煤礦工作面采煤工藝設計
目錄
1.概述 3
1.1采煤工作面位置及開采范圍 3
1.2采煤工作面與相鄰煤層及相鄰已采采區的關系 3
1.3采煤工作面與地面相對位置關系 3
2.地質概況 3
2.1煤層的賦存情況 3
2.2圍巖的性質對采煤的影響 4
2.3地質構造及水文地質情況 4
2.4瓦斯、煤塵和自燃發火期 5
3.可采儲量及可采期 5
3.1可采儲量的計算公式 5
3.2可采期的計算公式 5
4.巷道布置與生產系統 5
4.1巷道布置概述 5
4.2生產系統 6
4.2.1運輸系統 6
4.2.2排水系統 7
4.2.3供電系統 8
4.2.4通風系統 8
4.2.5管路系統： 10
4.2.6照明及通訊系統 11
5.采煤系統 11
5.1采煤工藝的選擇 11
5.2采煤工藝 12
5.2.1落煤、裝煤 12
5.2.2運煤 13
5.2.3移架 14
5.2.4放頂煤 15
5.2.5支護 16
6生產技術管理 24
6.1循環方式 24
6.2作業形式 24
6.3勞動組織和人員配備 24
6.4經濟技術指標 25
7.采煤方法圖的設計與繪制 26
8.1工程質量要求： 26
8.2設備檢修質量要求： 27
8.5防滅火措施： 33
8.6控制溜子上下竄安全技術措施： 33
8.7其它措施： 33
8.8避災路線： 34
1.概述
1.1采煤工作面位置及開采范圍
該采煤工作面位于西南采區，開采11#煤層。采區走向長1000m，傾斜長350m，煤層走向為南北向，煤層平均厚度為6.2m，傾角3~9°，煤的密度為1.36t/m3。瓦斯絕對涌出量4.25m3/h，煤層屬易自燃，煤塵有爆炸性，煤質瘦煤。
1.2采煤工作面與相鄰煤層及相鄰已采采區的關系
工作面北以一采區回風巷為界，南、西為礦井邊界線，東為未開采的實體煤。
1.3采煤工作面與地面相對位置關系
地表相對位于位于田村西北，距村莊1200m，無任何建筑，形態為丘陵，地面標高為730.0-780.0m，工作面上覆基巖厚208-244m。因工作面上覆蓋基巖較厚，回采過程中不會對地表產生影響?；夭刹粫ζ渌泥徳斐扇魏斡绊?。
2.地質概況
2.1煤層的賦存情況
1、煤層厚度：本工作面范圍內煤層厚度6.58—5.38m，平均厚度6.2m，煤層變化情況不大。
2、煤層產狀：本工作面煤層走向NW15°-SE15°，傾向NE75°，煤層傾角在3°-9°之間，平均6°左右。
3、該工作面為太原組10+11#煤層，煤層為半亮型煤，煤種牌號為瘦煤。煤層中部有0.58-1.51m的夾石，煤層普氏系數F=2。
4、煤質指標：Mad=1.21%Ad=28.06%Vadf=14.12%Qgr.d=22.16%GRI=61St.d=2.84%Y=5.5mm容重為：1.35t/m3
2.2圍巖的性質對采煤的影響
110102工作面布置于11#煤層，位于太原組下部，頂底板均為泥巖.11#煤層距10號煤層底0.58m，煤層厚度1.53-2.23m，平均為1.93m，含1-2層夾矸，夾矸最大厚度為0.62m，巖性為泥巖，結構較簡單，層位較穩定，為穩定的全區可采煤層，底板為深灰色泥巖，厚約2.8m。直接頂為10#煤頂板，灰黑色泥巖，厚約1m，老頂為9#煤的頂板為5.88—8.76m深灰色石灰巖。
鄰近采區對本采區無影響。
2.3地質構造及水文地質情況
工作面總體為單斜構造，煤層傾角3-9°，兩順槽掘進過程中沒有構造揭露，對回采沒有影響。
該工作面水文地質情況簡單，上覆巖層中沒有含水層，下覆奧灰巖的靜水位標高低于煤層底板該工作面水文地質情況簡單，上覆巖層中沒有含水層，下覆奧灰巖的靜水位標高低于煤層底板，本井田奧灰水位高為526m，11#煤層底板標高最低分別為528m。由此看來，內開采11#號煤層，位于奧灰水位之上，不存在帶壓開采。不受奧灰水影響，西北部緊鄰的山西介休大佛寺煤業有限公司已形成2處采空區(采空區距工作面最近處為55m)。110102工作面以留設隔水煤柱，不影響回采。本工作面的正常涌水量為0.5-1.5m3/h，最大涌水量為3m3/h。
地表水體不會對回采造成影響，本區溝谷平常無水，只有雨季才有洪水，來去迅速，煤礦井口均位于歷年最高洪水位線以上，不會對煤礦開采造成威脅。
2.4瓦斯、煤塵和自燃發火期
采區瓦斯絕對涌出量4.25m3/min，煤塵爆炸指數為30%，具有爆炸危險性。。自燃發火期為6個月。
3.可采儲量及可采期
3.1可采儲量的計算公式
工作面可采面積：150×350=52500m2
容重：1.35t/m3回采率：93%
工業儲量：52500×1.35×6.57=469098t
可采儲量:469098×93%=436261t
3.2可采期的計算公式
服務年限=可采儲量/設計月產量=436261/44400=9.8個月
4.巷道布置與生產系統
4.1巷道布置概述
工作面運輸順槽、回風順槽均沿煤層傾向布置，回采工作面運輸順槽長為400m，回采工作面回風順槽長為380m，開切眼長為150m。(附巷道布置圖)
4.2生產系統
4.2.1運輸系統
工作面運煤路線：工作面→110102運輸順槽→一采區運輸巷→南運輸巷→煤倉→主斜井→煤場
110102工作面運輸設備
| 序號 | 設備名稱 | 型號 | 單位 | 功率 | 數量 | 備注 |
| 1 | 刮板運輸機(前刮) | SGZ-630/150 | 臺 | 150 | 1 | |
| 2 | 刮板運輸機(后刮) | SGZ-630/220 | 臺 | 110×2 | 1 | |
