郑 新 煤 业 第 一 分公 司 郑新(新密) 郑新(新密)恒发煤业 技术经济分析报告 兼并重... 34 26'01''-34 26'19''.矿井位于郑煤集团超化矿井田东部. 恒发煤业有限公司交通十分方...
郑新 XX（新密）煤业有限公司 工作面采煤工艺可行性研究报告 编制单位：生产技术科 编制时间：2014 年 7 月 22 日 工作面采煤工艺可行性研究报告 第一章 矿井概况 郑新 XX（新密）煤业有限公司(以下简称 XX 矿)，郑新 XX （新密）煤业有限公司位于新密市西北部，属新密市 XX 镇管辖。矿井东南距新密市约 10km，东北距郑州市约 50km，可至新密、 登封、郑州等地，交通条件较为便利。隶属 XX 煤炭工业（集团） XX 煤业有限公司。设计生产能力 15 万吨/年，核定生产能力 15 万吨，属于隐患整改矿井，属证照齐全矿井。
XX 矿井田面积 0.4536km ，最大开采深度为 90～250m。二 1 煤层为主采煤层，煤层厚度 4.09～8.46m，平均厚度 5.31m，煤层 倾角 10°。容重 1.4m /t，属低灰、特低硫、1/3 焦煤。目前剩 余可采储量 98.59 万吨。剩余服务年限 5.1 年。
XX 矿瓦斯等级鉴定结果为瓦斯矿井。
绝对瓦斯涌出量 0.35 3 2 m /min， 相对瓦斯涌出量 3.54 m /t， 煤层自燃倾向性为Ⅲ类， 属不易自燃煤层。矿井正常涌水量为 20m /h，最大涌水量为 40m /h。 井田开拓方式为三立井单水平上、下山开拓，主、副井为 3 3 3 3 进风井，风井为专用回风井。其中：主井筒净直径 3.6m，井深 206.4m，主井安装金属梯子间；副井净直径 3.2m，井深 130.7m， 兼作安全出口；风井井筒净直径 3.2m，井深 113.8m，为专用回 风井，安装金属梯子间，兼作安全出口。 2 第一节 1、提升运输系统 矿井安全生产系统情况 郑新 XX（新密）煤业有限公司主井提升装备采用一台 2JTP-1.6×0.9 型提升机，电机电压 380V，功率 110kW，采 用双 PLC 电控系统，钢丝绳直径为 24.5mm，井筒装备为钢丝 绳罐道；副井提升装备为 JTP-1.6×1.2 型提升机，电机电 压 380V，功率 132kW，采用双 PLC 型电控系统，井筒装备为 钢丝绳罐道。井下运输系统采用 5 部 650 型胶带运输机和 3 部 17 型刮板运输机。 2、通风系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司矿井通风方式为中央并列 式通风，主、副井进风，风井回风。风井安装两台 FBCDZ№15 型轴流式对旋通风机，一备一用，功率为 2×37KW，电 压 380V， 主通风机运行正常， 备用风机能够在 10min 内启动， 实现快速倒台。矿井总进风量 1119m /min ，矿井总回风量 1183m /min ， 等 积 孔 1.33m ， 矿 井 通 风 容 易 时 负 压 为 623.87Pa，矿井通风困难时负压为 868.79 Pa，矿井通风难 易程度为中等。 3、排水系统 3 2 3 郑新 XX（新密）煤业有限公司矿井设计正常涌水量为 20m /h，最大涌水量为 40m /h，现在实际没有生水现象，排 水管道沿着主井敷设进入井下。主排水设备为 3 台 D46-30 3 3 3 ×9 型矿用离心式排水泵， 配用 YB225M-2 型防爆三相异步电 动机，电机功率 55kW，额定电压 380V。 4、供电系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司矿井地面变电采用双回 路电源线路供电，一回路来自米村矿变电所 12 板，电压等 级 6KV；二回路来自米村矿变电所 43 板，电压等级 6KV；电 缆沿主井敷设入井送至井下中央配电所，每一趟电源线均能 承担井下供电设备的最大负荷 第二节 安全“六大”系统 1、瓦斯监控系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司矿井安装一套 KJ95N 型监 测监控系统，井下全部实现了专线和专人管理,共设有 4 台 分站，目前安设瓦斯传感器、风速传感器、负压传感器、风 门传感器、温度传感器、一氧化碳传感器等，能满足矿井安 全生产需要。
