煤礦工作麵采煤工藝設計
目錄
1.概述 3
1.1采煤工作麵位置及開采範圍 3
1.2采煤工作麵與相鄰煤層及相鄰已采采區的關係 3
1.3采煤工作麵與地麵相對位置關係 3
2.地質概況 3
2.1煤層的賦存情況 3
2.2圍岩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.巷道布置與生產係統 5
4.1巷道布置概述 5
4.2生產係統 6
4.2.1運輸係統 6
4.2.2排水係統 7
4.2.3供電係統 8
4.2.4通風係統 8
4.2.5管路係統： 10
4.2.6照明及通訊係統 11
5.采煤係統 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製 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控製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采煤工作麵位置及開采範圍
該采煤工作麵位於西南采區，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。瓦斯絕對湧出量4.25m3/h，煤層屬易自燃，煤塵有爆炸性，煤質瘦煤。
1.2采煤工作麵與相鄰煤層及相鄰已采采區的關係
工作麵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采煤工作麵與地麵相對位置關係
地表相對位於位於田村西北，距村莊1200m，無任何建築，形態為丘陵，地麵標高為730.0-780.0m，工作麵上覆基岩厚208-244m。因工作麵上覆蓋基岩較厚，回采過程中不會對地表產生影響。回采不會對其四鄰造成任何影響。
2.地質概況
2.1煤層的賦存情況
1、煤層厚度：本工作麵範圍內煤層厚度6.58—5.38m，平均厚度6.2m，煤層變化情況不大。
2、煤層產狀：本工作麵煤層走向NW15°-SE15°，傾向NE75°，煤層傾角在3°-9°之間，平均6°左右。
3、該工作麵為太原組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，煤層普氏係數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圍岩的性質對采煤的影響
110102工作麵布置於11#煤層，位於太原組下部，頂底板均為泥岩.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，岩性為泥岩，結構較簡單，層位較穩定，為穩定的全區可采煤層，底板為深灰色泥岩，厚約2.8m。直接頂為10#煤頂板，灰黑色泥岩，厚約1m，老頂為9#煤的頂板為5.88—8.76m深灰色石灰岩。
鄰近采區對本采區無影響。
2.3地質構造及水文地質情況
工作麵總體為單斜構造，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。
該工作麵水文地質情況簡單，上覆岩層中沒有含水層，下覆奧灰岩的靜水位標高低於煤層底板該工作麵水文地質情況簡單，上覆岩層中沒有含水層，下覆奧灰岩的靜水位標高低於煤層底板，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，位於奧灰水位之上，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(采空區距工作麵最近處為55m)。110102工作麵以留設隔水煤柱，不影響回采。本工作麵的正常湧水量為0.5-1.5m3/h，最大湧水量為3m3/h。
地表水體不會對回采造成影響，本區溝穀平常無水，隻有雨季才有洪水，來去迅速，煤礦井口均位於曆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
采區瓦斯絕對湧出量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
工作麵可采麵積：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.巷道布置與生產係統
4.1巷道布置概述
工作麵運輸順槽、回風順槽均沿煤層傾向布置，回采工作麵運輸順槽長為400m，回采工作麵回風順槽長為380m，開切眼長為150m。(附巷道布置圖)
4.2生產係統
4.2.1運輸係統
工作麵運煤路線：工作麵→110102運輸順槽→一采區運輸巷→南運輸巷→煤倉→主斜井→煤場
110102工作麵運輸設備
| 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 | 台 | 150 | 1 | |
| 2 | 刮板運輸機(後刮) | SGZ-630/220 | 台 | 110×2 | 1 | |
| 3 | 轉載機 | SZD730/75 | 台 | 75 | 1 | |
| 4 | 破碎機 | PEM-1000×650Ⅲ | 台 | 55 | 1 | |
| 5 | 帶式輸送機 | SSJ-80/40×2 | 部 | 40×2 | 1 |
運料係統：
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→工作麵
110102工作麵運料設備
| 序號 | 設備名稱 | 型號 | 單位 | 功率 | 數量 | 備注 |
| 1 | 調度絞車 | JD-25 | 台 | 25 | 2 | |
| 2 | 慢速絞車 | JM2-4 | 台 | 18.5 | 1 |
4.2.2排水係統
工作麵→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→地麵
