工作面设计.doc

大唐陇东能源有限公司刘园子煤矿 51511综放工作面设计刘园子煤矿51511 综放工作面设计工作面名称： 51511综放工作面 编制单位： 刘园子煤矿综采工区 编制人： 张宏智 区队（部门）负责人： 李运芝 日期： 2012 年 11 月 11 日大唐陇东能源有限公司刘园子煤矿目录第一章 工作面概况及地质条件1一、工作面概况及地质条件1第二章 巷道布置及支护6一、巷道布置6二、断面7三、两顺槽支护说明10第三章 采煤方法及回采工艺12一、采煤方法的确定12二、工作面储量及服务年限13三、回采工艺17四、对各道工序的具体要求19五、顶板管理26六、煤炭回收及煤质管理28七、煤壁管理方法及安全技术措施30第四章 生产组织32一、循环方式32二、循环作业组织形式32三、循环数量计算32四、循环产量33五、劳动组织34六、循环作业组织措施36第五章 生产系统37一、运输系统37二、供液系统39三、设备选型40四、供电系统53五、一通三防54六、井下安全避险六大系统65第六章 灾害应急措施及避灾路线83一、灾害应急措施自救、互救的要求83二、事故现场人员的行为准则84三、发生灾害时的应急措施85四、综合防尘88第七章 安全技术措施92 93 第一章 工作面概况及地质条件一、工作面概况及地质条件-概况煤（矿）层名称5-1水平名称+1100地面标高（m）+1540+1700工作面名称51511工作面采区名称51采区工作面标高（m）+1113+1200地 面 位 置该工作面局部位于刘园子村阳山壕地段，刘园子煤矿工业场地西侧井下位置及 四邻采掘情 况该工作面位首采工作面51402下方垂直距离约为40米的位置，左侧为51509回采工作面目前暂未施工；回采工作面的右侧为51513工作面，北面为煤5-1煤层露头。南面为煤5-1煤层51510回采工作面。走 向 长（m）一段：186二段：410倾 斜 长（m）106137面 积（m2）1971656170煤矿层情况煤（矿）层总厚5.128.83煤（矿）层结构煤（矿）层倾角（）10166.98结构简单至复杂1451511综放工作面，根据钻孔分析该回采面煤质化验指标变化不大，类型单一，为较稳定煤层。煤层厚度较大，平均厚度为6.98m，结构简单。煤层顶板为砂岩、砂质泥岩，胶结程度差，岩性疏松，厚度在2.3-36.6m，平均厚度20m左右，砂岩厚度由北向南逐渐增厚。煤层底板为泥岩粉砂岩、细砂岩，胶结致密，泥岩遇水易产生膨胀、底鼓。煤矿层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩 性 特 征5煤层老 顶中砂岩4.150.92黄色，成分以长石为主，次为石英，含少量云母碎片，分选性中等，次圆状，砂质胶结，松软。直接顶砂质泥岩10.628.360.87深灰色，含少量云母碎片，夹有褐红色条带，水平层理，断口平坦，半坚硬。下部为0.15米左右泥岩，为5-1煤的伪顶，深灰色，松软，易风化。直接底泥岩2.186.31深灰色、均匀层理、胶结致密、含炭化植物碎片、半坚硬、局部夹细粒砂岩条带。煤层老底粉、细砂岩5.28.031.28深灰色，含少量云母碎片及黄铁矿结核，微波层理，断口平坦、砂质胶结，半坚硬。地质构造情况概述：本工作面位于DF3逆断层和LF4正断层的西侧，以及向斜轴的左侧。根据实际揭露两顺槽和两条主大巷的煤岩层情况分析，向斜的轴部位于本工作面东侧，煤层走向变化不大。根据开拓工程地质资料分析,预计DF3逆断层和LF4正断层对回采工作面的影响不大，预计在实际回采中可能揭露，小的断裂构造。其详细请见下表：构造名称走向()倾向倾角()性质落差（m）预见位置对 回采 影 响 程 度DF3N23E南东6068逆9101100水平运输大巷揭露对回采影响不大LF4N30E东南65正90回风石门、轨道石门对回采影响不大51001N35E东南80正6.851511探巷可能造成影响，但影响不大水文地质情况及探放水建议一、基本情况根据补1、补5钻孔资料分析，煤层老顶为砂岩，厚度较大，胶结程度差，岩性疏松，厚度在2.3-36.6m，平均厚度20m左右，砂岩厚度有由北向南增厚现象。