| 3 | 轉載機 | SZD730/75 | 臺 | 75 | 1 | |
| 4 | 破碎機 | PEM-1000×650Ⅲ | 臺 | 55 | 1 | |
| 5 | 帶式輸送機 | SSJ-80/40×2 | 部 | 40×2 | 1 |
運料系統：
副斜井→副斜井井底車場→南運輸巷→一采區運輸巷→110102運料繞道→110102回風順槽→工作面
110102工作面運料設備
| 序號 | 設備名稱 | 型號 | 單位 | 功率 | 數量 | 備注 |
| 1 | 調度絞車 | JD-25 | 臺 | 25 | 2 | |
| 2 | 慢速絞車 | JM2-4 | 臺 | 18.5 | 1 |
4.2.2排水系統
工作面→110101運輸順槽排水點→一采區運輸巷排水點→南軌道巷→中央水倉→地面
110102回風順槽→一采區軌道巷→南軌道巷→中央水倉→地面
| 序號 | 設備名稱 | 型號 | 單位 | 功率 | 數量 | 備注 |
| 1 | 小水泵 | KWQB12－45-4 | 臺 | 4 | 2 |
| 110102工作面主要設備 | ||||||
| 序號 | 設備名稱 | 型號(規格) | 單位 | 功率KW | 數量 | 備注 |
| 1 | 采煤機 | MG132/300-W | 套 | 300 | 1 | |
| 2 | 刮板運輸機(前刮) | SGZ-630/150 | 臺 | 150 | 1 | |
| 3 | 刮板運輸機(后刮) | SGZ-630/220 | 臺 | 110×2 | 1 | |
| 4 | 轉載機 | SZD730/75 | 臺 | 75 | 1 | |
| 5 | 破碎機 | PEM-1000×650Ⅲ | 臺 | 55 | 1 | |
| 6 | 帶式輸送機 | SSJ-80/40×2 | 部 | 40×2 | 1 | |
| 7 | 液壓支架 | ZFS4000/16/28 | 架 | 80 | 備用5 | |
| 8 | 端頭支架 | ZYG4800/17/30 | 架 | 6 | ||
| 9 | 乳化液泵 | BRW250/31.5 | 臺 | 160 | 2 | 備用1臺 |
| 10 | 乳化液箱 | RX200/16A | 臺 | 2 | 備用1臺 | |
| 11 | 單體液壓支柱 | DW25-25/100 | 根 | 180 | 備用30 | |
| 12 | π型鋼梁 | HDC-4000 | 根 | 80 | 備用20 | |
| 13 | 小水泵 | KWQB12－45-4 | 臺 | 4 | 2 | |
| 14 | 調度絞車 | JD-25 | 臺 | 25 | 2 | |
| 15 | 慢速絞車 | JM2-4 | 臺 | 18.5 | 1 | |
| 16 | 阻化劑噴射泵 | WJ－24 | 臺 | 2.2 | 1 | |
4.2.3供電系統
4.2.4通風系統
工作面風量、風速計算：
1、按瓦斯涌出量計算：
Q=100qk
式中：Q—工作面實際需要風量，m3/min。
100—單位瓦斯涌出量配風量，按回風流瓦斯濃度不超過1%，取100計算。
q—工作面瓦斯絕對涌出量4.25m3/min
k—工作面瓦斯涌出不均勻的各用風量系數，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×4.25×1.5=637m3/min
2、按二氧化碳涌出量計算：
Q=100qk/1.5
式中：Q—工作面實際需要風量，m3/min。
100—單位瓦斯涌出量配風量，按回風流瓦斯濃度不超過1%，取100計算。
q—工作面二氧化碳絕對涌出量5.12m3/min
k—工作面二氧化碳涌出不均勻的各用風量系數，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×5.12×1.5/1.5=5213/min
3、按工作面適宜風速計算
Q=60VS=60×V×(L大+L小)H/2
式中：Q—工作面實際需要風量。
V—工作面平均風速。
H—工作面采高，取2m
L大—最大控頂斷面面積;取4.05m2
L小—最小控頂斷面面積;取3.45m2
Q=60×1.5(4.05+3.45)×2/2=657m3/min
工作面平均風速按人員舒適條件取1.5m/s。
4、按工作面每班工作最多人數計算：Q=4N
式中：Q—工作面實際需要風量，m3/min
N—工作面同時工作的最多人數
Q=4×32=128m3/min
經過上述計算，工作面配風量取最大值6573/min。風速符合規定能滿足要求。
為保證采掘接替正常，在生產工作面接近結束時，必須準備成接替工作面。接替工作面所需風量取生產工作面所需風量的50%。
則回采工作面需總風量∑Q11#采=657×(1+50%)=985.5(m3/min)，取986m3/min。
取∑Q11#采=986m3/min。
5、按工作面風速驗算：
(1)按最低風速進行驗算：
V小=Q采÷(H×L大×60)，m/s
式中：V小—工作面最低風速，m/s
Q采—工作面配風量，取986m3/min
L大—最大控頂斷面面積;取4.045m2
H—工作面采高，取2m
V小=986÷(2×4.045×60)=1.97m/s>0.25m/s,符合規定
(2)按最高風速進行驗算：
V大=Q采÷(H×L小×60)，m/s
式中：V大—工作面最高風速，m/s
Q采—工作面配風量，取986m3/min
L小—最大控頂斷面面積;取3.445m2
H—工作面采高，取2m