110102回風順槽→一采區軌道巷→南軌道巷→中央水倉→地麵
| 序號 | 設備名稱 | 型號 | 單位 | 功率 | 數量 | 備注 |
| 1 | 小水泵 | KWQB12－45-4 | 台 | 4 | 2 |
| 110102工作麵主要設備 | ||||||
| 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 | 台 | 150 | 1 | |
| 3 | 刮板運輸機(後刮) | SGZ-630/220 | 台 | 110×2 | 1 | |
| 4 | 轉載機 | SZD730/75 | 台 | 75 | 1 | |
| 5 | 破碎機 | PEM-1000×650Ⅲ | 台 | 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 | 台 | 160 | 2 | 備用1台 |
| 10 | 乳化液箱 | RX200/16A | 台 | 2 | 備用1台 | |
| 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 | 台 | 4 | 2 | |
| 14 | 調度絞車 | JD-25 | 台 | 25 | 2 | |
| 15 | 慢速絞車 | JM2-4 | 台 | 18.5 | 1 | |
| 16 | 阻化劑噴射泵 | WJ－24 | 台 | 2.2 | 1 | |
4.2.3供電係統
4.2.4通風係統
工作麵風量、風速計算：
1、按瓦斯湧出量計算：
Q=100qk
式中：Q—工作麵實際需要風量，m3/min。
100—單位瓦斯湧出量配風量，按回風流瓦斯濃度不超過1%，取100計算。
q—工作麵瓦斯絕對湧出量4.25m3/min
k—工作麵瓦斯湧出不均勻的各用風量係數，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×4.25×1.5=637m3/min
2、按二氧化碳湧出量計算：
Q=100qk/1.5
式中：Q—工作麵實際需要風量，m3/min。
100—單位瓦斯湧出量配風量，按回風流瓦斯濃度不超過1%，取100計算。
q—工作麵二氧化碳絕對湧出量5.12m3/min
k—工作麵二氧化碳湧出不均勻的各用風量係數，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×5.12×1.5/1.5=5213/min
3、按工作麵適宜風速計算
Q=60VS=60×V×(L大+L小)H/2
式中：Q—工作麵實際需要風量。
V—工作麵平均風速。
H—工作麵采高，取2m
L大—最大控頂斷麵麵積;取4.05m2
L小—最小控頂斷麵麵積;取3.45m2
Q=60×1.5(4.05+3.45)×2/2=657m3/min
工作麵平均風速按人員舒適條件取1.5m/s。
4、按工作麵每班工作最多人數計算：Q=4N
式中：Q—工作麵實際需要風量，m3/min
N—工作麵同時工作的最多人數
Q=4×32=128m3/min
經過上述計算，工作麵配風量取最大值6573/min。風速符合規定能滿足要求。
為保證采掘接替正常，在生產工作麵接近結束時，必須準備成接替工作麵。接替工作麵所需風量取生產工作麵所需風量的50%。
則回采工作麵需總風量∑Q11#采=657×(1+50%)=985.5(m3/min)，取986m3/min。
取∑Q11#采=986m3/min。
5、按工作麵風速驗算：
(1)按最低風速進行驗算：
V小=Q采÷(H×L大×60)，m/s
式中：V小—工作麵最低風速，m/s
Q采—工作麵配風量，取986m3/min
L大—最大控頂斷麵麵積;取4.045m2
H—工作麵采高，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—工作麵最高風速，m/s
Q采—工作麵配風量，取986m3/min
L小—最大控頂斷麵麵積;取3.445m2
H—工作麵采高，取2m
V大=986÷(2×3.445×60)=2.31m/s<4m/s,符合規定
經驗算工作麵配風量在986m3/min時，風速符合規定，能滿足通風要求，所以回采工作麵需要風量為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→工作麵
乏風流：
工作麵→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→地麵
4.2.5管路係統：
(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)、為排除工作麵、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照明及通訊係統
工作麵皮帶運輸順槽安設防爆照明燈。工作麵每10架安設一盞防爆照明燈。在工作麵移動變壓器、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麵聯係。工作麵架間間隔15m、前後運輸機機頭、機尾及轉載機機頭各設擴音電話與集控室控製台聯係;皮帶順槽間隔100m設聲光信號器與皮帶頭聯係。(1)運輸順槽信號係統
轉載機頭、運輸順槽皮帶機、前後運輸機機頭、機尾及轉載機機頭安裝一套信號機。
(2)皮帶巷信號係統
①、在皮帶機頭、轉載機頭安裝聲光信號器，作為皮帶係統的聯絡信號。②、沿線絞車安裝防爆電鈴和防爆燈作為絞車運輸信號。
(3)工作麵信號、控製係統
在轉載機沿線每隔20m、工作麵沿線每隔15m、串車處安裝擴音電話，工作麵設備均實現工作麵設備的集中順序開、停控製，並有開機預警功能。
5.采煤係統
