煤業(yè)工作面回采作業(yè)規(guī)范教材

PAGE-114-/NUMPAGES115第一章概況第一節(jié)工作面位置及井上下關系工作面位置及井上下關系表1-1煤層名稱15#煤層水平名稱600水平采區(qū)名稱一采區(qū)工作面名稱15101地面標高(m)950.0-1071.0工作面標高(m)590-640埋藏深度埋藏深度366-433。地面位置本工作面地表位于橫梁山西北部、坨遼坡的南部山坡、山梁地帶。蓋山厚度366-433m，平均約400m。地表無裂隙，無建筑物。井下位置及四鄰采掘情況15101工作面位于井田南部，其東部、西部、北部均未采動。停采線位置距切巷710m，距采區(qū)軌道巷40m回采對地面設施阻礙無阻礙。走向長（m）750傾斜長（m）147面積（m2）110250第二節(jié)煤層煤層情況表1-2煤層情況煤層總厚（m）5.84煤層結構煤層傾角（°）3°～8°2.41（0.25）3.61（0.30）0.754°可采指數(shù)1變異系數(shù)（%）2穩(wěn)定程度穩(wěn)定本工作面煤層賦存穩(wěn)定，結構復雜，陷落柱發(fā)育。煤層最薄3.79m，最厚7.9m，平均煤厚5.84m，煤層中含一層夾石，分布在煤層的下部，賦存不穩(wěn)定。煤質情況MadAdVdafQgr.r.dFCStdY工業(yè)牌號0.91%5.69%9.11%29.05MJ/Kg1.45%WY3本面煤質佳，要緊由光亮型、半亮型及亮煤條帶組成。第三節(jié)煤層頂、底板煤層頂?shù)装迩闆r表1-3煤層頂?shù)装迩闆r頂板名稱巖石名稱厚度（m）巖性特征老頂灰色中細粒砂巖6.08以石英為主云母次之，含黑色礦物。直接頂灰黑色泥巖6.04致密、性脆、含植物根部化石及黃鐵礦團塊狀河層理。直接底黑色泥巖3.81致密、性脆、含植物根部化石及黃鐵礦，距斜坡狀層理，夾細粒巖條帶老底灰色中粒砂巖9.32第四節(jié)地質構造（1）依照現(xiàn)有資料及掘進巷道實測數(shù)據(jù)，本采區(qū)為一單斜構造，呈北東向南西傾斜。煤層傾角最大8°，最小3°，平均傾角4°。。（2）15101工作面巷道掘進中揭露陷落柱3個。陷落柱及沖刷表1-5陷落柱名稱距切巷距離(m)長軸(m)短軸(m)推進方向

阻礙長度對回采的阻礙程度備注X128812660126m對回采有較大阻礙回風巷揭露X24213636m對回采有一定阻礙進風行揭露X35673030m對回采有一定阻礙回風巷揭露(3)瓦斯地質情況依照工作面在掘進期間收集的瓦斯數(shù)據(jù)、地質構造情況及坑透解釋資料，建議礦井在15號煤層開采過程中加強煤層瓦斯含量測定工作，并依照補充測定結果以及采掘方案的調整情況，及時修正礦井瓦斯涌出量預測結果，掌握瓦斯賦存規(guī)律，更好地治理礦井瓦斯，保障礦井安全生產(chǎn)。第五節(jié)水文地質情況及探放水建議一、本采區(qū)水文地質條件簡單，煤層沖水通道要緊為煤層頂板以上巖石的裂隙、陷落柱、斷層及開采后形成的導水裂隙帶。不受采空積水阻礙。二、可能最大涌水量：10m3∕h，可能正常涌水量：2m3∕h三、問題及建議1、1、關于工作面上方局部裂隙含水層水，在工作面推進到低凹處時可能會有頂板淋頭水及落山出水現(xiàn)象，要做好防排水預備工作。工作面有積水時，安設潛水泵，及時排除積水。第六節(jié)阻礙回采的其他因素阻礙回采的其它因素表1-6瓦斯絕對瓦斯涌出量71.17m3/min，相對涌出量37.58m3/t。煤塵無煤塵爆炸危險性煤的自燃不易再燃地溫16.9-23.2°C地壓無沖擊地壓問題及建議本回采工作面目前揭露了三個陷落柱，其編號為X1、X2、X3，構造附近煤層疏松，節(jié)理發(fā)育，瓦斯易于吸附、聚攏，當回采至構造段附近時，應加強瓦斯檢測及通風治理，并提早做好過構造預備工作，確保安全。本工作面揭露三個陷落柱構造，其編號為X1、X2、X3，施工隊組要提早做好過構造預備工作，確保安全生產(chǎn)。工作面回采期間一定要做好防排水預備工作，安設排水量大于30m3/h用水泵及相應防排水設施，確保安全生產(chǎn)。4、工作面構造附近可能瓦斯涌出量可能增大，回采時應加強通風瓦斯治理。第七節(jié)儲量及服務年限一、儲量：工業(yè)儲量W1=LQhγ=710×147×5.84×1.42=865519.54t可采儲量W2=W1c=865519.54×88％=761657.2t式中：W1—工業(yè)儲量：tW2—可采儲量：tL—工作面采長：mQ—工作面可采推進長度：mh—煤層厚度：mc—工作面回采率：c=0.88γ—容重：γ=1.42t/m3二、服務期限：可采推進長度710m，設計日推進度為3m工作面服務期限＝可采推進長度/日設計推進長度＝710/3≈236(天）服務期限約7.8個月第二章采煤方法本工作面采納走向長壁后退式開采，綜采放頂煤工藝。采納MG300/700.WD型電牽引雙滾筒采煤機割煤、裝煤。使用94架ZF4000—1.7/2.8型支架和4架ZFG4800—1.8/2.9型支撐掩護式低位放頂煤支架治理頂板，用SGZ-764/400(Q)型溜做生產(chǎn)溜，SGZ—764/400(H)型溜做后溜完成運煤工作。頂板治理采納全部垮落法，即隨著工作面向前推進，拉移液壓支架，機頭（尾）落山回柱放頂，使頂板自行垮落。第一節(jié)巷道布置工作面分不布置運輸順槽、回風順槽巷、內錯尾巷、走向高抽巷和切巷，其中運輸順槽、回風順槽和切巷均沿15#煤層底板布置；內錯尾巷沿15#煤層頂板布置，距回風巷24米；走向高抽巷沿12#煤層底板布置，距回風巷的水平距離為50米。綜觀本面，縱觀本面工作面煤層整體北高南低，煤層傾角3～8°平均為4°左右。進風巷兼作行人、出煤、運料，回風巷兼作行人、運料巷，內錯尾巷為專用排放瓦斯巷，走向高抽巷用于回采期間抽放瓦斯。