【正文】 乳化液泵技術特征型號公稱壓力（MPa）公稱流量（L/min）電機外形尺寸（m）質量（kg）功率轉速RB125/12575148020938158401650配套乳化液箱參數(shù)型號額定壓力（MPa）額定流量（L/min）額定容量（L）外形尺寸（mm）質量（kg）RX1000125100024601223900700表68 移動變電站技術特征型號額定容量（kVA）額定電壓（kV）阻抗電壓（％）空載電流（％）質量（kg）KBSGZYT315/6315624%42650外形尺寸（mm）軌距（mm）32309001185600、勞動組織表、主要技術經(jīng)濟指標（1）組織循環(huán)作業(yè)并編制循環(huán)圖表 ①循環(huán)產(chǎn)量的確定循環(huán)產(chǎn)量按下列公式計算：Q ＝ LSMPC （63）式中：Q——循環(huán)產(chǎn)量，t； L—工作面長度，m； S——循環(huán)進度，； M——采高，5m； P——煤的容重，／m3 ；C——工作面可采范圍內(nèi)回采率，80％；則： 循環(huán)產(chǎn)量：Q=1605 = t日產(chǎn)量 = Q日循環(huán)數(shù)=7 = 工作面原煤日產(chǎn)計算公式為：V。= NXD （64）A。=LVmγC。 （65）式中： L 回采工作面長度，160m； V?！ぷ髅孢M度， m/a； m —— 煤層厚度， ； γ ——煤的容量， ； C?！夭晒ぷ髅婊禺a(chǎn)率，； N ——煤礦生產(chǎn)天數(shù)，取330天/年； X ——每天循環(huán)進刀數(shù)， 取12刀； D ——截深， 。把上述參數(shù)代入公式69與公式610得： V。=3307=1386m/a； A。=16013865 =104t考慮到在開掘時在煤層中掘進巷道，掘進煤量約占工作面產(chǎn)量的10%，則本礦井生產(chǎn)煤量為： A總= A。（1+10%） （66）式中： A總礦井總產(chǎn)煤量， 104t； A。工作面出煤量，104t； 10%掘進出煤量， 104t；由公式6—11計算得產(chǎn)量：A總=（1+10%）=（萬t）由此得出，工作面每天進7刀完全可以保證年產(chǎn)量達到設計要求。循環(huán)方式為生產(chǎn)班進3個循環(huán)，三采三放，檢修班一個循環(huán)，一采一放，日進7個循環(huán)。24小時正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表。 圖 61 循環(huán)作業(yè)圖表②勞動組織形式勞動組織以采煤機割煤工序為中心來組織拉架、移溜、清煤等工作，即采用分工種追機平行作業(yè)，以充分利用工時、空間，充分發(fā)揮綜合機械化效能。根據(jù)后面通風設計回采工作面風量計算，遵循以風定產(chǎn)原則。采用“三八”制作業(yè)（一個班檢修，兩個班生產(chǎn)），均執(zhí)行現(xiàn)場交接班制，每班有效工時為8個小時。勞動組織表見表69表69 勞動組織表班 次合計一班二班檢修班采煤機司機2226上下端頭維護工44412電工1113泵站工1113轉載機司機1113刮板輸送機司機2226膠帶機司機1113支架工3339放煤工3339裝車工2226班長2226檢修工0066浮煤清理工3339運料工0066驗收員1113送飯員1113管理人員1113合 計28283995 考慮到工人的出勤問題，再確定在冊認輸時按出勤率為95%計算，公式為： 在冊人數(shù)=出勤人數(shù)（7/6）/出勤率式中：7/6——替休系數(shù)；在冊人數(shù)=95（7/6）/95%=117工作面工人效率=工作面日產(chǎn)量/在冊人數(shù)= =（2）主要技術經(jīng)濟指標工作面噸煤成本C由設備折舊費C工人工資C材料費C電力消耗費C4等組成。①設備折舊費(C1)設備折舊費(C1)=(固定資產(chǎn)原值總和－設備殘值)/使用年限各種設備的年折舊費見表610。