采矿学课程设计(正文).doc

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1、采矿学课程设计 绪论一、目的 1、初步应用采矿学课程所学的知识，通过课程设计加深对采矿学课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目 1、设计题目的一般条件 某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2和K3煤层，煤 层 厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采(带)区走向长度3600米，倾斜长度1100 米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的

2、地面标高为+30米，煤层露头为-30米。第一开采水 平为该采(带)区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，为满足该采(带)区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 2、设计题目的煤层倾角条件(1)设计题目的煤层倾角条件1 煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12(2)设计题目的煤层倾角条件2 煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16三、课程设计内容 1、采区或带区巷道布置设计； 2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；设计采(带)区综合柱状图柱状厚度(m)岩性描述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层-8.40泥质细砂岩，碳质页

3、岩互层0.20碳质页岩，松软3.5K1煤层，=1.30t/m3-4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬-7.80灰色砂质泥岩0.2-0.5K2煤层-4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层四、进行方式 学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用采矿学所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。第一章.

4、采区巷道布置第一节区储量与服务年限 1.1.1采区生产能力选定为120万t/a1.1.2采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量Zg=HL(m1+m2+m3)(公式1-1) 式中：Zg-采区工业储量，万t；H-采区倾斜长度，1100m；L-采区走向长度，3600m； -煤的容重，1.30t/m3；m1-K1煤层煤的厚度，为3.5米； m2- K2煤层煤的厚度，为0.2-0.3米,取平均0.35米； m3- K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg=11003600(3.5+0.35+2.50)1.3=3268.98万tZg1=110036003.51.3=1801.8万tZg2=1100

5、36000.351.3=180.18万tZg3=110036002.501.3=1287万t (2)设计可采储量ZK=(Zg-p)C(公式1-2)式中：ZK-设计可采储量,万t； Zg-工业储量，万t； p-永久煤柱损失量，万t；C-采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。永久保护煤柱:(采区边界永久煤柱损失量和上山煤柱损失。采区两边边界保护煤柱取10米,采取上部边界煤柱取20米保护煤柱下部边界取30米保护煤柱;上山之间煤柱取20保护煤柱米上山两侧煤柱各取去30米保护煤柱)Pm1=2036003.51.3+3036003.51.3+102(1100-

6、20-30)3.51.3+302(1100-20-30)3.51.320(1100-20-30)3.51.3=129.6750万tPm2=2036000.351.3+3036000.351.3+102(1100-20-30)0.351.3+302(1100-20-30)0.351.320(1100-20-30)0.351.3=12.9675万t Pm3=2036002.51.3+3036002.51.3+102(1100-20-30)2.51.3+302(1100-20-30)2.51.320(1100-20-30)2.51.3=92.625万t 采区设计可采储量： ZK1=( Zg1-p1)

7、C1=(1801.8-129.6750)0.75=1254.093万tZK2=( Zg2-p2)C 2=(180.18-12.9675)0.85=142.131万tZK3=( Zg3-p3)C 3=(1287.00-92.625)0.80=955.5万t1.1.3 采区服务年限:T= ZK/AK (公式1-3)式中：T-采区服务年限，a;A-采区生产能力，150万t；ZK-设计可采储量，2315.7万t；K-储量备用系数，取1.3。T1= ZK1/AK=1254.093万t/(120万t1.3)=8.04aT2= ZK2/AK=142.131万t/(120万t1.3)=0.91aT3= ZK3

8、/AK=955.5万t/(120万t1.3)=6.13aT= T1+ T2 +T3 = 8.04+0.91+6.13=15.08a，取15年。1.1.4、验算采区采出率1、对于K1厚煤层: C1=(Zg1-p1)/Zg1 -(公式1-4)式中： C-采区采出率，%；Zg1 - K1煤层的工业储量，万t；p1 - K1煤层的永久煤柱损失，万t，； C1=(Zg1-p1)/Zg1 =（1801.8-129.675）/1801.8 =92.80% 75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3 -(公式1-5)式中： C-采区采出率，%；Zg2-K2煤层的工业储量，万t； P2-

