16603采煤工作面作业规程

1、.滕州市辰龙集团金达煤矿 16603采煤任务面作业规程PAGE 2：.；滕州市金达煤炭有限责任公司掘进任务面作业规程- PAGE 1 -编号：C2166031滕州市辰龙集团金达煤矿16603采煤任务面作业规程采煤任务面称号：16603任务面编制人： 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：2021年5月20日执行日期：2021年6月30日编号：C2166031滕州市辰龙集团金达煤矿16603采煤任务面作业规程采煤任务面称号：16603任务面编制人： 施 工 负 责 人： 总 工 程 师： 主 管 矿 长:施

2、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 采煤任务面作业规程- PAGE - 127 - -第一章 概 况第一节 任务面位置及井上下关系井下位置：16603任务面位于六采区轨道北侧，整个任务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，其它为空阔地带，地势平坦，根本为农田。详细位置及井上下关系如表一所示任务面位置及井上下关系 表一程度称号二程度采区称号六采区地面标高+46.7 - +48.3m井下标高-300m312m地面

3、的相对位置及建筑物16603任务面对应地表西为西黄庄，东南为北沙河，其它为空阔地带，地势平坦，根本为农田。回采对地面设备的影响地表为农田，回采范围内无任何建筑和设备。回采后地表将出现细微裂隙、塌陷。井下位置及相联关系 16603任务面位于六采区轨道北侧，整个任务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m234倾斜长度m374面积m287516第二节 煤层16603任务面开采煤层为16层煤，根据揭露的地质资料可知，本任务面煤层赋存稳定，均可采，平均全煤厚度0.85-0.95m。 详细情况见表二煤 层 情 况 表 表二煤层厚度m0.85-0.95煤层构造较简单煤层倾角2

4、0-70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画16煤煤层较稳定，呈黑色，玻璃光泽，半亮型亮煤，薄煤层状构造，含较多的黄铁矿小块；煤层倾角27，煤层厚度0.85-0.95m，普通为0.90m，为薄煤层，无夹矸，构造简单，属稳定煤层。附图1：16603任务面地层综合柱状图 比例 1：200第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶底板称号岩石称号平均厚度m岩 性 特 征根本顶泥岩17.05深灰色,致密贝壳状断口，底部显程度层理，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

5、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任务面煤层走向近南北，倾向西，呈倾向北西的单斜构造，倾角27，普通为5左右。根据揭露的地质资料可知，本任务面内断层较发育，16603运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，16603上资料道揭露一落差3.5米的逆断层，对任务面回采有一定影响，估计此断层沿走向方向上面延伸，在面内尖灭。任务面内普通为落差小于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，必需加强平安技术管理。二、其它地质构造及对回采的影

6、响本任务面无岩浆侵入体、河流冲刷带、岩溶陷落柱、溶洞等地质构造。附：任务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下煤开采时已证明不会对掘进及回采构成要挟。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

7、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，故也不会构成要挟。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2021年末，全矿井开辟动用面积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 m

8、3/h，仅表现为淋水，根据以上分析，任务面涌水水源主要为十下灰水，估计最大涌水量为30m3/h。估计水害要挟主要为下覆奥灰水，施工中应备好足够的排水设备，迎头及后路积水及时排除。同时还要留意上部采空区能否有部分积水。岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露，但应留意能否在维护煤柱中隐藏，以防止沟通下覆含水层，施工中必需严厉坚持“预测预告、有疑必探、先探后掘、先治后采的原那么。二、奥灰水对任务面的充水影响分析16603任务面下距奥灰顶平均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。奥灰水对任务面充水影响平安水头值的计算： P=TSM-CP式中：M隔水层厚度m取最小值5

9、8.81m) P平安水压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：任务面隔水层所能接受的奥灰平安水头值为518.1m水柱。根据我矿-345m程度2#放水钻孔测得奥灰水头高度为-80m，经计算，只需巷道标高在-598.1(-80-518.1=-598.1m)程度以上,正常情况下，下伏奥灰含水层对巷道无充水影响，16603回采任务面煤层底板最低标高为-312m，因任务面及两巷的标高远在-598.1m以上，因此，任务面不受下伏奥灰水影响。三、涌水量估计：正常涌水量：20m3/h

10、，最大涌水量：30m3/h。第六节 影响回采的其它要素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 储量及效力年限一、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、任务面效力年限任务面的效力年限可采推进度/设计月推进