V大=986÷(2×3.445×60)=2.31m/s<4m/s,符合規定
經驗算工作面配風量在986m3/min時，風速符合規定，能滿足通風要求，所以回采工作面需要風量為986m3/min。
新鮮風流：
副斜井(行人副斜井)→南軌道巷→一采區軌道巷(一采區運輸巷)→110102運輸順槽→工作面
乏風流：
工作面→110102回風順槽→一采區回風巷→南回風巷→二采區回風巷→回風立井→地面
4.2.5管路系統：
(1)、軌道巷、皮帶巷的管路采用無縫鋼管。吊掛順序：自上而下依次為供水管、壓風管、排水管。
(2)、軌道巷供排水管路、壓風管路設在煤體幫，管路上下間距0.2米;皮帶巷供排水管路、壓風管路設在煤柱幫，管路上下間距0.2米，抽瓦斯管路設在煤體幫。水風管使用管卡硬聯結吊掛，吊鉤間距5米，吊掛要牢固。
(3)、為排除工作面、兩巷積水，需敷設排水管路。皮帶巷、軌道巷各敷設一趟Φ100mm的排水管。軌道巷設一趟Φ75mm的壓風管，在軌道巷口安設Φ75mm的閥門一個。
4.2.6照明及通訊系統
工作面皮帶運輸順槽安設防爆照明燈。工作面每10架安設一盞防爆照明燈。在工作面移動變壓器、轉載機頭、運輸順槽皮帶機頭處各安設一部防爆調度電話機與地面聯系。工作面架間間隔15m、前后運輸機機頭、機尾及轉載機機頭各設擴音電話與集控室控制臺聯系;皮帶順槽間隔100m設聲光信號器與皮帶頭聯系。(1)運輸順槽信號系統
轉載機頭、運輸順槽皮帶機、前后運輸機機頭、機尾及轉載機機頭安裝一套信號機。
(2)皮帶巷信號系統
①、在皮帶機頭、轉載機頭安裝聲光信號器，作為皮帶系統的聯絡信號。②、沿線絞車安裝防爆電鈴和防爆燈作為絞車運輸信號。
(3)工作面信號、控制系統
在轉載機沿線每隔20m、工作面沿線每隔15m、串車處安裝擴音電話，工作面設備均實現工作面設備的集中順序開、?？刂?，并有開機預警功能。
5.采煤系統
5.1采煤工藝的選擇
10+11號煤層下分層采用長壁綜合機械化放頂煤采煤法，全部垮落法管理頂板。用MG132/300-W型采煤機落煤裝煤，工作面回采和放頂煤均選用SGZ-630/150型封底式可彎曲刮板輸送機，ZFS4000/16/28型放頂煤液壓支架支護頂煤、頂板，高度為1.6m～2.8m(平均2.2m)。110102工作面煤層厚度為5.38—6.58，平均厚度6.57m，放頂煤采煤法，采下層2.0m，放頂煤4.57m，平均采放比為1:2.3，放頂煤工作面回采之初，為了防止老頂突然來壓對工作面造成威脅，開始只進行回采而不放頂煤，待工作面推進一段距離后再開始工作面全長第一次放煤，稱為初次放煤距離。為縮短初次放煤距離，提高頂煤采出率，本次設計初次放煤距離為5m，即支架全部前移出開切眼口開始放煤、其放煤循環步距為0.6m。工作面放煤方式采用單輪間隔放煤方式，等工作面頂板初次來壓后，按一刀一放的正規循環作業，循環進度放煤步距都為0.6m，直到工作面停采線前15m。停采線前15m到停采線，只割煤不放煤。頂板采用全部垮落法管理頂板。
采煤機采用端頭斜切進刀，進刀長度25m左右，移架滯后采煤機后滾筒3-5m，追機作業，滯后移架10-15m推移前部輸送機，輸送機彎曲長度不小于15m，推移步距0.6m。采煤機割煤時，滯后采煤機放頂煤，其滯后距離不小于20m，以免兩工序相互影響。
5.2采煤工藝
5.2.1落煤、裝煤
工作面破煤、裝煤采用MG132/300-W型雙滾筒采煤機，其滾筒直徑為1.25m，截深0.6m。采煤機牽引方式為液壓無極調速，齒輪銷排式無鏈牽引。
進刀方式采用端頭斜切進刀，即采煤機由機頭(尾)斜切進刀，行走20—30m，待前后滾筒全部切入煤壁達0.6m后，機組再反向割三角煤，待割透煤壁，然后反向牽引正常割煤，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，雙向割煤，即采煤機往返一次為兩個循環。
正常割煤時，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。采煤機滾筒旋轉時，煤被滾筒上的截齒破碎下來，并由螺旋葉片裝入前溜，少量煤在推前溜時被鏟煤板裝入前溜內，極少量散落在支架與前溜間的浮煤，由人工裝入前溜內。
工作面采煤機割下的底煤和支架放下的頂煤分別由前后兩部輸送機運至端頭卸載，經轉載機、由膠帶輸送機運出。
工作面回采工藝流程:
機頭進刀――上行割煤――移架――移前溜――放頂煤――移后溜――機尾進刀――下行割煤――移架――移前溜――放頂煤――移后溜
采高、循環進度
本工作面煤層厚度為5.38—6.58，平均厚度6.2m，放頂煤采煤法，采下層2.0m，放頂煤4.2m，平均采放比為1:2.3，工作面采高最低不低于1.6m，采高最高不得超過2.8m。循環進度為0.6m。
5.2.2運煤
進刀方式與正常割煤:采用工作面端部斜切進刀割三角煤方式。采煤機從工作面工作面前溜選用SGZ-630/150型封底式刮板輸送機，后溜選用SGZ-630/220型封底式刮板輸送機，回采工作面運輸順槽采用PEM-1000×650Ⅲ型顎式破碎機及SZD730/75型轉載機通過SSJ—80/40×2型可伸縮膠帶輸送機運到一采區運輸巷，再由DTL80/40/75型帶式輸送機運到南運輸巷，然后通過DTL80/40/75型帶式輸送機煤倉，主斜井采用DTL100/15/2×90型帶式輸送機運輸至地面再經過DTL80/40/75型帶式輸送機將煤運至地面儲煤場。
推前溜滯后采煤機后滾筒15m進行。
采煤機割煤后距采煤機后滾筒15m以上時，即可順序推溜，推前溜、拉后溜時，必須多個支架同時協同操作，不使溜子出現急彎或彎度過大，必須符合下列要求：