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，工作麵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工作麵煤層厚度為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，放頂煤工作麵回采之初，為了防止老頂突然來壓對工作麵造成威脅，開始隻進行回采而不放頂煤，待工作麵推進一段距離後再開始工作麵全長第一次放煤，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。工作麵放煤方式采用單輪間隔放煤方式，等工作麵頂板初次來壓後，按一刀一放的正規循環作業，循環進度放煤步距都為0.6m，直到工作麵停采線前15m。停采線前15m到停采線，隻割煤不放煤。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，移架滯後采煤機後滾筒3-5m，追機作業，滯後移架10-15m推移前部輸送機，輸送機彎曲長度不小於15m，推移步距0.6m。采煤機割煤時，滯後采煤機放頂煤，其滯後距離不小於20m，以免兩工序相互影響。
5.2采煤工藝
5.2.1落煤、裝煤
工作麵破煤、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，待前後滾筒全部切入煤壁達0.6m後，機組再反向割三角煤，待割透煤壁，然後反向牽引正常割煤，前滾筒割頂煤，後滾筒割底煤，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，後滾筒割底煤。采煤機滾筒旋轉時，煤被滾筒上的截齒破碎下來，並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。
工作麵采煤機割下的底煤和支架放下的頂煤分別由前後兩部輸送機運至端頭卸載，經轉載機、由膠帶輸送機運出。
工作麵回采工藝流程:
機頭進刀――上行割煤――移架――移前溜――放頂煤――移後溜――機尾進刀――下行割煤――移架――移前溜――放頂煤――移後溜
采高、循環進度
本工作麵煤層厚度為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，工作麵采高最低不低於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:采用工作麵端部斜切進刀割三角煤方式。采煤機從工作麵工作麵前溜選用SGZ-630/150型封底式刮板輸送機，後溜選用SGZ-630/220型封底式刮板輸送機，回采工作麵運輸順槽采用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，然後通過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麵再經過DTL80/40/75型帶式輸送機將煤運至地麵儲煤場。
推前溜滯後采煤機後滾筒15m進行。
采煤機割煤後距采煤機後滾筒15m以上時，即可順序推溜，推前溜、拉後溜時，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，彎曲段不少於15m，保證溜子平、直、穩。
(3)移機頭和機尾時，必須滯後采煤機後滾筒15m。進刀後機頭和機尾必須一次移到位。
清煤：
推過溜子後，及時將支架間推溜千斤頂槽內的浮煤清理幹淨，裝入工作麵刮板輸送機內運走，保證2m2內浮煤平均厚度不大於30mm，並及時將擋煤板與銷排間的浮煤清理幹淨，保證機組順利通過。
5.2.3移架
本工作麵采用ZFS4000-16/28型放頂煤液壓支架，支架移架方式均采用電液控製係統並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。
工作麵移架采用追機作業，采煤機割煤後，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，這樣既有利於維護頂板又能提高工作麵效率。在移架過程中同時操縱側推千斤頂，從而扶正支架，一方麵防止支架傾斜，另一方麵使支架間保持適當的距離。
移過支架後，操縱升柱手柄立即升架，並操縱平衡千斤頂，使支架頂梁接頂嚴實，並符合以下要求：
(1)支架初撐力不低於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)支架端麵距不大於340mm。
(6)正常情況下，移架滯後采煤機後滾筒不大於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，保證有效控製頂板。
(6)、拉後部溜
當工作麵支架放完頂煤後,滯後放頂煤支架15m後部溜子，拉溜步距為0.6m，後溜彎曲段不小於15m，嚴禁出現急彎。拉後部溜滯後放頂煤支架最大不超過40m。
5.2.4放頂煤
放頂煤在工作麵處於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，反複伸縮插板，小幅度上下擺動尾梁，使底煤破碎後順利放出。放煤範圍從端頭第4#支架到斷尾第77#支架。每3架為一組，後部輸送機停止運轉時，嚴禁放煤。
1初次放頂煤
工作麵回采初期，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，反複升降支架，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後溜中)。可多次反複升降尾梁，使大碳破碎。放煤結束後升起尾梁，伸出插板，對後溜進行掩護，防止大塊矸石落入後溜。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於頂煤的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，注意煤流中矸石湧出情況，防止大塊矸石湧入後溜。放煤完畢後，及時伸出插板擋矸。
