煤矿工作面采煤工艺设计
目录
1.概述 3
1.1采煤工作面位置及开采范围 3
1.2采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系 3
1.3采煤工作面与地面相对位置关系 3
2.地质概况 3
2.1煤层的赋存情况 3
2.2围岩的性质对采煤的影响 4
2.3地质构造及水文地质情况 4
2.4瓦斯、煤尘和自燃发火期 5
3.可采储量及可采期 5
3.1可采储量的计算公式 5
3.2可采期的计算公式 5
4.巷道布置与生产系统 5
4.1巷道布置概述 5
4.2生产系统 6
4.2.1运输系统 6
4.2.2排水系统 7
4.2.3供电系统 8
4.2.4通风系统 8
4.2.5管路系统： 10
4.2.6照明及通讯系统 11
5.采煤系统 11
5.1采煤工艺的选择 11
5.2采煤工艺 12
5.2.1落煤、装煤 12
5.2.2运煤 13
5.2.3移架 14
5.2.4放顶煤 15
5.2.5支护 16
6生产技术管理 24
6.1循环方式 24
6.2作业形式 24
6.3劳动组织和人员配备 24
6.4经济技术指标 25
7.采煤方法图的设计与绘制 26
8.1工程质量要求： 26
8.2设备检修质量要求： 27
8.5防灭火措施： 33
8.6控制溜子上下窜安全技术措施： 33
8.7其它措施： 33
8.8避灾路线： 34
1.概述
1.1采煤工作面位置及开采范围
该采煤工作面位于西南采区，开采11#煤层。采区走向长1000m，倾斜长350m，煤层走向为南北向，煤层平均厚度为6.2m，倾角3~9°，煤的密度为1.36t/m3。瓦斯绝对涌出量4.25m3/h，煤层属易自燃，煤尘有爆炸性，煤质瘦煤。
1.2采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系
工作面北以一采区回风巷为界，南、西为矿井边界线，东为未开采的实体煤。
1.3采煤工作面与地面相对位置关系
地表相对位于位于田村西北，距村庄1200m，无任何建筑，形态为丘陵，地面标高为730.0-780.0m，工作面上覆基岩厚208-244m。因工作面上覆盖基岩较厚，回采过程中不会对地表产生影响。回采不会对其四邻造成任何影响。
2.地质概况
2.1煤层的赋存情况
1、煤层厚度：本工作面范围内煤层厚度6.58—5.38m，平均厚度6.2m，煤层变化情况不大。
2、煤层产状：本工作面煤层走向NW15°-SE15°，倾向NE75°，煤层倾角在3°-9°之间，平均6°左右。
3、该工作面为太原组10+11#煤层，煤层为半亮型煤，煤种牌号为瘦煤。煤层中部有0.58-1.51m的夹石，煤层普氏系数F=2。
4、煤质指标：Mad=1.21%Ad=28.06%Vadf=14.12%Qgr.d=22.16%GRI=61St.d=2.84%Y=5.5mm容重为：1.35t/m3
2.2围岩的性质对采煤的影响
110102工作面布置于11#煤层，位于太原组下部，顶底板均为泥岩.11#煤层距10号煤层底0.58m，煤层厚度1.53-2.23m，平均为1.93m，含1-2层夹矸，夹矸最大厚度为0.62m，岩性为泥岩，结构较简单，层位较稳定，为稳定的全区可采煤层，底板为深灰色泥岩，厚约2.8m。直接顶为10#煤顶板，灰黑色泥岩，厚约1m，老顶为9#煤的顶板为5.88—8.76m深灰色石灰岩。
邻近采区对本采区无影响。
2.3地质构造及水文地质情况
工作面总体为单斜构造，煤层倾角3-9°，两顺槽掘进过程中没有构造揭露，对回采没有影响。
该工作面水文地质情况简单，上覆岩层中没有含水层，下覆奥灰岩的静水位标高低于煤层底板该工作面水文地质情况简单，上覆岩层中没有含水层，下覆奥灰岩的静水位标高低于煤层底板，本井田奥灰水位高为526m，11#煤层底板标高最低分别为528m。由此看来，内开采11#号煤层，位于奥灰水位之上，不存在带压开采。不受奥灰水影响，西北部紧邻的山西介休大佛寺煤业有限公司已形成2处采空区(采空区距工作面最近处为55m)。110102工作面以留设隔水煤柱，不影响回采。本工作面的正常涌水量为0.5-1.5m3/h，最大涌水量为3m3/h。
地表水体不会对回采造成影响，本区沟谷平常无水，只有雨季才有洪水，来去迅速，煤矿井口均位于历年最高洪水位线以上，不会对煤矿开采造成威胁。
2.4瓦斯、煤尘和自燃发火期
采区瓦斯绝对涌出量4.25m3/min，煤尘爆炸指数为30%，具有爆炸危险性。。自燃发火期为6个月。
3.可采储量及可采期
3.1可采储量的计算公式
工作面可采面积：150×350=52500m2
容重：1.35t/m3回采率：93%
工业储量：52500×1.35×6.57=469098t
可采储量:469098×93%=436261t
3.2可采期的计算公式
服务年限=可采储量/设计月产量=436261/44400=9.8个月
4.巷道布置与生产系统
4.1巷道布置概述
工作面运输顺槽、回风顺槽均沿煤层倾向布置，回采工作面运输顺槽长为400m，回采工作面回风顺槽长为380m，开切眼长为150m。(附巷道布置图)
4.2生产系统
4.2.1运输系统
工作面运煤路线：工作面→110102运输顺槽→一采区运输巷→南运输巷→煤仓→主斜井→煤场
110102工作面运输设备
| 序号 | 设备名称 | 型号 | 单位 | 功率 | 数量 | 备注 |
| 1 | 刮板运输机(前刮) | SGZ-630/150 | 台 | 150 | 1 | |
| 2 | 刮板运输机(后刮) | SGZ-630/220 | 台 | 110×2 | 1 | |