(1)推溜必須是同一方向，嚴禁從兩頭向中間推溜;
(2)推過的溜子必須成直線，其偏差不超過±150mm，最大彎度不超過3度，彎曲段不少于15m，保證溜子平、直、穩。
(3)移機頭和機尾時，必須滯后采煤機后滾筒15m。進刀后機頭和機尾必須一次移到位。
清煤：
推過溜子后，及時將支架間推溜千斤頂槽內的浮煤清理干凈，裝入工作面刮板輸送機內運走，保證2m2內浮煤平均厚度不大于30mm，并及時將擋煤板與銷排間的浮煤清理干凈，保證機組順利通過。
5.2.3移架
本工作面采用ZFS4000-16/28型放頂煤液壓支架，支架移架方式均采用電液控制系統并要求與采煤機實現聯動，能顯示采煤機、支架工作狀態，故障情況，具有隨機操作和成組操作功能。
工作面移架采用追機作業，采煤機割煤后，支架即可降柱前移，以實現及時支護，也可同時操縱降柱和移架兩手柄，待支架開始移動時，將降柱手柄放到中間位置，使支架擦頂帶壓移架，這樣既有利于維護頂板又能提高工作面效率。在移架過程中同時操縱側推千斤頂，從而扶正支架，一方面防止支架傾斜，另一方面使支架間保持適當的距離。
移過支架后，操縱升柱手柄立即升架，并操縱平衡千斤頂，使支架頂梁接頂嚴實，并符合以下要求：
(1)支架初撐力不低于3680KN。
(2)移過的支架成直線，其偏差不超過±50mm，支架中心距1.5m，其偏差不超過±100mm。
(3)支架頂梁應盡量保持與頂、底板平行，其最大夾角不得超過7°。
(4)相鄰兩支架不得出現明顯錯差，錯差不超過頂梁側護板高的2/3，支架不擠、不咬，架間空隙不得超過200mm。
(5)支架端面距不大于340mm。
(6)正常情況下，移架滯后采煤機后滾筒不大于4500mm，否則必須停機移架。如果頂板破碎，則必須追機移架，必要時采取少降快移，帶壓移架的辦法，保證有效控制頂板。
(6)、拉后部溜
當工作面支架放完頂煤后,滯后放頂煤支架15m后部溜子，拉溜步距為0.6m，后溜彎曲段不小于15m，嚴禁出現急彎。拉后部溜滯后放頂煤支架最大不超過40m。
5.2.4放頂煤
放頂煤在工作面處于最小控頂距的條件下進行。當矸石量占放出物的1/3時即停止放煤，遇到大塊煤不易放出時，反復伸縮插板，小幅度上下擺動尾梁，使底煤破碎后順利放出。放煤范圍從端頭第4#支架到斷尾第77#支架。每3架為一組，后部輸送機停止運轉時，嚴禁放煤。
1初次放頂煤
工作面回采初期，頂煤比較完整，放煤較困難。為提高初采放煤回收率和盡快達到放煤標準要求，可采取以下措施：
放慢割煤速度，反復升降支架，迫使頂煤與直接頂離層;兩端頭附近的頂煤可同時升降數組支架，使頂煤破碎垮落。
2正常放煤
放煤工藝：分段單輪順序放煤。
放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤頂，使尾梁收到適當位置(保證放出的頂煤落入后溜中)?？啥啻畏磸蜕滴擦?，使大碳破碎。放煤結束后升起尾梁，伸出插板，對后溜進行掩護，防止大塊矸石落入后溜。機頭、尾作業人員必須根據煤量大小進行補放，必要時停止機組割煤。第一名放煤工首輪放出的煤量不少于頂煤的1/3～1/2;相隔10～20架，第二名放煤工進行第二輪放煤，全部見矸停放。一般情況下，兩輪放完，特殊情況下放第三輪。
3放煤管理：
放煤時必須做到全部見矸，既要保證回收率，又要保證煤質。
放煤時，注意煤流中矸石涌出情況，防止大塊矸石涌入后溜。放煤完畢后，及時伸出插板擋矸。
后溜司機要隨時觀察后溜煤量、電機負荷及過載報警，防止后溜斷鏈或壓溜。
加強現場監督檢查，最大限度提高頂煤回收率。
5.2.5支護
支架選型
根據工作面頂、底板巖性及有關技術資料，工作面選用ZFS4000-16/28型放頂煤液壓支架。
1、支架支撐高度的確定
Hmax=Mmax+S1=2.0+0.2=2.2m
Hmin=Mmin-S2-a-δ=2.0-0.2-0.05-0.05=1.7m
式中：Hmax、Hmin----支架的最大、最小高度，mm;
Mmax、Mmin----工作面的最大、最小采高，mm;
S1----頂板冒落厚度，一般取0.2m。
S2----頂板下沉量，取0.2m;
a----支架前移的最小可縮量，取0.05m;
δ----浮煤、浮矸厚度，一般0.05m;
液壓支架支撐高度為1.6-2.8m，所選支架合理，滿足支護要求。
2、支架支護強度的計算
P=9.8γ煤h煤cosα+9.8γ巖h巖cosα
=9.8×4.06×1.35cosα+9.8×11.94×2.6cosα
=357kN/m2
式中：P—支架單位面積承受的荷載，kN;
γ煤—11#煤的密度，1.35t/m3;
h煤—頂煤高度，4.06m;
γ巖—頂板巖石視密度，2.6t/m3;
h巖—頂板巖石高度，11.94m;
α—煤層傾角，4°;
110102綜采工作面最大控頂距4.05m，ZFS4000/16/28液壓支架中心距為1.5m，液壓支架單位面積的支撐力P支=3920/(4.05×1.5)=645KN/m2。
P支>P，工作面所選支架合理，滿足支護要求。
3、工作面需要支架數量
N=K•P•b·a/P工=1.2×357×120×4.05/3920=54架
式中：P――支架承受單位面積的荷載，kN/m2;
K――為支架承受荷載不均勻系數，1.2;
a――工作面長，150m;
b――最大控頂距，4.05m;
P工――支架工作阻力，3920kN;
工作面實際支架安裝中心距為1.5m，實際支架安裝架數為150÷1.5=100架，滿足支護要求。支架特征為：