11、度374m3.63080 4.3月第二章 采煤方法该任务面煤层平均厚度为0.9m，煤层倾角2 7，普通为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，采区巷道布置概略采区设计阐明书称号为，同意时间为：2021年11月。地质阐明书称号为，同意时间为2021年6月。本采区位于休城井田东南部，北以纬线3885600为界,东、南以井田边境为界，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。开辟大巷以-300m程度轨道巷道向南经-365m轨道下山向东布置六采区轨

12、道上山，皮带运输巷以-300m程度皮带运输巷经-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、任务面资料道任务面下资料道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。上资料道断面为矩形，宽3m，净高2.2m，净断面积6.6m2。两资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。资料道主要用于任务面的进风、运料、行人、备用物料的存

13、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上资料道为沿空留巷巷道，还将作为16605下资料道运用。三、采煤任务面运输巷任务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。运输巷主要用于任务面的回风和运煤,巷道内设置防尘管路、排水管路、平安监测设备和气动钻，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、刮板保送机。四、采煤任务面切眼巷道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断

14、面积5.0m2。其支护方式同资料道。附图6：任务面位置及巷道布置图 第二节 采煤工艺一、采煤工艺本任务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。本任务面采用炮采铲装工艺，回采工艺过程为：爆破落煤，移刮板保送机铲煤，可弯曲刮板保送机运煤，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任务面刮板保送机。3、运煤方式：任务面采用SGB-630/55BS型刮板保送机转载至运输巷SGW-620/40T型

15、刮板保送机，然后转载至吊挂式皮带保送机，经过六采区煤仓转载至14皮带巷保送机上，进入主井煤仓。三、炮眼布置图及爆破阐明1、炮眼布置图附图72、爆破阐明本矿井为低瓦斯矿井，爆破资料运用国产第二系列15段煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超越130毫秒，平安等级不低于二级的3#抗水煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管。运用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，并运用水炮泥。联线方式为串联，一次起爆10炮。分组装药，分

16、组爆破，必需一次装药，一次爆破，严禁一次装药，分次爆破。爆破平安间隔 不低于35m，爆破母线长度不得小于50m。3、装药构造表示图附图84、装药量计算表表六 装药量计算表 表五工程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.7.7275.4雷管用量个306306612炸药耗费定额公斤/万吨4409.54409.58819.1雷管耗费定额个/万吨9799979919598四、任务面正规循环消费才干任务面每天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，任务面面长按229m上面机尾留5m的煤垛，那么日产煤量 22

17、90.91.230.971.26906.8(吨)月产煤量906.83080%21763.2吨任务面正规循环消费才干：W = LShrC=2291.20.91.2697302.3吨式中：W任务面正规循环消费才干，t;L任务面平均长度，按229m；S任务面循环进尺，1.2m；h任务面设计采高，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1ZQS-50/300型手持式气动钻12部资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/

18、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：90dBA2FDI100D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 额定引迸发数：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刮板保送机三部其中任务面二部，运输巷转载一部任务面刮板保送机型 号：SGB630/55BS型 电机功率：55kW中间槽尺寸长宽：1500mm630mm.运输巷刮板保送机型号：SGW-620/40T 电

19、机功率：40KW2中间槽尺寸长宽：1500mm620mm2吊挂式皮带保送机一部型 号：SPJ800 /302 电机功率：30kW2运输才干：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：1120mm766mm7

20、27mm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，一部任务，一部备用。型 号：BRW80/20 额定任务压力：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)

21、Z额定电流：400A 数量：3 台用途：任务面、资料道、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:起动皮带保送机型号:QCZ-200额定电流:200A 数量:1台用途:起动中间巷刮板保送机型号:QJZ-160额定电流:160A 数量:2台用途:起开任务面刮板保送机3综合维护安装型号:ZxZ84额定电压：660v/127v 数量：3台用途：信号、照明综合维护4手提开关型号：QB1-40额定

22、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、任务面支护设计：采用类比法进展设计。1、任务面支护设计参数见表六 支柱阻力影响系数表 表六序号工程单位同煤层实测本面选取或估计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平常最大

23、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底板允许比压MPa2.52.58直接顶类型类 = 4 * ROMAN IV = 4 * ROMAN IV9老顶级别级10巷道超前影范围M20202、确定支护强度根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阅历计算支护强度Pj8hr81.02.620.8t/m2式中：Pj最大平均支护强度阅历计算值 h采高 取1.0m r顶板岩石容重 取2.6 t/m3确定任务面支护强度：20.8 t/m2选取二者中的大者P20.8t/m23、设计任务面支护密度支柱实践支撑才干计算Rt kgk