| 3 | 转载机 | SZD730/75 | 台 | 75 | 1 | |
| 4 | 破碎机 | PEM-1000×650Ⅲ | 台 | 55 | 1 | |
| 5 | 带式输送机 | SSJ-80/40×2 | 部 | 40×2 | 1 |
运料系统：
副斜井→副斜井井底车场→南运输巷→一采区运输巷→110102运料绕道→110102回风顺槽→工作面
110102工作面运料设备
| 序号 | 设备名称 | 型号 | 单位 | 功率 | 数量 | 备注 |
| 1 | 调度绞车 | JD-25 | 台 | 25 | 2 | |
| 2 | 慢速绞车 | JM2-4 | 台 | 18.5 | 1 |
4.2.2排水系统
工作面→110101运输顺槽排水点→一采区运输巷排水点→南轨道巷→中央水仓→地面
110102回风顺槽→一采区轨道巷→南轨道巷→中央水仓→地面
| 序号 | 设备名称 | 型号 | 单位 | 功率 | 数量 | 备注 |
| 1 | 小水泵 | KWQB12－45-4 | 台 | 4 | 2 |
| 110102工作面主要设备 | ||||||
| 序号 | 设备名称 | 型号(规格) | 单位 | 功率KW | 数量 | 备注 |
| 1 | 采煤机 | MG132/300-W | 套 | 300 | 1 | |
| 2 | 刮板运输机(前刮) | SGZ-630/150 | 台 | 150 | 1 | |
| 3 | 刮板运输机(后刮) | SGZ-630/220 | 台 | 110×2 | 1 | |
| 4 | 转载机 | SZD730/75 | 台 | 75 | 1 | |
| 5 | 破碎机 | PEM-1000×650Ⅲ | 台 | 55 | 1 | |
| 6 | 带式输送机 | SSJ-80/40×2 | 部 | 40×2 | 1 | |
| 7 | 液压支架 | ZFS4000/16/28 | 架 | 80 | 备用5 | |
| 8 | 端头支架 | ZYG4800/17/30 | 架 | 6 | ||
| 9 | 乳化液泵 | BRW250/31.5 | 台 | 160 | 2 | 备用1台 |
| 10 | 乳化液箱 | RX200/16A | 台 | 2 | 备用1台 | |
| 11 | 单体液压支柱 | DW25-25/100 | 根 | 180 | 备用30 | |
| 12 | π型钢梁 | HDC-4000 | 根 | 80 | 备用20 | |
| 13 | 小水泵 | KWQB12－45-4 | 台 | 4 | 2 | |
| 14 | 调度绞车 | JD-25 | 台 | 25 | 2 | |
| 15 | 慢速绞车 | JM2-4 | 台 | 18.5 | 1 | |
| 16 | 阻化剂喷射泵 | WJ－24 | 台 | 2.2 | 1 | |
4.2.3供电系统
4.2.4通风系统
工作面风量、风速计算：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk
式中：Q—工作面实际需要风量，m3/min。
100—单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%，取100计算。
q—工作面瓦斯绝对涌出量4.25m3/min
k—工作面瓦斯涌出不均匀的各用风量系数，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×4.25×1.5=637m3/min
2、按二氧化碳涌出量计算：
Q=100qk/1.5
式中：Q—工作面实际需要风量，m3/min。
100—单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%，取100计算。
q—工作面二氧化碳绝对涌出量5.12m3/min
k—工作面二氧化碳涌出不均匀的各用风量系数，取k=1.2—1.5，取k=1.5
Q=100×5.12×1.5/1.5=5213/min
3、按工作面适宜风速计算
Q=60VS=60×V×(L大+L小)H/2
式中：Q—工作面实际需要风量。
V—工作面平均风速。
H—工作面采高，取2m
L大—最大控顶断面面积;取4.05m2
L小—最小控顶断面面积;取3.45m2
Q=60×1.5(4.05+3.45)×2/2=657m3/min
工作面平均风速按人员舒适条件取1.5m/s。
4、按工作面每班工作最多人数计算：Q=4N
式中：Q—工作面实际需要风量，m3/min
N—工作面同时工作的最多人数
Q=4×32=128m3/min
经过上述计算，工作面配风量取最大值6573/min。风速符合规定能满足要求。
为保证采掘接替正常，在生产工作面接近结束时，必须准备成接替工作面。接替工作面所需风量取生产工作面所需风量的50%。
则回采工作面需总风量∑Q11#采=657×(1+50%)=985.5(m3/min)，取986m3/min。
取∑Q11#采=986m3/min。
5、按工作面风速验算：
(1)按最低风速进行验算：
V小=Q采÷(H×L大×60)，m/s
式中：V小—工作面最低风速，m/s
Q采—工作面配风量，取986m3/min
L大—最大控顶断面面积;取4.045m2
H—工作面采高，取2m
V小=986÷(2×4.045×60)=1.97m/s>0.25m/s,符合规定
(2)按最高风速进行验算：
V大=Q采÷(H×L小×60)，m/s
式中：V大—工作面最高风速，m/s
Q采—工作面配风量，取986m3/min
L小—最大控顶断面面积;取3.445m2
