【正文】 一、采煤機主要技術(shù)參數(shù)： 二、采煤機割煤核定采煤機生產(chǎn)率核定計算公式：Q采=60MBV采γK其中：Q采——工作面采煤機實際生產(chǎn)能力，t/hM——采高，B——截深，V采——采煤機最大可能的牽引速度m/sγ——煤層視密度，K——總時間利用系數(shù)，結(jié)論：是否滿足要求。（4）采煤機功率：　　　N=(60BHVHw)/　式中N——采煤機所需功率，kW　　　B——截深，；　　　H——采煤機切割高度；　　　V——采煤機割煤速度m/min；　　　Hw ——能耗系數(shù)，取值范圍3～；　　　根據(jù)上述校核結(jié)果，現(xiàn)采煤機能滿足生產(chǎn)要求。后刮板機運輸能力校驗，計算公式如下：Q運≥Q放式中：Q放——放頂煤生產(chǎn)能力滿足要求。轉(zhuǎn)載機和破碎機的運輸能力、破碎能力均大于工作面刮板輸送機，故8203工作面轉(zhuǎn)載機、破碎機，可滿足工作面原煤運輸需要。確定泵站壓力P=KPB1（PB2）MPa式中P—泵站壓力；K—泵站系統(tǒng)壓力損失系數(shù)，取K=～。乳化液泵站主要技術(shù)參數(shù)第六節(jié) 其它設(shè)備 一、順槽可伸縮帶式輸送機 結(jié)合工作面的實際情況，工作面進風(fēng)順槽安裝一部XX型膠帶輸送機，帶寬為XXmm，輸送能力為XXt/h，電機功率為XXkW，其運輸能力大于工作面刮板機，故XX工作面原煤運輸利用該膠帶機，可滿足生產(chǎn)要求。一、工作面支護方式（包括采高3米以上防片幫的支護方式）。 （一）移架順序：采煤機向下（上）端正常割煤時，滯后煤機后滾筒3～5架移架（頂板破碎時可緊跟前滾筒移架）。二、端頭及超前支護的頂板管理（一） 單體支柱實際支撐能力可以采用下列兩種公式計算。～25176。⑴支護密度，可以采用下列公式進行計算：n=qt/Rt式中 n－支護密度，根／m2； Rt－支柱實際支撐能力，kN/根。Φ≥200式中 Φ—鐵鞋的直徑，mm； Ｑ—底板比壓，可以從礦壓參數(shù)參考表中查得，MPa。根據(jù)上述有關(guān)參數(shù)，結(jié)合巷高等因素，選取合適的支柱并確定選用的頂梁的型號。關(guān)門柱位置及要求安全出口的高度等。采煤工作面正常作業(yè)時，需要多個工種協(xié)同作業(yè)，采煤、移架（支護）、運輸?shù)取９ぷ髅婊夭上锏莱凹訌娭ёo的方式、距離主要根據(jù)巷道頂板壓力大小、影響范圍以及巷道原有支護方式來決定的。三、 繪制工作面支架布置、端頭和超前支護平面圖和剖面圖及最大最小控頂距圖。來壓不明顯的不描述，只說明來壓不明顯。工作面部分有偽頂時的頂板管理方法。如需特殊支護形式的，應(yīng)描述密集支柱、抬棚、戧柱（棚）、叢柱、木垛、貼幫支柱的支設(shè)及臨時支護、擋矸等要求，特殊支護等回撤方式。根據(jù)單體支柱數(shù)量確定頂梁、防倒、放墜裝置，底板酥軟的應(yīng)備用柱鞋。 m以上寬度的人行道和必需的運輸通道。對于頂板有下沉變形的應(yīng)對支架支架（支柱）活柱下縮量進行觀測。二、觀測方法。三、確定礦壓觀測分析方法（軟件分析內(nèi)容、人工分析內(nèi)容），通過分析應(yīng)得出的結(jié)論（來壓步距、來壓強度、頂板下沉量、超前巷道壓力與變形情況；支護質(zhì)量的評價，支架適應(yīng)性的評價）。礦壓觀測工要確保數(shù)據(jù)的可靠性、準(zhǔn)確性、連續(xù)性和及時性。（一）工作面風(fēng)量計算：每個采煤工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員和爆破后的有害氣體產(chǎn)生量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。 