《作业规程》word版.doc

宏能芙蓉煤矿作业规程目 录第一章 概 况3第一节 编制依据3第二节 工作面位置及井上下关系3第三节 煤 层4第四节 煤层顶底板5第五节 地质构造6第六节 水文地质7第七节 影响回采的其他因素7第八节 储量及服务年限8第二章 采煤方法8第一节 巷道布置8第二节 采煤工艺9第三节 设备配置13第三章 顶板控制14第一节 支护设计14第二节 工作面顶板控制17第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制18第四节 矿压观测20第四章 生产系统21第一节 运输系统21第二节 “一通三防”与安全监控22第三节 辅助运输系统26第四节 供电系统26第五节 供风系统27第六节 供液系统27第七节 排水系统27第八节 照明、通信和信号28第九节 瓦斯抽放系统28第五章 劳动组织及主要技术经济指标29第一节 劳动组织29第二节 作业循环30第三节 主要技术经济指标30第六章 安全管理制度31第一节 一般规定31第二节 工作面交接班制31第三节 敲帮问顶制32第四节 工程质量验收制32第五节 巷道维修制33第六节 机电设备维修保养制度33第七节 工作面巡回检查制度34第七章 安全技术措施34第一节 一般规定34第二节 顶板35第三节 防治水37第四节 爆破37第五节 通防39第六节 运输42第七节 机电44第八节 其他45第八章 灾害事故应急措施及避灾路线45 第一节 事故应急措施45 第二节 自救互救50 第三节 避灾线路52第九章 煤质管理52 附54107工作面突出危险性评判报告第一章 概 况第一节 编制依据1、中华人民共和国矿山安全法2、煤矿安全规程(2012年版)3、煤矿工人安全技术操作规程4、宏能芙蓉煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法5、宏能芙蓉煤矿各工种岗位责任制、安全制度6、54107工作面回采地质说明书第二节 工作面位置及井上下关系表1 工作面位置(见附图1)及井上下关系表 水平名称+450m水平盘区名称中四盘区地面标高+540m+680m井下标高+432m+472m地面相对位置工作面位于勘探线之间，对应地表处于薄刀岭、芙蓉村一带，无大型季节性冲沟；对应地表有少量林地，无民房及其它建筑设施。回采对地面设施的影响工作面距地表垂深在115213m，地表民房已于2007年搬迁。井下位置与及四邻采掘情况54107工作面开采C5#煤层（为最上层可采煤层），位于中四盘区西翼，下伏B3+4#煤层工作面暂未布置（层间距约30m），下伏B2#煤层工作面暂未布置（层间距约34m）；工作面以北为54108工作面（正在布置），以南为54106工作面（已回采），以西为矿井边界及隔离煤柱，以东为中四盘区主要上山。几何尺寸走向长（m）风巷：363机巷：340倾斜长（m）97斜面积（）31459.3第三节 煤 层表2 煤层情况表煤层厚度（m）1.31.551.40煤层结构(0.3)1.4(0.6)容重（吨/m3）1.6煤层硬度f=23煤种无烟煤炭WY倾角（）121614可采系数97%变异系数8%稳定程度较稳定煤层情况描述54107工作面为C5#煤层，以半暗暗淡型无烟煤为主，夹线状及细条状亮煤，下部局部区域，含少量丝碳透镜体，细条带状，结核状黄铁矿，中部黄铁矿呈星散状。该煤固定碳含量高，挥发分产率低，密度大，硬度大，燃点高，燃烧时不冒烟。煤质WfHrVrPfCrAgSQ1.363.718.820.00759.9631.222.685635第四节 煤层顶底板表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特征硬度系数基本顶细砂岩10.0m浅灰色粉砂岩，无条带，夹钙质结核及黄铁结核。68直接顶砂质泥岩1.52.2m浅兰灰色窄条带泥质粉砂岩，含钙质，夹黄铁矿结核。46伪 顶泥质灰岩0.10.6m浅黄灰色碎屑泥质灰岩。46直接底泥 岩0.61.5m浅褐灰色粘土岩，含植物化石碎屑及团块状、球粒状结晶菱铁矿结核。23基本底细砂岩37m绿灰色中厚层状细砂岩。6854107工作面煤层综合柱状图详见附图2 第五节 地质构造该工作面揭露大小断层见下表，局部地带褶曲发育，对工作面今后回采有一定影响。 表4 工作面揭露断层地质构造情况根据54107机、风巷和开切眼布置过程中揭落情况，该工作面煤层产状：1601751216，在断层、裂隙等构造带产状会产生变化。 