1、第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表 1表 1 工作面位置及井上下关系表水 平 名 称 -410 水平 采区名称 东翼采区地 面 标 高(m) 69.171.2 井下标高(m) -457 -497地面相对位置 地表为巩家窝棚村庄和沙后所、巩家窝棚耕田。回采对地面设施的影响一条通讯线路、三条高压线路、沙后所至巩家窝棚沥清公路。井下位置及与四邻关系工作面为-410 东翼南侧 705 工作面，工作面位于-410 东翼采区南侧。东以回顺为界，与设计 706 工作面和 DF11 断层相邻；西以运顺为界，与东翼南 704 采空区相邻；南以切眼为界，与 DF11 号断层相邻
2、；北以设计采止线为界，与-410 东翼南侧 7 层皮带中巷和东翼南专用回风道相邻。走向长度(m) 1232 倾斜长度(m) 100-200 面积(m 2) 215085第二节 煤 层煤层赋存情况见表 2表 2 煤层赋存情况表煤层厚度(m) 1.051.90 煤层结构 简 单 煤层倾角 4 9 开采煤层 7 层煤 煤 种 长焰煤 稳定程度 稳定煤层情况描述本面煤层赋存稳定、层数 13 层、平均厚度 1.56 米，夹石厚度 00.30 米、平均厚度 0.03 米、层数为 0.03 米。第三节 煤 层 顶 底 板工作面煤层顶底板情况见表 3表 3 煤层顶底板情况表顶底板名称 岩石名称 厚度(m) 岩
3、性描述老 顶 细砂岩 5.910.45 分选差，块状结构，硬度中。直 接 顶 粉砂岩 4.58.0泥质胶结，含粗砂岩、泥岩，分选差，遇水变软。伪 顶 粉砂质泥岩 0.10.8 泥质胶结，松散易碎、易冒落。直 接 底 粉砂岩 4.386.43 分选差，块状结构，硬度中等。附图 1：工作面煤层综合柱状图第四节 地 质 构 造 情 况一、 断层情况及其对工作面的影响断层情况及其对工作面的影响见表 4表 4 断层情况及其对工作面的影响名称 走向 倾向 倾角 性质 落差(m)对回采影响程度DF112 692 9658 正 6676采止线外对回采无影响f1 157 67 60 正 1.2f2 164 74
4、 55 60正 01.6二、 褶曲情况及其对回采的影响该工作面范围内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。附图 2：工作面运、回顺、开切眼素描图第五节 水 文 地 质一、 含水层分析工作面区域内煤层不含水，在回采过程中顶板遇着细砂岩、粗砂岩，可能出现潮湿或滴水。工作面内有 1017、1021 号钻孔，孔内可能有积水及有害气体。第六节 影响回采的其它因素一、 影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况见表 5表 5 影响回采的其它地质情况瓦斯 绝对涌出量为 30m3/min煤层爆炸指数 40.87%煤的自燃倾向性 自燃煤层，发火期为 36 个月地温危害 无影响二、 冲击地压和应力集中区无冲击地压和
5、应力集中区。三、 地质部门的建议1、回采工作面推进至 f1,f2 号断层附近时施工单位应加强帮、顶管理。2、工作面内伪顶易跨落，回采时应注意观察帮顶变化，加强顶板管理和煤质管理。3、回采至 1017,1021 号钻孔警戒范围前制定防、排钻孔内积水和有害气体的安全措施。 4、在运顺测点 GT54 前 10 米处老基底突起 0.7 米延伸 2 米，煤层变薄至 1.05 米。第七节 储量及服务年限一、储量工作面工业储量为 47.6 万吨，可采储量为 45.2 万吨。二、服务年限工作面服务年限为：可采储量/设计月产量=45.2 万吨/(10 万吨/月)=4.5 个月。第二章 采 煤 方 法本工作面采用
6、走向长壁后退式一次采全高全部垮落法的刨煤机机械化采煤方法。第一节 巷 道 布 置一、 工作面巷道布置情况该面位于东翼采区南侧，工作面及巷道布置见附图 31、工作面运输巷道工作面运输巷道为矩形断面，设计高度为 2.4m，宽度 4.8m，断面 11.52m2,采用锚杆支护，用于进风、运煤、及辅助运输。2、工作面回风巷道工作面回风巷道为矩形断面，设计高度为 2.4m，宽度为 4.8m，断面 11.52m2，采用锚杆支护，用于回风、辅助运输。3、工作面开切眼工作面开切眼为矩形断面，设计高度为 2.4m，宽度 7.0m，断面16.8m2,采用锚杆锚索联合支护。用于安装采煤设备及联接两巷，形成通风、生产系
