BDY型并联顶梁液压支架放顶煤说明书5.doc

BDY型并联顶梁液压支架放顶煤说明书一、地质说明书（一）工作面境界、范围走 向倾 向左 部右 部上 部下 部F17断层T9断层采空区未开拓区（二）煤层特征项 目单 位指 标备 注煤 层 厚 度最大最小/平均M 1410/12煤 层 倾 角最大最小/平均X 3021/25.5煤 层 硬 度F 中硬煤 层 层 理发育程度发 育煤 层 节 理发育程度发 育 煤质 灰 分% 20.57挥 发 分% 35容 重T/M 1.34自 然 发 火 期月 6相 对 瓦 斯 量m/T 1.4煤 尘 爆 炸 指 数%46.3（三）顶底板特征顶 底 板岩 石 类 别厚 度岩 性顶板老 顶灰色细砂岩直 接 顶灰白色细砂岩3080伪 顶灰色细砂岩10.5底 板深灰细砂岩 3 （四）储量煤层各称工作面尺寸平均煤层厚度（M）地质储量（万吨）可采储量（万吨）工作面回设计采率走向（M）倾向（M）11号层620 120 12 119.6 105.2 88% （五）简要说明（构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等） 一、地质构造: 本区地质构造较复杂,较大断层由F17、T9。F17正断层，走向NE、倾向SE、倾角5369，落差25米75米，该断层属线间正断层。T9断层为平推断层，走向NE、倾向SW、倾角2025左右，落差10米800米；F断层为正断层，走向NE,倾向SE，倾角55，落差5米左右， F1断层为反倾正断层，走向NE,倾向SE，倾角55，落差5米左右，在-420米标高为实见断层。在机道实见两个小断层，落差2米左右，对采区有一定影响。 二、煤层： 本区11号煤层全区发育较好，层结构较简单，厚度变化不大，浅部一般在10米13米，但在本区根据钻孔见煤情况看煤厚有所增厚；煤层底板往上3.5米左右，有一层0.05米至0.1米的灰色细纱岩。煤层顶板向下0.6米至1.0米有35条黄色矸线，可做本煤层的标志；且煤层底板向下3米左右，向南间距增大至10米以上，有一层3米左右薄煤，既112煤层，厚度在2米左右煤质较好，可做本煤层标志。煤质，煤层均为灰黑色和黑色，玻璃光泽和树脂光泽，硬度属于中硬煤，煤岩类型半亮煤为主，半暗煤为次之，煤层可见明显的丝碳条带。 三、水文地质： 本区水文地质较简单，浅部含水层均被采空区破坏，但由于上段有旧巷，断裂构造影响裂隙发育，可能局部有积水现象，区内钻孔封闭情况，地表水泥封孔，地下封孔不详，应预防钻孔漏水、旧巷积水的可能。四、瓦斯： 本区属于低沼气采区，无煤与瓦斯突出史，但随着矿井的延深、地质构造复杂，瓦斯积聚可能性增大，开采中做好探放瓦斯工作。本区绝对瓦斯涌出量1.2 m3/min,相对瓦斯涌出量1.4 m3/T。（五）井上、下对照关系： 一、地面：有少量民房，砂石土路及农田,水沟洼地.详情见井上下对照. 二、邻区、邻层及邻近巷道 北部为T9断层;南部为F17断层;东部未开拓区;西部为-440米标高11号煤层上段机道。11号层顶板均为灰白色细砂岩，顶板距92号层30米80米局部顶板可见灰白色粗砂岩。底板向下3米左右有一层112煤层，距12号层20米左右，12号层与13号层之间为灰白色凝灰质砂岩，可做标志层。 报提人签字： 2008年 8月 8 日二、工作面设计设 计 主 要 内 容采煤方法走向长壁一次循环进度1.0米采高2.0米放顶煤厚度10米落煤方式炮采开帮、软帮放煤一次放顶步距1.0米煤层倾角25.5。支架梁间距0.3米作业方式边采边准最大控顶距两排柱3.8米顶板管理全部夸落最小控顶距两排柱2.8米支护形式BDY型并联顶梁液压支架工作面运输机SGB-150T（一）顶底板岩性说明和顶板分类依据 11层煤直接顶为灰白色细砂岩，伪顶为0.51米厚灰白色细砂岩，老顶为灰白色中砂岩，底板为深灰色细砂岩。工作面直接顶为10米厚的煤，且该煤层煤质松软、层理和节理发育，易冒厚度大于或等于采高的1.5陪。因此，根据集团公司采掘工作面顶板管理规定实施细则自然顶板分类标准的规定，该区顶板确定为破碎底板。适应采用BDY型并联顶梁液压单体支架放顶煤工艺。