16616采煤工作面作业规程

编号C1166161滕州市金达煤炭有限责任公司16616采煤工作面作业规程采煤工作面名称16616工作面编制人魏文号施工负责人王亚强总工程师董仲濡生产矿长刘桂强主管矿长徐开杰施工单位采一工区编制日期2014年6月16日执行日期2014年7月8日编号C1166161滕州市金达煤炭有限责任公司16616采煤工作面作业规程采煤工作面名称16616工作面编制人施工负责人总工程师生产矿长主管矿长施工单位采一工区编制日期2014年6月16日执行日期2014年7月8日矿会审单位及人员签字生产技术处年月日安全监察处年月日机电管理处年月日通防处年月日调度室年月日企管处年月日地测年月日机电副总工程师年月日防治水副总工程师年月日采煤副总工程师年月日一通三防副总工程师年月日总工程师年月日会审意见会审时间2014年6月26日会审地点调度会议室参加人员彭成立韩善全倪瑞周伟马敬宗兆栋徐伟赵玉峰孔卫国徐继伟褚衍启董仲濡同意按此规程组织施工，连同本意见一并贯彻，达到应知应会，考试合格后方能上岗作业，另强调如下1、加强工作面一通三防管理，使用好综合防尘设施；完善并保护好隔爆设施，防止瓦斯积聚和煤尘沉积；严格坚持做好煤层注水工作。2、加强瓦斯检查管理，完善好井下各种监控系统。3、工作面遇较大黄铁核需要爆破时，严格按措施执行。4、工作面出现地质条件变化，有与本规程不相符之处，要及时写出补充措施。5、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。6、工作面所有机电设备要保持完好，严禁带故障或无保护运行。7、作业规程贯彻时必须把煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程中相关内容一并贯彻。目录会审意见作业规程贯彻学习和考试记录采煤工作面开工通知单作业规程月度复查记录第一章概况1第一节工作面位置及井上下关系1第二节煤层1第三节煤层顶底板2第四节地质构造4第五节水文地质4第六节影响回采的其它因素8第七节储量及服务年限8第二章采煤方法9第一节巷道布置9第二节采煤工艺12第三节设备配置15第三章顶板管理21第一节支护设计21第二节工作面顶板控制28第三节两巷及端头顶板控制31第四节矿压观测35第四章生产系统36第一节运输系统36第二节通防系统38第三节排水系统45第四节供电系统47第五节通讯照明系统52第五章劳动组织和主要经济技术指标54第一节劳动组织54第二节主要经济技术指标56第六章煤质管理57第七章安全技术措施57第一节一般规定57第二节顶板管理61第三节防治水70第四节爆破管理71第五节通防及安全监测76第六节运输管理78第七节机电管理86第八节其他93第八章灾害应急措施与避灾线路93第一节矿井灾害应急措施93第二节职业健康96第三节避灾路线100第九章煤矿井下安全避险“六大系统”102第一节监测监控系统102第二节压风自救系统106第三节供水施救系统109第四节人员定位系统112第五节通信联络系统112第六节紧急避险系统115编写依据金达煤矿六采区设计200811金达煤矿生产矿井地质报告20126金达煤矿16616工作面回采地质说明书金达煤矿16616工作面坑透CT报告煤矿作业规程编制指南专家解读20084本规程未及之处严格按煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿安全质量标准化标准及上级有关安全技术文件批复等执行。第一章概况第一节工作面位置及井上下关系16616工作面位于六采区轨道巷南侧，东为16618工作面采空区，西为六采区未开采区，整个工作面呈近南北方向布置，其坐标范围为X38839303884609Y2050188520502253H22613030M，对应地表南偏东为赵坡煤矿，其它为空旷地带，地势平坦，基本为农田，地面标高47664802M，工作面标高为22613030M,该面的垂直深度为274351M，工作面长平均670M，面宽平均120M，面积为80429M2，具体位置及井上、下关系见表1。表1工作面位置及井上下关系水平名称二水平采区名称六采区地面标高47664802M井下标高22613030M地面的相对位置及建筑物东为16618采空区，其它为空旷地带，地势平坦，基本为农田。回采对地面设施的影响地表基本为农田，回采范围内无任何建筑和设施。回采后地表将出现轻微裂隙、塌陷。井下位置及相联关系16616工作面位于六采区轨道巷南侧，整个工作面呈近南北方向布置，东为16618工作面，其它均为未开采区，周边无采掘头面。顺槽长（M）670工作面长（M）120面积（M2）80429第二节煤层16616工作面开采煤层为16层煤，根据揭露的地质资料可知，本工作面煤层赋存稳定，均可采，煤层倾角为2070，煤层厚度为085095M，一般为090M，具体情况见表2。表2煤层情况表煤厚（M）085095煤层结构较简单煤层倾角2070开采煤层16硬度F102煤种气肥煤稳定程度较稳定煤层情况16煤煤层较稳定，呈黑色，玻璃光泽，光亮型亮煤，薄煤层状结构，含较多的黄铁矿小块；煤层倾角27，煤层厚度085095M，一般为090M，为薄煤层，无夹矸，结构简单，属稳定煤层。第三节煤层顶底板本工作面局部有泥岩伪顶，厚001008M，老顶为十下层石灰岩，厚549M，往上岩性厚度依次为泥岩厚070M，十上层石灰岩厚055M，泥岩厚1705M。直接底板为粉砂质泥岩厚693M。