【正文】 確，安全閥恒功率，過載保護整定符合要求，操作過程中必須保護好采煤機電纜、水管及防塵設(shè)施。已開采過的八層煤工作面礦壓觀測資料。－25176。條捆由直徑不低于3cm的46根荊條，用不少于2道16號鐵絲捆綁而成。其主要技術(shù)數(shù)據(jù)如下：乳化泵型 號：BRW80/20 額 定 流 量：80升/分額定工作壓力：20MPa電 機 功 率：37kW噴霧泵型 號：XPB160/額 定 流 量：160升/分額定工作壓力：電 機 功 率：30kW㈡、泵站設(shè)置位置 泵站安設(shè)的位置：泵站安放在工作面的上風道，距工作面最多不超過150m、不小于80m的頂板完整處，隨推采隨外移,鋪設(shè)泵站岔子時，根據(jù)現(xiàn)場條件靠近上幫或下幫，但不能影響行車行人。自泵站至工作面高壓軟管一律采用柔性吊掛，禁止用鐵絲吊掛。除接觸器觸頭粘住時可用隔離開關(guān)停泵外，其它情況下只許用按鈕停泵。在工作面上下兩巷各掛設(shè)一塊迎山值牌板，嚴格按迎山值表，掌握好支柱迎山，迎山角規(guī)定為煤層每傾斜6～8度上仰1度，（支柱迎山值測算見附圖）確保支護質(zhì)量合格。正常情況下，長鋼梁要垂直工作面使用，上下兩巷與工作面夾角大于或小于90176。三、回柱放頂及與其它工序平行作業(yè)的安全距離㈠、回柱放頂工作面均采用人工回柱?；刂鶗r，要逐組回撤，先回趄柱，在新放頂線一排支牢趄柱后，再按照由下向上，由里向外的順序回撤基本支柱。移輸送機與支基本支柱的距離不得大于20m，其間應(yīng)視頂板情況每間隔2～3節(jié)支設(shè)一組正規(guī)對柱后再向下移溜，及時將剩余支柱支齊。待工作面自切眼推采6m（包括切眼）機頭、機尾支設(shè)叢柱，在放頂線第一排正式支柱向老空方向全部支設(shè)上趄柱，工作面推采8m（包括切眼）在放頂線第一、第二排中～中每8m支設(shè)一組叢柱，工作面頂板特殊支護方式為一排叢柱和單排趄柱形式?！?0176。（見強制放頂炮眼布置示意圖）壓風系統(tǒng)工作面上風道和運中巷均敷設(shè)2寸鐵管供應(yīng)壓風，截止閥距離工作面不大于50m，不小于20m。當工作面遇頂板破碎裂隙發(fā)育時，（），一梁不少于三柱支護頂板，或挑支拉桿。回柱過程中，支柱回到什么地方，繩子解到什么地方，防止失效支柱歪倒傷人。當傾角超過15176。第三節(jié) 順槽及端頭頂板管理一、工作面軌道、運輸順槽的超前支護支護要求運中巷、上風道超前支護均采用雙排走向戴帽點柱支護，支護距離從煤壁算起不低于30m；當工作面上下兩巷壓力較大時要及時延長超前支護長度。二、工作面安全出口的管理㈠、支護形式工作面上下超前缺口煤壁至放頂線順槽范圍內(nèi)支設(shè)雙排戴帽點柱。進行工作面來壓預(yù)測預(yù)報。儀器搬移前取一次讀數(shù)。使用移溜器時，調(diào)整好移溜器位置打好移溜器壓柱，撤出移輸送機段內(nèi)煤幫側(cè)所有人員，開始移工作面刮板輸送機。㈠、風量計算 工作面所需風量根據(jù)肥城礦業(yè)集團通字[2007]39號文《肥城礦業(yè)集團公司礦井風量計算細則》計算，每個回采工作面實際需要風量，應(yīng)按瓦斯、CO2涌出量和爆破后的有害氣體產(chǎn)生量以及工作面氣溫、風速和人數(shù)等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。⑵每千克炸藥供風≮10 m3/min（乳化炸藥）：Q采≥10A ≥10＝36(m3/min)式中： Q采－－采煤工作面需要風量，m3/min； A－－一次爆破炸藥最大用量。