2、人员定位系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司人员定位系统为 KJ69 型， 共安装 2 台读卡分站、4 个定位基站，目前暂时配备 150 个 目标识别卡。
3、通讯系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司调度室安装了 64 门程控 调度电话，做到井上、下联系畅通，井下各工作地点全部已 4 安装到位。外线电话、井下报工电话、传真电话已全部安装 到位。
4、压风系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司矿井地面安装 G110SCF-8 型空气压缩机 2 台，配用电机额定功率：
110KW ，排气量 20m /min，额定电压 380V。压风主管选用φ 108×4mm 无缝钢 管，回采工作面、掘进工作面及采区下山选用φ 76×4mm 无 缝钢管。压风管路系统内安装安全阀、释压阀等安全保护装 置。
5、供水施救系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司,矿井地面建有 200m?立 方静压水池。入井采用自压供水方式，供水管管径 108×4mm 无缝钢管，支管采用 57×3.5mm 无缝钢管。矿井加强管理, 保证水池容量不低于 200 m?。
6.紧急避险系统 郑新 XX（新密）煤业有限公司,矿井避难硐室设计于副 井底东翼 40m 处，额定避难人数 100 人，硐室总长 85m,其中 生存室长度 42m，断面 12.8m?，两个过渡室长度分别为 5m， 断面 8.5m?，设备安装按照《煤矿安全规程》和《河南煤矿 井下安全避险“六大系统”验收标准》进行实施。 3 5 第二章 工作面概况及地质条件 第一节 (1)、工作面位置及参数 11031 工作面西部为风井、副井保护煤柱，北部为风化带， 东部为井田边界。工作面设计走向长 130m，倾斜长 70m，煤层厚 度平均为 3m，可采储量 3.6 万吨，倾角为 8°～10°，平均 8°， 为单斜构造。
11031 工作面地面标高 +295 ～ +306m 。开采标高 +182 ～ + 195m。该面于地面相对位置为季节性农田，对回采无影响。
(2)、煤层赋存特性 本矿井主要可采煤层二 1 煤层赋存较稳定，结构简单，倾角 较为平缓。
1） 、物理性质 煤的物理性质统计表 项目 视密度 颜色 煤层 二1 灰黑 似金属~金刚 呈构造煤特征 松软 鳞片~粉状 1.4 光 泽 结 构 构 造 断 口 坚硬程度 产出状态 (t/ m ) 3 工作面概况 2） 、煤的化学性质和工艺性能 化学性质 1、水分（Mad） 生产煤样：二1煤原煤水分为0.61%～0.74%，平均0.68%；浮 煤水分为0.89～0.92%，平均0.91%。具体见表2.2-1。 6 表2.2-1 样别 原 Mad 0.68~1.88 1.13 煤 分 析 (%) Ad 4.66~21.07 14.41 10.82~11.5 0 11.16(2) 二1煤层工业分析结果表 浮 煤 分 析 (%) Vdaf 8.55~15.88 11.68 Mad 0.84~2.05 1.36 Ad 3.46~11.3 9 8.51 4.83~5.01 4.92(2) Vdaf 7.89~12.33 9.90 钻孔煤样 生产煤样 0.61~0.74 0.68(2) 8.94~9.59 9.27(2) 0.89~0.92 0.91(2) 7.71~7.88 7.80(2) 2、灰分（Ad） 钻孔煤样：二 1 煤原煤灰分为 4.66～21.07%、平均 14.41%， 属低灰煤；经 1.40 密度液洗选后，浮煤灰分为 3.46～11.39%， 平均 8.51%。