（二）采区主要特征说明及采煤方法、顶板管理、支护方式选择依据1、采区主要特征说明本区属新陆煤矿-490南11层一区。平均走向长620 m，倾斜长120m。倾角3021，平均坡度25.5，平均煤厚12 m，该层开采厚度2.0 m、放煤厚度10 m。2、采煤方法：采煤方法：采用走向长壁、后退式一次采全高，并联顶梁液压支架放顶煤。选择依据：煤层坡度平均25.5；煤层厚度12 m；顶板能随采随冒；该煤层无煤与瓦斯喷出，无冲击地压；邻区无火区。 3、顶板管理：全部夸落法。 4、支护方式选择依据: （1）支护方式：选择天津BDY型并联顶梁液压支架。 （2）该煤层煤质中硬，回柱后顶板煤基本能够自然垮落，具备放顶煤开采条件。 （3）本采区工人、干部，经过对这种架型的理论培训和一年多的生产实际操作，均能达到正确操作能力，具备使用该支架的操作水平。 （4）该支架支护密度大、稳定性好、支撑能力强（三）工作面支护设计1、本煤层矿压观测数据：根据本层邻区开采观测，老顶初次来压步距25米左右，周期来压步距在1520米左右。来压显现较明显，有硬帮抽顶及片帮现象。 2、支护强度计算： 最大控顶距时支护密度：P大 = 5/3.80.76 = 1.73根/米 最小控顶距时支护密度：P小 =5/2.80.76= 2.35根/米 最大控顶距时支护强度：R大 =（440+25）/3.8 0.76= 64.06吨/米最小控顶距时支护强度：R小=（440+25）/2.80.76 = 86.94吨/米3、支护方式和参数选择：（1） 支护方式： 根据上述计算工作面选择天津市鹏程液压支架厂生产的BDY型并联顶梁液压支架支护顶板，完全能够满足工作面支撑能力的要求。支护形式采用齐梁齐柱式。（2） 支护参数： BDY型并联顶梁液压支架固定梁长2.8m、宽0.3 m，每二根顶梁为一组，每组宽度为0.76 m，顶梁之间的间距为0.16 m。每梁下两根柱，每组为二梁四柱，每柱载荷量40 T，一根临时柱，临时柱载荷量25 T。4、工作面运输机头、尾支护设计：工作面机头，采用四对八根3.2 m长的型钢梁做抬掤支护顶板，钢梁组间距0.8 m。每对钢梁联锁交替迈步前进，支护方式按“工作面溜子头顶板支护平剖面图”所示进行支护。每根钢梁下不得少于3根柱并及时串到硬帮，机尾与工作面一致采用BDY型并联顶梁液压支架支护顶板。5、支护强度验算最 大 控 顶 距最 小 控 顶 距是 否 符 合 规 定支 护 密 度1.73根/米2 2.35 根/米2 符 合 规 定支 护 强 度64.06吨/米286.94吨/米2符 合 规 定 （四）落煤1、落煤方式选择 硬帮：爆破开帮，煤体注水软化，炮眼为五花眼。 循环进度1.0米。 软帮：顶板煤靠顶板压力自然垮落，间隔交错顺序剪网放煤。 一刀一放顶。2、爆破说明书炮眼布置图（正视图、俯视图、侧视图） 注： 炮采和下缺口炮眼布置图： 该面为炮采，缺口炮眼布置与开帮布置图相同。3、装药量计算表炮 眼名 称炮眼深度（米）炮眼间距（米）装药量Kg/孔工作面长度（米）炮眼个数（米）总装药量（公斤）药管上缺口顶 眼腰 眼底 眼下缺口顶 眼腰 眼底 眼开帮顶 眼0.91.00.340401240腰 眼0.81.00.4540401840底 眼0.91.00.4540401840挑 顶 眼其 它合 计12048120循环产量：40 m（面长） 0.8 m（进度） 6.0 m（采高） 1.45（煤容量） 80%（回采率）= 223 T说明：1.火药采用乳化炸药，雷管采用瞬发电雷管 2.其中不包含顶板预裂爆破眼火药、雷管量循环火药总消耗量 48 公斤 循环雷管消耗量 120 发设计火药消耗量 2152公斤/万吨 设计雷管消耗量 5381发/万吨 （五）假顶铺设一）说明：铺网、联网要求1、 开采11层煤底板层，在顶板铺一层金属网。2、 铺设方法：沿倾斜铺设，一刀一铺，铺网沿倾斜搭按0.2 m以上，走向对接，规格：1.0 m10m。3、 联网：双丝双扣、逢环必联，并用网钩扭紧，联网用12#铁线。4、 上、下两道沿煤层倾斜方向铺网，与工作面顶网搭接联成一体，并按上述联网要求联好。上、下两道与工作面网搭接不小于1.0 m.5、 该工作面每循环在梁上刹两块底梁子或68块小代.