24、zkbkhkaR 0.990.950.91.01.030 25.4t式中：Rt支柱实践支撑才干 k支柱阻力影响系数 kg支柱任务系数 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支柱额定任务阻力 取30t 计算任务面支护密度n1P/Rt20.8/25.40.82根/m2式中： n1支护密度 根/m2 P任务面支护强度 20.8t/m2 Rt支柱实践支撑才干 25.4t/m2根据直接顶板选择支护密度根据消费技术条件，同煤层开采阅历和直接顶板情况，初步确定柱距：a0.75m，排距：b1.2m ，支护密度为n21/ab1

25、/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，确定能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任务面支护强度 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假设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

26、径D=30cm因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需求。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，配备一箱两泵，输液管路选用高压胶管，耐压27MPa以上。二泵站设置位置本任务面泵站安设在16603上资料道开门点顶板稳定、支架完好、不影响运输和行人的地点。三泵站运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，不得运用酸性水质。按要求进展定期检查、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任务面供液系统图 第二节 任务面

27、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 = 4 * ROMAN IV类完好类顶板。本任务面的顶板管理采用缓慢下沉法。一、正常任务时期顶板支护方式1、任务面采用“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、任务面正规支柱排距：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、任务面必需确保煤壁平直，伞檐长度不得大于1m，突出部分不得大于0.2m。5、支柱支设要求任务面应到达动态的质量规范化要求，确保“三直、一平、两畅通。支柱必需垂直于顶、底板支设，做到迎山有力，垂度适宜，且

28、支到实底，初撑力不低于90KN11.5MPa，柱、排距误差控制在+100mm范围内。一切支柱必需支设结实，严禁支柱支在浮煤、浮矸上，必需棵棵穿铁鞋并运用木楔，以确保支柱初撑力。4、采用三角回柱法，人工回柱。 回柱必需运用卸载手把，回柱人员要在有效支柱侧操作，打好护身柱。 回柱放顶时，必需每23人一组，一人回柱，一人察看顶板及支架情况，察看人除协助回柱外，不得兼做其它任务，严禁单人单独操作。回出的柱子及时打好密集、对柱。 回料必需按由下向上，由采空区向任务面的顺序进展，严禁提早摘柱和进入采空区内作业。 任务面分段回柱，分段间距不得低于15m，且同向回柱。开口和收尾必需选择在顶板较好、支架完好的平

29、安地点，并打上收尾支柱，做益处置任务。二、正常任务时期的特殊支护方式木垛遇断层时，断层上、下盘，压力集中区根据现场条件进展架设。木垛架设要四面见线，四角必需用木楔打实，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方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。任务面溜头、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好性。上面机尾支柱支设和任务面内一样对柱必需棵棵穿鞋。严禁摘掉对柱支设暂时柱。暂时支柱两切顶柱间支设密集一棵，作为备用支柱，

30、需支设贴帮柱、暂时柱时，可摘取密集柱支设。任务面需求到煤帮攉煤时，必需先掏出柱窝，打上暂时支柱，然后再进入煤帮任务，暂时支柱柱距1.5m，在断层顶板破碎处减少为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。任务面两机尾不留设超前硐三、回柱与其它工序平行作业的平安间隔 打眼与回柱平安间隔 不得低于15米。支柱与回柱间的间隔间隔 不得小于15米，支柱与推移保送机的间隔 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、初次来压严厉按本作业规程第七章平安技术措施的规定执行。任务面初次来

31、压和周期来压期间，应加强来压的预测预告任务。任务面及两巷一切单体支柱必需到达初撑力。亲密监视支护形状，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。任务面停采前必需编制停采措施，加强顶板管理。2、过断层及顶板破碎时的顶板管理本任务面内断层较发育，运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，上资料道揭露一落差为3.5米的逆断层，对任务面回采有一定影响，过断层时严厉按本规程第七章平安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、任务面资料道、运输巷的顶板管理1、资料道、运输巷的超前支护资料道、中间巷超前支护均采用单

