3#层西盘区8103放顶煤工作面设计
第一章地质概况
第一节工作面概况
8103工作面地面相对位置为左云县树儿里村西南部，井下位于3#煤层西盘区正西方向，为该盘区第二个工作面，煤层埋藏深度175~208 m。西部为矿界保护煤柱，北部为8101工作面（已采空），留设煤柱15米；南部为5105轨道顺槽（正在掘进），未发现异常情况；东部为西盘区回风巷、轨道巷。工作面煤层与上覆3-1号煤层为合并层，向上66.62~79.95 m为山4-2号煤层。
附图1：工作面地质平面图
附图2：工作面井上下对照图
附图3：工作面层间对照图
第二节煤层特征
8103工作面煤层结构较复杂，为厚煤层，煤层总厚9.62~13.1m，平均为11.19米，煤层倾角2~14o，普氏系数3.4。煤层以半亮型煤为主，暗煤、条带状结构，沥青光泽。从工作面煤层总体来看，盘区巷及切眼附近底板相对高，中间底板相对低。煤层普遍有三层夹矸，夹矸厚度0.10~2.90m，岩性为泥岩-细砂岩，局部为煌斑岩。
第三节顶底板岩性
顶板岩性为砂岩、砂质泥岩、细砂岩-砾岩，3-1号煤，底板岩性为粘土—细砂岩和砾岩。
附图4：工作面综合柱状图
第四节地质构造
根据已掘巷道资料，共揭露出十条落差0.8~5.5m的正断层。
实测断层情况表表4-1
序号构造
名称
位置走向倾向倾角
性
质
落差
对回采
的影响
程度
F1 断层5103巷从轨道巷往里
120m处
N15°W N75°E 25° 正0.8m 较小
F2 断层5103巷从轨道巷往里
243m处
N25°E N65°W 51° 正 1.5m 较小
F3 断层5103巷从轨道巷往里
370m处
N15°E N75°W 37° 正2m 较小
F4 断层5103巷从轨道巷往里
450m处
N64°E N26°W 25° 正3m 较小
F5 断层5103巷从轨道巷往里
485m处
N50°E N40°W 25° 正 1.5m 较小
F6 断层5103巷从轨道巷往里
555m处
N50°E N40°W 30° 正2m 较小
F7 断层2103巷从轨道巷往里
240m处
N20°E N70°W 45° 正2m 较小
F8 断层2103巷从轨道巷往里
390m处
N12°E N78°W 25° 正2m 较小
F9 断层2103巷从轨道巷往里
410m处
S15°E S75°W 33° 正1m 较小
F10 断层2103巷从轨道巷往里
600m处
N25°E N65°W 45° 正 5.5m 有影响
第五节水文地质
一、含水层
工作面煤岩层微含水，奥灰水标高为1199—1200m《大同煤矿集团同生树儿里煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》，奥灰水标高均低于煤层底板标高。对应上部3.37 m左右为3-1号煤层、73m左右为山4-2号煤层，根据工作面井上下对照图，在2103巷口对应上覆位置预计有部分采空巷道，在工作面顺槽掘进时，已在2103巷向该区域上覆煤层打7个探孔，其中3个见空，均无出水等其它异常情况出现。2013年底，委托217地质队进行了全矿井地面瞬变电物探测试，测试结果在工作面回采区域
内无积水异常区。工作面开采前，必须做井下物探测试和钻探验证工作，保证矿井的安全生产，在2103巷及5103巷各稳装1台45KW水泵和1台55KW水泵，铺设两趟4寸排水管路，同时在巷道低洼处建立临时水仓。
二、工作面涌水量
据地质报告提供之资料，工作面正常涌水量为0.3m3/min，最大涌水量为0.5 m3/min。
第六节瓦斯与煤尘
一、瓦斯
瓦斯绝对涌出量为0.71 m3/min。
二、煤尘
煤尘具有爆炸危险性。
三、煤的自燃
煤的自燃倾向性为Ⅱ级，最短发火期为63天。
第七节储量
该工作面长度为179.2m，2103顺槽长783 m，5103顺槽长672.5m，可采走向长度为582m。工作面煤层总厚最小9.62m, 最大13.1m，煤层平均厚度为11.19m，煤容重1.4t/m3。
（1）工作面可采储量：
Q
=179.2×582×11.19×1.4=163.39万吨。
c
（2）工作面开采损失：
①初采15m、末采20m不进行放煤的损失：
35×179.2×(11.19－3.3)×1.4=6.93万吨；
②上下端头损失：
5.2×（582-35）×(11.19－3.3)×1.4=3.14万吨；
③放煤工艺损失（损失率按13.7%计算）：
