16603采煤工作面作业规程.doc

滕州市辰龙集团金达煤矿 16603采煤工作面作业规程编号：C2166031滕州市辰龙集团金达煤矿16603采煤工作面作业规程采煤工作面名称：16603工作面编制人： 徐 立 刚施 工 负 责 人： 徐 继 伟总 工 程 师： 林 淑 文主 管 矿 长: 徐 开 杰施工单位： 采二工区编制日期：2010年5月20日执行日期：2010年6月30日编号：C2166031滕州市辰龙集团金达煤矿16603采煤工作面作业规程采煤工作面名称：16603工作面编制人： 施 工 负 责 人： 总 工 程 师： 主 管 矿 长:施工单位：采二工区编制日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日滕州市辰龙集团金达煤矿 16603 采煤工作面作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系井下位置：16603工作面位于六采区轨道北侧，整个工作面呈近南北方向布置，其坐标范围为：X=38845203884910 Y=2050074020500990 H=-300-312m。对应地表：西为西黄庄，东南为北沙河，其它为空旷地带，地势平坦，基本为农田。（具体位置及井上下关系如表一所示）工作面位置及井上下关系 表一水平名称二水平采区名称六采区地面标高+46.7 - +48.3m井下标高-300m312m地面的相对位置及建筑物16603工作面对应地表西为西黄庄，东南为北沙河，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 16603工作面位于六采区轨道北侧，整个工作面呈近南北方向布置，北为16601采空区，其它均为未开采区。走向长度（m）234倾斜长度（m）374面积（m2）87516第二节 煤层16603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，平均全煤厚度0.85-0.95m。 （具体情况见表二）煤 层 情 况 表 表二煤层厚度（m）0.85-0.95煤层结构较简单煤层倾角20-70开采煤层16硬度f5煤种气肥煤稳定程度较稳定煤层情况描述16煤煤层较稳定，呈黑色，玻璃光泽，半亮型亮煤，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。附图1：16603工作面地层综合柱状图 （比例 1：200）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平均厚度（m）岩 性 特 征基本顶泥岩17.05深灰色,致密贝壳状断口，底部显水平层理，有动物碎屑化石及黄铁矿。直接顶十灰岩7.3分为十上、十下灰，中间夹一层泥岩，十下灰为深灰色，裂隙发育，沿裂隙充填方解石，含水性弱，以静储量为主。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。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，呈倾向北西的单斜构造，倾角27，一般为5左右。根据揭露的地质资料可知，本工作面内断层较发育，16603运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，16603上材料道揭露一落差3.5米的逆断层，对工作面回采有一定影响，预计此断层沿走向方向上面延伸，在面内尖灭。工作面内一般为落差小于1.0米的小断层。建议落差小于1.5米的断层平推硬过，在回采过程中，必须加强安全技术管理。二、其它地质构造及对回采的影响本工作面无岩浆侵入体、河流冲刷带、岩溶陷落柱、溶洞等地质构造。附：工作面三巷及切眼巷道素描图（图2、图3、图4、图5）第五节 水文地质一、水文情况根据地质资料分析，含水地层有第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层、太原组十下灰含水层、本溪组十二灰含水层、十四灰含水层、奥陶系灰岩含水层。其中第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层在上部12下煤开采时已证实不会对掘进及回采构成威胁。太原组十下灰含水层单位涌水量为0.01220.013L/s.m，由于埋藏较深，补给条件较差，富水性较弱。十二灰含水层公司于2004年2月6日委托枣庄矿务局井亭煤矿钻探注浆公司，施工底板放水钻孔，经钻孔涌水观测，十二灰富水性较弱，水头高度为-165m。井田内十四灰我矿2004年放水实验钻孔测得十四灰水头高度为-151m。