在工作面布置过程中，机巷、风巷揭露断层F54107-1正：32832 ，H=2.5m、F54107-2正：3231 ，H=2.3m、F54107-3正：30060 ，H=2.2m、F54107-4正：5453 ，H=1.9m、F54107-5正：22961 ，H=1.6m、F54107-6正：1728 ，H=1.1m该区域断层出现较频繁，遇构造时煤层产状出现变化异常，煤层牵引及断失，煤层层位混乱，顶板部分破碎，形成煤层薄化及无煤区域。除上述揭露断层外，工作面内部可能存在隐伏断层，在断层影响区域，煤层产状、结构、厚度变化异常，顶板部分破碎，并伴有淋、滴水等情况。构造名称倾向()倾角()性质落差对回采的影响程度F54107-132832正断层2.5m工作面风巷揭露，影响区域煤层缺失，顶板较破碎，影响工作面的布置及安全回采工作。F54107-23231正断层2.3m工作面风巷揭露，影响区域煤层缺失或煤厚变薄，顶板较破碎，影响工作面的布置及安全回采工作。F54107-330060正断层2.2m工作面风巷揭露，影响区域煤层缺失或煤厚变薄，顶板较破碎，影响工作面的安全回采工作。F54107-45453正断层1.9m工作面机巷揭露，影响区域煤层变薄，顶板较破碎，影响工作面的安全回采工作。F54107-522961正断层1.6m工作面机巷揭露，影响区域煤层变薄，顶板较破碎，影响工作面的安全回采工作。F54107-61728正断层1.1m工作面机巷揭露，影响区域煤层变薄，顶板较破碎，影响安全回采工作。第六节 水文地质1、C5#煤层位于宣威组上段，属于裂隙弱含水层，上部的飞仙关组一段属于裂隙含水层，最大涌水量:6m3/h,正常涌水量:23m3/h，水文地质条件比较简单。2、54107工作面回采过程中主要受上覆煤岩层裂隙含水和工作面揭露断层区域存在一定量顶板淋水现象，回采过程中应加强顶板破碎带支护管理工作，严格执行“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的防治水措施。3、地表无大的水体，C5煤层顶板在裂隙处和断层带有淋水，在雨季滴淋水较大；主要受回龙湾地表干河沟季节性地表渗水影响。目前，工作面有2处积水，主要是裂隙和断层带淋水，其水量较小，每处大约1m3/h。第七节 影响回采的其他因素1、瓦斯涌出量：根据芙蓉煤矿2007年瓦斯等级鉴定结果，中平硐绝对瓦斯涌出量10.51m3/min，相对瓦斯涌出量24.01m3/t。2、煤尘：无爆炸危险性。3、煤层自然发火倾向性：类，有自燃发火趋向，发火期一般为612个月。4、地测科建议（1）在煤层顶板裂隙破碎发育带、断层影响区域，顶板破碎易冒落，回采过程中应采用合理的支护方式加强顶板支护工作。 （2）加强回采期间通风瓦斯管理工作，特别加强构造带、裂隙发育破碎带的通风瓦斯管理。（3）工作面储量为估算值，未扣除尚未揭露断层构造损失量。（4）资料来源：芙蓉煤矿地质报告；54107工作面、#、#钻孔地质资料等。（5）未尽事宜严格遵守执行煤矿安全规程、煤矿防治水规定、防治煤与瓦斯突出规定等相关要求。第八节 储量及服务年限1、工作面参数：54107工作面设计走向长320m，倾斜长97m。2、工作面储量：该工作面地质储量为70468t，机巷长340 m，风巷长363m，倾向长97m，平均煤厚为1.4m，煤层容重1.6t/m3，地质构造损失量和设计损失量：6377t。可采储量：60886t。3、服务年限：按每天完成一个循环，即一移一放，进尺1.2m，月工作30天正规循环率80%。54107工作面服务年限=可采储量/月生产能力=60886t/5928t10.3月。第二章 采煤方法54107工作面平均开采深度平均为158m，煤层倾角14，煤厚1.3m1.55m、平均1.4m，地质结构简单，故采用走向长壁采煤法，采空区为全部垮落法处理。第一节 巷道布置1、中四轨道下山布置于C5煤层底板，中四C5轨道下山布置于C5煤层中，中四C5回风下山布置于C5煤层中，中四回风下山布置于C5煤层底板，中四皮带下山布置于B组煤底板。2、54107工作面机巷沿C5煤层顶板走向布置：采用锚（杆）支护，间排距为800mm1000mm，锚杆规格为16mm1600mm的全螺纹钢锚杆。上帮高2300mm，下帮高1700mm，巷道宽度为2500mm，净断面积为5。局部破碎地点采用工字钢架棚支护，上净宽2000mm，下净宽2500mm，净高1800mm，净断面积3.8。机巷内布置有皮带运输机，2寸供水管路、2寸mm供风管路、4寸mm瓦斯抽放管路、2寸mm乳化液管路、4寸mm排水管路各一路以及动力电缆和监测通讯线。