（582－35）×（179.2－5.2）×(11.19－3.3)×13.7%×1.4=14.4万吨；
工作面开采损失=6.93+3.14+14.4=24.47万吨。
（3）工作面可采出煤量：
163.39－24.47=138.92万吨。
（4）全工作面回收率：
138.92÷163.39×100%＝85%
第八节冲击地压
根据地质报告及8101回采情况，未发生过冲击地压现象，本工作面在掘进过程中巷道来压不明显，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、巷道布置
1、工作面巷道布置
8103工作面为两巷布置，两条顺槽与西盘区三条大巷的夹角为90°向西开掘。2103皮带顺槽、5103回风顺槽沿3#煤层底板掘进。
2、断面与支护
2103皮带顺槽：方位角269°，矩形断面，净宽度5.0m，净高度3.0m，锚杆+锚索+钢带+8#铅丝菱形（尼龙钢丝）网支护(见插图2-1-1)，巷道长度783m。2103皮带顺槽巷主要用途是运煤、进风，巷内布置皮带运输机、转载机、移动变电站等设备，在2103皮带顺槽巷口往里依次设有移变硐室、开关硐室和材料硐室。
5103回风顺槽，方位角269°，矩形断面，净宽度4.0m，净高度3.2m，锚杆+锚索+钢带+8#铅丝菱形（尼龙钢丝）网支护(见插图2-1-2)，巷道长度672.5m，主要功能是回风、行人及运送设备和材料。
50005200
15°2000
600
600
3100
3000
15°
1000100010001000300
1000
1000
800
15°
15°
胶带
串车
965
1805
6951545955
1680
700
1400
255
图2-1-1 2103巷断面图
40004200
3200
3300
15°
15°
500
2000
300
1000
1000
100015°
15°
800
800
800
800
500
900
图2-1-2 5103巷断面图
8103工作面切眼与顺槽巷道相垂直，切眼掘宽8m ，巷高3.1m ，切眼巷长度179.2m 。锚杆+锚索+钢带+8#铅丝菱形（尼龙钢丝）网联合支护。
附图5 ：2103巷煤层及顶底板地质剖面图 附图6 ：5103巷煤层及顶底板地质剖面图
二、工作面留设煤柱
8103切眼至西部与金庄煤业矿井矿界之间留设20m 边界煤柱, 8103面与北部8101
采空区间留设15m煤柱，8103面与南部8105面间留设15m煤柱,工作面停采线至西盘区回风巷之间留设50m煤柱。
第二节生产系统
在工作面顺槽巷道及切眼内布置机电设备、敷设管线系统，砌筑通风设施，形成8103工作面的生产系统。
一、运煤系统
8103综放工作面→2103皮带顺槽→胶带大巷→主井煤仓→主斜井皮带运输机→地面栈桥→筒仓
采煤机截割下的煤由前刮板运输机运至转载机，前、后运输机的运输能力为1500t ／h，转载机的运输能力为2500t／h，转载机将前、后运输机的原煤转运至顺槽皮带运输机，顺槽皮带运输机的运输能力为1500t／h，胶带大巷皮带机再将顺槽皮带运输机的原煤转运到主井煤仓，再经主斜井皮带运输机到地面栈桥、筒仓。
主斜井核定年运输能力462万吨，工作面核定年运输能力360万吨，运输顺槽核定年运输能力339.29万吨，西盘区胶带巷核定年运输能力184.8万吨，给煤机年给煤能力880万吨，综上核定年生产能力184.8万吨。
二、辅助运输系统
地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→西盘区轨道巷→5103辅助运输顺槽→8103工作面。
地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→西盘区轨道巷→2103运输巷→8103工作面。
设备、材料、配件由运料平板车运输到两顺槽，进入工作面；设备装卸料由人工进行。
附图7：工作面运输系统图
三、通风系统
1、通风系统
新风：主斜井→进风行人巷→胶带大巷→西盘区轨道巷→2103巷---8103工作面
副斜井→井底车场→轨道大巷→西盘区轨道巷→2103巷→8103工作面。
污风：8103工作面→5103巷→回风绕道→西盘区回风巷→回风大巷→回风斜井→主扇→地面。
工作面采用全负压通风方式、U型通风方法，在5103巷回风绕道口设置两道风门，将5103回风顺槽与西盘区轨道巷隔开。