附圖2-1：15101工作面平面布置示意圖巷道斷面特征表表2-1巷道名稱斷面形狀支護形式毛寬（mm）凈寬（mm）毛高（mm）凈高（mm）毛斷面（㎡）凈斷面（㎡）進風巷矩形錨索、網(wǎng)、W鋼帶鋼帶、加強錨索520050003200300016.6415.00回風巷矩形錨索、網(wǎng)、W鋼帶鋼帶、加強錨索460044003200300015.0413.50內錯尾巷矩形錨桿、錨索、網(wǎng)、鋼帶40003800240022009.608.36走向高抽巷矩形錨桿+鋼筋鋼帶+錨索加強錨索280026002400220076.24切巷矩形錨索、網(wǎng)、W鋼帶加強錨索750072002800270021.7519.44圖：15101綜采工作面巷道支護圖第二節(jié)采煤工藝一、采煤工藝工作面采納綜合機械化低位放頂煤采煤工藝，工作面每割一刀煤放一茬頂煤，實行“一采一放,多輪順序”的作業(yè)方式。二、回采工藝過程采煤機機頭（尾）斜切進刀→割三角煤→正常割煤→鋪網(wǎng)→移架→移前工作溜→調整后工作溜→放頂煤。1、割煤：采煤機采納割三角煤,端頭斜切進刀方式。采煤機自開缺口,雙向割煤，往返一次割兩刀，割煤同時完成裝煤。采高嚴格操縱在2.4m,循環(huán)進度為0.6m，運行速度不超過3m/min，正常情況下采煤機必須沿底板割煤，專門情況下,如局部煤層起伏變化較大時,可適當掩底或臥底推進,但機組嚴禁截割堅硬巖石，以免產(chǎn)生火花或損壞機組。附：采煤機斜切進刀示意圖2、放頂煤：6#～93#架采納順序多輪放煤工藝，機頭5架機尾5架不放煤并進行鋪設雙網(wǎng)工藝。（1）采放比煤厚5.84m,機組截割2.4m，放煤3.44m，采放比為1：1.43（2）初次放煤：工作面初采走完切巷時，開始放煤。（3）正常放煤：放煤步距參考同類型工作面數(shù)據(jù)選用0.6m，采納單輪順序放煤作業(yè)方式，即：采煤機割煤移架結束后，滯后移架5架以外，開始放頂煤，利用尾梁上下擺動，插板來回伸縮等方式進行放煤。后部刮板運輸機裝運放落的頂煤，將煤運到轉載機和帶式輸送機。放煤工要反復多次操作將煤放凈，在放煤同時，打開支架噴霧進行降塵。（4）末采放煤：工作面采幫距停采線15m時開始鋪金屬網(wǎng)，當金屬網(wǎng)遮蓋后尾梁時，停止放煤。（5）放煤順序①除工作面機頭（尾）20架范圍外，工作面其它地段割煤、放煤能夠平行作業(yè)。②放煤必須逐架進行，嚴禁相鄰兩架同時放煤。③放煤由機頭（尾）向機尾（頭）放煤，每架支架上的頂煤分三輪均勻放出，每一輪放煤間隔為6～8架。每架直至放出1/3的矸石為止，嚴禁放大塊矸石。當大塊煤矸卡在溜內時，人員進行處理必須要停電閉鎖開關，將煤矸處理后方可恢復放煤。④工作面部分地段頂板破裂，片幫嚴峻阻礙工作面推進時，可視情況少放煤或暫停放煤。⑤放煤前，要將后工作溜拉至緊靠支架底座后端。⑥工作面必須以放頂煤為主，嚴禁割放相交或因攆進度而少放或不放煤。⑦放煤工必須保證3人，并要固定專人放煤，必須保證放煤輪數(shù)。（6）工藝要求①嚴禁每架一次性放完，最后放至矸占1/3時 停止放煤開始放另一架。②放煤工不得一人同時操作2架或2架以上，要依照煤量大小適當操縱放煤口，防止壓住后部溜。③放煤時必須先收小插板，待放煤量小或有大塊卡堵時再擺動尾梁，嚴禁不收小插板先擺動尾梁。④放煤時嚴格操縱大矸，以防損壞千斤頂、管路等，一旦有大矸必須人工打碎（小于30cm）后方可接著開溜放煤。⑤頂煤放不下時可反復升降支架，反復放煤直至放完。⑥每割一刀煤必須放一次頂煤，放不完頂煤不得開機。3、裝運煤機組割下的煤由機組滾筒和前部溜鏟煤板相配合自動裝入前部溜內，落山放下的煤流入后部溜內，支架架腳前及架間浮煤由人工用鐵鍬攉入煤溜內，然后經(jīng)轉載溜、運輸順槽皮帶、采區(qū)皮帶巷運至主斜井到地面。4、移架（1）操作方式：采納本架操作，順序移架。（2）移架遵循及時支護原則，采煤機上滾筒割過1～3架后，開始伸出伸縮梁擠嚴煤幫。（3）移架距離滯后機組后滾筒3～5架，降架幅度0.1～0.15m，頂板破裂地段采取帶壓擦頂移架，移架同時要收伸縮梁。（4）移架后的端面距不大于0.34m，若出現(xiàn)大于0.34m時，需及時拉超前架，支架要成直線，頂梁必須伸平，仰俯角小于7°必須嚴密接頂并達到初撐力，操作完畢，將各種手把打回零位。（5）工作面頂板不行時，可采納帶壓拉架的方式，工作面頂板嚴峻破裂時，必須割一架，停機伸出伸縮梁或拉架治理好頂板，然后開機割另一架。5、移溜移溜包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤頂來完成。（1）移溜與移架平行作業(yè)，移溜可滯后移架3～5架，且彎曲段長度不小于15m，推移前部溜的同時，要拉后部溜，移溜分三步進行，每次操作3～5根千斤推拉0.2m，嚴禁一次頂?shù)轿?，把溜子頂成急彎。移溜完畢，必須將前部溜與支架前立柱間的浮煤、浮矸清理潔凈。（2）推拉前后工作溜必須沿同一方向逐漸均勻推拉，嚴禁從兩邊向中間推拉。停溜期間，嚴禁頂溜。（3）移后溜滯后放頂煤許多于20架，彎曲段不小于15m，煤放凈后，由放頂煤工負責移后溜，一次收溜長度不得少于15架。（4）移前部溜機頭（尾）時，待各組支架移出升起后，用支架的頂溜千斤頂移出機頭（尾）。移過前部溜機頭（尾）后，利用拉后溜機頭（尾）的連接千斤頂拉過后部溜機頭（尾）。（5）所有被移動的物體周圍2m以內不得有人（在架內移架人員除外）。（6）推移工作溜機頭（尾）時，工作溜必須停止運行，推移機頭時，轉載機要停止運行，落山側不準有人，其他無關人員撤到端頭5米以外的安全地點。三、正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力的計算依照公式：W=LShγc=147×0.6×5.84×1.42×88%=643.65t式中：W—工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力，t；L—工作面采長，m；S—工作面循環(huán)進度，m；h—煤層厚度，m；γ—煤層密度，t/m3，γ=1.42t/m3；c—工作面回采率，c=0.88。