生产煤样：二1煤原煤灰分为10.82%～11.50%，平均11.16%； 浮煤灰分为4.83%～5.01%，平均4.92%。见表2.2-1。
钻孔煤样：二 1 煤原煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)为 7.89～ 1 12.33%，平均 11.68%；二 煤浮煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)为 7.89～12.33%，平均 9.90%； 生产煤样：二 1 煤原煤挥发分为 8.94%～9.59%，平均 9.27%； 浮煤挥发分为 7.71%～7.88%，平均 7.80%。具体见表 4.2-1。
综上所述，二 1 煤为低挥发分煤。
钻孔煤样：
二 1 煤原煤全硫含量为 0.26～0.68%， 平均 0.37%， 属特低硫煤；浮煤全硫含量为 0.28～0.50%、平均 0.38%。原煤 各种硫以有机硫为主，平均 0.28%，硫化铁硫平均 0.13%，硫酸 盐硫平均 0.0023%。浮煤中有机硫含量平均为 0.30%，硫化铁硫 次之，占 0.06%，硫酸盐硫为零。 7 生产煤样：二 1 煤原煤全硫含量为 0.36% ；浮煤全硫含量为 0.41%。
5、煤的元素组成 钻孔煤样：浮煤以碳元素(Cdaf)为主，占88.96～92.65%， 平均91.76%； 其次为氢元素(Hdaf)， 占3.71～4.22%， 平均3.98%； 氮元素(Ndaf)占1.38～1.92%， 平均1.56%； 氧+硫元素(Odaf+Sdaf) 占2.04～5.86%，平均2.74%。
生产煤样：
原煤以碳元素为主 （Cdaf） 为主， 占91.54%～91.58%， 平均91.56%；其次为氢元素（Hdaf） ，占3.70%~3.89%，平均3.80%； 氮元素 （Ndaf） 占1.50%~1.56%， 平均1.53%； 氧元素 （Odaf） 占1.75%。
6、煤中的有害元素 ① 磷元素 钻孔煤样：
二 1 煤原煤磷含量为 0.004～0.59%， 平均 0.09%； 生产煤样：二 1 煤原煤磷元素含量为 0.007%~0.009%，平均 0.008%；浮煤磷元素含量为 0.003%。属低磷分煤。
综上所述，二 1 煤属低磷分煤。
② 砷元素 钻孔煤样：原煤砷含量0～2×10 ，平均1.07 ×10 。
生产煤样：二1煤原煤砷元素含量2×10 ，浮煤砷元素含量 1×10 。
综上所述，二1煤为一级含砷煤。
③其他有害元素 生产煤样中其他有害元素含量见表2.2-2。 表2.2-2 微量有害元素含量分析结果表 -6 -6 -6 -6 8 名称 铬 镉 汞 钒 硒 锗 镓 铀 氟 砷 氯 磷 符号 Cr Cd Hg V Se Ge Ga U F As Cl P 计量单位 原煤 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 ×10 % % -6 检验结果 浮煤 165 0.1 0.008 316 3 / / / 219 1 0.035 0.003 92 0.1 0.018 120 4 0 7 1 237 2 0.035 0.008 -6 -6 -6 -6 -6 -6 -6 -6 -6 钻孔煤样：二 1 煤原煤干燥基恒容高位发热量(Qgr.v.d)为 34.6～35.7MJ/kg，平均 35.3MJ/kg，属高发热量煤；浮煤干燥 基恒容高位发热量(Qgr.v.daf)35.3～36MJ/kg， 平均 35.7MJ/kg。
