潤宏煤業(yè)1301下分層綜采工作面作業(yè)規(guī)程

晉煤集團澤州天安公司潤宏煤業(yè)1301下分層綜采工作面作業(yè)規(guī)程編制單位編制人編制時間1301下分層綜采工作面作業(yè)規(guī)程初審、預審記錄初審初審意見預審預審意見1301下分層綜采工作面作業(yè)規(guī)程會審記錄會審人員簽字生產(chǎn)部機電部通風部調(diào)度部安全部地測部副總工程師生產(chǎn)經(jīng)理機電經(jīng)理通風經(jīng)理安全經(jīng)理總工程師會審意見目錄第一章概況6第一節(jié)工作面位置及井上下關系6第二節(jié)煤層6第三節(jié)煤層頂板底板7第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造7第五節(jié)水文地質(zhì)7第六節(jié)瓦斯8第七節(jié)影響回采的其他質(zhì)情況8第八節(jié)工作面可采儲量8第二章采煤方法9第一節(jié)巷道布置9第二節(jié)回采工藝9第三節(jié)頂板管理支護11第四節(jié)機電設備配備14第三章頂板控制18第一節(jié)支護設計19第二節(jié)工作面頂板管理23第三節(jié)運輸巷、回風巷及端頭控制25第四節(jié)礦壓觀測30第四章生產(chǎn)系統(tǒng)32第一節(jié)運輸系統(tǒng)32第二節(jié)通風系統(tǒng)33第三節(jié)供電系統(tǒng)44第四節(jié)通訊照明45第五章勞動組織和主要技術經(jīng)濟指標45第一節(jié)勞動組織46第二節(jié)作業(yè)循環(huán)46第三節(jié)主要技術經(jīng)濟指標47第六章煤質(zhì)管理48第七章安全技術措施49第一節(jié)安全規(guī)定49第二節(jié)頂板管理、割煤、移架、推移溜54第三節(jié)防治水65第四節(jié)爆破及爆破器材管理65第五節(jié)一通三防及安全監(jiān)控66第六節(jié)安全設施及安全管理70第七節(jié)工作面運料及材料管理71第八節(jié)運輸72第九節(jié)機電75第十節(jié)其它92第八章應急措施及避災路線93第九章初采安全技術措施96第一章概況工作面位置及井上下關系工作面位置及井上下關系，見表11水平名稱630采區(qū)名稱一盤區(qū)地面標高9651020井下標高600630地面相對位置車郭莊村以西，地面為高山丘陵，無任何建筑物回采對地面設施的影響因地面為高山丘陵，無其它地面建筑設施，回采后不會造成太大影響。井下位置及相鄰關系東1101皮帶運輸大巷南2106運輸大巷西晉煤集團寺河礦井北13021巷表11工作面位置及井上下關系表附圖采掘工程平面示意圖第二節(jié)煤層本工作面開采煤層為3煤層，通過地質(zhì)資料分析，煤層賦存穩(wěn)定，具體見表12表12煤層情況表煤層厚度/M35煤層結(jié)構(gòu)簡單煤層傾角（）13開采煤層3煤種無煙煤穩(wěn)定程度穩(wěn)定煤層情況描述本工作面為3煤層灰黑黑色，以亮煤為主，次為鏡煤、暗煤，鏡煤多呈透鏡狀或薄層狀，似金屬光澤，條帶狀結(jié)構(gòu)，層狀構(gòu)造，參差狀、階梯狀斷口，條痕為灰黑色，內(nèi)生裂隙較發(fā)育，質(zhì)堅硬，性脆易碎，據(jù)寺河精查地質(zhì)報告，其視密度值為145T/M3，宏觀煤巖類型為光亮型煤。該工作面煤層傾角為13，平均為15，煤層總厚度平均375M（上分層已采25M），穩(wěn)定可采。第三節(jié)煤層頂?shù)装骞ぷ髅婷簩禹數(shù)装迩闆r見表13表13走向長度/M402M傾斜長度/M83103面積/40151頂?shù)装迕Q巖石名稱厚度M巖石特性老頂中粒砂巖613淺灰色，層理發(fā)育，致密堅硬。直接頂砂質(zhì)泥巖415深灰色，夾煤線，砂質(zhì)呈不均勻狀分布。偽頂炭質(zhì)泥巖0015黑色，不穩(wěn)定，隨采掘脫落。直接底砂質(zhì)泥巖1200灰黑色、局部見層理，質(zhì)較堅，上部夾02米泥質(zhì)灰?guī)r，可見植物化石碎片。第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造本工作面煤層穩(wěn)定，總體呈一單斜構(gòu)造，煤層傾角平均15左右，切眼處煤層平緩。附圖綜合柱狀示意圖第五節(jié)水文地質(zhì)情況一、本工作面地表為高山丘陵地帶，溝谷發(fā)育，排水能力較強；回采過程中會出現(xiàn)地表塌陷產(chǎn)生裂隙，地表水將沿裂隙下滲至工作面，造成工作面涌水增大。因此回采時，應加強水文地質(zhì)觀測并根據(jù)需要制定地表水防滲措施。二、在工作面回采前應及時制定工作面防治水方案，嚴格按照防治水方案安排排水系統(tǒng)，保證其正常工作。第六節(jié)瓦斯根據(jù)瓦斯地質(zhì)說明書提供的數(shù)據(jù)“1301下分層綜采放頂煤工作面煤層原始瓦斯含量狀況工作面瓦斯含量為910M3/T”；取最大值則1301下分層綜采放頂煤工作面瓦斯含量值為10M3/T。按礦井生能力45萬噸/年；工作日330天/年；則日產(chǎn)量4500003301363噸/天。根據(jù)AQ10262006煤礦瓦斯抽采基本指標要求“10012500噸之間采煤工作面回采前煤的可解析瓦斯量必須7M3/T”，抽放量原始瓦斯含量殘余量可解吸指標量根據(jù)我礦煤體瓦斯殘存瓦斯含量約324M3/T的實際情況，則1301下分層綜采放頂煤工作面需抽放量為0M3/T（WC103247024M3/T）；即1301下分層綜采放頂煤工作面不需要進行瓦斯抽放。綜上所述，1301下分層綜采放頂煤工作面最大瓦斯可解析量應為7M3/T，根據(jù)工作面最大生產(chǎn)能力1500T/D計算得出最大絕對瓦斯涌出量為QCH471500/1440729M3/MIN。第七節(jié)影響回采的其他地質(zhì)情況1）、涌水情況預計本工作面正常涌水量為1020M3/H，最大涌水量為50M3/H。