五、工作面溫度為20176。如工作面瓦斯?jié)舛瘸藁蛘弋惓r，應(yīng)立即停止工作撤出人員，及時匯報生產(chǎn)調(diào)度室，嚴格按《煤礦安全規(guī)程》第138條規(guī)定處理，嚴禁瓦斯超限作業(yè)。（二）瓦斯監(jiān)測在回風巷道（運中巷）距工作面下缺口煤壁10m范圍內(nèi)下幫安裝一臺瓦斯傳感器，距工作面回風口10～15m范圍內(nèi)安裝一臺瓦斯傳感器，垂直懸掛，距頂板不得大于300mm，距巷幫不得小于200mm。瓦斯傳感器隨工作面推進及時外移，生產(chǎn)中必須保護好傳感器，嚴禁炮崩和損壞，嚴禁向傳感器灑水。采煤工作面上、下兩巷必須安設(shè)水針，水針所在地有盛放水炮泥的箱子。防塵設(shè)施要落實責任制，實行掛牌管理。/h。/h。采區(qū)用電設(shè)備負荷統(tǒng)計如表1：表1 采區(qū)用電設(shè)備負荷統(tǒng)計設(shè) 備名 稱設(shè) 備型 號設(shè) 備臺 數(shù)電 機功 率額 定電 壓額 定電 流額 定功 率采煤機一路負荷采煤機DW1501150 kW660V175A150 kW刮板運輸機SGB150C175 kW660V85A75 kW合計：225 kW采煤面刮板運輸機一路負荷刮板運輸機SGB150C1752 kW660V852 A752kW刮板運輸機SGB150C175 kW660V85A75 kW乳化泵BRW80/20137 kW660V40A37 kW噴霧泵XPB160/55130 kW660V35A30 kW合計：292 kW五部皮帶機一路負荷皮帶運輸機DSJ80/2304604 kW660V754A240 kW合計：240 kW總計：757 kW 變電所及配電點位置的確定（1）采區(qū)變電所位置的確定原則①位于負荷中心，并向采區(qū)內(nèi)最遠距離、最大容量設(shè)備供電。負荷統(tǒng)計及變電所容量選擇（1）負荷統(tǒng)計①確定了變電所位置之后，接下來就需進行采區(qū)用電負荷的統(tǒng)計，并據(jù)此決定采區(qū)變電所變壓器的容量、型號及臺數(shù)。（1）按額定參數(shù)選擇。②電纜截面的確定a．采煤機組負荷電纜的截面選擇。其電壓損失為：U= KXPNL/(UNSjw)=（67+75）1000410/（66070）=（V）則刮板輸送機一路總的電壓損失為：U==（V）則其干線電纜最小截面為：S=KXPNL/（UN△U）=(753+67)1000300/(660)= mm綜合考慮，由于刮板輸送機一路的設(shè)備多、容量大，故選進風巷刮板輸送機機尾干線一路的電纜截面為S=70 mm。e．刮板輸送機一路總的負荷電纜長時工作電流，查表6，70mm的電纜長時允許負荷電流為215A，而干線電纜流過的工作電流為：Igz=KX∑PN10/(UNCOSψpj)=29210/(660)=157 A215 A所以滿足要求。，查表6，70mm的電纜長時允許負荷電流為215A，而干線電纜流過的工作電流為：Ijwg=KX∑PN10/(UNCOSψpj)=14210/(660)= A215 A所以滿足要求。其電壓損失為：U= KXPNL/(UNSjz)=(75+75)1000300/（66070）=（V）c．采煤面刮板輸送機尾一路負荷電纜的選擇。