附图8：工作面通风系统图
2、工作面风量计算
（1）按气象条件计算
Q cf＝60×70％×v cf×S cf×k ch×k cl
式中：
v cf ——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表2-1中选取，m/s；取1.0；
S cf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；本工作面为3.3×5.67=18.71m2；
k ch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2-2；取1.2；
k cl——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2-3；取1.2；
70％——有效通风断面系数；
60——单位换算产生的系数。
采煤工作面进风流气温与对应风速表2-1 采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速（m/s）
＜20 1.0
20～23 1.0～1.5
23～26 1.5～1.8
k ch—采煤工作面采高调整系数表2-2 采高/m ＜2.0 2.0～2.5 ＞2.5及放顶煤面
系数（k ch） 1.0 1.1 1.2
k cl—采煤工作面长度调整系数表2-3
采煤工作面长度/ m 长度调整系数（k cl）
＜15 0.8
15～80 0.8～0.9
80～120 1.0
120～150 1.1
150～180 1.2
＞180 1.3～1.4
Q cf＝60×70％×1.0×18.71×1.2×1.2= 1131.6m3/min
（2）按瓦斯涌出量计算
Q cf＝100×q cg×k cg
式中：
q cg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。采用抽放的工作面，应扣除瓦斯抽放量进行计算；根据2014年瓦斯鉴定回采工作面瓦斯含量，取0.71。
k cg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，但取值不能小于2.5；
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。
Q cf=125×q cg×k cg =125×0.71×2.5=221.9m3/min
（3）按照二氧化碳涌出量计算
Q cf＝67×q cc×k cc
式中：
q cc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；根据2014年瓦斯鉴定，取2.62。
k cc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，但取值不能小于2.5；
67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
Q cf＝67×q cc×k cc=67×2.62×2.5=438.9m3/min
（4）按炸药量计算
Q cf≥10A采
式中：
A采——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg
10——每千克二级煤矿许用炸药需风量，m3/min
Q cf≥10×240=2400 m3/min
（5）按同时工作最多人数计算
Q cf≥4N cf
式中：
N cf——采煤工作面同时工作的最多人数，人；取60；
4——每人需风量，m3/min。
Q cf≥4N cf=4×60=240 m3/min
按照以上计算，工作面初采实施初次放顶孔装药爆破时，将风量临时调整为2400m3/min，待初次放顶结束后，正常生产期间，工作面风量调整为1132 m3/min。
（6）按风速进行验算
《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，根据以上计算所需风量进行验算：
验算最小风量
Q cf≥60×0.25S cb
S cb＝l cb×h cf×70％
验算最大风量
Q cf≤60×4.0S cs
S cs＝l cs×h cf×70％
式中：