2）、煤塵無煤塵爆炸危險3）、煤的自燃無4）、地溫12165）、蓋山厚度325590M6）、地壓1724MPA第八節(jié)工作面可采儲量工作面可采儲量下分層走向可采長度傾斜長度設計采高煤的容重回采率（200833814520210338145）098206107060982019849188（噸）2020（萬噸）第二章采煤方法第一節(jié)巷道布置一、采區(qū)設計、采區(qū)巷道布置情況該工作面巷道布置是以3煤層采掘工程平面圖為依據(jù)，采用雙巷布置方式。13011巷（下）為工作面進風兼皮帶巷，13012巷（下）為工作面輔助運料兼作回風巷，兩巷道均沿煤層底板布置。二、巷道形狀與斷面規(guī)格1301下分層綜采工作面回采巷道形狀均為梯形，規(guī)格如下13011巷為進風巷，規(guī)格為凈上寬35M，下寬42M,凈高26M，沿煤層底板布置掘進。13012軌道順槽為進風巷，規(guī)格為凈上寬35M，下寬42M，凈高26M，沿煤層底板布置掘進。三、巷道支護材料與支護形式工作面13011巷（下）、13012巷（下）巷采用工字鋼梁支護，巷道斷面及支護形式詳見1301下分層綜采放頂煤工作面巷道支護設計斷面圖。四、停采位置工作面停采線距1101皮帶運輸巷95M。附圖工作面位置及巷道布置圖附后。第二節(jié)回采工藝一、工藝順序割煤拉架（推前部溜清煤）拉后部溜放頂煤二、主要工序1割煤采煤機在機頭（機尾）采用斜切進刀割三角煤自開缺口，而后由機頭（機尾）向機尾（機頭）正常割煤。2拉架一般正常情況下，距采煤機后滾筒69M開始拉架，如遇到頂板破碎時，應超前拉架，及時支護頂板。3推前部溜拉架之后開始推前溜，推前部溜距采煤機應不小于15米，推溜時必須保證工作面溜子正常運行，嚴禁出現(xiàn)急彎，溜子彎曲段不少于10個架，溜子水平轉(zhuǎn)角不大于10。以保證機組滾筒割不住溜槽，頂溜子機頭、機尾時，必須停機進行。拉架及頂溜完成后，支架手把必須打到零位。4放頂煤放頂煤前應先調(diào)整后部溜，使溜子處于有利于放煤的工作狀態(tài)。初放頂煤在工作面支架頂梁末端推出3個循環(huán)后，采用預裂爆破的方法對頂板進行弱化處理。正常放頂煤采煤機每割一刀煤（06M）放頂煤一次。放頂煤順序排頭架、排尾架不放煤。放煤順序采用多輪順序分段均勻放煤，由兩人同時操作時，兩人間距不小于5個支架。每架放煤都要均勻放出，放煤時出現(xiàn)矸石就立即關閉放煤口停止放煤。末采放頂煤工作面在距停采線15米時停止放頂煤。5清煤滯后放頂煤35節(jié)溜槽開始清浮煤。清理后的工作面浮煤厚度2平方米范圍內(nèi)平均不超過30毫米，且保證正常推拉后部溜。6拉后部溜清凈浮煤后，拉后部溜，滯后清煤23節(jié)槽。第三節(jié)頂板管理及支護一、工作面頂板管理方法本工作面是放頂煤工作面，采用自然全部跨落法管理頂板。二、支護情況1機頭支架布置情況（端頭支護采用懸移支架進行支護，改正，李衛(wèi)華）機頭采用兩架ZFG4000/17/28型排頭架和DW3130/110型液壓單體柱相結(jié)合方式進行支護，排頭架滯后工作面支架距離不大于800MM。前后溜子機頭靠排頭架外側(cè)100200MM架設R1504000MM的紅松圓木梁帶小平面的對接抬棚支護，靠對接抬棚外側(cè)架設45米型鋼梁抬棚,隨工作面推進前移，在前溜機頭靠煤壁側(cè)、后溜機頭靠老塘側(cè)及前后溜機頭間走向抬棚和巷道棚梁交叉點下打點柱支護。煤壁至切頂柱煤柱側(cè)在兩排鋼梁中間套設木棚下緊靠煤幫距轉(zhuǎn)載機150MM打點柱支護。切頂滯后轉(zhuǎn)載機機尾兩排鋼筋梯，在兩排鋼筋梯間木棚下打密集點柱及兩根不小于750的迎山戧柱，柱距不大于400MM（靠煤柱側(cè)第一、二根柱距500MM），兩根戧柱間距1000MM，戧柱要打?qū)崱⒋蚶巍?進風巷超前支護布置情況進風巷超前支護采用在兩架鋼梁中間套設木棚，頂板不平時，構(gòu)頂支護，棚梁規(guī)格為R1503500MM的紅松圓木梁帶小平面，棚腿使用DW3130/110型液壓單體柱，單體柱緊靠巷幫支設。套棚距離從工作面煤壁算起，保證兩個生產(chǎn)班超前支護距離班班不少于30米，然后在所有棚梁下，工作面煤柱側(cè)距轉(zhuǎn)載機150MM處打一根液壓單體柱，組成一梁三柱，距工作面煤壁15M范圍內(nèi)，在煤幫側(cè)距煤幫800MM范圍處所有木梁下打一單體柱，組成一梁四柱，柱子要用10鐵絲與頂網(wǎng)聯(lián)好。隨循環(huán)推進，將影響割煤的工作面?zhèn)葐误w柱逐根回掉，不能提前回收，移過前后溜機頭后及時補上空缺的點柱。煤柱側(cè)單體柱一直延伸到和排頭架頂線相齊，頂出轉(zhuǎn)載機后，回收切頂單體柱時，然后由排頭架側(cè)向煤柱側(cè)逐根回收，最后回戧柱，并在轉(zhuǎn)載機機尾兩排鋼梁間木梁下補齊密集柱和兩根戧柱。破碎機大輪處無法打點柱時，可在該處架抬棚支護，移轉(zhuǎn)載機前將大輪前方單體柱回掉一根，移過轉(zhuǎn)載機后及時補上空缺的點柱。3機尾支架布置情況（機尾端頭采用單體柱加“”型鋼梁支護，改正，李衛(wèi)華）機尾采用兩架ZFG4000/17/28型排尾架和單體柱相結(jié)合方式進行支護，排尾架滯后工作面支架，滯后距離不大于800MM。當機尾支架與煤柱間空間超過800MM時，應在所套棚下打點柱，排距800MM，柱距不大于700MM，支架旁邊溜子機尾單體柱必須離開溜子機尾和支架100200MM，支護強度不夠時，要及時加密點柱或架抬棚支護，但必須保證安全出口大于800MM?；厥兆詈笠慌胖鶗r，必須先在倒數(shù)第二排木梁下打兩根不少于750的迎山戧柱，戧柱要打?qū)?、打牢，然后回柱放頂拉排尾架?回風巷超前支護布置情況檢修班在機尾支架前方巷道內(nèi)，在兩排鋼梁中間套設木棚，頂板不平時，構(gòu)頂支護，棚梁規(guī)格為R1503000M的紅松圓木梁帶小平面，棚腿使用DW3130/110型液壓單體柱，單體柱緊靠巷幫支設。