该巷道主要用于工作面进风和运煤。3、54107工作面回风巷沿C5煤层顶板走向布置，断面与支护形式与机巷相同，回风巷内布置有轨道，2寸mm供水管路、2寸mm供风管路、4寸mm瓦斯抽放管路、2寸mm乳化液管路各一路。该巷道主要用于工作面回风及辅助运输。4、54107工作面开切眼沿C5顶板倾斜方向布置，为矩形断面，宽为2500mm，高为2100mm,净断面积为5.25。 54107机、风巷、开切眼断面详见附图3。 第二节 采煤工艺一、采煤方法1、采煤方法：走向长壁采煤法。采煤工作面沿煤层走向自西向东、沿煤层走向推进。落煤方式为爆破落煤。采空区采用全部垮落法处理。2、采高的确定根据54107工作面地质情况和我矿现有设备性能决定：采高为全煤厚1.4m，当煤厚低于1.4m时破底保证采高为1.4m以上。二、回采工艺回采工艺流程：检查安全（临时支护）打眼装药连线布岗放炮临时支护攉煤打贴帮支柱移溜支护回柱放顶。 （一）落煤方式：采用爆破落煤1、炮眼布置(1）炮眼布置为“三花眼”，底眼距底板0.3m，顶眼距顶板0.3m，俯/仰角为13、水平夹角70，炮眼长度1.3m，炮眼间距为1.0m,一次性打完工作面全部炮眼（详见附图4）。 （2）采用风煤钻打眼，打眼时打眼机具的管线应悬挂在单体液压支柱手把上，不得掉落在刮板输送机溜槽内，打眼结束后，应将管线圈挂在机、风巷超前支柱外的安全地点。 表五 54107采面爆破说明书项目炮眼眼数眼深眼距每眼药量循环消耗备注炸药雷管炸药雷管连线封泥放炮器钥匙必须由放炮员随身携带。单位 个 米 米KgKg发品种品种方法长度顶眼 951.3 1.00.3028.595三号煤矿许用炸药、段毫秒延期电雷管串 联大于0.5米底眼 951.3 1.00.4542.795合计19071.21902、装药必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管和三级煤矿许用乳胶炸药进行爆破。顶眼用段毫秒延期电雷管，装0.30kg（2条）炸药；底眼用段毫秒延期电雷管，装0.45kg（3条）炸药；采用正向装药，正向起爆。3、联线（1）联线方式：串联（2）采用双芯电缆作为放炮母线，放炮母线必须设在规定的起爆点位置，且距巷道顶板500800mm，母线连接与悬挂必须符合煤矿安全规程中的第334条规定，串联联线方式 。煤矿安全规程第334条有如下规定：井下爆破母线必须符合标准。爆破母线和连接之间、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网等导电体相接触。爆破母线与电缆线、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。爆破前、放炮后，爆破母线必须扭结成短路。4、爆破 （1）一次起爆长度从工作面机尾往机头分组依次爆破，顶板完好时起爆长度不得大于10m，顶板破碎时不得大于5m。启爆点位置设在54107机巷距爆破地点100m以外支护完好的新鲜风流中。（2）工作面爆破作业必须严格执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”、“爆破汇报制”。（3）爆破前，工作面人员必须撤至进风巷警戒线以外的安全地点，由当班班长清点人数，在确认无误后，方能进行爆破作业。（4）爆破前，当班班长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作。机巷警戒线设置在机巷启爆点位置支护完好处；风巷警戒线设置在54107回风巷甩车场与C5轨道上山交叉口风门外新鲜风流中；通防工区必须在54107回风巷联络巷与中四C5回风下山交叉处设置栅栏并悬挂警示牌。各警戒点必须挂有“正在放炮，严禁入内”字样牌。爆破前应检查爆破点附近20m范围内的瓦斯情况，只有当瓦斯浓度小于1.0%时方可爆破。（详见附图5所示）。（5）爆破前，必须切断工作面除监测系统以外的所有动力电源。（二）装煤除爆破自装一部分煤外，其余的煤采用人工装入工作面刮板运输机内。（三）支护形式支护材料采用DW18-250/100、DW22-250/100型单体液压支柱、DJ-1200型金属铰梁等。每轮爆破后必须及时挂铰接顶梁，并用水平楔将其固定，出煤后煤壁侧贴帮支柱间距根据顶板好坏每1.53m支设一根，严禁空顶作业。（四）移溜工作面达到最大控顶距，且出煤完成后接着进行移溜工作。移溜前必须对工作面的支护情况进行全面检查，打好临时替换柱，确定无危险后才能进行移溜作业。