第三章設備配備1、工作面要緊設備及技術參數(shù)見表3-1工作面要緊設備技術參數(shù)表3-1序號設備名稱設備型號設備功率數(shù)量1采煤機MG300-700/WD700KW1臺2前刮板輸送機SGZ-764/400（Q)400KW1部3后刮板輸送機SGZ-764/400(H)400KW1部4轉載機SZZ-764\200200KW1部5破裂機PCM-110110KW1部6皮帶運輸機DSJ-1000\2*1602×160KW47液壓支架ZF4000—1.7/2.8948過渡支架ZFG4800—1.8/2.94架9乳化液泵MRB315/31.52臺10回柱機JM—142臺11注水泵5D-2\15012、MG300/700-WD型采煤機要緊技術參數(shù)見表3-2采煤機要緊技術參數(shù)表3-2序號參數(shù)名稱單位參數(shù)1型號MG300/700—WD2滾筒直徑M1.83滾筒截深M0.64適用采高M1.8～3.65機面高度M1.4386適應煤層傾角°＜=167適應煤層硬度f＜=48裝機總共功率KW7009截割電機功率KW2×30010牽引電機功率KW2×4011油泵電機功率KW18.512供電電壓V114013牽引力KN580—35014牽引速度m/min0－7.28—1215牽引方式電牽引16臥底量mm260附圖3-1：工作面設備布置圖第四章頂板操縱第一節(jié)支護設計一、本工作面采長147m,共98架呈單列式布置。使用ZF4000—1.7/2.8型支架94架和和4架ZFG4800—1.8/2.9支撐掩護式低位放頂煤支架治理頂板，ZF4000—1.7/2.8支架最大控頂距4440mm，最小控頂距3840mm，架間中心距1.5m，放煤步距0.6m，支架拉過后，端面距不得大于0.34m。二、工作面上、下端頭各有兩架過渡架治理頂板。過渡架至回、進風煤壁側空頂區(qū)用交錯托棚維護，初次來壓前棚梁使用規(guī)格為Ф20cm×4.6m的半圓木，初次來壓后采納3.2m的π型鋼，腿為2.5m～3.5m的單體柱，一梁三柱，棚梁交錯二分之一支設。三、進、回風順槽的治理超前工作面煤壁20m加強支護。在進、回風順槽采幫支設兩路交錯托棚，一梁三柱，棚梁交錯二分之一支設、煤柱幫一路對口托棚，棚梁規(guī)格同前，腿為2.8m或3.5m的單體柱。巷道壓力增大時，可視壓力情況增加至4～5路，必須保證一梁四～六柱,柱距0.8m～1.0m，超前維護長度增加至50m。工作面合理支護強度計算參考同煤層陽煤五礦南翼采區(qū)開采經(jīng)驗和礦壓觀測資料可能本工作面礦壓參數(shù)，見下表：序號項目單位1頂?shù)装鍡l件m7.566.04m3.076.08m3.43.812直接頂初次垮落步距m25253初次來壓m2525最大平均支護強度MPa0.5770.577最大平均頂?shù)装逡平縨m3232來壓顯現(xiàn)程度明顯明顯4周期來壓來壓步距m9.5—169.5—16最大平均支護強度MPa0.4020.402最大平均頂?shù)装逡平縨m3535來壓顯現(xiàn)程度明顯明顯5平常最大平均支護強度MPa0.4020.402最大平均頂?shù)装逡平縨m32326直接頂懸頂情況m227底板容許比壓MPa6.08—8.376.08—8.378直接頂類型類ⅠaⅠa9差不多頂級不級ⅡⅡ10巷道超前阻礙范圍m2020工作面合理支護強度計算（一）ZF4000—17/28型液壓支架合理支護強度計算1、工作面合理的支護強度，采納下列方法計算，取其中最大值即為工作面合理的支護強度Pt。采納經(jīng)驗公式計算 =9.81×3.2×2.5×103×8=627.84KN/m2P—工作面合理的支護強度，kN／m2h—采高，m—頂板巖石容重，Kg／m3，一般可取2.5×103kg/m3k—工作面支架上覆巖層厚度與采高之比，一般為4～8，取8倍采高計算。2、工作面實際支護能力計算ZF4000—17/28型支架承載力為P=F／（L×S）=4000／（3.84×1.5）=694.4KN／m2式中：P—支架承載強度，kN／m2F—支架承載力，KNL×S—支架承載面積，m2。Pt<P,經(jīng)檢驗所選支架強度符合支護要求。工作面合理支護強度為0.627Mpa，ZF4000支架的支護強度為0.656—0.67Mpa,支架能夠滿足支護要求，支架適應性比較見下表：項目工作面實際條件支架參數(shù)采高/m2.41.7—2.8傾角（°）4﹤20煤厚/m5.84硬度f1.5～22支護強度/(kN·m2)0.6270.656—0.67底板比壓/(kN·m2)1.21.5頂板類（級）不Ⅱ（二）兩巷超前支護設計進、回風超前段支護在靜壓狀態(tài)下頂板載荷=0.5×5.78=2.89m=2.89×1.42=4.1m=2.5×103×(4.1-3.2/2)=6.250Kn/m2進、回風超前段頂板載荷：（動壓阻礙一般取靜壓時的2-4倍，那個地點取3）Q進、Q回=3×Q頂=3×γ頂（RP—H/2）(kN)=3×6.250=18.750Kn/m2頂板總壓力F頂=L×a×Q進(kN)=20×4.9×18.750=1800KnF單=F頂=1800Pt=F單/（a×l）=1800/（4.8×20）=18.75Kn/m2式中：γ頂—頂板巖石平均容重，取2.5×103kg/m3η—補強錨索的支護效率%RP—塑性區(qū)半徑，mQ頂—靜壓情況 下頂板載荷，kN/m2Z—巷道埋藏深度，取399mR0—矩形巷道外接圓半徑，m—內摩擦角，取45°C—粘結系數(shù)，取4H—巷道高度，取3.2ma—巷道寬度，取4.9mL—超前維護距離，取20m Q進、Q回—進、回風超前段頂板載荷，kN/m2F單—進、回風單體柱承載的頂板壓力，kNPt—進、回風頂板載荷，kN支柱實際支撐能力能夠采納下列公式進行計算=0.99×0.95×0.9×1×1×245=207.38式中：Rt—支柱實際支撐力，kNR—支柱額定工作阻力，kNk—支柱阻力阻礙系數(shù)，能夠參考表。合理的支柱密度，能夠采納下列公式進行計算=17.775／207.38=0.086式中:n—支柱密度，根／m2Pt—進、回風巷頂板載荷，kNRt—支柱實際支撐能力，kN／根實際支柱密度=60/90=0.66式中：n實—實際支柱密度，根／m2n總—超前實際支柱總數(shù)，根S—超前支護面積，m2依照計算結果，比較n實和n值，n實＞n，滿足支護要求（三）泵站選型驗算1、泵站選型驗算a依照液壓支架計算泵站壓力：Pb1=4×P1/(ZπD2)式中：Pb1液壓支架初撐力需要泵站壓力，paP1—液壓支架初撐力，直接頂頂板中等穩(wěn)定以下，支架初撐力一般應為工作阻力的70~80%。