十二灰及十四灰含水层富水性较弱，且由于17煤层下伏隔水层组为稳定隔水层，故也不会构成威胁。奥陶系灰岩含水层我矿2004年放水实验钻孔测得奥灰水头高度为-80m。断层导水性方面截止2008年末，全矿井开拓动用面积3.24平方千米，共揭露断点357个，在见断层而不遇含水层的情况下，未发现断层带漏水。 岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露。在施工14皮带下山时已揭露十下灰，初始揭露涌水量35m3/h，后稳定在3 m3/h，仅表现为淋水，根据以上分析，工作面涌水水源主要为十下灰水，预计最大涌水量为30m3/h。预计水害威胁主要为下覆奥灰水，施工中应备好足够的排水设备，迎头及后路积水及时排除。同时还要注意上部采空区是否有局部积水。岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露，但应注意是否在保护煤柱中隐藏，以防止沟通下覆含水层，施工中必须严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。二、奥灰水对工作面的充水影响分析16603工作面下距奥灰顶平均65.44m。本矿2#钻孔做放水实验，测得奥灰原始静止水头高度为-80m。奥灰水对工作面充水影响安全水头值的计算： P=TS（M-CP）式中：M隔水层厚度（m）（取最小值58.81m) P安全水压（kgf/cm2） Ts突水系数（kgf/cm2）（取1.0） CP煤层开采对底板扰动破坏深度（取7m） P=1.0(58.81-7)=51.81(kgf/c)=518.1m水柱即：工作面隔水层所能承受的奥灰安全水头值为518.1m水柱。根据我矿-345m水平2#放水钻孔测得奥灰水头高度为-80m，经计算，只要巷道标高在-598.1(-80-518.1=-598.1m)水平以上,正常情况下，下伏奥灰含水层对巷道无充水影响，16603回采工作面煤层底板最低标高为-312m，因工作面及两巷的标高远在-598.1m以上，因此，工作面不受下伏奥灰水影响。三、涌水量预计：正常涌水量：20m3/h，最大涌水量：30m3/h。第六节 影响回采的其它因素1、影响回采的其它地质情况：见下表四。影响回采的其它地质情况表 瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.35m3/t，绝对涌出量0.84m3/minCO2低CO2矿井，CO2相对涌出量1.07m3/t，绝对涌出量1.68m3/min煤尘爆炸指数16煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数44.9%煤的自燃倾向性自然发火煤层，发火期为30个月地温危害无冲击地压危害无2、冲击地压和应力集中区：无。 第七节 储量及服务年限一、储量工业储量： 9.14万吨。可采储量：回采率不低于97%，可采储量为 8.87万吨。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374m（3.63080） 4.3（月）第二章 采煤方法该工作面煤层平均厚度为0.9m，煤层倾角2 7，一般为5左右，直接顶板为十灰岩，缓慢下沉，采用倾斜长臂后退式采煤法采煤。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名称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16603工作面回采地质说明书，批准时间为2010年6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前进式开采。开拓大巷以-300m水平轨道巷道向南经-365m轨道下山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-365m皮带巷经-365m轨道平巷向东布置六采区皮带运输上山，六采区轨道上山与皮带运输上山平行布置，间距25m，每100m左右布置一个联络巷。二、工作面材料道工作面下材料道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。上材料道断面为矩形，宽3m，净高2.2m，净断面积6.6m2。两材料道的支护方式均为帮部采用锚杆木托盘支护，顶部不支护，帮锚选用等强度端头蛇形螺纹钢锚杆，规格为161200mm，间排距为10001000mm，木托盘采用250 mm400 mm50 mm（宽长厚）的木板制成。