移溜工作必须是在工作面溜子开启状态下进行。移动刮板输送机应从机尾向机头分段进行，分段移动长度为1520m，移溜后必须迅速打好基本支柱。移溜应由有经验、有较强责任心的人员进行操作。移溜时，煤壁侧严禁站人。（五）回柱放顶1、回柱方式：采用人工回柱2、回柱工艺（1）回柱顺序：分段内从下往上进行（2）分段长度：应大于15m（3）回柱：回柱前首先要加固工作面支护，选好安全退路，并用备用支柱打好新密集超前支柱，新密集超前长度为35m，新密集之间必须留大于0.5m宽的安全出口作为支柱、铰梁搬运人员撤出的退路；新密集随被回收的旧密集增加而逐段增长，直至该段回完。（4）回柱段之间应用单体液压支柱打成临时收尾支柱，防止上段回柱后矸石滚落到下段，影响下段回柱。（六）采空区处理: 采空区采用全部垮落法处理。第三节 设备配置一、主要设备1、主要运输设备：工作面采用2台SGB620/40T（240kW+140kW）刮板运输机进行装煤、运煤，机巷采用1台SGB620/40T（140kW）刮板运输机、1台DSJ-65/55KW绳架式带式输送机，C5出煤道采用2台SGB620/40（140kW）刮板运输机等机械运煤方式。2、辅助运输设备及运输方式：机巷材料运输设备采用中四盘区3#及5#（均为JD-25型）内齿轮绞车，工作面、风巷材料运输设备采用中四盘区3#及5#（均为JD-25型）内齿轮绞车和风巷2台气动绞车（JQHS-50*12型）。3、其它设备：BRW80/20型乳化液泵一台、QBZ-200隔爆开关6个，ZX-2.5照明综保1个。SGB620/40型双链刮板运输机3台，技术参数如下：输送量 150t/h电机功率 40kw链速 0.86m/s电压 380/660vDSJ-650型胶带运输机1部,技术参数如下：带宽 650mm带速 2m/s电压 380/660v运输能力 100t/h功率 55kwJD-25型调度（气动）绞车2台，技术参数如下：牵引力: 25 绳速: 1.115-1.632m/s 容绳量: 400-650 m电动功率: 40kw JQHS-50*12型调度（气动）绞车2台，技术参数如下：工作进气压力： 0.6-0.8Mpa平均绳速： 12m/min最高提升速度： 35m/min气马达额定功率： 15KW滚筒轮缘直径： 485mm容绳量： 70m钢丝绳直径： 15 mmBRW80/20型乳化液泵技术参数如下：公称压力 20MPa公称流量 80L/min电机功率 37KW卸载阀调定压力 31.5MPa 54107工作面设备布置示意图详见附图6所示。第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面合理支护强度Pt的确定：根据采面地质资料及中平硐已回采的C5煤层采面顶板情况来看,应根据直接顶分类和老顶来确定工作面的合理支护强度,54107工作面设计最大采高为全煤厚，顶板岩石平均容重为2.65t/m3，按5倍采高计算工作面支护强度：采用经验公式Pt9.8hk=9.81.552.655=194.43(KN/m2)式中：Pt工作面合理的支护强度，kN/m2; h采高，m； 顶板岩石重力密度，t/m3; k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取k=5。二、支柱有效支撑能力Rt的确定：Rt=KgKzKbKhKaR式中：R支柱额定工作阻力，R=250kN/根； K支柱阻力影响系数，可以从表中查得。表6 支柱阻力影响系数表项目液压支柱微增阻支柱急增阻支柱工作系数kg0.990.910.5增阻系数kz0.950.850.7不均衡系数kb0.90.80.7采高系数kh1.4m1.52.2m1.52.2m1.00.950.95倾角系数ka10112526451.00.950.9Rt=KgKzKbKhKaRRt=0.990.950.90.950.95250=191.00（KN/根）三、工作面合理的支护密度的确定：N=Pt/Rt式中：N支柱密度，根/m2； Pt工作面合理的支护强度，kN/m2; Rt支柱实际支撑能力，kN/根。N=194.43/1911.02根/m2采用排距：d1.2m；e1/(Nd)1/（1.021.2）0.81（m）根据以上计算，结合我矿本区相邻工作面支护经验，确定工作面基本支柱柱距0.8m可以满足支护顶板的需要。四、控顶距大小的确定：根据煤层直接顶的稳定情况结合生产劳动组织安排，确定54107工作面回采时的最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m，支柱柱距0.8m，排距1.2m，放顶步距为1.2m，采用“三、四排控顶”方式控顶。