S cb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
l cb——采煤工作面最大控顶距，m；取6.05；
h cf——采煤工作面实际采高，m；取3.3；
S cs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
l cs——采煤工作面最小控顶距，m；取5.25；
0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70％——有效通风断面系数；
4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s。
最小风量：
S cb＝l cb×h cf×70％=6.05×3.3×70％=13.98m2
60×0.25S cb=60×0.25×13.98=209.7 m3/min
最大风量：
S cs＝l cs×h cf×70％=5.25×3.3×70％=12.13 m2
60×4.0S cs=60×4.0×12.13=2911.2 m3／min
因为Q cf=1131.6m3／min，209.7 m3/min≤Q cf≤2911.2 m3／min，风量合理。
四、排水系统
工作面→2103巷、5103巷→盘区水仓→西盘区轨道巷→轨道大巷→主水仓→副斜井→地面水处理站
根据地质部门资料，综采工作面采煤过程中涌水量18m3/h,在2103巷、5103巷低洼积水处设临时水仓、水泵，每巷设置一台隔爆排沙潜水泵（BQS80-100-45/N）流量80m3/h，可以满足工作面排水要求，敷设4寸水管，将工作面涌水排至西盘区轨道巷，通过水沟自流到盘区水仓。
五、洒水系统
地面静压水池→副斜井（6寸）→管子道（6寸）→轨道大巷（6寸）→西盘区轨道巷（6寸）→2103巷、5103巷（4寸）→工作面。
工作面配备静压洒水管路，水源从地面静压水池经副斜井进入管子道，经轨道大巷、西盘区轨道巷接入每条顺槽巷，2103顺槽巷每隔50m设置一个三通，5103顺槽巷每隔100m设置一个三通。
六、供液系统
地面静压水池→副斜井（6寸）→管子道（6寸）→轨道大巷（6寸）→西盘区轨道巷（6寸）→2103巷（4寸）→乳化液泵站，乳化液的配制在泵站乳化液箱中进行。
七、供电系统
地面10KV配电室→主井入井电缆→井下中央变电所→盘区辅助运输巷→盘区皮带巷→2103皮带顺槽移动变电站。
供电能力及负荷核定具体见附件一《8103综放工作面供电设计》。
附图9 ：工作面设备布置图
附图10 ：工作面供电系统图
八、通讯和照明系统
1、通讯系统
工作面安设四部电话与外部联系，一部安设在工作面皮带头，一部安设在皮带巷移动泵站列车上，一部安设在皮带巷转载机头，一部安设在运料巷距工作面50米处。另外，工作面每隔12m、并在刮板运输机头、刮板运输机尾、转载机头、泵站、皮带头各安装一台KTC101型通讯装置或急停按钮，皮带巷每100m安装一台KTC101型通讯装置或急停按钮形成通讯系统，供工作面的通讯联系。
2、照明系统
2103巷皮带头配电点、皮带头拉紧车段每隔5m安一盏20W防爆荧光灯，电源来自皮带头处照明综保；工作面动力列车处每隔5m安一盏20W防爆荧光灯，工作面每隔五架支架安一盏20W防爆荧光灯，电源来开关列车处照明综保。
九、压风自救、供水施救系统
在5103巷距工作面安全出口25-40米范围内设置一压风自救装置，向外有人固定作业安装一组压风自救装置，工作面反向风门外放炮警戒位置设置一组压风自救装置，2103巷距工作面安全出口50-100米范围内设置一组压风自救装置。
十、语音广播系统
在2103巷距工作面50m处、5103巷距工作面200米处分别安装布置语音广播系统分站，可与调度室通话。
第三节采煤方法
根据煤层赋存条件的分析，综合考虑同煤集团生产技术水平等多种因素，8103首采工作面采用综采放顶煤开采。
第四节设备选型
设备选型即满足矿井设计生产能力、技术先进、安全可靠、高产高效，同时要求设备间相互配套，保证运输畅通，采运平衡，最大限度地发挥综放优势。
1、采煤机
主要技术参数如下：
规格型号MG400/940-WD
制造厂商鸡西煤矿机械有限公司
总装机功率940 KW
电压 3.3 kv, + 10%, -20%
截割电机功率2×400 KW
牵引电机功率2×55 KW
泵站电机功率30KW
最大牵引力748 KN
最大牵引速度8.686 m/min