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、运输绞车及气动钻和乳化泵站及部分供电电缆设备，同时16603上材料道为沿空留巷巷道，还将作为16605下材料道使用。三、采煤工作面运输巷工作面运输巷断面为矩形，净宽3.6m，净高2.3m，净断面积为8.28m2。支护方式为两帮采用锚杆钢梯支护，帮锚选用等强度螺纹钢锚杆，规格为161200mm，锚杆排距为1200mm，间距800 mm。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、安全监测设备和气动钻，以及动力供电电缆、部分供电设备，在人行道的另一侧设置胶带运输机、刮板输送机。四、采煤工作面切眼巷道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。其支护方式同材料道。附图6：工作面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用倾斜长臂后退式采煤方法，见顶见底一次采全高，循环进尺1.2m。本工作面采用炮采铲装工艺，回采工艺过程为：爆破落煤，移刮板输送机铲煤，可弯曲刮板输送机运煤，人工清理浮煤、支设单体液压支柱及人工回柱放顶，缓慢下沉法管理顶板。二、落煤、装煤及运煤方式1、落煤方式：采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻打眼，侧式供水，人工打眼，爆破落煤。2、装煤方式：炮采落煤自装、铲装和人工清理装入工作面刮板输送机。3、运煤方式：工作面采用SGB-630/55BS型刮板输送机转载至运输巷SGW-620/40T型刮板输送机，然后转载至吊挂式皮带输送机，通过六采区煤仓转载至14皮带巷输送机上，进入主井煤仓。三、炮眼布置图及爆破说明1、炮眼布置图（附图7）2、爆破说明本矿井为低瓦斯矿井，爆破材料使用国产第二系列15段煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130毫秒，安全等级不低于二级的3#抗水煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管。使用FDIIOOD煤矿用电容式智能发爆器引爆。炮眼布置采用三花眼，眼深1.5米，眼距0.75米，炮眼角度7585，炮眼利用率90%，进尺1.2米。顶眼装药量450g，底眼装药量450g，反向装药，封泥长度不小于0.5米，并使用水炮泥。联线方式为串联，一次起爆10炮。分组装药，分组爆破，必须一次装药，一次爆破，严禁一次装药，分次爆破。爆破安全距离不低于35m，爆破母线长度不得小于50m。3、装药结构示意图（附图8）4、装药量计算表（表六） 装药量计算表 表五项目单位顶眼底眼合计循环炮眼个数个306306612装药量g/眼450450炸药用量循环/公斤137.7137.7275.4雷管用量个306306612炸药消耗定额公斤/万吨4409.54409.58819.1雷管消耗定额个/万吨9799979919598四、工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，采高为0.9m，回收率为97，容重为1.26t/m3，工作面面长按229m（上面机尾留5m的煤垛），则日产煤量 2290.91.230.971.26906.8(吨)月产煤量906.83080%21763.2吨工作面正规循环生产能力：W = LShrC=2291.20.91.2697302.3（吨）式中：W工作面正规循环生产能力，t;L工作面平均长度，按229m；S工作面循环进尺，1.2m；h工作面设计采高，0.9m;r -煤的容重，1.26t/m3;C -回采率，97。 第三节 设备配置一、设备配备情况1、钻眼、爆破设备（1）ZQS-50/300型手持式气动钻12部（材料道及运输巷各四部）。型 号：ZQS-50/300 额定功率：1.8kW额定压力：0.5MPa 额定转矩：50N.M机 重：8Kg 额定转速：300r/min最大转矩：80N。m 空载转速：1900r/min注水压力：0.6-4.5MPa 外形尺寸（长宽高）：350332220mm空载耗气量：2.4 m3/min 噪音：90dB（A）（2）FDI100D型防爆电容式晶体管发爆器五台（打眼爆破班每班一台，两台备用）。型 号：FDI100D 额定引爆发数：100发额定负载电阻：620 输出冲量：8.7A2ms供 电 时 间：4ms 峰值电压：1800V2、运输设备（1）刮板输送机三部（其中工作面二部，运输巷转载一部）工作面刮板输送机型 号：SGB630/55BS型 电机功率：55kW中间槽尺寸（长宽）：1500mm630mm.