Z—液壓支架的立柱根數(shù)D—液壓支架立柱的缸體內徑，mPb1=4×4200×103×70%/(4×π×0.22) =26.75Mpab按推移千斤頂最大推力初選泵站壓力：Pb2=4×Pn/(πd12)式中：Pb2—千斤頂最大推力所需泵站壓力，MpaPn—千斤頂最大推力，ND1—千斤頂缸體內徑，mPb2=4×306×103/(π×0.142)=19.88Mpac假如滿足支架初撐力和千斤頂最大的推力的要求，則泵站壓力為：P=K×Pb1(PB2)式中：K-泵站壓力損失系數(shù)，取1.1~1.2P=1.15×26.75=30.76Mpa則我礦現(xiàn)用的額定壓力為31.5Mpa的液壓泵，能滿足本工作面的要求。d泵站流量的驗算依照支架在工作面中每一架（組）在移動的循環(huán)中需要動作的立柱和千斤頂?shù)淖畲罅髁看_定，同時滿足液壓支架追機的要求。Q=n1×s1(F1+F2)+n3×B×F3/1000×(L/vc－t4)×η1式中：Q—液壓泵站工作流量，L/minn1、n2—移架時同時升降的立柱數(shù)和千斤頂數(shù) s1、B—移架時立柱的行程和千斤頂?shù)男谐?，cm F1、F2、F3—立柱環(huán)形腔，活塞腔及千斤頂移架腔作用面積，cm L—支架間距，m vc—采煤機牽引速度，m/min η1—移架過程中其它輔助時刻，minQ=[4×12×π（2×（20/2）2-（18.5/2）2）+4×80×（14/2）2]/1000×（1.5/3.6-1/6）×0.9=146L/min由上計算可知，因此選用BRW-200/31.5×4A型乳化液泵能滿足15101工作面的要求。2、泵站位置乳化液泵站置于膠帶運輸巷的電氣列車中，隨電氣列車一起移動。3、泵站使用規(guī)定加強泵站治理，要保證泵站壓力不小于31.5MPa，乳化液濃度3%--5%。要加強支架與泵站的維修,杜絕系統(tǒng)的竄漏液。第二節(jié)工作面頂板操縱一、工作面頂板治理工作面頂板使用ZF4000—17/28型支架94架和和4架ZFG4800—1.8/2.9支撐掩護式低位放頂煤支架治理頂板，ZF4000—17/28支架最大控頂距4440mm，最小控頂距3840mm，架間中心距1.5m，放煤步距0.6m，支架拉過后，端面距不得大于0.34m。二、支護方式采納及時支護，滯后采煤機后滾筒3～5架依次移架維護頂板。頂板破裂、滾幫大時，采取提早移架。三、支護強度校核依照陽煤集團五礦南翼采區(qū)開采經(jīng)驗和礦壓觀測資料可能本工作面最大頂板載荷強度Pt=627kN/m2=0.627MPa。小于0.656MPa（支架同意支護強度），因此支架能滿足支護強度要求，支架選型合理。四、底板比壓校核：依照礦地測部資料15＃煤底板（砂質泥巖或泥巖）的抗壓強度為：S=(608～837)kg/cm2=(6.08～8.37)MPa；ZF4000-17/28H支架的底板比壓：D=P×支架支護面積/支架底面積=1.5MPa則：S>D；因此支架對底板比壓符合要附：支架最大控頂距和最小控頂距剖面示意圖附:支架布置示意圖五、正常生產(chǎn)時期頂板支護方式采納追機移架的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移輸送機，即割煤——移架——移輸送機；采納帶壓擦頂移架的方式移架，正常移架要滯后采煤機后滾筒3～5架，不得超過6架。頂板破裂時要緊跟前滾筒移架或人工操作超前移架，即當發(fā)覺片幫嚴峻時，不等采煤機割煤，就進行移架，然后再進行其他操作，工藝為移架——割煤——移輸送機。移架步距為0.6m。支護要求如下。1、工作面應達到動態(tài)的質量標準化要求，確?！叭?、二平、一凈、二暢通”的質量要求。2、加強支架的支護強度，確保支護質量，支架初撐力不得小于24MPa。3、采煤機割煤后，要及時移架，移架與采煤機后滾筒的距離一般不超過6架，防止長時刻空頂。4、工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接頂，并升實支架。5、工作面支架嚴禁出現(xiàn)歪斜和咬架、擠架；否則，要及時調整。六、專門時期的頂板操縱1、工作面差不多頂初次來壓前必須編制專門安全技術措施。2、工作面差不多頂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24MPa，膠帶順槽、回風順槽所使用的單體支柱初撐力不低于11.5MPa；特不注意工作面中部、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、工作面停采時要編制停采措施，加強頂板操縱。第三節(jié)運輸順槽、回風順槽及端頭頂板操縱一、15101運輸順槽、回風順槽超前支護及端頭、端尾頂板操縱（一）15101運輸順槽超前支護及端頭支護方式1、15101運輸順槽超前支護采納單體液壓支柱+π型鋼梁，π型鋼梁規(guī)格為L=4000mm，單體液壓支柱型號為DW3500。運輸順槽超前棚棚距≤800mm，架棚必須一梁三柱。工作面運輸順槽超前支護不小于20m。2、端頭支護采納單體液壓支柱+π型鋼梁，鋼梁間距≤800mm，其中π型鋼一端伸入第一排頭架，另一側打設兩根單體柱，必須支護到老塘側切頂線位置，且在端頭切頂線位置打設單體液壓支柱+π型鋼梁（即最后一排π型鋼梁打設的位置為切頂線位置），保證一梁三柱。為確保切頂線往后老塘側支護安全，防止漏煤（矸）等壓住轉載機尾和后溜機頭，依照現(xiàn)場情況采納2.5m大板和三根單體柱對老塘側進行臨時支護，滯后后溜機頭不大于1m，確保端頭及老塘支護安全。為了加強端頭支護，在靠近排頭支架側前后交錯打設2架走向抬棚，用于在移動端頭支架時，作為液壓支架側π型鋼梁的第三支撐柱。抬棚采納一梁三柱，棚梁采納4000mmπ型鋼，柱腿采納DZ3500型單體液壓支柱。