插头、器件固定牢固；3、检查电控箱内各个保险丝、保险管接触牢固；4、检查变频箱内湿度情况，保持干燥；5、检查变频箱内插件板安装牢固；6、检查变频箱内接线、插头、器件固定牢固；7、检查分线盒湿度情况，保持干燥；8、检查分线盒接线牢固；9、检查电控箱接线腔湿度情况，保持干燥；10、检查电控箱接线腔接线牢固，保证控制线与高压线之间的间隙；11、检查左右截割电机接线腔湿度情况，保持干燥；12、检查左右截割电机接线腔接线情况，保证温度检测线与高压线之间的间隙；13、观测机组上GP显示屏上显示数据，并作10组数据记录，记录各个显示参数的最大值与最小值；14、观测变频箱内，变频器数字操作键盘显示数据，并作10组数据记录，记录显示参数的最大值与最小值；15、检查各个冷却水道，保持畅通。（三）、月检1、检查牵引电机接线腔湿度情况，保持干燥；2、检查牵引电机接线腔接线情况，保证可靠接线。第三章 顶板管理 第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算1、支护强度验算（1）经验公式计算支护强度QHF 82.87.326 4252（kN）5400（kN）故所选支架可以满足工作面顶板管理的规定。式中：Q：支架工作阻力N：采高的倍数，一般取68，这里取8H：工作面采高，2.8mF：支架的支护面积，7.3m2：顶煤与顶板岩石容重，最大取2.65 t/m3（26kN/m3）（2）选择支架支护强度Pt= QF = 42527.3 = 582.5（KN/m2）式中：Pt：支架支护强度（KN/m2）2、结论基本支架支护强度870 KN/m2、端头及过渡支架支护强度700 KN/m2，均大于以上计算所规定的支护强度，因此，所选支架可以满足工作面支护强度规定。3、支护设备选择工作面选用ZFPa5400-17/35型基本支架58架；溜尾选用ZTF5400-19/32型端头支架4架，ZFP5400-17/32型过渡支架2架；溜头选用ZTF5400-19/32型端头支架3架，ZFP5400-17/32型过渡支架2架。从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为169#支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表7、表8可以看出，选择ZFPa5400-17/35型支架，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规定。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用GRB-315/31.5型三台，装备三泵两箱。工作面支架和采煤机喷雾降尘选用KPB-315/16A清水泵两台，装备两泵一箱。泵站使用ME15-5微乳型乳化油，主供液管路选用耐压45MPa 以上高压胶管（4层钢丝编织）。重要技术参数如下：1、乳化液泵型 号： GRB-315/31.5 （三台）公称流量： 315L/min公称压力： 31.5 MPa 电机功率： 200KW2、清水泵型 号： KPB-315/16A （两台）流 量： 315L/min公称压力： 16MPa电机功率： 110KW（二）泵站设立位置泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80200m位置。（三）泵站使用规定泵站压力30 MPa，乳化液浓度1.5%2.5%。必须加强泵站的维修，保证乳化液泵站和液压系统完好，不漏液。参考山东科技大学对303面矿压评估资料，选择本面矿压参数 表7 序号 项 目单 位同煤层实测 本面选取或预计（平均值） 1 顶底板条件直接顶厚度m 冒落带 16 基本顶厚度m 冒落带 10.5 直接底厚度 m0.80 2直接顶初次垮落步距m 810 810 3初次来压来压步距m 40454045 支架工作阻力 kN 3000 3000 来压显现限度明显 明显 4周期来压 来压步距m 911911 支架工作阻力kN 2800 2800 来压显现限度 较明显较明显 5平时支架工作阻力 kN 2500 2500 6 直接顶悬顶情况m 1 1 7 底板允许比压 MPa 16.3 16.3 8 直接顶类型 类2类 2类 9基本顶级别 级级 级 10 巷道超前影响范围 m 轨顺、 皮顺30m 工作面条件与支架适应条件对照表