，其套棚距離從工作面煤壁算起，保證兩個生產(chǎn)班超前支護距離班班不少于30米，然后在靠煤柱側(cè)距煤幫柱800MM處所有棚梁下打一根單體柱組成一梁三柱。在距工作面煤壁15M范圍內(nèi)，在靠工作面?zhèn)染嗝簬椭?00MM范圍處所有木梁下打一單體柱，組成一梁四柱，柱子要用10鐵絲與頂網(wǎng)聯(lián)好。隨循環(huán)推進，將影響割煤的工作面?zhèn)葐误w柱逐根回掉，不能提前回收，煤柱側(cè)單體柱回收到與排尾架掩護梁中部相齊，先回柱，后打木點柱支護，再拉架，巷道中部的單體柱移機尾前回收掉，不能提前回收，保證機尾支護完好，不能影響設備正常運行。三、初、末采的頂板管理1初采初放頂板管理及安全措施（1）在工作面切眼靠近煤幫側(cè)鋪設刮板輸送機，溜子要鋪直、鋪平、墊實。（2）推移工作面刮板輸送機到煤幫，使溜子內(nèi)側(cè)槽幫距煤壁20CM。（3）機組向機頭方向牽引正常割煤，正常支護。（4）做好初次放頂前的一切準備工作。（5）設專人觀察頂板，回出的柱梁要在指定地點擺放整齊。（6）放頂時，帶班礦長、隊長、安全員、班組長要現(xiàn)場指揮。（7）全體操作人員必須聽從指揮，服從安排，嚴格執(zhí)行安全措施（初次放頂前根據(jù)實際情況制定專項的初采初放措施）。2末采放頂?shù)捻敯骞芾砑鞍踩夹g措施（1）工作面推進至距離停采線5M時，停止放頂煤。工作面推進至停采線時清理好安全出口，使之暢通。首先把工作面不用的設備回收，而后由工作面機頭開始向機尾回撤支架。（2）工作面全部設備撤出后，封閉兩個順槽口，順槽口密閉應在順槽內(nèi)距采區(qū)運輸巷不大于5M。（3）帶班礦長、隊長、安全員、班組長現(xiàn)場指揮。（4）全體操作人員必須聽從指揮、服從安排、嚴格執(zhí)行措施。（5）末采放頂后通風科負責及時調(diào)整通風系統(tǒng)（末采放頂前，根據(jù)實際情況制定專項安全措施）。第四節(jié)設備配置一、機電設備配備表（1）MG160/380WD型采煤機型雙滾筒聯(lián)合采煤機技術特征表（2）ZF3800/16/26型支架技術特征表（3）ZFG4000/17/28型支架技術特征表（4）DTL80/40/240型皮帶運輸機技術特征表（5）SGZ630/220型工作面刮板運輸機技術參數(shù)表（6）SZZ730/110型轉(zhuǎn)載機技術參數(shù)（7）PLM1000型破碎機技術參數(shù)表（8）BRW315/315型乳化液泵技術參數(shù)表（1）MG160/380WD型采煤機項目技術參數(shù)項目技術參數(shù)采高范圍1828M機組高度1140適用傾角35下切深度320截深600供電電壓1140V最大采高2980截割功率2160KV兩臂回轉(zhuǎn)中心距6200配套滾筒直徑1600噴霧方式內(nèi)、外冷卻方式水冷（2）ZF3800/16/26型支架項目參數(shù)項目參數(shù)初撐力3206KN移架步距06M工作阻力3800KN泵站壓力315MPA支架高度1626M操作方式本架操作支護寬度143160M最大控頂距4480M支護面積522最小控頂距3480M平均支護強度72797KN/M2對底板的平均比壓119MPA最小梁端距0388M安全閥額定開啟壓力3733MPA中心距15M（3）ZFG4000/17/28型支架項目參數(shù)項目參數(shù)初撐力3206KN移架步距06M工作阻力4000KN泵站壓力315MPA支架高度1728M操作方式本架操作支護寬度143160M最大控頂距4797M支護面積570最小控頂距3797M平均支護強度70231KN/M2對底板的平均比壓14MPA最小梁端距0393M安全閥額定開啟壓力393MPA中心距15M（4）DTL80/40/240型皮帶運輸機項目參數(shù)項目參數(shù)輸送能力400T/H張緊電機功率4KW皮帶速度2M/S張緊電機電壓660/1140V帶寬800張緊繩速767M/S儲帶長度50100M卷帶電機功率4KWH架高度1000卷帶電機電壓660/1140VH架寬度1600卷帶繩速042M/S電機功率240KW機頭調(diào)高架長27M供電電壓660/1140V機頭外形尺寸418324951665轉(zhuǎn)速1470RPM機尾外形尺寸162801620676傳動滾簡直徑500（5）SGZ630/220型工作面刮板運輸機項目參數(shù)項目參數(shù)輸送量450T/H刮板鏈型式中雙鏈刮板鏈速度10M/S鏈環(huán)規(guī)格2286C（）電機功率2110KW刮板鏈間距100M電機型號YBS110A中部槽型式整體鑄焊封底溜槽減速器減速比29362中部槽規(guī)格1500590252（）中部槽間連接形式啞鈴牽引方式齒輪銷軌式（6）SZZ730/110型轉(zhuǎn)載機項目參數(shù)項目參數(shù)機頭高度1629電機功率110KW機頭最大寬度2083電機型號YBS110A總長度40M供電電壓660/1140V輸送能力600T/H減速器型號JS110皮帶可伸縮長度12M（7）PLM1000型破碎機項目參數(shù)項目參數(shù)破碎能力1000T/H電機型號YBS110A外形尺寸354018741710電機功率110KW機身重量141866KG電機轉(zhuǎn)速1475R/MIN最大輸入塊度700（寬）700（高）破碎錘頭沖擊轉(zhuǎn)速20M/S轉(zhuǎn)動慣量890KG破碎主軸轉(zhuǎn)速370R/MIN（8）BRW315/315型乳化液泵項目參數(shù)項目參數(shù)進口壓力常壓曲軸轉(zhuǎn)速650R/MIN公稱壓力315MPA電機轉(zhuǎn)速1480R/MIN公稱流量315L/MIN電機功率200KW柱塞直徑45MM工作液乳化液柱塞行程66MM總重量45T外形尺寸（）3380（長）1235（寬）1360（高）卸載閥恢復工作壓力卸載閥調(diào)定壓力的7585安全閥出廠調(diào)定壓力347362MPA卸載閥出廠調(diào)定壓力315MPA第三章頂板控制第一節(jié)支護設計一、液壓支架選型設計1液壓支架的選型結(jié)合我國架型選擇要求和潤宏煤業(yè)的實際情況，工作面中間支架采用ZF3800/16/26型液壓支架，排頭、排尾支架采用ZFG4000/17/28型液壓支架。