（二）15101回風順槽超前支護及端尾支護方式1、15101回風順槽超前支護采納單體液壓支柱+π型鋼梁，π型鋼梁規(guī)格為L=4000mm，單體液壓支柱采納DZ3500型號?；仫L順槽超前棚棚距≤800mm，架棚必須一梁三柱。工作面回風順槽超前支護距離不小于20m。如15101回風順槽壓力較大，可依照現(xiàn)場情況，必要時可加打一排單體柱。端尾支護采納單體液壓支柱+π型鋼梁，鋼梁間距≤800mm，其中π型鋼一端伸入排尾架，另一側打設兩根單體柱，必須支護到老塘側切頂線位置，且在端尾切頂線位置打設單體液壓支柱+π型鋼梁（即最后一排π型鋼梁打設的位置為切頂線位置），保證一梁三柱。為確保切頂線往后老塘側支護安全，防止漏煤（矸）等壓住后溜機尾，依照現(xiàn)場情況采納2.5m大板和三根單體柱對老塘側進行臨時支護，滯后后溜機尾不大于0.5m，確保端尾及老塘支護安全。（三）質量要求及安全技術措施：1、作業(yè)前，要確保停止閉鎖轉載機，嚴禁開動轉載機。2、作業(yè)前必須預備好工作臺，在工作臺上作業(yè)時，要多人協(xié)作，做好防倒措施。3、超前維護所打的單體柱防倒設施必須完好，規(guī)定每排柱上必須拴好護繩。4、超前維護所使用的單體柱必須完好，不得有漏液、失效現(xiàn)象，必須打在實底上，迎山有力。底板松軟時，單體柱要穿鞋；柱不夠高時，可在柱下墊一塊鞋板。5、落柱時，三用閥出液口不得正對人員，操作人員站在安全的地點，并防止柱倒傷人。6、要求風、運兩巷超前支護許多于20m，支柱要打緊，打牢，架棚必須一梁三柱。7、上、下端頭的機頭、機尾架距抬棚不得超過800mm。8、兩巷超前維護段支柱必須成直線，偏差不得超過±50mm。9、架設超前棚必須三人同時協(xié)調操作，派專人監(jiān)護。10、回撤超前棚下單體柱液壓支柱需要安排專人監(jiān)護，保證后路暢通。11、兩端頭維護過程中必須與工作面人員聯(lián)系好，與轉載機司機、大溜司機聯(lián)系好，互不阻礙的情況下方可操作，否則停止其設備運轉。二、工作面安全出口的治理（一）支護形式兩安全出口，每班設專人對其清理維護，確保巷道高度不低于1.8m，人行道寬度不小于0.8m。回風順槽和膠帶內回出的托盤、錨桿、網(wǎng)片等一切雜物都要及時運出工作面超前支護之外，并分類碼放整齊，及時上井。（二）質量要求（1）、機頭、機尾支架拉完后，必須及時升緊，達到初撐力。工作面兩端頭安全出口寬度大于0.8m，高度大于1.8m。否則，需要挑頂、擴巷，并由專人維護。（2）、支柱縱橫成線，偏差不大于±50mm。（3）、支柱支到實底，并做到迎山有力，單體支柱初撐力不小于90KN(約11.5Mpa)，不得出現(xiàn)空載支柱。兩巷超前棚所使用的單體柱，每天要用測壓儀檢測，確保達到初撐力要求，并做好記錄。（4）、所有單體支柱三用閥方向一致，閥端指向巷幫。（5）、所有單體柱設置防倒裝置。（6）、不得使用失效的單體支柱、一字架。（三）與其他工序之間的銜接關系端頭（尾）支護的前移、支設應在端頭（尾）支架完成并達到初撐力后方可進行。膠帶裝載機尾到切頂排之間采取單體支柱與走向抬棚，配合支護。工作面端頭（尾）頂板較完整的地段，在距兩頭支架前探梁1.0m的范圍內回撤頂錨桿托盤及鋼帶。兩巷頂板破裂時，托盤、鋼帶不得回撤。排頭支架、排尾支架隨工作面推進，與工作面支架一道拉移，以有效維護端頭（尾）頂板。三、支護材料的使用數(shù)量和存放治理工作面回風順槽材料場要常備有：DZ3500單體液壓支柱30根，柱帽30塊，規(guī)格為L＝4000mm的π型鋼梁20根，3.8m長坑木20根，材料場必須設在距工作面100m之外，所有備用的支護材料均必須碼放整齊，掛牌治理。四、退錨的相關要求1、退錨工具：錨索退錨采納TMQ-300\410型退錨機，退錨機不得少于3臺（進、回風順槽各一臺、一臺備用），幫錨桿退錨用扳手。2、退錨范圍：進風巷從工作面后溜機頭落山側至落山密柱排；回風巷從工作面后溜機尾減速器至落山密柱排。3、退錨的要求（1）正常情況下，退錨率要達到80%以上。確保端頭采空側頂板及時垮落。當頂板壓力大、頂板破裂、錨索外露段損壞、外露長度不足等緣故的，可不進行退錨。超高地段巷道退錨時執(zhí)行外露完好的錨索全部退的原則。如退錨率達不到80%時，端頭支護必須增至4～6路抬棚加強支護，并加強密柱排的支護。（2）退錨人員必須通過專項培訓，熟悉退錨器的結構，掌握操作要領后方可上崗。（3）退錨工具必須使用經(jīng)集團公司認可的高效退錨機。（4）退錨機使用前要對液壓管路、快速接頭等進行檢查，確認完好后再空載行走幾次，排除液壓管路中的空氣后，方可使用。退錨器使用期間要定期清理煤粉，并要做好檢修維護工作，確保退錨機的正常使用。第四節(jié)礦壓觀測一、礦壓觀測目的1、準確掌握回采工作面老頂初次來壓、周期來壓顯現(xiàn)、步距和強度，分析回采空間支架與圍巖相互作用關系，為合理選擇采煤參數(shù)、支護方式和頂板治理提供依據(jù)。2、依照五礦南翼采區(qū)礦壓觀測結果，預測本工作面初次來壓步距,周期來壓步距。二、礦壓觀測內容及方法1、觀測內容（1）回采工作面超前支護工作阻力測試；工作面液壓支架阻力測試；工作面頂板破裂度觀測；老頂初次來壓、周期來壓顯現(xiàn)、步距和強度觀測；回進風順槽頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平坑^測。（2）定期對尾巷前后的煤厚情況進行觀測并留有記錄（每五天觀測一次）。2、安裝位置在工作面支架每隔10架安設一組阻力檢測儀，機頭（尾）3架范圍及兩種支架接茬處必須安設一組。超前支護范圍內采納三組采集式阻力測壓儀進行觀測。三、礦壓觀測要求1、觀測人員應明確所測數(shù)據(jù)的用途，注意數(shù)據(jù)的代表性、準確性和科學性，按觀測打算規(guī)定辦事，及時整理觀測資料，掌握觀測進度，及時預報礦壓狀況，并采取針對性措施，確保安全生產(chǎn)。2、觀測人員必須以科學、認確實態(tài)度進行觀測分析，做到準確、真實和可靠，嚴禁弄虛做假。