表3 橡套電纜按機械強度要求的最小截面用電設(shè)備名稱滿足機械強度要的最小截面（mm2）用電設(shè)備名稱滿足機械強度要求的最小截面（mm2）各種采煤機35～50照明設(shè)備～4可彎曲刮板輸送機16～35一般刮板輸送機10～25由于采煤工作面及其運輸平巷設(shè)備容量較大，供電線路較長，所以，電纜的選擇應(yīng)同時考慮線路電壓損失和電纜允許的最大長時負荷電流。高壓配電裝置的選擇 對KBSGZY800/6型礦用移動變電站的高壓配電裝置進行整定。②工作面配電點是低壓開關(guān)集中處，由于經(jīng)常要隨工作面的移動和搬遷，故不設(shè)專用硐室。 120西大巷八層煤柱工作面上下頭配電點設(shè)置在距工作面下出口不超過100米，不小于30米安全處。120西大巷八層煤柱運中巷沿煤層走向掘進，工作面涌水均沿水溝自排出工作面至運中巷。第三節(jié) 排水系統(tǒng)一、設(shè)備選型正常涌水量：生產(chǎn)用水5m179。嚴禁爆破與采煤機割煤平行作業(yè)。采煤工作面運中巷、上風道必須在距工作面20m范圍內(nèi)安設(shè)凈化噴霧，做到封閉全斷面，霧化效果好，并隨工作面推采及時移動。瓦斯斷電儀、監(jiān)測系統(tǒng)瓦斯探頭，必須每10天對儀器的零點、靈敏度、報警點(≥%)、斷電點(≥%)、復(fù)電點(%)進行一次調(diào)校。填寫時要做到內(nèi)容齊全，字跡清楚，不得涂改。流動電鉗工、班組長、爆破工、采煤機司機、區(qū)長、工程技術(shù)人員必須隨身攜帶便攜式瓦斯報警儀，并使其處于常開狀態(tài)。 四、 通風路線新風：老副井→120井底車場→120小槽南石門→120西大巷→7600車場→120西大巷副巷→聯(lián)絡(luò)巷→8403軌中巷→120西大巷八層煤柱風道→120西大巷八層煤柱采煤工作面。Q采＝100 ＝（m3/min）按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算：Q采＝60V采S采式中：Q采－－采煤工作面需要風量，m3/min； V采－－采煤工作面風速，； S采－－采煤工作面的平均斷面積（），m2。工作面供風的主要目的是創(chuàng)造良好的工作環(huán)境，保證安全生產(chǎn)。移輸送機使用與SGB754型刮板運輸機配套的YQ－100C/1100改進型移溜器，每6m按設(shè)一個，使用泵站提供的高壓乳化液進行推移。三、觀測方法儀器設(shè)好后，記下初讀數(shù)和讀數(shù)時間，以后每隔1小時取一次讀數(shù)。單體液壓支柱、鐵鞋等支護材料備用數(shù)量不少于在用數(shù)量的5%～10%。③所有單體液壓支柱三用閥嘴方向一致，朝向老空，并拴繩防倒。無支護空間的老巷，必須超前2m進行支護處理。當工作面遇結(jié)核石或底鼓時，采取打眼爆破超前處理的方法，成對使用，交錯邁步前移，一梁不少于三柱支設(shè)牢固。時，支柱前硬底要刨麻面，軟底要刨鞋窩。的夾角，并在斷層兩側(cè)加支叢柱，隨著斷層的位置改變而移支叢柱，同時在斷層的邊沿地帶支設(shè)至少 2～，一梁不少于三柱成對交錯支護牢固，長鋼梁前移后在老空側(cè)支設(shè)木板梁或拉桿加強支護。必須重新打眼放頂。工作面停采前的頂板管理工作面停采前，由生產(chǎn)礦長組織總工程師、安監(jiān)處長及調(diào)度、安監(jiān)、技術(shù)等有關(guān)部門到現(xiàn)場檢查工程質(zhì)量，研究布置撤面工作，并編制專門的停采安全技術(shù)措施。預(yù)計該面自切眼推采14～18m，工作面將出現(xiàn)頂板初次垮落。