老顶为十灰，分为十上、十下灰，中间夹一层泥岩，全岩67M，容重26G/CM3，单向抗压强度为1417KG/CM2，深灰色，裂隙发育，沿裂隙充填炭质及方解石，十灰为16煤层坚硬难冒落的顶板，分类级别为级。直接底板为泥岩，棕灰色，含泥质，有黄铁矿结晶体，底部有植物化石碎片，容重253G/CM3，单位抗压强度为567KG/CM2，属较稳定底板，分类级别为II级，具体情况见表3。表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称平均厚度（M）岩性特征老顶十上灰055直接顶十下灰549十下灰为深灰色，裂隙发育，沿裂隙充填炭质及方解石，含水性弱，以静储量为主。直接底泥岩693棕灰色，含泥质，有黄铁矿结晶体，底部有植物化石碎片。老底十一灰087灰、深灰色，含植物化石碎片，贝壳状断口，属稳定底板。16616工作面煤（岩）综合特性见附图1。第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响本工作面煤层走向近南北，倾向西，据巷道掘进施工揭露，工作面内落差约1M左右的正、逆断层均较发育。本工作面材料道揭露落差约20M的逆断层，由于此断层位于停采线位置对工作面回采影响不大，建议落差较小的断层平推硬过，在回采过程中，必须加强安全技术管理，各断层产状、位置见表4，工作面两巷及切眼巷道素描见附图2。表416616工作面断层要素表巷道名称断层名称倾向倾角落差（M）对回采影响F61613374021较大F61623155012不大F61632927009不大F61641128504不大F61652928005不大F61663378704不大F616715685065不大16616材料道F61681526708不大F61693158510不大16616运输巷F616103358010不大二、褶曲情况以及对回采的影响无三、其他地质因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据16616工作面CT探测报告结论和在巷道实际掘进过程中，没有发现陷落柱、火成岩及其他的影响，预计本工作面无陷落柱、火成岩及其他因素的影响。第五节水文地质一、水文地质特征根据相邻钻孔勘探资料分析，含水层由上到下的顺序依次为（一）第四系砂、砾含水层1、上含水层段平均厚3560M，岩性由黄、灰黄、黄褐色粘土、砂质粘土、细粒砂层所组成。一般含砂26层，成份以石英为主，粘土含量较低，富水性强，中下部砂层连续性好，分布面积广。2、下部含水层段平均厚1281M，岩性由灰黄、浅灰、砂质粘土、粘土质砂及中细粒砂层组成，成份以长石、石英为主，粘土含量较高，组织较紧密，富水性较弱，该段不受大气降水的补给，富水性较弱，对基岩垂直渗透补给有限，上、下部含水层间有一稳定隔水层，隔断了水力联系。（二）上侏罗统砂、砾岩本采区内揭露厚平均1666M，岩性由粉砂岩、中、细砂岩、砂砾岩及砾岩组成，中上部以粉砂岩、细砂岩、中砂岩为主，厚度大，含水性差，中下部以砂砾岩和砾岩为主，富水性较好，但补给条件较差。（三）太原组第三层灰岩平均厚645M，在本区内部分被剥蚀，以致缺失，三灰强含水层，在风化剥蚀面上与上覆砂、砾岩层呈现角度不整合接触，补给条件较好，为强含水层。（四）太原组第五层灰岩本区内平均厚217M，溶洞发育，富含水，共透水性较好，补给条件差，以静储量为主。（五）太原组七灰、八灰、九灰、十下灰岩1、七灰岩层较薄，充水性弱，开掘巷道时揭露初始涌水量较小，仅为淋水，为弱含水层。2、八灰在本区内平均厚273M，岩石致密坚硬，裂隙不发育，补给条件差，为弱含水层。3、九灰平均厚210M，裂隙发育，为方解石充填，以静储量为主，为弱含水层。4、十下灰厚平均549M，由于埋藏较深，补给条件差，富水性弱，以静储量为主，但其初始涌水量大。（六）第十二层灰岩平均厚533M,棕灰色深灰色，微晶至细晶质，厚层状，顶部古风化裂隙较发育，被泥质、方解石充填，为弱含水层。上距17煤底板26153802M，2009年11月，我矿施工1放水试验钻孔，测得十二灰原始静止水位311M，涌水量153M3/H。（七）第十四层石灰岩棕色、隐晶质，质纯性脆，有微细裂隙，且充填方解石脉，根据勘探资料十四灰为弱含水层。2012年10月，我矿施工3放水试验钻孔，测得十四灰水头高度276M，涌水量072M3/H。（八）奥陶系石灰岩据勘探资料，本井田内揭露厚度为499520196M，由于补给条件差，富水性随埋深的增加而减弱，16煤底板至奥灰顶平均约6498M，2012年我矿施工奥灰水水文长期观测孔，测得奥灰水水头高度为116M，涌水量为202M3/H。二、下伏灰岩水对16煤开采情况分析我矿16煤层位于太原组下部，十下灰岩之下，纯煤厚度061135M，平均086M，下距十二灰岩平均2733M，距十四灰平均3193M，距奥灰平均6809M，16煤层与奥灰之间发育有泥岩，砂质泥岩等数层隔水性强的岩层，井田构造简单，开采16煤层回采工作面安全水头压力值的计算如下PTSM式中M底板隔水层厚度M（取最小值5873M）P安全水压MPATS临界突水系数MPA/M隔水层完整无断裂构造破坏取01P5873015873MPA则H5873MH实116（3030）187M（根据实际揭露，目前16616工作面最低标高为3030M）。由于我矿开采最深标高为500M则H实116（500）384M通过上述计算H实（187或384M）H（5873M）所以在正常情况下，下伏奥灰水对开采16煤层无突水威胁。