16616采煤工作面作业规程.doc

滕州市金达煤炭有限责任公司 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2008.11金达煤矿生产矿井地质报告2012.6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2008.4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。- 119 -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：x=38839303884609 y=2050188520502253 h=-226.1-303.0m，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+47.66+48.02m，工作面标高为-226.1-303.0m,该面的垂直深度为-274-351m，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+47.66+48.02m井下标高-226.1-303.0m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0.850.95m，一般为0.90m，具体情况见表2。表2 煤层情况表煤厚（m）0.85-0.95煤层结构较简单煤层倾角2070开采煤层16硬度f1.02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0.85-0.95m，一般为0.90m，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0.010.08m，老顶为十下层石灰岩，厚5.49m，往上岩性厚度依次为：泥岩厚0.70m，十上层石灰岩厚0.55m，泥岩厚17.05m。直接底板为粉砂质泥岩厚6.93m。老顶为十灰，分为十上、十下灰，中间夹一层泥岩，全岩6.7m，容重2.6g/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2.53g/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0.55十下灰为深灰色，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。直接顶十下灰5.49直接底泥岩6.93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0.87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2.0m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4 16616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16616材料道f616-1337402.1较大f616-2315501.2不大f616-3292700.9不大f616-4112850.4不大f616-5292800.5不大f616-6337870.4不大f616-7156850.65不大f616-8152670.8不大16616运输巷f616-9315851.0不大f616-10335801.0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35.60m，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12.81m，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166.6m，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6.45m，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2.17m，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2.73m，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2.10m，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5.49m，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5.33m,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26.1538.02m，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1.53m3/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0.72m3/h。（八）奥陶系石灰岩：据勘探资料，本井田内揭露厚度为49.95-201.96m，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64.98m，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2.02m3/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0.61-1.35m，平均0.86m，下距十二灰岩平均27.33m，距十四灰平均31.93m，距奥灰平均68.09m，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：p=tsm 式中：m-底板隔水层厚度 m（取最小值58.73m）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0.1p=58.730.1=5.873mpa 则h=587.3mh实=-116-（-303.0）=187m（根据实际揭露，目前16616工作面最低标高为-303.0m）。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 （587.3m）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0.60m3/t，绝对涌出量0.80m3/min,经鲁煤安管【2012】180号批复co2co2矿井，co2相对涌出量1.21m3/t，绝对涌出量1.60m3/min煤尘爆炸指数16煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数40.65%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：8.5万吨，可采储量为8.3万吨，回采率不低于97%，具体见下表6：表6 16616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804290.91.269.1能利用储量804290.91.269.1护巷煤柱50650.91.260.6工业储量753640.91.268.5可采储量8.397二、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（2.43087）10.1（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1.8km，面积约3.4km2。