H—工作面采高，取2m
V大=986÷(2×3.445×60)=2.31m/s<4m/s,符合规定
经验算工作面配风量在986m3/min时，风速符合规定，能满足通风要求，所以回采工作面需要风量为986m3/min。
新鲜风流：
副斜井(行人副斜井)→南轨道巷→一采区轨道巷(一采区运输巷)→110102运输顺槽→工作面
乏风流：
工作面→110102回风顺槽→一采区回风巷→南回风巷→二采区回风巷→回风立井→地面
4.2.5管路系统：
(1)、轨道巷、皮带巷的管路采用无缝钢管。吊挂顺序：自上而下依次为供水管、压风管、排水管。
(2)、轨道巷供排水管路、压风管路设在煤体帮，管路上下间距0.2米;皮带巷供排水管路、压风管路设在煤柱帮，管路上下间距0.2米，抽瓦斯管路设在煤体帮。水风管使用管卡硬联结吊挂，吊钩间距5米，吊挂要牢固。
(3)、为排除工作面、两巷积水，需敷设排水管路。皮带巷、轨道巷各敷设一趟Φ100mm的排水管。轨道巷设一趟Φ75mm的压风管，在轨道巷口安设Φ75mm的阀门一个。
4.2.6照明及通讯系统
工作面皮带运输顺槽安设防爆照明灯。工作面每10架安设一盏防爆照明灯。在工作面移动变压器、转载机头、运输顺槽皮带机头处各安设一部防爆调度电话机与地面联系。工作面架间间隔15m、前后运输机机头、机尾及转载机机头各设扩音电话与集控室控制台联系;皮带顺槽间隔100m设声光信号器与皮带头联系。(1)运输顺槽信号系统
转载机头、运输顺槽皮带机、前后运输机机头、机尾及转载机机头安装一套信号机。
(2)皮带巷信号系统
①、在皮带机头、转载机头安装声光信号器，作为皮带系统的联络信号。②、沿线绞车安装防爆电铃和防爆灯作为绞车运输信号。
(3)工作面信号、控制系统
在转载机沿线每隔20m、工作面沿线每隔15m、串车处安装扩音电话，工作面设备均实现工作面设备的集中顺序开、停控制，并有开机预警功能。
5.采煤系统
5.1采煤工艺的选择
10+11号煤层下分层采用长壁综合机械化放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板。用MG132/300-W型采煤机落煤装煤，工作面回采和放顶煤均选用SGZ-630/150型封底式可弯曲刮板输送机，ZFS4000/16/28型放顶煤液压支架支护顶煤、顶板，高度为1.6m～2.8m(平均2.2m)。110102工作面煤层厚度为5.38—6.58，平均厚度6.57m，放顶煤采煤法，采下层2.0m，放顶煤4.57m，平均采放比为1:2.3，放顶煤工作面回采之初，为了防止老顶突然来压对工作面造成威胁，开始只进行回采而不放顶煤，待工作面推进一段距离后再开始工作面全长第一次放煤，称为初次放煤距离。为缩短初次放煤距离，提高顶煤采出率，本次设计初次放煤距离为5m，即支架全部前移出开切眼口开始放煤、其放煤循环步距为0.6m。工作面放煤方式采用单轮间隔放煤方式，等工作面顶板初次来压后，按一刀一放的正规循环作业，循环进度放煤步距都为0.6m，直到工作面停采线前15m。停采线前15m到停采线，只割煤不放煤。顶板采用全部垮落法管理顶板。
采煤机采用端头斜切进刀，进刀长度25m左右，移架滞后采煤机后滚筒3-5m，追机作业，滞后移架10-15m推移前部输送机，输送机弯曲长度不小于15m，推移步距0.6m。采煤机割煤时，滞后采煤机放顶煤，其滞后距离不小于20m，以免两工序相互影响。
5.2采煤工艺
5.2.1落煤、装煤
工作面破煤、装煤采用MG132/300-W型双滚筒采煤机，其滚筒直径为1.25m，截深0.6m。采煤机牵引方式为液压无极调速，齿轮销排式无链牵引。
进刀方式采用端头斜切进刀，即采煤机由机头(尾)斜切进刀，行走20—30m，待前后滚筒全部切入煤壁达0.6m后，机组再反向割三角煤，待割透煤壁，然后反向牵引正常割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，双向割煤，即采煤机往返一次为两个循环。
正常割煤时，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机滚筒旋转时，煤被滚筒上的截齿破碎下来，并由螺旋叶片装入前溜，少量煤在推前溜时被铲煤板装入前溜内，极少量散落在支架与前溜间的浮煤，由人工装入前溜内。
工作面采煤机割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载，经转载机、由胶带输送机运出。
工作面回采工艺流程:
机头进刀――上行割煤――移架――移前溜――放顶煤――移后溜――机尾进刀――下行割煤――移架――移前溜――放顶煤――移后溜
采高、循环进度
本工作面煤层厚度为5.38—6.58，平均厚度6.2m，放顶煤采煤法，采下层2.0m，放顶煤4.2m，平均采放比为1:2.3，工作面采高最低不低于1.6m，采高最高不得超过2.8m。循环进度为0.6m。
5.2.2运煤
进刀方式与正常割煤:采用工作面端部斜切进刀割三角煤方式。采煤机从工作面工作面前溜选用SGZ-630/150型封底式刮板输送机，后溜选用SGZ-630/220型封底式刮板输送机，回采工作面运输顺槽采用PEM-1000×650Ⅲ型颚式破碎机及SZD730/75型转载机通过SSJ—80/40×2型可伸缩胶带输送机运到一采区运输巷，再由DTL80/40/75型带式输送机运到南运输巷，然后通过DTL80/40/75型带式输送机煤仓，主斜井采用DTL100/15/2×90型带式输送机运输至地面再经过DTL80/40/75型带式输送机将煤运至地面储煤场。
推前溜滞后采煤机后滚筒15m进行。