二）简图附 图 见下页（六）循环劳动说明：1、循环劳动说明：1、作业方式为边采边准，采用“二、十二”工作制2、采煤班既负责开帮、移工作面溜子，同时负责放煤，机电设备检修。3、上下超前维护、延缩溜子等工作由准备班负责。4、每班、班前半小时交接班。5、每班循环工序： 开帮工序：准备打眼挂网移溜子放炮（落煤）托网伸前探梁出货扫工作面浮煤缩前探梁移架。 放煤工序：剪网（放煤口）放煤扫工作面浮煤补网2、循环劳动组织班次工种一班二班三班小计 一 班 二 班 三 班1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24打眼5229分段1414司机44412准备448电工2226放煤448验收员1113班组长2226队长1113计20202069应在册应出勤29202069实在册（二）循环作业图表工作面长度（M）一 班 二 班图例准备检修打眼挂网摘中心柱移溜子打中心柱放炮出货铺网伸 前探梁扫浮煤移架剪放煤口放煤三、“一通三防”专项安全技术组织措施1、 采区通风概况（一）通风系统（1）该工作面通风系统:新风流由-275暗矸石井入风经-490集中石门机道工作面回风巷-440集中石门-440南五层大巷-440边界回风上山-330中央石门 -330暗风井地面。*-440南11层总入风量为1170立方米/分，南11层一区272配风320立方米/分，猴车绕道300立方米/分,南11层二区中部回风250立方米/分,本工作面配风300立方米/分。（2）该区 上下两巷采用U型钢支护，断面均为12.1，巷道无失修情况,开采时派专人对两巷进行维护，保证两巷断面。同时保证工作面上下出口畅通，浮煤清净，严禁堵塞影响通风。（二）邻区、邻层情况该区北部为T9断层;南部为F17断层;东部未开拓区;440标高以上为采空区。11号层顶板均为灰白色细砂岩，顶板距92号层30米80米局部顶板可见灰白色粗砂岩。底板向下3米左右有一层112煤层，距12号层20米左右，12号层与13号层之间为灰白色凝灰质砂岩，可做标志层。该区上段-440至-380邻区无发火历史，邻近煤层无发火与瓦斯突出历史。*（三）采区内通风设施 采区内控制风流的通风设备有三处，一处为440南11号层候车绕道联锁风门,一处为440南11号层回风上山联锁风门,一处为385集中石门通行门,要求采区开采时派专人看管。（四）瓦斯、煤尘、煤层自然发火期 *该区绝对瓦斯涌出量经鉴定为1.2立方米/分，相对瓦斯涌出量为1.4立方米/吨，该区煤质较干燥，开采时应加强煤体注水和洒水降尘工作，煤层自然发火期为三至六个月，煤层爆炸指数46.3%。本矿自开采没有出现过煤与瓦斯及二氧化碳突出现象。二、风量计算*（一）采煤工作面的需要风量（1）按气象条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温=602.41.870%1.51.01.01.1=299m/ min（2）按工作面温度计算Q采=60V采S采=601.02.41.8=259 m/min（3）按工作面同时作业人数和炸药量计算Q采=4N=460=240m/min（4）按工作面一次爆破炸药量Q采=251.05=26.25 m/min（5）按沼气涌出量计算：Q采=100 q采KCH4=1001.21.2=144 m/min(二)选择风量（1）根据以上计算结果工作面确定风量300 m/min（2）风速验算：V最大=300/601.82.4=1.15米/秒V最小=300/601.83.2=0.87米 /秒则0.25V4 符合规程有关规定（3）计算依据：计 算 依 据需 要 风 量1、按作业人数最多计算 Q=4N240立方米/分2、按炸药量计算 Q=25A26.25立方米/分3、按沼气涌出量计算Q=100CH4K144立方米/分4、按低沼气矿井气象条件计算Q=60VS299立方米/分5、按工作面温度与风速计算259立方米/分6、决定风量300立方米/分7、按风速验算600.25SQ采604S64.83001036.8三、防治瓦斯*（一）采煤工作面瓦斯预测1、-440南11层一区与本区为同一煤层，正在开采，该区经2006年瓦斯鉴定绝对瓦斯涌出量为1.2立方米/分，预测该工作面绝对瓦斯涌出量为1.2立方米/分。