根据公式计算得知，在无导水构造情况下，奥陶系石灰岩含水层对矿井安全生产影响不大，但矿井在生产过程中，必须加强对隐伏构造的探测，并按规定留设隔离煤柱，以防构造导水造成水害。三、工作面内充水因素影响分析16616回采工作面相邻工作面无积水区，工作面内地质条件较简单，落差约1M的断层较发育，对工作面开采影响不大。16616工作面回采16煤层，顶板十下灰为直接老顶,弱含水层,以静储量为主,补给差,裂隙较发育,初始涌水量较大,后逐渐变小。根据相邻工作面实际揭露，16煤顶板裂隙对16煤回采不会造成威胁。16煤底板含水层主要为十二灰、十四灰及奥灰含水层，根据计算及论证分析，对16煤开采无突水威胁。四、物探分析二0一四年我矿委托山东泰山地质勘查公司第一工程处对我矿16616工作面进行了无线电磁波坑道透视探测,根据探测结果分析,本工作面无岩浆侵入、溶洞、岩溶陷落柱等构造,落差在1M左右的断层较发育,对工作面回采影响不大。工作面内无含水体及充水构造，顶板十下灰，为弱含水层，富水性较弱，裂隙较发育，初始涌水量较大，补给差，底板为泥岩，为隔水层。在工作面实际生产过程中应严格遵守“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，确保安全回采。五、工作面涌水量预计16616工作面顶板为十下灰，为本工作面的直接含水层，由于埋藏较深，补给条件差，富水性弱，在裂隙构造处，赋存水，以静储量为主，但其初始涌水量较大，易于疏干。结合相邻工作面回采时涌水量资料分析，预计本工作面正常涌水量约10M3/H，最大涌水量预计15M3/H。六、工作面水害防治措施1、施工单位要加强工作面的排水工作，各排水点要备齐工作水泵和备用水泵，确保及时排水。2、施工期间要加强工作面涌水量的观测，并做好分析。3、井下工作面回采施工过程中，加强对煤岩体的观察，发现有异常情况及时与防治水专业人员联系，并及时向调度室汇报，对井下异常情况及时进行排查解决。第六节影响回采的其它因素一、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表瓦斯瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量060M3/T，绝对涌出量080M3/MIN,经鲁煤安管【2012】180号批复CO2CO2矿井，CO2相对涌出量121M3/T，绝对涌出量160M3/MIN煤尘爆炸指数16煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数4065煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期为47天。自燃倾向等级为II类自燃煤层地温危害1720冲击地压危害无第七节储量及服务年限一、储量16616工作面工业储量85万吨，可采储量为83万吨，回采率不低于97，具体见下表6表616616工作面储量表名称面积（M2）纯煤厚度（M）容重储量（万吨）回采率（）总面积80429地质储量804290912691能利用储量804290912691护巷煤柱50650912606工业储量753640912685可采储量8397二、工作面服务年限工作面的服务年限可采推进度/设计月推进度（正常时期）630M（243087）101（月）第二章采煤方法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区设计说明书为六采区设计说明书，批准时间为2008年11月。地质说明书名称为16616回采工作面地质说明书，批准时间为2014年4月。本采区位于休城井田东南部，北以纬线3885600为界,东、南以井田边界为界，西以300M大巷垂直下切面为界，全区近似梯形，东西长平均2KM，南北宽平均18KM，面积约34KM2。采区采用盘区式分区段北翼前进式开采、南翼后退式开采,开拓大巷以300M水平轨道巷向南经356M轨道下山、356M水平向东布置六采区轨道上山，皮带运输巷以300M水平皮带运输巷经356M皮带巷向东布置六采区皮带运输巷。六采区轨道巷与皮带运输巷平行布置，间距25M，每100M左右布置一个联络巷。二、16616工作面材料道16616工作面材料道呈近南北方向布置，全长6765M可采672M，净宽3M，净高22M，净断面66M2，方位157，支护方式为帮部锚杆钢梯支护，选用161200MM的螺纹钢锚杆，排距10M，间距10M，沿巷道横向压钢梯，顶部锚杆支护，选用161800MM的螺纹钢锚杆，排距15M，间距10M。材料道主要用于工作面的进风、运料、行人、备用物料的存放，巷道内设置排水管路、供水防尘管路、压风管路、运输绞车、供电电缆设备。三、16616工作面运输巷16616工作面运输巷是16618工作面采后留巷砌墙巷道，呈近南北方向布置，全长6294M（可采588M），净宽3M，净高22M，净断面66M2，方位157，支护方式为帮部锚杆钢梯支护，顶部锚杆支护，选用161800MM的螺纹钢锚杆，排距15M，间距10M。运输巷主要用于工作面的回风和运煤,巷道内设置防尘管路、排水管路、压风管路、安全监测设备、动力供电电缆、部分供电设备，在人行道的另一侧设置胶带输送机、桥式转载机等。四、工作面切眼16616工作面切眼近东西方向布置，全长为1274M（初采调面后长120M），断面为矩形，净宽3M，净高2M，净断面6M2，其支护方式同材料道。五、联络巷材料道联络巷全长1042M，断面为半圆拱形，净断面756M2，布置一个车场，车场长度15M，采用全断面锚网喷支护。