采高4m
卧底量约371 mm
机身高度约1391 mm
过煤口高度约720 mm
滚筒直径2000 mm
截深800 mm
2、工作面前、后刮板输送机选型
放顶煤工作面配备前、后刮板输送机，前运输机的煤量为机采的煤量，后运输机的煤量主要是放顶煤的煤量，其选型满足以下要求：
前运输能力与采煤机生产能力相适应；外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；后运输机能力与放顶煤最大能力相匹配；运输机长度与工作面长度相一致。
（1）前部刮板输送机
前部刮板输送机选用山西忻州通用机械有限公司生产的SGZ-800/800型刮板输送机，其主要技术参数如下：
规格型号：SGZ-800/800
运输能力1500 t/h
设计长度180 m
铺设长度165 m
中部槽长度1503 mm
中部槽结构特点铸焊开底，铸焊封底
中部槽联接方式哑铃销
链环规格34×126mm
供电电压 3.3 kv
供电频率50 Hz
总装机功率2x400KW
卸载方式端卸
驱动装置的布置方式平行布置
冷却方式水冷
（2）后部刮板输送机
后部刮板输送机选用山西忻州通用机械有限公司生产的SGZ-800/800型刮板输送机，其主要技术参数为：
规格型号：SGZ-800/800
运输能力1500 t/h
设计长度180 m
铺设长度171 m
中部槽长度1500 mm
中部槽结构特点铸焊开底，铸焊封底
中部槽联接方式哑铃销
链环规格34×126mm
供电电压 3.3 kv
供电频率50 Hz
总装机功率2x400KW
卸载方式端卸
冷却方式水冷
3、刮板转载机和破碎机选型
（1）刮板转载机
在顺槽巷尾部布置一部转载机，转载机将前、后运输机的煤量转运至胶带运输机，因此转载机的运输能力要超过前、后运输机的运输能力。转载机的主要技术参数如下：规格型号SZZ1000/400
转载能力2600t/h；
铺设长度43m
中部槽结构特点铸焊接型式
中部槽联接方式哑铃销，螺栓连接
供电电压 3.3 kv
供电频率50 Hz
装机功率400KW
驱动装置的布置方式平行布置
偶合器VOITH750
冷却方式水冷
转载机自移装置
（2）破碎机
工作面布置一台破碎机，破碎机安装在转载机溜槽上方，其技术特征如下：
规格型号PLM3000
破碎能力3000t/h
供电电压1140v
总装机功率250 KW
偶合器YOXsj560
4、自移皮带机尾
规格型号ZY2700
适应胶带宽度1200mm
与胶带机的搭接方式滑靴式皮带机回带装置
与胶带机的有效搭接长度3500 mm
回转滚筒直径500 mm
清扫方式自清式
5、皮带运输机
制造厂商：大同市同华矿机制造有限责任公司规格型号DTL120/150/2×250
带宽B=1200mm
带速V=3.15m/s
运量Q=1500t/h
胶带规格阻燃带
储带长度100m
驱动电机2×250KW
供电电压1140v
6、泵站
（1）乳化液泵站
规格型号BRW400/31.5型
制造厂中煤机械集团·浙江中煤矿业有限公司单台泵的额定流量400L/min
单台泵的功率250KW
额定工作压力31.5MPa（可调整）
允许介质最高温度≤45°
过滤精度≤25μm
供电电源1140V、50Hz
乳化液箱总有效工作容积（主、辅箱）2500L
（2）喷雾泵站
规格型号BPW500/12.5
制造厂商：中煤机械集团·浙江中煤矿业有限公司
单台泵的额定流量 500L/min 单台泵的功率 125KW
工作压力 2.5-12.5MPa （可调整） 允许介质最高温度 ≤45° 过滤精度 ≤80μm 供电电源 1140V 、 50Hz 水箱总有效容积 2000L 7、动力中心
（1）采煤机、工作面后部输送机、泵站移动变电站
规格型号 ： KBSGZY-1250KV A 数 量 3台 额定容量 1250KV A 最大负荷能力 1.25 一次侧额定电压 10KV 二次侧额定电压 3300V 、1140V （2）转载机、破碎机、工作面头部输送机移动变电站
规格型号 KBSGZY-2000KV A 数 量 1台 额定容量 2000KV A 最大负荷能力 1.25 一次侧额定电压 10KV 二次侧额定电压 3300V 8、液压支架选型
（1）综放支架工作阻力的确定
工作面合理的支护强度计算，选取下面○1及○2两项中最大值，即为工作面合理支护强度