9、 K2煤层的永久煤柱损失，万tC2=(Zg2-p2)/Zg2 = (180.18-12.9675)/180.18 =92.80% 80%满足要求3、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3 -(公式1-5)式中： C-采区采出率，%；Zg3-K3煤层的工业储量，万t；P3 - K3煤层的永久煤柱损失，万t，；C3=(Zg3-p3)/Zg3=(1287-92.625)/1287=92.80 80%满足要求第二节 采区内的再划分1.2.1、确定工作面长度 由已知条件知：该煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上部留20m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-50=1040

10、m的长度，走向长度3600-302-20-102=3500m。地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米.取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙。则采煤工作面长度为：L1=(b-q-(2L2+p) n-p)/n (公式1-5) 式中： L1工作面长度，m； L2区段平巷宽度，m；b采区倾向长度

11、，m； q采区上下边界预留煤柱宽度，m； P护巷煤柱宽度，m； n区段数目，个； L1=(1100-20-30-(4.5+5) 5)-4.5)/5=199.6m 工作面长度取200米1.2.2、工作面生产能力Qr = A/(T1.1) (公式1-6) 式中：A-采区生产能力，120万t/a ； Qr -工作面生产能力，t /天； T-每a正常工作日，330天。故： Qr = A/（T1.1） =120/(3301.1) =3305.78t1.2.3工作面接替顺序目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作

12、面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表：对于K1煤层：1101停采线80m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110对于K3煤层：3101停采线80m310231033104310531063107310831093110K3煤层工作面接替顺序：3101310231033104310531063107310831093110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。第三节 确定采区内准备巷

13、道布置和生产系统1.3.确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.1完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷回风大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷布置采区上部边界。1.3.2确定巷道布置系统首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。 采区布

14、置方案分析比较确定采区巷道布置系统， 采区内有三层煤，采用联合布置，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较：方案一：采区上山联合布置 两条岩石上山 在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。方案二：采区上山联合布置两煤层上山 在K3

15、煤层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，初期投资少但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。方案三：采区上山联合布置一煤一岩上山 在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另 一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩

16、石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 在K3煤层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。技术经济比较：表1-6 技术比较表方案一方案二方案三优 点：两条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易兼有方案一和二的优点，维护较容易缺 点岩石工程量大，

17、掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本表1-7 掘进费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）157810501.22 =2640416.60.000.0010501.2=1320208.3煤层上山（m）12480.000.0010501.22=2640338.97610501.2=1320169.488煤仓(元/m3)1441.23.144215/0.9245=4893.50670.50.000.001.23.14425/0.9245=1631.79623.5甩入石门(元/m)

18、11521.210/0.2765=434.850.10.000.000.000.00合计537.2338.976410.288表1-6 维护费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40264016=42240168.960.000.00132016=2112084.48煤层上山（m）900.000.00264016=42240380.16132016=21120190.08煤仓(元/m3)8093.616=1497.611.980.000.0031.216=249619.968甩入石门(元/m)80434.816=6956.8

19、55.70.000.000.000.00合计236.64380.16294.528表1-6 辅助费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)951434.841.350.000.0031.22.97甩入石门(元/m)95193.68.90.000.000.000.00合计50.252.97表1-6 费用总汇表 方 案费用项目方案一方案二方案三掘进费用489.2330.97410.28维护费用236.64380.16294.52辅助费用50.250.002.97费用总计753.77698.13675.73百分率116.87%105

20、.42%100%综上技术经济比较所述：故选择方案二，即双煤层上山的煤层群联合布置的准备方式由于煤层条件好瓦斯水涌出量小故只设置两条上山就可以（一条运输上山一条运输上山）m3煤层煤层赋存条件简单煤质硬度f=2较硬，从经济上技术上综合比较可选用一煤层一岩上山布置在k3煤层中，k3煤层底板岩层布置运输上山k1 k2采出的煤通过溜煤眼到达采区运输上山。1.3.3回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出