煤层直接顶板岩性多为泥岩、砂质泥岩，厚0.49-10.76m，与胶结疏松的砂岩老顶间距小。在回采时，该套砂岩将构成向矿井充水的直接充水含水层，从1100m水平大巷及其它巷道揭露情况看，该含水层已构成对矿井充水的主要含水层。地下水的补给来源分析为受上部下白垩统志丹群承压含水层在西部和北部煤层隐伏露头地带接受补给，由西北向东南方向径流，在东南部煤层隐伏露头地带排泄并补给上覆下白垩统志丹群承压含水层。 鉴于本工作面在白垩系砂岩含水层的下方开采，从分布空间和目前巷道揭露情况看，成为在开采时对矿井充水的主要含水层。因此该含水层在回采时随着采空区的塌陷对原始地层的破坏，可能构成对矿井充水的主要水源之一。二、防治水建议1、由于该工作面5煤层顶板砂岩水以及白垩系砂岩含水层含水性丰富，补给水源充分，避免对工作面造成影响，设计51511上回风顺槽已铺设一趟108的排水管路，运顺顺槽已铺设一趟159的排水管路。目前利用钻探工程进行探放水工作。2、考虑到回采时受5煤层顶板含水层以及工作面裂隙带含水层的影响，建议回采前在回采巷道依据实际揭露的最低地方做一条与水平大巷沟通的泄水巷，便于在回采时排水。 3、施工单位必须配好足够的排水设施和备用排水设施,及时排除巷道低洼地点的积水，并制定好相应的排水措施，以确保工作面的正常施工。预计涌水量最大涌水量 360m/h正常涌水量239m/h影响掘进的其它地质情况瓦 斯该面属于低瓦斯区域煤（矿）尘煤尘具有爆炸危险性。煤的自燃煤5-1为级易自燃煤。地 温本工作面煤岩层温度在16.825.9范围内，均小于31，矿井生产中无热害影响。地 压本工作面无冲击地压储量预算块段号走 向 长（m） （游标值）倾 斜 长（m）常数）斜面积（m2）煤厚（m）容重t/m3工 业储 量(万吨)回采率%可 采储 量(万吨)1218641010613719716561706.981.2717.4849.798514.8642.32问题及建议1、煤层顶、底板岩层较软，目前两顺槽顶板来压严重造成巷道偏帮，底板遇水底鼓明显，必须及时对巷道进行修复加强对巷道的支护管理，及时对巷道淋水的处理，保证安全生产。 2、由于巷道的顶板富水性较强,建议在回采前施工物探。 3、煤5-1煤层顶底板岩石较破碎，特别是距DF3断层较近，建议施工过程中加强顶板管理注意安全。（附煤层柱状图）第二章 巷道布置及支护一、巷道布置（一）51511工作面轨道巷自B点（x=4041009.976，y=36395188.761）以方位角N3430向前掘进438.226m至C点（x=4041371.134，y=36395436.977）以方位角N30430至D点（x=4041386.998，y=36395413.895）再以方位角N3430掘进190.145m至开切眼位置，沿煤层走向布置，破煤层底板且留0.5-0.6米顶煤布置。（二）51511工作面皮带巷自I点（x=4041040.931，y=36395032.923）以方位角N34300向前掘进689.312m至开切眼位置，沿煤层走向布置，破煤层底板且留0.5-0.6米顶煤布置。（三）51511工作面切眼与皮带巷交点H点坐标（x=4041609.091，y=36395426.443），切眼开口方位角N12430，51511工作面切眼与轨道巷交点G点坐标（x=4041543.6956，y=36395521.594），切眼开口方位角N30430，切眼长106米；切眼与两顺槽垂直。（附工作面巷道布置图）二、断面（一）工作面轨道巷51511工作面轨道巷为梯形断面，巷道净宽3.98米,巷道净高2.856米，轨道巷累计长684米，采用工字钢棚+锚网+水泥背板联合支护。（二）工作面皮带巷51511工作面皮带巷为拱形断面，巷道净宽5.4米、巷道净高3.75米，巷长719米，采用36U型钢+锚网+水泥背板联合支护。（三）工作面开切眼51511工作面切眼为矩形断面，刷扩前宽4.2米，高2.8米，由于工作面地质构造复杂，工作面分两段开采，第一段切眼长度106米，第二段切眼长度137米，装一架支架，刷扩一段切眼。采用11#工字钢棚+锚网索+W钢带联合支护，开切眼沿煤层倾向布置。