按照二氧化碳涌出量計算Q采＝67q采CO2k采CO2式中：q采CO2——采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中平均絕對二氧化碳涌出量，m3/min；k采CO2——采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風(fēng)量系數(shù)，取2，如果實際測定值大于2時，取實際測定值（實際測定值為正常生產(chǎn)時連續(xù)觀測1個月，日最大絕對二氧化碳涌出量和月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值）；67——％的換算系數(shù)。取上述1～6條件計算的最大值做為采煤工作面的實際需要風(fēng)量。 正在撤退的工作面實際需要風(fēng)量，與正?；夭善陂g相同。采用瓦斯抽放（排放）系統(tǒng)時，還應(yīng)說明瓦斯抽放（排放）路線。（二）瓦斯監(jiān)測： 明確瓦斯監(jiān)測的有關(guān)規(guī)定，描述與工作面有直接關(guān)系的瓦斯監(jiān)測設(shè)施（設(shè)備）的設(shè)置地點、斷電濃度、復(fù)電濃度、斷電范圍以及瓦斯報警撤人和恢復(fù)生產(chǎn)的規(guī)定等內(nèi)容。（二）煤層注水：注水孔布置方式及參數(shù)：單孔注水量的計算：Q=LBMrq式中。（四）隔絕瓦斯、煤塵爆炸措施：隔爆水棚吊掛位置.隔爆水棚數(shù)量⑴按通風(fēng)質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)化的要求計算隔爆水袋吊掛排數(shù)為：M=（）/L式中：M—水袋排數(shù)； B—巷道寬度； L—水袋充水長度。通風(fēng)系統(tǒng)圖、瓦斯抽放(排放)系統(tǒng)圖、防塵系統(tǒng)圖、注漿系統(tǒng)圖、注氮系統(tǒng)圖、安全監(jiān)控系統(tǒng)（設(shè)備）布置圖等圖紙，可以合并繪制或分單項繪制。依據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第三百一十一條“水泵：必須有工作、備用和檢修的水泵。管材一般采用無縫鋼管。三、 繪制供、排水系統(tǒng)圖。綜采工作面運輸機安裝位置如圖 三、 描述運煤路線和輔助運輸路線。設(shè)計遵循在保證供電安全可靠的基礎(chǔ)上進行技術(shù)經(jīng)濟比較，選取最佳方案。掘進工作面與回采工作面的電氣設(shè)備應(yīng)分開供電，局部扇風(fēng)機實行風(fēng)電、瓦斯閉鎖；瓦斯噴出區(qū)域，高瓦斯礦井、煤（巖）與瓦斯突出礦井中，所有掘進工作面的局部扇風(fēng)機裝設(shè)三專（專用變壓器、專用開關(guān)、專用線路）二閉鎖設(shè)施，即風(fēng)電、瓦斯電閉鎖。1)按允許持續(xù)電流選擇截面2)按經(jīng)濟電流密度校驗3)按短路時的熱穩(wěn)定性校驗4)按正常負(fù)荷和發(fā)生事故時的電壓損失校驗計算公式及參數(shù)：線路最大工作電流計算公式： (A)；電壓損失計算公式：（V）；按經(jīng)濟電流密度計算與校驗按熱穩(wěn)定性計算與校驗式中：電纜負(fù)荷功率(KW)；（2）固定敷設(shè)的動力電纜應(yīng)采用不燃性橡膠電纜（3）移動式和手持式設(shè)備應(yīng)使用專用的不燃性橡膠電纜（4）選擇使用帶有分相屏蔽的橡膠絕緣屏蔽電纜（5）動力用橡套軟電纜一般選用四芯（6）信號電纜要按控制、信號、通信系統(tǒng)需求決定，并留有備用芯線（7）橡膠電纜的接地芯線，除用作監(jiān)測接地回路外，不得兼做其他用途確定電纜長度原則：（1）鎧裝電纜：巷道長度（2）固定敷設(shè)的橡套軟電纜：巷道長度