後溜司機要隨時觀察後溜煤量、電機負荷及過載報警，防止後溜斷鏈或壓溜。
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
根據工作麵頂、底板岩性及有關技術資料，工作麵選用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----工作麵的最大、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岩h岩cosα
=9.8×4.06×1.35cosα+9.8×11.94×2.6cosα
=357kN/m2
式中：P—支架單位麵積承受的荷載，kN;
γ煤—11#煤的密度，1.35t/m3;
h煤—頂煤高度，4.06m;
γ岩—頂板岩石視密度，2.6t/m3;
h岩—頂板岩石高度，11.94m;
α—煤層傾角，4°;
110102綜采工作麵最大控頂距4.05m，ZFS4000/16/28液壓支架中心距為1.5m，液壓支架單位麵積的支撐力P支=3920/(4.05×1.5)=645KN/m2。
P支>P，工作麵所選支架合理，滿足支護要求。
3、工作麵需要支架數量
N=K•P•b·a/P工=1.2×357×120×4.05/3920=54架
式中：P――支架承受單位麵積的荷載，kN/m2;
K――為支架承受荷載不均勻係數，1.2;
a――工作麵長，150m;
b――最大控頂距，4.05m;
P工――支架工作阻力，3920kN;
工作麵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
端麵距：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，支架供液係統最低流量應不低於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)泵啟動後，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後方可開泵。開泵時，必須向工作麵發出開泵信號再等5秒後再啟動。
(4)檢修泵時，必須把泵的開關打到零位並閉鎖。
(5)適當調整泵的傾角，使泵處於水平狀態。
(6)加強液壓係統的清潔衛生，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。在采煤機割煤後，先移輸送機，再移支架。
支護要求：
1、工作麵應達到動態的質量標準化要求，確保“三直、一平、兩暢通”。
2、工作麵頂板漏頂時，要及時用木料接頂，保證支架接頂嚴實。
3、工作麵支架嚴禁歪斜、咬架和擠架;否則要及時調整。
工作麵特殊時期的頂板控製：
(一)來壓及停采前的頂板控製
1、工作麵基本頂初次來壓前，必須編製專門的安全技術措施。
2、工作麵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、工作麵支架、單體液壓支柱初撐力要達標。正副兩巷超前支範圍內的液壓支柱不得低於6.5Mpa，確保整體支護強度，預防冒頂。
4、加強上、下端頭頂板控製，打好封口住。
(二)頂板破碎時的頂板控製
在頂板破碎的地段，為了有效的防止頂板冒落、控製煤壁片幫，必須帶壓移架。當工作麵片幫嚴重時，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、回風順槽超前工作麵煤壁線10m範圍內采用兩排一梁四柱支護，10m—30m範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、後機頭處采用兩根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。並保證此範圍內的巷道高度不低於1.8m。
運輸順槽超前支護：
距工作麵煤壁10m-30m範圍內，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於0.7m;距工作麵煤壁10m範圍內，另在工作麵側距轉載機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，單體柱初撐力不小於90kN。
隨循環推進，將影響割煤的工作麵側單體柱逐根回掉，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。最後一排切頂柱柱距不大於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於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:
距工作麵煤壁10m-30m範圍內，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，在距工作麵煤壁10m範圍內，工作麵側距煤幫柱0.8m範圍處打一排單體柱，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於90kN。靠煤柱側兩排單體柱一直延伸至後溜機尾最後兩排單體柱。
隨循環推進，將影響割煤的工作麵側單體柱逐根回掉，單體柱回收距前溜機尾大架不大於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，點柱距煤柱不小於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於0.7m。頂板壓力大時，要在切頂線處及時加密補打點柱。