运输巷刮板输送机型号：SGW-620/40T 电机功率：40KW2中间槽尺寸（长宽）：1500mm620mm（2）吊挂式皮带输送机一部型 号：SPJ800 /302 电机功率：30kW2运输能力：300t/h 带 宽：800mm带 速：1.63m/s 转 速：1470转/分（3）辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备选用JD11.4型调度绞车4台和JD-25型调度绞车4台，其主要技术参数如下：型号：JD11.4 牵 引 力：9.8kN滚筒直径：224mm 滚筒宽度：304mm钢丝绳直径：12.5mm 平均绳速：0.73m/s容绳量：400m 电动机型号：JBJ11.4 功率：11.4kW电 压：380660V 外形尺寸：1120mm766mm727mm型号：JD25 牵 引 力：16kN滚筒直径：310mm 滚筒宽度：400mm钢丝绳直径：15.5mm 平均绳速：1.086m/s容绳量：400m 电动机型号：JBJQ25 功率：25kW电 压：380660V 外形尺寸：1438mm1217mm1255mm3、液压设备乳化泵两部，一部工作，一部备用。型 号：BRW80/20 额定工作压力：20兆帕额定流量：80升/分 曲 轴 转 速：517转/分柱塞直径：32mm 柱 塞 行 程：70mm 电机转速：1470转/分电机功率：37KW 泵外形尺寸：760680432 mm 4、电气设备（1）馈电开关型号：BKD9-400/660(1140)Z额定电流：400A 数量：3 台用途：工作面、材料道、皮带中间巷隔离电源（2）真空起动器型号：QBZ60 N额定电流：60A 数量：8台用途：起动JD11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车型号：QCZ120额定电流：120A 数量：2台用途：起动乳化泵型号:QBZ-200额定电流:200A 数量:1台用途:起动皮带输送机型号:QCZ-200额定电流:200A 数量:1台用途:起动中间巷刮板输送机型号:QJZ-160额定电流:160A 数量:2台用途:起动工作面刮板输送机（3）综合保护装置型号:ZxZ84额定电压：660v/127v 数量：3台用途：信号、照明综合保护（4）手提开关型号：QB1-40额定电压：660 数量：6台用途：启动潜水泵第三章 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（见表六） 支柱阻力影响系数表 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m7.37.3老顶厚度m17.0517.05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/m29.189.18最大平均顶底移近量mm950950来压程度不明显不明显4周期来压来压步距m815815最大平均支护强度t/m29.189.18最大平均顶底移近量mm830830来压程度不明显不明显5平时最大平均支护强度t/m299最大平均顶底移近量mm60606直接顶悬顶情况m12127底板容许比压MPa2.52.58直接顶类型类 IV IV9老顶级别级10巷道超前影范围M2020（2）、确定支护强度依据参考面选取的最大平均支护强度Pc9.18t/m2式中：Pc最大平均支护强度（参考面）经验计算支护强度Pj8hr81.02.620.8t/m2式中：Pj最大平均支护强度（经验计算值） h采高 取1.0m r顶板岩石容重 取2.6 t/m3确定工作面支护强度：20.8 t/m2（选取二者中的大者）P20.8t/m2（3）、设计工作面支护密度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0.99 kz支柱增阻系数 取0.95 kb支柱不均匀系数 取0.9 kh支柱采高系数 取1.0 ka倾角系数 取1.0R支柱额定工作阻力 取30t 计算工作面支护密度n1P/Rt20.8/25.40.82根/m2式中： n1支护密度 根/m2 P工作面支护强度 20.8t/m2 Rt支柱实际支撑能力 25.4t/m2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/m2（4）、按底板比压验算，确定是否穿鞋单根支柱最大支撑力：PdP/n120.8/1.1118.7t/根式中：Pd单根支柱最大支撑力 P工作面支护强度 n支护密度底板允许单根支柱最大支撑力： PySdPz2.50.007850.019625106N/根1.9625t/根式中：Py底板允许单根支柱最大支撑力 Sd支柱底面积 0.00785m2 Pz底板允许比压 2.5MPa如果PdPy，因此需穿铁鞋。