7、统。附图 3：工作面及巷道布置平面图第二节 采煤工艺一、采煤工艺工作面采煤工艺为：刨煤机割煤、装煤可弯曲刮板输送机运煤 推移输送机 电液控制系统控制移支架支护顶板。（一）落煤1、落煤方式采用端头斜切 Z 字型进刀双向穿梭式的割煤方式。工作面所有支架动作一次为一个循环，循环进度 0.5 米。刨头由机头向机尾方向运行为上行，刨头由机尾向机头方向运行为下行；上行最大刨深（进刀深度）为 70mm,下行最大刨深（进刀深度）为 30mm；上行最大速度为 1.76 m/s，下行最大速度为 0.88 m/s。2、进刀方式（1）刨头由机头向机尾方向运行，刨头通过后，液压支架按 MCU设定的推移步距推移刮板输送机
8、，推移步距为下行刨深。（2）刨头到达机尾后，反向向机头方向运行，当运行至输送机弯曲段时逐渐斜切进入煤壁，液压支架按 MCU 设定的推移步距进行推移，推移步距为上行刨深；输送机机尾由机尾端头支架在电液控制系统控制下自动推移，推移步距为下行刨深，输送机机头由机头端头支架在电液控制系统控制下自动推移，推移步距为下行和上行刨深之和。刨煤机采煤工艺技术参数见表 6表 6 刨煤机采煤工艺技术参数表（二） 、装煤、运煤方式刨头在运行落煤的同时，进行装煤，回采产生的煤量由输送机运出工作面，经输送机机头进入转载机，再经运顺皮带运出工作面。（三） 、顶板控制方式本工作面采用全部垮落法的方式控制顶板，采用两柱支撑掩
9、护式液压支架维护顶板，液压支架在 PM4 电液控制系统的控制下自动割煤方式 端头斜切 Z 字型进刀双向穿梭式进刀段长度（m）7.5刨深（mm） 70上行刨深最大刨速(ms -1) 1.76刨深（mm） 30刨煤机下行刨深最大刨速(ms -1) 0.88采高（m） 1.56进刀方式 斜切进刀循环进尺（mm） 500输送机推移步距（mm） 同刨深支架拉移步距（mm） 500拉移。二、工作面正规循环生产能力工作面采高为 1.56 米，所有支架动作一次为一个循环，循环进度为 0.5 米。W1=L1Shrc=(1000.51.561.650.95)t=122t。W2= L2Shrc=(2000.51.5
10、61.650.95)t=244t。式中 W1、W 2工作面正规循环生产能力，122t（244 t） 。L1（L 2） 工作面平均长度，100m（200m） 。S工作面循环进尺，0.5m。h工作面设计采高,1.56。r煤的密度,1.65t/m 3。c工作面采出率， 95。第三节 设 备 配 置一、设备配置工作面所用采煤设备为 GH9-34Ve/4.7 滑行刨，输送机为 SGZ-764/630 型输送机，SZZ-764/160 型转载机，PEM-1000/650 型破碎机。二、主要设备技术参数全自动刨煤机工作面设备配备表见表 7、刨煤机主要技术参数见表 8、输送机技术参数见表 9、转载机技术参数见
11、表 10表 7 全自动刨煤机工作面设备配备表序号 名称 规格型号 备注序号 名称 规格型号 备注1 液压支架 ZY6400/09/20D2 刨煤机 HG9-34Ve/4.73 运输机 SGZ764/6304 工作面巷道转载机 SZZ-764/1605 破碎机 PEM-1000/6506 乳化液泵站 GRB315/31.57 喷雾泵站 WPB320/2.58 移动变电站 KSGZY-12509 终端开关 KE100410 矿用隔爆型组合开关 KSGZ-4.0/1.14表 8 刨煤机主要技术参数刨煤机型号 HG9-34Ve/4.7 滑行刨额定生产能力（th -1）900刨头导轨型号 9-34Ve