轨道巷支护断面图皮带巷支护断面图工作面切眼断面图三、两顺槽支护说明巷道支护采用36U型钢+锚网支护，36U型钢支架4节半圆拱斜腿支架，即每架由两根梁、两根腿组成，搭接长度为450mm，误差40mm，搭接部位使用36U型卡缆固定，每个搭接处安装两付卡缆，卡缆螺栓中-中350mm，误差50mm，卡缆螺丝扭矩不小于300Nm，允许偏差10%，棚腿底端焊接金属垫板。顶锚杆和锁腿锚杆均采用202200mm的全螺纹等强锚杆，锚深2100，托盘采用Q235钢，规格1501508mm，间隔800mm布置；网片采用10002000mm，网格120120mm钢筋网，相邻网搭接120mm，每隔240mm用14#双股铁丝连接一道，拧紧不少于3扣；水泥背板采用100015060mm砼块，每米3根，木背板为L=1000120120mm的半圆木，每米布置3根。轨道巷掘进断面上/下宽高=3200/42583074mm。巷道采用11#工字钢+木背板+锚网索+W钢带支护，锚索间排距16001600mm，采用直径17.86300mm的锚索，锚杆间排距800800mm布置，采用202200mm左旋无纵肋全螺纹等强锚杆，锚杆布置在W钢带上；11#工字钢棚腿长3000mm，棚腿底座规格为长宽厚：25025012mm；11#工字钢梁长宽高=320090110，与掘进方向间隔800mm垂直布置，巷道全断面使用10#铁丝加工的网格为6060mm的菱形网，网片搭接120mm，间隔240mm用14#铁丝双股联接，拧紧不少于3圈；所有网片必须紧贴岩面，网片与金属棚之间的间隙用木背板刹严背紧并接顶，木背板长宽高=100010050mm。工字钢梁和棚腿采用单梁，单柱，棚腿上焊接托盘，托盘采用10mm厚钢板加工，托盘宽95mm，内长110mm，脚高50mm。巷道支护时先对耙斗机前巷道进行锚网支护，耙斗机后面进行架棚支护，要求耙斗机距迎头距离不能大于20m（架棚支护不得滞后锚网支护20m）。两工字钢梁之间布置四根撑木，如巷道平面图所示，两柱腿之间在距离顶、底端800mm的地方布置两根撑木，在棚腿和梁之间各布置两根拉杆，总计六根，拉杆采用宽80mm、长1000mm钢板。巷道锚网支护时，必须严格控制巷道断面尺寸，架棚支护时不得破坏原有的锚网支护。第三章 采煤方法及回采工艺一、采煤方法的确定根据地质因素和工作面开拓、准备以及现有的综合机械化设备情况，以安全、经济、便于煤炭回收为原则，通过比较51511工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法。采用全部垮落法管理顶板。二、工作面储量及服务年限该工作面第一段走向长度186m，倾向106m，工作面第二段走向长度410m，倾向137m，煤层平均厚度6.98m，容重1.27t/m3，据此计算：（一）工作面地质储量（第一段）：1861066.981.27=17.48万吨。工作面地质储量（第二段）：4101376.981.27=49.79万吨。51511工作面地质储量共计：17.48+49.79=67.27万吨（二）51511工作面（第一段）可采储量：Z=LBHP式中：L工作面可采走向长度（m）B工作面倾向长度（m）H工作面设计采高（m）P工作面综合回收率85工作面煤层容重 1.27t/m3Z1=1861066.981.270.85=14.86万吨51511工作面（第二段）可采储量：Z=LBHP式中：L工作面可采走向长度（m）B工作面倾向长度（m）H工作面设计采高（m）P工作面综合回收率85工作面煤层容重 1.27t/m3Z2=4101376.981.270.85=42.32万吨51511工作面可采储量共计：14.86+42.32=57.18万吨（三）工作面生产能力1.循环割煤产量计算：Q1循环L1SMRC1060.86.981.2785639t式中：Q循环每个循环产量，t； L工作面长度，取106m；S工作面每刀截深，0.8m；M-采高，m，取6.98m；R煤的容重，t/m3，取1.27 t/m3；C-工作面回采率，取85Q2循环L2SMRC1370.86.981.2785826t式中：Q循环每个循环产量，t； L工作面长度，取137m；S工作面每刀截深，0.8m；M-采高，m，取6.98m；R煤的容重，t/m3，取1.27 t/m3；C-工作面回采率，取85即工作面第一段一个循环产量639吨，第二段一个循环产量826吨。