6544工作面作业规程.doc

6544工作面作业规程 规 程 编号BS/QP7.5－02－6544 施 工 单位 采煤一区 工作面名称 6544 持 用 单位 采煤一区 2005年 12 月 审 批 记 录 主持人 日 期 年 月 日 单 位 姓 名 日 期 备 注 编 制 单 位 编 制 人 区 长 审 核 单 位 负 责 人 技 术 科 通 风 区 安 监 处 调 度 所 煤 质 科 电 管 科 地 质 科 批 准 人 矿 总 工 程 师 审 批 意 见 目 录 第一章 概况第1 页 第一节 工作面位置、井上下关系、煤层、煤种及顶底板情况 第1 页 第二节 地质构造 第2 页 第三节 水文地质 第3 页 第四节 地质部门对回采过程的建议及煤岩层柱状对比图 第7 页 第五节 储量及服务年限 第8 页 第二章 采煤方法 第9 页 第一节 巷道布置 第9 页 第二节 采煤工艺 第9 页 第三节 设备配置 第13页 第三章 顶板管理 第14页 第一节 支护设计 第14页 第二节 工作面顶板管理 第17页 第三节 回采巷道及支护与回收 第23页 第四节 矿压观测 第29页 第四章 生产系统 第30页 第一节 运输系统 第30页 第二节 通风防尘、压风与安全监测系统 第30页 第三节 一通三防管理措施 第33页 第四节 排水系统 第35页 第五节 供电系统 第35页 第六节 通信系统 第35页 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第36页 第一节 劳动组织 第36页 第二节 主要技术经济指标 第38页 第六章 煤质管理 第39页 第七章 技术安全措施 第40页 第一节 一般规定 第40页 第二节 顶板管理 第42页 第三节 防治水 第43页 第四节 爆破及火工品管理 第44页 第五节 运输管理 第48页 第六节 机电管理 第49页 第七节 主要工种操作流程 第53页 第八节 过断层、底鼓措施 第55页 第九节 其他 第56页 第八章 灾害预防及避灾路线 第58页 66 第一章 概 况 第一节 工作面位置、井上下关 系、煤层、煤种及顶底板情况见表1 表1工作面位置、井上下关系、煤层、煤种及顶底板情况 序号 项 目 内 容 1 概 况 工作面 位置、 范围、 储量、 与 地面关系 6544工作面位于六五采区东南部 ，程楼向斜的南翼；其北部邻近63采区，南部为煤层风氧化带，西部为6543采空区，东部为尚未开拓地段。 该工作面设计走向长655～675m ；倾斜宽切眼160m,甩正后150m ；可采面积91589 m，一般煤厚2.4～3.0m,工业储量34.7万t。 地面大部分为农田，无村庄和其他建筑物，但有矿区专用铁路线从工作面上方穿过。此外，靠近工作面收作线附近地表有一沟渠。在工作面回采时，对铁路线及沟渠均有影响。 2 煤 层 赋 存 情 况 厚 度 平均厚度2．7m，一般厚度为2.4～3.0m。 标 高 -148．1～-228．9m 夹 矸 有0.3～0.6m的泥岩夹矸 3 煤 种 无烟煤 煤尘爆炸性 有煤尘爆炸危险性 4 CH4m3/min 0 CO 0.2 5 顶 底 板 情 况 伪 顶 局部地段有0.4m厚的泥岩，浅灰色，易掉落。 直接顶 厚3.0～10m，呈块状，致密；以灰～深灰色粉细砂岩为主，局部为泥岩。 老 顶 厚8～10m，以浅灰～深灰色粉砂岩、泥岩为主。 直接底 厚4.5～5.5m，以浅灰色粉砂岩为主。 第二节 地 质 构 造 程楼向斜轴部从工作面收作线外侧穿过，工作面处于程楼向斜南翼。据已揭露的地质资料分析，该工作面地质构造较复杂，对回采工作有影响的地质构造主要是断层和底鼓薄煤带。 