工作麵端頭支護：
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於0.2m，過頂采用圓木、塘柴和笆片封頂。在兩頭向裏各5架，在移架時從兩端頭向裏依次鋪設鉛絲菱形網，網下用半圓木過頂封閉，半圓木沿工作麵走向布置，長度在1.8m，間距0.2m，半圓木後端搭接在支架上，搭接長度不低於0.6m，前端頂住煤壁，然後向前移支架。
2、在工作麵安裝時，考慮到9#煤的運輸問題(同11#煤共同用皮帶運輸係統)，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，下麵用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，並伸入第一架端頭支架上0.3m。
2、在轉載機和破碎機前移後，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、在破碎機後2m和端頭支架前的轉載機上，架設過橋，以便人員通過，過橋下表麵距轉載機上表麵不低於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麵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，不超過巷道斷麵的1/3，不影響通風及行人，所有支護材料必須進行掛牌管理。
工作麵支護質量及頂板動態監測：
110102工作麵從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。
工作麵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，工作麵每推進一個循環，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，並上報技術部備案。
6生產技術管理
6.1循環方式
1、D循=L×M×H×Y×K
式中：L=工作麵長度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“四六工作製”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 | 工作麵走向 | 280 | m | |
| 2 | 工作麵傾向長度 | 120 | m | |
| 3 | 工作麵傾角 | 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”製 | ||
| 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製
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製度》嚴格把關驗收。
2、工作麵工程質量保持“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”：工作麵輸送機直、支架直、煤壁直。
“一平”：工作麵刮板輸送機平。
兩暢通：皮帶巷、軌道巷及兩端頭安全出口暢通無阻，安全出口寬度不小於0.7m，高度不低於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、幹淨，必須使用不燃性支護材料，油脂存放整齊並有標誌牌。
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製度、設備包機製度和設備檢修製度，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，並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、工作麵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、嚴格執行隊製定的現場交接班製度，機電設備執行“三定”原則，即：定人、定崗、定設備，保證台台完好，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，並設專人看守，嚴格執行“誰停電，誰送電”製度，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，並且在采機上閉鎖工作麵輸送機;檢修支架、泵站時，必須關閉截止閥或停泵，待壓力釋放後方可進行作業;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、工作麵所有開關全部上架，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;控製台車重：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。總重量為：41599kg。
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的銷子並定位閉鎖。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―——車輪滾動摩擦阻力係數(取0.015)
Ws―——鋼絲繩摩擦阻力係數(取0.4)
注：全部在底板或枕木上運行時，Ws取0.4～0.6
鋼絲繩安全係數計算公式
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―——鋼絲繩的安全係數(煤礦安全01manbetx 規定：單繩纏繞式不低於6.5)