12、刨体类型 单刨头刨体几何尺寸长度（mm）2550 高度（mm） 8001600中心顶刨刀塔最大调整高度（mm ） 250底刨刀调整水平 位置 1，+16；位置 2，-10；位置 3，-25；位置 4，-43机头驱动部功率（kW）315-160电压（V）1140双速水冷频率（Hz）50机尾驱动部 与机头驱动部相同驱动装置减速比 21：1电动机（台）2无极链 链环规格(mmmm) 34126 链速(ms -1) 0.88/1.76表 9 输送机技术参数表总长度/m201水平弯曲度（ 0）11垂直弯曲度（ 0）6.0类型 中间标准型 变线特殊型 调节备用型槽子分类规格(mmmm)1505153456
13、97551534569载货板厚度（mm） 30 封底板厚 20 mm检测门配置 每 6 节运行轨道安装 1 节检测门电动机型号 315/160-4/8 双速水冷电压（V ）1140频率（Hz ）50机头驱动部 减速机型号KP25/30（行星伞齿轮减速器减速比 33机尾驱动部 同机头驱动部链环规格(mmmm)30108 链速(ms -1) 1.32刮板间距（mm） 864 链中心距（mm） 130连接销破力（kN） 2000 电机功率（kW ） 315/160表 10 转载机技术参数表型号 SZZ-764/160 链环规格(mmmm)2692（双中心链）运输能力（th -1）1200 刮板间距（
14、mm） 550链速(ms -1) 1.37 电机功率（kW） 160（双速水冷）附图 4：工作面设备布置示意图第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计本工作面采用两柱支撑掩护式液压支架支护工作面顶板，用端头支架支护工作面两端头。支护设备型号及其参数见表 12表 12 支护设备选择情况表设备名称 规格型号 数量/架 备注液压支架 ZY6400/09/20D 134 过渡架 ZY35 改造型 1端头架 SDE-17/35 4一、 支护强度验算Pt=9.81hrk=(9.811.92.56)=279.58(kN/m2)。式中 Pt工作面合理支护强度。h采高，取最大值 1.9。r直接顶岩石容重，取
15、 2.5t/m3。k上覆岩层厚度和采高之比，取 6。本工作面选用 ZY6400/09/20D 型支撑掩护式液压支架，最大支护强度 1219 kN/m2，支架选型合理。二、 乳化液泵站（一） 、泵站选型、数量本工作面选用 GRB315/31.5 型乳化液泵，乳化液泵站到工作面采用 50（回液） 、32（进液）的高压管；工作面内采用双回向支架供液，一路位于支架内，另一路安置在电缆槽内，进回液分别采用 19、25 的高压液管，两路每隔 9 个架用 19 的高压液管连通一次。（二） 、泵站位置乳化液泵站置于运顺串车中，随串车一同移动。（三）泵站使用规定加强泵站管理，保证泵站压力不小于 30Mpa，乳化
16、液配比浓度为 3-5 ，采用自动配液的方式配制。乳化液配比浓度每班必须检测 2 次。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期工作面顶板支护方式本工作面采用自移式液压支架支护顶板，全部垮落的方式控制顶板。液压支架在 PM4 电液控制系统的控制下自动拉移。二、拉移支架与其他工序平行作业的安全距离通过在主控制台调整定程刨煤参数，即可调整自动移架动作和刨头运行的关系，支架滞后刨头 5 架自动拉移，刨头运行前方 8 个支架严禁自动拉移。三、 特殊时期的顶板控制（一） 、初次来压及采止前的顶板控制1、 顶板初次来压时，加强支架检修，确保完好，泵站压力符合作业规程要求，支架达到初撑力，防止顶板大面积跨落造成设
17、备损坏。2、工作面采止前制定专门措施报批执行。（二） 、顶板破碎或过断层的顶板控制当工作面顶板破碎或过断层时，须调整主控台（MCU）的控制参数，使支架超前拉架，及时支护顶板。断层较大时，另补专项技术措施。第三节 运、回顺及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷超前支护（一） 、两顺为锚杆锚索联合支护。（二） 、两顺超前支护距离及支护形式。巷道支护距离不小于 20 米。支护形式为打戴帽单体支柱。由于两巷高度为 2.4 米，选用 DZ28 型外注式单体（支护高度 2.02.8 米）支护。（1）运顺使用 2.8 米单体，0.6 米大拌打双排带帽点柱，排距2.5 米，柱距 1.6 米，顶帽打在钢带中间与