一、断层情况以及对回采的影响 表2 断层情况分析表 断层名称 走 向 倾 向 倾 角 性质 落差（m） 对回采的影响 F6544-1 170 ∠50 正 0.5 不 大 F6544-2 165～180 ∠6575 正 1.55 较 大 F6544-3 80 ∠85 正 2.0 有一定影响 F6544-4 180 ∠60 正 1.4 有一定影响 F6544-5 198 ∠30 正 1.4 有一定影响 F6544-6 205 ∠55 正 0.6 不大 F6544-7 298 ∠55 正 1.3 有一定影响 F6544-8 95 ∠60 正 1.1 有一定影响 F6543-6 205 ∠60 正 1.7 有一定影响 F6543-5 200 ∠60 正 2.7 较 大 F6544-9 132 ∠60 正 1.2 不 大 F6543-4 200 ∠50 正 1.2 有一定影响 F6544-10 170 ∠50 正 0.8 不 大 F6544-11 205 ∠50 正 0.6 不 大 F6544-12 265 ∠50 正 1.0 不 大 二、底鼓薄煤带 1、受F6544-10正断层影响，在6544机巷F10点前25～38m段揭露一底鼓带，底鼓带内煤层最薄处煤厚1.4m，预计该底鼓带将向工作面内延伸10m左右，对回采工作有一定影响。 2、受F6544-9正断层影响，在6544机巷F13点前7～34m段揭露一底鼓带，底鼓带内煤层最薄处煤厚1.3m，预计该底鼓带将向工作面内延伸15m左右，对回采工作有一定影响。 3、受F6543-5正断层影响，在6544机巷F14点前0～41m段揭露一底鼓薄煤带，底鼓带内煤层最薄处煤厚0.5m，同时在底鼓带内还揭露一层厚约0.6m的砂岩夹矸，预计该底鼓带将向工作面内延伸35m左右，对回采工作影响较大。 4、受F6543-6及F6544-9正断层影响，在6544机巷F16点前20m～F20点间揭露一底鼓薄煤带，底鼓带内煤层最薄处煤厚0.8 m，同时在底鼓带内还揭露一层厚约0.5～0.8m的砂岩夹矸，预计该底鼓带将向工作面内延伸25m左右，对回采工作影响较大。 5、在6544工作面风巷D15点处～D16点前18m间揭露一底鼓带，底鼓带内煤层最薄处煤厚1.6m，预计该底鼓带将向工作面内延伸10m左右，对回采工作有一定影响。 总体说来 ，工作面地质构造较复杂 ，断层及底鼓薄煤带是本工作面内存在的主要地质构造现象，造成局部地段煤层顶底板起伏较大，顶板比较破碎，煤层变薄，并发育有砂泥岩夹矸及顶底板穿刺现象，给6544工作面的回采工作带来诸多不利因素。 第三节 水 文 地 质 该工作面属于缩小防水煤柱，提高回采上限工作面，回采上限煤层顶板标高－145.6m。现对该工作面的主要水文地质情况作如下分析 一、松散层含水层 该设计工作面范围内松散层有一、二、三、四含水层（组），及一、二、三隔水层（组），厚152.1～163.1m。其中一、二含水层（组）因有分布稳定、隔水性能良好的一、二隔水层（组）隔离，对工作面充水无影响。对该设计工作面煤层开采具有直接影响和威胁的主要因素为“三含”、“四含”的富水性及“三隔”的分布情况。 1、“三含” 该设计工作面范围内“三含”普遍发育，分布稳定，厚约34～41.6m。主要为由夹砾粉细砂层、粘土质砂和薄粘土层组成的复合结构。据02-2孔抽水试验，q＝0.84～1.07L/sm，k＝2.73～2.83m/d。是一组主要接受区域迳流补给，水平渗透能力较强的中等富水性的含水层。 2、“三隔” 该设计工作面范围内“三隔”分布稳定，厚11.9～23.3m。主要由粘土层、砂质粘土组成，能起到很好的隔水作用。 3、“四含” “四含”直接覆盖在基岩面之上， 在工作面上方普遍发育，厚约7～15.1m，由粘土夹砾石、粘土质砂、砂及粘土混合组成。据水文地质勘探的B18、B38和02-1孔抽水试验，q＝0.0099～0.033 L/s.m，k＝0.127～0.174 m/d，属弱～微弱含水层。 二、煤系地层砂岩裂隙水 煤系地层砂岩裂隙水为该工作面的直接充水水源，以静储量为主，补给有限。其赋存特点主要决定于构造裂隙的发育及分布情况，呈不均一性，总体上有涌出快、疏干快的特点。在回采过程中表现为局部地段顶板会有淋、滴水及底板涌水现象，水量将不大于2m3/h 。 三、太原群石灰岩水 下伏太原群灰岩和煤系基底奥陶系灰岩是矿区的主要水体，由于6煤底板以下发育有致密完整、裂隙不发育的海相泥岩，以及泥质粉砂岩，泥钙质胶结的砂岩，具良好的隔水性能，且6煤与太灰相距均在50m以上，奥灰距煤层更远，所以在一般情况下，若无断裂和陷落柱沟通，灰岩水不会涌入矿坑造成水害。 