2支架說明書排頭架ZFG4000/17/28型支架技術特征為初撐力3206KN工作阻力4000KN支架高度1700/2800MM支護強度055MPA支護寬度1430/1600MM中心距1500MM支護面積78075M2對底板平均比壓14MPA泵站供液壓力315MPA最大控頂距5205M最小控頂距4605M支護形式即時支護操作方式本架操作中間架ZF3800/16/26型支架技術特征為初撐力3206KN工作阻力3800KN支架高度1600/2600MM支護強度060064MPA中心距1500MM支護面積63對底板平均比壓119MPA泵站供液壓力315MPA最大控頂距4468M最小控頂距3868M支架重量12T支護形式即時支護操作方式本架操作本工作面端面距規(guī)定為不大于340MM，超過規(guī)定要在支架前梁上支設板梁。附圖1301綜采工作面支架布置（包括機頭、機尾超前支護布置）平面示意圖附后3支架支撐高度的確定最大高度HMAXHMAXS1S338031823M式中HMAX煤層最大高度，取38M；（回采上分層時探底眼最長38M）S1偽頂或浮煤冒落高度，一般取200300MM；S3放頂煤冒落高度，取18M。最小高度HMINHMINS2AB240020050502100MM21M式中HMIN開采高度取2400MM；S2頂板最大下沉量，一般取200MM；A支架移架時所需最小降架量取50MM；B浮煤厚度按50MM計算。4支架支護強度計算根據(jù)支架支護強度估算法PNHL（68）242573700849344T/M2。取50T/M2，即050MPA。式中N支架載荷相當采高巖重倍數(shù)。中等穩(wěn)定頂板以下取N68；H采高，取24M；L頂板巖石容重，取257T/M3。5支架工作阻力確定中間架ZF3800/16/26型F18MS1G8252722（34815）98278493KN3800KN排頭、排尾架ZFG4000/17/28型F28MS2G8252722（379715）98303862KN4000KN式中F1工作面中間架上覆巖層所需工作阻力；KNF2排頭、排尾架上覆巖層所需工作阻力；KNS1中間架最小控頂距時的護頂面積；M2S2排頭、排尾架設計支護面積；M2初撐力驗算根據(jù)工作面頂板巖性及相鄰工作面回采經(jīng)驗，為使相鄰支架錯差不超過頂梁高的2/3,從而達到整體支護要求，支護頂板所需初撐力取不低于質(zhì)量標準化中規(guī)定值30MPA的80，即30MPA8024MPA。F初4D2/4241064314022/42410630144KN3206（KN）式中D工作面所用兩種支架立柱油缸直徑；M底板比壓的計算該面直接底為砂質(zhì)泥巖，該底板允許的抗壓強度為665MPA，大于支架對底板的比壓119MPA、14MPA，故本工作面所選支架的底板比壓性能滿足要求。經(jīng)過對所選支架的支護強度、工作阻力、初撐力、底板比壓的驗算，所選支架滿足支護要求ZFG4000/17/28型型排頭、排尾架以及ZF3800/16/26型中間架，其技術參數(shù)見下表。61301下分層綜采放頂煤工作面共設計最多配套了71個支架，其中排頭、尾架共4架，支撐高度170280M，該種排頭支架采用單架式，減輕了支架重量，便于移架，采用正四連桿式結(jié)構(gòu)，既留有行人空間，又滿足前、后溜機頭布置空間，結(jié)構(gòu)設計合理。中間架124架，支撐高度1733M，每個支架均采用手動控制閥進行控制。二、乳化液泵站1泵站型號、數(shù)量1301工作面配乳化液泵型號為BRW200/315A，2臺。2泵站設備位置泵站位于改造巷與煤庫的聯(lián)絡貫內(nèi)。3泵站使用規(guī)定開泵前，應首先檢查齒輪箱和滴油池里油質(zhì)、油位是否符合標準，泵體各部位螺絲是否緊固，各管路連接是否正常，乳化液配比是否達到標準，確保無誤后方可送電開機。開泵時，要首先點動試車2次，無其它異常情況后，再啟動持續(xù)開泵。司機嚴禁離開崗位，如果離開則必須停止設備運轉(zhuǎn)。液壓泵運轉(zhuǎn)過程中，不能出現(xiàn)竄、漏液現(xiàn)象。泵站壓力不低于315MPA，壓力表必須完好，指示準確。泵站管路必須懸掛整齊，磨損嚴重的管路應及時更換，更換管路時要護好管頭，防止雜物進入泵體。乳化液配比濃度達到35，使用專用油桶和油抽子，液箱上必須使用過濾網(wǎng)。更換管路或檢修泵體時，必須要從開關上停電掛牌，并對系統(tǒng)卸載之后再進行處理。泵站在運轉(zhuǎn)過程中，若出現(xiàn)異常聲音，震動較大，壓力、溫度持續(xù)升高或打壓不正常等特殊情況，應該立即停泵檢查，認真分析處理。工作面頂板管理一、頂板支護1工作面支護工作面布置67架ZF3800/16/26型綜采支架，4架ZFG4000/17/28型端頭支架，共計71架支架，支護工作面頂板。工作面支架的中心距為1500MM，最大控頂距為4468MM，最小控頂距為3868MM，端面距不大于340MM。2端頭支護端頭采用兩架ZFG4000/17/28型排頭架和DW3130/110型液壓單體柱相結(jié)合方式進行支護，前后溜子機頭靠排頭架外側(cè)100200MM架設R1504000MM的紅松圓木梁帶小平面的對接抬棚支護，靠對接抬棚外側(cè)架設45米型鋼梁抬棚,隨工作面推進前移，在前溜機頭靠煤壁側(cè)、后溜機頭靠老塘側(cè)及前后溜機頭間走向抬棚和巷道棚梁交叉點下打點柱支護。二、初次放頂及步距放頂1初次放頂工作面初采措施附后。2步距放頂工作面參數(shù)及頂板巖石性質(zhì)。3煤層1301工作面走向長400M，傾向186M本工作面為3煤層灰黑黑色，以亮煤為主，次為鏡煤、暗煤，鏡煤多呈透鏡狀或薄層狀，似金屬光澤，條帶狀結(jié)構(gòu)，層狀構(gòu)造，參差狀、階梯狀斷口，條痕為灰黑色，內(nèi)生裂隙較發(fā)育，質(zhì)堅硬，性脆易碎，據(jù)寺河精查地質(zhì)報告，其視密度值為145T/M3，宏觀煤巖類型為光亮型煤。