工作面采场支护平面图（详见附图7）。五、乳化液泵站1. 泵站选型、数量乳化液泵站型号为BRW80/20，数量为一台，乳化液泵箱1台输液管采用寸管，耐压40Mpa以上。2.泵站设置位置泵站设置于54107机巷入口处，其标高为+435.3m。3.泵站使用规定：（1）开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常。（2）检查乳化液的液量大于箱体1/2，使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%-5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。（3）卸载阀整定值为31.5MPa，严禁随意调整安全阀的整定值。（4）检修泵时必须把开关停电闭锁。（5）必须专人开泵，在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象，保证设备性能良好。（6）加强泵站的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半月清洗一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油，严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。 第二节 工作面顶板控制一、顶板管理方法采用DW18-250/100、DW22-250/100型单体液压支柱配DJ-1200型金属铰梁一梁一柱走向布置控制顶板，全部垮落法处理采空区顶板。二、正常工作时期顶板支护方式1、采用“三、四排”控顶，梁、柱布置方式为“正悬臂”式，采空区悬臂长为0.3m。梁间距0.8m，基本点柱柱距为0.8m，排距为1.2m，机道的宽度为0.9m，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m，放顶步距为1.2m。2、泵站压力为20MPa，顶、底板完整状态下液压支柱初撑力不低于90KN(11.5MPa)。3、基本支柱和密集支柱的迎山角为24，迎垮角为23。4、密集支柱为每相邻两根末排基本支柱间增设2根单体液压支柱。5、当采空区悬顶面积达走向倾向25m时，在放顶排切顶支柱沿倾斜方向每隔5m设一堆堆柱，每堆堆柱4根。6、煤壁侧每1.53m打一根贴帮支柱。三、初采、初次放顶措施工作面从开切眼开始爆破落煤起，到顶板未初次垮落，或垮落高度小于煤层采高的1.5倍前必须执行本措施。具体措施：1、矿成立初次放顶领导小组：组长：生产矿长副组长：生产副总、采掘副总成员：由技术科、安全科、调度室、采煤队队长、技术员、副队长组成2、在工作面人行道沿倾斜方向必须设堆柱支护，每堆4根单体液压支柱，堆距为5.0m。3、沿倾斜方向间隔10m，沿走向间隔5m，用圆木（砍掉直径的2/3成缺口）打成信号支柱，并随着采煤推进，支柱数量逐渐增加。4、末排基本支柱顶梁下增设戗柱，戗柱必须打紧、打牢。5、每班至少派1名专职人员对工作面顶板进行观察，发现工作面信号支柱被压断、有异常声响、支柱明显窜底、煤层顶板突然断裂等情况时，应立即撤出工作面所有人员至机、风巷支护完好的安全地点，待险情排除后，方可恢复生产。6、将柱距由800mm缩小为700mm。7、初次放顶期间，初次放顶指挥部派专人到现场跟班，跟班人员应及时向指挥部汇报现场情况。8、在工作面人行道距工作面机头、机尾10m处，用坑木打1个#字型木垛，中部均匀布置5个#字型木垛。木垛靠采空区侧外边缘必须与切眼线一致，木垛内必须打单体支柱。在木垛靠人行侧的两角各打1根单体支柱，保证木垛牢固。坑木规格：长1.2m，直径大于150mm。待放顶完成，顶板垮落稳定后方可对木柱和木垛进行回收。9、当工作面需要进行强行放顶时，措施另报。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、端头支护及机、风巷管理1、工作面下出口必须开缺口，下出口规格：倾斜长3m走向长1.2m。工作面上、下端头采用柱距为1.0m的DW22-250/100型单体液压支柱支护，机、风巷护巷支护滞后于工作面放顶线的距离不得大于1.5m。2、工作面溜子机头及机尾均采用四对八梁抬棚支护。