采矿学采煤方法论文设计.docx

中国矿业大学2016届本科毕业设计（论文） 第 69 页

6 采煤方法
6.1采煤工艺方式
6.1.1带区煤层特征及地质条件
带区所采煤层为1#煤层，平均厚度6m，煤层倾角1～3°，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无大断层影响。
煤质硬度为2.3，煤的容重为1.4t/m3。
煤层直接顶为粉砂岩，厚度4～11 m；老顶为中砂岩，厚度2～5 m；直接底为粉砂质泥岩，厚度1.2 m；老底为细砂岩，厚度4.25 m。
带区瓦斯涌出量为0.34 m3/t，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。
6.1.2确定采煤工艺方式
根据带区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：
1） 分层综采工艺的特点
优点：
分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0～3.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93～97%以上。
缺点：
巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。
2） 放顶煤工艺
优点：
有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；
缺点：
煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大 。
比较上述两种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。
6.1.3确定工作面长度
影响工作面长度的因素：
1）地质因素，包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造；
2）技术因素，包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置；
3）经济因素。
综合机械化采煤工作面长度一般为150~220 m，每个工作面长度尽可能保持一致。以首带区为例，带区走向长度1700 m，工作面长为200 m，推进方向由工作面向大巷回采。
工作面长度200m，煤层厚度6m，采煤机截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，即两个循环，每班2.个循环，每日共进行4个循环。设计割煤高度2.5m，每年生产330天。
工作面的日产量为：
A0= A/d （6-1）
式中： A0——工作面日产量，t；
A——矿井设计生产能力，180万t；
d——年工作日，取330天。
A0 =180×104/330=5455 t
工作面的日产量也可用式6-1计算
A0= Lg×V0×M×γ×C0 （6-2）
式中： A0——工作面日产量，t；
Lg——工作面长度，200m；
V0——工作面推进速度，m/d；
M——煤层厚度，6 m；
γ——煤的容重，1.4 t/m3；
C0 ——工作面回采率，0.93
——放顶煤回采率 0.75。
由以式6-1、6-2可得：
V0=A/ (Lg×M×γ×C0×d) （6-3）
=180×104/(200×2.5×1.4×0.93×330+200×3.5×1.4×0.75×330)
=3.9 m/d
采煤机的截深为0.8m，则日进刀数为：
N= V0/0.8=3.9/0.8=4.875
为了方便工人的工作和管理取N=5，即每天进5刀。则工作面的实际年出煤量为：
A01=330×2.5×1.4×200×0.8×5×0.93×10-6=0.83×10-6Mt/a
A02=330×3.5×1.4×200×0.8×5×0.8×10-6=1.01×10-6Mt/a
A0=A01+A02=1.84×10-6Mt/a
考虑到在回采的同时，有一个煤巷掘进头正在掘进，在此我们取掘进出煤量为工作面产量的3%。
则矿井实际出煤量为：
A总=A×（1+3%） （6-4）
式中 A总——矿井总出煤量，Mt；
A——工作面实际出煤量，Mt；
10%——掘进出煤量占工作面产量的百分比
A总=1.84×（1+3%）=1.90M t
2.03>1.8，所以能满足矿井的设计生产能力
日推进度为：0.8×5＝4.0m/d
年推进度为：4.0×330=1320m。
6.1.4回采工作面破煤、装煤方式
工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。双滚筒采煤机割煤，采高2.5 m，截深0.865 m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤的综合落煤方式。循环进尺0.865m。
采高：设计采高2.5 m，工作面在此采高正常推进的情况下，支架能保持顶板完整，放煤顺利。在工作面顶板来压期间煤壁片帮较大，局部顶煤破碎，故来压期间须适当降低采高，控制在2.2～2.5 m为宜，以加强对顶板及煤壁的控制。
要达到矿井的设计生产能力采煤机的平均生产能力应能达到
（6-5）
工作面放煤能力平均应达到 （6-6）

按照《综采生产管理手册》之规定，工作时间有效利用系数K值一般在0.3～0.45之间，K取0.45
则采煤机割煤能力应能达到118.38/0.45=263.06t/h
工作面放煤能力应达到222.55/0.45=494.5t/h
依据以上原则及计算结果，选用MXA-300/3.5型双滚筒采煤机。
根据我矿已采各工作面矿压显现情况，预计本工作面支架对顶板的支护强度不得少于400 KN/m2，来压时动载系数按照1.4计算，来压时最大压力为1.4×400KN/m2＝560KN/m2，ZFS6200/18/35型液压支架的支撑阻力为6200KN/6.54m2=948.01KN/m2＞560KN/m2。本架型支架能够满足工作面顶板管理及安全要求。