2.工作面日产量：日产量Q1循环563953195t日产量Q2循环582654130t根据工作面长度及本矿生产实际，按每天5个循环组织生产。3.工作面月产量：工作面第一段月产量3031950.876680吨工作面第二段月产量3041300.899120吨4.工作面服务年限：T1Z/A14.86/7.6682.0（月）T2Z/A42.32/9.9124.3（月） 工作面共计服务年限2.0+4.3=6.3（月）式中：T-服务年限（年）Z可采储量（万吨）A工作面生产能力（万吨/月）三、回采工艺（一）采用MG300/730-AWD1型采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，割煤与移架、推前部刮板输送机及拉后部刮板输送机顺序进行。利用机组滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行装入输送机，采用SGZ-764/630型中双链可弯曲刮板输送机运输。具体工艺为：双滚筒采煤机斜切进刀过机头、尾割煤伸伸缩梁移架推工作溜拉后部溜放顶煤。 （二）工作面采高及循环进度工作面采高控制在2.5米，割一刀煤、移一次架、推一次溜、放一排顶煤、过一次机头（尾）为一个正规循环，循环进度0.8米。 （三）落煤、装煤、运煤及顶板控制方式（1）落煤：工作面采用MG300/730-AWD1型双滚筒采煤机割煤，滚筒截深0.8米。（2）装煤：利用采煤机螺旋滚筒旋转和SGZ-764/630输送机铲煤板将煤自行装入输送机。（3）运煤：工作面采用SGZ-764/630输送机及SGZ-764/630后部溜送到SZZ-800/250转载机，通过皮带巷运送至51511回风联络巷溜煤眼进入51采取皮带上山，通过51采区溜煤眼进入+1100皮带石门胶带输送机，通过+1100皮带石门胶带输送机运入主井煤仓。 （4）工作面顶板控制：工作面顶板采用ZF5000/1.7/2.8型液压支架控制顶板，机组割过煤后在距机组后滚筒3-5米进行移架。四、对各道工序的具体要求（一）采煤机斜切进刀斜切进刀示意图1.采煤机双向割煤，往返一次割两刀煤，两端头自开缺口，斜切进刀距离不小于25米，截深0.8米。2.机组割透两端头后，调换滚筒上下位置，改变方向，随着推移弯曲段逐步切入煤体，随后推溜，移机头、尾，当机组退回25米处，下滚筒全部入刀后，停止割煤，调换滚筒上下位置，换向牵引，割三角煤。3.采煤机割至机头尾10米处时，必须将速度放慢至1米/分，并通知机头尾人员撤到5米以外的安全地点，防止甩出煤矸伤人4.机头、机尾人员，要时刻注意两端头的顶板及各种管线，发现问题及时停机处理。（二）过头尾轮1.提前改移单体柱，清理杂物，往外拖拉管线。超前1.5米回收U型支架。2.当机组割透两端头，拉回25米处，待中间架全部拉出后，开始移机头尾。3.推移机头（尾）或移端头架时，落山侧严禁有人，其余人员撤离至端头5米外。推移机头端头架时，要停止前后刮板输送机、转载机运行。（三）采煤机割煤1.割煤前必须检查各部联接螺栓，不得松动、油管不漏油、水压合适，声音正常，按钮灵敏可靠。2.采高控制在2.5米，并沿底板割煤，严禁留底煤。3.如遇移架速度跟不上，溜子负荷大，必须减慢牵引速度或停止割煤，严禁空顶作业。4.机组司机在割煤过程中，严格掌握好采高，保持合理的进回风进度，防止出现串架现象。5.机组运行当中，正副司机协调配合，跟看前滚筒人员注意支架前梁，严禁割前梁。（四）移架1.本工作面采用及时移架支护，即机组割过煤后移架距机组后滚筒3-5米架进行，降架幅度0.10.15米。2.机组前滚筒割过后，要立即伸出伸缩梁挤严煤帮。3.距采煤机小于3米拉架时，必须停止采煤机。4.严格按照支架规格质量要求拉架，保证工作面支架成直线，支架、煤溜偏差不超过50mm，中心距偏差不超过100mm，支架间隙不大于200mm。5.支架拉出后，立柱应达到足够初撑力，操作完支架后，必须将各种手把打回“零”位。