二1_22051采煤工作面作业规程cawh.docx

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1、平顶山市市中祥圣圣达煤业业有限公公司二12220551采煤煤工作面面作业规规程工作面编编号：二二1-2220551 编 制 单 位位： 采煤煤队 施 工 队 长长：技术负责责人：编 制 日 期期：目 录录第一章采采煤工作作面概况况第二章采采煤工作作面地质质条件第三章采采煤方法法第一节采采煤工作作面巷道道布置第二节采采煤工艺艺及顶板板管理第四章安安全生产产系统第一节、运运输系统统第二节、通通风系统统第三节、供供电系统统第四节、液液压系统统第五节、供供水降尘尘系统第六节、排排水系统统第七节、安安全监测测系统第八节、照照明通讯讯系统第五章劳劳动组织织第六章主主要技术术经济指指标第七章安安全技术术措施

2、第一节、总总则第二节、采采煤工艺艺安全技技术措施施 第三节、机机电维修修与操作作安全技技术措施施 第四节、一一通三防防安全技技术措施施 第五节、煤煤质管理理措施第六节、其其它安全全技术措措施 第八章避避灾路线线第九章二二1220051采采煤工作面初初采初放放安全措措施中祥圣达达会审签签字表措施名称称二12220551采煤煤工作面面作业规规程主持人会审时间会审地点点单位职务签名单位职务签名施工单位位技术负责责人技术技术副总总技术科科长地测地测副总总通风科科长通风通风副总总地测科科长机电机电副总总机电科科长安全安全副总总安检科科长生产生产副总总调度室科长机电矿长长生产矿长长安全矿长长总工程师师矿

3、长长中祥圣达达会审意意见会审意见见中祥公司司会审签签字表措施名称称二12220551采煤煤工作面面作业规规程主持人会审时间间会审地点点单位职务签名单位职务签名通风部技术部机电部安检部调度室总工程师师中祥公司司会审意意见会审意见见：煤层气公公司会审审签字表表措施名称称二12220551采煤煤工作面面作业规规程主持人会审时间间会审地点点单位姓名职务（职职称）签名技术处机电处通风处调度室安监局煤层气公公司会审审意见会审意见见第一章 采煤煤工作面面概况序号项 目内 容 说 明明1采面位置置该采面位位于矿井井二水平平西翼采采区进风风巷南侧侧2采面范围围该工作面面由376688220，3383883255

4、2376685551，33838831336376685885，33838822550376687883，33838830665四点点连线组组成。3与邻近煤煤层及周边关系系该采煤工工作面位位于采区区中部的的二11煤层中中，在平平面位置置上位于于采区中中间。其其中：南南部为矿矿井边界界防水保保护煤柱柱、东部部为二11-2220711计划工工作面、北北部为采采区进风风巷；西西部为二二1-2220661采空空区。4与地面相相对位置置回采巷道道及停采采线对应应地表无无村庄5采面与地地面建筑关系系地面无村村庄，回回采时对对地面无无影响项目序号内容说 明地质赋存存条件1产状走向WE倾向NS 倾角5-882

5、瓦斯相对涌出出量4.0mm3/t绝对涌出出量绝对瓦斯斯涌出量量为1.54mm3/miin，3煤质牌号水份灰份挥发份煤尘爆炸炸指数自燃发火火期1/3JJM1.5%29.004%12.447%12.449177.966%68个个月储量1可采储量量882000t2储量损失失98000t顶底板特征1伪顶、直直接顶、基基本顶关关系采面无伪伪顶；直直接顶为为；大占占砂岩，基本顶顶为砂质质泥岩、砂砂岩及泥泥岩2顶板特性性直接顶初初次垮落落步距基本顶初初次垮落落步距基本顶周周期垮落落步距23mm79mm7100m直 接 顶 类类 别基 本 顶 类类 别3底板特性性直接底为为深灰色色砂质泥泥岩及泥泥岩，厚厚4.