3、儀表儀器的安裝及治理由隊長負責，數(shù)據(jù)的觀測由隊技術員負責，檢修班設一名兼職觀測員，詳細記錄，工區(qū)技術組及生產(chǎn)技術部應隨時抽查。4、為了保證觀測數(shù)據(jù)的準確性，要求隊組要嚴格頂板治理制度，泵站壓力不低于30MPa，支架、單體柱升緊達到初撐力，否則要追究隊長的責任。四、工作面頂板及兩巷頂?shù)装遄冃渭耙平繖z測方法自回采開始到回采結束全過程，在工作面液壓支架上（前后立柱）的阻力檢測儀、回進風超前支護單體柱上安裝的測力儀，每5天讀取一次，并做好詳細記錄。五、頂板活動規(guī)律的分析依照液壓支架支護質量動態(tài)監(jiān)測、頂?shù)装遄冃渭耙平坑^測數(shù)據(jù)，礦壓組要及時對頂板來壓情況分析，包括來壓步距等，確保安全生產(chǎn)。第五章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運輸系統(tǒng)一、運輸設備及運輸方式1、運煤方式：采煤機割落的煤和放下的頂煤分不經(jīng)前、后工作溜，進風巷轉載機、順槽皮帶經(jīng)采區(qū)皮帶巷運至煤倉至主斜井到地面。2、輔助方式：運輸順槽輔助運輸采納礦車運輸，回風順槽采納無極繩梭車牽引的運輸方式。二、運輸設備安裝、固定、推移方式見表5-1。運輸設備安裝、固定、推移方式表表5-1序號設備名稱型號數(shù)量安裝位置固定方式移動方式1前部工作溜SGZ—764/4001工作面落地式千斤頂推移2后部工作溜SGZ—764/4001工作面落地式千斤頂拉移3轉載機SZZ—764/2001進風落地式自移4皮帶SJ-1000/2×1604進風落地式+地錨5梭車JQ801回風澆筑+地錨鋼絲繩牽引三、運輸路線1、運煤路線工作面→15101運輸順槽→采區(qū)皮帶巷→采區(qū)煤倉→南翼運輸巷→主斜井→地面。2、運料路線地面→副斜井→集中軌道大巷→采區(qū)軌道巷→15101運輸順槽→工作面附圖5-1：生產(chǎn)系統(tǒng)示意圖第二節(jié)通風系統(tǒng)一、工作面通風方式工作面采納“U+I”型通風方式，全負壓通風，并布置走向抽巷抽放臨近層瓦斯。進、回風巷沿煤層底板布置，內錯尾巷水平距回風24m，沿15號煤頂板布置，內錯尾巷排放采空區(qū)及本煤層瓦斯，走向高抽巷沿12號煤層頂板布置，水平距工作面回風順槽50m，利用回風斜井抽放泵站進行抽放。二、工作面風量核定、風速計算及合理性分析15101工作面通風系統(tǒng)由回風主扇負擔，回風總風量為2720m3/min，布置有一個150101工作面，配風量為1100m3/min，配電室用風量為390m3/min，其它系統(tǒng)巷總計用風量為610m3min，富余風量為500m3/min。15101綜放工作面采納鄰近層瓦斯抽放，布置有走向高抽巷，在走向高抽巷口設置有永久閉墻，并留設直徑φ380mm的抽放管路與高抽進風巷管路連接，由地面風井抽放泵站負擔。大垴溝抽放泵站安設有兩臺2BEC-62型水循環(huán)泵，抽放能力為325m3/min，功率為400KW。參照81004工作面開采時最大抽放量為10.89m3/min，可滿足抽放需求。高瓦斯礦井，15101綜放工作面布置有專用排瓦斯巷，采納“U+I”型通風方式，15101綜放工作面需風量計算過程如下：1、按瓦斯涌出量計算按照工作面回采地質講明書，絕對瓦斯涌出量為71.17m3/min，平均抽放量為8.82m3/min，平均日產(chǎn)煤4057t，相對瓦斯涌出量為37.58m3/t。現(xiàn)15101綜放工作面礦打算日產(chǎn)煤4116t，通過計算，15101綜放工作面絕對瓦斯涌出量可能為7.11m3/min。Q采=Q回+Q尾=[125q回+q尾/2%]×KCH4=[125×2.33+4.78/2%]×1.72=530×1.72=912m3/minQ采——采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要風量，m3/min；q回——采煤工作面回風平均風排瓦斯量，取2.33m3/min；q尾——采煤工作面尾巷平均風排瓦斯量，取,4.78m3/min；125——回采工作面回風流中的瓦斯?jié)舛炔怀^0.8%的換算系數(shù)KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)，取1.7。參照15101綜放工作面在正常生產(chǎn)條件下，該面日最大絕對瓦斯涌出量為10.48m3/min,平均日絕對瓦斯涌出量為6.11m3/min，其比值為1.72，大于1.7，計算取KCH4=1.72。2、按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算Q采=60×V采×S采=60×1×7.35=441m3/min式中:Q采—采煤工作面按瓦斯涌出量核定的需要風量，m3/min；V采—采煤工作面適宜風速，按采煤工作面空氣溫度選取1m/s；S采—采煤工作面最大和最小控頂距凈斷面積的平均值計算選取7.35m2；3、按回采工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量Q采=4N=4×60=240m3/min；4、按風速進行驗算a)驗算最小風量Qcf≥60×0.25ScbQcf≥60×0.25×8.81Qcf≥132m3/minScb=lcb×hcf×70%=4.84×2.4×70%=8.13m2b)驗算最大風量Qcf≤60×4.0ScsQcf≤60×4.0×5.9Qcf≤1416m3/minScs=lcs×hcf×70%=3.24×2.4×70%=5.4m2式中Scb—采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2；lcb—采煤工作面最大控頂距為4.84m；hcf—采煤工作面實際采高為2.4m；Scs—采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2；lcs—采煤工作面最小控頂距3.24m；0.25—采煤工作面同意的最小風速，m/s；70%—有效通風斷面系數(shù)；4.0—采煤工作面同意的最大風速，m/s；15101綜放工作面需要風量取其中最大值912m3/min，132m3/min≤Q≤1416m3/min，故15101綜放工作面需風量為912m3/min，尾巷風量≥411m3/min。