表610 機電設備折舊序號設備名稱數(shù)量折舊費(元/t)1綜放液壓支架962綜放排頭支架63采煤機14前刮板輸送機15后刮板輸送機16轉載機17破碎機18可伸縮帶式輸送機19移動變電站110乳化液泵211噴霧泵112單體液壓支柱150合計 ②工資(C2)工資費包括基本工資費、附加工資、獎金人均工資平均每工100元。則噸煤工資費(C2)為100/=(元/t)③材料費(C3)材料消耗費用包括坑木費用、火藥費用、雷管費用、坑袋費用以及其他材料費用，綜采面材料費(C3)(見《采煤工作面分冊》第七項)。④電費(C4)Ⅰ動力用電消耗動力電耗=電機容量總和開動臺數(shù)循環(huán)開動小時負荷系數(shù)/循環(huán)產(chǎn)量其中：電機容量總和取2000kw，：動力電耗=20002Ⅱ照明用電消耗照明用電耗=照明用電總功率循環(huán)照明時數(shù)/循環(huán)產(chǎn)量其中：照明用電總功率——包括工作面及上下順槽照明用電，取200kW代入得：照明用電單耗電力費=200=Ⅲ電費總消耗(C4)電力費=單價(動力用電單耗+照明用電單耗) 式中：單價——：電力費=(+)= 元/噸③工作面的噸煤成本工作面噸煤成本(C) =++5+ = 元/噸表610 工作面主要技術經(jīng)濟指標序 號項 目單 位數(shù) 量1工作面長度m1602割煤高度m3放煤高度m4煤層傾角度175采煤機截深m6采煤方法綜放7循環(huán)進度m8放煤步距m9日進刀數(shù)710循環(huán)率%9011作業(yè)方式工作班三采三放，檢修班一采一放12日產(chǎn)量t13月產(chǎn)量t11289614回采率%8015日出勤人數(shù)9516回采工效t/工17噸煤成本元（1）回采方法：傾斜長壁一次采全高綜采放頂煤采煤法。（2）落煤方法：雙滾筒采煤機割煤，；支架尾梁插板伸縮擺動落下位頂煤，礦山壓力破碎上位頂煤，并借助插板破碎大塊煤防止堵塞放煤口的綜合落煤方式。采高：，工作面在此采高正常推進的情況下，支架能保持頂板完整，放煤順利。在工作面頂板來壓期間煤壁片幫較大，局部頂煤破碎，故來壓期間須適當降低采高，以加強對頂板及煤壁的控制。（3）采煤機進刀方式：采煤機中部斜切進刀單向割煤跑空刀和采煤機端部斜切進刀雙向割煤方式的各自優(yōu)缺點比較見表612。 表611 進刀方式比較表優(yōu)缺點進刀方式優(yōu) 點缺 點中部斜切進刀單向割煤，有利于實現(xiàn)采放平行，能有效均勻運輸煤量；，有利于實現(xiàn)工作面“三平兩直”；，便于及時維修，有利于提高生產(chǎn)效率；、互不等待。；，不利于頂板維護；。，本工藝無法正常執(zhí)行。端部斜切進刀雙向割煤；、有效維護頂板；；、操作較復雜；。根據(jù)工作面實際情況，工作面長160m，傾角17o，采用雙向割煤，端部斜切進刀。進刀方式適用于采煤機牽引速度慢和端頭作業(yè)長的條件，循環(huán)作業(yè)時間相對較短；能及時、有效維護頂板，裝煤與移溜效果好，簡化操作程序簡單。采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式。進刀過程如下：，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤，如圖61a所示；，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直，如圖61b所示；、下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處，如圖61c所示；，煤壁割直后，再次調換上、下滾筒，返程正常割煤，如圖61d所示。采煤機進刀示意圖見圖62所示。 圖62 采煤機進刀示意圖（4）裝運煤：采煤機組割裝煤和前部運輸機前移配合裝運底煤；破碎并垮落到支架掩護梁和插板上方的頂煤，在插板縮回后利用自重自動溜入后部輸送機的溜槽中運出，插板完成大塊煤的破碎并通過上下擺動破壞掩護梁上方由大塊煤形成的臨時拱式結構。前部運輸機運輸采煤機割下來的煤，后部運輸機運輸放出的煤，前后兩部運輸機平行運煤，集中到橋式轉載機，再鏡膠帶輸送機上運出。