6、550 mm 77.500m；老老底为砂砂质泥岩岩、砂岩岩及泥岩岩，厚44.5007.50mm。水文地质1涌 水水涌水方式涌水量预计涌水水地点（个个）水质（酸酸碱度）顶板淋水水35mm3/h2PH=6682老塘积水水实体煤开开采，无无老空水水存在3钻孔断裂裂水无影响第二章 采煤煤工作面面地质条条件顶板名称称岩石名称称厚度（mm）岩性特征征煤层顶底板情况基本顶香炭砂岩岩12灰、深灰灰色砂质质泥岩直接顶大占砂岩岩4.633灰、深灰灰色中粒粒砂岩及及砂质泥泥岩伪 顶无0直接底砂质泥岩岩5.566深灰色砂砂质泥岩岩及泥岩基本底砂质泥岩岩、砂岩岩及泥岩岩5.566浅灰色中中厚层状状灰岩岩岩根据采面面机、

7、风风巷开拓拓揭露，本本采面地地层有一一向斜构构造，地地层平均均倾角8810，对回回采无影影响。地质构造情况断层名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（mm）对回采的的影响程程度任村F33226585175355570正断层1001700无刘庄F33326080350170075正断层220 无何庄F11429011002002070正断层15无注明：任任村F332、刘刘庄F333、何何庄F114三条条断层线线不在2220551采面面。不影影响该采采面的回回采。煤岩层综综合柱状状图:第三章 采煤煤方法第一节、工工作面布布置示意意图第二节、采采煤工艺艺及顶板板管理一、工序序管理: (1)打打眼、装药

8、、放炮: 工作作面炮眼眼布置为为三角眼眼，上眼眼间距11.4mm，距顶顶0.m，底底眼间距距为0.7m，距距底0.3m, 严格格按照炮炮眼布置置图和爆爆破说明明书作业业.(2)伸伸开翻转转梁临时时支护: 伸开开翻转梁梁临时支支护时设设专人观观山，翻翻转梁规规格为8800mmm9600mm煤煤墙空顶顶超过8800mmm时，必须须提前拉拉开前探探梁支护护。(3)攉攉煤: 攉煤时时要前后后照应，人人员站在在顶板维维护好的的地点，面面向机尾尾方向，防防止运输输机机道道内有物物料、大大块煤矸矸伤人，并并注意顶顶板变化化情况，严严禁空顶顶作业。(4)移移架: 采面面分段采采通后，由由机头向向机尾顺顺序开始

9、始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，再降前柱使顶梁可移动时立即停止。移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。(5)放放煤: 放煤采采用多轮轮多口顺顺序低位位放煤法法，分段段放煤间间距不少少于6mm, 放放煤口间间距1-1.55m，放放煤口高高度距顶顶板0.3-00.5mm，开口口大小约约0.330.33m。(6)移移溜: 推移运运输机用用推移器器或单体体柱远方方供液推推移，推推移器或或支柱应应支在支支架牢固固完好的的地点，做做推移用用的单体体柱要编编号，专专项使用用，推移移后应搁搁放好。(7) 以上工工序结束束后开始始整体推推进托梁梁。二、采面面顶板管管理：（1）、本本工

10、作面面采用走走向长壁壁后退式式炮采采采煤方法法，全部部垮落法法管理顶顶板，使使用ZHH20000/116/224ZLL型顶梁梁组合悬悬移液压压支架（ZZH国家代代码20000工作阻阻力16/24最小/最大采采高ZL整体顶顶梁），回回风巷超超前支护护使用DDZ型单单体液压压支柱、配配合圆销销梁支护护顶板（详详见ZHH20000/116/224ZLL型顶梁梁组合悬悬移液压支架技技术参数数表）。（2）、工工作面采采用ZHH20000/116/224ZLL型顶梁梁组合悬悬移液压压支架，支支架中心心距煤壁壁10000（10），最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6 m移架时要按中线移ZH20000/16/

11、24ZZL型顶顶梁组合合悬移液液压支架架技术参参数表名 称称单 位位参 数数备 注注支架高度度1600024400支架长宽宽260009600翻转梁9608000上仰35度支架中心心距10000支柱数量量根4（1125）柱高14400-22200移架步距距800工作阻力力KN20000初撑力KN15455支护强度度MPa0.611泵站压力力MPa31.55架，支架架应保持持一条直直线，其其偏差不不得超过过50，支架架垂直顶顶底板，其其偏差不不得超过过3，支架架顶梁要要与顶板板平行，相相邻支架架间隙440（10），支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋，支柱迎山有力，初撑力达到要求。（3）压力集集中地

