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1、14101综放工作面回采作业规程目 录第一章 地质与矿压观测资料11.1地质说明书11.2矿压观测资料及支护设计31.2.1矿压观测资料31.2.2巷道布置7第二章 采煤方法和回采工艺82.1采煤方法82.1.1采煤方法的选择82.1.2采高的确定82.2回采工艺82.2.1落煤82.2.2放煤92.2.3装煤92.2.4运煤92.2.5工作面支护102.2.6顶板管理13第三章 循环作业、劳动组织及主要技术经济指标143.1循环作业143.1.1循环方式143.1.2作业形式143.2劳动组织143.2.1劳动组织形式143.2.2劳动组织和出勤143.3主要技术经济指标15第四章 主要生产
2、系统164.1材料运输系统164.1.1工作面材料运输路线164.1.2老料回收路线164.2运煤系统164.3排水系统164.4供电系统164.4.1概述164.4.2动力变压器的选择174.4.3电缆的选择184.4.4电压损失校验194.4.5系统短路电流计算和保护装置的整定214.4.6 机电安全管理244.5通风防尘254.5.1工作面配风量计算264.5.2通风路线274.5.3粉尘防治274.5.4瓦斯防治284.6冲击地压334.6.1总则334.6.2监测方法334.6.3重点监测区域354.6.4冲击地压防范措施354.6.5解危措施354.7压风自救394.7.1概述39
3、4.7.2压风自救系统安装的相关要求394.7.3压风自救系统管理39第五章 主要安全技术措施415.1一般规定415.2顶板管理415.2.1 14101工作面责任区域内巷道巡查、找掉、维护415.2.2工作面试生产425.2.3工作面预防冒顶和片帮及处理措施425.2.4超前支护及两道回料425.2.5过地质构造带435.3生产管理435.3.1工作面生产过程中的安全技术关键435.3.2针对以上安全技术关键措施445.4运输管理62第六章 煤质管理636.1煤质要求636.2煤质管理措施636.3保证煤炭回收率的措施63第七章 避灾路线及应急预案647.1工作面水灾避灾路线647.2火灾
4、事故和瓦斯、煤尘爆炸避灾路线647.3冲击地压事故避灾路线647.4发生重大事故时的应急预案647.4.1顶板647.4.2水灾事故657.4.3火灾事故657.4.4瓦斯、煤尘爆炸事故657.4.5冲击地压65附图69第 4 页 共 83 页14101综放工作面回采作业规程第一章 地质与矿压观测资料1.1地质说明书表1-1 地质说明书 单位：m概况工作面名称14101工作面所属水平-850m采区名称-850m东一采区煤层名称下石盒子组1、3煤地面标高+31.9m工作面标高-788m-865m地面位置徐州市贾汪区大吴镇大蔡庄东北侧。井下位置及四邻采掘 情 况X:38033903803844；Y
5、：2053793020538678该面南为13311采空区，西为13206及13208面采空区，北为14101老运道老硐，煤柱为5m，老硐保险峒位置煤柱厚度仅为2m。回采对地面设施的影 响回采期间对大蔡庄、二零六国道将造成塌陷影响。走 向 长运输道：414m材料道：409m倾 向 长115m平面积(m2)44550411.5m煤层走 向N105135煤层总厚3.66.4m可采指数1倾 向N1545E5.5m倾 角1019煤层结构简单稳定程度稳 定15煤质MadAdVdafSt,dQb,ad(MJ/Kg)煤岩类型牌号2.124.537.80.424.44半光亮气煤说明各项煤质指标采用2002年矿
6、井地质报告。煤层顶底板类 别岩石名称厚 度m岩 层 特 征顶板老顶细粒砂岩及泥岩22.7砂岩：灰白色细粒砂岩，成分以石英长石为主分选好泥质胶结，沿层理含黑色矿物。直接顶泥岩10.9灰色泥岩：泥质结构，致密状，断口平坦，节理发育。底板直接底泥 岩1.1灰黑色泥岩，含植物根系化石。老底泥岩1.8深灰色泥岩，含植物化石。地质构造构造形态该面处于不牢河向斜西翼，总体形态为单斜构造。断层名称性质倾向()倾角()落差(m)控制情况影响程度1正NE57451.71.914101风道揭露收作线外2正NW60503.014101风道揭露收作线外3正SE60701.814101风道揭露收作线外4正N W 6080