○1按现行较通用的岩石容重法公式 ：
γ??=-1
p K M d z k q
＝1.6×8.95/(1.4-1)×25＝895 KN/m2
式中：
q z—支架的动载支护强度，KN/m2;
K d—动载系数，一般取1.5～2.0,取1.6
M—一次采厚(平均11.19m，按80％回收率计算)取8.95m；
K p—冒落矸石碎胀系数，取1.4；
γ—顶板岩石平均容重，取25KN/m3
P=q z(L K+L D)B＝895×（0.34＋4.93）×1.43＝6744.8KN
式中：
P—支架工作阻力，KN;
L K—梁端距，取0.34m；
L D—顶梁长度，取4.93m；
B—支架宽度，取1.43m。
○2根据断裂角确定放顶煤支架支护强度：
q z=k(γ1h1+γ2H)=1.5×（14×7.89+25×14.1）= 694.4 KN/m2
式中：
H—对支架有直接影响的岩层厚度(m)
H=(L+ h1/tanα)tanθ＝（5.27＋7.89/ tan70°）×tan60°＝14.1m；式中：
L—有效控顶距(m)；5.27m；
h1—顶煤厚度(m)；7.89m；
α—顶煤断裂角(°)；一般为70o～120°,取70°
θ—顶板断裂角(°)；一般为60o～65°,取60°;
γ1—顶煤的容重，取14kN/m3;
γ2—顶板岩石的容重，取25kN/m3;
q z—支架的动载支护强度；
k—动载备用系数，Ⅱ级以上老顶，一般取1.5～2.0,取1.5;
P=q z(L k+L D)B/ηs＝694.4×（0.34＋4.93）×1.503/0.75＝7333.6 KN
式中：
P—支架的工作阻力(KN)；
L k—梁端距0.34m；
L D—顶梁长度4.93m；
B—支架中心距1.503m；
ηs—支架的支护效率75％。
○3根据放顶煤工作面现场实测数据的回归公式计算：
P max=1939+2.1h+471f+155/M d＝1939＋2.1×190＋471×3.4＋155/7.89
＝3959KN
式中：
P max—工作阻力，KN；
h—煤层埋深，190m；
f—煤的硬度系数3.4；
M d—顶煤厚度7.89m；
则支架额定支护阻力为：
P＝P max×K(安全系数K为1.2～1.35)＝3959×1.35＝5344.7KN
根据上述计算结果,选取其中支架动载支护强度为694.4KN/m2，即支架最大工作阻力：P=q z(L k+L D)B/ηs＝694.4×（0.34＋4.93）×1.503/0.75＝7333.6KN；
通过以上计算，8103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，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
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
8103综放工作面配套设备一览表表2-5
序号名称型号功率（kw）能力电压(kv)
单
位
数量
1 采煤机MG400/940-WD 940 2050t/h 3.3 台 1
2 前刮板机SGZ-800/800 2×400 1500t/h 3.
3 部 1
3 后刮板机SGZ-800/800 2×400 1500t/h 3.3 部 1
4 转载机SZZ1000/400 400 2600t/h 3.3 部 1
5 破碎机PLM3000 250 3000t/h 3.3 部 1
6 皮带机DSJ120/150/2×250 2×250 1500t/h 1.14 部 1
7 乳化液泵BRW400/31.5 250 400L/min 1.14 台 3
8 喷雾泵BPW500/12.5 125 500L/min 1.14 台 2
9 移变2000KV A 额定容量一次侧电压二次侧电压
台 1 2000KV A 10KV 3.3KV
10 移变1250KV A 1250KV A 10KV 3.3KV 台 2
11 移变1250KV A 1250KV A 10KV 1.14KV 台 1
12 移变KBSGZY630-10/0.69 630KV A 10KV 660V 台 2
13 中部支架ZF8400/20.5/38 架116
14 过渡支架ZFG8400/23/37 架 6
15 端头支架ZTT20000/22/35 架 1