（5）柱鞋直径的计算铁鞋面积S=100PdPz=10018.72.5=748cm2铁鞋的直径D=30cm因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要。二、乳化液泵站（一）泵站选型及管路选型乳化泵选用XRB2B型两台，装备一箱两泵，输液管路选用高压胶管，耐压27MPa以上。（二）泵站设置位置本工作面泵站安设在16603上材料道开门点顶板稳定、支架完好、不影响运输和行人的地点。（三）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。附图9：16603工作面供液系统图 第二节 工作面顶板管理根据已采完的相邻矿井矿压观测资料，16煤顶板属IV类完整类顶板。本工作面的顶板管理采用缓慢下沉法。一、正常工作时期顶板支护方式1、工作面采用“三、四”排单体支柱及切顶墩柱控制顶板，最大控顶距4.68m，最小控顶距3.48m，放顶步距1.2m。2、工作面正规支柱排距：1.2m，柱距：0.75m。3、切顶墩柱每4.5m一个，沿切顶线均匀布置，以加强切顶排支护强度。4、工作面必须确保煤壁平直，伞檐长度不得大于1m，突出部分不得大于0.2m。5、支柱支设要求工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”。支柱必须垂直于顶、底板支设，做到迎山有力，垂度适宜，且支到实底，初撑力不低于90KN（11.5MPa），柱、排距误差控制在+100mm范围内。所有支柱必须支设牢固，严禁支柱支在浮煤、浮矸上，必须棵棵穿铁鞋并使用木楔，以确保支柱初撑力。4、采用三角回柱法，人工回柱。 回柱必须使用卸载手把，回柱人员要在有效支柱侧操作，打好护身柱。 回柱放顶时，必须每23人一组，一人回柱，一人观察顶板及支架情况，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密集、对柱。 回料必须按由下向上，由采空区向工作面的顺序进行，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。 工作面分段回柱，分段间距不得低于15m，且同向回柱。开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点，并打上收尾支柱，做好处理工作。二、正常工作时期的特殊支护形式木垛遇断层时，断层上、下盘，压力集中区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：1.21.2m，木垛料为1.20.20.2m的方木。对柱切顶排支柱棵棵支设对柱，即回柱放顶时，将回出的支柱以对柱的形式支设在新切顶排上（支设顺序为采空区、煤壁），使切顶排在最小控顶距时为对柱支设。工作面溜头、溜尾3m范围内支柱全部为成组支设（支设顺序为溜头、溜尾），以确保端头顶板的完整性。（上面机尾支柱支设和工作面内相同）对柱必须棵棵穿鞋。严禁摘掉对柱支设临时柱。临时支柱两切顶柱间支设密集一棵，作为备用支柱，需支设贴帮柱、临时柱时，可摘取密集柱支设。工作面需要到煤帮攉煤时，必须先掏出柱窝，打上临时支柱，然后再进入煤帮工作，临时支柱柱距1.5m，在断层顶板破碎处缩小为0.75m，支设在距煤帮0.6m的位置。机窝支护要求：溜头超前硐尺寸为长深31.2m，采用一排点柱带帽支护，柱距0.75m，距煤壁0.6m。（工作面两机尾不留设超前硐）三、回柱与其它工序平行作业的安全距离打眼与回柱安全距离不得低于15米。支柱与回柱间的间隔距离不得小于15米，支柱与推移输送机的距离不得大于15米。四、特殊时期的顶板管理1、来压、停采前的顶板管理 初采、初次来压严格按本作业规程第七章安全技术措施的规定执行。工作面初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。工作面及两巷所有单体支柱必须达到初撑力。密切监视支护状态，如有支护强度不够，及时采取措施预防冒顶。加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，确保支护有效。工作面停采前必须编制停采措施，加强顶板管理。2、过断层及顶板破碎时的顶板管理本工作面内断层较发育，运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，上材料道揭露一落差为3.5米的逆断层，对工作面回采有一定影响，过断层时严格按本规程第七章安全技术措施的规定执行，并另行编制补充措施。