生产煤样：二 1 煤原煤干燥基高位发热量（Qgr,v,d）为 31.43～ 31.66MJ/kg，平均 31.55 MJ/kg；浮煤干燥基高位发热量（Qgr.v,d） 34.28～34.40MJ/kg，平均 34.34 MJ/kg。具体见表 2.2-3。综上 所述，二 1 煤属特高热值煤。 表 2.2-3 样别 煤的发热量测试结果表 浮 煤 分 析 (MJ/kg) Qgr.v.daf 35.3~36 35.7 30.75~30.97 34.28~34.40 原 煤 分 析 (MJ/kg) Qgr, V, d 34.6~35.7 35.3 31.43~31.66 Qnet, V, d Qgr, V, d 钻孔煤样 生产煤样 9 31.55(2) 30.87(2) 34.34(2) 2、煤灰成分分析 煤灰成分以二氧化硅和三氧化二铝为主，分别占 44.14% 和 32.48%；生产煤样煤灰成分分析见表 2.2-4。 表 2.2-4 样别 钻孔煤样 生产煤样 煤 SiO2 44.14 43.17 Al2O3 32.48 34.50 TiO2 1.95 1.31 灰 灰成分分析表 成 分 分 CaO MgO 析 SO3 (%) P2O5 K2O Na2O Fe2O3 4.83 5.20 6.15 0.90 2.03 6.76 1.77 5.01 0.23 0.58 0.20 3、煤灰熔融性 煤层煤样 生产煤样其软化变形温度（ST）大于 1400℃，流动温度（FT） 大于 1400℃，依据相关标准，二 1 煤属较高软化温度灰和较高流 动温度灰；煤熔融性测试结果见表 2.2-5。 表 2.2-5 灰 DT 1300 1340 ST >1400 >1400 >1400 煤的煤灰熔融性试验结果表 熔 融 HT 性 分 FT >1400 >1400 较高软化 较高流动 析 （℃） 分 级 样别 钻孔煤样 煤层煤样 4、粘结性 钻孔煤样和生产煤样：二1煤煤样测定的粘结指数G结果均为 0，说明本区二1煤不具粘结性。
4.2.3 煤类的确定 二1煤钻孔煤样浮煤挥发分为7.89～12.33% ，平均9.90%；生 10 产煤样浮煤挥发分7.71%～7.88%，平均7.80%。按《中国煤炭分 类国家标准》 （ GB5751—2009）应属无烟煤三号。
(3)、煤层顶底板情况 二 1 煤层直接顶板为泥岩和砂质泥岩，局部为细粒砂岩。相 对密度 2.63～2.81，重度 23.3～26.6kN/m ，岩石级别为 4～5 级，普氏硬度 2～3 级，内摩擦角 63°26′～71°33′，抗压强 度 20.2～25.2Mpa，属软弱岩体；抗拉强度 2.46～5.34Mpa。
二 1 煤层间接顶板为大占砂岩，普氏硬度系数 8～12 级，内 摩擦角 82°53′～84°48′，抗压强度 81.1～105.9Mpa，属坚 硬岩体。
二 1 3 煤层直接底板以泥岩和砂质泥岩为主，内摩擦角 38°40′，属软弱岩体。
(4)、储量 走向长(m) 130 倾斜长(m) 70 斜面积(m ) 2 9100 煤厚(m) 3 容重(t/m ) 3 1.4 工业储量（t） 38220 回采率(%) 95 可采储量（t） 36309 可采期（月） (5)、地质构造 11031工作面及周边揭露资料，工作面区域内地质构造整体 呈向南倾斜构造，煤层赋存简单稳定，底板局部起伏变化不大。
工作面无断层影响。
(6)、水文地质 根据附近巷道所揭露的资料表明该工作面无断层， 因此该工 11 作面无断层水，不受断层水的威胁。对应地表无水体，在回采过 程中不会受老空水威胁，但局部仍会有少量的淋水现象。根据 11031 工作面奥灰水位标高和实际隔水层厚度进行计算，在回采 过程中不会发生顶底板大面积出水，但可能会有少量的水渗出。
预计正常涌水量 2m?/h，最大涌水量 3m?/h。
①顶板：直接顶厚 4m 左右，遇煤层底板起伏变化较大或较 薄段、小构造时将有打顶现象，遇顶板裂隙发育段老顶砂岩水将 导入巷道内，一般以滴水、淋水为主，预计水量 2-3m /h。