32、体支柱配合铰接顶梁的方式进展支护，单体支柱与铰接顶梁均成前八后四正悬臂运用，柱距1.2m。下资料道及中间巷支护间隔 为20m，上资料支护间隔 为30m。 资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；任务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，随任务面的推进及时支设；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保送机溜槽沿，一排靠下帮刮板保送机溜槽沿，并留有不小于0.8m宽的人行道。 下材正巷关门柱要及时与任务面切顶排回齐，资料道关门柱严禁滞后切顶排，中间巷关门柱滞后切顶排的间隔 不得大于1.2m。 = 4 * GB3

33、上资料道留护巷煤垛，护巷煤垛两出口中心距为7m，煤垛尺寸为55m，导硐出口宽2.0米，高度为全煤高度。超前支柱必需棵棵穿鞋，一切支柱必需连锁，防止歪倒伤人。2、支护质量控制规范：支柱纵横成线，偏向不大于100mm。支柱要支到实底，到达迎山有力，单体支柱初撑力不低于90KN11.5MPa。一切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、任务面端头支护严厉按规程要求施工溜头超前硐，尺寸为：长深31.2m，超前硐尺寸必需规整、合格，硐内浮煤杂物清理干净，支护完好。 任务面溜头3m范围内支柱成组支设顺序为

34、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，正巷关门柱与滞后任务面切顶线回齐，关门柱间距不大于300mm，下资料道正巷关门柱要与任务面的切顶线对齐，严禁滞后切顶线。三、支护资料的运用数量和存放管理1、由验收员全面担任柱、鞋的日常管理任务，每班一清点，防止丧失。2、三巷的备用支柱全部立放，不准倒放、卧放，任务面损坏的柱、鞋及时外运上井。3、备用资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、支护完好的宽阔处，分类放置，实行挂牌管理，并由专人担任。资料存放地点必需保证有1.3m以上

35、宽度的人行道和必需的运输通道，并尽能够减少通风阻力。4、备用柱梁、鞋的数量：单体支柱175棵，铁鞋175个，粱子12个。附： 支护资料用量及耗费定额表七工程质量规定表表八 任务面支架布置平面图附图10 任务面支架布置剖面图附图11资料称号规格运用量(棵)备用量(棵)运用地点单体液压支柱DW2200 DW2500 12012超前及地质构造处DW12001630163任务面DW1000DW800铁鞋300mm1750175任务面及三巷柱帽300mm200mm100mm36036任务面及超前支护坑木木楔(0.30.10.08m)8100810任务面木垛料(1.20.20.2m)铰接顶梁DJB1200

36、/30012012超前支护支护资料用量及耗费定额表 表七工程小项称号单位质量规定规范备 注根本支架排 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，保证出口平安畅通。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

37、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任务面的矿压观测内容主要有：任务面及三巷超前支护范围内单体支柱任务阻力观测、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支柱任务阻力观测：在每个任务日的夜、早、中三班，由当班验收员担任，利用单体支柱测试仪，分别在任务面均匀布置4条观测线，溜头、溜尾各1条，任务面布置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任务阻力的变化情况及顶板高度。2顶板下沉量观测：用标志法在任务面上、中、下布置3条观测线，在循环前、循环后丈量任务面高度，算出循环下

38、沉量和下沉速度。2、巷道围岩变形观测：利用挪动观测站观测。在三巷超前任务面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形状。动态观测线的编号一直由煤壁起依次为1号、2号、3号、当1号观测线距煤壁缺乏1个循环的间隔 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，使其依然从煤壁起依次为13号。各观测线的间距及1号观测线至煤壁的间隔 ，在观测时必需做好记录。观测次数普通4h观测一次，当临近顶板来压时加密观测，观测时必需记录观测时间。3、支护质量监测每班由工区验收员对任务面和三巷支护质量进展丈量检查，每旬由消费处对任务面和

39、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，必需立刻落实整改。4、观测时间要求1任务面：观测老顶初次来压和六次周期来压。2三巷：观测至任务面推进100m止。第四章 消费系统第一节 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，任务面经过SGB-630/55BS刮板运输机运至运输巷SGW-620/40T刮板运输机，经过16603运输巷胶带保送机运出。二辅助运输设备及运输方式：任务面需用的资料、设备等物资，采用一吨矿车或叉车及JD-11.4KW、JD-25KW调度绞车，经过资料道运至任务面。二、移溜方式：任务面每隔4.5m安设一