四、水文地质条件综合分析 1、“三含”为一中等含水层，水量丰富，由于有11.9～23.3m良好的三隔隔离，与下部 “四含” 的水力联系很差 “三含”水不会对工作面造成大的威胁。 2、“四含”为一弱～微弱含水层，是威胁该工作面开采的主要含水体。 据02-1、02-2孔勘探资料揭露的此含水层微观组合特征分析，该含水层水平渗透能力比垂直渗透能力强。“四含”虽直接覆盖在煤系露头之上，但根据邻近水文地质条件相似的6527、6514工作面的开采实践，其含水性对浅部煤层的开采构成不了明显的威胁。松散顶板的防抽冒是6544工作面安全开采的重要管理工作之一。 3、煤系地层 砂岩裂隙水以静储量为主，总体水量不大。表现在回采过程中多以顶板淋 、滴水形式出现，其特点是水量小 ，疏干快；预计涌水量1.0～2.0m3/h ,对回采工作影响不大。 4、本工作面基岩面标高－124.3～－128.0m,煤层上覆基岩厚17.6～93.5m，风巷转切眼处基岩最薄，厚17.6 m，切眼及附近地段基岩较薄 。据02-2、B39、B58及其附近钻孔资料 ，本工作面风氧化带深度16～21m ，其中强风化带7～10m ，弱风化带9～14m。 由我矿近几年来科研及开采实践证明遭受强风化基岩段内在结构及组分变异以及松散层下部粘土层的组分属性，决定着它们同时具有阻碍上面“四含”水垂直下渗和抑制下面采动裂隙向上发展的作用，可以视为良好隔水层。 五、留设煤岩柱计算 “四含”为一弱～微弱含水层， 据“三下”采煤规程规定，此类水体是允许受采动影响的，即在这种水文地质条件下 ，允许导水裂隙带顶点波及该含水层，但不允许冒落带接近该层底部，即安全煤岩柱高度＝冒落带高度＋保护层厚度。 1、“两带”高度计算 根据我矿与安徽理工大学合作开展的xx煤矿中等含水层下留设防砂煤柱的试验研究、xx煤矿风氧化带内煤层的安全开采试验研究科研报告，65采区煤层浅部覆岩属于软弱 ～极软弱型。因此，设计6544工作面选用软弱型覆岩计算公式进行“两带”高度计算。采高按2.7m计算 覆岩为软弱时冒落带高度Hm＝［100∑M／6.2∑M＋32 ］1.5 ＝［1002.7／6.22.7＋32］1.5 ＝7.04m 2、保护层计算 按 “三下” 采煤规程规定 ，设计6544工作面可按“松散层底部无粘性土层隔水层”的情况选取，Hb＝2A＝22.7＝5.4 m。 3、留设煤岩柱垂高计算 按软弱覆岩计算Hsh＝Hm＋Hb＝7.04＋5.4＝12.44 m 根据上述计算结果 ，6544工作面 基岩最薄为17.6m ，而Hsh＝ 12.44m＜17.6m。 因此冒落带高度波及不到“四含” ，给6544工作面的回采增加了安全因素。 根据 xx煤矿中等含水层下留设防砂煤柱开采的实验研究结论两带高度与 煤层覆岩岩层 的岩性和风化 程度有关 ，软弱、泥化、风化程度愈高 ，两带发育高度则愈低 。根据基岩风化带多为泥岩 、粉砂岩 ，受强风化后 ，塑性较好 ，能随着下部岩层的垮落而均匀的弯曲下沉，能有效地抑制裂隙带的发育高度 ，而松散层本身结构特点 也难以产生导水裂隙 ，因此，“两带”的发育高度应比正常条件下要小。 “四含”本身赋水性弱 ，渗透能力差 ，接受补给量有限、缓慢，这就造成边采边疏干的有利条件 。相邻的6543 、6514 、6513工作面的回采提前对6544工作面上方的 “四含”水给予一定的疏放 ，对6544工作面的回采带来一定的有利条件。 从生产实 践来看 ，相邻的6527 、6514工作面 基岩 最薄分别 仅厚11.6m、13.5m，均比6544工作面最薄基岩厚度 17.6m要小 ，这两个工作面均已 顺利安全的回采 ，其提高回采 上限科研成果 及安全开采技 术经验对6544工作面的安全回采具有科学现实的指导意义。 综合上述分析可以看出 ，在工作面顶板不发生非均衡性破坏的情况下，冒落带不会进入“四含”内，导水裂隙带则可能会波及到四含，工作面出水量会有所增大，预计总涌水量不超过5m3/h。只要采取相应的安全技术措施，可以实现安全回采。 第四节 地质部门对回采过程的建议及煤岩层柱状对比图（见表3 表3地质部门对回采过程的建议及煤岩层柱状对比图 存在问题及要求 煤岩层柱状 比例尺1200 1、开切眼处揭露两条断层，因此在初次放顶期间应加强顶板管理，严防抽冒。 