【正文】 ①端頭支架必須達。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。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。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(zhì)量。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(diào)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(cè)護板進行調(diào)整。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7176。架間距要均勻，中心距偏差不超過177。（2）移架質(zhì)量標準移架質(zhì)量標準：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過177。50mm。刮板輸送機與轉(zhuǎn)載機①搭接合理，底鏈不拉回頭煤②鏈輪中心與轉(zhuǎn)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(zhì)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）。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。7176。5176。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(zhì)量要求表工序名稱質(zhì)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。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。（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)。 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。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(diào)換上、下滾筒，返程正常割煤，如圖61d所示。采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式。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。，本工藝無法正常執(zhí)行。 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。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。（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。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)。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。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。 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。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)。（1+10%） （66）式中： A總礦井總產(chǎn)煤量， 104t； A。=3307=1386m/a； A。截深， ?！ぷ髅孢M度， m/a； m —— 煤層厚度， ； γ ——煤的容量， ； C。=LVmγC。具體技術特征參數(shù)如表 所示表67 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(zhì)量（kg）功率轉(zhuǎn)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(zhì)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(zhì)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。：結合礦上實際情況，工作面液壓支架支護強度按工作面最大采高的八倍進行計算，上覆巖層所需的支護強度按下式計算：F＝8HRgS （62）式中：H——工作面采高，； R——上覆巖層密度，103kg／m3； F——計算工作阻力，kN；則：F＝8103* ＝，所以該支架能夠滿足支護要求。由于本設計中頂板屬粉砂巖，節(jié)理裂隙較發(fā)育，屬于中等穩(wěn)定頂板，為防止假冒頂板事故發(fā)生，必須采用先移支架后移輸送機的“及時支護”方式。這種配合方式在底座前端和機械之間沒有一個截深富裕量，比較適應周期壓力大及直接頂穩(wěn)定性好的頂板，但直接頂穩(wěn)定性差的頂板適應性差。但這種支護方式增大了工作面控頂寬度，不利于控制頂板。Ⅰ 及時支護方式采煤機割煤后，支架依次或者分組隨機立即前移，支護頂板，輸送機隨移架移向煤壁，推移步距等于采煤機截深。②支架選型原則。采用放頂煤液壓支架支護。放頂煤有高位、中位和低位放頂煤三種，其中低位放頂煤因為安全性高，含矸率低，放出率高而而逐漸成為主要的方式。根據(jù)以上原則及其他配套情況，選用SSJ1000/2160型帶式輸送機。根據(jù)以上原則，結合本礦帶區(qū)的特點，選用PEM1000650Ⅳ型鄂式破碎機。根據(jù)這些原則及其他設備配套情況，選用SZZ764/132A型轉(zhuǎn)載機。 