7、1.514101风道揭露收作线外5正NW86502.514101风道揭露收作线外6正NW83703.014101风道揭露收作线外7正N45E352.514101风道揭露有影响8正N25400.414101切眼揭露影响小9正SE63400.414101运道揭露影响小10正SW84702.414101运道揭露有影响11正N8055-904.514101运道揭露有影响12正NW6140-851414101老运道揭露收作线外13正NW6650-904.5与风道3m断层为同一条收作线外14正SE66501.014101运道揭露收作线外15正SE66452.514101运道揭露收作线外水文地质充水因素该面
8、回采时充水因素主要为老顶砂岩裂隙水演化成的老塘水及防尘水。措施运输道整体外高内低，需建立与预计最大涌水量相匹配的排水系统。最 大 涌 水 量 (m3/h)30正常涌水量(m3/h)12影响回采的其它地质因素地 温矿井平均地温梯度1.97C/100m，本面采深达-865m预计地温将偏高。地 压该工作面上为13311面采空区，煤层埋深最大为-865m压力较大瓦 斯矿井为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量3.644.44m3d.t煤 尘煤尘爆炸指数39.87 ，具有爆炸危险。（2005年重庆煤研所鉴定）煤的自燃自然发火倾向性等级为级，不易自燃。（2005年重庆煤研所鉴定）硬度(f)煤层夹 矸直接顶直接底储量
9、预算块段编号平面积(m2)倾角（）斜面积(m2)平均厚度(m)容 重(t/m3)工业储量(万 t)回收率（）可采储量(万t)14455015461215.51.435.59333.0问题及建议1、3煤具冲击倾向，本面采深达-862，回采期间制定措施预防冲击地压；2、回采前，运输道应建立与预计涌水量相当的排水系统；3、运输道1、3煤夹矸不稳定，局部厚达1.3m，回采期间需根据实际情况定下切位置；4、保持运输道排水系统及备用泵完好，及时排水。附图14101工作面巷道平面布置图、巷道剖面图、井上下对照图及综合柱状图。1.2矿压观测资料及支护设计1.2.1矿压观测资料（一）根据我矿下石盒子组1、3层煤
10、矿压资料，预计本工作面的矿压资料如下1、直接顶初次跨落步距：815m2、老顶（1）初次来压步距：2635m（2）周期来压步距：712m（3）支架平均工作阻力：3000 kN3、煤壁前方支承压力 （1）影响范围：52m （2）高峰区：522m4、顶板分类 （1）直接顶：类 （2）老顶：I级（二）支护控制设计根据矿压理论，工作面顶板的压力强度可按48倍采高的上覆岩层的重量近似计算。取8倍采高的上覆岩层的重量计算顶板压力强度：P=8H=82.71036.4=0.14MPa式中：H工作面采高，按最大煤厚6.4m计算；工作面顶板岩层容重，2.7103Kg/m3ZF3000/15/26A型放顶煤液压支架的
11、额定工作阻力为2853KN，支护强度（P0）为0.50.52MPa。易知0.5MPa0.14MPa，支架支护理论强度可以满足支护要求。（三）冲击倾向性表1-2 -850m东一采区1、3煤冲击倾向鉴定结果煤层采区单轴抗压强度(Mpa)弹性能指数弹性能量指数动态破坏时间（S）结 果1、3-850m东一采区32.1411.827.9150.5强冲击倾向（四）14101采煤工作面综合指数法冲击危险程度划分结果考虑地质因素、开采技术因素影响，运用综合指数法对14101工作面进行冲击地压危险状态整体定性。1、以砂岩为标准的顶板岩层厚度特征参数以定义砂岩的强度系数和弱面系数为1.0，则煤系地层各岩层的强度比