18、钢带平行，两排点柱距上、下帮煤壁分别为 1.5 米和 0.8 米（下帮点柱随缩皮带尾随打齐） ，当顶板完整时可打单排带帽点柱，柱距 1.6 米，距上帮煤壁 1.5 米。（2）回顺使用 2.8 米单体，0.6 米大拌打双排带帽点柱，排距2.0 米，柱距 1.6 米，距上、下帮各为 1.4 米，顶板破碎时可打三排，中间一排打在巷道中心，两侧距帮 0.8 米，柱距 0.8 米。（3）超前支护单体必须打直，单体迎山准确，达到初撑力，并给好二道保护，顶帽与顶板接触不平处，用木拌垫好，保证接顶严密。两顺顶板压力较大时超前支护柱距加密至 0.8 米,帽柱规格为600 mm200 mm100 mm，单体支柱的
19、初撑力必须达到 90kN 以上，并上好二道保护。二、工作面安全出口的管理（一）支护形式工作面两端头采用端头支架维护，机头 3 架、机尾 2 架由人工根据工作面推移情况手动拉移。（二）质量要求端头支架拉移完毕后，必须及时升紧，达到初撑力。工作面两端头安全出口宽度大于 0.7 米，高度大于 1.8 米。（三）与其他工序之间的衔接关系工作面两端头顶板较完整的地段，运顺超前破碎机 1-3 米、后顺距刨煤机电机前 5-7 米回收锚锁并剪断钢绞线，运顺超前端头1#、2#架前梁（盖板） 、回顺超前刨煤机电机各 1.0-2.0 米的范围内回撤顶锚杆托盘及钢带及顶网。两巷顶板破碎时，托盘、钢带不得回撤。端头支架
20、随工作面推进，与工作面支架一道拉移，以有效维护两端头顶板。三、支护材料的使用数量和存放管理工作面使用的支护材料主要有：DZ28 型外注式单体支柱 200 根，600 mm200 mm100 mm柱帽 200 块；200 mm 3800 mm 大拌 50 块、铁鞋 150 块。所有备用的支护材料存放到运回顺指定地点并码放整齐，挂牌管理。附图 5：工作面、运、回顺及端头支护示意图第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式（一） 、运煤设备及装、转载方式运煤设备选型配备表见表 13表 13 运煤设备选型配备表设备名称 规格型号 数量/台 备注工作面输送机 SGZ764/630 1 3
21、15kw2转载机 SZZ-764/160 1 160kw破碎机 PEM-1000/650 1 55kw带式输送机 SJJ-160 1 80kw2带式输送机 SDJ-150 1 75kw2本工作面采用 SGZ-764/630 型输送机运煤、刨煤机落煤并装煤；前顺采用 SJJ-160、SDJ-150 带式输送机运煤。带式输送机安装于工作面运顺，输送机安装于工作面切眼，顺槽转载机与工作面输送机搭接，破碎机做为转载机的一节用螺栓固定于转载机中部。输送机与转载机搭接方式为端卸式，转载机与带式输送机采用端卸式转载。（二）辅助运输设备及运输方式采区辅助运输采用安装在运输路线沿途的 JD25、JD 40、JD
22、 55、JD75 绞车运输。二、输送机、转载机移动方式（一）转送机的推移输送机的推移和支架的拉移是在液压支架控制系统的监控下自动进行的。液压支架控制系统根据刨头运行参数和预先设定的参数，自动监控，配合刨头运动，自动完成输送机的推移和支架的自动拉移，实现采场自动前移。（二）转载机的推移输送机机头和转载机为分体搭接式，工作面运输机推过 0.5 米后推移转载机，然后拉移端头支架。三、运煤路线工作面运输机顺槽转载机运顺皮带机东翼南 7 层皮带中巷 东翼系列化皮带道-410 主井煤仓-410 主井皮带 -120 主井煤仓 -120 主井皮带选煤厂。四、辅助运输路线东翼南 705 运回顺东翼南 7 层皮带
23、中巷（联络道）东翼南 7层材料道 -410 东翼大巷-410 暗副斜井-120 副井地面。附图 6:运输系统示意图。第二节 通风设计一、风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：ES705 刨煤面回采 7#煤层，其顶板中含有厚度为 600750mm4#煤层，本工作面回采过程中 4#、7#煤层瓦斯同时释放，采场瓦斯涌出量大，参考 ES704 刨煤面回采过程中瓦斯涌出量统计，预计本采场瓦斯涌出绝对量可达 30m3/min。因回采过程中采用回顺斜交钻孔边采边抽采空区瓦斯、 “埋管”抽放采空区瓦斯，引排风机排放后三角点采空区瓦斯，则采场回顺风流排放瓦斯量预计为 7.5 m3/min，排放二氧化碳量为