采煤机割煤后距采煤机后滚筒15m以上时，即可顺序推溜，推前溜、拉后溜时，必须多个支架同时协同操作，不使溜子出现急弯或弯度过大，必须符合下列要求：
(1)推溜必须是同一方向，严禁从两头向中间推溜;
(2)推过的溜子必须成直线，其偏差不超过±150mm，最大弯度不超过3度，弯曲段不少于15m，保证溜子平、直、稳。
(3)移机头和机尾时，必须滞后采煤机后滚筒15m。进刀后机头和机尾必须一次移到位。
清煤：
推过溜子后，及时将支架间推溜千斤顶槽内的浮煤清理干净，装入工作面刮板输送机内运走，保证2m2内浮煤平均厚度不大于30mm，并及时将挡煤板与销排间的浮煤清理干净，保证机组顺利通过。
5.2.3移架
本工作面采用ZFS4000-16/28型放顶煤液压支架，支架移架方式均采用电液控制系统并要求与采煤机实现联动，能显示采煤机、支架工作状态，故障情况，具有随机操作和成组操作功能。
工作面移架采用追机作业，采煤机割煤后，支架即可降柱前移，以实现及时支护，也可同时操纵降柱和移架两手柄，待支架开始移动时，将降柱手柄放到中间位置，使支架擦顶带压移架，这样既有利于维护顶板又能提高工作面效率。在移架过程中同时操纵侧推千斤顶，从而扶正支架，一方面防止支架倾斜，另一方面使支架间保持适当的距离。
移过支架后，操纵升柱手柄立即升架，并操纵平衡千斤顶，使支架顶梁接顶严实，并符合以下要求：
(1)支架初撑力不低于3680KN。
(2)移过的支架成直线，其偏差不超过±50mm，支架中心距1.5m，其偏差不超过±100mm。
(3)支架顶梁应尽量保持与顶、底板平行，其最大夹角不得超过7°。
(4)相邻两支架不得出现明显错差，错差不超过顶梁侧护板高的2/3，支架不挤、不咬，架间空隙不得超过200mm。
(5)支架端面距不大于340mm。
(6)正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒不大于4500mm，否则必须停机移架。如果顶板破碎，则必须追机移架，必要时采取少降快移，带压移架的办法，保证有效控制顶板。
(6)、拉后部溜
当工作面支架放完顶煤后,滞后放顶煤支架15m后部溜子，拉溜步距为0.6m，后溜弯曲段不小于15m，严禁出现急弯。拉后部溜滞后放顶煤支架最大不超过40m。
5.2.4放顶煤
放顶煤在工作面处于最小控顶距的条件下进行。当矸石量占放出物的1/3时即停止放煤，遇到大块煤不易放出时，反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使底煤破碎后顺利放出。放煤范围从端头第4#支架到断尾第77#支架。每3架为一组，后部输送机停止运转时，严禁放煤。
1初次放顶煤
工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤较困难。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准要求，可采取以下措施：
放慢割煤速度，反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层;两端头附近的顶煤可同时升降数组支架，使顶煤破碎垮落。
2正常放煤
放煤工艺：分段单轮顺序放煤。
放煤操作：收回插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置(保证放出的顶煤落入后溜中)。可多次反复升降尾梁，使大碳破碎。放煤结束后升起尾梁，伸出插板，对后溜进行掩护，防止大块矸石落入后溜。机头、尾作业人员必须根据煤量大小进行补放，必要时停止机组割煤。第一名放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/3～1/2;相隔10～20架，第二名放煤工进行第二轮放煤，全部见矸停放。一般情况下，两轮放完，特殊情况下放第三轮。
3放煤管理：
放煤时必须做到全部见矸，既要保证回收率，又要保证煤质。
放煤时，注意煤流中矸石涌出情况，防止大块矸石涌入后溜。放煤完毕后，及时伸出插板挡矸。
后溜司机要随时观察后溜煤量、电机负荷及过载报警，防止后溜断链或压溜。
加强现场监督检查，最大限度提高顶煤回收率。
5.2.5支护
支架选型
根据工作面顶、底板岩性及有关技术资料，工作面选用ZFS4000-16/28型放顶煤液压支架。
1、支架支撑高度的确定
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----顶板冒落厚度，一般取0.2m。
S2----顶板下沉量，取0.2m;
a----支架前移的最小可缩量，取0.05m;
δ----浮煤、浮矸厚度，一般0.05m;
液压支架支撑高度为1.6-2.8m，所选支架合理，满足支护要求。
2、支架支护强度的计算
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—支架单位面积承受的荷载，kN;
γ煤—11#煤的密度，1.35t/m3;
h煤—顶煤高度，4.06m;
γ岩—顶板岩石视密度，2.6t/m3;
h岩—顶板岩石高度，11.94m;
α—煤层倾角，4°;
110102综采工作面最大控顶距4.05m，ZFS4000/16/28液压支架中心距为1.5m，液压支架单位面积的支撑力P支=3920/(4.05×1.5)=645KN/m2。
P支>P，工作面所选支架合理，满足支护要求。
3、工作面需要支架数量
N=K•P•b·a/P工=1.2×357×120×4.05/3920=54架
式中：P――支架承受单位面积的荷载，kN/m2;
K――为支架承受荷载不均匀系数，1.2;
a――工作面长，150m;