②底板：属砂质泥岩、粉砂岩较薄，厚度 4.8m 左右，L7-8 灰岩厚约 12.98m。目前，奥灰水位标高约+50m，工作面开采标 高低于奥灰水位标高，属承压区。L1-4 灰富水性强属岩溶裂隙承 压含水层，但距二 1 煤层较远对煤层开采影响不大；L7-8 灰岩为 二 1 煤层底板直接充水含水层，对二 1 煤层开采有直接影响。其 中太原组上段 L7-8 石灰岩岩溶裂隙承压水是二 1 煤层底板直接充 水水源，富水性、导水性较强，是矿井水疏排的重点对象。其它 岩溶裂隙承压水有可能通过导水断层而对二 1 煤矿床充水，具有 一定威胁，需加强探测。
③钻孔水：据钻孔资料工作面不存在钻孔。生产过程中，应 进一步加强探测，留足保护煤柱，防止钻孔水进入矿床。
④老空水 根据 11031 工作面周围采掘情况分析， 预计采空区水量 2～5m /h 左右。 12 3 3 综上所述，本工作面区域内主要水源对回采无影响。工作面 最大涌水量为3m /min,最小涌水量为5m /min, 3 3 第三章 工作面综合评价 11031 进风巷全长 130m，11031 回风巷全长 160m 及 11031 切眼 70m。依据该工作面掘进揭露情况，该工作面二 1 煤层平均厚度 3m， 平均倾角 8～10°，属较稳定煤层。煤层顶板大部为层状细中粒砂岩 (大占砂岩)，砂质泥岩，底板为层状砂质泥岩，地质构造简单。本工 作面煤层较软，适合用悬移支架炮采工作面。
1、11031 工作面开采标高为+182～+ 195m,对应地面为耕田， 地面标高在+295～+306m 之间，开采深度大于 300m，放顶煤易于冒 落； 2、煤层厚度 3m,按《煤矿安全规程》第 68 条要求，煤厚大于 4m 符合要求；煤的强度大于 20MPa,其冒落性渐差； 3、二 1 煤层顶煤节理裂隙较发育，冒放性中等； 4、二 1 煤层中无夹矸，顶煤易于冒放； 5、二 1 煤层直接顶板为大占砂岩，一般厚 4.3～11.6m，顶板基 本随采随冒，能充满采空区，以防老顶冲击来压； 6、采放比为 1：1.6,符合《煤矿安全规程》第 68 条不大于 1：3 之要求； 7、二 1 煤层无煤与瓦斯突出危险，为瓦斯矿井； 8、矿井水文地质条件属中等； 9、煤层倾角平均 8～10°，不大于 30°； 13 10、二 1 煤层不属冲击地压煤层。
综上述分析，11031 工作面所采的二 1 煤层从开采深度、煤层厚 度、 煤层结构、 夹矸层数、 煤层硬度和厚度、 煤层顶板岩性及其厚度、 煤体裂隙发育程度等，从影响顶煤易放性的自然逐多因素分析，适应 放顶煤开采，且符合《煤矿安全规程》第 68 条之规定，故本次设计 11031 工作面采用放顶煤开采方式。 第四章 采煤方法及采煤工艺的选择 采煤方法的选择 第一节 根据矿井开拓巷道的布置情况，回采巷道的布置情况，并结 合 11031 工作面具备的开采技术条件， 确定选择单一走向长壁采 煤法，采用后退式回采，一次采全高，全部垮落法管理采空区顶 板。
第二节 采煤工艺的选择 根据 11031 工作面开采技术条件和所选择的采煤方法， 结合 我矿现有技术条件和装备情况，提出以下两种可行方案进行比 较：
1.综合机械化采煤工艺（综采） ； 2.悬移支架采煤工艺； 一、技术方面 我矿现开采的二 1 煤层，煤层较稳定，煤层平均厚 3m。因该 工作面部分区域属复采煤层顶板已经受到破坏。
回采过程中局部 会发生漏顶现象，由于该工作面走向长度短。如果采用综采支架 14 支护顶板，矿建工程改造量较大，因此在经济技术指标上是不合 理的。经论证后，认为该工作面使用悬移支架支护顶板能够给矿 井的安全生产带来明显的经济效益，故选择综采不合适。
二、经济方面 综采工艺开采强度大、推进速度快、产量高、普通材料消耗 低、整体效益高，但设备前期投入费用高、管理难度大；悬移支 架采煤工艺设备前期投入费用底、管理难度小。
在当前我国中小型煤矿经济环境下， 在全员工效、 直接效益、 制造成本和产出比等方面， 采用悬移支架采煤工艺比采用综采工 艺高得多， 并且悬移支架要比综采支架在安装拆卸搬家方面功效 高的多，对矿井年产量和经济效益指标起很重要的作用。
三、安全方面 悬移支架是介于综采支架和单体液压柱之间的中间型支架。