支护强度计算：
Q=KMr×10-2
其中：K—顶板岩石厚度系数，一般取4—8，现取5；
M—工作面采高，取3.3米；
r—顶板岩石密度，取2.5T/m³；
计算得：Q=5×2.5×2.5×10-2=0.3125MPa＜0.86 MPa，故选ZFS6200/18/35型支架符合回采要求。
6.1.5进刀方式
由于采区内煤层赋存稳定，倾角较小，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒5～10m和12～18m。
采用端部斜切割三角煤进刀。
进刀方法：进刀过程如下：（进刀方式如图6-1）
1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤(见图a)；
2）调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(见图b)；
3）再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处(见图c)；
4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤(见图d)。
6.1.6移架方式
移架采用电液控制系统，由电液阀自动控制。按回采工艺要求，选择一定数量的支架作为支架组，按时间间隔在采煤机通过后自动依次逐架前移，使工作面实现梯度移架。正常移架一般滞后煤机后滚筒2～3#架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距0.865 m。
6.1.7移运输机方式
1）推移前部运输机
可在工作面任一支架上操作，实现从机头至机尾或从机尾至机头的推移顺序动作（成组数量可调定）。推输送机一般在移架后依次进行，滞后移架10～15 m，推移弯曲段不小于15 m，推移步距0.865 m。
2）拉后部运输机
拉后部运输机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20 m进行，步距0.865 m。
图6-1端部斜切进刀方式
6.1.8放煤方式
综放面的顶煤厚3.5 m，顶煤随移架会有部分自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁摆动综合方式放煤，设计采用一刀两放单轮顺序放煤方式，一采两放，采放平行作业，放煤步距0.43 m。
放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》及工程质量标准。
1）采放比
设计割煤高度2.5 m，放煤高度3.5m，故该面采放比＝2.5/3.5＝1∶1.4
2）放煤口数量确定
按后部运输机能力确定放煤口数目。
单口放煤量：
qf＝1.5×0.8×5.0×1.4×6×75% （6-5）
式中： 1.5——单组支架宽度，m；
0.8——放煤步距，m；
1.4——煤的容重，t/m3；
6——顶煤厚度，m；
75%——顶煤回采率。
qf＝6.77t
单口纯放煤时间：
根据经验实测数据，单口纯放煤周期为80.2 s，连续放煤周期86.02 s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取Tf＝90 s。
每分钟放煤量：Q＝6.77×60/90＝4.51 t
同时放煤口数目的确定：
考虑1.25不均衡系数，同时应满足后部运输机（2000t/h）能力要求。同时放煤口数目最大值：
Nf＝2000/（4.51×60×1.25）＝5.91 个
由于移架后后部漏煤，取Nf＝2 个
放煤循环时间：
90/60×120/2＝90 min
3）放煤方式验算
根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为90 min。单向割煤时，采煤机割煤速度为Vg1＝4.0 m/min，跑空刀速度为Vg2＝8.0 m/min。
割煤周期T＝180/Vg1＋180/Vg2＝45＋22.5＝67.5 min
同时考虑推输送机和回头时间大约20 min，整个循环周期大致为90 min，和放煤周期相符，所以综放面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。
6.1.9采煤工艺
以放煤工序为中心，采用一采一放，放煤步距3.0 m，工艺流程见图6-2.
后部放煤
移架
推前输送机
拉后输送机
割煤
后部放煤
图6-2采煤工艺流程
6.2设备
采煤工作满设备选型详细见表6-1.
表6-1 设备选型汇总表
序号
项目
型号
备注
1
液压支架
ZFS6200/18/35