該工作面煤層傾角為13，平均為15，煤層總厚度平均375M（上分層已采25M），穩(wěn)定可采。根據(jù)頂板巖石性質(zhì)以及已采的1301上分層工作面礦壓觀測結(jié)果，確定直接頂初次放頂步距為16M范圍內(nèi)；老頂初次垮落步距在3035米范圍內(nèi)；老頂周期來壓步距在1520米范圍內(nèi)。三、特殊時期的頂板管理（一）來壓及停采前的頂板管理1工作面初次來壓前必須編制專門安全技術措施。2工作面初次來壓和周期來壓期間,應加強來壓的預測預報。3工作面支架初撐力不低于315MPA，安全閥開啟壓力349MPA，軌道、運輸順槽除端頭對梁支柱要求初撐力不低于1146MPA外,其它單體支柱初撐力也不得低于1146MPA，安全閥開啟壓力20MPA；特別注意工作面中部、兩端頭支架的初撐力及支架狀態(tài),確保整體支護強度，預防冒頂。4加強上、下端頭頂板管理,打好密集柱，柱距03米，排距06米，并拴齊防倒繩。5工作面末采時要編制專項末采措施，加強頂板管理。工作面推進至停采線時，將工作面頂幫支護好，工作面浮煤清理干凈。工作面回撤設備時，首先把工作面進風設備及工作面溜子回收，而后由工作面機頭側(cè)向工作面機尾側(cè)回撤支架。工作面每撤一個支架在所撤支架處打兩根木點柱，每撤四個支架在已回撤的支架空間打一個木垛或在煤幫側(cè)支設不小于2米的斜撐木柱，以維護撤架空間，保證通風。如果通風效果不良，則應配備風機向工作面回撤支架作業(yè)點供風。6工作面全部設備撤出后，封閉兩個順槽口，順槽口密閉應在順槽內(nèi)距運輸巷及回風巷不大于5M頂幫完好、支護有效的地段。第三節(jié)運輸巷、回風巷及端頭頂板控制一、工作面超前和端頭頂板支護1運輸順槽三排超前支護為一排緊靠轉(zhuǎn)載機靠人行道側(cè)支設（順槽轉(zhuǎn)載機靠西幫側(cè)安設），另兩排分別支設在運輸順槽東、西兩幫側(cè)距原支護柱腿不大于02米處保持行人通道不小于08米，三排保持平行，各自成一直線?；仫L順槽三排超前支護為兩排分別支設于距原順槽支護柱腿03米處，中間一排支設于巷道中線處，三排保持平行，各自成一直線。工作面兩順槽的超前支護采用DW3130/110型單體液壓支柱配合28M型鋼梁支護。超前支護的支設方法A、替換鋼棚將順槽原鋼棚替換為木梁加單體液壓柱組成的支架，每次替換長度以34架為宜，遵循先支后撤的原則。即在所要替換的鋼棚附近支設木梁加液壓柱組成的支架控制頂板后，撤除原鋼棚（撤除時用單體柱支設于原棚架腿附近鋼梁下，然后撤除鋼架腿，再由三人協(xié)同操作，一人放柱，兩人扶梁，放下鋼梁），然后在原鋼棚處支設木梁加液壓柱組成的支架（木梁與原鋼梁長度相同，液壓柱支設于木梁兩端并栓繩防倒），再撤除前期支設的木梁加液壓柱支架（方法與撤除鋼梁相同）。B、支設超前支護型鋼梁加液壓柱支護，鋼梁要與前期支設的鋼梁梁頭相對，一梁不少于三柱并栓繩防倒。2工作面端頭支護工作面端頭采用邁步長鋼梁對梁支護（L28M型鋼梁）。長鋼梁將工作面的機頭（尾）支架外側(cè)至順槽煤幫頂板覆蓋，一梁不少于三柱。每對型鋼梁間距不得大于01M，每組對梁中心間距不大于06M,保持人行道不小于07M。對梁和綜采過渡液壓支架間最大距離不大于03M。每組型鋼梁間靠空區(qū)側(cè)增設兩根戴帽點柱以切頂及擋矸，保持密柱間距不大于03M，支設密集支柱的區(qū)域均要支打有效戧棚，戧棚梁使用適當長的16CM的優(yōu)質(zhì)松木，一梁不少于兩柱，戧棚柱傾向矸山側(cè)，與垂直方向夾角為7585。工作面運輸、回風順槽與工作面切頂線放齊。二、工作面端頭及安全出口的管理端頭采用沿走向架設的鋼棚對梁進行支護。梁使用型鋼梁，柱子使用DW3130/110型單體柱，每對梁由兩根型鋼梁組成，梁間距不大于100MM，每根梁必須保證不少于一梁三柱，每組型鋼梁間距為06M，鋼梁移動采用交替邁步前移，移動步距為06M。型鋼梁前移時，順槽必須保證型鋼梁落山側(cè)梁頭與液壓支架尾移齊。兩端頭切頂線處各打一排密集切頂柱，柱距不大于03M。端頭支護的前移、支設應在端頭支架移架完成并達到初撐力后方可進行。前移方法采用邁步式前移，即先前移對梁中的一根梁，由三人協(xié)同操作，一人放柱，兩人扶梁，將鋼梁前移一個步距（06M）后按要求支設好液壓柱并栓繩防倒，然后用相同的方法前移另一鋼梁。如此方法前移所有端頭支護對梁。端頭對梁前移后不可避免的要與順槽超前支護的鋼梁交匯，在此情況下不可撤除超前支護的鋼梁，只有待端頭支護對梁與最近一超前支護鋼梁移齊后方可撤除超前支護鋼梁及其液壓柱。切頂支護的回撤、放頂方法切頂支護的回撤、放頂作業(yè)在端頭支護前移完成后進行，嚴格執(zhí)行先支后撤的原則。先撤除戧棚支護木梁，然后將戧棚支護液壓柱重新支設于對應的切頂支護木梁上，在新切頂線支設切頂柱（留設一06M寬的出口以便回撤原切頂支柱），然后逐步回撤切頂支柱（從過渡支架處開始，回撤支柱時要一人操作，面向矸山側(cè)，保證退路暢通，一人觀察頂板，確保安全），直至原切頂線支柱全部回撤完畢后，支設新切頂線剩余的06M空間，最后按要求支設好戧棚支護。安全出口的高度不得低于18M，寬度不小于08M，上、下出口超前支護符合煤礦安全規(guī)程要求。三、支、回柱工藝1支設單體柱時，至少3人配合完成，1人觀察頂板變化，1人支設單體柱，1人運輸物料，將單體液壓支柱緩慢升起，且升柱時要將單體液壓支柱三用閥嘴調(diào)整到指向老塘方向。當柱帽接觸到工字鋼、木料時，操作注液槍的人繼續(xù)操作，另2人撤到3M以外的安全地點，使單體液壓柱逐漸達到初撐力。為防柱倒傷人，所有液壓單體柱都必須用鐵絲串緊與頂板生根。2回撤所有液壓單體柱時，作業(yè)人員必須站在安全地點作業(yè)，并且3M范圍內(nèi)禁止其他人停留，至少3人配合完成，1人觀察頂板變化，1人回柱，1人運輸物料，并安排有經(jīng)驗的老工人現(xiàn)場指導?