第三节 三巷及端头顶板管理一、工作面材料道、运输巷的顶板管理1、材料道、运输巷的超前支护材料道、中间巷超前支护均采用单体支柱配合铰接顶梁的形式进行支护，单体支柱与铰接顶梁均成前八后四正悬臂使用，柱距1.2m。下材料道及中间巷支护距离为20m，上材料支护距离为30m。 材料道采用两排支柱顺巷支护，一排靠上帮，一排靠下帮，排距不小于1.3m；工作面推采过程中在正巷关门向前、两排超前中间加打两棵单体支柱，上覆铰接顶梁，随工作面的推进及时支设；运输巷采用三排支柱顺巷支护，一排靠上帮，一排靠上帮运输巷刮板输送机溜槽沿，一排靠下帮刮板输送机溜槽沿，并留有不小于0.8m宽的人行道。 下材正巷关门柱要及时与工作面切顶排回齐，材料道关门柱严禁滞后切顶排，中间巷关门柱滞后切顶排的距离不得大于1.2m。 上材料道留护巷煤垛，护巷煤垛两出口中心距为7m，煤垛尺寸为（55）m，导硐出口宽2.0米，高度为全煤高度。超前支柱必须棵棵穿鞋，所有支柱必须连锁，防止歪倒伤人。2、支护质量控制标准：支柱纵横成线，偏差不大于100mm。支柱要支到实底，达到迎山有力，单体支柱初撑力不低于90KN（11.5MPa）。所有单体支柱三用阀方向一致，注液阀嘴朝向老塘。三巷的支护高度不得低于1.6m，行人道宽度不得小于0.8m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。二、工作面端头支护严格按规程要求施工溜头超前硐，尺寸为：长深31.2m，超前硐尺寸必须规整、合格，硐内浮煤杂物清理干净，支护完整。 工作面溜头3m范围内支柱成组支设（顺序为溜头、溜尾）；同组柱距为300 mm，组间柱距为450 mm，最外一组柱子的支设距正巷支护均不大于0.5m。运输巷正巷支柱及关门柱应及时回撤，正巷关门柱与滞后工作面切顶线回齐，关门柱间距不大于300mm，下材料道正巷关门柱要与工作面的切顶线对齐，严禁滞后切顶线。三、支护材料的使用数量和存放管理1、由验收员全面负责柱、鞋的日常管理工作，每班一清点，防止丢失。2、三巷的备用支柱全部立放，不准倒放、卧放，工作面损坏的柱、鞋及时外运上井。3、备用材料放置在两巷超前支护以外10m60m之间、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1.3m以上宽度的人行道和必需的运输通道，并尽可能减少通风阻力。4、备用柱梁、鞋的数量：单体支柱175棵，铁鞋175个，粱子12个。附： 支护材料用量及消耗定额（表七）工程质量规定表（表八） 工作面支架布置平面图（附图10） 工作面支架布置剖面图（附图11）材料名称规格使用量(棵)备用量(棵)使用地点单体液压支柱DW2200 DW2500 12012超前及地质构造处DW12001630163工作面DW1000DW800铁鞋300mm1750175工作面及三巷柱帽300mm200mm100mm36036工作面及超前支护坑木木楔(0.30.10.08m)8100810工作面木垛料(1.20.20.2m)铰接顶梁DJB1200/30012012超前支护支护材料用量及消耗定额表 表七项目小项名称单位质量规定标准备 注基本支架排 距米1.20.1柱 距米0.750.1特殊支架端头柱距米0.75排距米1.2对柱角度90木垛个各一个木垛规格米1.21.2上下出口超前支护米20上下出口压力增大时应加强支护，保证出口安全畅通。高 度米1.6宽 度米1.2柱 距米1.2回柱放顶最大控顶距米4.68最小控顶距米3.48回柱错距米15放顶步距米1.2运输巷超前支护米20高 度米1.6宽 度米3.6人行道宽度米0.8材料巷下材超前支护米20高 度米2.0宽 度米2.5人行道宽度米1.3上材超前支护米30高 度米2.2宽 度米3.0人行道宽度米1.3工 程 质 量 规 定 表 表八第四节 矿压观测一、矿压观测内容16603工作面的矿压观测内容主要有：工作面及三巷超前支护范围内单体支柱工作阻力观测、顶板下沉量观测、巷道围岩变形观测、支护质量动态监测。二、观测方法1、矿压观测（1）支柱工作阻力观测：在每个工作日的夜、早、中三班，由当班验收员负责，利用单体支柱测试仪，分别在工作面均匀布置4条观测线，溜头、溜尾各1条，工作面布置2条。在三道超前支护范围内各布置三个点，观测第一、第四控顶排及三道超前支护范围内工作阻力的变化情况及顶板高度。（2）顶板下沉量观测：用标记法在工作面上、中、下布置3条观测线，在循环前、循环后测量工作面高度，算出循环下沉量和下沉速度。2、巷道围岩变形观测：利用移动观测站观测。