6.顶板破碎时，必须采用立即支护，即机组前滚筒割过煤后，带压及时移架。7工作面片帮严重，必须及时支护，即移架在推溜之前。8.移架时做到：不得出现前倾后仰，挤架、咬架现象，相邻支架错差不大于支架侧护板高度的2/3。9.移架时，被移支架前后5架范围内不得有人。10.移完架后立即升紧支架，达到初撑力，手把打回零位。11.移输送机机头、机尾或其他原因需回撤附近单体柱时，必须先打好临时支护。12.支架工操作时，应站在前后两立柱间面朝煤帮操作，防止片帮煤伤人。13.若遇滚帮煤大，支架伸缩梁不能有效控制煤帮，工作面空顶时，应提前拉架，若仍不能控制顶板，应及时在煤帮支设单体柱帽或挑板梁。14.如底板松软，为防止支架钻底拉架前，必须先将支架底座吊起。（五）推溜1.推溜应距采煤机距离不小于46架，弯曲段不得小于1215米，不得有死弯。2.推溜要相继渐进操作23台千斤，每次推够0.2米，每节溜分三次均匀推完。3.推移刮板输送机后及时把手把打回零位。4.移机头、机尾时必须清净浮煤，保护好管路。5.推溜过程中，如遇推不动时，不得强行推移，应通知司机停止割煤，待检查处理问题后，方准开机割煤。（六）放顶煤工艺1.放顶煤前首先检查后尾梁状况，防止尾梁高度过低，影响后部溜运行。2.放煤方式：采用单轮顺序跟机放煤。3.放煤步距为0.8米，即割一刀煤放一排顶煤。4.工作面机头尾各保留三架不放煤，放煤距拉架不得超过10架。5.放煤时，收回尾梁插板，来回摆动尾梁，煤量要适中，以防压溜。6.当发现大块矸石进入后部溜时，要及时闭锁后部溜，将矸石破碎，否则不准开溜。7.放煤至矸多煤少时，停止放顶煤，及时将尾梁升起，插板伸出，放完煤后尾梁要成一直线，后尾梁与后溜间距不小于500mm，机头前10架支架，后尾梁与后溜间距不小于600mm。8.人员处理后溜事故或因工作需要进入后溜时，必须闭锁后溜、切断电源，挂停电牌并设专人看管闭锁。五、顶板管理（一）工作面支护设计1.51511工作面顶板采用液压支架控制顶板，支护设计即为液压支架的选型设计。2.支护设备选择：51511工作面共安装液压支架75架，其中机头尾各两架过渡支架，型号ZFG6500/18/30，其余支架型号为ZF5000/17/28，支护宽度1.431.6米，支护面积7.17-8.37平方米，工作面最大控顶距为5.58米，最小控顶距为4.78米。（支架控顶距示意图见附图）3.工作面合理支护强度计算。=9.812.5m2.5t/m38=490.5KN式中： Pt工作面合理的支护强度，kNm2；h采高，取2.5m；顶板岩石容重，tm3，一般可取2.5tm3；k工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，应根据具体情况合理选取。建议取8倍采高计算。4.支架强度校核支架支护强度P：P大支架工作阻力/支架支护面积5000/7.17697.3KNP小支架工作阻力/支架支护面积5000/8.37597.4KN（二）超前支护设计：由于综放工作面皮带巷采用的是36U型钢拱形棚支护（36U型钢支架4节半圆拱斜腿支架，即每架由两根梁、两根腿组成，搭接长度为450mm），在回采过程中要进行超前替棚及维修，并将底鼓巷道卧平（措施根据现场情况另定），便于皮带和轨道运输。替棚时，先在原拱形棚中间架设4m长11#工字钢梁,一梁三柱,单体柱下面要穿道木和铁鞋,初撑力50KN以上。替棚连续作业，直至替棚结束。两顺超前支护距离距工作面煤壁50m，采用单体液压支柱配合DJB1000-300型铰接顶梁或DJB800-300型铰接顶梁和DJB10001000-300十字铰接顶梁铰接支设，一梁一柱，超前支护单体必须迎山有力，穿道木和铁鞋,拴防倒绳，初撑力90KN以上。顶板不平时，必须用木料接顶严实。应在下巷探放水硐室内留有50块长宽高=1200120180mm旧木料，100块长2000mm的旧30Kg轨道，100块长2000m以上的9#型梁。六、煤炭回收及煤质管理（一）工作面的采高必须达到本规程的规定，浮煤必须清理干净，回收率不得低于设计的85%。（二）加强顶板管理，及时移架，减小空顶时间，防止抽条、冒顶。