。（2）井下低壓配電裝置的額定電壓應(yīng)與井下低壓網(wǎng)絡(luò)的額定電壓等級相符，即設(shè)備的額定電壓、電流不應(yīng)大于選擇開關(guān)的額定電壓、電流。電力負(fù)荷統(tǒng)計表序號設(shè)備名稱規(guī)格型號數(shù)量額定功率（KW）額定電壓（V）需用系數(shù)功率因數(shù)1采煤機MG1100/2760GWD1276033002刮板輸送機SGZ1000/14001140033003乳化液泵BRW400/325011404轉(zhuǎn)載機SZZ1000/375137511405噴霧泵YBK315/16212511406破碎機PCM250125011407皮帶輸送機DTL120/120/22501225011408水泵5DA87221326609回柱絞車JSDB19334566010調(diào)度絞車140660電纜選型計算和電氣保護整定計算。設(shè)計要確保技術(shù)的先進性、經(jīng)濟的合理性、安全的適用性。第四節(jié) 供電 一、供電設(shè)計依據(jù)：機電部門提供經(jīng)過審批合格的工作面供電設(shè)計。裝、轉(zhuǎn)載方式為：⑴采煤機落煤，后滾筒裝煤、移溜裝煤，進入工作面刮板輸送機；⑵轉(zhuǎn)載到皮帶順槽轉(zhuǎn)載機，經(jīng)破碎機破碎；⑶轉(zhuǎn)載到皮帶順槽皮帶機；⑷轉(zhuǎn)載到盤區(qū)集中皮帶巷；⑸轉(zhuǎn)載到大巷皮帶機；⑹轉(zhuǎn)載到地面。 參數(shù)計算包括：排水高度、管道損失、最大揚程、管道計算（ m/s計算）。水泵：工作面按相關(guān)要求配備應(yīng)急水泵，說明位置、型號、工作參數(shù)等內(nèi)容；根據(jù)現(xiàn)場實際情況配置排水泵，說明位置、型號、工作參數(shù)等內(nèi)容。采煤工作面水量的確定需由礦水文地質(zhì)部門根據(jù)礦井采煤工作面所揭露巖層含水性質(zhì)及賦水情況通過采用水文地質(zhì)比擬法等預(yù)測方法，提供采煤工作面最大涌水量及正常涌水量。 明確特殊時期的防滅火要求，包括工作面臨近結(jié)束、停止正常生產(chǎn)情況下的防滅火規(guī)定。T=Q/V式中： T單孔注水時間； Q單孔注水量，m3； V—注水流量，m3/h 注水有關(guān)規(guī)定及注意事項。明確防塵方式，應(yīng)包括工作面綜合降塵的各類方式（煤層注水、采煤機內(nèi)外噴霧，架間噴霧，轉(zhuǎn)載點噴霧，濕式打眼，裝煤灑水，個體防護，工作面運輸巷、回風(fēng)巷凈化水幕和沖刷工作面運輸巷、回風(fēng)巷等方式）。 （四）工作面測風(fēng)點位置描述進風(fēng)巷、回風(fēng)巷和工作面范圍內(nèi)測風(fēng)位置及要求。Q備≥Q采1已撤完設(shè)備尚未封閉的工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)滿足瓦斯、二氧化碳、氣象條件等規(guī)定計算的風(fēng)量，且最少不應(yīng)低于該工作面回采期間實際配風(fēng)量的50％。 根據(jù)上述計算，確定工作面實際需要風(fēng)量 如回采面使用礦用防爆型柴油動力裝置機車運輸，回采面的供風(fēng)量還應(yīng)當(dāng)按同時運行的最多車輛總功率數(shù)另增加巷道配風(fēng)量（動力車配風(fēng)量為4m3/min 按炸藥量計算(1) 一級煤礦許用炸藥Q采≥25A采(2) 二、三級煤礦許用炸藥Q采≥10A采式中：A采——采煤工作面一次爆破所用的最大炸藥量，kg；25——每千克一級煤礦許用炸藥需風(fēng)量，m3/min；10——每千克二、三級煤礦許用炸藥需風(fēng)量，m3/min。表1　采煤工作面進風(fēng)流氣溫與對應(yīng)風(fēng)速采煤工作面進風(fēng)流氣溫/℃采煤工作面風(fēng)速（m/s）＜2020～23～23～26～26～28～28～30～表2　 k采高—采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)采高/m＜～＞系數(shù)（k采高）表3　 k面長—采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)采煤工作面長度/ m長度調(diào)整系數(shù)（k面長）＜1515～80～80～120120～150150～180＞180～ 按照瓦斯涌出量計算Q采＝125q采CH4k采CH4式中：q采CH4——采煤工作面回風(fēng)巷風(fēng)流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min。