在三巷超前工作面20m范围内，间隔45m设置3条顶板动态观测线，监测巷道顶底板的相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测线的编号始终由煤壁起依次为1号、2号、3号、当1号观测线距煤壁不足1个循环的距离时，将其回撤，并重新支设在原3号观测线的前面，同时调整各观测线的编号，使其仍然从煤壁起依次为13号。各观测线的间距及1号观测线至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般4h观测一次，当临近顶板来压时加密观测，观测时必须记录观测时间。3、支护质量监测每班由工区验收员对工作面和三巷支护质量进行测量检查，每旬由生产处对工作面和三巷支护质量动态检查两次，对存在的问题和职能处室在巡回检查中所下达的指令，必须立即落实整改。4、观测时间要求（1）工作面：观测老顶初次来压和六次周期来压。（2）三巷：观测至工作面推进100m止。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）运煤设备及装转载方式：采用炮采铲装、人工清理浮煤装煤，工作面通过SGB-630/55BS刮板运输机运至运输巷SGW-620/40T刮板运输机，通过16603运输巷胶带输送机运出。（二）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及JD-11.4KW、JD-25KW调度绞车，通过材料道运至工作面。二、移溜方式：工作面每隔4.5m安设一个墩柱，由千斤顶与溜槽联接，移溜时由千斤顶推移，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，防止刮板输送机槽脱节。三、运煤路线16603工作面16603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16603材料道工作面运输系统示意图（附图12）第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按气象条件或瓦斯涌出量计算Q采=Q基本K采高K采面长K温=（3.2+4.4）/20.90.7160111=143.6米3/分（按144米3/分计算）2、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q采=100q瓦采K采通=1000.022=4米3/分 按二氧化碳涌出量计算采67qco2采K采通670.09212.42米3/分3、按人数和炸药量计算Q采=4N435140米3/分（最多工作人数按35人）Q采=10A103.7537.5米3/分 N-最多工作人数 35人A-一次起爆最大炸药量为3.75公斤4、按风速验算144240均2400.93.8820.8米3/分14415均150.93.851.3米3/分5、需风量计算：经验算符合要求：则Q采1442=288米3/分6、根据上述计算确定16603工作面实际需风量为Q采288米 3/分（二）通风路线 付井井底车场356轨道下山六采区轨道巷16603下、上材料巷工作面16603运输巷六采区皮带巷-356皮带巷14皮带巷主井地面二、安全监测设备1、安全监测设备的型号、数量和位置在六采区3#联络巷安装了KJF39-2型监控分站一台，在16603上材移动变电站处安装了KGS-36断电馈电转换器一台，甲烷传感器分别安设在16603运输巷距切眼回风口不大于10米和16603运输巷距六采区皮带巷10-15米处。2、信号电缆和电源电缆的敷设主机与甲烷传感器之间使用1.5mm2U型橡套电缆，规格型号：31.511。电源电缆采用2.5mm2U型橡套电缆，规格型号：32.511。3、CO、粉尘、温度监测在运输巷入口1015m处设置GTH500(B)型CO传感器、GCG1000型粉尘浓度传感器、GWD100型温度传感器、GJC4(B)型甲烷断电仪，在二水平变电所设置KJ83N型监测系统分站，主机安设在地面调度室，以监控工作面CO涌出量和粉尘、温度的变化情况。系统参数如下：GTH500(B)型CO传感器工作环境：温度：040，相对湿度：98（25时），大气压力：80 KPa110KPa，风速：08m/s，报警浓度：0.0024，防爆型式：矿用本质安全型GCG1000型粉尘浓度传感器工作环境：温度：040，相对湿度：95，大气压力：86KPa106KPa，测量范围：0.1mg/m31000mg/m3，防爆型式：矿用本质安全型GWD100型温度传感器工作环境：温度：040，相对湿度：96，大气压力：86KPa106KPa，风速：08m/s，报警值：20，防爆型式：矿用本质安全型三、防治瓦斯 （一）、瓦斯检查瓦斯检查员严格执行瓦斯巡回检查制度， 3.54.5小时检查一次。瓦斯检查点分别设在：工作面风流、工作面回风流（回风口以外10m处）及回风隅角。