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676.5m(可采672m)，净宽3m，净高2.2m，净断面6.6m2，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1.0m，间距1.0m，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1.5m，间距1.0m。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629.4m（可采588m），净宽3m，净高2.2m，净断面6.6m2，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1.5m，间距1.0m。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127.4m（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104.2m ，断面为半圆拱形，净断面7.56 m2，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2.2m,净宽3.0m，荒高2.2 m，荒宽3.2m， s荒=7.04m2， s净=6.6m2，16616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djb-1200/300型铰接顶梁支护顶板，每硐循环进尺1.2m，工作面煤层预计平均厚度为0.90m，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szb-730/75转载机和1部dsj-80/40/240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djb-1200/300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00.6m。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0.6m），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1.11.2m，正常割煤长度为85m。当工作面顶煤厚度达到0.05m、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wlshrc1201.21.21.260.97211.2（吨）式中：w工作面正规循环生产能力t l工作面平均长度:120m s工作面循环进尺:1.2m h工作面设计煤厚采高:1.2m r煤的容重:1.26 t/m3 c工作面回采率:97%日产煤量1201.21.21.260.972422.4（吨）月产煤量422.4308711024.6（吨）第三节 设备配置一、采煤机采煤机选用mg150/345-w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）：0.92.0 煤质硬度：中硬或中硬以下 适应煤层倾角（0）：35 2、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）：4.0 供水流量（l/min）:2505、摇臂摆角:上摆27、下摆11 供电电压(v)：1140二、运输设备1、工作面刮板输送机一部，其型号为sgz-630/220，技术参数如下：中双链 链条为2286-c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szb-730/75，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1.0吨的矿车和叉车、平板车等，牵引设备选用jd1、jd1.6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：619s12.5 滚筒宽度：304mm 容绳量：400m 平均绳速：0.733m/s 电动机型号：ybj11.44 功率：11.4kw 电压：380660v转速:1460r/min 外形尺寸：1120mm766mm727mm 隔爆磁力启动器qbz-60n 隔爆控制按钮bza1-5/36-32、型号：jd1.6滚筒直径：310mm 牵引力：16kn 钢丝绳型号：619s15.5 滚筒宽度：400mm 容绳量：400m 平均绳速 1.066m/s 电动机型号：ybj25-4 功率：25kw 电压：380660v 转速:1470r/min 外形尺寸：143512171255mm隔爆磁力启动器qbz-60n 隔爆控制按钮bza1-5/36-3（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6 19ec型钢丝绳，绳径15.5mm，断面积89.49mm2，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：m1=602kg2、矿车载重：m21800kg3、巷道最大倾角 =104、矿车数量： n25、安全系数：ma6.5（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（m1+m2）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0.015。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f2=0.40.6。7、安全系统最大静拉力fmaxn（m1+m2）g（sin+f1cos）+mpgl0（sin+f2cos） 2（1800602）9.8（sin100.015cos10）0.879.8370（sin100.6cos10）8870.72411.811282.5n钢丝绳破断拉力总和qp167500n安全系数ma16750011282.514.856.5大于煤矿安全规程规定的不小于6.5的规定，11282.5n16kn因此，16616工作面两巷内提升选用jd-1.6绞车提升2辆矿车满足要求。四、液压设备1、生根墩柱型号：zqs14/800b 重量：324 支撑高度:（8001400）mm 额定工作阻力:800kn 初撑力：615 kn（一级缸） 394 kn（二级缸） 底座面积:6650=3300cm2 对底板比压：2.42mpa 顶盖直径:32cm 泵站压力：19.6mpa 每m支撑力：533kn 操作方式：输液管在上方片阀操纵2、推移千斤顶型号：zq.125.2-i型 重量：148 工作行程:（0730）mm 额定工作推力: 345kn 额定工作拉力:129kn 最小长度：1245mm 最大长度:1975mm 操作方式：片阀操纵3、注水、喷雾加压泵（清水泵）一部型号：xrb2b 公称压力：20mpa 公称流量：80l/min 电机功率：37kw五、电气设备（1）馈电开关型号：kbz-400/660(1140)ii 额定电流：400a 数量：5台用途：工作面、材料道、运输巷、采煤机等隔离电源（2） 真空磁力启动器型号： qjz-315/1140 额定电流：315a 数量：5台用途：起动采煤机、工作面刮板输送机、转载机型号：qjz-200/1140 额定电流：200a 数量：3台用途：起动乳化泵、皮带机型号:qbz60/660(380)nd 额定电流:60a 数量:11台用途:起动矸石皮带机、张紧绞车、jd1/jd-1.6型调度绞车、排水泵、注水泵等设备（3）综合保护装置型号:zxz84、zbz-4额定电压：660v/127v 数量：2台用途：信号、照明综合保护（4）注水设备1、zqs-50/1.6s型气动手持式钻机（风煤钻）2台；2、1.6m湿式钻杆4根；3、煤钻头20个；4、维修专用工具12套；5、注水器6个、压力表4个、流量计1个，具体设备参数见附表7。 