2、局部地段煤层倾角较大，应作好机械设备的防倒、防滑工作。 3、该工作面构造较复杂，底鼓较多，在回采过程中应该把煤与矸石分采分攉，提高煤质。 4、配备一定的排水设备，及时抽排巷道内低洼处积水。 5、若遇地质构造及水文地质发生异常时，及时与技术科地质组联系。 层 厚 （m） 柱 状 岩 性 07．5 ‥ ‥ ‥ ‥ ‥ ‥ 中 砂 岩 2．58．0 ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ 粉 砂 岩 2．54．0 泥 岩 3．011．0 ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥ ‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥ ‥ 粉 细 、 中 砂 岩 互 层 3．06．5 ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ 粉 砂 岩 01．6 泥岩 0．53．8 -148．1 -228．9 六 煤 4．55．5 ‥‥ ‥‥ ‥‥ ‥‥ 粉 砂 岩 第五节 储 量 及 服 务 年 限 一、储 量 走 向 长 655～675m 倾 斜 宽 切眼160m，甩正后150 m 可采面积 91589 m 一般煤厚 2.4m3.0m 容 重 1.42 t/m3 地 质 储量 34.7万t 回 采 煤量 34.7万t 二、采煤工作面服务年限由于初放和地质构造影响约11个月 第二章 采煤方法 第一节 巷 道 布 置 采煤工作面巷道布置 工作面采用倾斜长壁布置，风巷、机巷、开切眼均跟顶板掘进，进风巷大部分采用锚杆、锚网支护，仅局部采用工字钢棚支护；机巷是沿空掘进，均采用工字钢棚支护；做开切眼时也采用工字钢棚支护。机、风巷高度为2.1m、宽2.6m。 第二节 采煤工艺 一、工艺流程 打眼→装药→爆破→挂梁（临时支护）→攉煤→杈柱（上绳、背帮）→攉煤→移车→补正规柱→回柱 二、采高和循环进度 1、采高工作面跟顶回采，正常回采期间，正常情况下工作面使用DW31-250/100X型柱塞悬浮式支柱和DZ-28型液压支柱，其采高控制不得超过2.9m。 2、初放期间，无论遇到什么地质构造，无论用什么型号的支柱，其采高控制在2.4m以内；初放结束后，如遇底鼓或断层时，可采用DZ-20和DZ-25型支柱采高最低不得低于1.8m。 说明DW31-250/100X型柱塞悬浮式支柱中，D代表单体液压支柱；W代表外注式；31为支柱的最大高度，实际为3.15m；250为支柱的额定工作阻力，合计为34.6MPa；100为支柱的油缸直径；X为柱塞悬浮式技术原理。另外本支柱重量为65Kg，支柱工作范围1780～3150mm.），最大采高不得大于2.9m。特殊情况下措施另补。 3、循环进度1.2m。 三、落煤 1、落煤方式放炮与手镐落煤相结合。 2、炮眼布置方式及爆破方法 （1）炮眼布置方式三花眼布置； （2）爆破方法串联放炮，一次串联最多5个炮眼为一组，每组间隔2m，且为正向爆破； （3）炸药种类水胶炸药； （4）雷管种类瞬发或毫秒雷管。 （5）炮眼布置三视图（1100）； （6）炮眼说明及装药量计算。（使用水胶炸药0.25Kg/卷）（见表4） 表4炮眼说明及装药量计算 项 目 单 位 数 量 备 注 每峒炮眼数 （每峒按150米算） 个 340 每排170个眼左右 装 药 量 Kg/个 顶眼 0.5 根据工作面实际情况眼距可放大可缩小；各眼装药量可增可减，但均不大于0.75Kg； 顶眼也可略去。 底眼 0.75 每 峒 消耗量 炸药 Kg 212.5 （0.50.75）170 212.5 雷管 发 340 1702340 消耗定额 （每峒按800吨计算） 炸药 Kg/万t 2656.3 10000800212.52656.3 雷管 发/万t 4250 100008003404250 四、装运煤 工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出；运输巷采用刮板输送机、带式输送机运煤。 