2、根据125掘进队掘送-440南11层二区机道及切眼的绝对瓦斯涌出量为0.32立方米/分，-440南11层二区掘进期间相对瓦斯涌出量为3.84立方米/吨。该工作面预计日产773吨，该工作面相对瓦斯涌出量为: QCH4=（0.30.321440100773）/1440=0.74立方米/吨3、根据以上比较预测该面绝对瓦斯涌出量为1.2立方米/分。（二）防治瓦斯技术措施预测1、采区实行分区通风：-490中央石门为入风水平，-440中央石门为回风水平。*2、瓦斯基础数据：-490南11层一区绝对瓦斯涌出量1.2立方米/分，相对瓦斯涌出量1.4立方米/吨，瓦斯储量63.7万立方米，可抽量31.85万立方米.3、抽放方法： 抽放系统建立在井下，抽放泵选择型号SKA/303瓦斯移动抽放泵数量2台，最大抽速52立方米/分钟，电机功率75KW，转数590转/每分，设在-440南11层中部上山。接设抽放管路2000米，抽放、排放管路采用管径159毫米PE管，抽放工艺及参数确定，在工作面回风巷沿走向布置钻场5个，钻场间距在60米之间，每个钻场要求施工单位掘送至全岩状态中（伪顶及破碎顶板除外）每个钻场设计抽放钻孔5个，钻孔直径选择89毫米沿煤层走向方向倾角选择在10度-20度之间，封孔方法采用药卷封孔方法。终孔位置水平设计在上隅角至工作面15米范围内每3米一个。终孔位置高度设计在煤层顶板的抬高15米-30米之间，共计抽放钻孔25个每孔80米，累计打抽放延米2000米。4、抽放管路系统：由-440中央石门274风道抽放钻孔-440南11层大巷 -440边界上山 -330南11层大巷-330中央石门 -330暗风井地面。5、瓦斯检测系统：274工作面距上隅角10米设甲烷传感器一台，274回风巷设传感器一台，移动泵站内设传感器一台，瓦斯抽放排放口往外设传感器一台。四、安全措施：1）抽放泵必须安设在新鲜风流中，抽出的瓦斯排放到-330总回风巷，稀释风流中瓦斯浓度严禁超过2.5%。2）抽放瓦斯排入-330总回风巷后，在排瓦斯管路出口必须设置栅栏。悬挂警戒牌，栅栏的位置是排放出口往里5米，出口外30米，两栅栏间禁止非检查人员进入和任何作业，检查人员进入必须2人一组。在瓦斯抽放泵排放口往外30米栅栏处设甲烷传感器，当巷道中瓦斯浓度超过2.5%时应断电停止抽放。3）移动瓦斯抽放泵站设置栅栏，非工作人员严禁入内，并在抽放泵站回风侧设甲烷传感器，瓦斯浓度超过1%时，断电停止抽放瓦斯，采取措施进行处理。4）瓦斯抽放泵站内必须安设甲烷传感器，传感器设在泵站1米范围内，泵站内瓦斯浓度超过0.5%时，停止抽放。5）瓦斯抽放泵站内悬挂泵工操作规程，岗位责任制、抽放管路系统示意图等，泵站保持清洁整齐，设备达到完好标准。6）抽放钻场要有施工牌板，注明抽放地点、钻场编号、抽放煤层、钻孔数量、抽放浓度。7）泵站必须设孔板流量计和压差及量程为百分之百的光学瓦斯检定器，每1小时观测瓦斯浓度，抽放负压、压差、CO等。8）采区一、二、三班设有专职泵工，现场交接班。抽放泵工要坚守岗位，严格执行操作规程，认真填写各项观测记录，保证瓦斯泵正常运转。9）开启瓦斯泵按步骤进行起动：关闭吸气管闸阀，安全打开排气端阀门，外冲洗轴封时打开封液阀门，起动电机之后立即打开工作液阀门逐渐增加供水量，至供水量符合规定要求为止，当泵正常运转后打开进气管路上闸阀进行调节至正常工作。10）停泵操作步骤：关闭进排气管路上的闸阀。关闭工作液及密封液闸阀，同时关闭电动机。停车时，把泵内及分离器内的水放掉。11）如果有抽放泵运转不同的变化（功率过大、湿度过高、振动超常、噪音异常、出现怪味）都表明泵的运转出现故障，泵工必须立即停泵并通知维修人员处理。12）铺设的抽放管路，不得与带电物体接触，抽放管路要吊高或垫高，离地高度不小于0.3米。13）抽放管路系统每周有专人全面检查一次，发现漏气要及时处理。 14）管路低洼及容易积水地点，必须设置足够容量的放水装置，要及时放水，并做好纪录。15）抽放管路系统内巷道要有专人检查，支护良好，防止管路砸坏漏气。