12、和弱面递减系数见表1-3。表1-3 煤系地层岩层的强度比和弱面系数比岩层砂岩泥岩页岩煤采空区冒矸强度比1.00.820.580.340.2弱面递减系数比1.00.620.290.310.04根据14101工作面的煤岩层综合柱状图，得出顶板上方100m范围内岩层分层情况得出顶板厚度特征参数值Lst见表1-4。表1-4 顶板厚度特征参数值Lst计算序号岩性弱面递减系数ri各分层厚度hi/m各分层特征参数hiri1泥岩0.620.650.421煤0.311.80.553泥岩0.6210.986.84细粒砂岩1.07.397.395泥岩0.6215.349.516砂质泥岩0.626.764.187细粒
13、砂岩12.32.38砂质泥岩0.628.725.49泥岩0.624.582.8410细粒砂岩14.744.7411砂质泥岩0.628.605.3312细粒砂岩118.0718.0713砂质泥岩0.6212.355.3314砂质泥岩0.6210.36.39顶板岩层厚度特征参数Lst =hiri102.2879.23顶板厚度特征参数值为：Lst =hiri79.23 50，14101工作面顶板岩层对冲击地压的发生有促进作用。2、地质条件影响冲击地压危险状态的因素及指数见表1-5序号因素危险状态的影响因素影响因素的定义冲击地压危险指数冲击地压危险指数最大值1410工作面影响因素危险状态指数1W1发生
14、冲击地压该煤层未发生过冲击地压-23该煤层未发生过冲击地压-2该煤层发生过冲击地压0采用同种作业方式在该煤层多次发生过冲击地压32W2开采深度500m02开采深度为787867m,700m2500700m1700m23W3顶板中坚硬（Rc60Mpa）厚层岩层距煤层的距离100m03顶板中坚硬厚岩层距煤层的距离5025026W6煤的抗压强度Rc16MPa02煤层普氏硬度为23，抗压强度16MPa2Rc16MPa27W7煤的冲击能量指数WETWET204为安全起见，冲击能量指数WET取1、2号煤样的大值6.9342WET52WET54各项指数Wimax19Wi13Wt10.68表1-5 地质条件影
15、响冲击地压危险状态的因素及指数 =（-2+2+3+2+2+2+4）/（3+2+3+3+2+2+4）=0.68式中：Wt1 地质因素确定的冲击地压危险指数;Wi 第i个地质因素的评估指数; Wimax第i 个地质因素的指数最大值;n1 地质因素的数目。3、开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数见表1-6表1-6 开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数序号因素危险状态的影响因素影响因素的定义冲击地压危险指数14101工作面影响因素危险状态 指数1W1工作面距残留区或停采线的垂直距离60m014101工作面距13311采空区残留煤柱的垂直距离60m06030m230m32W2未卸压的厚煤
16、层留顶煤或底煤厚度大于1.0m3无3W3未卸压一次采全高的煤厚3m0已经卸压34 m14m34W4两侧采空，工作面斜长300m0两侧未采空，工作面斜长122m300150m2150m45W5沿采空区掘进巷道无煤柱或煤柱宽小于3m0煤柱宽310 m2煤柱宽1015 m46W6接近采空区的距离小于50m掘进面2与13311工作面采空区距离小于50m3回采面3接近煤柱的距离小于50m掘进面1回采3回采面37W7掘进头接近老巷的距离小于30m老巷已充填1老巷未充填2老巷未充填2采面接近老巷的距离小于50m老巷已充填1老巷未充填2面接近分叉的距离小于50m掘进面或回采面38W8面接近落差大于3m断层的距
17、离小于50m接近上盘1接近上盘1接近下盘29W9面接近煤层倾角剧烈变化的皱曲距离小于50m15210W10面接近煤层侵蚀或合层部分掘进面或回采面2有合层部分211W11开采过上或下解放层，卸压程度弱-2上覆13311工作面已经回采完-4中等-4强-812W12采空区处理方式充填法2垮落法0垮落法0各项指数Wimax16Wi7Wt10.43 =（0+3+3+2+1+2-4）/（3+3+3+3+2+2-2+2）=7/16=0.43式中：Wt2 开采技术因素确定的冲击地压危险指数;Wi 第i个开采技术因素的评估指数;Wimax第i 个开采技术因素的指数最大值;n2 开采技术因素的数目。4、整体定性1