运输巷联络巷全长58M，断面为半圆拱形，巷道净高22M,净宽30M，荒高22M，荒宽32M，S荒704M2，S净66M2，16616运输巷联络巷采用全断面锚网喷支护。16616工作面位置及巷道布置具体见附图3。第二节采煤工艺一、采煤方法16616面为高档普采工作面，采用DW型单体液压支柱配合DJB1200/300型铰接顶梁支护顶板，每硐循环进尺12M，工作面煤层预计平均厚度为090M，煤层倾角27，一般为5左右，直接顶板为十下灰岩，采用全部垮落法管理采空区顶板，采用走向长壁后退式采煤法采煤。二、采煤工艺本工作面采用高档普采工艺，正规采煤工艺循环为煤层注水采煤机割煤自动装煤刮板输送机运煤回刀拾煤推移刮板输送机支临时支柱挂梁加强顶板支护煤机割第二刀煤自动装煤刮板输送机运煤回刀拾煤推移刮板输送机支正规支柱清理整改回料。1、落煤采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深600MM。2、装煤采煤机螺旋滚筒配合SGZ630/220刮板输送机装煤。3、运煤工作面采用SGZ630/220刮板输送机，运输巷采用1部SZB730/75转载机和1部DSJ80/40/240伸缩皮带输送机。4、工作面支护工作面采用DW型外注式柱径为100MM单体液压支柱，配合DJB1200/300型铰接顶梁支护顶板，无铰接顶梁处单体支柱穿铁鞋戴木帽，人工支、回柱。5、采煤机的进刀、正常切割及牵引（1）、采煤机的进刀方式采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度不少于35M，进刀深度为006M。具体操作如下采煤机向下（上）割透端头煤壁后，从头按向上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15M以上，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段至35M处，使得采煤机达到正常截割深度（即06M），按要求推移刮板运输机至平直状态。将两个滚筒的上、下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。（2）、采煤机正常切割采煤机正常割煤采用前滚筒割底煤，后滚筒割上部挑顶的方式；由于本工作面顶板为十下灰岩，顶板凹凸不平，必须以顶板控制底板，采高控制在1112M，正常割煤长度为85M。当工作面顶煤厚度达到005M、且面积大于1M2时，必须采取措施除顶煤，顶板留有少量顶煤时用手镐或钢钎子找掉。（3）、采煤机牵引方式齿轮销排式液压牵引。采煤机进刀方式见附图4。三、工作面正规作业循环生产能力工作面正规循环生产能力WLSHRC12012121260972112（吨）式中W工作面正规循环生产能力TL工作面平均长度120MS工作面循环进尺12MH工作面设计煤厚采高12MR煤的容重126T/M3C工作面回采率97日产煤量120121212609724224（吨）月产煤量42243087110246（吨）第三节设备配置一、采煤机采煤机选用MG150/345W双滚筒采煤机一部，主要技术参数如下1、适应煤层采高范围（M）0920煤质硬度中硬或中硬以下适应煤层倾角（0）352、滚筒直径1000MM截割功率（KW）1502截深（MM）600滚筒转速59R/MIN3、牵引行走部牵引形式齿轮销排式液压牵引牵引功率（KW）45牵引速度（M/MIN）06牵引力（KN）3004、冷却和喷雾冷却截割电机、牵引电机、泵箱、摇臂分别水冷喷雾方式内、外喷雾供水压力（MPA）40供水流量（L/MIN）2505、摇臂摆角上摆27、下摆11供电电压V1140二、运输设备1、工作面刮板输送机一部，其型号为SGZ630/220，技术参数如下中双链链条为2286C级电机功率110KW2运输能力400T/H2、运输巷桥式转载输送机一部，其型号为SZB730/75，主要技术参数电机功率75KW运输能力400T/H3、运输巷落地式皮带输送机一部，其型号为DSJ80/40/240，主要技术参数电机功率240KW运输能力400T/H带宽800MM带速2M/S转速1480转/分输送长度600M三、辅助运输设备（一）辅助运输设备选用10吨的矿车和叉车、平板车等，牵引设备选用JD1、JD16型调度绞车，其主要技术参数如下1、型号JD1滚筒直径224MM牵引力10KN钢丝绳型号619S125滚筒宽度304MM容绳量400M平均绳速0733M/S电动机型号YBJ1144功率114KW电压380660V转速1460R/MIN外形尺寸1120MM766MM727MM隔爆磁力启动器QBZ60N隔爆控制按钮BZA15/3632、型号JD16滚筒直径310MM牵引力16KN钢丝绳型号619S155滚筒宽度400MM容绳量400M平均绳速1066M/S电动机型号YBJ254功率25KW电压380660V转速1470R/MIN外形尺寸143512171255MM隔爆磁力启动器QBZ60N隔爆控制按钮BZA15/363（二）绞车提升验算16616工作面两巷道坡度均不大于10，对拉绞车长度最大为370M，根据我矿现有的货源，选择619EC型钢丝绳，绳径155MM，断面积8949MM2，重量87KG/100M，公称抗拉强度1670MPA，破断拉力总和QP167500N。