16）抽放管路系统巷道内，电器设备必须100%防爆，进入该区内机车必须100%防爆。 17）移动泵站设通讯电话一部，便于及时联系。18）移动泵站内备有管路维修工具，管路临时出现问题应由专职检查人员立即处理，处理时应排空抽放管路内瓦斯，停泵，确保安全情况下工作。如无法处理立即汇报，处理完后方准开泵。19）通风区必须指定专人具体负责，每天检查抽放管路进行维修，至少7天全面检查一次，保证抽放管路完好。 20）在铺设瓦斯抽放管路区域作业单位施工时必须保护好瓦斯抽放管路，发现管路损坏或漏气必须立即向矿和通风区汇报。21）作业时必须提报瓦斯抽放管路保护安全措施报矿审批。22）抽放管路跨巷道时，管路铺设高度、跨度要满足行人、运输等要求。23）抽放管路要悬挂标志牌，并注明“抽放管路严禁碰撞”。（二）瓦斯监测 1、该面安设甲烷传感器两台，一台在风道距工作面上隅角10米内，一台设在回风石门10-15米内。2、甲烷传感器报警点瓦斯浓度为1.0%，断电点瓦斯浓度大于或等于1.5%时，复电点瓦斯浓度小于1.0%，断电范围为工作面及回风侧所有电器设备。3、甲烷传感器设专人管理，每七天进行一次调校，保证仪器灵敏可靠。同时每天派专人进行巡视检查。（三）防治瓦斯管理安全措施1、该工作面由通风区设专职瓦斯检查员，巡回检查负责区域各地点瓦斯浓度。瓦检员必须认真填写卡片，在工作面现场交接班。严格执行“一炮四检”和“三人放炮”制。2、采区回风巷、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，工作面必须停止作业，撤出人员，采取措施进行处理。3、工作面及其它作业地点风流中（包括上隅角）电机或其开关安设地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4、必须加强对电机设备检查工作，工作面电器设备防爆率必须达到100%，严禁带电检修、搬运电器设备，非机电人员严禁检修电器设备，电钳工必须持证上岗，开启检修电器设备时必须使用便携式瓦斯监测报警仪检查瓦斯浓度。5、工作面上隅角，必须安设便携式瓦斯监测报警仪。6、通风区监测队每天对该工作面的监测装置检查维修，发现损坏立即处理。7、上隅角风流中瓦斯浓度超过1%，需从回风道外新鲜风流处接设风机时，风机必须施行双风机双电源，能做到自动切换；并要与工作面电气设备风电联锁。8、工作面上下两巷断面必须满足通风断面。9、由通风部门负责定期检查该区所有通风设备使用情况，发现损坏及时处理。10、关键风门由采区设专人看管，并现场交接班，严禁脱岗，严禁风门任意敞开。四、防灭火1、该面防灭火系统主要利用-440南11层大巷的灌浆管路，在-440南11层灌浆大巷的灌浆窝子内打消火钻孔，进行采后预防性灌浆工作为主，工作面软帮注阻化剂为辅助灌浆。工作面上下两巷采用打注水孔预防煤层自然发火。2、工作面上下两巷沿走向、间隔5米逆风流方向布置一对注水孔，注水与顶板成45度夹角，孔深6-8米，两巷顶板抽漏有发火隐患地点采用打孔注双灰的方法处理，打注水孔由采区负责，打孔、注水效果由消火检查员及当班瓦检员负责监督。3、工作面软帮注阻化剂（氯化镁），每天按12袋计算预计总量：12个月30天12=4320袋0.05吨/袋=216吨。注阻化剂时必须有专门注水高压泵，班班派专人注水，实行现场交接班。4、工作面开采前两巷必须进行喷碹处理，喷碹厚度不得小于0.1M。5、该区消火钻孔设计位置、数量、灌浆量如下：该区沿设计走向每15米布置消火钻孔一个，共计19个，按每孔平均打钻50米计算，预计打钻950米，按每孔灌浆300立方米计算，预计灌灰浆6700立方米。防火安全措施：1） 该区每班设专职瓦检员随时检查回风道风流、工作面软帮，上隅角30米区域的CO、CH4、CO2等有害气体变化情况，并做详细纪录。超规程规定立即停止作业，撤出所有作业人员，待处理完毕后方可继续恢复作业。2） 由保安队负责在支护完好的岩巷，且无淋水的地方，距石门口位置不超过6米，上下各石门打防火门套。并且在门套附近备足备齐随时封闭的材料。3） 该区上下两道由三采区负责指派专人维护防止冒顶事故，一旦发现抽冒及时刹顶、刹靠并堵漏，先插管、后喷碹、然后注双灰。