18、4101工作面冲击地压危险状态等级评定综合指数Wt Wt =maxWt1，Wt2=0.68。0.75Wt0.5，属于中等冲击危险工作面。1.2.2巷道布置14101工作面倾向布置，进、回风道及切眼皆跟顶板掘进，巷道采用锚梁网索联合支护。巷道断面形状为矩形，运输道断面为4.82.2m2，材料道断面为3.02.4m2，切眼断面为5.82.4m2。第 79 页 共 83 页第二章 采煤方法和回采工艺2.1采煤方法 2.1.1采煤方法的选择 该面开采下石盒子组1、3层煤，根据煤层赋存条件，经采前预评估确定该面采用走向长壁综合机械化放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板。工作面走向长度为411m，倾向长11
19、5m。2.1.2采高的确定 根据本工作面地质条件，以及所用支架的技术性能，确定工作面的采高为2.2m，工作面煤层平均厚度为5.5m，故放煤高度平均为3.3 m，采放比为1:1.5。回采过程中，当遇地质构造或局部煤层厚度变化时，可适当调整采高，但必须满足正常的生产要求。2.2回采工艺 2.2.1落煤1、工作面采用MG-180/435W型可调高双滚筒采煤机沿工作面双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。2、采煤机的进刀方式工作面采用煤机自开缺口，割三角煤端部斜切进刀方式，见图21所示。其过程如下：（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚有一段下部煤，见图21（a）。（
20、2）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回割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，见图21（b）。（3）再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机头处，见图21（c）。（4）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21（d）。图21 工作面端部割三角煤切刀进刀示意图a起始；b斜切并移直输送机；c割三角煤；d开始正常割煤；1双滚筒采煤机；2刮板输送机3、采煤机的主要技术特征名称技术参数名称技术参数适应采高（m）1.43.2电机型号YBC-180/YBQYS3-75滚筒直径（mm）1600截割功率(kw)2180牵引方式齿轮销排式液压牵引防尘方式
21、内、外喷雾卧底量(mm)320重量(t)32牵引速度(m/min)06.0牵引功率（kw）75截深（m）0.63机面高度(mm)1180冷却方式截割电机、牵引电机、泵箱、摇臂分别水冷摇臂回转（mm）1681供电电压（v）1140摇臂总摆角（）64表2-1 MG-180/435W型采煤机主要技术参数2.2.2放煤工作面顶煤在自重和矿山压力的作用下，自行破碎、垮落，在支架后部的放煤口进入工作面后部输送机。为提高煤炭的回收率，工作面放煤沿倾斜方向采用单轮顺序放煤，沿走向方向采用一采一放的方式放煤。为加快工作面的推进速度，提高工作效率，放煤与割煤采取平行追机作业，工序为：割煤移架放煤。放煤滞后于移架1
22、015m，放煤后及时拉移后部刮板输送机，放煤工应密切注意顶煤的冒落情况，既要尽可能提高煤炭回收率，又要减少矸石进入煤流。2.2.3装煤煤机割下的煤一部分直接落入工作面前部输送机，另一部分通过煤机螺旋滚筒与前部输送机的铲煤板联合将煤炭装入工作面前部输送机，顶煤直接由放煤口放入工作面后部输送机。2.2.4运煤 1、工作面运输设备工作面采用前后两部SGZ-630/1322中双链刮板输送机运煤，两部输送机长度均为118m，其主要技术参数见表2-2。表2-2 SGZ-630/264型中双链刮板输送机主要技术参数出厂长度（m）180电压（V）1140输送量（t/h）450刮板链型式中双链刮板链速度（m/s