b――最大控顶距，4.05m;
P工――支架工作阻力，3920kN;
工作面实际支架安装中心距为1.5m，实际支架安装架数为150÷1.5=100架，满足支护要求。支架特征为：
支撑高度：1600-2800mm
支架宽度：1428mm
支架中心距：1500mm
支架初撑力：3680KN
支架工作阻力:3920KN
端面距：340mm
移架步距：800mm
支架额定支护强度：0.729-0.745Mpa
泵站压力：31.5Mpa
支架对底板的比压：1.1-1.4Mpa
乳化液泵站：
1、泵站选型、数量：
1)、乳化液泵压力的确定：Pb=4P1/ZπD2=29.6MPa
式中Pb———乳化液泵的压力，Pa;
P1———液压支架的初撑力，2382kN;
Z———一架液压支架立柱根数，4;
D———支架立柱的缸体内径，0.16m。
泵站压力取31.5Mpa。
2)、泵站流量的确定：
根据支架要求泵站流量：180L/min。
3)、泵站电机功率的确定计算公式为：N=PQ/61.2·η=97.5kW
式中：N——泵站功率，kW;
P——泵站的额定压力，31.5Mpa;
Q——泵站流量，180L/min;
η——泵站效率,95%。
经计算，支架供液系统最低流量应不低于180L，设计选定乳化液泵站型号为BRW250/31.5，配套液箱为RX200/16A(容积1600L)。
2、泵站设置位置：
泵站安设在110102运输顺槽距一采区运输巷30m的位置，顶板完好无淋水，且底板平整的地方。
3、乳化液泵站管理：
(1)开启液泵时，应首先检查各部件有无损伤，各联接螺栓是否紧固，润滑油油位要适当，各种保护是否齐全可靠。
(2)泵启动后，要注意监听泵的运转状况，如有异常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。
(3)开泵时，必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。开泵时，必须向工作面发出开泵信号再等5秒后再启动。
(4)检修泵时，必须把泵的开关打到零位并闭锁。
(5)适当调整泵的倾角，使泵处于水平状态。
(6)加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器定期清洗。
(7)乳化液泵站压力调定为31.5MPa，乳化液采用自动配比方式，配比浓度为4%～5%，班班由泵站工现场用糖量计进行检查，同时要做好泵站的日常维护及清理工作，使泵站安全、稳定运行。
(8)乳化液泵站工作压力由包机组长负责，每周测定一次，工作压力不符合要求时，要查明原因立即处理。
正常时期的顶板支护形式：
采用追机移架的方式对顶板进行支护。在采煤机割煤后，先移输送机，再移支架。
支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”。
2、工作面顶板漏顶时，要及时用木料接顶，保证支架接顶严实。
3、工作面支架严禁歪斜、咬架和挤架;否则要及时调整。
工作面特殊时期的顶板控制：
(一)来压及停采前的顶板控制
1、工作面基本顶初次来压前，必须编制专门的安全技术措施。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。
3、工作面支架、单体液压支柱初撑力要达标。正副两巷超前支范围内的液压支柱不得低于6.5Mpa，确保整体支护强度，预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板控制，打好封口住。
(二)顶板破碎时的顶板控制
在顶板破碎的地段，为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮，必须带压移架。当工作面片帮严重时，应超前采煤机移架，及时支护顶板。
运输顺槽、回风顺槽超前支护：
运输顺槽、回风顺槽超前工作面煤壁线10m范围内采用两排一梁四柱支护，10m—30m范围内采用一排一梁四柱支护，形式为单体液压支柱配合铰接顶梁配合竹笆、菱形网封顶支护。过前、后机头处采用两根3.6m型π梁交替迈步支护。两巷挑棚内所有支护必须“穿鞋”，且柱鞋必须拴上钢丝绳或链条。并保证此范围内的巷道高度不低于1.8m。
运输顺槽超前支护：
距工作面煤壁10m-30m范围内，架棚时在距梁头0.1m紧靠巷帮支设一排单体柱，另一排在人行侧距转载机0.1m-0.2m处打一排单体柱组成一梁三柱，保证行人侧距离不小于0.7m;距工作面煤壁10m范围内，另在工作面侧距转载机0.1m-0.2m处打一排单体柱。组成一梁四柱，转载机两侧的柱不得影响转载机的推拉，所有单体柱要用联柱绳联好，单体柱初撑力不小于90kN。
随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，单体柱回收距前溜机头大架不超过2.4m。拉端头架前将影响拉架的单体柱回掉，煤柱侧一排单体柱一直延伸到端头架顶梁尾部。最后一排切顶柱柱距不大于0.4m，端头架和煤柱距离超过1.2m时，要靠端头架增加一排单体柱，但是必须保证安全出口不小于0.7m，顶板压力大时，要在切顶线处及时加密补打点柱。
回风顺槽超前支护:
距工作面煤壁10m-30m范围内，架棚时在距梁头0.1m紧靠巷帮支设两排单体柱，另一排在人行侧距转载机0.1m-0.2m处打一排单体柱组成一梁三柱，在距工作面煤壁10m范围内，工作面侧距煤帮柱0.8m范围处打一排单体柱，组成一梁四柱。所有单体柱要用联柱绳联锁，所有单体柱初撑力不小于90kN。靠煤柱侧两排单体柱一直延伸至后溜机尾最后两排单体柱。