（三）严格执行采煤机操作要求，不得出现割顶、啃底现象。（四）若发生抽条冒顶，冒落的石块应分装分运，大于400mm的石块不准进入破碎机内或煤仓，必须捡出放在老塘的底网之上。（五）喷雾降尘后要及时关闭水源，停机必须停水，不准出现长流水现象。工作面所有降尘设施要做到停机停水。（六）将破碎机锤头提高到距转载机刮板链上面300mm的位置，使300mm以下的块煤能通过破碎机。（七）加强工作面支架管理，尽量减少漏液现象，消灭长流水。工作面有积水时要设法引向老塘或设泵抽排，严禁将水拉入煤仓。（八）工作面输送机冷却水应用水管引到老空内,然后在下口集中抽排。（九）若发生冒顶或漏渣现象，人员进入煤帮捡矸石，必须严格执行进入煤帮作业安全技术措施。（十）工作面煤层夹矸较厚等特殊情况时，应编制针对性的“安全技术措施”，防止矸石窜入而影响煤炭质量。 七、煤壁管理方法及安全技术措施（一）回采过程中若遇顶板比较破碎时，必须及时铺顶网维护顶板，防止漏顶、冒顶发生。 （二）工作面支架工要超前、及时移架，移架要迅速，一次到位；顶板破碎时要带压擦顶移架，移完后护帮板紧贴煤帮。（三）煤壁要割直，不得留有伞檐，采高不准超过设计要求，必要时可适当降低采高。（四）支架接顶要严密，端面距不超过质量标准化的规定（340mm），端面靠伸缩梁伸到煤帮并打开护帮板护住煤壁。煤壁松软有片帮迹象时必须及时提前移架。（五）煤壁易片帮时，提前打玻璃钢锚杆，并注水泥浆。（六）泵站工作压力不得小于30MPa，保证支架的初撑力；乳化液配比浓度必须达到3%5%,每班对乳化液浓度进行不少于2次的检测。（七）必须及时调整架间距，架间距不大于200，防止架间空隙过大、挤架，造成漏顶或移架困难。（八）加强工作面矿压观测工作，根据类似工作面上覆岩层运动规律及矿压统计资料，搞好工作面的初次来压和周期预报工作，搞好顶板管理。（九）严禁人员随意进入工作面煤帮侧，确需进入时必须严格执行“敲帮问顶”制度，停电闭锁采煤机并摘掉隔离手把，停电闭锁刮板运输机，并有专人观察煤壁和看护支架操作手把，同时，作业地点上部严禁有人员作业，并在作业地点上方加设一道防护网确保作业人员安全。（十）工作面发生较大范围的片帮、漏顶时，必须根据现场实际情况，另行制定安全技术措施。第四章 生产组织一、循环方式双滚筒采煤机斜切进刀过机头、尾割煤伸伸缩梁移架推工作溜拉后部溜放顶煤。二、循环作业组织形式采用”三八”制作业形式,两班生产，一班检修，均采用现场交接班制度,每班有效工时为八小时，每个生产班完成2.5个正规循环。三、循环数量计算根据刘园子煤矿井下地质条件，考虑到交接班检查及其它影响时间和搞文明生产时间，每个班可进行2.5个正规循环。四、循环产量（一）循环割煤产量计算：Q1循环L1SMRC1060.86.981.2785639t式中：Q循环每个循环产量，t； L工作面长度，取106m；S工作面每刀截深，0.8m；M-采高，m，取6.98m；R煤的容重，t/m3，取1.27 t/m3；C-工作面回采率，取85Q2循环L2SMRC1370.86.981.2785826t式中：Q循环每个循环产量，t； L工作面长度，取137m；S工作面每刀截深，0.8m；M-采高，m，取6.98m；R煤的容重，t/m3，取1.27 t/m3；C-工作面回采率，取85即工作面第一段一个循环产量639吨，第二段一个循环产量826吨。2.工作面日产量：日产量Q1循环563953195t日产量Q2循环582654130t五、劳动组织（一）劳动组织以采煤机割煤工序为中心,组织拉架、铺网、移溜等工作,即采用各工种追机作业形式,充分利用工时,发挥综合机械化采煤效能。（二）劳动组织配备。51511上综采工作面劳动组织表序号工 种生产一班生产二班检修班定员1跟班队长11132班 长33393采煤机司机33394支 架 工（检修工）555155皮带司机、转载机司机、溜子司机33396泵站司机22157电 工228128安全出口维护工555159放顶煤工6631510支护工66 31511清 煤 工333912运 料 工8813质量验收员111314材 料 员 115技 术 员-1合 计343444127在册人数应为1271.1140人六、循环作业组织措施（一）严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求。