2
端头支架
支撑掩护式

3
采煤机
MXA-300/3.5

4
前刮板输送机
SGZ～1000/1200

5
后刮板输送机
SGZ～1200/1400

6
转载机
SZZ1200/525

7
破碎机
PLM3800

8
运输平巷输送机
SSJ～1400/3×400

9
移动变电站
KSGBY-1250/6/114

10
乳化液泵
EHP-3K200

11
喷雾泵
EHP-3K150

12
单体支柱
SZ-315

6.2.1液压支架
表6-2 液压支架特性表
型 号：
ZFS6200/18/35
初 撑 力：
5232 kN
工作阻力：
6200 kN（P＝37.5 MPa）
支护强度：
0.80～0.86 MPa
宽 度：
1410～1580 mm
中 心 距：
1500 mm
梁 端 距：
≤350 mm
底板比压：
2.2 MPa(平均)
支撑高度：
1800～3500 mm（工作面采高3000 mm±200 mm）
适应煤层倾角：
≤20°（包括走向、倾向）

续表6-2 液压支架特性表
泵站压力：
31.5 MPa
移架速度：
8～12 s
操纵方式：
电液程序控制
拉移步距：
865 mm
支架运输尺寸：
(长×宽×高）＝7750×1410×1865 mm
重 量：
21.695 t
立 柱：
单伸缩机械加长，带有压力传感器
缸 径：
230 mm（前柱250 mm，后柱230 mm）
推移千斤顶：
带有位移传感器
缸 径：
180 mm
尾梁千斤顶：
带有位移传感器
缸 径：
160 mm
底 座：
开底结构、带有抬底座装置
推移框架：
采用短框架型式
顶 梁：
采用整体顶梁结构，并带有可挑平的护帮板
尾 梁：
带有可伸缩插板，插板行程750 mm，千斤顶
四连杆机构：
正四连杆机构
液压系统：
电液控制，实现跟机自动移架，后部实现程控放煤
供液方式：
双回路环形供液，前后部供液系统各自独立
控制方式：
电液控制
喷雾系统：
前后部自动喷雾系统
支架数量：
114
2）排头支架
工作面上下两头各配置三组排头支架，选用型号为ZTF7000/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架。主要技术参数为：
支架型式：
支撑掩护式
支撑高度：
1900～3200 mm
中 心 距：
1570 mm
支架宽度：
1490～1660 mm
工作阻力：
7000 kN（P＝38.7 MPa）
支护强度：
0.72 MPa
底板比压：
1.85 MPa（平均）
泵站压力：
31.5 MPa
前梁摆角：
10°～15°
尾梁摆角：
0°～50°
操纵方式：
电液控制
前梁端部初撑力：
308 kN
前梁端部工作阻力：
366 kN。
6.2.2采煤机
选用MXA—300/3.5双滚筒采煤机。主要技术参数为：
型 号：
MXA—300/3.5
采 高：
1.8～3.5 m
滚筒中心线距离：
12112 mm
滑靴间距：
6195 mm
滚筒直径：
1800 mm
截 深：
865 mm
卧 底 量：
250 mm
适应倾角：
≤25º
滚筒转速：
36 rpm
供电电压：
3300 V
截割部功率：
2×360 kW
牵引电机功率：
2×62 kW
液压泵电机功率：
2×7.5 kW
装机总功率：
859 kW
牵引速度：
0～29 m/min
牵 引 力：
477 kN
重 量：
40 t
6.2.3工作面主运输设备
1）前部输送机
选用SGZ～1000/1200型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：
表6-3 SGZ～1000/1200型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机特性表
型 号：
SGZ～1000/1200
设计长度：
212 m
电机功率：
600 kW×2
电动机转速：
1486 r/min
电动机电压：
3300 V，50 Hz
输送能力：
2000 t/h
刮板链速度：
1.28 m/s
刮板链形式：
中双链
刮板间距：
8×137（＝1096）mm
园环链规格：
2×Φ38×137 mm（紧凑链）
中部槽规格：
（长×内宽×高）1500×1000×337 mm
链中心距：
200 mm
减速器速比：
36:1
电机布置方式：
平行布置
卸载方式：
端卸
续表6-3 SGZ～1000/1200型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机特性表
牵引形式：
销轨式
机尾伸缩量：
300 mm
紧链方式：
液压马达紧链
2）后部运输机
选用SGZ～1200/1400型整体铸焊开底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：
型 号：
SGZ～1200/1400
设计长度：
212 m
电动机转速：
1486 r/min
电动机电压：
3300 V，50 Hz
电机功率：
700 kW×2/1400 kW
输送能力：
2000 t/h
刮板链速度：
1.28 m/s
刮板链形式：
中双链
刮板间距：
8×137（＝1096）mm
园环链规格：
2×Φ38×137 mm（紧凑链）
中部槽规格：
（长×内宽×高）1500×1200×355 mm整体铸焊开底具有浮煤回收装置
槽间连接形式：
4000kN哑铃销连接
链中心距：
240 mm
减速器速比：
36:1
传动系统布置方式：
平行布置
卸载方式：
端卸
软起动方式：
可调速液力偶合器
机尾形式：
自动可伸缩机尾
机尾伸缩量：
350 mm
紧链方式：
液压马达紧链
拉移方式：
Φ30圆环链软连接