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，并及时向有关人员汇报。（二）、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在距超前工作面煤帮不大于10m处安装安全监测系统的瓦斯传感器T1，在回风巷入口出1015米设置瓦斯传感器T2，甲烷传感器布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。报警浓度0.8%，T1断电浓度1.5%，T2断电浓度1.0%。复电浓度不大于0.8%，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。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电器设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电器设备、需要安全监控设备停止运转时，必须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。瓦斯断电仪必须由专人进行维护，确保灵敏，传感器每隔十天调校一次。当瓦斯超限或报警时，应立即切断电源，按规定安排撤人，并及时汇报调度室，查明原因，进行处理。（三）、防瓦斯措施1、爆破工、区队长、班长、流动电钳工下井必须携带便携式甲烷报警仪，随时检查瓦斯。检修设备时必须检查瓦斯。2、严格执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度，发现问题及时进行处理。3、采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理；采煤工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，停止打眼，爆破地点附近20米风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁装药爆破。4、采煤工作面及其它作业地点风流中、电动机或开关安设地点附近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，采取措施，进行处理。5、采煤工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内的人员必须停止工作，切断电源，撤出人员，立即查明原因，采取措施，进行处理；采煤工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时停止工作，撤出人员，立即查明原因，采取措施，进行处理。6、保证工作面的风量加强顶板管理，及时回撤三巷关门支柱，防止瓦斯积聚。7、加强瓦斯检查，确保工作面上下隅角瓦斯浓度不超限。8、严格执行“一炮三检制度”和“三人连锁爆破制度”，严禁瓦斯超限作业。四、综合防尘系统（一）、防尘供水系统16603工作面的防尘用水，分别由六采区轨道上山、六采区皮带巷到达16603工作面材料道及运输巷，供给三巷及工作面的防尘用水。运输巷供水管路选用二寸的水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入巷道处安装截止阀，给防尘水幕和各转载点供水。材料道供水管路选用二寸水管，每隔100m设一个三通阀门，在水管进入顺槽处安装截止阀，给泵站和顺槽内防尘水幕供水。（二）、防尘方式1、转载点的喷雾：工作面刮板输送机头、转载机头各一组自动喷雾头。带式输送机机头各设一组自动喷雾头。2、三巷防尘水幕：在运输巷距工作面煤壁50m处及运输巷刮板输送机头以里20m处，各安设一道水幕；在材料道中距工作面刮板输送机机尾50m处各安设一道水幕；运输巷刮板输送机机头前20m处、距带式输送机机头30m处各安设一道水幕，每道水幕的喷头不少于3个，且雾化良好，覆盖全断面。三巷水幕均随工作面的推进而向外挪移。3、三巷煤尘清扫、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，工作面及其它部位出煤前、出煤过程中应随时冲刷煤壁。4、工作面防尘：坚持湿式打眼，供水压力为0.2MPa-1.0Mpa,使排出的煤粉呈糊状。装药要坚持使用水炮泥;铲装煤前及铲装过程中应坚持冲刷煤壁及洒水灭尘。放炮过程中，必须使用柱间喷雾即工作面每隔20m安设一道喷雾,喷嘴不少于2个,在工作面第一排支柱上平行煤壁架设,喷嘴垂直煤壁; 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