（2）支架初撑力校核
对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作面阻力的75%为宜。则
P0=75%×3351.90=2513.90（kN/架） 2－2
由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为3958KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。
（3）支架的结构参数校核
支架的结构参数，主要是取定支架的最大最小高度，一般确定支架高度按式2-3与式2-4计算。
Hmin=Mmin-S2-a 2－3 Hmax=Mmax-S1 2－4
式中：Mmin、Mmax——与煤层相应的最小最大采高，m；
Hmin、Hmax——支架的最小最大结构高度，m；
S2——掩护式支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=d×Mmax×R2 ； d——顶板级别系数，取0.025；
R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，m；
S1——前柱处的最小下沉量，即移架后还未形成循环下沉量以前前柱处顶板下沉量，其值为：S1 = d×M min×R1；
R1——前柱到煤壁的距离，m；
A——支架在前移时的可缩余量，本设计取0.05m；
将有关的数据代入式2-3与式2-4得（由于工作面采用放顶煤开采，割煤高度为2.7m，因此，Mmax、Mmin均为2.7m）： S1 =0.025×2.7×1.972=0.133 m S2=0.025×2.7×2.722=0.187 m Hmin=2.7-0.197-0.05=2.463 m
Hmax=2.7-0.133=2.567 m
据上述可知，支架高度范围在Mmin、Mmax之间，可见支架的高度符合控顶设计的要求。 3）采煤机的工作方式
采煤机主要技术特征见表2－5所示。 (1)工作方式
由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，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10～15m。 (2) 进刀方式
采煤机采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，其进刀过程见图2－1所示。 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）。 该采煤机适用条件为： a. 顶板较为稳定；
b. 回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。 优点：
a. 采煤机切入煤壁的阻力小； b. 操作简单，容易实现。
缺点：
a. 工作面两端空顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理； b. 采煤机往返斜切距离长，故辅助时间较长。 6.1.5 工作面端头支护
综放工作面和综采工作面端头支护方式基本上相同，主要有以下三种：
1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的该方式端头支护相同。该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工费时。
2）自移式端头支架。移动速度快，但对平巷条件实用性差。
3）用工作面液压支架支护端头，适应于煤层能够倾角较小的综采面，通常在机头（尾）处要滞后与工作面中间支架一个截深。
根据支架选型要求，本设计选用ZTF6500－19/32型端头支架，其主要技术特征见表2—8所示。
第二节采煤工作面循环作业图表的编制
2.2.1组织循环作业并编制循环图表
（1）循环作业
工作面实行“四六”作业制，即三班采煤一班检修。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m。 （2）循环产量的确定
工作面原煤日产计算公式为：
V。= n×x×d 2—5
A。=L×X×d×m×r×C。 2—6
式中：L ----- 回采工作面长度，150m； V。——工作面进度， m/a； m —— 煤层厚度， 6.9m；
r ——煤的容量， 1.30t/m3；
C。——回采工作面回产率，取0.80； X ——每天循环进刀数，取6刀； D ——截深， 0.8m；
把以上参数代入6-5，6-6两式得；
V。=330×6×0.8=1584 m/a；
A。=150×6×0.8×6.9×1.30×0.80 =5166.72t （2）正规循环作业图表
2.2.2劳动组织 (1）作业方式
由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为三班采煤，一班准备的四六工作制（循环作业图表布局图）。 (2）工序安排
综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。
①及时支护方式
采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来
的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。 ②滞后支护式
割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压
力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。
由于本设计中煤层顶板属沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止假冒顶板事故发生，必须采用先移支架后移输送机的“及时支护”方式。 2.2.3综放工艺
（1）放煤步距
放煤步距的大小与顶煤的厚度有关：顶煤厚度较小时，通常以一采一放较为合理；顶煤厚度较大时，则放煤步距应适当增大，可采用两采一放或三采一放。结合该煤层顶板的冒落和运动特点，本矿井放煤步距选用两采一放。在本设计中综放面每班进2刀放一次是能够实现的。 因此，回采工作面作业过程如下：
割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜 （2）采放比
该煤层割煤高度为2.7m，则采放比为：2.7：（6.9－2.7）=1：1.5 （3）放煤方式
根据我国综放面的普遍放煤方式，本矿采用多轮顺序低位放煤。 （4）工艺要求
割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜，且必须保证顶底板平整，煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象，工作面采高应控制在2.7±0.1m。
移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒3--9m，追机作业，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8m。
推前溜：在移架后顺序推移前部运输机，滞后移架10—15m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前溜时必须依顺序进行，严禁相向操作。推溜后溜子必须保持平、直。
放煤：采用多轮顺序低位放煤，两刀一放，采煤机割第二刀时采放平行作业。放煤时需注意以下问题：
①见顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤。
②若遇到大块煤不易放出时，可反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使顶煤破碎后顺利放出。
③放煤结束后应关好放煤口，并确保过煤高度不小于500mm，放煤与移架间距不小于20m。 拉后溜：后溜在放完顶煤后拉移，拉移步距为0.8m，必须依次顺序进行，严禁相向操作，杜绝误操作，后部运输机拉移滞后放煤架10～15m，并确保弯曲段不小于30m，确保拉移到位。停机时不得移溜；拉移后应保证其平、直。 2.2.4采空区的处理
由于该采区使用走向长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法，通常采用全部跨落发处理采空区。 2.2.5劳动组织
工作面的劳动组织采用追机作业方式。劳动组织表见表2－9。
2.2.6主要技术经济指标
第三节综合机械化采煤过程中应注意事项
1) 综合机械化采煤工作面，必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计，报矿务局总工程师批准；
2) 运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式，安装质量，拆装工艺和管理顶板的措施，并指定专人负责；
3) 综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。支架间的煤、矸石应清理干净。由于煤层倾角大于15°时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。该工作面老顶为厚层难冒顶板，应在工作面前方放炮松动1.5m厚的老顶；
4) 采煤机采煤时，必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定。超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤；
5) 严格掌握采高，严禁采高超过支架允许的最大高度，当煤层变薄时，采高不得小于支架允许的最小采高；
6) 综合机械化采煤工作面的两端，应使用端头支架；否则，必须增设其他形式的支护； 7) 由于工作面的下口装载机机尾安有破碎机，必须加保护栅栏，防止人员进入； 8) 综合机械化采煤工作面放炮时，必须有保护液压支架和其它设备的安全措施； 9) 乳化液的配制、水质化验、配比等，必须符合有关规定要求；否则，不得使用。