三、通風路線附圖5-2：通風系統(tǒng)示意圖副斜井→軌道大巷→采區(qū)軌道巷→15101運輸順槽→工作面→回風順槽、采區(qū)南回風巷→西回風大巷→回風井四、瓦斯防治1、工作面必須具備正規(guī)的通風系統(tǒng)、保證足夠的風量，如遇瓦斯涌出量增大等變化時，必須及時依照需要調整風量和抽放參數(shù)。2、加強兩巷及工作面的頂板治理工作，保證通風斷面；巷內材料備件等要堆放整齊，保證風路暢通、減少通風阻力。3、所有人員必須愛護通風設施和監(jiān)測儀器，非通風人員不得移動甲烷傳感器位置。4、人員進出回風巷時，嚴禁將兩道風門同時打開，以免風流短路，若風門關閉不嚴或其他通風設施受損時，通風部必須及時修復。5、每班要擱專職瓦檢工,按規(guī)定檢查工作面、回風巷、上隅角、尾巷等處的瓦斯情況。發(fā)覺瓦斯超限必須立即停止作業(yè),同時要切斷電氣設備的電源，作業(yè)人員要聽從瓦檢工的指揮，堅持安全生產(chǎn)的“三不”原則。6、尾巷瓦斯防治（1）工作面在內錯尾巷下方區(qū)域，嚴格操縱采高。正常情況下，內錯尾巷及其前后各5架范圍采高不得超過2.4m，當煤層厚度小于5m時，采高不得超過2.2m，并可適當臥底。（2）工作面探測煤層厚度的尾巷附近進行掛牌治理。每5天對工作面進行一次探測煤厚，鉆孔探測至少在尾巷上下兩側煤體打兩個，依照實際厚度操縱采高和采取相應措施，并將探測時刻、煤厚、鉆孔及采高、施工負責人填寫在牌板上。同時填寫報表，經(jīng)隊長簽字后報生產(chǎn)技術部，由生產(chǎn)技術部建立臺賬，指導生產(chǎn)并備查。（3）當工作面煤層松軟、裂隙發(fā)育或遇地質構造時，采煤機過尾巷及其附近割煤時，機組速度不超過1.5m/min，為防止內錯尾巷與工作面塌透，必須提早在尾巷兩側煤幫距支架頂梁1.5m處向上傾斜施工注膠孔，孔底距巷道不小于1m，注化學材料加固煤體和頂板。采煤機司機在內錯尾巷及其附近割煤時，適當放慢牽引速度，采煤機割過后，要及時伸出前探梁護頂。（4）當內錯尾巷與工作面塌透時，必須采取工作面尾巷處及其前后3m范圍順巷道鋪設金屬網(wǎng)，并在尾巷塌透處上木板梁維護，用風筒布等透氣性差的柔性材料及時封堵，提早移架，將液壓支架移至最小控頂距等措施。（5）內錯尾巷及其前后5架內的支架標注或增設醒目標記，便于采煤機司機和支架工按規(guī)定操作。（6）工作面投產(chǎn)前，對尾巷支護情況進行驗收檢查，有問題及時加強支護。通風人員進入尾巷時，要同時檢查頂板、巷道積水情況，發(fā)覺問題及時匯報并組織處理。當內錯尾巷因底鼓、冒頂?shù)茸璧K風量不能滿足要求時，必須停產(chǎn)處理。7、瓦斯抽放瓦斯抽放系統(tǒng)風井泵站負擔工作面本煤層及鄰近層瓦斯抽放。本煤層抽放由兩臺ZBEY-40水環(huán)真空泵抽放，臨近層抽放由ARG-450W濕式羅茨真空泵，能夠滿足礦井鄰近層的瓦斯抽放要求。瓦斯抽放概況回采前在回采工作面回風順槽沿煤層向工作面內打長壁鉆孔，抽采本煤層瓦斯。鉆孔間距為7.5m，傾角與煤層傾角相同。孔向：大至平行回采工作面，開孔位置距煤層底板1m。附圖5-2-215101綜采工作面瓦斯抽放系統(tǒng)圖五、粉塵防治1、工作面防塵供水系統(tǒng)供水系統(tǒng)管路應安設在巷道行人側，否則應將三通閥門引至行人側，便于操作維護，管徑采納4寸管供水,供水壓力不低于1MPa?；夭晒ぷ髅婕訅罕们鞍苍O降塵劑裝置，藥劑箱應定期添加降塵劑，進風供水要緊負責各轉載點噴霧及設備冷卻水、進風凈化水幕、機組外噴霧等用水，回風供水要緊負責回風凈化水幕、沖洗巷道、長壁注水、架間及放煤口噴霧等用水，泵站必須安設反沖洗裝置并由泵工負責定期清洗。附圖5-2-1：工作面供水、防塵系圖2、綜合防塵措施（1）采煤機必須安裝內、外噴霧裝置，內噴霧壓力不得小于2MPa；外噴霧壓力不得小于4MPa，當內噴霧不能正常使用時，外噴霧壓力不小于8MPa。,工作面必須安裝加壓泵，加壓泵壓力不小于8Mpa，額定流量不小于320L/min，加壓泵出水管須聯(lián)接采煤機外噴霧、支架和放煤口噴霧。無水或噴霧裝置損壞時必須停機。（2）綜采工作面，必須在每架支架的掩護梁下安裝一道噴霧設施，實現(xiàn)與液壓支架聯(lián)動或安裝回采面塵源跟蹤降塵噴霧系統(tǒng)。綜放面支架必須安設自動噴霧系統(tǒng)。本架放煤時，下架與本架同時自動聯(lián)動噴霧。每組許多于3個噴嘴，后立柱和掩護梁之間設一組，伸縮板兩側各設一組，三組噴霧聯(lián)接成針對本架、上架放煤的聯(lián)動噴霧系統(tǒng)；上架放煤時本架噴霧自動打過5%。（3）進風巷每隔50m，回風巷每隔100m安裝一個三通閥門，水壓不小于1MPa。三通水門要編號治理，管路平直不漏開。安設塵源跟蹤降塵噴霧系統(tǒng)的采煤工作面，能夠和采煤機實現(xiàn)同時開啟和關閉，通過布置在支架上的高壓噴嘴產(chǎn)生的噴霧在滾筒周圍形成強大、厚實的水霧包圍圈，使粉塵有效濕潤和就地沉降。水源采納高壓噴霧泵站供水，壓力8—12Mpa，支架噴霧通過接收采煤機發(fā)射器發(fā)出的信號，同時在采煤機上風側和下風側各3到5架噴霧，噴向滾筒，噴霧總耗水量112L/min。工作面噴霧裝置在正常使用過程，要求安裝率達到100%，完好率達到95%以上，失修率不得超水，進風供水要緊負責各轉載點噴霧及設備冷卻水、進風凈化水幕、機組外噴霧等用水，回風供水要緊負責回風凈化水幕、沖洗巷道、長壁注水、架間及放煤口噴霧等用水。（4）進、回風巷各設5道全斷面凈化水幕，在進、回風巷距工作面30～50m范圍內各安設兩道，在進風巷口往里10～30m范圍安一道，回風巷距工作面50m范圍往外每隔300m安一道，水壓不小于1MPa。凈化水幕噴咀方向必須是順風方向，噴咀間距不大于0.5m，保證咀咀出水呈霧狀，能覆蓋全斷面。