40、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，弯曲段必需满足刮板保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，防止刮板保送机槽脱节。三、运煤道路16603任务面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、辅助运输道路地面副井井底车场-356轨道下山六采区轨道上山16603资料道任务面运输系统表示图附图12第二节 通防与监控系统一、通风系统一风量计算1、按气候条件或瓦斯涌出量计算Q采=Q根本K采高K采面长K温=3.2+4.4/20.90.7160111=143.6米3/分按

41、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/分最多任务人数按35人Q采=10A103.7537.5米3/分 N-最多任务人数 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：阅历算符合要求：那么Q采1442=288米3/分6、根据上述计算确定16603任务面实践需风量为Q采288米 3/分二通风道路

42、 付井井底车场356轨道下山六采区轨道巷16603下、上资料巷任务面16603运输巷六采区皮带巷-356皮带巷14皮带巷主井地面二、平安监测设备1、平安监测设备的型号、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上材挪动变电站处安装了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运用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

43、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，在二程度变电所设置KJ83N型监测系统分站，主机安设在地面调度室，以监控任务面CO涌出量和粉尘、温度的变化情况。系统参数如下：GTH500(B)型CO传感器任务环境：温度：040，相对湿度：9825时，大气压力：80 KPa110KPa，风速：08m/s，报警浓度：0.0024，防爆型式：矿用本质平安型GCG1000型粉尘浓度传感器任务环境：温度：040，相对湿度：95，大气压力：86KPa106KPa，丈量范围：0.1mg/m31000mg/m3，防爆型

44、式：矿用本质平安型 = 3 * GB2 GWD100型温度传感器任务环境：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：矿用本质平安型三、防治瓦斯 一、瓦斯检查瓦斯检查员严厉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：任务面风流、任务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任务面30m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。二、瓦斯监测加强对任务面瓦斯的监测，在距超前任务面煤帮不大于10m处安装平安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

45、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%，断电范围为任务面及其回风巷内的全部非本质平安型电气设备。平安监控设备的供电电源必需取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。撤除或改动与平安监控设备关联的电器设备的电源线及控制线、检修与平安监控设备关联的电器设备、需求平安监控设备停顿运转时，必需报告调度室，并制定平安措施后方可进展。瓦斯断电仪必需由专人进展维护，确保灵敏，传感器每隔十天调校一次。当瓦斯超限或报警时，应立刻切断电源，按规定安排撤人，并及时汇报调度室，查明缘由，进

46、展处置。三、防瓦斯措施1、爆破工、区队长、班长、流动电钳工下井必需携带便携式甲烷报警仪，随时检查瓦斯。检修设备时必需检查瓦斯。2、严厉执行瓦斯巡回检查制度、请示报告制度，发现问题及时进展处置。3、采煤任务面回风流中瓦斯浓度超越0.8%或二氧化碳浓度超越1.5%，必需停顿作业，撤出人员，采取措施，进展处置；采煤任务面及其它作业地点风流中瓦斯浓度到达0.8%时，停顿打眼，爆破地点附近20米风流中瓦斯浓度到达0.8%时，严禁装药爆破。4、采煤任务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到达1.5%时，必需停顿任务，切断电源，撤出人员，采取措施，进展处置。5、采煤任务面

47、及其它巷道内，体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度到达2.0%时，附近20m内的人员必需停顿任务，切断电源，撤出人员，立刻查明缘由，采取措施，进展处置；采煤任务面风流中二氧化碳浓度到达1.5%时停顿任务，撤出人员，立刻查明缘由，采取措施，进展处置。6、保证任务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，确保任务面上下隅角瓦斯浓度不超限。8、严厉执行“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任务面的防尘用水，分别由六采区轨道上山、六采区皮带巷到达16603任务面资料道及运输巷，供应三巷及任务面的防尘用水。运输

48、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。资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：任务面刮板保送机头、转载机头各一组自动喷雾头。带式保送机机头各设一组自动喷雾头。2、三巷防尘水幕：在运输巷距任务面煤壁50m处及运输巷刮板保送机头以里20m处，各安设一道水幕；在资料道中距任务面刮板保送机机尾50m处各安设一道水幕；运输巷刮板保送机机头前20m处、距带式保送机机头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