支撐高度：1600-2800mm
支架寬度：1428mm
支架中心距：1500mm
支架初撐力：3680KN
支架工作阻力:3920KN
端面距：340mm
移架步距：800mm
支架額定支護強度：0.729-0.745Mpa
泵站壓力：31.5Mpa
支架對底板的比壓：1.1-1.4Mpa
乳化液泵站：
1、泵站選型、數量：
1)、乳化液泵壓力的確定：Pb=4P1/ZπD2=29.6MPa
式中Pb———乳化液泵的壓力，Pa;
P1———液壓支架的初撐力，2382kN;
Z———一架液壓支架立柱根數，4;
D———支架立柱的缸體內徑，0.16m。
泵站壓力取31.5Mpa。
2)、泵站流量的確定：
根據支架要求泵站流量：180L/min。
3)、泵站電機功率的確定計算公式為：N=PQ/61.2·η=97.5kW
式中：N——泵站功率，kW;
P——泵站的額定壓力，31.5Mpa;
Q——泵站流量，180L/min;
η——泵站效率,95%。
經計算，支架供液系統最低流量應不低于180L，設計選定乳化液泵站型號為BRW250/31.5，配套液箱為RX200/16A(容積1600L)。
2、泵站設置位置：
泵站安設在110102運輸順槽距一采區運輸巷30m的位置，頂板完好無淋水，且底板平整的地方。
3、乳化液泵站管理：
(1)開啟液泵時，應首先檢查各部件有無損傷，各聯接螺栓是否緊固，潤滑油油位要適當，各種保護是否齊全可靠。
(2)泵啟動后，要注意監聽泵的運轉狀況，如有異常要立即停泵處理，嚴禁帶病運轉，嚴禁反向運轉。
(3)開泵時，必須得到呼叫停泵人的命令后方可開泵。開泵時，必須向工作面發出開泵信號再等5秒后再啟動。
(4)檢修泵時，必須把泵的開關打到零位并閉鎖。
(5)適當調整泵的傾角，使泵處于水平狀態。
(6)加強液壓系統的清潔衛生，泵箱過濾器定期清洗。
(7)乳化液泵站壓力調定為31.5MPa，乳化液采用自動配比方式，配比濃度為4%～5%，班班由泵站工現場用糖量計進行檢查，同時要做好泵站的日常維護及清理工作，使泵站安全、穩定運行。
(8)乳化液泵站工作壓力由包機組長負責，每周測定一次，工作壓力不符合要求時，要查明原因立即處理。
正常時期的頂板支護形式：
采用追機移架的方式對頂板進行支護。在采煤機割煤后，先移輸送機，再移支架。
支護要求：
1、工作面應達到動態的質量標準化要求，確保“三直、一平、兩暢通”。
2、工作面頂板漏頂時，要及時用木料接頂，保證支架接頂嚴實。
3、工作面支架嚴禁歪斜、咬架和擠架;否則要及時調整。
工作面特殊時期的頂板控制：
(一)來壓及停采前的頂板控制
1、工作面基本頂初次來壓前，必須編制專門的安全技術措施。
2、工作面基本頂初次來壓和周期來壓期間，應加強來壓的預測預報。
3、工作面支架、單體液壓支柱初撐力要達標。正副兩巷超前支范圍內的液壓支柱不得低于6.5Mpa，確保整體支護強度，預防冒頂。
4、加強上、下端頭頂板控制，打好封口住。
(二)頂板破碎時的頂板控制
在頂板破碎的地段，為了有效的防止頂板冒落、控制煤壁片幫，必須帶壓移架。當工作面片幫嚴重時，應超前采煤機移架，及時支護頂板。
運輸順槽、回風順槽超前支護：
運輸順槽、回風順槽超前工作面煤壁線10m范圍內采用兩排一梁四柱支護，10m—30m范圍內采用一排一梁四柱支護，形式為單體液壓支柱配合鉸接頂梁配合竹笆、菱形網封頂支護。過前、后機頭處采用兩根3.6m型π梁交替邁步支護。兩巷挑棚內所有支護必須“穿鞋”，且柱鞋必須拴上鋼絲繩或鏈條。并保證此范圍內的巷道高度不低于1.8m。
運輸順槽超前支護：
距工作面煤壁10m-30m范圍內，架棚時在距梁頭0.1m緊靠巷幫支設一排單體柱，另一排在人行側距轉載機0.1m-0.2m處打一排單體柱組成一梁三柱，保證行人側距離不小于0.7m;距工作面煤壁10m范圍內，另在工作面側距轉載機0.1m-0.2m處打一排單體柱。組成一梁四柱，轉載機兩側的柱不得影響轉載機的推拉，所有單體柱要用聯柱繩聯好，單體柱初撐力不小于90kN。
隨循環推進，將影響割煤的工作面側單體柱逐根回掉，單體柱回收距前溜機頭大架不超過2.4m。拉端頭架前將影響拉架的單體柱回掉，煤柱側一排單體柱一直延伸到端頭架頂梁尾部。最后一排切頂柱柱距不大于0.4m，端頭架和煤柱距離超過1.2m時，要靠端頭架增加一排單體柱，但是必須保證安全出口不小于0.7m，頂板壓力大時，要在切頂線處及時加密補打點柱。
回風順槽超前支護:
距工作面煤壁10m-30m范圍內，架棚時在距梁頭0.1m緊靠巷幫支設兩排單體柱，另一排在人行側距轉載機0.1m-0.2m處打一排單體柱組成一梁三柱，在距工作面煤壁10m范圍內，工作面側距煤幫柱0.8m范圍處打一排單體柱，組成一梁四柱。所有單體柱要用聯柱繩聯鎖，所有單體柱初撐力不小于90kN?？棵褐鶄葍膳艈误w柱一直延伸至后溜機尾最后兩排單體柱。
隨循環推進，將影響割煤的工作面側單體柱逐根回掉，單體柱回收距前溜機尾大架不大于2.4m，煤柱側單體柱回收到與排尾架掩護梁中部相齊，當排尾架與煤柱間空間超過1m時，應在排尾架與煤柱間增打點柱，點柱距煤柱不小于0.7m，且單體柱必須離開溜子機尾和支架0.1-0.2m，支護強度不夠時，應及時加密點柱，但必須保證安全出口寬度大于0.7m。頂板壓力大時，要在切頂線處及時加密補打點柱。
工作面端頭支護：
1、機頭機尾為3架過渡支架，配合兩道走向棚維護端頭。端頭支架與鉸接頂梁間距不大于0.2m，過頂采用圓木、塘柴和笆片封頂。在兩頭向里各5架，在移架時從兩端頭向里依次鋪設鉛絲菱形網，網下用半圓木過頂封閉，半圓木沿工作面走向布置，長度在1.8m，間距0.2m，半圓木后端搭接在支架上，搭接長度不低于0.6m，前端頂住煤壁，然后向前移支架。