由当班瓦检员及消火检查员对现场抽冒地点施工进展情况及时汇报通风区调度。4） 每天由消防火检查员负责检查监督该区重点隐患部位。加强观测做详细纪录，及时反馈到区、矿领导，能就地解决的就地解决组织处理，以防止隐患升级。5） 该区掘进与回采期间因断层冒顶或其它原因发生漏煤及大面积片帮时，采区必须测量添图，一旦形成即按发火隐患管理。并及时采取措施组织消除。6） 为及时监测监控-490南11层一 区开采后、采空区的发火隐患，在开采期间在-440中央石门下设一路束管，监控采空区气体变化情况。另外，利用消火灌浆孔内设2路束管轮流对采空区监控便于对采空区的全方位监控，指导采空区预防性灌浆及防灭火工作。7） CO、温度传感器安设与工作面回风距全风压口15米处，由监测队每天委派专人负责维修，管理仪器每七天调试一次，确保仪器灵敏可靠。7、防灭火管理安全措施1）采煤队技术员对工作面上、下两巷冒顶及开采过程中所遇地质构造、旧区、旧巷等情况及时填绘技术手图，填写内容：抽冒原因、时间、位置、长度、高度等。对抽冒地点及时注水、注双灰等防火材料，并要充满充严。2）瓦检员负责监督检查两巷抽冒顶情况，发现抽冒顶要详细做好纪录，并汇报区、队。3）发火煤层工作面各入、回风反上必须在开采前由通风区负责打设防火门套，对工作面回采过的入、回反上必须及时封闭并充填，确保严密不漏风。4）由通风技术组消火检查员，定期对该区进行全面防火检查，检查地点：工作面上、下两巷、上隅角及其它有发火隐患地点。并按规定取气样进行化验分析，绘制气体变化曲线。5）发现高温点由通风区负责现场指导，由采区负责及时采取打钻注水、注灰等措施，及时消除隐患。6）工作面开采结束时，工作面8天内由通风区负责完成永久封闭。五、防治煤尘1、防尘系统：工作面泵站水源来自+15水仓，本区供水管路每50米设三通阀门，管径为2寸铁管。上下两巷防尘用水必须使用2寸硬管，距工作面上、下两巷端口不超过30米，硬管至工作面端口使用软带洒水降尘，上、下两巷距石门20米以内必须设置全断面喷雾装置，同时各转载点设置自动喷雾装置。2、隔爆水袋：隔爆水袋设置在各石门内，设置长度20米，分别设置水袋20个，每个袋水量80L，吊挂要求均匀、整齐，距底板高度必须超过1.8米，同时必须使用现场管理牌板。3、煤层注水： （1）回风道每10米布置一个钻孔，孔深为10米，角度100，机道每15米布置一个钻孔，孔深为70米，仰角350，工作面每15米布置一个钻孔，孔深为10米，角度600。 （2）使用橡胶封孔器封孔，钻孔封孔长度不小于5米。 （3）工作面短孔注水，放煤时打孔注水，开帮放炮时将橡胶封孔器回收，开帮后继续封孔注水。 （4）风道、工作面钻孔设备采用风动煤钻套钎子施工。 （5）机道钻孔设备采用150钻机，由通风区提供设备并作技术指导，采区注水队负责施工。 （6）注水系统用高压注水泵，防震动压力表，齿轮流量计，高压橡胶管，高压橡胶封孔器及若干节止阀，快速接头组成，注水设备选用3D2ASZ高压注塞泵一台，功率45KW，额定压力16Mpa，额定流量156L/min。 （7）回风道及工作面采用打钻后立即封孔注水，溜子道应根据注水钻孔情况来决定，至少保持一个钻孔，超前一天，主要是为了保持钻孔孔壁完好，便于封孔器进出，提高封孔器的利用率。 （8）钻孔施工完毕，用橡胶封孔器封孔，首先将封孔器浸一下水，使其润滑，以利于向钻孔推送至5米时为止，用铁线将孔口处胶管固定在孔口周围支架上，然后开泵注水。 （9）上、下两巷铺设专门供水管路，为了标定注水量及注水压力，必须配备齿轮流量计和防震表，连续24小时由专人注水，观测到注水孔周围煤壁有普遍渗水情况时，停泵停注，抽出封孔器，插入静压注水管，开始不间断的静压注水，直至工作面推进静压注水不能进行为止。 （10）必须组织专业施工队伍专职负责，现场施工作业。 （11）必须严格按设计施工，不得自行改变施工程序和钻孔参数。 （12）钻孔按设计参数施工完毕后，必须保证钻孔质量，保证注水效果。 （13）同一位置只施工一个钻孔，防止多孔在高压水的作用下裂隙贯通，使其高压卸压，达不到压裂，湿润钻孔范围内整个煤体的目的。 （14）提前打钻的注水孔未注水插管前，可用长木棍插入，保护好。 （15）高压注水时，人员不得正对孔口位置，要站在孔口两侧，防止停泵时橡胶管窜出伤人。 4防尘管理措施1） 上、下两巷防尘管路必须使用2寸铁管，铁管末端距离工作面不得超过30米，端头接软管、阀门，备用软管不少于40米。机道、轨道防尘管路不少于50米出一个三通阀门。2） 工作面放炮前、后必须洒水降尘，放炮时必须使用水炮泥和炮泥将炮眼封满。3） 上隅角及上下两道必须有专人及时洒水消尘。4） 煤仓上、下口、运输机及转载机等各转载点必须设齐自动喷雾装置。工作面上、下两巷至少设一道水幕，水幕要封闭全断面，灵敏、可靠，雾化良好。5） 凡有积尘处，要及时清扫，冲洗，不得有超过规定的积尘。6） 通风区要有专职测尘员，做到定期测尘并做好纪录。六、避灾路线（一）、避水灾路线1）当工作面发现有如挂汗、挂红、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等透水预兆要立即停止作业、迅速撤至高处躲避，如上述现象来自高巷处，人员要迅速撤至大巷。2）在避灾过程中，听从班、组长或有经验的老工人指挥，避灾时要抓住棚子及其它固定物体，防止被水冲倒。3）水灾过后，立即切断电源，按避灾路线撤至安全地点，撤离过程中注意巷道支护情况，人员撤出后，班组长立即清点人数及时向区、矿调度汇报。4）避灾路线：回风水平：工作面回风道-440中央石门-440乘人缆车330中央石门-330暗井人车副井人车升井。运输水平：工作面机道-490中央石门-490回风暗井-440乘人缆车-330中央石门暗井人车副井人车升井。（二）、避火灾、煤尘、瓦斯爆炸措施1、当工作面出现烟雾、嗅到汽油味或发生火灾、瓦斯爆炸时，作业人员要立即打开自救器并佩带好，迅速按避灾路线撤至安全地点。2、当附近场子发生灾变波及到本场子时，作业人员要迅速戴好自救器，按避灾路线撤至安全地点，撤退中迎着新鲜风流走，人员撤出后，首先切断电源，清点人数，向区、矿调度汇报。3、避灾路线：回风水平：回风道-440中央石门-440暗矸石井-275中央石门暗井人车副井人车升井。运输水平：工作面机道-440中央石门运输石门-490回风暗井-440乘人缆车-330中央石门暗井人车副井人车升井。（三）、瓦检员和所有入井人员必须熟记避灾路线，一旦发生灾变，要根据事故性质，在瓦检员和现场区、队带班领导的指挥下有序地按正确避灾路线迅速撤离至安全地点并升井，并通知区矿调度室。（四）、如发生灾变，在组织人员补救或撤退的同时必须派人立即切断电源，并通知附近受影响区域的工作人员同时撤离。（五）、入井人员必须全部佩带且能够正确熟练使用自救器，如果发生灾变要及时使用自救器自救并迅速撤离灾害区域。四、工作面主要设备1、 工作面主要设备表设 备 名 称规 格 型 号数 量（台）使用地点备 注工作面运输机SGB150T1工作面溜子道运输机SGW40T 2提标高溜子道 溜煤石门运输机SGW40T 3溜煤石门皮带 SPJ800 4 机 道绞车 JD11.4 5 材料道撒柱机 JDM-13 1 材料道煤电钻 MZ1.2 4 工作面 乳化泵 RB80-150 2泵 站配电系统示意图：五、 主要技术经济指标编号项目单位指标备注1工作面长度米402采高米6.03煤层生产能力吨/立方米8.44循环进度米0.85月循环数个606月进度米487日产量吨4468月产量吨133809回采工率效吨/工6.0直接工10坑木消耗立方米/万吨1011火药消耗公斤/万吨215212雷管消耗个/万吨538113金属网平米/万吨227314工作面回采率%8015最大控顶距米3.2516最小控顶距米2.4517放顶步距米0.8说明：1、本工作面为BDY型并联顶梁液压支架放顶煤2、循环率按80%计算 吨煤直接成本预计基础表名称规格定额(数量)单价金额坑 木2.0米0.18米5米3/万吨560元m32800元/万吨金属网0.7米10米346片/万吨96元片33216元/万吨条 棍2.0米0.06米5952根/万吨0.8元根4762元/万吨火 药3包4483公斤/万吨3.97 元17798元/万吨雷 管20枚/把17931枚/万吨0.618元个11081元/万吨六、开帮安全技术组织措施一、正常开帮工作面技术管理（一） 工作面支架选择及支架布置方式：1、该放顶煤工作面支护选用天津产BDY型并联顶梁液压支架。