49、。三巷水幕均随任务面的推进而向外挪移。3、三巷煤尘清扫、冲刷：对任务面回风巷每七天清扫、冲刷一次，进风巷每旬清扫、冲刷一次，任务面及其它部位出煤前、出煤过程中应随时冲刷煤壁。4、任务面防尘：坚持湿式打眼，供水压力为0.2MPa-1.0Mpa,使排出的煤粉呈糊状。装药要坚持运用水炮泥;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，必需运用柱间喷雾即任务面每隔20m安设一道喷雾,喷嘴不少于2个,在任务面第一排支柱上平行煤壁架设,喷嘴垂直煤壁; 随爆破进程由溜头向溜尾逐个开启,爆破终了后封锁。喷雾压力不小于8.0Mpa.任务面必需进展煤层注水.5、煤层注水注水方式:采用短臂注水的方式进展

50、,即在煤层中部距底板0.5m处打平眼，眼深1.5m，眼距1.5m。注水设备:注水器、水压表、压力表和BZW型煤层注水泵注水方法:采用注水器对每一注水孔逐一进展,每部风煤钻配备多个注水器，随打随注,依次进展，注水时间不少于3.5min，以煤壁出“汗为规范。注水时的本卷须知注水人员必需熟练钻机、注水泵及配套设备的任务原理，掌握设备的操作要领和保养、维修。注水任务要坚持随谁打眼谁担任的原那么，防止重注或漏注。注水时，把注水器放置在距眼口不小于300mm的地方，先将放压阀封锁,再翻开水管截止阀,最后翻开进水阀,并留意压力表的压力情况,以便及时调理水压。注水时，将截止阀渐渐翻开，以防压力过大的将注水器顶

51、出，并在孔口处固定，孔口严禁站人，防止注水器甩出伤人。操作人员要集中精神，压力要根据煤层硬和孔内情况及时调整，均匀施压。注水封孔器安装必需结实，注水封孔器、高压管、防尘水管之间结合牢靠，严禁用铁丝或他物品替代衔接钢卡。注水终了后及时封锁进水阀，翻开放压阀时要缓慢翻开，并且严禁对人释放。在注水过程中，注水人员要留意煤壁的变化情况,防止煤壁折帮伤人.6、个体防护：进入任务面和回风侧一切人员应加强个体防护，佩戴防尘口罩。7、定期去除机电设备上的煤尘。三、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在资料道、运输巷均安装两组隔爆水棚。距任务面60-200m处安装第一组，此组随任务面推进及时向外挪移。2、隔爆水棚安装质量要

52、符合、和要求。3、资料道棚区长度20m，每棚间距1.6m，隔爆水袋40L/个。4、每处隔爆水棚水量为巷道断面200倍L，并经常检查，做到水袋齐全，水量充足。五、防治煤层自然发火技术措施一、综合防灭火措施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，加快任务面推进速度，使采空区自燃源难以构成。及时封锁采空区和废弃的巷道。严厉执行自然发火预测预告制度，发现异常及时采取措施进展处置。2、外因火灾的预防措施井下消防管路应齐全，胶带保送机巷每隔50m设置一个三通闸阀，资料道每隔100m设置一个三通闸阀；并备好消防支管。机电硐室、胶带保送机头前后两侧各20m巷道范围内，必需用不燃性资

53、料支护；易燃物品严禁乱扔乱放。运输巷刮板保送机机头、皮带运输机机头及乳化泵硐室处要各备有灭火器两个，防火沙不少于1m3。地面的消防水池必需经常坚持不少于200m3的水量，防水管路衔接要结实、完好，防止跑、冒、滴、漏景象的发生。严厉电器设备管理，坚持运用风动钻、照明信号综保，确保设备的防火、隔爆性能良好，消灭鸡爪子、羊尾巴、明接头，杜绝一切火源。井下发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立刻采取一切可行的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。在现场的区、队、班组长应根据火灾情况决议灭火，如无法灭火时应按照避灾道路，将一切能够受火灾要挟地域中的人员撤离。二、防灭火要求1、加强对浮煤的

54、清理及对火工品、棉纱、油脂类的管理。2、加强对机电设备的保养，假设电器设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只准运用不导电的灭火器材进展灭火。3、铲装煤前及任务过程中要坚持洒水灭尘，刮板保送机机头处要正常运用喷雾灭尘，防止煤尘飞扬。三、防灭火技术措施1、下井人员严禁携带烟草和点火物品，井下不得装配矿灯。2、各种电器设备要到达防爆要求，不合格的电器设备严禁运用。3、机械传动部位要定期加油，防止部件磨损过热。4、爆破时运用煤矿许用平安炸药，并按规定运用水炮泥，严禁放糊炮、明电爆破及多母线爆破。5、任务面的浮煤要及时清理干净，任务面终了后要及时封锁。附：平安监测系统布置图图13通风系统图图14防