2、在工作面安裝時，考慮到9#煤的運輸問題(同11#煤共同用皮帶運輸系統)，轉載機安設在運輸順槽的下幫，因此需從下幫開安全出口。
1、從破碎機到第一架端頭支架中間(約8m長段)向下幫擴1.2m，傾向方向用HDC3200型π型頂梁過頂，間距1.2m，下面用1.2m鉸接頂梁打走向棚，傾向π型頂梁過頂時，打設在該走向棚和機頭邁步走向棚上方，并伸入第一架端頭支架上0.3m。
2、在轉載機和破碎機前移后，該安全出口緊跟向前施工，依次循環。擴幫時，用風鎬配合手鎬施工，隨擴隨支，嚴禁空頂作業。
3、在破碎機后2m和端頭支架前的轉載機上，架設過橋，以便人員通過，過橋下表面距轉載機上表面不低于0.4m，以便煤通過。
支護材料的規格數量及管理：
| 名稱 | 型號 | 使用數量 | 備用數量 |
| 基本支架 | ZFS4000-16/28 | 91架 | |
| 過渡支架 | ZYG4800/17/30 | 6架 | |
| 單體支柱 | DW25-25/100 | 180根 | 30根 |
| π梁 | HDC-4000 | 80根 | 20根 |
| 木質板梁 | 2000×200×120 | 30根 | |
| 圓木 | Φ20×2000 | 20根 |
所有備用支護材料全部碼放在副巷距工作面150-200m處，不得有淤泥、積水，且保證頂板完好，材料按類堆放整齊，不超過巷道斷面的1/3，不影響通風及行人，所有支護材料必須進行掛牌管理。
工作面支護質量及頂板動態監測：
110102工作面從1#開始每一架安裝兩支直讀式壓力表，監測支架立柱的初撐力情況，每班工人在操作支架時都必須將支架升緊，保證支架的初撐力。每班驗收員對支架的初撐力情況進行測量記錄。
工作面每隔十架安裝一塊圓圖式自記儀，一個圓班更換一次記錄紙片。此項工作由生產班驗收員負責。
現場管理措施：
直讀式壓力表，工作面每推進一個循環，觀察記錄一次，由每班驗收員負責監測，及時觀測支架初撐力進行記錄，以上資料由施工隊技術員及時收集，并上報技術部備案。
6生產技術管理
6.1循環方式
1、D循=L×M×H×Y×K
式中：L=工作面長度150m
M=采高2.0m;放頂煤4.57m
H=采煤機截深0.6m
Y=容重1.35t/m3
K=回采率95%;放頂煤80%
D循=150×2×0.6×1.35×95%+150×4.57×0.6×1.35×65%=592t
2、日循環數：暫定為3個。
每個生產小班完成2個循環，圓班共完成6個循環。
6.2作業形式
采用“四六工作制”作業，作業形式為：三班生產，一班檢修。
6.3勞動組織和人員配備
| 序號 | 人員類別 | 出勤人數 | ||||
| 一班 | 二班 | 三班 | 四班 | 合計 | ||
| 1 | 采煤一隊 | 16 | 16 | 16 | 10 | 58 |
| 2 | 帶班長(兼職) | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 3 | 安全員 | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 4 | 采煤機司機 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 5 | 乳化泵司機 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 6 | 刮板機司機 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 7 | 轉載機司機 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 8 | 膠帶機司機 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 9 | 跟班電工 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 10 | 支護工 | 3 | 3 | 3 | 9 | |
| 11 | 端頭支護工 | 2 | 2 | 2 | 6 | |
| 12 | 移溜工(擴幫、移溜、清煤、其它勞力) | 2 | 2 | 2 | 6 | |
| 13 | 水泵工 | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 14 | 檢修工 | 2 | 2 | |||
| 15 | 支架檢修工 | 2 | 2 | |||
| 16 | 電器檢修工 | 1 | 1 | |||
| 17 | 運料工 | 2 | 2 | |||
6.4經濟技術指標
| 序號 | 內容 | 數量 | 單位 | 備注 |
| 1 | 工作面走向 | 280 | m | |
| 2 | 工作面傾向長度 | 120 | m | |
| 3 | 工作面傾角 | 3～9 | (°) | |
| 4 | 煤層厚度 | 6.57 | m | 平均 |
| 5 | 采高 | 2（平均） | m | 機采高度 |
| 6 | 放煤高度 | 4.57 | m | |
| 7 | 采放比 | 1：2.3 | ||
| 8 | 放煤步距 | 0.60 | m | |
| 9 | 回收率 | 88.9% | ||