五、工作面支护及采空区处理 （一）工作面支护 1、支护形式。单体液压支柱配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱一梁一柱正悬臂走向铰接顶梁棚；后定位800mm/400mm进行支护顶板，正常生产时采用“三 四”峒管理。 2、支护质量和过顶要求。 （1）支护质量。 ①工作面支柱、顶梁对号管理，编号清晰。 ②支柱打成一直线，排距1200mm、柱距500mm，偏差均不超过100mm；端面距不大于300mm。新暴露的顶板要及时支护。 ③支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角3～5，工作面支柱必须全承载。 ④支柱钻底量大于100mm时要穿柱鞋，初撑力不得低于90KN，不足的要进行二次补液。 ⑤工作面配齐水平销，挂梁后水平销要打满劲，水平销应水平插入顶梁牙口内，严禁将水平销立插，正常情况下插入方向是小头朝工作面上方，禁止用木楔或其他物品代替水平销。 ⑥煤层变化时，必须及时更换的适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱伸出量不少于150mm。 ⑦不得使用损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。 （2）过顶规格要求。每棚不少于6根塘柴棍，笆片每棚至少2片.均匀过在上、下两棚之间，过顶料横跨两梁，不得出现“一郎担山”现象，顶板破碎和漏、掉顶处，必须用木料、塘柴捆等接实过严，严禁空顶，超前挂梁管理顶板，并补上临时支柱。 （3）背帮规格要求每棚大笆1～2片，塘柴棍不少于3根。大笆上到顶、下距底板0.2m左右，塘柴棍要均匀地用麻绳系在单体上。 （二）采空区处理 工作面采空区采用全部垮落法处理。 六、采煤工作面正规循环生产能力 WLShrn 1601.22.71.421.2t ≈880 t 式中 W工作面正规循环生产能力，t; L工作面长度，m； S工作面循环进尺，m； h工作面采高，m； r煤的密度，t/m3 ； n配产系数（至少1.2） 七、采煤工作面月生产能力 8801.530≈4万t 八、采煤工效当天产量/一圆班出勤人数（8801.5）/1518.7 t 第三节 设 备 配 置 表5 工作面机电设备配置表 设 备 名 称 规 格 型 号 功 率 （ KW ） 数 量 小计 使用 备用 乳 化 液 泵 MRD125/31.5A 75/台 2 1 1 刮板运输机 GWS-40T 55/台 3 3 水煤 电钻 NM22 2.2/台 2 1 1 水 泵 KW660-50 5/台 4 2 2 合 计 247.2 工作面机电设备布置图如下 说明1为水泵；2为上部刮板运输机；3为下部刮板运输机；4为机巷综保；5为机巷刮板运输机；6为风巷综保；7为乳化液泵；8为水泵。 第三章 顶 板 管 理 第一节 支护设计 一、单体支柱支护强度验算 （一）支架规格的选定 1、确定顶板下沉量 由公式（估算公式）SLηML 其中M为煤层采高（取2.7m）； L为距煤帮距离（取4.8m）；η为0.025～0.05的比例常数（本工作面顶板下沉量约为60mm/m左右，取0.03）。 则SL0.032.74.8≈388mm 2、确定支架规格 （1）Hmax Mmax - b 其中Hmax为支柱的最大高度； Mmax为工作面最大采高； b为顶梁厚度（96mm）。 则Hmax 2900-962804 mm （2）Hmin Mmin-SL-b-ay 其中Hmin 为支柱最小高度； Mmin 为工作面最小采高； SL为顶板下沉量； b为顶梁厚度（96mm）； y为支柱钻底量，取100mm； a 为回收支柱时必要的卸载高度（取50mm）。 则Hmin 1800-388-96-50100 1366mm 由（1）、（2）结果查表选用悬浮式液压支柱或DZ-28、DZ-25和DZ-20型外注液压单体支柱为宜，其最大高度3100mm，最小高度为1200mm, DW31-250/100X工作行程为1370mm；其他型号支柱工作行程为800mm。