24、1.3 m3/min。Q=q100k=7.51001.35=1012.5 m3/min。式中：Q：采场需要风量，m 3/min。q：采场绝对瓦斯涌出量（即回顺风流排放瓦斯量） ，m 3/min。k：采场瓦斯涌出不均衡系数（参考 ES704 刨煤面回采中瓦斯涌出统计，为 1.35） 。2、按采场内同时工作最多人数计算：Q=4N=443=172 m3/min。式中：N：采场内同时工作的最多人数（根据安全生产人员定员要求与实际统计情况，为 43 人） 。3、按工作面温度计算：Q=60V 采 S 采 =601.26.47=465.84m3/min。式中：V 采 ：工作面平均风速，m/min。S 采 ：
25、 工作面的平均断面面积，m 2。4、按炸药用量计算：Q=25A=2515=375m3/min。式中：A：采煤工作面一次爆破的最大炸药用量（该工作面为机采工作面，不使用炸药开帮采煤，但处理大块等一次爆破最大炸药用量为15 千克） 。5、工作面需要风量确定：根据以上计算，工作面需要风量确定为 1050m3/min。6、按风速验算：（1） 按最低风速验算：Q15S=1511.52=172.8 m 3/min。式中：S：采煤工作面平均有效断面面积，m 2。 （取运顺断面面积11.52m2计算） 。（2） 按最高风速验算：Q240S=2404.87=1168.8m 3/min（S 为 4.87 m2）
26、。故，工作面需要风量确定为 1050m3/min 符合要求。7、其它：生产过程中及时根据采场瓦斯涌出变化情况修订采场配风计划。二、通风路线-35 主、付井（-120 主、付井） -410 主、付井-410 东翼大巷（含 ES 材料道） 、-410 东翼系列皮带道 ES 皮带中巷ES705运顺ES705 工作面 ES705 回顺ES705 专用回风道ES 专用回风道 东翼绞车道 东翼回风道-207 总回风道南风井地面。第三节 排 水根据工作面涌水量较小的实际情况，在两巷低洼处施工沉淀池，安设潜水泵或风泵进行排水，水管采用 4 寸钢管。排水系统如下：工作面运（回）顺东翼南 7 层材料道东翼大巷。第
27、四节 供 电工作面电气设备技术参数见表 14表 14 工作面电气设备技术参数表设备 型号容量（kW）电压（V ）额定电流（A）额定启动电流（A）刨煤机 HG9-34/VE/4.73152/160211401862/106211162/6362输送机 SGZ764/6303152/160211401862/106211162/6362破碎机 PEM-1000/650 55 1140 40 261转载机 SZZ-764/160 160/80 1140 96/48 677/483乳化液泵 GRB-315/31.5 200 1140 118 767一、供电系统本工作面采用有轨可移动变电站供电方式，高压
28、 6000V，低压1140V。各种机械设备的电力负荷见表 15，所有电气设备见表 16表 15 电力负荷表序号 设备名称 功率（kW） 序号 设备名称 功率（kW）1 刨煤机 3152/1602 5 带式输送机 7522 输送机 3152/1602 6 乳化液泵 20023 回柱绞车 14 7 清水泵 3724 破碎机 55 8 转载机 160合计 2113表 16 工作面所有电气设备表序号 名称 规格型号 单位 数量 备注1 移动变电站 KSGZY1000/6 台 22 移动变电站 KSGZY1250/6 台 1 3 移动变电站 KSGZY500/6 台 2 4 干式变压器 KBSG315/
29、6 台 25 刨煤机 HG934/VE/4.7 台 1 P=2*315KW 双速6 运输机 SGZ764/630 台 1 P=2*315KW 双速7 转载机 SZZ764/160 台 1 P=80/1608 喷雾泵 WPB320/2.5 台 2 P=30 两泵一箱9 乳化液泵 GRB315/31.5 台 2 P=200 两泵一箱10 端头支架 SDE17/35 架 4 11 过渡支架 ZGY640009/20D 架 2 12 中间架 ZY640009/20D 架 130 13 破碎机 PEM1000/650 台 1 14 馈电开关 KE1004 台 4 刨煤机用15 真空开关 QJZ4*315