21、率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷方式区段间留设5米小煤柱。在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距采区上山30米处的位置。1.3.4确定采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图所示。1.3.5采区上部和下部车场选型： (1)考虑到采用采用采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。(2)由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场(底绕式)。第四节 采区中部甩车场线路设计1.4

22、.1斜面线路联接系统参数计算 该采区开采近距离煤层群，倾角为16。铺设600mm轨距的线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用二次回转方式。 (1) 道岔选择及角度换算 由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为1=1415，a1= a2=3340, b1= b2=3500。 斜面线路一次回转角1=1415 斜面线路二次回转角=1+2=1415+1415=2830 一次回转角的水平投影角1=arctan(tan1/cos)=144758(为轨道上山倾角16) 二次回转角的水平投影角=arctan(tan/

23、cos)=291734(为轨道上山倾角16) 一次伪倾斜角=arcsin(sincos1)=arcsin(sin16cos1415)=152942 二次伪倾斜角=arcsin(sincos)=arcsin(sin16cos2830)=15416为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：图1-8 中部甩车场线路计算草图图1-8 中部甩车场线路计算草图（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9：图1-9 斜面平行线路联接 本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R=9000mm，则各参数计算如下：B=Scot=1900c

24、ot1415=7481mmm=S/sin=1900/sin1415=7719mmT=Rtan(/2)=9000tan(1415/2)=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm1.4.2竖曲线相对位置 竖曲线相对参数： 高道平均坡度：ia=11,rg=arctania=3749 低道平均坡度：id=9,rd=arctanid=3056 低道竖曲线半径：Rd=9000mm 取高道竖曲线半径：Rg=20000mm 高道竖曲线参数： g=- rg=152942-3749=145153

25、 hg= Rg(cosrg-cos)=20000(cos3749-cos152942)=725.71mm Lg= Rg(sin-sinrg)=20000(sin152942-sin3749)=5123.mm Tg= Rgtan(g/2)=20000tan(145153/2)=2609.03mm Kg=Rgg/57.3=5188.38mm 低道竖曲线参数：d= rd=152942-3056=1638 hd= Rd(cosrd-cos)=9000(cos3056-cos152942)=326.75mm Ld= Rd(sin-sinrd)=9000(sin152942sin3056)=2485.37

26、mm Td= Rdtan(d/2)=9000tan(1638/2)=1265.71mm Kd=Rdd/57.3=2514.75mm 最大高低差H：由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于332=18m，起坡点间距设为零，则有：H=1800011+180009=360mm竖曲线的相对位置： L1=(T-L)sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2= L1cos+ Ld- Lg=2358.83cos152942+2485.37-5123.08=-364.61mm 负值表示低道起坡点超前与高道起

27、坡点，其间距满足要求，说明S选取2000mm合适。1.4.3高低道存车线参数确定 闭合点O的位置计算如图1-10：图1-10 闭合点联接 设高差为X，则： tan rd=(X-X)/Lhg=0.009tan rg=(H-X)/Lhg=0.011X= L2id=364.610.009=3.281mm将X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm1.4.4平曲线参数确定 取曲线外半径R1=9000mm 取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm 曲线转角=144758 K1= R1/57.3=9000144758/57.3=2324.52mm K2= R2/57.3=71

28、00144758/57.3=1833.79mm K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tan/2=1168.85mm T2= R2 tan/2=922.09mm 存车线长度 高道存车线长度为Lhg=17835.93mm；低道存车线长度Lhd=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为 K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm则有低道存车线得总长度为L=LhgK=17835.93+490.73=18326.66mm 具有自动下滑