回柱與其它作業(yè)人員的距離不得小于15m。并在新放頂排支牢，不得出現(xiàn)空載支柱。叢柱共計4棵（見工作面支護平面圖及剖面圖）。長鋼梁對與對間距1m。升柱后，及時拴好防倒繩。事故停泵和收工停泵時，都應(yīng)首先打開手動卸載閥，使泵空載運行，然后關(guān)閉高壓供液閥和泵的吸液閥，再按泵的停止按鈕。堅持使用乳化液自動配比裝置，正常使用好自動配比箱，要保證班班不缺乳化油。工作面初壓前采用4～5排控頂方式，見五回一，；；工作面初壓后采用3～4排控頂方式，見四回一，；；，上下橫頭與工作面放頂線回齊，當運中巷輸送機未縮時。 采用傾向戴帽對柱支護方式。㈢、支柱實際支撐能力計算Rt ＝ KgKzKbKhKaR＝ 294kN＝ 式中：R—～，294kN（）；K—支柱阻力影響系數(shù)，可以從支柱阻力影響系數(shù)表中查得 支柱阻力影響系數(shù)表 表 九項目液壓支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系數(shù)kg增阻系數(shù)kz不均勻系數(shù)kb采高系數(shù)kh＜－－＞傾角系數(shù)ka＜10176。工作面上不準出現(xiàn)空載支柱，不準平放或倒放在底板上，嚴禁用支柱移刮板輸送機，損壞的支柱及時運出工作面。八、設(shè)備的維修與保養(yǎng)：各種設(shè)備應(yīng)使用規(guī)定的牌號油，油脂不得混用，油量達到規(guī)定標準，班班檢查，不得缺油。 附圖４：工作面進刀方式示意圖或工作面炮眼布置三視圖三、工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力 W＝ＬＳhrＣ =80=181（ｔ） 式中：W －－每個循環(huán)產(chǎn)量，t； Ｌ－－工作面傾斜長度，平均80m； Ｓ－－工作面每刀截深，； h －－采高 ，； r －－煤的容重，／m3； Ｃ－－工作面回采率為95%。工作面支護工作面采用傾向戴帽對柱支護形式，傾向?qū)χㄖ兄校╅g距為300mm。 炮眼名稱循環(huán)個數(shù)角 度眼深(m)眼 距（米）炸 藥雷 管封孔水平角( 176。水平角均為80176。采用正向裝藥，串聯(lián)方式連線，使用FD100型煤礦電容式發(fā)爆器起爆，并執(zhí)行放炮作業(yè)閉合流程卡制度。工作面回采高度以煤層頂?shù)装鍨榻纾粶孰S意留頂?shù)酌?，浮煤厚度? m178。二、工作面軌道順槽（上風道）120西大巷八層煤柱上風道按腰線掘進，沿煤層走向布置，用于工作面通風和運輸材料，兩幫采用木錨桿掛鋼塑復(fù)合網(wǎng)、木托盤支護，上幫布置3根、下幫布置2根錨桿，錨桿株距800mm、排距1000mm，178。本面為煤柱工作面，老巷較多，回采過老巷時，應(yīng)編制專項安全措施。地溫危害現(xiàn)井下工作區(qū)的平均溫度為20?C ，隨掘進深度的增加，?C /100m。面內(nèi)有地面鉆孔曹54，封孔質(zhì)量不合格，回采至規(guī)定距離時提前下達通知書，并編制措施及時處理。/h 故五灰一點最大突水量預(yù)計為：Qmax=355 m179。/h。(3)該面兩側(cè)煤10層工作面均已注漿改造完畢，底板隔水層得到加固，區(qū)段五灰富水性得到明顯改善。五灰，,主要為粉砂巖、粘土巖、無名灰?guī)r等構(gòu)成的隔水層。/h，影響了該面的正常推采。上覆煤7因地質(zhì)條件復(fù)雜，已報集團公司地損處理；，尚未掘進?！?3176。 )12～2317（）可采