随循环推进，将影响割煤的工作面侧单体柱逐根回掉，单体柱回收距前溜机尾大架不大于2.4m，煤柱侧单体柱回收到与排尾架掩护梁中部相齐，当排尾架与煤柱间空间超过1m时，应在排尾架与煤柱间增打点柱，点柱距煤柱不小于0.7m，且单体柱必须离开溜子机尾和支架0.1-0.2m，支护强度不够时，应及时加密点柱，但必须保证安全出口宽度大于0.7m。顶板压力大时，要在切顶线处及时加密补打点柱。
工作面端头支护：
1、机头机尾为3架过渡支架，配合两道走向棚维护端头。端头支架与铰接顶梁间距不大于0.2m，过顶采用圆木、塘柴和笆片封顶。在两头向里各5架，在移架时从两端头向里依次铺设铅丝菱形网，网下用半圆木过顶封闭，半圆木沿工作面走向布置，长度在1.8m，间距0.2m，半圆木后端搭接在支架上，搭接长度不低于0.6m，前端顶住煤壁，然后向前移支架。
2、在工作面安装时，考虑到9#煤的运输问题(同11#煤共同用皮带运输系统)，转载机安设在运输顺槽的下帮，因此需从下帮开安全出口。
1、从破碎机到第一架端头支架中间(约8m长段)向下帮扩1.2m，倾向方向用HDC3200型π型顶梁过顶，间距1.2m，下面用1.2m铰接顶梁打走向棚，倾向π型顶梁过顶时，打设在该走向棚和机头迈步走向棚上方，并伸入第一架端头支架上0.3m。
2、在转载机和破碎机前移后，该安全出口紧跟向前施工，依次循环。扩帮时，用风镐配合手镐施工，随扩随支，严禁空顶作业。
3、在破碎机后2m和端头支架前的转载机上，架设过桥，以便人员通过，过桥下表面距转载机上表面不低于0.4m，以便煤通过。
支护材料的规格数量及管理：
| 名称 | 型号 | 使用数量 | 备用数量 |
| 基本支架 | ZFS4000-16/28 | 91架 | |
| 过渡支架 | ZYG4800/17/30 | 6架 | |
| 单体支柱 | DW25-25/100 | 180根 | 30根 |
| π梁 | HDC-4000 | 80根 | 20根 |
| 木质板梁 | 2000×200×120 | 30根 | |
| 圆木 | Φ20×2000 | 20根 |
所有备用支护材料全部码放在副巷距工作面150-200m处，不得有淤泥、积水，且保证顶板完好，材料按类堆放整齐，不超过巷道断面的1/3，不影响通风及行人，所有支护材料必须进行挂牌管理。
工作面支护质量及顶板动态监测：
110102工作面从1#开始每一架安装两支直读式压力表，监测支架立柱的初撑力情况，每班工人在操作支架时都必须将支架升紧，保证支架的初撑力。每班验收员对支架的初撑力情况进行测量记录。
工作面每隔十架安装一块圆图式自记仪，一个圆班更换一次记录纸片。此项工作由生产班验收员负责。
现场管理措施：
直读式压力表，工作面每推进一个循环，观察记录一次，由每班验收员负责监测，及时观测支架初撑力进行记录，以上资料由施工队技术员及时收集，并上报技术部备案。
6生产技术管理
6.1循环方式
1、D循=L×M×H×Y×K
式中：L=工作面长度150m
M=采高2.0m;放顶煤4.57m
H=采煤机截深0.6m
Y=容重1.35t/m3
K=回采率95%;放顶煤80%
D循=150×2×0.6×1.35×95%+150×4.57×0.6×1.35×65%=592t
2、日循环数：暂定为3个。
每个生产小班完成2个循环，圆班共完成6个循环。
6.2作业形式
采用“四六工作制”作业，作业形式为：三班生产，一班检修。
6.3劳动组织和人员配备
| 序号 | 人员类别 | 出勤人数 | ||||
| 一班 | 二班 | 三班 | 四班 | 合计 | ||
| 1 | 采煤一队 | 16 | 16 | 16 | 10 | 58 |
| 2 | 带班长(兼职) | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 3 | 安全员 | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 4 | 采煤机司机 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 5 | 乳化泵司机 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 6 | 刮板机司机 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 7 | 转载机司机 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 8 | 胶带机司机 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 9 | 跟班电工 | 1 | 1 | 1 | 3 | |
| 10 | 支护工 | 3 | 3 | 3 | 9 | |
| 11 | 端头支护工 | 2 | 2 | 2 | 6 | |
| 12 | 移溜工(扩帮、移溜、清煤、其它劳力) | 2 | 2 | 2 | 6 | |
| 13 | 水泵工 | 1 | 1 | 1 | 1 | 4 |
| 14 | 检修工 | 2 | 2 | |||
| 15 | 支架检修工 | 2 | 2 | |||
| 16 | 电器检修工 | 1 | 1 | |||
| 17 | 运料工 | 2 | 2 | |||
6.4经济技术指标
| 序号 | 内容 | 数量 | 单位 | 备注 |
| 1 | 工作面走向 | 280 | m | |
| 2 | 工作面倾向长度 | 120 | m | |
| 3 | 工作面倾角 | 3～9 | (°) | |