Ⅱ牽引方式應與采煤機相配套。所以，L = 1200000/ (13865) = m 所以工作面長度定為160 m ，符合基本放頂煤開采的一般情況。由于煤層厚度為5m ，煤層平均傾角17o，一次采全高，大型支架重心較高，易傾斜滑倒，需要采取很多防滑防倒措施，嚴重影響工作面開采進度，所以考慮采用放頂煤開采，采放比1：。 采煤方法：采煤工藝和巷道布置在時間上、空間上的相互配合。因此，普采是我國中小型礦井發(fā)展采煤機械的重點。對推進距離短、形狀不規(guī)則、小斷層和褶曲較發(fā)育的工作面，綜采的優(yōu)勢難以發(fā)揮，而采用普采則可以取得較好的效果。普采設備價格便宜，一套普采設備的投資只相當于一套綜采設備的四分之一，而產(chǎn)量平均近綜采產(chǎn)量的三分之一。但是，綜采設備價格昂貴，綜采生產(chǎn)優(yōu)勢的發(fā)揮有賴于全礦井良好的生產(chǎn)系統(tǒng)、較好的煤層賦存條件以及較高的操作和管理水平。 6 采煤方法 采煤工藝方式 采煤工藝：采煤工作面各工序程序所用的方法，設備及其在時間上、空間上的相互配合。由于煤層厚度一定，也可按下式計算：一采區(qū)垂高為－17m――280m，走向長度1400m，平均傾角17o，由此可得一采區(qū)儲量為Q＝（28017）/sin17o1405=872萬t實際采出量包括回采面出煤量和掘進面出煤量Q1＝160514005＝Q2＝ 140010＝備用面＝4002005＝采區(qū)采出率＝實際采出煤量／采區(qū)工業(yè)儲量100％ （5－1） ＝（++）/872100％ ＝％根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定：采（盤）區(qū)采出率：。綜合設計的實際情況，工作面的推進長度為1300m，由壓入式抽出式局部通風各自的優(yōu)缺點決定采用壓入式通風。掘進巷道應采用礦井全風壓通風或局部通風機通風，不得采用擴散通風；局部通風機和啟動裝置必須安裝在進風巷中，距回風口不得小于10m。錨桿機完成巷道頂錨桿和錨索的打眼、安裝工作；選用手持風動鉆機來完成幫錨桿的打眼和安裝工作。采區(qū)內(nèi)所有工作面平巷均沿底板掘進，采用連續(xù)采煤機及其配套設備施工，后配備皮帶和刮板輸送機組成的機械化掘進，采用連續(xù)采煤機割煤，梭車、給料破碎機、加皮帶、刮板輸送機運煤，單巷掘進。（6） 排水系統(tǒng)在工作面回風平巷、運輸平巷中各敷設一趟4寸管路，回風平巷、膠帶運輸平巷低洼處各建一水窩，水由工作面排到水窩，再由水窩通過排水管排出。具體路線見礦井通風部分的圖示。（1） 運煤系統(tǒng)工作面—→運輸平巷—→溜煤眼—→運輸上山—→采區(qū)煤倉—→運輸大巷—→井底煤倉—→主井（2） 運料系統(tǒng)運輸路線如下：地面—→副井—→280m井底車場—→運輸大巷—→ 采區(qū)下部車場—→軌道上山—→回風運料石門—→回風運料平巷—→工作面。、運輸及其他系統(tǒng)采區(qū)內(nèi)的開采采用后退式開采，通風方式采用U型、上行通風方式。工作面膠帶運輸平巷通過膠帶輸送機把煤輸送到溜煤眼，且通過運輸上山運至采區(qū)下部車場，再由運輸大巷運到井底車場。 采區(qū)內(nèi)工作面的接替情況本礦井采用中央分列式通風，副井進風，風井回風。區(qū)段斜長＝工作面長＋區(qū)段平巷＋保護煤柱＝171m。 確定區(qū)段斜長和區(qū)段數(shù)目根據(jù)工作面的長度和采區(qū)的尺寸可以確定區(qū)段數(shù)目?？梢钥闯龇桨付容^適用，故采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)就選為方案二。 ②缺點：掘進費用較高，增加聯(lián)絡巷道的工程量。 ②缺點：受工作面采動影響大，維護比較困難，雖然可以用加大煤柱尺寸的辦法改善維護狀態(tài)，但增加了煤炭損失。采區(qū)的生產(chǎn)系統(tǒng)布置有這樣三種方案：方案一為布置煤層運輸上山和軌道上山；方案二為巖石運輸上山和軌道上山，上山位于煤層底板中，距煤層底板1020m。／時，／時。表52 3煤層的頂?shù)装逄匦悦簩用簩雍穸?m)5采高(m)直接頂 巖性泥巖厚度(m)初次垮落距(m)15—18類別(m) 二老頂巖性砂巖厚度(m)17初次來壓步距(m)20級別 二周期來壓步距(m)40來壓強度等級 三支架載荷(KN)最大2400平均1900頂?shù)装逡平浚╩m）最大150平均100超前壓力影響范圍機巷(m)30—40風巷(m)30—40底板巖性泥巖厚度允許比壓(MPa) 43煤層主要受其頂板裂隙含水層的 威脅為主，但富水性微弱，影響不大，而與地表水、灰?guī)r水無直接水力聯(lián)系的規(guī)律。 地質(zhì)構造一采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構造簡單，煤層起伏不明顯，基本沒有斷層，煤層傾角約為17o，煤層賦存條件好，粉砂巖頂?shù)装?。有煤塵爆炸危險，煤塵爆炸指數(shù)一般為20%~25%。 采區(qū)煤層特征本采區(qū)所采煤層為3 煤層，煤層特征如表51 所示。煤層埋藏穩(wěn)定，地表為農(nóng)田。由第九章《礦井通風與安全》的風速驗算可知，所選的井筒符合風速要求。主要大巷（運輸大巷、主石門）均采取錨噴，其支護效果好，經(jīng)濟效益可觀。 巷道支護根據(jù)本礦井的設計的地質(zhì)條件和煤層埋藏特點，經(jīng)過開拓方案的技術經(jīng)濟比較，運輸大巷（雙軌）布置在巖層中。并根據(jù)現(xiàn)場使用情況，決定其斷面均采用半圓拱型。（4）車場峒室的布置車場峒室的布置見圖45。矸石列車在副井重車線機車分離以后，電機車經(jīng)機車繞道至副井空車線牽引空車經(jīng)繞道出井底車場。（3）調(diào)車方式運輸大巷的煤直接由底卸式礦車運入底卸式礦車卸載坑后，卸入井底煤