安全系数验算1、矿车重量M1602KG2、矿车载重M21800KG3、巷道最大倾角104、矿车数量N25、安全系数MA65（安全规程规定）6、作用于绞车滚筒处巷道倾角方向的分力为货载的重力分力N（M1M2）GSIN货载的摩擦力有F1N（M1M2）GCOS钢丝绳的重力分力有MPGL0SIN钢丝绳的磨擦力有F2MPGL0COSL0钢丝绳由滚筒处作用点至串车车尾处的斜长370M。F1矿车的运行摩擦阻力系数，矿车为滚动轴承为0015。F2运行时的钢丝绳摩擦系数取全部在底板或枕木上拖动时，取F20406。7、安全系统最大静拉力FMAXN（M1M2）G（SINF1COS）MPGL0（SINF2COS）2（1800602）98（SIN100015COS10）08798370（SIN1006COS10）8870724118112825N钢丝绳破断拉力总和QP167500N安全系数MA167500112825148565大于煤矿安全规程规定的不小于65的规定，112825NPY，因此需穿铁鞋。5、柱鞋直径的计算铁鞋面积S100PDPZ1002496366926CM2铁鞋的直径D297CM因此选取直径为30CM的铁鞋即可满足需要。二、支护材料选择根据上述有关参数和采高等因素，工作面正常情况下采用DW14型单体液压支柱，根据工作面高度的变化，选用相应高度的支柱，超前支护选用DW25、DW28等单体液压支柱；金属铰接顶梁选用DJB1200/300型。链式防倒绳两巷超前、工作面端头出口、特殊地段使用16M以上支柱时。表9单体液压支柱技术特征表支撑高度MM型号最大最小工作行程MM额定工作阻力KN工作液压力MPA初撑力KN油缸直径MM底座面积CM2DW（12）300/1001200787413109DW（14）300/1001400895505109DW（16）300/10016001000600109DW（25）300/1002500170080030038290100109表10金属铰接顶梁技术特征表销孔中心距MM许用弯矩/KNM许用载荷KN调整角度（）型号销孔中心距MM梁铰接部许用最大外形尺寸MM上下左右DJB1200/300120042819624534312901651387030支护材料的数量根据工作面长度和支护方式，本工作面共需单体液压支柱1952棵，及半圆木、板皮、木帽等支护材料。表11单体液压支柱使用情况表使用情况单体液压支柱数量（棵）备用率（）备用数（棵）合计（棵）工作面DW（12）300/10024024264工作面DW（14）300/10076877845超前支护DW（25/28）300/10015015165合计1158101161274表12金属铰接顶梁使用情况表铰接顶梁规格数量（根）使用情况备用率（）备用数（根）DJB1200/300320100超前支护1042表13木料使用情况表木料类型规格使用情况备用数18M半圆木180201M特殊构造下接顶2M322M半圆220201M特殊构造下接顶2M3木帽30010080/2支柱戴帽接顶3M3当地质条件变化时，应根据生产需要增加木料的备用数量。6、支护用的材料的存放和使用管理方法（1）工区设置验收员为专职的三铁管理员，必须严格执行三铁管理制度，全面清查支柱、铁鞋的数量，发现遗失，必须及时寻找或补充，严禁使用断链子、开鼻子、破损的铁鞋。（2）工作面发现有单体液压支柱焊缝开裂、液压密封失效、漏液、阀体损坏或失灵、柱体弯曲、柱爪缺失等时，必须立即停止使用，进行更换。并运出工作面，及时上井维修。（3）采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月的单体液压支柱必须及时升井检修。检修好的支柱，必须逐根进行压力试验，合格后方可下井使用。（4）工作面新下井或长期不用的单体液压支柱在使用前，应先按照支柱的最大行程反复升降23次，排除缸内的空气后使用。（5）备用材料放置在材料道超前支护以外30100M处，无淤泥、无积水、顶板完好、支护完整的宽敞处，分类放置，实行挂牌管理，并由专人负责。材料存放地点必须保证有08M以上宽度的人行道和必需的运输通道，并减少通风阻力。三、乳化液泵站1、泵站选型及管路选型乳化泵选用BRW125/315C型两台，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压27MPA以上。主要技术参数如下（1）乳化液泵型号BRW125/315C额定工作压力315MPA流量125L/MIN曲轴转速561R/MIN电机转速1480R/MIN电机功率75KW外形尺寸2050832840MM（2）乳化液箱型号XRWS1000公称压力315MPA公称容量1000升公称流量125L/MIN外型尺寸26608001476MM蓄能器充气压力22MPA2、泵站设置位置本工作面泵站安设在16616材料道联络巷中间巷道乳化泵站硐室，该处顶板稳定，不影响运输和行人的地点。3、泵站使用规定乳化泵和液压系统完好不漏液，压力不小于18MPA，乳化液配比浓度23，现场用乳化液配比仪配制，随用随配制，用好过滤器，水质要求良好，不得使用酸性水质。按要求进行定期检查、检修，并做好记录。每班用乳化液检测配比仪检测乳化液浓度，每班检测三次乳化液浓度并做好记录。工作面注液枪技术参数见表14表14注液枪技术特征表型号额定工作压力注液时手把力矩DZQ11025MPA30NM质量操作方式外形尺寸2KG扳动手把进行注液162MM205MM65MM16616工作面供液系统见附图6第二节工作面顶板控制根据矿井已采完的六采区16煤工作面矿压观测资料可知，16煤顶板属IV类完整类顶板，本工作面采用全部垮落法管理顶板。