（二）严格执行班前会制度，保证按时入井。（三）入井前及开始工作前做好准备工作，避免因准备不足影响生产。（四）加强对员工进行技术培训，提高员工技术素质和操作能力，按时按量完成工作任务，提高工作效率。（五）加强工程质量管理，保证工程质量达标。（六）建立内部经济考核制度，并严格执行，充分发挥本班跟班队长、班长的作用，充分调动工人的劳动积极性。（七）加强机电设备的使用、保养及维修管理，降低设备故障率，减少设备故障影响。（八）特殊工种持证上岗。加强工人的安全教育培训，提高工人的安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。第五章 生产系统一、运输系统（一）运煤设备及装运载方式采用SGZ-800/800前后输送机及SGZ-764/630后部溜送到SZZ-800/250转载机，通过皮带巷巷皮带运送至51采区溜煤眼，通过51采区溜煤眼进入+1100皮带石门，通过+1100皮带石门运入主井煤仓。（二）运煤路线：工作面51511皮带巷51采区皮带上山+1100皮带石门主井煤仓主井地面。（三）运料路线：1.副井井底车场+1100轨道石门51511轨道巷联络巷51511轨道巷工作面。2.副井井底车场+1100轨道石门51采区轨道上山51511上皮带巷联络巷51511上皮带巷工作面。（附工作面运输系统图）二、供液系统（一）供水（一）供水1.采煤机的内外喷雾，各种冷却系统，其用水量为320L/min；2.各转载点的撒水降尘100 L/min；3.风流净化喷雾80 L/min；4.乳化液补水400 L/min；该面供水采用矿井静压供水，由地面净化水池，经副井、+1100轨道石门、51采区轨道上山、51511皮带巷、51511轨道巷到达采煤工作面。（二）排水系统51511工作面皮带巷布置一趟108排水管路接至1号回风大巷水沟自流至水仓，运顺布置一趟108排水管路接至51511轨道巷至51采区轨道石门至1号回风大巷水沟自流至水仓。1.轨道巷排水涌水点51511轨道巷+1100轨道石门水仓2.皮带巷排水涌水点51511皮带巷51采区轨道上山+1100轨道石门水仓3.工作面供液供液系统采用BPW400/31.5型乳化液泵供给支架升降推移阀,供液管选用直径38mm的高压胶管(耐压34MPa),回液管路选用直径51mm的高压管(耐压25MPa),供液压力为31.5MPa。三、设备选型（一）采煤机采煤机的选型上，从采高，产量，功率等角度考虑，提高设备可靠性，故选用MG300/710-WD采煤机可以满足以上要求，MG300/710-WD采煤机主要技术参数如下：序号项目名称单位技术指标备注1采高范围mm2000370018002适应煤层倾角353适应煤层硬度f44生产能力t/h10005功率配置总装机功率kW710截割电机功率kW2300牵引电机功率kW245油泵电机功率kW206供电电压/频率V,Hz3300，507滚筒截深mm6308机面高度mm14409过煤高度mm67010卧底量mm33611滚筒直径mm180012滚筒转速r/min33.213牵引速度m/min08.514.214牵引力kN50430215牵引调速方式交流变频调速16摇臂回转中心距mm740017滚筒水平中心距mm1207218外型尺寸(长宽高)mm138721285136419摇臂摆角上摆+41,下摆-1820最大不可拆卸件尺寸mm3020122082521喷雾灭尘方式内、外喷雾22内/外喷雾水压 MPa4.5水量 L/min32023液压系统泵排量ml/r20+5泵压力MPa1824配套输送机SGZ80025操纵方式手控、遥控26整机重量T4327配套电缆MCP350+125+42.5（二）输送机按照输送机应满足生产能力和采煤机型号，并考虑到产量的增加对输送机速度的影响。前后部选用SGZ800/800刮板输送机。