顶梁为长3.6 m工字钢梁，每根顶梁下支设三根单体液压支柱，同一组的两根顶梁交错1.2m，间距为0.2m，对距中对中0.8m，按1.2m的步距交替迈步前移，每根工字钢下不少于3根支柱。3、机、风巷的单体支柱初撑力不小于60kN/根（7MPa），端头支护单体液压支柱支撑力不小于90kN/根（11.5MPa），如果支柱插底超过100mm时，支柱初撑力仍达不到要求时，必须对支柱穿柱鞋，柱鞋规格的最小尺寸为：300mm200mm80mm。二、机、风巷超前支护1、机、风巷超前支护：从采面煤壁线往外20m采用铰接顶梁配单体液压支柱进行支护，单体液压支柱柱距均为1.2m。风巷两排超前支柱距巷帮的距离为0.5m，机巷两排超前支柱距巷帮的距离为0.3m。54107工作面超前支护见附图三所示。2、回采过程中，必须加强机、风巷的支护，使巷道净高不低于1.6m，巷道净断面不低于3m2，行人侧宽度不小于0.7m。三、机、风巷支护体回撤1、顺槽支护体与挡矸密集必须同步回撤，机巷护巷密集滞后于采面放顶线的距离不得大于1.5m。2、当顶板压力小，且完整可靠时，采用人工回撤风巷的支护体；当顶板压力大或顶板破碎松软时，采用远距离回柱，可配合使用回柱绞车，距离不小于5m。四、支护材料数量确定：1、54107工作面：（1）机、风巷超前支柱：机、风巷前10m采用双排，后10m单排，共计54根。（2）基本支柱：工作面斜长97m,排距1.2m，柱距0.8m。（97-5）0.84460根；（3）贴帮支柱：97/1.565根；（4）密集支柱：970.82244根；（5）机头机尾四对八梁支柱：83248根；（6）堆柱：97/54=78根；（7）金属铰梁：工作面（97-5）/0.84460根；贴帮铰梁97/1.5=65根；机、风巷共计约60根，总计460+6560=585根；长度为3.6m工字钢梁12根；（8）水平楔：（97-5）/0.8/258个。2、备用材料：（1）支柱:（54+460+65+244+48+78）10%=94910% =95（根）（2）金属铰梁：58510%60（根）（3）水平楔：5810%=6（个）（4）其它：坑木长度2.0m、160mm不少于80根，楠竹跳板不少于100块。3、材料总计：支柱949+95=1044根；金属铰梁585+60=645根；水平楔58+6=64个；坑木长度1.5-2.0m、160mm不少于80根；楠竹跳板不少于100块。4、材料堆放备用材料的存放地点，应保持距工作面50-100m之间，在回风巷的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保持证有0.7m以上宽度的人行道和必须的运输通道。第四节 矿压观测一、工作面常规矿压观测单体液压支柱阻力观测：使用液压支柱初撑力压力表实时监测。工作面上中下设置三个测点，读测时间为降柱前、升柱后。使用钢卷尺测量测点的支柱活柱下缩量。每次读测必须有记录，根据循环进度，可推算出循环下缩量和下缩速度。二、机、风巷矿压观测（1）巷道围岩变形观测：在机风巷巷道内安装顶班离层观测仪，并进行挂牌管理，通过对机、风巷巷道顶板离层的观测，掌握巷道顶板稳定情况，对顶板离层幅度大，速度快，巷道围岩活跃的地段超前采取措施加强支护。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装载方式：工作面采用2台SGB620/40T（240kW+140kW）刮板运输机进行运煤，运输顺槽采用SGB620/40T（40KW）刮板运输机、DSJ-650/55KW带式输送机等机械运煤方式。（二）辅助运输设备及运输方式：风巷材料运输设备采用2台JQHS-50*12型气动绞车。二、选矸点设置及矸石的运输：选矸点设置在地面煤仓；工作面矸石采用矿车运至矸石山，地面煤仓矸石汽车运至矸石山。三、运煤路线：54107工作面SGB-40T刮板运输机机巷SGB-40T刮板运输机机巷DSJ-650带式输送机中四C5出煤道中四皮带下山中四横皮带中四皮带上山中四煤仓中四装车站中平硐大巷地面煤仓。四、设备、材料运输路线：1、风巷及工作面设备：地面中平硐大巷中四轨道下山中四C5轨道下山54107风巷工作面。2、机巷设备：地面中平硐大巷中四轨道下山中四C5轨道下山54107机巷。3、54107工作面设备布置及运输示意图见附图6所示。第二节 “一通三防”与安全监控一、 通风工作面通风方法：工作面采用“U”型通风方式1、通风系统 （一）风量计算（1）、按CH4涌出量计算所需风量： 公式：Q采=100q采kCH4Q采=1000.331.8=59.4m3/min式中：Q采 回采工作面实际需要的风量，m3/min100每涌出1m3的CH4所需的风量。