所有凈化水幕必須覆蓋巷道全斷面，水壓不小于1Mpa。各類噴霧必須設置單獨的三通閥門和過濾器，并有專人維護。（5）皮帶機頭、轉載點必須安設自動噴霧（觸控），安裝地點距各機頭上方0.3m處，能做到開機自動噴霧灑水，水壓不小于1MPa。（6）供入工作面的水必須經(jīng)濾器進行過濾。過濾器要水平安裝，排污咀朝下。截止閥安裝在過濾器后面。工作面順槽主管設60-80目過濾器，凈化水幕管路上必須安裝60～80（100-120）目過濾器。（7）采煤工作面（進、回風巷每天沖洗一次，工作面的皮帶轉載點每小班由崗位工清掃、沖洗一次)定期清掃、沖洗巷道頂幫、皮帶架、電纜、列車、設備及支架等上的煤塵，不得有厚度超過2mm連續(xù)長度大于5m的煤塵堆積（手捏成團經(jīng)振動不飛揚不在此限）。（8）在距工作面30m的回風巷中安設1枚粉塵傳感器，確保能夠對工作面粉塵濃度進行連續(xù)監(jiān)測。并與凈化水幕實現(xiàn)聯(lián)鎖。即：粉塵濃度超限時，自動開啟噴霧。（9）在工作面及回風巷作業(yè)人員都要配戴防塵口罩。（10）在進風泵站處安裝加壓泵2臺，自動水箱1個，專供機組外噴霧系統(tǒng)。加壓泵必須保證24小時能夠正常運轉，以確保機組外噴霧壓力達到集團公司規(guī)定要求。（11）煤層注水：采納長壁式注水方式，從工作面回風巷平行于工作面打注水孔。注水孔孔徑42～50mm、孔距20m、孔深不小于工作面長度的2/3，水壓要求達到8～12MPa注水量達到25—35L/min，注水標準：要使煤體普遍達到濕潤、鄰孔出水、煤壁掛汗為止。煤體水份含量增加量要達到1.5%以上。附：煤體注水鉆孔布置示意圖（12）在工作面進、回風巷每隔200m設置一組隔爆水棚，（工作面設置輔助隔爆棚的順槽巷道應設多組水棚，每組間距不得大于200m）第一排集中水棚與工作面的距離必須保持60～200m，水棚安設的原則是當受到爆炸沖擊時，水袋中的水易潑出。在距進、回風口30m處，距工作面75m處各設置一道輔助隔爆水棚，（水棚應設置在巷道的直線段內，水棚與巷道交叉口、轉彎處的距離須保持50～75m，與風門的距離須大于25m。）水量不小于200L/m2，水棚的棚區(qū)長度不小于20m，水棚排距1.2～3m，水袋之間的間隙以及與支架或巷璧之間的間隙之和不得大于1.5m，水袋邊與巷璧、支架、頂板之間的距離不得小于0.1m，水袋距軌道不小于1.8m，水袋吊掛平直。水棚應保持同一高度，需要挑頂時，水棚區(qū)內的巷道斷面應與其前后各20m長的巷道斷面一致。3、工作面粉塵測定制度及裝備（1）測塵點應布置在產(chǎn)塵源的回風側。（2）測塵點應布置在粉塵擴散較為均勻的工人工作帶內（一般高度為1.5m左右），測塵時應在工作面正常生產(chǎn)時的產(chǎn)塵高峰期進行。（3）工作面測塵點的選擇和布置=1\*GB3①采煤機割煤時，機后10～15m處；=2\*GB3②工作面移架時的工人工作地點；=3\*GB3③采煤機司機工作地點；=4\*GB3④工作面進、回風巷至工作面端頭10～15m處。（4）每月應對各測塵點測定粉塵濃度兩次，測定時用CCHZ-1000全自動粉塵測定儀分不測定全塵、呼塵，并做好記錄上井后填寫報表上報。如用AKFC-92A粉塵采樣器采樣測定時，所采樣品上井后用分析天平稱重后分全塵、呼塵填寫報表上報。（5）測塵組每半年應對煤塵中的二氧化硅（SiO2）含量和分散度進行一次送檢化驗。（6）測塵組每季度對工人進行一次全工班個體呼吸性粉塵的采樣覆蓋率達到隊組的25%。六、防治煤層自燃發(fā)火技術措施1、監(jiān)測系統(tǒng)在工作面回風巷以里10～15米處安設1枚溫度傳感器和1枚一氧化碳傳感器，在尾巷柵欄以里10～15米處安設1枚溫度傳感器和1枚一氧化碳傳感器。2、防滅火措施（1）工作面瓦檢工要對進風落山、工作面風流、后部溜風流、回風落山、機尾、回風風流、尾巷風流的一氧化碳、溫度等自燃發(fā)火參數(shù)進行檢查，每班不得少于一次。（2）加強工作面瓦斯監(jiān)測監(jiān)控治理，遙測隊必須按規(guī)定在回風巷和尾巷安設瓦斯、一氧化碳、溫度傳感器，并嚴格按規(guī)定對監(jiān)測系統(tǒng)、監(jiān)測設備進行維護、標校，確保各傳感器準確、靈敏、可靠。（3）工作面配備專職瓦斯檢查工，配帶比長式一氧化碳鑒定器和溫度儀，按照巡回檢查圖表路線詳細檢查工作面回風落山角及尾巷的一氧化碳、溫度情況。（4）采煤隊要加強機電設備的治理，杜絕電氣設備、線路“失爆”。（5）生產(chǎn)隊組必須對工作面進、回風落山及時剪網(wǎng)、退錨，保證工作面采過后頂板能及時跨落，以減少工作面向采空區(qū)漏風。（6）生產(chǎn)隊組在放頂煤時要盡量放盡，以防止殘留浮煤自燃（7）任何一處發(fā)覺一氧化碳等自燃發(fā)火預兆，要立即匯報通風調度，加強觀測、進行取樣化驗。（8）在井下發(fā)生自燃災難事故后，救災人員只能在一氧化碳濃度小于0.0024％、瓦斯?jié)舛刃∮?.0％、并在搶救隊員監(jiān)護下進行滅火救災工作。同時嚴禁擅自移動火區(qū)內各種通風設施，確保原有通風系統(tǒng)穩(wěn)定，幸免火災事故的擴大。（9）工作面連續(xù)5天平均日推進度少于1m時，礦必須組織專題研究如何加快推進度，并制定防滅火措施；連續(xù)10天日平均推進度少于1m時，報請集團公司生產(chǎn)技術部組織研究分析；月平均推進度少于30m，必須采取預防性注膠、注阻化劑、均壓等措施，出現(xiàn)一氧化碳時必須專題研究后，并制定防滅火措施。（10）加強自然發(fā)火的預測預報工作，取樣化驗周期為：正常生產(chǎn)工作面每月2次，遇構造不能正常推進的工作面每周2次，大面積出現(xiàn)一氧化碳或一氧化碳超標的工作面每天1次，每月至少測定1次已采工作面進回風巷壓差，及時合理調整壓差，減少已采區(qū)漏風。對所有防火墻，礦必須組織驗收，確保質量。3、工作面停采后的防滅火措施及永久密閉構筑設計（1）工作面在停采結束后應及時進行工作面設備的拆除，必須在45天內進行永久性封閉。（2）工作面構筑