；爻穯误w液壓柱時，應先里后外，回柱前，要詳細檢查周圍支護情況；兩巷放頂后，在后溜后方要多出1M控頂距，以免后方噴碴埋住后溜；運順端頭放頂必須在轉(zhuǎn)載機溜尾拉移后進行。四、工作面安全出口的管理1支護形式兩巷端頭安全出口不得低于18M，人行道寬度不得小于08M，單體液壓支柱行程不得小于150MM。工作面回出的鋼梁和梁腿等一切雜物都要及時運出工作面超前支護段，并分類堆放整齊，定期出井回收。2支、回柱質(zhì)量控制標準兩巷超前支護單體柱必須成一直線，偏差不超過100MM，初撐力90KN。單體柱符合完好標準，失效柱嚴禁使用。所有支柱三用閥朝向一致，必須用繩子連接成一體，并與頂網(wǎng)連接，以防歪倒傷人。兩巷端頭安全出口不得低于18M，人行道寬度不得小于08M，單體液壓支柱行程不得小于150MM。上下兩順槽每班由專人負責檢查支護情況，當?shù)V壓顯現(xiàn)超過支護范圍時，應根據(jù)現(xiàn)場實際頂板破碎下沉、巷道變形嚴重的程度，可沿走向加密支護,進入超前支護段時，可作為上下順槽的超前支護形式，但排距不大于1000MM。端頭切頂線支設的密集支柱，柱間距不大于05M，堅持先支后回制度，回密集柱前，按端頭回柱步距支好超前排密集支柱（排距不大于08M），超前排密集柱中間留有0510M的出口，以利于后排密集柱的回撤。后排密集柱回撤完畢，前排密集柱中間出口處補支單體柱，使其間距不大于05M。端頭回柱原則上與支架后尾梁齊，超前或滯后此支架位置不得超過08M，回柱時必須保證3人以上，有專人進行安全監(jiān)護。鐵鞋鉆底量超過100MM時，單體液壓支柱必須穿鐵鞋。鐵鞋的尺寸為300300MM。3與其他工序之間的銜接關系采煤機進兩端頭時，嚴格禁止支、回單體液壓支柱；禁止人員通過三角區(qū)。五、支護材料的使用數(shù)量和存放管理運輸順槽、回風順槽超前支護分別需支設長度不小于20M，需要支設DW3130/110支柱72根、72根、48根，L28M的型鋼梁24根、24根、16根，L36M型鋼梁4根，L40M型鋼梁4根，兩端頭支護和切頂支護需DW3130/110支柱70根，型鋼梁18根，合計需要270根單體支柱，98根型鋼梁。按10的備用量計算,共計需300根單體液壓支柱,102根型鋼梁。要求1支柱、頂梁要建帳統(tǒng)一管理，現(xiàn)場牌板與實物相符。2支柱、頂梁碼放整齊，損壞的柱、梁不得使用，及時更換上井。3支護材料存放于回風順槽距工作面5080M處，距軌道距離不少于05米,有10M以上寬度的人行道和必需的運輸通道，專人負責并掛好標志牌。第四節(jié)礦壓觀測一、礦壓觀測內(nèi)容（一）支架支護阻力監(jiān)測1觀測目的通過此項觀測，主要了解本采煤工作面頂板運動規(guī)律及頂板對支架產(chǎn)生的壓力特征，由此可確定頂板初次來壓和周期來壓強度，掌握綜放面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。根據(jù)1301上分層工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，預測本工作面的來壓步距為1520M。為了掌握本工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，在本工作面布置礦壓觀測站，以便本隊領導及技術人員及時掌握工作面情況，并及時在班前會貫徹落實，同時由本隊采取相應措施。2觀測內(nèi)容。支架受力主要是立柱受力測定，包括測定受力時間和工序。3工作面支護質(zhì)量監(jiān)測。將整個工作面分為10個測站，每個測站包括7個支架，對液壓支架初撐力、工作阻力進行監(jiān)測，確保工作面支護質(zhì)量，準確及時地預報工作面頂板來壓，保證安全生產(chǎn)。（二）數(shù)據(jù)處理1由專人每三天對工作面礦壓觀測壓力表顯示的數(shù)據(jù)進行統(tǒng)計。2對統(tǒng)計數(shù)據(jù)進行整理，求出最大值和平均值，對頂板動態(tài)進行綜合描述，作為來壓預計的依據(jù)。（三）組織措施1觀測前，掌握觀測技術要領和方法，嚴格按本設計要求進行觀測。2工作面開始觀測后，要及時對觀測數(shù)據(jù)進行整理，隨時掌握現(xiàn)場動態(tài)，及時指導現(xiàn)場施工。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運輸一、運輸設備及運輸方式運輸設備運煤設備型號轉(zhuǎn)載方式刮板輸送機SGZ630/220自動破碎機PLM1000自動轉(zhuǎn)載機SZZ730/110自動膠帶輸送機SSJ800/402自動二、移溜、移轉(zhuǎn)載機方式移溜都是利用支架推移千斤頂來完成的；移轉(zhuǎn)載機是利用轉(zhuǎn)載機自移系統(tǒng)完成的。輔助運輸設備輔助運輸設備型號運輸方式雙速多用絞車JDSB19鋼絲繩牽引調(diào)度絞車JD25鋼絲繩牽引三、運煤路線煤由工作面刮板輸送機轉(zhuǎn)載機13011巷1101巷煤庫630主運輸大巷主斜井地面。（工作面運輸系統(tǒng)圖附后）四、輔助運輸路線材料由地面材料場斜井630主運輸巷630輔助運輸巷1101巷13011運輸巷工作面。（工作面運輸系統(tǒng)圖附后）第二節(jié)通風系統(tǒng)一、通風方式1301下分層綜采放頂煤工作面采用“U”型通風方式；其中13011巷為進風巷，設計長度為500M；13012巷為回風巷，設計長度為517M。二、通風路線主斜井630主運輸大巷副立井630輔助運輸巷1101巷13011巷工作面13012巷2106巷1110巷總回風巷風井地面排空三、風量計算根據(jù)晉煤Q/JMJ100012013試行標準中煤礦礦井風量計算方法要求，由于1301下分層綜采放頂煤工作面絕對瓦斯涌出量為729M3/MIN，礦井為高瓦斯礦井，因此風量計算應采用高瓦斯礦井風量計算方法。