其工作原理与综采支架相同，具备综采支架的操作容易简单、自 动化程度高、稳定性较好、移架速度快、支护性能稳定、安全可 靠。同时，它具有重量轻、强度高、切顶能力强、结构简单，操 作灵活方便，安装拆卸工作量小、对地质条件适应性强、经济适 用等优点。目前在保证安全同等条件下。选用悬移支架采煤工艺 是比较合理的。
四、结论 综上所述，从技术、经济和安全方面以及第三章分析评价来 看，11031 工作面地质条件具备，开采条件可行，故该面宜选择 悬移支架采煤工艺。 15 第五节 工作面采煤工艺简述 第一节 采煤方法 11031 工 作 面 采 用 单 一 走 向 长 壁 采 煤 法 ， 选 用 的 ZH1600/16/24Z 悬移液压支架支护工作面顶板调高范围为 1.6～ 2.4m，煤层实际平均厚度为 3m， 当工作面过地质构造带或工作面煤壁片帮严重时， 可适当降 低采高，但最低不得小于 2.0m。在过较复杂的地质构造带，煤 层厚度有较大变化时， 回采方式由矿总工程师及有关科室研究商 讨确定。
第二节 采煤工艺 一、落煤 采用风镐落煤 二、装煤 采用人工装煤 三、运煤 工作面使用一部 SGB-30 型可弯曲刮板运输机，下付巷采用 一部 SGB-30 型刮板运输机、3 部 SD-650 胶带输送机至主井运到 地面。
四、支护 选用采用 ZH1600/16/24Z 型整体顶梁组合悬移液压支架支 护工作面顶板。
五、处理采空区顶板 采用全部垮落法管理采空区顶板。 16 第三节 顶板管理 一、支护设计 工作面基本支架采用 ZH1600/16/24Z 型悬移液压支架支护, 每架四柱。基本架长 2800mm，最小控顶距 3600mm；断头支架长 3.4m；端头架最大控顶距 4200mm，支架中心距 1000mm±50mm。 项 目 单位 参 数 1.6-2. 项 目 单位 参 数 支架高度 m 4 立柱直径 mm 125 20-31. 支架宽度 m 0.96 泵站工作压力 MPa 5 基本支架长度 支架步距 伸缩梁长度 m m m 2.8 0.9 0.8 工作阻力 额定工作压力 初撑力 KN MPa KN 1600 36～42 643.3 M10， 乳化液浓度 立柱数量 根 4 工作液 3-5% 支架主要技术参数 1、支护强度验算 （一） 、采用经验公式计算：本设计参照近水平不稳定厚煤层 放顶采煤法研究报告中的支护强度计算， 利用最危险的状态的近 17 似来分析确定工作面支护强度：
Pt=9.8hγ kL =9.8×2.2×2.5×6×2.6 =840.8kN 式中 Pt:工作面合理的支护强度，kN h：采高,m;
γ :顶板岩石重力密度，t/m ，一般可取 2.5t/m 3 3 k:工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比， 一般为 4-8，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、 周期来压不明显时，应选用低倍数，反之则采用高倍数； L：支架控顶距。
经验算，选用的 ZH1600/16/24Z 型支撑式液压支架，额定工作阻 力 1600 kN，支护强度符合要求。
2、支柱有效初撑力确定 Rt=kg×ks×k×ka×kr×R =0.99×0.95×0.90×1.0×1.0×760 =643.3 式中：
Rt——支柱实际支撑能力， kg——工作系数 ks——增阻系数 k——不均匀系数 18 ka——倾角系数 kr——采高系数 R——支柱额定初撑力 3、工作面合理的支护密度 N=Pt/Rt =1.31 式中：
N——支柱的支护密度，柱/m 2 工作面实际支护密度为 4/2.6=1.54，因 1.54＞1.31，故支 护密度合理。
4、 合理控顶距的选择， 最大控顶距 3.6m， 最小控顶距 2.8m。
5、支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高等因素， 因此选用的悬移支架能够满足矿压要求。