55、尘系统图图15第三节 排水系统一、设备选型16603任务面的主要含水层为16煤层上部十灰，表现为顶板淋水，与其它含水层无直接补给关系，估计本任务面最大涌水量为30m3/h，正常涌水量20m3/h。由于资料道及运输巷部分低洼处积水时，用5.5kw排水泵将水排至六采区轨道巷，流入二程度泵房，排至井底水仓，再排至地面。排水设备选用QBK40/25-5.5型潜水泵，流量40m3/h，扬程25m，数量8台。二、排水系统道路 = 1 * GB3 任务面16603资料道六采区轨道二程度水仓井底水仓地面 = 2 * GB3 任务面16603运输巷六采区轨道二程度水仓井底水仓地面三、防治水措施1、要定期对水害进

56、展预测预告。各积水处安设好潜水泵，敷设好管路，及时排除积水。2、配备足够的排水设备并敷设好管路，防止随着任务面推采，顶板缓慢下沉导致裂隙增大或其它缘由而引起的涌水量忽然增大景象的产生。3、任务面开场推采后，每班设专人察看顶板，如顶板有淋水、采空区有滴水或其它出水预兆时，应立刻停顿推采并向调度室汇报。4、一切施工人员必需熟习出水预兆，并掌握避水道路，遇有以下出水预兆时，必需停顿作业，采取措施，并立刻向调度室报告，发出警报，撤出一切受水要挟地点的人员。出水预兆主要有：任务面挂红、挂汗、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。5、如有水害出现

57、时，班组长要冷静冷静，组织好一切人员，按照避水道路进展撤离。附图：排水系统表示图附图16第四节 供电系统一、供电概略：16603上资料道全长370米，下资料道全长360米，运输巷长400米，切眼长均为120米。该任务面为炮采任务面，采用SGB630/55BS型刮板保送机两部 各120 米、SGW620/240型刮板保送机120米一部、SPJ-800/230型皮带机 280米一部运输；任务面液压系统采用BRW80/20型乳化泵两泵一箱；额定电压均为660V，为满足供电要求，确保供电质量，需在16603上资料道安装KBSGZY-500/6/0.96挪动变电站一台，详细负荷分配及电缆敷设情况如下：路

58、 上资料道挪动变电站电源线：MYJV22325载流量125A 二程度变电所16603上资料道配电点路 任务面刮板保送机电源线：MY370+125载流量215A其走向为16603上资料道挪动变电站任务面平运溜子配电点切眼溜子配电点路 集运皮带机电源线：MY325+110载流量104A 其走向为16603上资料道挪动变电站16603 集运皮带配电点路 资料道设备电源线 MY325+110载流量104A其走向为16603上资料道挪动变电站乳化泵配电点序号设备称号规格型号数量额定容量额定电流额定电压1切眼溜子SGB630/55BS255KW63.256602平运溜子SGW620/40T1240KW24

59、56603平运皮带机SPJ800/2301230KW233.26604乳化泵BRW80/20型137KW40.46605调度绞车JD-1411.4KW413.76606调度绞车JD-2425KW4286607安装总负荷：432.6KW二、任务面负荷情况如下：三、供电系统设计计算：1、确定挪动变电站的容量P=PeKx/ CosJP：挪动变电站供电容量KVAPe：用电设备额定总容量Kx:需用系数，对于炮采任务面取0.5CosJ：用电设备的功率因数的加权平均数，炮采任务面可取0.6P=PeKx/ CosJ552+402+302+37+411.4+4250.5/0.6329.7KW思索到备用系数，应选

60、用一台容量500KVA挪动变电站供任务面负荷用电。去挪动变电站高压电缆按挪动变电站所供最大负荷时选择电缆截面Ssm552+402+302+37+411.4+425432.6KWZmSsm/ 432.6/641.6A由于供电间隔 远，为确保供电质量，初选用MYJV223252高压铠装电缆，其允许载流量为125A。按接续允许电流校核：25mm2高压铠装电缆允许载流量为：1250.85106.2A根据公式KIpIa得1106.241.6A合格式中：K：环境温度不同时载流量的校正系数Ip：电缆允许载流量Ia：经过电缆的最大继续任务电流A2、确定各路低压电缆截面挪动变电站至任务面刮板保送机，其负荷为19