表7 16616工作面电气设备表序号名称型号数量1采煤机mg150/345-w12切眼刮板运输机sgz-630/22013桥式转载机szb-730/7514胶带输送机dsj80/40/24015乳化泵站brw125/31.5c26注水泵（清水）xrb2b(a)液压泵17潜水泵qbk40/25-5.528煤层注水器zf-a1669气动手持式钻机（风煤钻）zqs-50/1.6s210真空磁力启动器qbz60/660(380)nd1111馈电开关kbz-400/1140ii512真空磁力启动器qjz-200/1140213馈电开关qjz-315/1140414照明信号综保zbz-4.0/1140(660)m415电铃dlb2-127g1016声光组合器kxh1271517三联按钮bza1-5/36-31416616工作面设备布置见附图5第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计：采用类比法进行设计。1、工作面支护设计参数（见表8）表8 支柱阻力影响系数表 序号项目单位同煤实测本面选取1顶底板老顶厚度m5.495.49直接顶厚度m5.495.49直接底厚度m6.936.932直接顶初次垮落步距m30.830.83初次来压来压步距m30.830.8最大平均支护强度t/m220.520.5最大平均顶底移近量mm7070来压程度明显明显4周期来压来压步距m815815最大平均支护强度t/m21919最大平均顶底移近量mm5050来压程度一般一般5平时最大平均支护强度t/m21616最大平均顶底移近量mm30306直接顶悬顶情况m12127底板容许比压mpa3.63.68直接顶类型类iviv9老顶级别级10巷道超前影范围m2025/202、确定支护强度（1）依据参考面选取的最大平均支护强度pc20.5t/m2 式中：pc最大平均支护强度（参考面）（2）经验计算支护强度pj8hr81.22.624.96t/m2式中：pj最大平均支护强度（经验计算值）h采高 取最大1.2mr顶板岩石容重 取2.6 t/m3（3）确定工作面支护强度：24.96t/m2（选取二者中的大者）p24.96t/m23、设计工作面支护密度（1）支柱实际支撑能力计算rt kgkzkbkhkar 0.990.950.91.01.030 25.4t式中：rt支柱实际支撑能力k支柱阻力影响系数kg支柱工作系数 取0.99kz支柱增阻系数 取0.95kb支柱不均匀系数 取0.9kh支柱采高系数 取1.0ka倾角系数 取1.0r支柱额定工作阻力 取30t （2）计算工作面支护密度n1p/rt24.96/25.40.98根/m2式中： n1支护密度 根/m2 p工作面支护强度 24.96t/m2rt支柱实际支撑能力 25.4t/m2（3）根据直接顶板选择支护密度根据生产技术条件，同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确定柱距：a0.75m，排距：b1.2m ，支护密度为n21/ab1/1.20.751.11根/m2根据上述计算及选择，确定柱距：0.75m，排距：1.2m，选用支护密度n1.11根/m24、按底板比压验算，确定是否穿鞋（1）单根支柱最大支撑力：pdp/n224.96/1.1122.5t/根式中： pd单根支柱最大支撑力 p工作面支护强度n2支护密度（2）底板允许单根支柱最大支撑力：pysdpz3.60.007850.02826106n/根2.8t/根式中：py底板允许单根支柱最大支撑力sd支柱底面积 0.00785m2pz底板允许比压 3.6mpa如果pdpy，因此需穿铁鞋。5、柱鞋直径的计算铁鞋面积s=100pdpz=10024.963.6=692.6cm2铁鞋的直径d=29.7cm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dw-14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dw-25、dw-28等单体液压支柱；金属铰接顶梁选用djb-1200/300型。链式防倒绳(两巷超前、工作面端头出口、特殊地段使用1.6m以上支柱时)。表9 单体液压支柱技术特征表型号支撑高度mm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cm2最大最小dw（12）-300/100120078741330038.290100109dw（14）-300/1001400895505109dw（16）-300/10016001000600109dw（25）-300/10025001700800109表10 金属铰接顶梁技术特征表型 号销孔中心距mm许用弯矩/knm许用载荷kn外形尺寸mm调整角度（）销孔中心距mm梁铰接部许用最大上下左右djb-1200/300120042.819.624534312901651387030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）-300/1002401024264工作面dw（14）-300/10076877845超前支护dw（25/28）-300/10015015165合 计11581161274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）djb-1200/300320+100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1.8m半圆木1.80.20.1m特殊构造下接顶2m32.2m半圆2.20.20.1m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0.8m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brw125/31.5c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：brw125/31.5c 额定工作压力：31.5mpa 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：xr-ws1000 公称压力：31.5mpa 公称容量：1000升 公称流量：125l/min 外型尺寸：26608001476mm 蓄能器充气压力：22mpa 2、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2%3，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dz-q11025mpa30nm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djb-1200/300型金属铰接顶梁支护顶板，正规支柱：排距1.2m、柱距0.75m、误差不大于0.05m,铰接顶梁每1.5m布置一棚加强顶板支护，每4.5 m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5.5m，最小控顶距4.3m，放顶步距1.2m，在最小控顶距状态下，头排支柱距煤帮1.5m、铰接顶梁前端头距煤帮0.7m，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11.5mpa。（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