（5）移架方式：在采煤機下放的過程中，間隔多組移架（6）放煤方式設計采用一刀一放單輪順序放煤方式，一采一放，采放平行作業(yè)。放煤工必須嚴格執(zhí)行《綜采放頂煤工技術操作規(guī)程》及工程質量標準。①采放，故該面采放比＝＝1：②放煤口數(shù)量確定按后部運輸機能力確定放煤口數(shù)目。單口放煤量為：qf＝76%＝其中：——單組支架寬度；——放煤步距；——頂煤厚度；76%——頂煤回采率單口純放煤時間：根據(jù)經(jīng)驗取tf＝75s每分鐘放煤量：Q＝75/60＝同時放煤口數(shù)目的確定：，同時應滿足后部運輸機（500t/h）能力要求。同放煤口數(shù)目最大值：Nf＝500/（60）＝（個)由于移架后后部漏煤，取Nf＝2（個）放煤循環(huán)時間：T1=75/60111/2＝（7）采煤機割煤時間的確定：單向割煤時，采煤機正常割煤速度為Vg1＝，進刀時間為Tg3=20分鐘，由下式：Tg1＝160/Vg1＝160/＝64min割煤周期T＝Tg1 +Tg2＝64＋20＝84min 表612 綜放面工序質量要求表工序名稱質量特性技術要求割煤割煤方式單向割煤，中部斜切進刀，進刀段長度不小于20，采高均勻煤壁齊直成一條直線頂?shù)装迤舰贌o臺階②無傘檐③頂煤垮落≤300mm④嚴格沿底板開采，不丟底煤移架支架直成一條直線，偏差≤177。50mm支架正支架與頂?shù)装宕怪?，歪斜度?77。5176。頂梁平①最大仰俯角＜177。7176。②端面距≤340mm③相鄰支架高低差不超過主頂梁側護板的2/3間距勻①177。②支架不擠、不咬，架間空隙＜200mm接頂緊初撐力≥24MPa步距推拉前后部運輸機輸送機直①刮板輸送機直，偏差＜177。50mm②彎曲段≥25m輸送機平上下彎曲角度＜3176。刮板輸送機與轉載機①搭接合理，底鏈不拉回頭煤②鏈輪中心與轉載機刮板面高度為700～900mm推拉運輸機順序單向順序推移放煤放煤步距放煤方式單輪間隔放煤（1）割煤質量標準割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐（長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm）。無馬棚、頂?shù)装迤街?，如特殊需要，每循環(huán)頂?shù)装迮c上一個循環(huán)頂?shù)装邋e差不能超過177。50mm。機頭、機尾各10m要平緩過渡，防止出現(xiàn)臺階，支架頂梁必須接頂嚴實。（2）移架質量標準移架質量標準：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過177。50mm。架間距要均勻，中心距偏差不超過177。100mm。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7176。，相鄰支架間不能有明顯錯差（不超過頂梁側護板高的2／3），支架不擠不咬，架間空隙不大于200mm。移架時要保證支架移到位，梁端距依據(jù)采高變化保持在350～550mm之間；移架過程中要及時調整支架形狀，如發(fā)生倒架咬架等現(xiàn)象，需在移架過程中及時利用側護板進行調整。（3）推溜要求刮板輸送機在推移后必須保證成一直線，保證刮板輸送機平整，不得出現(xiàn)飄溜，凹溜和局部起伏過大等現(xiàn)象。刮板輸送機的機頭機尾推進度保持一致，以確保截深及產(chǎn)量和工程質量。推移工作面刮板輸送機時，必須距采煤機底滾筒大于15m進行，不得出現(xiàn)急彎、除進刀所需外其它地段不準出現(xiàn)彎曲。若推溜困難時，不應強推硬過，必須查明原因并處理后再推溜。（4）清煤質量標準工作面沒有超過100mm的碳塊。清煤工必須滯后移溜10個架，距采煤機大于50m，清煤人員必須面向機尾注意溜子、頂板、煤幫情況，以防發(fā)生意外。（5）對工作面端頭架支護的管理工作面機頭采用3臺端頭支架，機尾采用3臺端頭支架，其滯后普通支架一個循環(huán)，又因端頭至超前支護20m段是壓力集中區(qū)，特制訂以下管理措施。①端頭支架必須