2、支架布置：采用齐梁齐柱式。（二） 工作面特殊地点支护：1、工作面下端头不再另开超前缺口，上缺口按采场支护平剖面图规定执行。2、工作面机头，机尾均采用四对八根3.2m长的型钢梁做抬掤支护顶板，型钢梁组间距0.8米。每对型钢梁联锁交替迈步前进，支护方式按“工作面溜子头顶板支护平剖面图”所示进行支护。每根钢梁下不得少于3根柱并及时串到硬帮。3、型钢梁组距0.8m，每组型钢梁两根一组组成走向联锁棚迈步齐头前进。4、上出口高度1.8m。5、上、下两道超前工作面煤壁不大于5米替棚；超前工作面煤壁前10米在原巷道支护钢梁下打四排单体液压支柱，超前煤壁10-20米在原巷道支护钢梁下打两排单体支柱。6、打超前时，未替棚部分在原巷道支护的钢棚梁下按“四、二”排的要求见梁给柱；替柱部分在木梁上打上支柱。7、溜子头、尾大钢梁硬帮见梁给柱。（三） 移架放顶：1、移架前必须将软帮溜子向硬帮推移一个步距1.0m，并保证溜子成一直线，否则不准移架。2、移架顺序从工作面下面第一组开始移，待第一组移完后，方准分组移架子。3、移架前先将第二组架子下方打上与第一组架子相同的三根戗柱后，再翻掉第一组架子下方的三根戗柱，待第一组架子移完按设计打牢戗柱后，方准移动上方架子。4、并联支架放顶煤工作面，最大控顶距3.8m，最小控顶距2.8m。机道宽1.6m。5、每组架子由1、2、3、4根梁组成。移架时先收回准备前移的前探梁，然后前移该架前探梁，每组架按先移1、3梁后移2、4梁顺序交替迈步进行。即1号梁先收回前探梁、支柱卸载、提柱，先提后柱、后提前柱，1号梁前移、1号梁升柱。随后同样方法将3号梁前移，然后用同样方法分别前移2、4号梁，移架步距0.8m。工作面采高2.1m，严禁超高造成支架倾倒。6、为防止两组架子挤靠，影响架子移动和支护质量，在组与组之间加上两根撑木，每循环一打。撑木规格：长0.4米；直径14-16CM7、移架时由下向上逐架移动，分组移架时，间距不得小于6组即10.08米。二、开帮安全措施：（一）炮采措施：1、打眼、装药前必须严格执行敲帮问顶制度。对伞檐、空顶距超过设计规定、顶板有隐患等，必须处理安全后，方准打眼。所有人员必须在有支护的顶板下作业。2、跟班班队长接班后，必须对工作面及上、下两道进行一次全面检查发现隐患立即处理。3、打眼装药必须严格按爆破说明书执行。4、每次打眼都要认真检查是否有瞎炮，如有按煤矿安全规程第342条规定处理，否则不准打眼。5、火药必须使用乳化炸药，装药必须使用水泡泥，剩余炮孔用炮泥封满。6、放炮母线长度不得小于30米，每次放炮前必须派专人在上、下两道距工作面30米以外设岗警戒。7、放炮前必须认真检查支架、顶板及软、硬帮安全情况，支柱有损坏、支柱达不到初撑力、控顶距超过规定，有伞檐、抽顶等隐患没处理好、崩倒的顶子没扶正打牢不准放炮。8、放炮员必须自联自放，采用串联网络进行爆破。炮后放炮母线与放炮器断开。9、放炮只准一组放炮，严禁两个组同时放炮。10、一次联炮长度不得大于4米。顶板不好时，一眼一放，然后及时托网伸前探梁。硬帮顶板护不严时，用单体板皮托网打上一梁两柱倾斜戗棚，将硬帮护严，防止抽漏。否则不准继续放炮。11、打眼与装药平行作业不得间距不得小于20米，在有电缆的地段严禁装填炮眼。12、有下列情况之一时不准放炮：（1）无风、微风或瓦斯超限时；（2）人员未撤至安全地点，未设岗警戒；（3）输液管线、电缆未保护时；（4）空顶未刹，硬帮片帮未护帮时；（5）工作面有瞎炮未处理时； （6）支柱不全，支柱未达到初撑力时；（7）班组长、放炮员、瓦检员三者不全时。13、严格执行七不准放炮制： 没有检查瓦斯，不准放炮； 没有洮除电器失爆不准放炮；没有排除积存瓦斯不准放炮；没有加强支护不准放炮；没有消除煤尘隐患不准放炮；没有专职放炮员和放炮器不准放炮。没有充填炮泥和水炮泥不准放炮；14、严禁放糊炮或明火放炮。（二）移架、打顶子措施：1、移架、支柱工必须熟练撑握并联顶梁支架的使用方法及作业规程有关规定，否则，不准上岗作业。2、严格执行敲帮问顶制度，遇有顶板松动，伞檐及时摘掉，顶板有抽顶及