12、带带顶板管管理：1、工作作面上下下出口及及端头支支护。机机头，机机尾超前前规格为为宽3.0m，高高1.66m，长长3.00m，采采用6棚棚圆销梁配配合单体体支柱，柱柱距为00.5mm，排距距1.00m。在在机头机机尾上方方的圆销销梁支架架间加套套3根型钢大大梁，长长3.00m，一一梁三柱柱架设，随随着机头头的推进进及时前前撺，始始终使用用在机头头的正上上方。2、巷道道压力集集中地带带超前支支护采用用单体柱柱配合双双圆销铰铰接梁支支护。3、上、下下安全出出口超前前棚距煤壁壁8-10mm，10mm以内为为替棚部部分打双双排点柱柱，100-220 mm打单排排点柱。4、高度度不低于于1.66m，留留

13、有不少少与0.7m人人行道。5、帮顶顶必须刹刹严背实实，浮渣渣及时清清理。6、采空空区处理理采用全全部垮落落法管理理顶板。7、作业业方式为为人工分分段作业业。8、顶板板监测采采用阻力力监控法法，用测测压枪对对每一循循环支柱柱初撑力力进行监监测，监监测重点点为上下下安全出出口和压压力异常常区。9回风风巷要有有备用物物料：其其数量为为半圆木 板：11/21800mm2m 不少于330块单体柱：2.22m 330棵穿 楔楔： 不不少于300块10、采采面推采采接近交交叉口（钻钻场）时时提前打打木垛加加固。三、采面面支护设设计：结合本矿矿或邻矿矿同煤层层矿压观观测资料料，选择择本工作作面矿压压参数和和

14、合理的的支护强强度，采采用下列列方法计计算采面面支护强强度：Pt=99.811hrkk =99.8114.882.688=6122.1444KNN/m22式中：Pt-工作作面合理理的支护护强度，KKN/mm2;h-采高高，4.8m；r-顶板板岩石重重力密度度，2.6t/m3；k-工作作面支柱柱应设支支护的上上覆岩层层厚度与与采高之之比，一一般为44-8，该该处取55；（二）支支柱实际际支撑能能力确定定：Rt=kkgkkskkbkkakkhRR =00.9990.950.99011.01.004000=3388.588KN/柱式中：Rt支柱实实际支撑撑能力，KKN；Kg工作系系数，00.999；

15、Ks增阻系系数，00.955；Kb不均匀匀系数,0.990；Kh采高系系数,11.0；Ka倾角系系数,11.0；R支支柱额定定工作阻阻力，4400KKN；（三）工工作面合合理的支支护密度度N=Ptt/Rtt =6112.1144/3388.588 =1.81柱柱/m22式中：N支支柱的支支护密度度，柱/m2Pt-合理理的支护护密度，489.715KN/m2Rt-支柱柱实际支支撑能力力，3338.558KNN/柱（四）工工作面支支护柱距、排排距a=（NNS）/( NNb+F) =(221.81) /(22.8+0.88) =2.9/3.6 =0.81mm式中： N-工工作面支支柱排数数，2； s

16、-每每根支柱柱的支护护密度，11.811柱/mm2；F-机道上上方梁端端至煤壁壁距离，0.8m；Nb-顶梁梁长度，2.8m；（五）支支护设备备选择。根根据上述述有关参参数，结结合采高高等因素素，2220511炮采工工作面选选用ZHH116600/16/24ZZ型整体体顶梁组组合悬移移液压支支架，在在满足顶顶板控制制支护强强度需要要的同时时，也能能满足底底板比压压值要求求。四、支护护强度计计算：按经验公公式计算算： P=（44-8）hhYe=（4-8）22.55=200-400t/ 式中中: h-工作作面采高高Ye-顶板板岩石平平均容重重 22.5 t/ m3取以上计计算的最最大值，则则合理的的