q采采煤工作面回风巷回风流中瓦斯（或二氧化碳）平均绝对涌出量，m3/min。kCH4采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数（正常生产连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），取1.8。（2）、按工作面每班工作最多人数计算所需风量： Q采4N42392m3/min式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/min； N工作面最多人数23人。（3）、按炸药用量计算：Q采=25A2510.8270m3/min式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/min； A一次性起爆的炸药量，kg（按15m所需炸药量计算）。(4)、按工作面温度计算：Q采=60V采S采=600.37=126m3/min式中：V采采煤工作面最低允许风速，m3/min； S采采煤工作面平均断面积，m2。经上述计算，所需最大风量为270m3/min，取Q采=300m3/min （二）风速验算（1）、按最低风速验算： Q采15S采157105m3/min（2）、按最高允许风速验算：Q采240s采=2407=1680m3/min式中：Q采采煤工作面实际需风量，m3/min; S采采煤工作面平均断面积，m2。15s采Q采240s采 105m3/min300m3/min1680m3/min （三）风量确定经计算该工作初期回采过程中配风量为300m3/min，生产过程中配风量随采场瓦斯涌出实际，经总工程师审批后进行增减，配风量符合煤矿安全规程第101条和136条中的相关规定。2、通风路线 新鲜风：中平硐大巷中四轨道下山中四C5轨道下山54107机巷54107工作面。污风：54107工作面54107风巷中四C5回风下山中四回风下山中四总回风中三回风上山下四总回风风井（通风系统详见附图8所示）。二、防治瓦斯 （详见通防科编制的54107采煤工作面防突专项措施）后附54107工作面突出危险性评判报告1、瓦斯检查（1）瓦斯检查员巡回检查，每隔2-4小时检查一次，每班至少3次。（2）瓦斯检查点分别设在：工作面风流、上回风隅角、下进风隅角、回风流，取检结果的最大值记录在手册和牌板上。（3）瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面30m附近，检查结果要及时填写，瓦斯检查手册必须由工作面班长签字。（4）当瓦斯超限时必须按下列规定处理，并向矿调度及通防科汇报。 采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%，回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，进行处理。爆破地点附近20m以内的风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。采煤工作面及其他作业地点风流中，电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。采煤工作面及其它巷道内，体积大于0.5的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可按规定通电开动。采煤工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。（5）工作面爆破时必须严格执行“一炮三检”“三人连锁”制度，即装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近20m范围内的风流中的瓦斯浓度。并执行“三签字”制度，即班长。瓦检员、爆破工三人在“一炮三检”记录本上签字。（6）工作面初次来压及过断层时，瓦斯检查员必须重点检查如瓦斯超限，严禁作业。三、综合防尘系统1、防尘系统（1）防尘线路：中四防尘水仓中四2#绞车道中四横轨道中四轨道下山中四C5轨道下山54107机、风巷（详见附图11所示）（2）防尘管路采用2寸镀锌管，管线在巷道的左帮，在底板以上1.5m施工吊桩，吊桩间距为3.0m（允许误差0.1m），防尘管路采用810号铅丝固定在吊桩上，管道必须保待平、直。管道边缘距巷帮不得大于50mm。