| 10 | 循環進尺 | 0.60 | m | |
| 11 | 日循環數 | 3 | 個 | |
| 12 | 循環產量 | 473 | t | |
| 13 | 生產方式 | “四六”制 | ||
| 14 | 日進尺 | 1.8 | m | |
| 15 | 平均日產量 | 1420 | t | |
| 16 | 月產量 | 35500 | t | 25天/月 |
| 17 | 日出勤人數 | 58 | 人 | |
| 18 | 日出勤率 | 74% | ||
| 19 | 坑木消耗 | 10 | m3/萬噸 | |
| 20 | 截齒消耗 | 40 | 個/萬噸 | |
| 21 | 乳化液消耗 | 500 | kg/萬噸 | |
| 22 | 可采天數 | 163 | 天 | |
| 23 | 工效 | 28 | t／工 |
7.采煤方法圖的設計與繪制
具體見附圖
8.安全技術措施
8.1工程質量要求：
1、每班配備專職驗收員，嚴格按照《安全質量精細化驗收制度》嚴格把關驗收。
2、工作面工程質量保持“三直、一平、兩暢通”，巷道做到無雜物、無積水，回收物料及備用材料要碼放整齊。
“三直”：工作面輸送機直、支架直、煤壁直。
“一平”：工作面刮板輸送機平。
兩暢通：皮帶巷、軌道巷及兩端頭安全出口暢通無阻，安全出口寬度不小于0.7m，高度不低于1.8m。
3、液壓支架實行編號管理，兩巷材料、設備實行掛牌管理，油脂庫衛生清潔、干凈，必須使用不燃性支護材料，油脂存放整齊并有標志牌。
4、“三員兩長”上崗執行掛牌管理。
“三員”：安全員、瓦斯員、驗收員。“兩長”：跟班隊長、工長。
8.2設備檢修質量要求：
1、建立健全機電崗位責任制度、設備包機制度和設備檢修制度，按照《煤礦機電設備檢修質量標準》、《煤礦機電設備完好標準》和檢修說明書進行檢修，搞好日、旬、月檢修工作。
2、各種機器設備的操作、維修、故障處理必須由經過專門培訓，并有特殊工種操作證的人員進行。
3、每班都必須保證三大保護齊全、靈敏、可靠，嚴禁甩掉保護操作機器設備，不得隨意調整電氣設備的整定值。
4、工作面照明通風設施要齊全、完好，供水、供電及時，兩巷管線吊掛要整齊。
5、嚴格執行隊制定的現場交接班制度，機電設備執行“三定”原則，即：定人、定崗、定設備，保證臺臺完好，消滅失爆。
6、檢修電氣設備時，首先進行電氣斷電，掛“有人工作，禁止送電”牌，并設專人看守，嚴格執行“誰停電，誰送電”制度，不準隨意送電啟動。
7、檢修采煤機時，首先閉鎖電源開關，斷開隔離開關，摘開滾筒離合器，并且在采機上閉鎖工作面輸送機;檢修支架、泵站時，必須關閉截止閥或停泵，待壓力釋放后方可進行作業;處理輸送機、轉載機大鏈故障時，必須使用緊鏈器，方可作業。
8、工作面所有開關全部上架，各運輸設備的傳動部位防護罩必須齊全完好。
9、電氣設備接地極要齊全、完好。
8.3移電氣列車安全措施：
(一)、電氣列車組成部分：
電氣列車共有13輛車，由內向外依次為：電纜車重：900kg;控制臺車重：1000kg;2輛組合開關重2×2300kg;2輛泵組車重：2×6490kg;液箱車重：1380kg;過濾器車重：1000kg;加壓泵車重：1939kg;2輛移變車重：2×8000kg;電纜車重：1000kg;工具車重：800kg?？傊亓繛椋?1599kg。
車輛之間必須采用硬連接，硬連接采用直徑62.5mm的無縫鋼管或工字鋼，銷子采用直徑30mm的銷子并定位閉鎖。電氣列車首尾車拴一根直徑為24.5mm的鋼絲繩作為保險繩，繩鉤至少用4個繩卡固定穩固。
(二)、絞車拉力驗算：
根據我隊所用絞車進行驗算：
絞車及鋼絲繩參數表
| 絞車 型號 | 牽引力(N) | 鋼絲繩繩徑 （mm） | 每米繩重(kg/m) | 最大 坡度 | 運距（m） | 鋼絲繩拉斷力總和（N） |
| JM—14 | 140kN | 24.5 | 2.165 | 6° | 100 | 345kN |
F―——絞車牽引力 由表得數，取140kN
Fˊ―——拉運電氣列車鋼絲繩受力
Fˊ=[PsL(sinα+Wscosα)+G(sinα+Wcosα)]×9.8÷1000
=51.49kN
L―——絞車鋼絲繩長度(M)
Ps―——每米鋼絲繩的質量(kg/m)
α―——運輸區段內最大坡(°)
G―——電氣列車總重量(41599kg)
W―——車輪滾動摩擦阻力系數(取0.015)
Ws―——鋼絲繩摩擦阻力系數(取0.4)
注：全部在底板或枕木上運行時，Ws取0.4～0.6
鋼絲繩安全系數計算公式
M=Q/[G(sinα+Wcosα)+PsL(sinα+Wscosα)]
=6.6
式中：Q―——合格的鋼絲繩拉斷力總和345(KN)
M―——鋼絲繩的安全系數(煤礦安全規程規定：單繩纏繞式不低于6.5)
經驗算，F>Fˊ，同時鋼絲繩的安全系數大于煤礦安全規程規定，所以絞車及鋼絲繩符合要求。
(三)、準備工作：
1、拉移電氣列車前必須在高壓線路停電狀況下進行。
2、運行作業前必須由工長檢查運輸所經過的巷道是否支護合格，有無障礙物，軌道質量是否合格及絞車是否完好。發現問題必須先處理后拉移。
3、司機必須扎好衣袖，衣著整齊，嚴防鋼絲繩咬住衣服和手套。
4、檢查信號系統，控制系統是否齊全，靈敏可靠。
5、檢查絞車制動閘是否完好無損，是否有斷裂，保持無油污，閘把操作靈活，施閘后閘把符合規定，拉桿螺絲有背帽，無明顯彎曲。
6、檢查鉤頭繩卡是否完好，鋼絲繩磨損、銹蝕、斷股、斷絲是否超過規定，有無扭結，硬彎的外傷。鋼絲繩在滾筒上排列是否整齊，有無咬繩和爬繩現象。鋼絲繩在滾筒上的固定是否牢靠。
