采煤工作面作业规程1.doc
编号： XX市南冶村煤矿 采煤工作面作业规程工作面名称： 1126工作面编 制 人： 区 队 长：施工单位：批 准 人：编制日期: 2006 年3月 6 日执行日期: 2006 年 3月2 6 日目 录矿审批意见 3作业规程学习和考试记录 5作业规程复查记录 7第一章 概况 8第一节 工作面位置及井上下关系 8第二节 煤层 9第三节 煤层顶底板 11第四节 地质构造 11第五节 水文地质 12第六节 影响回采的其它因素 12第七节 储量及服务年限 13第二章 采煤方法 13第一节 巷道布置13第二节 采煤工艺 15第三节 设备配置 18第三章 顶板管理 19第一节 支护设计 19第二节 工作面顶板管理 23第三节 顺槽及端头顶板管理 25第四节 矿压观测 26第四章 生产系统 27第一节 运输系统 27第二节 通防与监控系统 28第三节 排水系统 32第四节 供电系统 32第五节 通讯照明系统 34第五章 劳动组织和主要经济技术指标 34第一节 劳动组织 34第二节 主要经济技术指标表 36第六章 灾害预防及避灾路线 37第七章 安全技术措施 38第一节 一般措施 38第二节 顶板管理 40第三节 防治水 43第四节 爆破管理 43第五节 通防及安全监测 49第六节 运输管理 52第七节 机电管理 54第八节 其它 55第九节 回柱安全措施59矿 审 批 意 见同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行：一、工作面防治水要严格按设计的防治水要求执行,防治水设备设施及时、到位、完好,确保防治水安全。二、由于地质变化上平巷护巷煤柱大（斜长10m），工作面回采（代采煤柱）时，必须按规程措施要求施工，同时通风部门要按本规定做好防灭火工作。三、由于十一层煤层直接顶为碳质页岩加上破顶开采,因此要加强顶板管理工作,特别是超前支护既要有足够的支护强度，又要保证规定支护距离。上下出口要支护良好,行人畅通,达到规定要求。四、移溜、固定、试机必须按操作规程进行。五、工作面出现地质生产条件等变化,有与本规程不相符之处,要及时写出补充措施,严禁无措施施工。六、工作面及上下平巷出现片帮冒顶要及时处理,否则不得生产。七、辅助运输严格执行行车不行人制度,在确保所有人员进入安全地点后提、放车辆。 八、工作面所有机电设备要保持完好,严禁带病或无保护运转。九、工作面安全质量管理严格按照本矿和上级有关文件规定执行。十、贯彻本规程时要将与工作有关的煤矿安全技术操作规程、煤矿安全规程等一并传达执行。会审单位及人员签字:生产科 年 月 日 技术科 年 月 日通风科 年 月 日 安全科 年 月 日机电科 年 月 日 煤质科 年 月 日 总 工 程 师： 年 月 日 作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字 作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字 作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系1126工作面是十一层采区西翼的第三个工作面。上限标高为+84.7m（上回风巷），下限标高为+75.6m，以上为1124工作面（1124工作面于2006年2月份开始回采、超前90m）为采空区，以东为1123工作面已回采，其它无开采，具体位置及井上下关系见下表所示。 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称+50水平采区名称十一层采区地面标高+198m井下标高+83.7+71.6m地面的相对位置1126工作面在本矿区以东400m处，205国道以北500m处，东至主下山保护停采线，西至副井停采线.此处无建筑物和国家保护区，均为农田。回采对地面设施的影响因地面无建筑物和其它设施，加之11层煤采高为1.5m，本工作面回采后对地面任何影响。井下位置及与相邻关系1126工作面西至副斜井停采线，东至主提升下山保护煤柱线，南1124工作面采空区，北为其它采面未采动。走向长度380m倾斜长度50m面 积19000m2第二节 煤层本工作面设计开采煤层为11层煤，根据地质报告资料提供和11221125和1124工作面回采证实，11层煤赋存稳定，煤层厚度在0.61.0m之间，平均煤厚度为0.8m。