經驗算，F>Fˊ，同時鋼絲繩的安全係數大於煤礦安全01manbetx 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後拉移。
3、司機必須紮好衣袖，衣著整齊，嚴防鋼絲繩咬住衣服和手套。
4、檢查信號係統，控製係統是否齊全，靈敏可靠。
5、檢查絞車製動閘是否完好無損，是否有斷裂，保持無油汙，閘把操作靈活，施閘後閘把符合規定，拉杆螺絲有背帽，無明顯彎曲。
6、檢查鉤頭繩卡是否完好，鋼絲繩磨損、鏽蝕、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麵，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鬆動，必須保證老漢木的安全可靠。老漢木必須形成“四壓兩戧”式，並用鐵絲連接固定在頂錨杆上。
(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，確保無誤後方可開始拉移。
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，接到停車信號後立即停車，嚴禁硬拉。絞車未停止運行前司機不得離開工作崗位。
5、拉移結束後，打好木馬，在電氣列車與軌道用直徑26mm的錨鏈連上5處，並在列車前後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，必須是電氣列車前後各安設一台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，考試合格後持證上崗。
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，並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，必須站在避身硐裏，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)絞車固定鬆動。
(4)絞車運行中咬繩和爬繩。
(5)絞車有異常現象。
(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、工作麵設專職瓦檢員檢查瓦斯，嚴格執行“五檢查五彙報”製度。
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、煤層注水不少於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麵傾向長的2/3以上。
5、采煤機內外噴霧保持完好，並能覆蓋全滾筒，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，後開設備，並要做到隨開隨停。
7、若工作麵出現瓦斯湧出異常現象，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、供水施救係統要求：在軌道巷距工作麵50-100m處安設不少於兩組(12人)壓風自救裝置及不少於一組(6人)供水施救裝置，並隨工作麵推進及時移設，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，並有專人管理。
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麵封閉並安裝噴霧裝置。
8.6控製溜子上下竄安全技術措施：
1、由跟班隊幹，驗收員具體負責，每班通報工作麵機頭、機尾超前滯後情況以及溜子竄動趨勢，及時調整。
2、跟班隊幹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，有效控製溜子竄動。
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製。
8.7其它措施：
1、開破碎機、轉載機、溜子時由KTC2控製台進行啟動。采煤機在人員躲開5m後方可啟動。
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，一人扶柱子並操作液槍升柱，升柱或降柱前先檢查單體支柱與柱帽連接是否牢固，若發現柱帽有鬆動現象時，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、端頭及工作麵支護情況，發現頂板壓力大等異常情況時，要及時補打支柱，確認安全後方可開始作業。
4、轉載機，破碎機操作人員及泵站工，看控製台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，並設好扶手。
6、備件、油脂必須入庫，並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02manbetx.com 時，位於02manbetx.com 地點進風側的人員要逆著風流撤出。位於02manbetx.com 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：工作麵→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→地麵
回風側避災路線：工作麵→110102回風順槽→一采軌道巷→南軌道巷→行人副斜井→地麵
2、當發生水害02manbetx.com 時，處於災區的人員應立即判斷水害具體情況並根據自己所在的位置，選擇捷徑迅速撤到110102回風順槽口(工作麵最高點)等待救援，待水勢穩定後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→地麵
工作麵→110102回風順槽→一采區軌道巷→南軌道巷→行人副斜井→地麵