29、得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm，应在闭合点之前。 存车线直线段长度d: d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm 在平曲线终止后接14366.75mm得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。 存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk： 存车线单开道岔DK615-4-12，。则Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度： M2 =acos+(b+L+a+L1+Td)coscos+( Td+C1+ T1)cos+ T1+d+Lk =3340cos16+(3500+

30、8606+3340+2358.83+1265.71)cos152942cos144758+(1265.71+2000+922.09)cos144758+922.09+14366.25+11946=52262.07mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cossin+( Td+C1+ T1)sin+S =(3500+3340+2358.83+1265.71)cos152942sin144758+(1265.71+2000+922.09)sin144758+1900=7663.97mm 线路各点标高 设低道起坡点标高1=0； 提车线2=1+hd=326.75mm 5=2+(L+L1)sin =32

31、6.75+(8606+2358.83)sin152942=3256.05mm 车线 3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=360+725.71=1085.71m 5=4+msin+T1sin=1085.71+7719sin1416+ 1125152942=3256.05mm由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。 轨起点6=5+(b+a)sin=3256.05+(3500+3340)sin152942=5110.1mm 7=6+asin=5110.1+3340sin16=6030.73mm 车线 8=1+Lhdid=0+18200.540

32、.009=163.8mm 9=8=163.80mm1.4.5根据结果绘制甩车场平面图如图1-11其坡度图如图1-12：图1-11 采区中部车场平面图图1-12 车场坡度图第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定2.1. 选第三煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。 由于k3煤层厚度为3.5m，属于中煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，大采高一次采全厚采煤法工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为1.0m，。 工作面回采工艺流程为：采煤机割煤、装煤移架采煤机向下装煤推移刮板输送机斜切进刀推移刮板输送机。2.1.1落煤与装煤 (1)确定落煤方式

33、 采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。(2)确定工作面日推进度 V=Qr /(L1h ) (公式2-1) 式中： v-日推进度，m/天； Qr -工作面设计生产能力，t/天（已算出3305.78t）； L1-工作面长度，m； h-采煤机割煤高度（煤层厚度m）， -工作面采出率,对于厚煤层取0.93; -煤得容重,t/m3; 将数据带入可得: V= 3305.78/(200 3.50.931.3) = 3.91m/d 选择滚筒截深1000mm,日进8刀,采用“三八制”，两采一准备的工作制度。 (3)进刀方式：为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切煤进刀割三角方式，双向割煤。

34、进刀过程如下：a. 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2-1a）；b. 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直（见图2-1b）；c. 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2-1c）；d. 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6-1d）。2.1.2工作面设备选型 其设备设备选型及配套应遵循以下原则：（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。（2）采煤机选型的原则、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率

35、、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。 、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。 、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。（3）、刮板输送机的选型原则、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机。(1)采煤机参数:采煤机型号MG700-WD1采高1.84.0适应煤层硬度=3煤层倾角=40截深800mm滚筒直径mm1600卧底量255mm.配套

36、运输机槽宽730,764，800牵引力kN500300牵引速度08.3滚筒中心距电机功率(kw)2300+240+211700机面高度1685mm总质量50t制造厂西安煤机厂液压支架各参数如下：(2)液压支架 ZY35-17/35（郑州煤机厂）型式支撑掩护式支撑高度1.73.5m宽度1.421.59m煤层厚度中厚煤层初撑力1884KN工作阻力4000kN支架中心距1500mm支护强度0.73Mpa适应煤层倾角25泵站工作压力14.7Mpa 序号设备名称数量型号备注1采煤机1MG700-WD12液压支架137ZFS4400/18/283刮板输送机2SCEC-730/4004转载机1SZZ-764

37、/1325破碎机1PEM10006506胶带运输机1SSJ1200/3200M7喷雾站1XP250/558端头支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRB B-80/35.D10磁力启动器111配电箱2.1.3运煤支护(4)确定移架方式 因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。(5)确定支护方式 此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。(6)确定端头支架 根据工作面条件，选择得端头支架为：ZFS4800/20/30。其各项参数如下：序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4800/20/308中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