一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面采用“三、四”排单体支柱配合DJB1200/300型金属铰接顶梁支护顶板，正规支柱排距12M、柱距075M、误差不大于005M,铰接顶梁每15M布置一棚加强顶板支护，每45M布置一个墩柱，墩柱垂直于顶底板支设，支撑于顶板，最大控顶距55M，最小控顶距43M，放顶步距12M，在最小控顶距状态下，头排支柱距煤帮15M、铰接顶梁前端头距煤帮07M，铰接顶梁距煤帮大于1M时,必须加打贴帮柱加强顶板支护。2、支柱支设要求（1）各组在支柱前从切顶排摘取一棵备用支柱先支在溜子沿处，在有效支护下，循环支设，支柱必须支设牢固，垂直于顶底板，做到迎山有力，严禁支在浮煤、浮矸上，必须棵棵穿铁鞋，无铰接顶梁处支柱使用木楔，初撑力不低于115MPA。（2）工作面内支柱三用阀注液口平行于人行道，朝向机尾（端头对柱为了便于二次注液，两对柱注液口方向对打），柱把朝向机头方向。（3）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直（煤壁、溜子、支柱）、一平（溜子平直）、两畅通（工作面上下安全出口畅通）”。3、挂梁、接顶加强顶板支护（1）挂梁支设临时支柱后，开始挂梁加强支护（顶板破碎处停机闭锁后挂梁），挂梁时必须两人协同操作，梁子带圆销子一头朝向煤壁，水平楔方向与圆销子方向一致并挂牢防飞链。一人拿梁、一人插销，插水平楔时，先将顶梁托起，然后从机尾向机头方向将水平楔插入，使梁与顶板间留有一定的间隙，顶板不平处和断层处必须用木砖、板皮等料背顶。（2）接顶顶板不平处和断层处必须用木砖、板皮等料背顶，当顶梁上方空间较大时，必须两人协作，板皮搭字架接顶，先在两顶梁上方顺煤帮均匀摆放一层木料，第二层木料与第一层垂直均匀摆放，顶梁上方必须接实，有空隙点用木楔或木砖衬实。4、采用三角回柱法，人工回柱（1）回柱必须使用卸载手把（手把线长度不小于15M），人员要在有效支柱侧操作，打好有效护身柱。（2）回柱放顶时，必须每23人一组，一人回柱，一人观察顶板及支柱情况，观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，严禁单人独自操作。回出的柱子及时打好对柱、密集。（3）回料必须按由下向上，由采空区向煤帮的顺序进行，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。（4）工作面正常情况下分段间距不小于15M（断层处除外），且同向回柱。开口和收尾必须选择在顶板较好、支柱完整的安全地点，收尾必须在铰接顶梁下，收尾替柱不少于2棵有效支柱。二、正常工作时期的特殊支护形式1、临时支柱采煤机向下（上）端正常割煤、拾煤，随机移溜06M后，必须及时在溜沿清理好柱窝，放正柱鞋，支设临时支柱，柱距075M。2、切顶对柱切顶排采用煤帮老塘方向对柱切顶，柱距为035M，对距075M。3、密集支柱最小控顶距状态切顶排相邻两对柱间居中打上密集柱，防止老顶来压时顶板对末排支柱的冲击,提高切顶排的总支撑能力及切顶能力,同时起挡矸的作用，密集支柱作为临时支护和贴帮柱的备用支柱，严禁连续摘取三棵密集支柱。4、贴帮柱在工作面不割煤时或调面封裤衩时，顶梁距煤帮大于1M、煤帮顶板离层破碎、因设备故障影响，不能正常插刀无法推移刮板输送机、人员进煤帮检修等状况下，必须在煤帮侧加打贴帮柱加强顶板支护，柱距15M。5、木垛遇断层或初采压力巨大时，根据现场条件进行架设。木垛架设要四面见线，四角必须用木楔打实，严禁支设在浮煤浮矸上。木垛规格1212M，木垛料为120202M的方木。三、割煤、移溜、支柱、回料等工序平行作业的安全距离与回柱的安全距离不小于15M，割煤、拾煤与移溜安全距离不小于15M，移溜与支柱安全距离不大于10M，支柱与回料安全距离不小于15M，回料与割煤安全距离不小于15M。四、特殊时期的顶板管理（一）初次来压期间顶板管理初次来压前的预兆工作面初次来压前，采空区悬顶面积较大，并出现顶板下沉和断裂、煤壁劈裂、支柱变形、支柱有滴液现象、工作面支柱压力异常增大、采空区内有顶板发生断裂的闷雷声等现象。1、来压期间，要有专人负责顶板的动态变化，控顶区压力增大，有险情预兆时，所有工作人员必须撤出危险地段，待压力过后，应先整好支柱维护好退路，再进面工作，同时加强工作面支护质量确保支护强度。2、来压期间，应时刻注意顶板、支柱承载情况，不合格的支柱及时整改，煤机插刀处打好贴帮柱，当顶板出现断层及顶板破碎时必须加密支护，初撑力达到115MPA。3、单体回柱时必须两人一组，一人回柱，一人照明观察顶板，人员在顶板完好、支护齐全的安全地点，使用好拴有回撤绳的长把工具使支柱慢慢卸载，当工作面遇到顶板破碎随回随落时，应及时打好替柱，支护好并清扫好退路后方可回撤，相邻两组回柱距离不小于15M，特别是人员回撤铰接顶梁下最后1棵支柱时，人员必须在有效支护下操作，确保安全回柱。回柱时按照自下而上、由采空区向煤帮的顺序进行。（二）过断层、二合顶及顶板破碎时的顶板管理1、工作面出现构造时，先在构造段上下方加强支护，防止范围扩大，然后按由煤壁及采空区，由外向里的顺序支护顶板，选择高度合适的支柱进行支护。2、人员必须在支护完好情况下作业，严禁空顶作业。3、工作面遇断层等特殊地质构造时，及时敲帮问顶，顶板必须用木料随平，挂铰接顶梁倒正悬臂支护，铰接顶梁铰接率100，卧底顺平刮板输送机，当断层落差大于采高时，及时补写措施，并严格按措施施工。4、工作面顶板出现离合破碎时，必须加密铰接顶梁支护顶板。