30、/1140 台 1 控制运输机16 真空开关 QJZ2*200AS 台 1 控制转载机17 真空开关 DQZBH300/1140 台 6 18 煤电钻综保 KSGZ4.0/1.14 台 2电钻照明PM4 电源序号 名称 规格型号 单位 数量 备注19 电缆 MCP-3*95+1*35+4*10 米 1000 刨煤机高速20 电缆 MCP-3*70+1*25+3*6 米 1000刨煤机低速 运输机高速21 电缆 MCP3*50+1*1+3*4 米 300 转载机高速 22 电缆 MCP3*35+1*10 米 100 乳化液泵23 电缆 MCP3*25+1*10 米 250转载机低速喷雾泵24 电
31、缆 MCP3*6+1*6 米 500 PM4 电源25 电缆 UGSP3*50+1*25 米 280026 电缆 MCP3*4+1*4 米 100027 电缆 U3*25+1*10 米 50028 电缆 U3*70+1*16 米 310029 电缆 U3*50+1*10 米 87030 电缆 U3*35+1*10 米 17031 电缆 KXV7*2.5 米 650032 馈电开关 BKD9400 台 733 信号电缆 U3*1.5+1*1.5 米 300034 真空开关 BQD200 台 335 隔爆开关 BQD80N 台 2036 隔爆开关 BQD80 台 437 信号综保 ZXZ82.5
32、台 10序号 名称 规格型号 单位 数量 备注38 皮带综保 APLI 台 339 高爆开关 BGP9L6GZ 台 440 高压接线盒 6KV 台 1041 信号盘 2 件 台 20 语音信号42 隔爆开关 BQD120N 台 2 42二、各开关的整定计算及灵敏度校验各开关整定情况见表 17表 17 各开关整定一览表整定值序号 名称 规格型号 开关代号过流 过载1 移动变电站 KSGZY1000/6 3# 5 0.92 移动变电站 KSGZY1250/6 1#、2# 4 0.93 移动变电站 KSGZY500/6 4# 4 0.84 移动变电站 KSGZY500/6 5# 4 0.65 双速开
33、关 QJZ4*315/1140 5Q 240/1306 真空开关 DQZBH300/1140 7Q、8Q 1507 真空开关 DQZBH300/1140 9Q、10Q 208 真空开关 DQZBH300/1140 11Q 509 双速开关 QJZ2*200AS 12Q 13010 馈电开关 KE1004 1Q、2Q、3Q 240/130序号 名称 规格型号 开关代号整定值过流 过载11 馈电开关 BKD9400 22、27、42 1400 20012 馈电开关 BKD9400 36 1300 20013 馈电开关 BKD9200 41、14、8、1 500 14014 真空开关 BQD200
34、23、24 9015 真空开关 BQD200 28、29 9016 真空开关 BQD200 37、38 9017 真空开关 BQD200 15 20018 隔爆开关 QC8380 43 3019 真空开关 BQD80N 25、30、39 1020 真空开关 BQD80N 34、18、5、36 2021 真空开关 BQD80N35、4、11、13、19、213022 真空开关 BQD80N 32、2、6、9、16 4823 信号综保 ZXZ82.5 26、31、40 10/524 信号综保 ZXZ82.5 33、3、7 10/525 信号综保 ZXZ82.5 10、12、17、20 10/526