煤 层 情 况 表 表二 煤层厚度(m)0.8煤层结构简单煤层倾角（度）18开采煤层十一硬度2-3煤种肥煤稳定程度稳定煤层情况描述11层煤为上石炭系太原组，煤层平均厚度0.8m，煤层结构简单，煤层性脆，断口平坦；容重1.321.42t/m3，平均1.35t/m3，煤质牌号为气肥肥煤为主，煤层走向130150°，倾向4060°，倾角1620°平均18°。1126工作面直接顶为碳质页岩和直接底为砂质泥岩，个别地方因受地质构造的影响直接顶比较破碎，易冒落，所以该层随工作面的开采随冒落，使工作面采高达到1.0-1.2m，直接顶厚度2.16m，底板.直接底为深灰色砂质泥岩.厚度为11.64m。附图一：工作面地层综合柱状图综合柱状图1：200地层时代岩石名称柱状厚度（m）岩性描述上石炭系太原组深灰色砂质泥岩10.45含植物化石，顶部含砂质，岩性致密，粘土胶结。泥灰岩0.39含黄铁矿结核，坚硬。碳质页岩2.16含碳量高，垂直裂隙发育。煤111.0玻璃光泽，节理发育。深灰色砂质泥岩11.64含植物化石，顶部含砂质，岩性致密，粘土胶结。灰色中粗砂岩12.48粘土胶结，主要成分以石英为主。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三 顶、底板名称岩石名称厚度特征直接顶碳质页岩2.16伪顶为松散状冒落，直接顶易冒落，垂直裂隙发育，老顶不易跨落伪顶直接底砂质泥岩11.64粘土胶结，岩性致密老底中粗砂岩12.48灰白色，主要成分石英为主、黏土胶结， 第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响据1126运输巷施工揭露和1124工作面证实此处无大的断层，在工作面中部连续两条落差在1.0m以下的小断层，但不影响工作面回采。断 层 情 况 表 表四断层名称走向倾向倾角断层性质断层落差对回采的影响125050正1.0无 226050 逆0.5无二、褶曲情况以及对回采的影响三、其他因素对回采的影响参见附图2：工作面采面切眼素描图。第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：最大涌水量：二、含水层（顶部和底部）分析1126工作面在1124工作面下方，水文地质条件简单，11层煤以上含水层为一灰，一灰距煤11 20.37m，为煤8的直接顶。弱含水层，回采后裂隙波及不到一灰，其它无含水层，底板含水层对工作面回采无影响。三、其它水源的分析根据以上1124面回采后观察，无老空区积水。第六节 影响回采的其它因素因1126工作面上下平巷支护为木质梯形支架支护，只要及时维护对正常回采无影响。见表五。一、 影响回采的其它地质情况 影响回采的其它地质情况表 表五瓦斯低瓦斯矿井，低CH4矿井，瓦斯相对涌出量1.45m3/t,绝对涌出量 0.34 m3/min。 CO2低CO2矿井，CO2相对涌出量 3.43 m3/t,绝对涌出量 0.75m3/min。煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为3740%。煤的自燃倾向性类地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区第七节 储量及服务年限 一、储量工业储量：31000t；可采储量：31000×0.95（设计回采率）=29000t 二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=29000÷月产量2500t=11.6个月 第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况十一层采区是1997年由山东省矿院采矿研究所设计于 1997年莱区煤字（1997）31号批准，1998年实施，巷道布置。在井田东翼+100及+50水平掘两条石门。两条石门推到十一层煤后分别延伸主。主.副上山到+100水平。使十一层采区形成生产系统。该采区分为5个工作面，回采方法采用走向后退壁式采煤法。二、采煤工作面回风巷1126工作面上回风平巷1124运输巷，巷道保护煤柱倾斜宽度15m，巷道沿煤（岩）层走向布置，轨道铺设到迎头。巷道支护采用木质梯形支架，断面1.8×1.85m，棚距为0.8m，主要用于该工作面回风和运料、行人。巷道内布置了防尘管道一趟和瓦斯监控线。三、采煤工作面运输巷道1126工作面运输巷沿煤（岩）层走向掘进与上回风平巷平行布置，运输轨道铺设到迎头，运输巷支护采用木质梯形支架，断面3.8m2（1.8×1.85m），主要用于该工作面运输和进风、行人。