| 4 | 煤层厚度 | 6.57 | m | 平均 |
| 5 | 采高 | 2（平均） | m | 机采高度 |
| 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 | 循环进尺 | 0.60 | m | |
| 11 | 日循环数 | 3 | 个 | |
| 12 | 循环产量 | 473 | t | |
| 13 | 生产方式 | “四六”制 | ||
| 14 | 日进尺 | 1.8 | m | |
| 15 | 平均日产量 | 1420 | t | |
| 16 | 月产量 | 35500 | t | 25天/月 |
| 17 | 日出勤人数 | 58 | 人 | |
| 18 | 日出勤率 | 74% | ||
| 19 | 坑木消耗 | 10 | m3/万吨 | |
| 20 | 截齿消耗 | 40 | 个/万吨 | |
| 21 | 乳化液消耗 | 500 | kg/万吨 | |
| 22 | 可采天数 | 163 | 天 | |
| 23 | 工效 | 28 | t／工 |
7.采煤方法图的设计与绘制
具体见附图
8.安全技术措施
8.1工程质量要求：
1、每班配备专职验收员，严格按照《安全质量精细化验收制度》严格把关验收。
2、工作面工程质量保持“三直、一平、两畅通”，巷道做到无杂物、无积水，回收物料及备用材料要码放整齐。
“三直”：工作面输送机直、支架直、煤壁直。
“一平”：工作面刮板输送机平。
两畅通：皮带巷、轨道巷及两端头安全出口畅通无阻，安全出口宽度不小于0.7m，高度不低于1.8m。
3、液压支架实行编号管理，两巷材料、设备实行挂牌管理，油脂库卫生清洁、干净，必须使用不燃性支护材料，油脂存放整齐并有标志牌。
4、“三员两长”上岗执行挂牌管理。
“三员”：安全员、瓦斯员、验收员。“两长”：跟班队长、工长。
8.2设备检修质量要求：
1、建立健全机电岗位责任制度、设备包机制度和设备检修制度，按照《煤矿机电设备检修质量标准》、《煤矿机电设备完好标准》和检修说明书进行检修，搞好日、旬、月检修工作。
2、各种机器设备的操作、维修、故障处理必须由经过专门培训，并有特殊工种操作证的人员进行。
3、每班都必须保证三大保护齐全、灵敏、可靠，严禁甩掉保护操作机器设备，不得随意调整电气设备的整定值。
4、工作面照明通风设施要齐全、完好，供水、供电及时，两巷管线吊挂要整齐。
5、严格执行队制定的现场交接班制度，机电设备执行“三定”原则，即：定人、定岗、定设备，保证台台完好，消灭失爆。
6、检修电气设备时，首先进行电气断电，挂“有人工作，禁止送电”牌，并设专人看守，严格执行“谁停电，谁送电”制度，不准随意送电启动。
7、检修采煤机时，首先闭锁电源开关，断开隔离开关，摘开滚筒离合器，并且在采机上闭锁工作面输送机;检修支架、泵站时，必须关闭截止阀或停泵，待压力释放后方可进行作业;处理输送机、转载机大链故障时，必须使用紧链器，方可作业。
8、工作面所有开关全部上架，各运输设备的传动部位防护罩必须齐全完好。
9、电气设备接地极要齐全、完好。
8.3移电气列车安全措施：
(一)、电气列车组成部分：
电气列车共有13辆车，由内向外依次为：电缆车重：900kg;控制台车重：1000kg;2辆组合开关重2×2300kg;2辆泵组车重：2×6490kg;液箱车重：1380kg;过滤器车重：1000kg;加压泵车重：1939kg;2辆移变车重：2×8000kg;电缆车重：1000kg;工具车重：800kg。总重量为：41599kg。
车辆之间必须采用硬连接，硬连接采用直径62.5mm的无缝钢管或工字钢，销子采用直径30mm的销子并定位闭锁。电气列车首尾车拴一根直径为24.5mm的钢丝绳作为保险绳，绳钩至少用4个绳卡固定稳固。
(二)、绞车拉力验算：
根据我队所用绞车进行验算：
绞车及钢丝绳参数表
| 绞车 型号 | 牵引力(N) | 钢丝绳绳径 （mm） | 每米绳重(kg/m) | 最大 坡度 | 运距（m） | 钢丝绳拉断力总和（N） |
| JM—14 | 140kN | 24.5 | 2.165 | 6° | 100 | 345kN |
F―——绞车牵引力 由表得数，取140kN
Fˊ―——拉运电气列车钢丝绳受力
Fˊ=[PsL(sinα+Wscosα)+G(sinα+Wcosα)]×9.8÷1000
=51.49kN
L―——绞车钢丝绳长度(M)
Ps―——每米钢丝绳的质量(kg/m)
α―——运输区段内最大坡(°)
G―——电气列车总重量(41599kg)
W―——车轮滚动摩擦阻力系数(取0.015)
Ws―——钢丝绳摩擦阻力系数(取0.4)
注：全部在底板或枕木上运行时，Ws取0.4～0.6
钢丝绳安全系数计算公式
M=Q/[G(sinα+Wcosα)+PsL(sinα+Wscosα)]
=6.6
式中：Q―——合格的钢丝绳拉断力总和345(KN)
M―——钢丝绳的安全系数(煤矿安全规程规定：单绳缠绕式不低于6.5)
经验算，F>Fˊ，同时钢丝绳的安全系数大于煤矿安全规程规定，所以绞车及钢丝绳符合要求。
(三)、准备工作：
1、拉移电气列车前必须在高压线路停电状况下进行。
2、运行作业前必须由工长检查运输所经过的巷道是否支护合格，有无障碍物，轨道质量是否合格及绞车是否完好。发现问题必须先处理后拉移。
3、司机必须扎好衣袖，衣着整齐，严防钢丝绳咬住衣服和手套。
4、检查信号系统，控制系统是否齐全，灵敏可靠。
5、检查绞车制动闸是否完好无损，是否有断裂，保持无油污，闸把操作灵活，施闸后闸把符合规定，拉杆螺丝有背帽，无明显弯曲。