5、工作面及时更换支柱型号，杜绝死柱和超高支柱，工作面高度不得小于1M，小于1M时应提前卧底。（三）工作面停采前要编制停采措施，并严格执行。第三节两巷及端头顶板控制一、工作面材料道、运输巷的顶板管理1、材料道超前采用两排支柱顺巷支护，支护距离20M，一排距工作面04M，另一排靠下帮支设，排距17M，柱距12M,距两帮空顶距离大于12M时必须复棚支护，顶板破碎处必须横穿板皮加强支护。2、运输巷超前采用三排支柱顺巷支护，支护距离25M，下帮两排骑转载机排距14M,另一排距与中间排不少于08M的人行道距离,压力增大时，超前支护在16618工作面采空区一排随时加长加密。运输巷关门要与工作面切顶排平齐（过断层等特殊情况可滞后一排）。工作面顺槽切顶排，严格打好关门柱，关门柱柱距为03M。3、支护质量控制标准（1）单体支柱与铰接顶梁成前八后四正悬臂使用，铰接顶梁之间要用圆锥销联好，并保持平直。（2）支柱后及时上齐防倒绳，使用整根防倒链或油绳双重连锁防倒。（3）所有单体支柱三用阀方向平行于人行道朝向采空区。（4）两巷超前棚最外端铰接顶梁下打双柱或使用水平楔，防止支柱卸液落梁。（5）两巷超前支护范围内净高不得低于16M，单体支柱不得出现死柱子和超高使用支柱。二、工作面端头支护（1）工作面机头、机尾端头各采用4架长钢梁配合对柱支护，对柱支设方向为机头机尾方向，柱距03M，对距09M，在每组对柱靠端头的支柱上方使用38米长钢梁，4架长钢梁一梁双腿采用齐头并进式加强支护。（2）工作面头排正规支柱距超前支护距离不得大于05M，否则，应增加点柱对该处加密维护。两端头安全出口的对柱系牢防倒链。三、支护质量要求生产期间工程质量严格按照采煤安全质量标准化考核办法及评分标准施工。表15工作面工程质量标准项目小项名称单位质量规定标准备注排距M12005基本支护柱距M075005数量架各4架对距M09棚距M03钢梁长M38上下端头大棚铰接顶梁长M12超前支护M材料道20、运输巷25高度M16人行道宽度M08安全出口柱距M12005压力增大时加强支护最大控顶距M55最小控顶距M43回柱错距M15回柱放顶放顶步距M12附图7116616工作面支架布置图7216616工作面支架剖面图超前支护M25高度M16宽度M30运输巷人行道宽度M08超前支护M20高度M16宽度M30材料道人行道宽度M08第四节矿压观测一、矿压观测内容16616工作面的矿压观测研究内容主要有工作面及材料道、运输巷超前支护范围内单体液压支柱工作阻力观测、顶底板移进量监测、支护质量监测。二、观测方法1、工作面及两巷液压支柱阻力检测在每个工作日，由当班验收员负责，利用SW40单体液压支柱测力仪沿工作面每排支柱各均匀选取十点，分别观测支柱的初撑力及工作阻力，并将数据记录在工作面单体支柱初撑力报表上，对顶板压力进行观测分析。2、顶底板移进量观测随着工作面的推采过程中，采用在材料道、运输巷采空区设置固定测点的方法，观测顶底板移进量，要求每2天进行观测移进量读数，并做记录。测量顶底板移进量，需连续观测，可估测移进速度，进行采场来压预测，检测支撑压力高峰位移值等。3、支护质量监测每班由工区验收员对工作面和两巷支护质量进行测量检查，每旬由生产处对工作面和两巷支护质量动态检查一次，对存在的问题下达整改指令，工区必须立即落实整改。三、观测要求1、工作面顶板压力、顶底板移进量监测从工作面初采至工作面推采到150M时结束。2、液压支柱阻力观测及支护质量监测为整个生产周期。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性及工作面支护质量等进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。第四章生产系统第一节运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装转载方式采用MG150/345W型煤机割煤，工作面通过SGZ630/220型刮板运输机运至运输巷SZB730/75型桥式装载机，通过16616运输巷DSJ80/40/240型皮带输送机运出。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用一吨矿车或叉车由JD1、JD16型调度绞车，通过材料道运至工作面。二、推移刮板输送机方式工作面每隔45M安设一个墩柱，由推移千斤顶与刮板输送机联接，移输送机时由推移千斤顶推移刮板输送机中部槽，推移方向由上（下）往下（上），推移时要平稳、缓慢、前后照应，弯曲段必须满足刮板输送机运输的整体要求，溜槽间弯度不能大于34，弯曲段长度不小于15M，防止刮板输送机中部槽脱节，推移刮板输送机后机头机尾必须打牢压车。墩柱必须垂直于顶底板支设，卫生清理干净，连杆必须垂直于刮板输送机。操作墩柱手柄用力必须平稳，使刮板输送机缓缓逐渐移至煤帮，一次同时操作三个墩柱，四人一组，每一墩柱一人，一人负责观察统一指挥，推溜时必须听从指挥，相互配合，依次循环向前推进直至推够06M，操纵片阀不用时必须打至零位并闭锁，及时关闭截止阀。三、运煤路线16616工作面16616运输巷六采区皮带巷六采区2煤仓356皮带巷六采区1煤仓14皮带巷主井地面四、辅助运输路线地面副井井底车场356轨道下山六采区轨道上山16616材料道各用料地点16616工作面运输系统见附图8。第二节通防系统一、通风系统（一）、风量计算1、按气象条件确定需要风量Q采6070VCFSCFK采高K采面长60701（5543）/212101024696M3MIN（按247M3MIN计算）式中Q采采煤工作面需要风量，M3MIN；VCF回采工作面的风速，取10；SCF工作面的平均有效断面积，取588；K采高工作面采高调整系数，取10；K采面长工作面长度调整系数，取10。