3）转载机
选用SZZ～1200/525型桥式刮板转载机，其主要技术参数为：
表6-4 SZZ～1200/525型桥式刮板转载机特性表
型 号：
SZZ1200/525
设计长度：
50 m
输送能力：
3500 t/h
供电电压：
3300 V，50 Hz
中部槽规格：
2100×1200（槽内宽）×1300 mm
中部槽结构：
整体箱型焊接
爬坡角度：
9°
续表6-4 SZZ～1200/525型桥式刮板转载机特性表
圆环链形式：
Φ38×137～C级（中双链，紧凑型）
电机功率：
525 kW（双速、水冷）
刮板链速度：
1.80 m/s
刮板间距：
822 mm
刮板链中心距：
500 mm
减速器速比：
22.86
调链方式：
液压伸缩机头
紧链装置：
液压紧链器
机 头 架：
采用可伸缩机头架，配备胶带机尾自移装置
自移形式：
备液压自移装置，与破碎机组合自动伸缩拉移，迈步式前移
转载机布置：
其中心线与胶带输送机中心线重合，铺设长度45 m。
4）破碎机
选用PLM3800型轮式连续破碎机。其主要技术参数为：
型 号：
PLM3800
破碎能力：
3800 t/h（含矸10%时）
破碎形式：
锤式
出口粒度：
150～400 mm，破碎轴高度可调
入料口块度：
1200×800 mm（长度不限）
供电电压：
3300 V，50 Hz
电 机：
250 kW（单速，水冷）
传动方式：
电机＋液力偶合器＋减速器配自动喷雾降尘装置