巷道内布置了防尘管道一趟和电煤钻、运输机电缆一趟。两平巷支架材质规格均为槐木和松木，棚梁小头直径不低于14cm，棚腿小头直径不低于12cm，顶四帮八。四、采煤面切眼切眼位于工作面边界，沿煤层倾向上山掘进，与上回风巷贯通，使工作面形成通风系统，巷道断面2×1.2m，支护采用一梁二柱，棚距0.8m，棚梁选用2000×180×50mm木板，腿子选用直径不低于12cm的硬质材料。五、联络巷六、溜煤眼七、峒室及其它巷道布置附图3：1126工作面位置及巷道布置示意图。第二节 采煤工艺一、采煤工艺1126工作面回采采用走向后退壁式采煤法，爆破落煤，全部跨落法管理顶板的回采工艺。二、落煤方法1、采煤方法的选定，采用MSZ1.2型电煤钻湿式打眼，放炮落煤。2、工作面安装SGD32017B型刮板输送机和 搪瓷溜子运输，由人扒装，刮板输送机直接将煤运送到本面运输巷装1吨矿车；由人力推车和电瓶车运输，经主斜井由地面大绞车提到地面。3、顶板管理方式采用全部跨落法，采高1.3m（最高不超1.5m），循环进度为1.0m，放顶步距为1.0m，初次放顶距为5m。4、炮眼布置设计炮眼采用“三花眼”，炮眼深度为1.05m，眼距为1.0m，上下距顶底板为0.2m，每眼装药量1.5支（0.225Kg），每眼装水炮泥1个，其它用炮泥封满，每次引爆不得超于4炮，药量为0.9Kg，联炮方式采用串联连接，正向定炮，一次装药.一次拉炮，严禁反向定炮。使用毫秒延期电雷管，二号煤矿安全炸药，引爆使用MFD100型发爆器，放炮由专职放炮员担任，其他人不准代替。详见炮眼布置图三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天1个循环，每循环进度1.0m，采高为1.3m，回采率为97%。W=L×h×R×C=50×1×1.25×1.3×0.97=90吨班产量30吨；日产量90吨；月产量2500吨。1126工作面爆破说明书炮眼特征名称距离（m）位置角度眼深（m）利用率（%）装药量（Kg）数量距底（m）距顶（m）仰、俯水平上眼1.00.210°75°1.05950.225中眼下眼1.00.210°75°1.05950.225爆破说明书顺序项目单位说明1打眼工具型号NAZ1.2台台数1个2炮眼特征循环眼数100个平均深度1.05m循环总长度50m炸药种类2#煤矿安全炸药3火药每孔装药量0.225Kg/孔循环用量20.7K吨耗0.225Kg/吨4雷管种类毫秒延期电雷管循环用量50个吨耗1个/吨5封泥炮泥粘土充填满m水炮泥1个封泥长度充填封满m第三节 设备配置 一、设备配备情况1、运输设备：工作面运输选用SGD32017B刮板输送机.输送量75吨/h，长度80m，链速0.59m/s，电机功率17KW，轴转速1470转/s，电压380660 v.附图5：1126工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、支护工作面的支护设计工作面支护采用MW1700/350和MW2300/350型摩擦支柱和DJB1000/300型金属铰接顶梁。1、参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。（见表六）2、合理支护强度的计算采用经验公式计算：Pt=8×9.81×h×r=188.4 （KN/m2）选用“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大支护强度。选取上述两项中最大值375（KN/m2），即为工作面合理支护强度。3、工作面支护密度的确定采用“见四回一”的作业方式，最大空顶距4.1m。最小空顶距3.1m.放顶步距.m。支护密度确定P=W/PN其中式中P支柱密度，板/m2W顶板压力KN/m2，PN支柱实际承载能力KN/根，W=（6-8）mrcosaW11=103138KNm-2P2=KB*K2*RB式中KB支护载荷不均系数，一般取0.80.9；K2增阻系数一般取0.91；RB支柱回撤阻力KNPN=0.85×0.95×294=237KNP=138/237=0.6根m2按每m2一根支柱架设，确定排距1.0m、柱距0.6 m。工作面支护及顶梁的量的确定N2=（V/1）*（n+1）式中N2支柱的量 棵；L=工作面长；1柱距；n排距；N2=（50/0.8）×4=254根金属交接顶梁 NNJ=4×（50/0.8）=254根；另外考虑到20%备用量N2=1.2×254=305根NJ=1.2×254=305根。