2、按回采工作面回风流中瓦斯浓度计算QCF100QCGKCG1000021632M3/MIN式中QCF采煤工作面需要风量，M3MIN；QCG回采工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取002M3MIN；KCG工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取16。3、按回采工作面回风流中二氧化碳浓度计算Q采67QCO2采K采通6700921206M3MIN式中Q采采煤工作面需要风量，M3MIN；QCO2采回采工作面回风流中CO2的平均绝对涌出量，取009M3MIN；K采通工作面二氧化碳涌出不均衡通风系数，取2。4、按回采工作面同时作业人数计算Q采4N432128M3MIN式中Q采采煤工作面需要风量，M3MINN回采工作面同时作业人数，取32人。5、按一次起爆最大炸药量计算QCF10ACF101515M3/分式中ACF一次起爆最大炸药量为15公斤（工作面过断层、机头机尾动炮、遇较大黄铁核放松动炮时）6、按风速验算按最低风速验算24760025SCH151255693M3MIN按最高风速验算2476040SCS240124386688M3MIN式中SCH工作面最大控顶距SCS工作面最小控顶距经验算符合要求，则工作面配风量为Q采247M3MIN7、根据计算确定16616工作面实际需风量为Q采247M3MIN（二）通风路线1、新鲜风流副井井底车场356轨道下山六采区轨道巷16616材料道16616工作面2、乏风风流16616工作面16616运输巷六采区皮带巷356皮带巷14皮带巷主井地面16616工作面通风系统见附图9二、综合防尘系统（一）、防尘供水系统16616工作面的防尘用水，由六采区轨道巷送到两顺槽，供给两巷及工作面的防尘用水。运输巷供水管路选用2寸的钢管，每隔50M设一个三通阀门，并且备有软管，在水管进入顺槽处安装阀门，供防尘水幕、隔爆水棚、冲刷巷道及各转载点用水。材料道供水管路选用2寸的钢管，每隔100M设一个三通阀门，在水管进入材料道处安装阀门，供防尘水幕、隔爆水棚、冲刷巷道、泵站供水。（二）、防尘方式1、转载点的喷雾工作面刮板输送机头、运输巷桥式转载机机头、皮带机头各安设一组BDF系列电磁阀自动防尘喷雾。在设备运转时同时打开喷雾灭尘。2、两巷防尘水幕在运输巷距工作面煤壁50M范围内安设一道常开的能封闭全断面的净化风流水幕，水幕随工作面的推进而向外挪动。在运输巷桥式转载机外30M范围内安设一道防尘门，配合一道自动喷雾使用。在回风巷开门点不大于50M范围内安设一道常开的能封闭全断面的净化风流水幕，在运输巷中每隔150M安设一道能封闭全断面的防尘水幕，每道水幕的喷雾头不少于4个，且雾化良好。在材料道距工作面煤壁50M范围内安设一道常开的能封闭全断面的净化风流水幕，水幕随工作面的推进而向外挪动。在材料道开门点不大于50M范围内安设一道自动的能封闭全断面的净化风流水幕，在材料道中每隔200M安设一道能封闭全断面的防尘水幕，每道水幕的喷雾头不少于4个，且雾化良好。在顺槽不足100M时必须保证两道常开的能封闭全断面的净化风流水幕。3、两巷煤尘清扫、冲刷对工作面回风巷每七天清扫、冲刷一次，进风巷每旬清扫、冲刷一次。4、工作面防尘（1）需动炮时坚持湿式打眼，供水压力为0210MPA,使排出的煤粉呈糊状，装药要坚持使用水炮泥。（2）割煤时，正常开启煤机的内外喷雾，喷雾压力不小于20MPA，内喷效果不好时必须附加外喷补强，外喷压力不小于4MPA。（3）当面溜与运输巷转载机搭接高度超过05M时，必须加导向板，防止二次扬尘。（4）工作面必须进行煤层注水，施工前必须编制煤层注水专项措施。5、个体防护进入工作面和回风侧所有人员应加强个体防护，佩戴毛巾和防尘口罩。6、定期清除机电设备上的煤尘。（三）、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施1、在材料道、运输巷内按要求设置隔爆水棚。距工作面60200M处安装一组，此组随工作面推进及时向外挪移；距交叉口、转弯处、变坡处的距离不得小于50M。2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程、山东省煤矿“一通三防”实施细则和AQ10202006煤矿井下粉尘综合防治技术规范要求。3、每组水槽间隔不大于200M，棚区长度不低于20M。4、每处隔爆水棚水量为巷道断面200倍L，隔爆水槽编号挂牌管理，至少每周检查一次，做好记录，做到水袋齐全，水量充足、卫生达标。三、防治煤层自然发火技术措施（一）、内、外因火灾预防措施1、内因火灾的预防措施做到不留浮煤，不留顶底煤，杜绝非正规采煤方法，加快工作面推进速度，使采空区自燃源难以形成。及时封闭采空区和废弃的巷道。严格执行自燃发火预测预报制度，进行束管检测，值班人员发现异常及时报告处理。2、外因火灾的预防措施井下消防管路应齐全，运输巷每隔50M设置一个三通闸阀，材料道每隔100M设置一个三通闸阀，并备好消防支管。机电硐室、皮带输送机头前后两侧各20M巷道范围内，必须用不燃性材料支护；易燃物品严禁乱扔乱放。运输巷皮带输送机机头及乳化液泵硐室处要各备有灭火器两个、消防铲2把、消防沙箱1个、消防沙袋4个、消防沙不少于0