2、防尘方式采用喷雾降尘、转载点喷雾、装煤洒水、回风巷净化水幕、冲刷回风巷等综合防尘。（回风巷每组间隔100m）。采煤队必须按隔爆水袋管理制度及时安设隔爆水袋：在54107工作面机、风巷内距工作面60m160m的地方，但200m；距进、回风交叉口拐弯50m75m处。每组数量不少于40个，水量不少于200L/。每周安全检查时必须对隔爆设施的安装地点、数量、水量、水质及安装质量等进行检查，确保符合煤矿安全规程要求。 三、煤层自然发火措施采用自制的消防灭火管路及灭火器、利用通风设施均压防灭火措施等，具体措施详见通防科编制的“一通三防”防灭火专项措施。四、瓦斯监测、监控（1）便携式甲烷监测报警仪的配备和使用.队长、班组长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，对分管范围内的甲烷进行不间断监测。.爆破工下井担任爆破工作时必须携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。.机电流动电钳工下井作业时必须携带便携式甲烷检测报警仪，在检修地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得检修或通电。.便携式甲烷检测报警仪的报警浓度为1.0%。（2）监测系统在54107工作面下隅角距工作面煤壁小于10m处安设一个甲烷传感器（T3），在工作面上隅角安设一个甲烷传感器（T0）、一个一氧化碳传感器（TCO）、在风巷距第一合流点10-15m处安设一个瓦斯监测仪（T2），一个温度传感器（Tw），一个一氧化碳传感器（Tco）。T0报警浓度为CH41.0%，断电浓度为CH41.5%，复电瓦斯浓度1.0%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备；T1报警浓度为1.0%，断电浓度1.5%，复电浓度1.0%，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备；T2报警断电浓度为CH41.0%，复电浓度小于1.0%；T报警浓度为0.5%，断电浓度0.5%，复电浓度0.5%,断电范围为进风巷内全部非本质安全型电气设备；TCO报警浓度24PPm。甲烷传感器及一氧化碳传感器由监测班负责安装维护管理，T0、T1、T3 、TCO探头随采面推进外移。工作面监测系统详见附图9所示。第三节 辅助运输系统一、运输线路地面中四盘区中四轨道下山中四C5轨道下山54107回风巷甩车场54107工作面回风巷54107工作面。第四节 供电系统一、供电设计1、选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型：依照采区变电所位置确定原则，经分析比较确定：54107工作面所有用电设备电源全部由中四盘区7#变电所4#变压器供给。54107机巷及工作面设备电源由7#变电所9-2#馈电开关供电；54107工作面乳化泵站设备电源7#变电所9-3#馈电开关供电;中四C5出煤道溜子电源由7#变电所9-4#馈电开关供电。54107工作面供电系统图见附图10所示。2、54107机巷带式输送机、刮板运输机、乳化液泵站、工作面溜子等供电电压为660V，所选低压开关额定电压为660V等级；照明信号等供电电压为127V等级。3、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定。4、低压馈电总开关及分路开关选KBZ9型系列。5、控制电动机的开关选用QBZ型隔爆真空磁力启动器：（1）、需要远方控制和经常启动的设备如带式运输机、机巷刮板运输机选用QBZ系列真空磁力启动器。（2）、照明、信号采用照明综合保护装置。2、各种开关的继电保护应符合电网和工作机械的要求：（1）、7#变电所高压开关应有过负荷、短路、过流、欠电压、过电压和漏电保护。（2）、各配点总开关应有过流保护。（3）、保护工作机械的开关应有短路和过载保护。（4）、低压开关应能具有过负荷、短路、欠电压和漏电闭锁。3、电压等级井下7#变电所高压配出线电压为6KV，机巷带式输送机、刮板运输机、乳化液泵站系统及绞车为660V电源。第五节 供风系统1、供风线路中四移动压风机站中四横轨道中四轨道下山中四C5轨道下山下段108供风管54107机、风巷。2、供风管路54107机、风巷供风管路采用2寸镀锌管，机巷铺设管路长度340m，风巷铺设管路长度363m。第六节 供液系统一、供液设备乳化液泵选用B