SGZ800/800刮板输送机（前后部）主要技术参数如下：序 号项 目 名 称技 术 指 标备 注1规格型号SGZ800/8002总装机功率(kW)8003运输能力(t/h)15004链速(m/s)1.15供货长度（m）2306适应的工作面倾角207适应的工作面走向倾角68卸载方式端卸9中部槽外形尺寸 (mm)1500800303（前部）1500800303（后部）10中部槽间联接型式哑铃组件11哑铃联结强度（kN）300012控制方式软启动13供电电压/允许波动范围(V)33005%14供电频率(Hz)5015冷却方式电机、减速器冷却方式为水冷16驱动装置的布置方式机头、机尾采空侧平行布置减速器17机械保护装置摩擦限矩器18紧链方式液压马达低速紧链+伸缩机尾19采煤机牵引轨道型式节距126铸造销轨20在满载条件下启动特性能正常起动21冷却方式及参数水冷22噪音（db）90（三）转载机考虑到煤矿年产量比较低，割煤和放煤的速度较低，故选用SZZ800/400转载机满足要求：序号项目技术指标备 注1转载机型号SZZ800/4002输送能力t/h18003设计长度m504供货长度m50 (含破碎机)5总装机功率kW4006供电电压/允许波动范围(V)33005%7供电频率(Hz)508链速m/s1.59刮板链规格（dt）mm3813710转载机溜槽结构型式整体组焊箱式结构11爬坡角度1012落地段哑铃联结强度kN300013启动方式软启动14紧链装置液压马达低速紧链装置（四）破碎机根据整体配套性要求，选用PLM2000型破碎机，主要技术参数如下：序 号项 目 名 称单位技 术 指 标备 注1规格型号PLM20002生产厂家3破碎能力t/h20004入料粒度Mm长度不限8008005出料粒度Mm300、250、200、1506供电电压/允许波动范围V33005%7供电频率Hz50 8总装机功率kW2009破碎主轴转速r/min37010可破碎物的单向抗压强度MPa100 11驱动装置的布置方式横置12驱动单元能否左右互换布置能13启动方式软启动14破碎机的保护类型窄V带SPC-560015皮带涨紧方式液压油缸16噪音dB9017控制方式软启动18外形尺寸(LWH)Mm354019881753（五）ZZY1100型转载机自移装置序号项 目 名 称单位技 术 指 标备 注1规格型号ZZY11002推移缸推拉力kN986.5/631.3单缸3推移缸行程mm11004调高缸推拉力kN385.3/138.7单缸5调高缸行程mm2506导轨对底板的比压MPa0.87导轨水平弯曲角度18导轨垂直弯曲角度5（六）PZY2300型皮带机尾自移装置序号项 目 名 称单位技 术 指 标备注1规格型号PZY23002适用皮带机宽度mm80012003推移液压缸行程mm23004调高液压缸行程mm2505水平液压缸行程mm2006额定供液压力MPa31.57乳化液浓度3%-5%（定配比）（七）液压支架选用ZF6400/18/35放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35H放顶煤液压支架。ZF6400/18/35放顶煤液压支架技术参数如下：序号项目参 数单位备注1支架型式四柱支撑掩护式低位放顶煤支架高度1800/3500mm中心距1500mm宽度1430/1600mm初撑力5232kNP=31.5MPa工作阻力6800kNP=40.9MPa支护强度0.8MPaf=0.2底板前端比压2.9MPaf=0.2泵站压力31.5MPa操纵方式本架手动操作适用倾角15度30度配置防倒防滑装置重量22.5吨0.32立柱型式双伸缩4个缸径230/160mm柱径210/140mm初撑力1308kNP=31.5MPa工作阻力1700kNP=40.9MPa3推移千斤顶型式普通双作用1个缸径180mm杆径120mm行程700mm拉架力801kNP=31.5MPa推溜力445kNP=31.5MPa4后溜千斤顶型式普通双作用1个缸径125mm杆径90mm行程900mm推力386kNP=31.5MPa拉力207kNP=31.5MPa5尾梁千斤顶型式普通双作用2个缸径160mm杆径105mm初撑力633kNP=31.5MPa工作阻力774kNP=38.5MPa6插板