23、）0.99圆环链规格2-2692-C（扁平链）电动机型号KBY550-132A链间距（mm）90功率（kW）2132适应倾角（）20转速（r/min）1475中部槽尺寸（mm）1500590(外宽) 252水平弯曲度（）1中部槽型式哑铃连接垂直弯曲度（）3减速器JS-132型（圆锥圆柱行星减速器）紧链形式闸盘紧链传动比30.093：12、运输道运输设备运输道铺设一部长度为36m 的SZZ-730/90型中双链刮板转载机和两部SDJ-150型胶带输送机，长度分别为610m和80m。（1）SZZ730/90中双链刮板转载机一部（见表2-3）。表2-3 SZZ730/90中双链刮板转载机主要技术参数
24、长度（m）36输送量（t/h）900刮板链速（m/s）1.4电动机型号YBS-90电压（V）1140功率（kW）90型式中双链圆环链规格2692-C最小破断负荷（kN）850链条中心距（mm）120刮板间距（mm）736中部槽型式整体焊接箱式封底结构爬坡角度（）10与胶带机有效搭接（m）（）长度12移动方式配拉移装置（2）SDJ-150胶带输送机两部（见表2-4）表2-4 运道胶带机选型主要技术参数序号地点运输长度m倾角运输能力要求t/h选择设备型号带宽mm带速m/s功率kW114101运输反坡80-10460SDJ-15010002.5150214101运道6103460SDJ-150100
25、02.51502.2.5工作面支护1、基本支护工作面选用ZF3000-15/26B型掩护式液压支架进行支护（支架的主要技术特征见表2-5），两端头安装配套的ZF3000-15/26B型过渡支架，机头2架、机尾2架。安装完毕时，全面共安装支架80架。随着回采进行，工作面变长，需要在机尾再安装1架。待安装的1个支架临时放在材料道中的保险硐内。表2-5 ZF3000-15/26B型放顶煤液压支架的主要技术参数支架高度（m）1.52.6支架宽度(m)1.391.56支架中心距（m）1.5支护强度(MPa)0.50-0.52初撑力(kN)27342819对底板比压(MPa)1.35-1.49（底座前端）
26、工作阻力(kN)28532989操作方式本架（先移架后推销）泵压（MPa）28拉架力(kN)403移架步距（mm）600适应煤层倾角（）18重量（kg）12170放煤口尺寸（mm）70015002、支护方式工作面采用及时支护方式，一般滞后采煤机后滚筒46架移架，再推移刮板输送机，必要时可在煤机身上移架。回采过程为：割煤移架推刮板输送机。（1）当顶煤较完整时，采煤机割煤后，立即伸出前伸缩梁支护顶板，先移架再推前部输送机，回采工艺为：割煤移架推前部输送机放煤拉后部输送机。（2）当顶板较破碎或煤壁片帮时，不必等到采煤机割煤，支架利用煤壁的空隙前移，使片帮处的顶煤得到提前支护，此时的回采工艺为：移架割
27、煤推前部输送机放煤拉后部输送机。（3）移架方式及操作顺序工作面支架前移采用顺序移架方式，即支架沿煤机的割煤方向依次前移，移动步距等于煤机截深。支架移架操作为本架操作，其操作顺序为：降柱收前伸缩梁移架升柱伸前伸缩梁。（4）在生产过程中，要保持支架底座与底板接触严实，以防断支架底座。3、两道出口支护（1）工作面两端头安装ZF3000-15/26B型过渡支架，刮板输送机机头2架，机尾2架（后期3架）。由于工作面两道跟煤层顶板布置，而工作面跟底回采，在正常回采过程中，从端头到正常跟底放顶煤必须逐渐过渡，所以工作面两端头需留设三角底煤各1015架，为加强端头支护，工作面两端头各5架铺设顶网，铺网时采用金
28、属菱形网，规格为5.51.1m2。（2）两道加强支护为：出口3-5m加强支护、100m采用双排架棚、100m至300m采用双排点柱（依次从里向外）。（3）工作面两道出口超前煤壁3-5m加固，使用DZ系列单体液压支柱配合HDJA-1200型铰接顶梁扶设不低于四排走向棚（如遇巷道断面变化时，可增减排数），一梁一柱支设，局部顶板高低不平处用半圆木或旧道板等物料衬平，扶设时铰接顶梁圆销大头朝向巷道两帮，支柱打在老塘侧梁300mm-400mm处，柱下垫铁鞋，并拴好防倒绳，支柱初撑力不低于90kN；与端头液压支架相邻的一排单体液压支柱距离液压支架间距不超过0.5m，其余均匀布置；人行道宽度不得小于0.8m