工作面支护密度，正常情况排距为1m，柱距为0.6m，如特殊情况过断层及遇顶板破碎时可缩小柱距。煤层矿压观测选择预计本工作面矿压参数参考表 表六序号项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m2.16老顶厚度m10.45直接底厚度m11.642直接顶初次垮落步距m53初次来压来压步距m10最大平均支护强度kN/ m2375最大平均顶底移近量mm150来压程度明显4周期来压来压步距m5最大平均支护强度kN/m2最大平均顶底移近量mm来压程度5平时最大平均支护强度kN/ m2最大平均顶底移近量mm6直接顶悬顶情况m7底板容许比压MPa8直接顶类型类二类9老顶级别级10巷道超前影范围m20工作面条件与支架适应条件对照表 表七工作面条件支架适应条件采高1.3倾角18煤厚0.8煤硬度2底板比压支护强度顶板种类二类二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量（二）泵站设置位置（三）泵站使用规定第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式工作面的顶板管理采用全部跨落法，支护方式，采用“见四回一”密集切顶。最大空顶距为4.1m，最小空顶距3.1m放顶步距为1.0m，工作面支护密度排距为1.0m，柱距为0.6m，密集间隙不大于0.4cm，迎山角每垂下1.0m为20cm，柱窝深度35cm或麻面，不需穿鞋，工作面质量标准达到“三直、两平、两净、两畅通”。二、正常工作时期的特殊支护形式正常工作时期采用1排切顶密集，上下出口及运输巷、回风巷与采空区接触处，采用木垛支护，若顶板破碎处可缩小柱距，上下平巷超前20m必须采取特殊支护，支护方式采用金属支柱抬棚，抬棚规格，绞接顶梁长度1.0m。三、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离回柱放顶与工作地点的距离为上10m下15m，工作地点与超前密集距离10m。回柱方法采用人工回柱，由下而上支设一棵新密集支柱回撤一棵，新密集始终超前支设回柱一棵。上下平巷特殊支护及巷道支架，要由里往外回撤，回撤速度与工作面切顶密集直齐，不得滞后和超前，采用人工回柱，必须3人为一组，严格按人工回柱操作规程施工。、来压及停产前的顶板管理工作面初次来压放顶步距为8.0m，工作面初采自切眼推进6.0m时，直接顶冒落达不到采高的1.5倍，倾斜长度不超超过工作面的三分之一时，必须停止回采，增加切顶密集强度，紧靠切顶密集增设一排对接戗棚支护，戗棚规格为：戗棚梁用直径不低于18cm长2.0m红松木或硬质杂木，一梁二柱沿倾斜支设，两架戗棚间距不大于0.2m。 直接顶仍不冒时，可进行强制放顶，并制定放顶专项措施。、过断层及顶板破碎时的顶板管理：本面在巷道施工中未见较大的断层，但在回采时遇断层或顶板破碎时必须加强顶板管理，增加支护密度和采取特殊支护，在断层两盘必须及时支护和护好顶板，防止因顶板破碎支护不及时顶板漏冒；其次就是在原支护的情况下，根据实地情况适当增加临时支护，防止顶板冒落和煤壁片帮。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运输顺槽的顶板管理、轨道、运输顺槽的超前支护、轨道运输顺槽的超前支护二、工作面两安全出口的管理、支护形式采用金属顶梁抬棚，抬棚支设在原巷道支架两侧，抬棚腿为MW2300/350金属支柱，超前支护长度不低m（详见支护图）。、质量要求超前支护以外的支架出现变形或损坏时，必须及时更换，确保巷道支护质量，并保证巷道净高不低于1.8m，保证运输行人畅通。、上下端头的管理上、下端头采用一梁三柱DFB型长排梁支护，长度3.0m，棚距为0.6m，（即上2棚下4棚，支设在柱距之间），工作面支柱与巷道支架间隙不大于0.5m，防止因间距过大顶板冒落。三、支护材料的使用数量和存放管理1、上端头特殊支护需要每组2棚，下端头特殊支护需要每组4棚。2、上下平巷超前支护20m，上平巷下帮超前支护不低于20m，上帮不低于10m；下平巷上帮超前支护不低于20m，下帮不低于10m；上下平巷超前支护二组15架，15×2=30架。所有备用材料存放地点，在工作面回风巷距上出口50m以外，在巷道两侧按分类码放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称，数量、规格、负责人；存放地点不得防碍运输行人和通风。