計算過程如下1工作面需風量計算按氣象條件計算Q采6070V采S采K采高K采面長607015（38684468）/2251510985（M3/MIN）式中Q采采煤工作面需要風量，M3/MIN；V采采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度從表1選??；工作面進風流氣溫20，應取風速值10M/S，但綜合考慮防塵最佳效果選風速值為15M/S較適宜；S采采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算S采工作面控頂距L最大L最小/2工作面實際采高；K采高回采工作面采高調(diào)整系數(shù)（見表2）；取15；K采面長回采工作面長度調(diào)整系數(shù)（見表3）；取10；60為單位換算產(chǎn)生的系數(shù)。70有效通風斷面系數(shù)；表1采煤工作面進風流氣溫與對應風速調(diào)整系數(shù)采煤工作面進風流氣溫（）采煤工作面風速（M/S）20102023100110232611012526281251402830140160表2采煤工作面采高調(diào)整系數(shù)采高/M2020252550及放頂煤面系數(shù)K采高101115表3采煤工作面長度調(diào)整系數(shù)按照瓦斯涌出量計算根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定，按采煤工作面回風流中瓦斯?jié)舛炔怀^1的要求計算Q采100Q采KCH4100729141021（M3/MIN）回采工作面長度/M長度調(diào)整系數(shù)K采面長1508158008098012010120150111501801218013015式中Q采回采工作面實際需要風量，M3/MIN；Q采回采工作面回風巷風流中的平均瓦斯絕對涌出量，取729M3/MIN；KCH4采面瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)。（正常生產(chǎn)條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值）。取14100按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1的換算系數(shù)按照二氧化碳涌出量計算根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定，按回采工作面回風流中二氧化碳濃度不超過15的要求計算Q采67Q采KCO267081580（M3/MIN）Q采回采工作面實際需要風量，M3/MIN；Q采回采工作面回風巷風流中二氧化碳的平均絕對涌出量，取08M3/MIN；KCO2采面二氧化碳涌出不均衡通風系數(shù)。（正常生產(chǎn)條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對二氧化碳涌出量與月平均日絕對二氧化碳涌出量的比值）。取1567按采煤工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過15的換算系數(shù)按炸藥量計算（現(xiàn)采用三級礦許用炸藥，該工作面為綜采工作面正常情況下不需要炸藥，預見矸石等特殊情況時，才需要使用炸藥）A一級煤礦許用炸藥Q采25A（M3/MIN）每千克炸藥供風量25M3/MINB二、三級煤礦許用炸藥Q采10A（M3/MIN）每千克炸藥供風量10M3/MINQ采10A1010100M3/MIN式中A一次爆破炸藥最大用量，取10KG。25每千克一級煤礦許用炸藥需風量，M/MIN；10每千克二、三級煤礦許用炸藥需風量，M/MIN。按回采工作面同時作業(yè)人數(shù)驗算每人供風4M3/MINQ采4N采440160（M3/MIN）式中N采采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取交接班時最多40人；4每人需風量，M/MIN按風速進行驗算A驗算最小風量無瓦斯涌出的巖巷Q采60015S采有瓦斯涌出的巖巷，半煤巖巷和煤巷（綜采面為有瓦斯涌出煤巷）Q采60025S采B驗算最大風量Q采6040S采C綜合機械化采煤工作面，在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后，驗算最大風量Q采6050S采15S采Q采240S采1594141（M3/MIN）QMAX1021（M3/MIN）240942256（M3/MIN）式中S采工作面平均斷面積，取94M2通過以上計算及驗算，回采工作面需風量取最大值，即Q采1021（M3/MIN）由上面計算過程可見，1301綜采工作面需風量取1021M3/MIN符合規(guī)程規(guī)定。四、監(jiān)測系統(tǒng)設計1依據(jù)及標準根據(jù)晉煤Q/JMJ100442013試行標準甲烷傳感器設置規(guī)范中關于工作面采用“U”通風方式時，工作面甲烷傳感器設置標準進行設置。1301下分層放頂煤綜采工作面共設4個甲烷傳感器T、T0、T1、T2，詳細參數(shù)設置見表5。1301工作面瓦斯傳感器設置標準編號地點名稱懸掛位置（以頂板完好，無淋水為準）懸掛標準（支架內(nèi)側(cè)為準）報警值（濃度）斷電值（濃度）復電值（濃度）T煤倉上口煤倉溜煤眼上方距頂300MM距幫200MM081212T0上隅角13012巷內(nèi)回風隅角煤柱側(cè)距最后一排支架切頂線處，距煤壁06M處距頂300MM距幫200MM081208T1工作面13012巷內(nèi)距工作面煤壁線10M處距頂300MM距幫200MM081208T2回風流13012巷內(nèi)距回風口1015M處距頂300MM距幫200MM0808081301下分層綜采面所有瓦斯傳感器斷電范圍均為工作面及其回風巷內(nèi)全部非本質(zhì)安全型電氣設備。2懸掛標準及要求甲烷傳感器應垂直懸掛，距頂板（頂梁）不得大于300MM，距巷道側(cè)壁不小于200MM。懸掛點前后5M內(nèi)支護良好，頂板、兩幫無片幫、淋水。