5）运输平巷胶带输送机
选用我国目前生产运输能力最大的SSJ1400/3×400型可伸缩带式胶带输送机。主要技术参数为:
表6-5 SSJ1400/3×400型可伸缩带式胶带输送机特性表
型 号：
SSJ～1400/3×400
输送能力：
3500 t/h
输送距离：
1360 m
平均坡度：
＋4.8°（106 m）
胶带宽度：
1400 mm
带 速：
4.5 m/s
胶带型号：
PVG1800S型阻燃整芯输送带
主电动机型号：
YB450S3～4
电 压：
6000 V，50 Hz
功 率：
400 kW×3
减速器型号：
B3SH13
续表6-5 SSJ1400/3×400型可伸缩带式胶带输送机特性表
软启动装置型号：
BOSS400
驱动卷筒直径：
φ1000 mm
卸载改向滚筒直径：
φ900 mm
改向滚筒直径：
φ900，φ630 mm
收带电机型号：
YBK60M2—8
功 率：
7.5 kW
电 压：
660/1140 V
收带减速箱型号：
SCWU200～63
储带长度：
100 m
储带仓结构：
开放式结构＋自动定位小车
传动方式：
电机＋软起动＋减速箱
自动涨紧方式：
液压油缸自动涨紧
张紧装置牵引力：
≥12000 N
托辊直径：
φ159 mm
托辊支架形式：
偏置布置新型托辊支架
托辊间距：
上托辊1500 mm，下托辊3000 mm
电控系统：
6 kV电动机起动控制系统
附属装置：
具有可靠的胶带清扫系统及胶带机综合保护
6.3顶板管理
6.3.1支护设计
1）液压支架支护强度验算
g＝K×H×γ （6-6）
式中：g——顶板对支架的压强（8倍于工作面的采高）；
K——采高的倍数（支架上方顶板的岩石厚度），一般取6～8，这里取8；
H——工作面采高，2.5 m；
γ——顶煤与顶板岩石容重，最大取2.6 t/m3。
g＝8×2.5×2.6＝52 t/m2＝0.52 MPa＜0.80～0.83 MPa
即支架能够满足支护强度的要求。
支架底板比压验算
带区底板比压值P1＝22 MPa，支架底座箱对底板比压P2≤2.2 MPa，即P1＞P2。故所选ZFS6200/18/35型支架能够满足顶底板管理的需要。
2）支架布置
3101综放面共选用139组支架对顶板进行全支护法管理，其中正常液压支架ZFS6200/18/35型低位放顶煤支架133组，ZTF7000/19/32型放顶煤排头支架6组。
3101综放工作面上下平巷中-中平距205m。由此，工作面切眼设计共布置支架133组，其中包括上下两头各三组排头支架，其总支护宽度为：
133×1.5＋0.5＝200 m（其中0.5 m为安装误差，经验数据）。
该面回采过程中应及时根据斜长变化情况适时安排减撤支架及相应溜槽，届时应编写相应措施。
6.3.2工作面顶板管理
1）顶板及矿压显现规律
根据矿压观测资料可知，1#煤直接顶多为灰～深色泥岩占44%，厚度0.47～41.31 m,平均3.34 m;其次为砂质泥岩占41%，厚度0.57～29.35 m，平均4.88 m;砂岩约占13%。直接顶属于3类稳定顶板。
3#煤老顶的泥岩，砂泥岩抗压强度34.79～84.21 MPa,平均58.80 MPa;单向抗拉强2.75～4.08 MPa,,平均3.42 MPa;属于Ⅰ级老顶。
由于该面上下斜巷均为实体煤锚网支护巷道，巷道变形量较小，顶底板的活动强度小于两帮的变形。预计超前支承压力影响范围为30 m左右，高峰区10 m，巷道变形量小，顶底板的活动强度大于两帮的变形。
2）管理方法
（1）本工作面采用全部垮落法管理顶板。
（2）配置133组支撑掩护式低位放顶煤液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。
3）正常回采时期顶板支护
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护，移架步距0.865 m。
1）移架顺序
（1）正常移架滞后采煤机后滚筒2～3个支架，防止空顶时间过长出现顶板事故。
（2）)排头支架的移架顺序：先移2#架（132#架），再移1#架（133#架），最后移3#架（131#架）。
2）管理要求
（1）工作面工程质量应做到动态达标，确保“三平、两直、一净、二畅通”。
（2）为加强工作面顶板管理，要求严格控制采高，不准任意加大或降低采高，尤其不得超高；要求认真掌握割煤工艺，顶底板要割平，相邻两排之间不得出现大于50 mm的台阶或伞檐，保证支架接顶接底状况良好。
（3）煤机割煤后距煤机后滚筒3～5组支架开始移架，并及时伸出护帮板护帮。顶板破碎时要紧跟煤机前滚筒移架，做到少降快移。
（4）加强工作面设备上窜下滑的控制，防止因频繁调面影响顶板状况。
（5）确保支架支护强度，提高支护质量，支架升架时必须保持足够的供液时间，支架立柱初撑力不得小于24 MPa。护帮板及时伸出护帮护顶，严禁出现前不护帮上不接顶的现象。
（6）保持支架与泵站液压系统的完好，加强支架及泵站的维修，严禁设备带病运转，杜绝系统的串、漏液的现象，及时处理支架自降和更换折损支架或支柱，禁止支架带“病”工作。系统压力不足时及时停机检查处理，处理好后方可开机。
（7）工作面因受煤层结构影响而顶板破碎时，应及时采取有效支护措施，防止冒顶事故扩大。
（8）如若发现未知断层，由于断层处煤层节理非常发育、煤（岩）体破碎，极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶，因此必须加强过断层回采时的顶板管理工作。根据邻近矿井经验，当工作面局部地段片帮较深时，可超前采煤机移架，及时支护空顶区；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，一般应采取及时拉超前架、铺联双层金属网、架顶使倾向工字钢的方法维护顶板；当顶板冒落严重时，可采用工字钢梁、上铺大板与铺联双网相配合的方法维护顶板。届时需提前编制工作面过断层的安全技术专项措施。
4）来压及停采前的顶板管理
（1）在接面生产的同时，应及时编制工作面初次放顶安全措施，与作业规程一并贯彻执行。
（2）工作面老顶初次来压和周期来压期间，要求加强来压的预测预报工作，由矿压组在上下斜巷挂牌标明来压位置。
（3）加强上、下端头及工作面的顶板管理，提高支护质量，适当加大支护密度。工作面支架以及两斜巷所有单体柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。
（4）工作面片帮加剧或顶板破碎处要及时跟机拉架，必要时及时拉移超前架，并对工作面煤壁采用相应的防片帮措施。
（5）工作面停采线前10 m不再放煤，铺设双网、挂钢丝绳为撤面造好条件。届时应提前编制工作面停采造条件施工措施，确保停采质量和安全。
6.3.3工作面上、下端头及出口的顶板管理
1）上、下平巷超前支护
（1）支护方式
在锚网支护段，工作面上、下平巷均采用一字铰接顶梁配合液压单体支柱支护顶板，上平巷超前支护距离不少于50 m，下平巷超前支护距离不少于30 m。
（2）支护材料
采用一字顶梁配合单体液压支柱进行支护，使用1.4 m一字顶梁和铰接顶梁，液压单体支柱为QDZ系列，选用3500 mm。
2）端头顶板管理
（1）采空区顶板采用全部垮落法。
（2）两道安全出口顶板管理
两道安全出口应加强支护，巷道及安全出口高度不得低于1.8m，人行道宽度不小于0.8m。当两道安全出口悬顶面积超过3×5m2时或顶板来压明显时，必须在切顶线的煤壁侧，用长2m，厚12cm的半圆木做梁，单体液压支柱做腿，用倾斜架棚支护。
（3）备用支护材料
所有备用支护材料均在距工作面100m以外的地点分类上架码放整齐，并挂好标志牌，由三班验收员统一管理。
回采过程时，必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口的支护方式、范围及相关措施，报请矿总工程师批准，以确保安全生产。