附图6：工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）第四节 矿压， 观测方法：由于本无矿压观测设备，只有直观观测，顶板下沉情况，其次观察巷道围岩变形，支架的损坏程度，其它无观察手段。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式、运煤设备及装、转载方式工作面采用型号为SGD32017B刮板输送机，运送到下运输巷装1吨矿车，集中运输大巷由电瓶车运输。、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，由地面绞车送到井底车场，由电瓶车送到11层采区，由主下山40KW绞车送到1126回风平巷，通过轨道平巷运进工作面。二、移溜方式移溜方式采用拆卸方式，一个循环移溜一次，并制定移溜专项措施。三、运煤路线工作面1126运输巷片口车场11层主下山+50车场+50运输石门+50集中运输巷井底车场主斜井地面煤场。四、辅助运输系统路线：详见附图7：1126工作面运输系统图。第二节 通防与监控系统一、通风系统、需风量计算1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算按瓦斯涌出量计算Q=100×q×k =100×0.43×1.5=64.5 m3/min按二氧化碳涌出量计算Q=67×q×k=67×0.89×1.5=89.4m3/min 按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算需风量为89.4 m3/min。2、按工作面温度计算 Q=60×V×S×k=60×0.9×3×1.O×0.65=105.3 m3/min ；3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量 Q = 4×n = 4×15 = 60 m3/min4、按风速进行验算按最低风速验算,采煤工作面的最低风量Q > 15×S = 15×3.8 = 57 m3/min式中 :S采煤工作面的平均断面积, 3.8m2 。按最高风速验算,各个采煤工作面的最高风量Q < 240×S = 240×3.8 = 912 m3/min通过验算可以看出，57 <105.3 < 912 m3/min5、根据上述原则确定工作面实际需要风量为105.3m3/min。、通风路线主斜井井底车场+50集中运输大巷+50运输石门+50十一层车场11层主下山1126运输巷片口1126工作面1126回风巷11层副下山+100回风石门+100回风巷+150总回风巷副斜井。详见附图7：1126工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔35小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10m处、回风上隅角。 瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测,在距回风出口5lOm处安装安全监测系统的瓦斯传感器, 甲烷传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1.5%、复电浓度不大于1.0%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。详见附图8：1126工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三、综合防尘系统、防尘供水系统1126工作面的防尘用水,由二采区防尘水池经+100回风巷及回风石门，沿11层主下山到1126运输巷及回风巷详见附图8：1126工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。供水管路选用直径80mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入工作面处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。主管路选用直径1.5寸的水管,每隔50m设三通阀门一个,给冲刷巷道之用。 、防尘措施1、工作面开采前与开采过程中，超前工作面40m进行煤层注水。2、溜口与运煤转载点安设喷雾设施，并正常使用，工作面上下平巷两天用水冲刷一次，保证无煤尘沉积。