要有對礦壓觀測使用的儀器儀表維護獎罰制度。五、新煤層、新盤區(qū)、特殊方法開采的工作面應(yīng)根據(jù)具體情況進行重點詳細(xì)的觀測。測線布置方法：綜采工作面和使用切頂墩柱的高檔工作面，工作面長度小于等于150米，至少設(shè)“三區(qū)五線”，即頭、中、尾三個測區(qū)，頭和尾各設(shè)置一條測線，中部三條測線；工作面長度大于150米，至少增加兩條測線，在頭中部、尾中部增加兩條測線；或每10～15架設(shè)置一條測線。統(tǒng)計觀測：其內(nèi)容包括：端面距、工作面懸板和古塘塌落情況、機道頂板情況、煤壁片幫、支架（支柱）狀況、支架（支柱）接頂、端頭支護、超前支護等。應(yīng)包活日常支柱(架)支護質(zhì)量與壓力觀測、巷道變形離層觀測、宏觀觀測及統(tǒng)計觀測等內(nèi)容。備用材料的存放地點，應(yīng)保持距工作面50～100 m之間，在軌道順槽中的外側(cè)煤壁處。單體支柱備用量=K（兩巷端頭、超前支護數(shù)量和）式中K未備用系數(shù)，根據(jù)工作面實際情況一般取10%～20%。根據(jù)本工作面情況遇到的其他特殊情況的頂板管理方法。過應(yīng)力集中區(qū)頂板管理方法。設(shè)計應(yīng)優(yōu)先采用水壓致裂技術(shù)，如采用預(yù)爆破必須在工作面開采前方不小于20米實施，為達到較好的爆破效果一般在20～30米，杜絕在工作面進行頂板爆破。 支設(shè)與支護質(zhì)量要求（包括放倒防墜裝置）確定各工序之間平行作業(yè)的順序和安全距離，回柱放頂?shù)姆椒ǎ彭攨^(qū)內(nèi)支柱（架）、特殊支護等的回撤方式。要注意的是，該部分的文字描述要與《指南》采煤作業(yè)規(guī)程中的正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表所表述的完全一致。安全出口必須設(shè)專人維護，發(fā)生支架斷梁折柱、巷道底鼓變形時，必須及時更換、清挖。綜采工作面上、下端頭應(yīng)使用液壓支架支護頂板，液壓支架支設(shè)巷道寬度的一半以上，其余部分支設(shè)單體液壓支柱配金屬頂梁。⑵單體柱額定支護強度：Pmax=F247。 ⑶柱鞋直徑的計算： 柱鞋一般選用圓形鐵鞋?！?5176。支柱阻力影響系數(shù)表項目液壓支架微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系數(shù)Kg增阻系數(shù)Kz不均勻系數(shù)Kb采高系數(shù)Kh＜ m～～＞傾角系數(shù)Ka＜10176。采煤機進刀，向上（下）正常割煤時，自下（上）而上（下）滯后煤機后滾筒3～5架移架（頂板破碎時可緊跟前滾筒移架）。采用追機移架的方式對頂板進行及時支護。 第四章 工作面頂板管理頂板管理方法:本工作面采用XX液壓支架及XX型端頭支架支護頂板,采用自然垮落法或人工處理頂板頂板。二、泵站數(shù)量和管路選擇、位置及參數(shù)。 第五節(jié) 乳化液泵站 一、 乳化液泵站壓力的確定保證工作面液壓支架初撐力需要的泵站壓力PB1=4P0/ZπD2 MPa式中PB1—液壓支架初撐需要泵站壓力，MPa；P1—液壓支架初撐力，kN；Z一架液壓支架立柱根數(shù)；D—支架立柱的缸體內(nèi)徑m。轉(zhuǎn)載機主要技術(shù)特征為：電機功率為，設(shè)計運輸能力為。主要技術(shù)特征為：運輸能力分別為，總裝機功率，電壓等級為。 工作面日產(chǎn)量：Q日=該隊計劃年產(chǎn)量/276（天） 或Q日=該隊計劃月產(chǎn)量/23（天） 每刀產(chǎn)量：Q刀=（面長采高截深容重回采率），放頂煤開采的應(yīng)加頂煤放煤量。