7、檢查電氣列車連接裝置是否合格完好。
8、必須把設備的接地極起離地面，把絞車鉤頭與電氣列車末端聯結好。必須采用∪型環連接。
9、檢查絞車的老漢木是否松動，必須保證老漢木的安全可靠。老漢木必須形成“四壓兩戧”式，并用鐵絲連接固定在頂錨桿上。
(四)、拉移：
1、拉移前必須先檢查車輛之間的硬連接及列車與鉤頭的U型環連接是否可靠，確保無誤后方可開始拉移。
2、啟動絞車，輕輕吃緊繩，將電氣列車的阻車裝置摘開。
3、絞車司機必須聽清信號，及時開停。
4、絞車運行接近停車點時應作好停車準備，接到停車信號后立即停車，嚴禁硬拉。絞車未停止運行前司機不得離開工作崗位。
5、拉移結束后，打好木馬，在電氣列車與軌道用直徑26mm的錨鏈連上5處，并在列車前后的下坡位置設置木馬，防止跑車;電纜盤好，開關、移變的接地極重新安設好。
6、拉移電氣列車時，必須是電氣列車前后各安設一臺JM-14型絞車，實行對拉，安設語音信號裝置。
(五)、安全技術措施及注意事項：
1、絞車司機、信號工、掛鉤工必須經過培訓，考試合格后持證上崗。
2、拉移時，需多人協作配合作業，必須由機電隊長跟班現場指揮。
3、軌道巷電氣列車的移動，由檢修班負責按時拉移，拉移前移變必須停電。
4、絞車拉移時，繩道內嚴禁站人，并且下坡方向處嚴禁站人。
5、操作回柱絞車，必須由專職司機操作，作業時，必須聽清信號，以防誤動作傷人。
6、絞車司機操作時，附近有避身硐時，必須站在避身硐里，無避身硐時，在絞車前設置2道木馬阻車器。
7、所有作業人員必須密切配合，口令一致，嚴防誤動作。
8、嚴禁其它車輛與電控列車連在一塊。
9、電氣設備所用車輛必須符合規定。
10、頂板有淋水時，電氣設備必須采用安全可靠的防護措施。
11、運行中遇到下列情況之一，應立即停車，采取相應措施進行處理：
(1)絞車運行接到停車信號。
(2)絞車運行中，突然發現鋼絲繩跳動嚴重或突然停電
(3)絞車固定松動。
(4)絞車運行中咬繩和爬繩。
(5)絞車有異?，F象。
(6)發現防跑車裝置失靈。
8.4防瓦斯、煤塵管理措施：
1、嚴格執行通風瓦斯、綜合防塵質量標準化檢查標準。
2、工作面設專職瓦檢員檢查瓦斯，嚴格執行“五檢查五匯報”制度。
3、瓦斯傳感器由各班工長負責挪移，挪移過程中，要注意保護瓦斯傳感器，以防人為損壞或丟失。
4、煤層注水不少于5個孔。隊組每天認真登記注水量，保證正常注水，確保煤體注水水分達2%以上，煤體注水孔孔深要達到工作面傾向長的2/3以上。
5、采煤機內外噴霧保持完好，并能覆蓋全滾筒，支架噴霧完好，實現移架自動噴霧。
6、各轉載點和采煤機的噴霧必須完好，開機前先放開噴霧，后開設備，并要做到隨開隨停。
7、若工作面出現瓦斯涌出異?，F象，立即切斷電源、撤出人員、查明原因、采取措施進行處理。
8、壓風自救、供水施救系統要求：在軌道巷距工作面50-100m處安設不少于兩組(12人)壓風自救裝置及不少于一組(6人)供水施救裝置，并隨工作面推進及時移設，保證完好有效。
8.5防滅火措施：
1、機電設備要消滅失爆，嚴禁明火或帶電作業。
2、油脂庫、備件庫必須安門上鎖，并有專人管理。
3、采煤機內外噴霧保持暢通完好，無水或噴霧裝置損壞時必須停機。破碎機道出口必須全斷面封閉并安裝噴霧裝置。
8.6控制溜子上下竄安全技術措施：
1、由跟班隊干，驗收員具體負責，每班通報工作面機頭、機尾超前滯后情況以及溜子竄動趨勢，及時調整。
2、跟班隊干和推溜工班中隨時觀察溜子竄動情況，測量機頭、機尾到煤壁上幫的距離，及時調整推溜方向，有效控制溜子竄動。
3、通過以下幾點判斷溜子是否有竄動趨勢：
(1)、看軌道巷、皮帶巷兩幫是否平直和有凹凸不平現象;
(2)、看溜子是否有竄動趨勢;
(3)、看機頭與機尾距煤柱幫的距離，機頭或機尾距煤柱幫的距離800～1200mm為合適距離。
4、具體辦法：先改變推溜方向，如果溜子還有竄動，再采用調斜開采的方法控制。
8.7其它措施：
1、開破碎機、轉載機、溜子時由KTC2控制臺進行啟動。采煤機在人員躲開5m后方可啟動。
2、支設單體支柱二人配合作業，提前把柱帽和單體連接起來，一人監護周圍頂、幫支護情況，一人扶柱子并操作液槍升柱，升柱或降柱前先檢查單體支柱與柱帽連接是否牢固，若發現柱帽有松動現象時，必須及時緊固，所有單體液壓支柱的三用閥卸液口必須朝向落山方向，確保安全作業。
3、每班由工長負責作業前檢查兩巷、端頭及工作面支護情況，發現頂板壓力大等異常情況時，要及時補打支柱，確認安全后方可開始作業。
4、轉載機，破碎機操作人員及泵站工，看控制臺人員周圍必須打好貼幫柱，用構木攀幫，保證操作人員的安全。
5、轉載機處設牢固的行人過橋，并設好扶手。
6、備件、油脂必須入庫，并分類掛牌設專人管理。
8.8避災路線：
1、當發生火災或瓦斯、煤塵爆炸事故時，位于事故地點進風側的人員要逆著風流撤出。位于事故回風側的要迅速佩戴好自救器，順風流撤出，盡快利用其它退路繞到新鮮風流中去。
進風側避災路線：工作面→110102運輸順槽→一采區運輸巷(一采區軌道巷)→南軌道巷→行人副斜井→地面
回風側避災路線：工作面→110102回風順槽→一采軌道巷→南軌道巷→行人副斜井→地面
2、當發生水害事故時，處于災區的人員應立即判斷水害具體情況并根據自己所在的位置，選擇捷徑迅速撤到110102回風順槽口(工作面最高點)等待救援，待水勢穩定后沿下列路線進行避災。
110102運輸順槽→一采區運輸巷→南軌道巷→行人副斜井→地面
工作面→110102回風順槽→一采區軌道巷→南軌道巷→行人副斜井→地面