35、 高爆开关 BGP9L6GZ 600 16027 高爆开关 BGP9L6GZ 600 10028 高爆开关 BGP9L6GZ 300 80序号 名称 规格型号 开关代号整定值过流 过载29 高爆开关 BGP9L6GZ 300 6030 高爆开关 PB36GAZ 16101 900 30031 高爆开关 PB36GAZ 16102 300 160附图 8：供电系统示意图第五节 通信、照明系统一、通信系统在工作面主控操作室、带式输送机机头、工作面机尾等处安装井下电话、以方便与变电所、调度、采区集中带式输送机及队部联系。二、照明系统在工作面带式输送机机头、主控操作室及工作面安设照明设施。第五章 劳动
36、组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式采用“双九一六”工作制，其中二个班生产，一个班检修的正规循环作业方式。正规循环作业方式附图 9：工作面正规循环作业图表。二、劳动组织采用专业工种与综合工种相结合的劳动组织方式。劳动组织表见表 18表 18 劳动组织表作业时间序号工 种 生产生产生产检修8 10 12 14 16 18 20 22 24 2 4 61 跟班队长 1 1 1 12 班组长 2 2 2 23 电工 1 1 1 44 钳工 0 0 0 85 支架工 5 5 5 06 出口维护工 4 4 4 07 操作员 1 1 1 1合计58 14 14 14 16全队在册 84 人，
37、队干部 2 人，材料核算 2人，验收员 2 人，原班出勤 64 人，出勤率76%。四、 劳动定员夜班限定人员为 18 人，二班限定人员为 18 人，白班限定人员为 25 人。第二节主要技术经济指标主要技术经济指标见表 19表 19 主要技术经济指标序号 项 目 单 位 指 标 备 注1 工作面长度 米 2002 可采走向长度 米 12323 采 高 米 1.564 循 环 产 量 吨 2725 日 循 环 数 个 146 日 产 量 吨 38087 月 循 环 数 个 3788 月 进 度 米 1899 月 产 量 吨 10281610 在 册 人 数 人 8411 日出勤人数 人 6412
38、出勤率 7613 回采工效 吨/工 59.514 煤层牌号 长焰煤15 乳脂液消耗 Kg/104t 10016 刨刀消耗 个/10 4t 5017 油脂消耗 Kg/104t 25018 落装煤机械化程度 100说明：1、生产天数每月按 30 天记算。2、容重按 1.65 吨/立方米计算。3、正规循环率按 90%计算。第六章 煤 质 管 理坚持煤矸分运、煤水分流1、本工作面所采煤层为 7#层煤，夹矸厚度 0-0.30 米。2、工作面回采过程中必须加强顶板管理，防止发生冒顶、掉顶事故，如发生冒顶、掉顶事故必须及时与矿调度汇报联系，做到煤矸分运。3、顶板破碎时要带压擦顶移架，防止矸石掉入运输机，出现
39、少量300300mm 以上的矸石必须停机捡到架间。4、工作面遇特殊地质构造，造成出现岩石时，必须与矿调度及时联系，做到煤矸分运。5、严禁将稀泥或矸石清到运输机上，架间无浮煤，做到停机停水。6、工作面顶板遇有淋水时，必须设防水棚，将水引入下帮，流入老塘。7、两顺顶板有淋水时，必须设防水棚，挖好顺水沟，打好沉淀池，严禁将水流入工作面，定期将水排出，做到煤水分流。第七章 安 全 技 术 措 施第一节 一般规定一、 工作面安全制度1、开工前，由技术员负责，将本规程、 煤矿安全规程 、 技术操作规程中的下列条款及其他有关规定向职工详细贯彻、签字，并进行考试，考试合格后，方可上岗作业；考试不及格人员必须补
40、考，补考合格后方可上岗作业；轮休或请假人员必须进行学习，考试合格后方可上岗作业。需贯彻事项见表 20表 20 需贯彻事项序号 项目 煤矿安全规程 技术操作规程1 顶板控制 4951，5358，67 液压支架工、出口维护工2“一通三防”100104，116，136，138140，147148，149，152155，168，169，174，231，240，241瓦斯检查员中有关部分3 机电管理69，72，76，77，373，440，444-447，451，469，472，473，482491综采电工、综采钳工4 防治水 266，268，278，286 泵站工5 采掘机械 70，76，77 综采电工、综采钳工2、工作面工程质量参照综采工作面质量标准化标准执行。二、 安全技术措施1、必须保持两平、一净、无漏液、两畅通。两平：顶、底板平。一