甲烷傳感器報警斷電后，必須等到巷道中的瓦斯?jié)舛冉档揭?guī)定濃度以下時，只允許人工復電。五、綜合防塵系統(tǒng)1灑水噴霧數(shù)量計算1301下分層綜采放頂煤工作面進、回風巷各鋪設一趟防塵管路，即13011巷、13012巷各鋪設一趟防塵管路。進風巷防塵管路供水用于本巷道凈化水幕、轉(zhuǎn)載點噴霧、破碎機噴霧、工作面機組、支架噴霧、沖洗巷道；回風巷防塵管路供水用于本巷道煤層注水、凈化水幕。由于進風巷用水量大于回風巷用水量，故以下按進風巷進行計算。表6防塵用水設施安裝數(shù)量情況用水設施凈化水幕轉(zhuǎn)載點噴霧破碎機噴霧機組內(nèi)噴霧機組外噴霧移架噴霧放煤噴霧噴嘴數(shù)量8個/道3個36個5個17個2個/架2個/架備注兩架同時移架兩架同時放煤由表6中各用水設施及使用狀況可得，同時開啟噴嘴數(shù)量應為8365174447個。（1）灑水噴霧單咀流量計算VW40ML/S0D82WP4108636102式中VW耗水量，M3/S；D0噴嘴的噴口直徑，M；礦井所用噴霧噴嘴直徑1MM；PW噴水壓力，PA；根據(jù)煤礦安全規(guī)程相關規(guī)定，采煤機組外噴霧必須達到15MPA，內(nèi)噴霧必須達到2MPA；W水的密度，1000KG/M3；（2）每小時防塵灑水流量計算VL474036006768000ML/H677M3/H2煤層注水（1）注水方式施工注水鉆孔進行靜壓注水，將注水鉆孔直接連接在進風巷防塵供水管路上進行注水。靜壓注水速度一般為00010027M3/（HM），采用靜壓注水方式對煤體進行滲透，加大煤體的濕度，從而降低工作面煤塵。如圖1所示抽放鉆孔供水干路三通流量表壓力表截止閥工作面圖1利用順層瓦斯抽放鉆孔進行煤層注水示意圖（2）注水鉆孔參數(shù)鉆孔間距135M；鉆孔長度鉆孔長度設計為100M；鉆孔直徑鉆孔直徑為75MM。（3）注水參數(shù)1注水壓力通常，透水性強的煤層采用低壓（小于3MP）注水，透水性較弱的采用中壓注水（310MP）注水，必要時采用高壓注水（大于10MP）。根據(jù)我礦煤質(zhì)及煤層特性（瓦斯抽放使得煤體的孔隙率和破碎程度增大），選擇低壓注水。2注水量注水量是影響煤體濕潤程度和降塵效果的主要因素。它與工作面傾向長度、煤厚、鉆孔間距、煤的孔隙率、含水率等多種因素有關。一般，厚煤層為0025004M3/T。機采工作面及水量流失率大的煤層取上限值。根據(jù)AQ10202006煤礦井下粉塵綜合防治技術規(guī)范有關標準，1301工作面將利用抽放鉆孔注水，注水后煤質(zhì)水分增量至少為15。1301下分層綜采放頂煤工作面抽放鉆孔間距為45M，注水孔間距取135M（345M，后期采用施工注水孔），則單個注水孔注水量為MLHLK1202413514510001581103KG即81M3式中L工作面煤壁長度，110M；H采面平均厚度，25M；L注水鉆孔間距，135M；P工作面煤的密度，145103KG/M3；K煤體水分增量，15；注水量及注水有關工作，由防塵隊建立專門的煤層注水管理臺帳，并監(jiān)督實施。3注水時間每個鉆孔的注水時間與鉆孔注水量成正比，與注水速度成反比。在實際操作過程中，在預測的濕潤范圍內(nèi)的煤壁出現(xiàn)均勻“出汗”現(xiàn)象，則可判定已達到預期效果，“出汗”后再過一段時間可結(jié)束注水。（4）施工方法1鉆孔的拆除根據(jù)工作面推進情況，在距工作面煤壁40100M時拆除該區(qū)段的抽放鉆孔進行注水。2注水鉆孔的連接每個抽放鉆孔經(jīng)蛇形軟管、快速變徑、截止閥并入高壓液管。高壓液管上安裝注水壓力表和注水流量表經(jīng)過三通截止閥并入供水干管。3注水打開三通截止閥、各鉆孔截止閥進行注水。當壓力表穩(wěn)定、流量表讀數(shù)穩(wěn)定或每組注水量大于85M3時或煤壁有“出汗”現(xiàn)象（煤壁大面積滲出水珠），即可關閉本組注水孔截止閥，進行下一循環(huán)注水。4拆除每組注水鉆孔在注水量滿足85M3或壓力流量穩(wěn)定兩天時可提前拆除。5相關注意事項連接注水鉆孔時，首先在供水干路上接截止閥、注水壓力表和注水流量表。供水支路由三通、高壓液管和蛇形軟管通過快速變徑連接而成。在供水支管上安裝截止閥，防止注滿水后水往外溢。注水鉆孔連接好后，安排專人每班對注水流量和注水壓力進行觀測二次并檢查注水區(qū)的連接、注水情況，做好記錄，發(fā)現(xiàn)有鉆孔注水管脫落或溢水等情況時，及時進行處理。每個注水鉆孔孔口必須懸掛鉆孔參數(shù)說明牌板，內(nèi)容符合集團公司及礦標準化有關要求。注水完畢的鉆孔要及時用水泥進行封閉。（5）沖洗巷道用水量計算綜采工作面三八制作業(yè)，日常沖洗巷道的用水量按25M3/D考慮。參考1302工作面實際注水情況，單孔注水時間為三天，每天注水量則為81327M3。綜上所述，工作面每天最大需水量為V677162725160M3（6）綜合防塵措施1工作面進回風巷道必須敷設防塵管路，進風巷每50M設一處三通閥門，回風巷100M一處三通閥門，所有閥門必須設在方便人員操作的地點，手輪、手把必須齊全可靠，便于開啟。2防塵管路使用鐵管時，必須統(tǒng)一刷綠漆，并安設平直，吊掛牢固，吊掛間距不大于5M，不得拐死彎，接頭嚴密不漏水。3采煤機必須安裝內(nèi)、外噴霧裝置。截煤時必須噴霧降塵，內(nèi)噴霧壓力不得小于2MPA，外噴霧壓力不得小于15MPA，且內(nèi)外噴霧必須霧化良好，能夠覆蓋全滾筒，噴霧流量應與機型相匹配。如果內(nèi)噴霧不能正常噴霧，外噴霧壓力不得小于4MPA，無水或噴霧裝置損壞時必須停機。4進入采煤機噴霧及冷卻系統(tǒng)的水必須經(jīng)過過濾器凈化。5若采煤機噴霧壓力達不到要求，必須設置兩臺噴霧加壓泵站，一臺使用，一臺備用。6每個支架安裝一組移架自動噴霧，且應均勻布設。每個支架放煤口處應設一組自動放煤噴霧。架間噴霧與放煤噴霧應能實現(xiàn)與移架、放煤同步，并保持完好，噴霧壓力達0815MPA。7前、后溜機頭，轉(zhuǎn)載機機頭，各部皮