3、必须坚持湿式打眼，正常使用水炮泥，放炮前后工作面30m范围内，及时洒水灭尘，冲刷煤（岩）帮,放炮时使用爆破喷雾。4、上下平巷各设一道净化水幕，隔爆水槽一组，水量应按山东省煤矿“一通三防”工作实施细则每平方不得少于200L。吊挂长度符合规程要求。5、所有工作人员必须佩戴防尘口罩；搞好个人防护。、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面上下平巷均安装两组软质隔爆水棚，间距300500m。2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。3、棚区长度20m,每棚间距1m,隔爆水袋40L/个。4、每处防爆水棚不小于18棚,做到经常清刷,保证水量。5、第一组防爆水棚距工作面5020Om,并随工作面推进而移动。四、防治煤层自然发火技术措施1、工作面在回柱前必须及时将采空区内的浮煤清扫干净，并定期清扫和冲刷巷道，保持巷道内清洁卫生。2、对采空区和报废的溜煤眼密闭要及时，密闭墙不少于2道，并且要严密无漏风现象。3、严格放炮制度，放炮必须使用水炮泥，引爆使用专用发爆器，严禁明电、明火放炮。4、加强机电设备的管理，井下所用设备必须达到台台防爆，防火性能良好，对不合格设备一律不准入井。5、严格执行井口检身制度，入井人员严禁携带火种和易燃物品下井。五、通风系统示意图附图7：1126工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。第三节 排水系统一、设备选型二、排水系统路线。1126工作面正常情况无涌水现象，只有个别地方顶板有少量的淋水和防尘用水，正常涌水量在12m3/h，积水可沿运输巷水沟和下山水沟.+50石门.+50集中大巷水沟流入井底水仓，由DAI150×8水泵直接排到地面。三、防治水措施1126工作面回采要及时观测上面1122和1124采空区有无积水情况，随1126工作面的推进要及时掌握1124工作面采空区的情况，要做到先排疏水后回采，防止老空水积水突出。第四节 供电系统一、供电系统1、供电情况该工作面电源来自+50m采区变电所，经DW80350用橡套电缆沿+50运输石门、11层车场、11层主提升下山、1126车场、1126运输巷接至移动配电点QC8380开关。配电点设置在距工作面80m以外，在用不同平方电缆，经过综合保护开关，给采面机械设备供电，电缆吊挂整齐，必须使用瓦斯电闭锁。详见附图9：1126工作面供电系统示意图2、采煤工作面机电设备负荷1126工作面设备装机总容量为:23.7kW。参见负荷统计表(表八)。负 荷 统 计 表 表八设备名称型号设备台数电机容量（KW）额定电压（V）额定电流（A）最大负荷（KW）刮板输送机SGD17B11738035.717局部扇风机KDF15.538011.25.5煤电钻ZM1215.512791.2合计23.7KW二、电器整定 电器整定参见表九：磁力起动器整定值数据表。 磁力起动器整定值数据表 表九控制设备名称电机电流额定值(A)过流整定值(A)刮板输送机35.7100局部扇风机11.230煤电钻综保915第五节 通讯照明系统一、通讯系统及有关配置1126工作面、溜煤眼装车点、片口车场各安装一台直通地面调度室的生产电话。附图10：1126工作面通讯系统示意图二、照明系统及有关配置附图11：1126工作面照明系统示意图第五章 劳动组织和主要经济技术指标第一节 劳动组织一、作业方式1126工作面采用三八制作业制度，每班作业8小时，实行三班采煤，边采煤、边准备、边整修。附图12：正规循环作业图表二、 劳动组织每班设有一名班长，一名兼职安全员，班前由生产办公室人员安排当班生产安全注意事宜，班长负责组织生产。1126工作面劳动组织图表 表十一班二班三班四班合计打眼工333放炮员1113攉煤工3339支柱工3339溜子工2226推车工3339维修工1113电 工1113瓦检员挂钩工合 计第二节 主要经济技术指标1126工作面的主要经济技术参数详见表十一：主要经济技术指标表。主要经济技术指标表 表十一序号名 称数 量序号名 称数 量1面推进长度380m13回采工效率1.8吨/工2采高1.3m14火药定额2250Kg/万吨3煤层生产能力1.35t/m215单位成本185元/吨4循环进度.M16煤层牌号气肥煤5循环产量90t17含矸率26月循环数（循环率）30个（%）18灰分.7月进度30m198日产量90t209月产量2500t2110再册人数48人2211出勤人数