二、工作面顶板控制 1、特殊支护 (1)、端头支护：工作面机头和机尾采用六架架长为 3600mm 端头支架。
(2)、尾巷回收 上下副巷随采随回， 要求上下尾巷与放顶线回齐， 使用竹芭、 椽子打严闭实。
三、运输巷、回风巷及端头顶板控制 1、工作面运输巷、回风巷的顶板控制 19 （一） 超前支护标准上下副巷的超前支护采用 2.4 米π 型钢配 单体液压支柱架设，支护长度为 20 米，一梁三柱。距采面煤壁 10 米范围内打双排柱，10 米到 20 米范围内打单排柱。超前支护 支柱下必须穿木鞋，初撑力不低于 55KN，迎山有力，架设时要 留有 0.8m 的人行道。
（二）替棚作业要求：
替棚作业时， 班组长必须现场指挥， 作业方向必须由里向外， 坚持先支后回的原则，施工中必须坚持敲帮问顶制度，替棚长度 自安全出口向前 10-20m。
（1 ） 、替棚前，现场负责人安排作业人员搞好超前支护范围 内支柱的二次注液工作，保证支柱初撑力不低于 55KN 达到作业 规程要求。
（2） 、采用 2.4 米π 型钢梁配合两根 2.5m 的单体柱套棚，套 棚后两帮及时采用皮带或荆芭配合椽子闭帮， 顶采用荆芭配合椽 子打严，杜绝漏顶现象。
（3） 、 替棚时所用支柱， 柱根下站上柱鞋， 替棚后使用防倒链， 防止柱倒伤人，烂帮漏顶及时处理。
（4） 、替棚后搞好支柱的二次注液工作，保证支柱初撑力不低 于 55kN，确保替棚后巷道高度不低于 2m。
（5） 、替棚后去掉的 U 型钢梁、腿应及时运到超前支护 20m 以 外，必须保证退路畅通。
（6） 、随着工作面推进，超前 1m 使用小径木将π 型钢梁替换， 20 并进行二次打顶，杜绝漏顶现象，保证支柱初撑力。
（7） 、替棚过程中由现场负责人观察替棚情况，遇到不安全因 素及时安排人员进行处理，保证作业期间的安全。
四、工作面安全出口的管理 （一）支护形式 工作面上、下安全出口支护：长 3.6m,宽 3.0m,高度要求不低于 1.8 米。
（二）质量要求 （三）与其他工序间的衔接关系 四、支护材料的使用数量和存放管理 料场距切巷不得超过 100m，备足够的支护材料，单体液压 支柱 50 根，π 型梁 30 根，坑木不少于 20 根，纤椽不少于 100 根，荆芭不少于 100 块，椽子不少于 100 根，片木不少于 50 根 以备急用。 第五章 循环作业、劳动组织方式和 主要技术经济指标（图、表） 第一节 一、作业方式 作业形式：正常生产为“两采一准”的“三八”制综合作业 形式，详见劳动组织表。
二、劳动组织 21 劳动组织 人 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 工 采煤工 机修工 电工 溜子司机 泵站司机 班组长 瓦检员 当班队长 杂工 合计 2 1 1 种 零点班 数 合计 八点班 13 1 1 2 1 1 1 1 3 24 四点班 13 1 1 2 1 1 1 1 3 24 26 3 3 4 2 2 2 2 6 50 第二节 日循环进度 循环率 循环产量 日产量 1m 85% 168t 336t 第三节 作业循环 1个 2个 168t 95% 班循环数 日循环个数 班产量 回采率 主要技术经济指标 工作面主要技术经济指标见下表。 22 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 项 目 单 米 米 米 度 万吨 万吨 % 米 个 吨 % 位 指 40 140 3 8-10 2.35 2.23 95 1 2 168 85% 7 3.4 2.4 50 标 切巷长 走向长 煤层 煤层倾角 工业储量 可采储量 回采率 日循环进度 日循环个数 循环产量 正规循环率 工效 最大控顶距 最小控顶距 日出勤人数 吨/工 米 米 人 第六章 当前存在的主要问题及建议 无 23
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