29、，高度不低于2.0m；跨越刮板输送机机头、机尾处支护使用双楔梁配合单体液压支柱，一梁一柱扶设，覆盖运输机电机、减速箱、运输机尾的双楔梁，间距不大于2.1m，梁上必须有双楔，不得出现二根悬梁，其余双楔梁扶设正规，以防崩楔伤人。（4）两道超前300m支护：a两道100m支护为沿两道走向扶设双排铰接顶梁，一梁一柱支设，扶设时铰接顶梁圆销大头朝向巷道两帮。若局部巷道顶板破碎不平及巷道较高地段，使用2.4m3.2m的11工字钢梁或圆木（直径不小于180mm，长4m）配合单体液压支柱扶设架棚。在架棚上用木料配合枇子采取打木垛方式将顶板衬平接实，钢梁或木料间距不大于1.2m。b两道出口向外100m至300m
30、（巷道不够长时，可沿巷道拐弯布打，确保支护范围）采用双排戴帽点柱加强支护，点柱帽采用木托盘。单体液压支柱每隔一排钢带布打一棵；两排单体液压支柱排距不小于1.5m。c运输道两排支护，里帮一排单体液压支柱距胶带输送机架杆不大于500mm，外帮一排与胶带输送机架杆距离大于0.8m；材料道两排单体液压支柱原则上居中布置；施工所采用单体液压支柱打在实底上，要拴好防倒绳并加垫400mm的铁鞋，保证150m超前支护范围内单体初撑力不低于50kN。d两道超前支护遇梯形棚或全岩段可以断开。（5）两道出口老塘侧及人行道侧单体液压支柱三用阀注液口沿工作面方向布打，其余单体液压支柱的三用阀注液口朝向老塘，避开人行道方
31、向。（6）使用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，局部巷道内碍事处，可分段布打，拉线扶设；两道内隔爆水袋处根据水袋与顶板的空间，进行穿越铰接顶梁或打戴帽点柱，铰接顶梁一梁两柱扶设。4、备用支护材料（1）备用支护材料表见表2-6表2-6 备用支护材料表序号名称规格单位数量1单体液压支柱DZ22-30/100根202单体液压支柱DZ25-30/100根203单体液压支柱DZ28-30/100根204铰接顶梁HDJA-1200根205双楔梁HDJS-1200根206水平楔带锚链对207铁鞋（m)0.4块308半圆木（m)2块209圆木（m)1.64根1010板皮或条棍（m)0.81.6根20（2）所有
32、备用材料均码放在材料道距工作面150200m范围内，物料分类上架单侧码放整齐，挂牌管理，所有料架必须上线，物料间距大于1m，距轨道间距大于0.5m。（3）在用支护材料管理：两道备用与待回收材料同一地点放置，间距大于2m，备用单体液压支柱立放要有防倒、防滚落措施。（4）工区设兼职铁管人员，对备用及在用支护材料每天核查一次。2.2.6顶板管理1、顶板管理方法：采用全部垮落法管理顶板，放顶步距为600mm。2、控顶距最小控顶距为：3405mm。最大控顶距为：最小控顶距循环进尺，即3405600=4005mm。3、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理。（1）回采工作面初次放顶要制定初放措施，并成立以生产矿
33、长为组长的初放领导小组，工作面初次放顶前，初放领导小组要组织有关人员现场会审，在确认现场条件符合放顶要求时，方可按措施进行初次放顶，初放期间必须有安全生产管理部门的人员分三班现场把关，并有初放记录。初放结束要由初放领导小组现场认定，批准后方可结束初放工作。 （2）初放和正常放顶期间，工作面备用料场必须备齐160mm以上、L1.6m4m的各种规格的圆木，不少于10根，并备齐备足条棍、笆片等物料，以备工作面急需之用。所有物料必须码放整齐，挂牌明示。（3）初放及正常放顶期间，工作面要做好“一通三防”管理及工程质量管理工作，工作面工程质量达到“七条线”及“两畅通”标准。4、回料方式当上下两道的加强支护