6、检查钩头绳卡是否完好，钢丝绳磨损、锈蚀、断股、断丝是否超过规定，有无扭结，硬弯的外伤。钢丝绳在滚筒上排列是否整齐，有无咬绳和爬绳现象。钢丝绳在滚筒上的固定是否牢靠。
7、检查电气列车连接装置是否合格完好。
8、必须把设备的接地极起离地面，把绞车钩头与电气列车末端联结好。必须采用∪型环连接。
9、检查绞车的老汉木是否松动，必须保证老汉木的安全可靠。老汉木必须形成“四压两戗”式，并用铁丝连接固定在顶锚杆上。
(四)、拉移：
1、拉移前必须先检查车辆之间的硬连接及列车与钩头的U型环连接是否可靠，确保无误后方可开始拉移。
2、启动绞车，轻轻吃紧绳，将电气列车的阻车装置摘开。
3、绞车司机必须听清信号，及时开停。
4、绞车运行接近停车点时应作好停车准备，接到停车信号后立即停车，严禁硬拉。绞车未停止运行前司机不得离开工作岗位。
5、拉移结束后，打好木马，在电气列车与轨道用直径26mm的锚链连上5处，并在列车前后的下坡位置设置木马，防止跑车;电缆盘好，开关、移变的接地极重新安设好。
6、拉移电气列车时，必须是电气列车前后各安设一台JM-14型绞车，实行对拉，安设语音信号装置。
(五)、安全技术措施及注意事项：
1、绞车司机、信号工、挂钩工必须经过培训，考试合格后持证上岗。
2、拉移时，需多人协作配合作业，必须由机电队长跟班现场指挥。
3、轨道巷电气列车的移动，由检修班负责按时拉移，拉移前移变必须停电。
4、绞车拉移时，绳道内严禁站人，并且下坡方向处严禁站人。
5、操作回柱绞车，必须由专职司机操作，作业时，必须听清信号，以防误动作伤人。
6、绞车司机操作时，附近有避身硐时，必须站在避身硐里，无避身硐时，在绞车前设置2道木马阻车器。
7、所有作业人员必须密切配合，口令一致，严防误动作。
8、严禁其它车辆与电控列车连在一块。
9、电气设备所用车辆必须符合规定。
10、顶板有淋水时，电气设备必须采用安全可靠的防护措施。
11、运行中遇到下列情况之一，应立即停车，采取相应措施进行处理：
(1)绞车运行接到停车信号。
(2)绞车运行中，突然发现钢丝绳跳动严重或突然停电
(3)绞车固定松动。
(4)绞车运行中咬绳和爬绳。
(5)绞车有异常现象。
(6)发现防跑车装置失灵。
8.4防瓦斯、煤尘管理措施：
1、严格执行通风瓦斯、综合防尘质量标准化检查标准。
2、工作面设专职瓦检员检查瓦斯，严格执行“五检查五汇报”制度。
3、瓦斯传感器由各班工长负责挪移，挪移过程中，要注意保护瓦斯传感器，以防人为损坏或丢失。
4、煤层注水不少于5个孔。队组每天认真登记注水量，保证正常注水，确保煤体注水水分达2%以上，煤体注水孔孔深要达到工作面倾向长的2/3以上。
5、采煤机内外喷雾保持完好，并能覆盖全滚筒，支架喷雾完好，实现移架自动喷雾。
6、各转载点和采煤机的喷雾必须完好，开机前先放开喷雾，后开设备，并要做到随开随停。
7、若工作面出现瓦斯涌出异常现象，立即切断电源、撤出人员、查明原因、采取措施进行处理。
8、压风自救、供水施救系统要求：在轨道巷距工作面50-100m处安设不少于两组(12人)压风自救装置及不少于一组(6人)供水施救装置，并随工作面推进及时移设，保证完好有效。
8.5防灭火措施：
1、机电设备要消灭失爆，严禁明火或带电作业。
2、油脂库、备件库必须安门上锁，并有专人管理。
3、采煤机内外喷雾保持畅通完好，无水或喷雾装置损坏时必须停机。破碎机道出口必须全断面封闭并安装喷雾装置。
8.6控制溜子上下窜安全技术措施：
1、由跟班队干，验收员具体负责，每班通报工作面机头、机尾超前滞后情况以及溜子窜动趋势，及时调整。
2、跟班队干和推溜工班中随时观察溜子窜动情况，测量机头、机尾到煤壁上帮的距离，及时调整推溜方向，有效控制溜子窜动。
3、通过以下几点判断溜子是否有窜动趋势：
(1)、看轨道巷、皮带巷两帮是否平直和有凹凸不平现象;
(2)、看溜子是否有窜动趋势;
(3)、看机头与机尾距煤柱帮的距离，机头或机尾距煤柱帮的距离800～1200mm为合适距离。
4、具体办法：先改变推溜方向，如果溜子还有窜动，再采用调斜开采的方法控制。
8.7其它措施：
1、开破碎机、转载机、溜子时由KTC2控制台进行启动。采煤机在人员躲开5m后方可启动。
2、支设单体支柱二人配合作业，提前把柱帽和单体连接起来，一人监护周围顶、帮支护情况，一人扶柱子并操作液枪升柱，升柱或降柱前先检查单体支柱与柱帽连接是否牢固，若发现柱帽有松动现象时，必须及时紧固，所有单体液压支柱的三用阀卸液口必须朝向落山方向，确保安全作业。
3、每班由工长负责作业前检查两巷、端头及工作面支护情况，发现顶板压力大等异常情况时，要及时补打支柱，确认安全后方可开始作业。
4、转载机，破碎机操作人员及泵站工，看控制台人员周围必须打好贴帮柱，用构木攀帮，保证操作人员的安全。
5、转载机处设牢固的行人过桥，并设好扶手。
6、备件、油脂必须入库，并分类挂牌设专人管理。
8.8避灾路线：
1、当发生火灾或瓦斯、煤尘爆炸事故时，位于事故地点进风侧的人员要逆着风流撤出。位于事故回风侧的要迅速佩戴好自救器，顺风流撤出，尽快利用其它退路绕到新鲜风流中去。
进风侧避灾路线：工作面→110102运输顺槽→一采区运输巷(一采区轨道巷)→南轨道巷→行人副斜井→地面
回风侧避灾路线：工作面→110102回风顺槽→一采轨道巷→南轨道巷→行人副斜井→地面
2、当发生水害事故时，处于灾区的人员应立即判断水害具体情况并根据自己所在的位置，选择捷径迅速撤到110102回风顺槽口(工作面最高点)等待救援，待水势稳定后沿下列路线进行避灾。
110102运输顺槽→一采区运输巷→南轨道巷→行人副斜井→地面
工作面→110102回风顺槽→一采区轨道巷→南轨道巷→行人副斜井→地面