6.4劳动组织和工作面成本
6.4.1劳动组织
工作面工效＝工作面日产量/总人数
＝5455/74＝73.7 t/工
工作面正规作业循环见6-3。
6.4.2工作面成本
工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗C4等构成。
1）设备折旧费
C1＝（固定资产原值－设备残值）/使用年限×产量
机电设备折旧费用表见表6-3。
2）工资
工资包括基本工资、附加工资、奖金等，平均每工100元，工效为73.7 t/工。则吨煤工资C2＝100/73.7＝1.36 元/t。
3）材料费
材料消耗费用包括坑木、金属网、坑带等，综采面材料费一般为5 元/t。
4）电费
（1）动力用电消耗
动力电耗＝电机容量总和×循环开动小时数×负荷系数/循环产量
循环开动小时数取1.7 h。
电机总容量6800 kW。
吨煤动力用电消耗＝6800×1×1.7×0.9/1500＝6.94Wh/t。
（2）照明用电消耗
照明用电消耗＝照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量
照明用电消耗总功率包括工作面及上下平巷照明用电，取200 kW。
吨煤照明用电消耗＝200×3/1500＝0.4kWh/t。
（3）电费总消耗
吨煤电费＝单价×（吨煤动力用电消耗＋吨煤照明用电消耗）
单价取0.4元/kWh。
吨煤电费＝0.4×(6.94+0.4)=2.936元/t
工作面吨煤成本：
C＝C1＋C2＋C3＋C4＝1.915＋1.36＋5＋2.936＝11.21元。
所以工作面吨煤成本为11.21 元。

图6-3 工作面正规循环作业表

表6-6 机电设备折旧费用表（元/t）
设备
型号
数量
折旧费
液压支架
ZFS6200/18/35
133
0.736
排头支架
ZTF7000/19/32
6
0.450
采煤机
MXA-300/3.5
1
0.236
前部刮板机
SGZ-1000/1200
1
0.060
后部刮板机
SGZ-1200/1400
1
0.060
转载机
SZB-830/180
1
0.020
破碎机
PCM132
1
0.050
可伸缩带式输送机
SSJ1200/3×200M
2
0.151
移动变电站
KSGBY-1250/6/114
1
0.110
乳化液泵
EHP-3K200
4
0.024
喷雾泵
EHP-3K150
2
0.004
单体支柱
SZ-315
300
0.012
合计