34、随回采进入切顶线位置时，可采用人工配合“手拉葫芦”将柱梁回出。第三章 循环作业、劳动组织及主要技术经济指标3.1循环作业3.1.1循环方式1、循环进尺0.6m，日计划进行6个循环，即日进尺为0.66=3.6m。2、循环作业图表（见附图1）3.1.2作业形式本工作面采用正规循环作业方式组织生产，每采一刀为一个循环，两采一准“三八”工作制，中、夜班各完成6个循环，早班为检修班。3.2劳动组织3.2.1劳动组织形式本工作面采用专业工种追机作业和综合工种分段作业相结合的劳动组织形式。3.2.2劳动组织和出勤表3-1 劳动组织和出勤表序号工种劳动组织班次总计在册夜早中1工区干部1315112队长1225
35、53班长、安全质量管理员（兼铁管员）111344煤机司机2226125支架工1113106推刮板输送机工111347出口工44412108机电维护工141699液压维护工12141010下料工66611控制站工（兼泵站工）1113512运输司机555151813看工具工1113414零活工1416815防尘工11134合计223229831203.3主要技术经济指标表3-2 主要技术经济指标序号名称单位数量1工作面走向长度m4112工作面倾向长度m116.33煤层平均倾角度154煤层平均厚度m5.55循环进尺m0.66循环产量t579 7昼夜循环数个68日循环进尺m3.69日循环产量t3474
36、10生产方式两采一准11循环率%9312平均日进尺m3.3513平均日产量t323114月产量（30天）t9693015可采日期天11016日出勤数人10117回采效率t/工16.718坑木消耗M3/万t219乳化油消耗Kg/万t15020油脂消耗Kg/万t7021截齿消耗Kg/万t1022电力消耗度/万t2955823吨煤成本元/t19.8第四章 主要生产系统4.1材料运输系统4.1.1工作面材料运输路线地面料场北副井700m大巷700m东翼新轨道大巷-700m东二采区轨道下山-850m东西翼轨道联络大巷-837m回风反坡14101材料反坡14101材料道料场。4.1.2老料回收路线1410
37、1工作面两道-837m回风反坡-850m东西翼轨道联络大巷-700m东二采区轨道下山700m东翼新轨道大巷-700m大巷北副井地面4.2运煤系统 14101工作面刮板输送机14101运道转载机14101运道胶带输送机14101运反胶带输送机14101运道流煤小井东一250胶带输送机-837大巷胶带输送机强五机尾储煤井强五胶带输送机强四机尾储煤井强四胶带输送机强三胶带输送机强二机头储煤井强一胶带输送机-380煤仓北主井地面。4.3排水系统根据地质资料可知，14101工作面回采时充水因素主要为老顶砂岩裂隙水及回采后顶板砂岩水演化成的老塘水。正常情况下涌水量12 m3/h，最大30 m3/h。在运输
38、道出口向外200m低洼处打一个211m3的备用水仓，安装一台22kW排水泵，配一趟4寸排水管路，另一台备用水泵。在材料道外段低洼处打一个容积为111m3的临时水仓，安装一台7.5kW潜水泵，保持临时排水系统。4.4供电系统4.4.1概述14101工作面位于-850m东一采区，工作面设计采用综放工艺，移动变电站和控制站放在材料道，距切眼约325m。联络巷、材料道及运输道电气设备由-837m变电所一台KBSGZY-500/6型移变和一台KBSG-500/6型干式变压器供电，工作面电气设备由控制站一台KBSGZY-800/6型和一台KBSGZY-1000/6型移变供电，移变高压侧电源均来自-837m
39、变电所。高压系统电压等级为6kV，工作面电气设备的电压等级为1140V，联络巷、材料道及运输道电气设备电压等级为660V，照明信号电压为127V，42V及36V为控制电压。工作面照明采用DJC36/127L(B)型矿用防爆多功能支架灯，安装间隔为12m，总数为10只；通讯信号采用KTC2型控制设备，安装间隔为15m，工作面安装8只，转载机头、尾各安装1只，总数为10只；照明信号的127V电源采用控制站的ZBZ-10.0/1140照明信号综保，其设计原则按照最大供电负荷计算。（具体见：表4-1 设备负荷统计表；附图2 工作面回采供电设备布置图；附图3工作面回采660V供电系统图；附图4工作面回采1140V供电系统图）表4-1 设备负荷统计表设备名称设备型号使用地点电机电机台数设备台数实际使用功率 （kW）备注电压（V）功率（kW）采煤机MG