但工作面平均采高在2.5m左右，故基本支柱为DZ-28型液压单体。 （二）工作面支架合理的工作阻力计算 用估算公式来确定采场支架所应承受的顶板压力，即顶板压力为4～8倍采高岩重。有 P（4～8）Mγ 其中M为煤层采高；γ为顶板岩层平均容重（为24.5KN/m3）。 另外由于工作面直接顶平均厚度为6.5m，则要取小的系数，故取4。 则 P 4 2.724.5 264.6 KN/m2 （三）、工作面支架布置参数的确定 1、所需满足的最小支护密度 由公式 nPt/ηRt 式中Pt为工作面支护强度（取法PtP264.6 KN/m2 ）； Rt为支柱额定工作阻力（额定支护重量25t，即245kN/根）。 η 为支柱额定工作阻力实际利用系数（单体液压支柱为0.85左右，取0.85）。则 n264.6/（0.85245）≈1.27根/m2 2、柱距（在已确定排距为1.2m的情况下确定柱距） 再由公式 aNS/（NbF） 式中 N为工作面支柱排数（取最大控顶距时的排数4）； S为每根支柱的支护面积，m2； F为机道上方梁端至煤壁的距离取0.2m）； b为排距（1.2m）。 因为S是支护密度n的倒数，因此上述公式可改写为 a ηRtN/［（NbF）Pt ］ 0.852454［（41.2＋0.2）264.6］ ≈630mm （四）本工作面的顶板支护管理 1、根据如上参数，确定排距1200mm， 柱距500mm，其偏差不得超过100mm. 2、验算 最大柱距500mm100mm600mm＜630mm 支护密度柱距取最大时0.6m 1／（1.20.6）≈1.38根/m2＞1.27根/m2 （五）预计工作面矿压参数参考表（见表6） 表6 工作面矿压参数参考表 序 号 项 目 单位 同煤层 实 测 本 面 预计或选取 1 顶 底 板 条件 直接顶厚度 m 3～10 6 基本顶厚度（老顶） m 8～10 10 直接底厚度 m 4.5～5.5 4.5～5.5 2 直接顶初次垮落步距 m 16.65～25.65 21.15 3 初 次 来 压 来压步距 m 27.90～41.31 34.6 最大平均支护强度 KN/m2 264.6 264.6 最大平均顶底板移近量 mm/m 100 100 来压显现程度 明显 明显 4 周 期 来 压 来压步距 m 11.1～17.1 11.1～17.1 最大平均支护强度 KN/m2 264.6 264.6 最大平均顶底板移近量 mm/m 90 90 来压显现程度 不明显 不明显 5 平 时 最大平均支护强度 KN/m2 264.6 264.6 最大平均顶底板移近量 mm/m 60 60 6 直接顶悬顶情况 m 1 1 7 底板允许比压 MPa 8.30 8.30 8 直接顶类型 类 Ⅲ Ⅲ 9 基本顶类型（老顶） 类 Ⅲ Ⅲ 10 巷道超前影响范围 m 20 20 二、乳化液泵站设计 1、液压管路泵站→风巷→风巷超前支护棚→工作面→机巷超前支护棚→机巷。 2、泵站及管理要求 （1）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。 （2）正常回采期间，泵压不低于18MPa，乳化液浓度达2～3，有配比和检测手段，泵站周围不得有积水、积物、杂物。 （3）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。 （4）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。 （5）开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。 （6）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用时后座不能对着人，以防掉在刮板输送机上被拉走，从而杜绝高压胶管伤人事故。 （7）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。 （8）泵压由检修工调定，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。 （9）更换液压胶管或液压密封，应停油泵或关闭断路阀。 （10）液压管路在上部车机头段安设一截止阀门，以便在下部车改管路等情况时，无需停泵，不影响上部车的液压管路工作。 第二节 工作面顶板管理 一、控顶方法 1、护顶方法及材料规格。 （1）单体液压支柱配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱走向棚布置，一梁一柱形式，后定位800mm/400mm支护顶板，正常生产期间采用“三 四”峒管理。 （2）材料规格。（见表7） 表7 材料规格表 项 目 名 称 规 格 单位 需用量 备 注 基 本 支 架 支 柱 DZ-28 根 1670 323棚 4梁5柱 顶 梁 HDJA-1200 个 1300 小 笆 0.4m0.8m 片 970 每峒需用量 塘材棍 Φ0.02m1.2m 根 970 特殊 支架 支柱 DZ-28 根 480 初放期间使用（160m） 半圆木 Φ0.2m1.8m 棵 160 超前 支架 支 柱 DZ-28 根 480 两巷挑棚 顶 梁 HDJA-1200 个 200 其 它 大 笆 1.6m0.8m 片 400 回一峒 塘柴捆 捆 麻 绳 公斤 支 柱 DZ-25、悬浮式液压支柱 根 各300 备 用 合 计 支 柱 DZ-28 根 2630 在 用 顶 梁 HDJA-1200 个 1500 半圆木 Φ0.2m1.8m 棵 160 （3）顶板管理参数。见表8 表8 顶板管理参数 项目 阶段 控顶距（m） 初撑力 （KN/棵） 放顶步距（m） 顶底板移近量 （mm/m） 端面距 mm 底板比压（MPa） 最大 最小 初次放顶 4.8 3.6 90 1.2 100 ≤300 3.7 正常放顶 4.8 3.6 90 1.2 100 ≤300 3.7 2、工作面基本支架形式、过顶规格及背帮柱情况 基本支架形式齐梁齐柱一梁一柱正悬臂走向铰接顶梁棚； 过顶规格柱距500mm，其偏差不得超过100mm，每棚不少于6根塘柴棍、笆片不少于2片。 背帮柱背帮柱杈齐； （1）平面图 （2）纵横剖面图 3、车窝支护形式及规格要求（包括上下出口及超前支护形式） （1）车窝超前工作面一峒，工作面机头要坚持正确使用好4对8根长钢梁（4棚）。长钢梁采用交替迈步的方式,棚间距为700mm，其偏差不得超过100mm。长钢梁使用HDJA-3000型铰接顶梁，长钢梁为一梁三柱，老塘侧长钢梁后端采用挂铰接顶梁来支护顶板。 （2）上下出口距煤壁20米范围内超前加强支护，人行道宽度不小于0.7m，高度不低于1.6m；使用HDJA-1200型铰接顶梁，DZ-28或DZ-25型单体作柱。机巷四排挑棚为一梁二柱，风巷靠人行道侧两排挑棚为一梁一柱，其余两排为一粱二柱。 （1、平面图（1120） （2、纵横剖面图（1120） 4、工作面特殊支架使用及规格 根据工作面实际情况，初次放顶期间工作面老塘侧架设双排一梁三柱顺山抗棚（见附图１）。梁为Φ0.21.8ｍ半圆木，DZ-28单体作柱，抗棚间距不大于0.5ｍ。 5、循环支护材料消耗计算基础表（切眼为160m，正常后工作面倾斜宽为150m。注本表按150m计算。见表9） 表9 支护材料消耗表 项 目 名 称 规 格 单位 需用量 备 注 基 本 支 架 支 柱 DZ-28或DZ-25或DZ-20 根 1670 323棚 4梁5柱 顶 梁 HDJA-1200 个 1300 小 笆 0.4m0.8m 片 970 每峒需用量 塘材棍 Φ0.02m1.2m 根 970 特殊 支架 支柱 DZ-28 根 480 初放期间使用（160m） 半圆木 Φ0.2m1.8m 棵 160 超前 支架 支 柱 DZ-28 根 480 两巷挑棚 顶 梁 HDJA-1200 个 200 其 它 大 笆 1.6m0.8m 片 400 回一峒 塘柴捆 捆 麻 绳 公斤 支 柱 DZ-25、悬浮式液压支柱 根 各300 备用 合 计 支 柱 DZ-28 根 2630 在用 顶 梁 HDJA-120