1.915
6.5回采巷道布置
6.5.1回采巷道布置方式
布置带区回采巷道是为了把回采工作面和矿井主要开拓巷道联系起来，
构成运输、动力、通风等生产系统，以保证连续不断的生产。
1）带区巷道布置依据及要求
（1）依据：地质条件、设计资料如年产量、开拓方式等，符合生产设计规范，技术装备满足要求。
（2）要求：合理的集中生产，良好的经济效
2）布置方式选择
由支撑压力沿煤层倾斜方向的显现规律可知，与采空区相邻的煤体边缘地区存在着一个应力比原岩应力低的卸载带，当回采工作面采过相当长时间后，这个卸载带仍能较稳定地长期保持。所以在这个地区内掘金和维护巷道，可以减轻该巷道的压力，达到容易维护的目的，即无煤柱护巷。无煤柱护巷有利于提高煤炭的采出率，有利于提高矿井的安全生产，提高经济效益。故采用跳采方式，当前一个工作面结束，采矿区压实后，留设5m保护煤柱，沿空掘巷。
6.5.2回采巷道参数
1）分带轨道巷
巷道断面规格为：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.0 m；均采用锚网、锚索联合支护。支护参数为巷道顶部采用6条φ22×2800 mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属菱形网配合5.0 m长梯型钢带、2条6.3 m长锚索进行联合支护；两帮均采用5棵φ20×2500 mm单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属经纬网进行联合支护。
靠实体煤一侧布置布置设备列车、配电箱、移动变压器、乳化液泵站，靠工作面一侧作为进风、行人及辅助运输巷道，如图6-3。
2）煤炭运输平巷
巷道断面规格：采用矩形断面，净宽×高＝5.0×3.0 m，支护参数为巷道顶部采用5条φ22×2800 mmT型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属菱形网配合5.0 m长梯型钢带、4条6.3 m长锚索进行联合支护；两帮均采用5棵φ20×2500 mm单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属经纬网进行联合支护。
煤炭运输斜巷靠煤壁一侧安装胶带输送机，靠实体煤一侧安置充填泵，做充填准备并作为煤流运输及回风巷道，如图6-4。
工作面主要技术经济指标见表6-7。

表6-7 工作面主要技术经济指标
序 号
项 目
单 位
数 量
1
工作面面长（净斜长）
m
200
2
工作面推进长度
m
1700
3
煤层倾角
°
AVR：2
4
煤容重
t/m3
1.4
5
煤硬度

2.3
6
煤厚
m
6
7
割煤高度
m
2.5
8
放煤高度
m
3.5
续表6-7 工作面主要技术经济指标
9
采放比

1：1.4
10
工业储量
万t
180.81
11
设计采出煤量
万t
136.49
12
回采率

93％
13
日产量
t
5455
14
月产量
t
150012
15
正规循环率

0.97
16
月推进度
m
88
17
可采期
月
15
18
放煤步距
m
0.865
19
回采工效
t/工
75
3）切眼停采线
巷道断面规格：采用矩形断面，上净宽5.0 m，下净宽5.4 m，净高2.5 m，锚网、锚索联合支护，巷道顶板按1.6 m间距即每隔一排锚杆布置2棵锚索，其它支护要求同上平巷。安装前正常段刷大至上净宽8.5 m，下净宽8.8 m，净高2.5 m，煤机窝开在上头，面侧再加宽1.5 m，长度15 m。
停采线：设计为上山保护煤柱处停采。

图6-4 分带轨道斜巷巷道断面布置图

图6-4 分带运输斜巷巷道断面布置图

1. 基于C8051F单片机直流电动机反馈控制系统的设计与研究
2. 基于单片机的嵌入式Web服务器的研究
3. MOTOROLA单片机MC68HC（8）05PV8/A内嵌EEPROM的工艺和制程方法及对良率的影响研究
4. 基于模糊控制的电阻钎焊单片机温度控制系统的研制
5. 基于MCS-51系列单片机的通用控制模块的研究
6. 基于单片机实现的供暖系统最佳启停自校正（STR）调节器
7. 单片机控制的二级倒立摆系统的研究
8. 基于增强型51系列单片机的TCP/IP协议栈的实现
9. 基于单片机的蓄电池自动监测系统
10. 基于32位嵌入式单片机系统的图像采集与处理技术的研究
11. 基于单片机的作物营养诊断专家系统的研究
12. 基于单片机的交流伺服电机运动控制系统研究与开发
13. 基于单片机的泵管内壁硬度测试仪的研制
14. 基于单片机的自动找平控制系统研究
15. 基于C8051F040单片机的嵌入式系统开发
16. 基于单片机的液压动力系统状态监测仪开发
17. 模糊Smith智能控制方法的研究及其单片机实现
18. 一种基于单片机的轴快流CO〈,2〉激光器的手持控制面板的研制
19. 基于双单片机冲床数控系统的研究
20. 基于CYGNAL单片机的在线间歇式浊度仪的研制
21. 基于