17、支护强强度为PPn=40tt/ mm2.=0.441Mppa 由于ZZH20000/16/24ZZL型顶顶梁组合合悬移液液压支架架配备44根支柱柱时支护护强度为为0.661Mppa,大大于工作作面最大大来压强强度,所所以支架架支护强强度满足足要求。五、两巷巷与端头头支护设设计：(一)支支护设计计：根据柱距距计算公公式：LL柱=P11/KLLPP1=RR1 R2R3R4=0.9950.995129.88=266.9tt/根R1支支柱不均均匀系数数：0.95R2支支柱增阻阻系数：0.995R3工工作面系系数R4支支柱最大大承载值值：299.8tt/根P为顶板板压力，本本采面采采用6倍倍采高围围岩重

18、P=6hhv=6622.5=330t/m3L柱=PP1/KKLP=26.9/1.22L排30=0.774m为保证安安全，距距L柱取0.55m，支支护强度度即可达达到要求求。（二）底底板比压压分析：JB= PN / SSI=3000KNN/3.14（0.0005mm）2=0.03883KNN/m22式中JBB支柱对对底板比比压PN支支柱额定定工作阻阻力SI支支柱底座座面积比较：泥泥岩比压压JBNN=0.01665KNN/m22JBJJBN故支柱应应垫柱鞋鞋，防止止柱子钻钻底。2、爆破破设计说说明书炮眼指标标循环指指标炮眼指标标项目单位上眼底眼项目单位说明眼距m1.40.7眼数个165距顶m0.8

19、药量Kg8.255距底m0.3雷管发16.55仰角度15炮泥Kg247.5俯角度15水袋个165水平角度70-77570-775装药g/眼150225封泥mm/眼眼500500水袋个/眼11孔径mm4242第四章 安全全生产系系统第一节、运运输系统统一、出煤煤系统（一）运运输设备备及运输输方式工作面回回采出的的煤通过过工作面面刮板输输送机、机机巷刮板板输送机机、带式式输送机机、西翼采采区带式式输送机机、上仓仓皮带运运至煤仓仓。（二）煤煤炭的运运输220551工作作面2220551机巷巷西翼采采区运输输巷上仓皮皮带巷煤仓主井地面。附图7：220051采采煤工作作面运输输系统图图二、运料料系统设备

20、及材材料的运运输路线线及方式式（一）工工作面需需要的材材料、设设备等物物资、由由地面主井井底车车场南下山山西翼采采区机轨轨巷2220511机巷2220551工作作面（出出料反向向运输）材料的运运输同样样见附图图7。三、设备备配置表6 工作面面机电设设备配置置表设备名称称规格型号号单位数量主要技术术参数备注煤电钻ZM-11.5台2煤电钻综综保ZBZ-4.00/6660台2转载机SGB6620/40TT部1额定电压压6600V额定功率率两部880KWW输送量1150tt/h链速0.86mm/s工作面刮刮板输送送机SGB6620/40TT部2额定电压压6600v额定功率率: 800kw输送量2250

21、tt/h链速0.8688m/ss乳化液泵泵站BRW880/331.55台2额定工作作压力331.55MPaa额定流量量80LL/miin电动机功功率755kw一台备用小绞车JD-111.44KW台1三、生产产能力分分析：W=LShhrc=77.500.84.881.3793%=3800t式中：W工工作面正正规循环环生产能能力，tt；L工工作面循循环长度度，m；S工工作面循循环进尺尺，m；H工工作面平平均煤厚厚，m；R煤煤的容重重，t/m3；C采采出率，%运输设备备能满足足矿井生生产需要要。第二节、通通风系统统一、通风风系统（一）通通风方式式及系统统1、根据据我矿采采煤方法法（走向向长壁后后退式

22、），为为减小采采空区漏风量量，回采采工作面面采用独独立U型型通风，通通风动力力由主井井主扇提提供。2、工作作面采用用上行风风，机巷巷进风，风风巷回风风。新鲜风流流：地面面主井井井底底车场南下山山西翼采采区运输输巷220051机机巷220051工工作面乏风流：工作面面2220511风巷西翼采采区回风风巷5000m下山山回风斜斜井地地面通风系统统示意图图：二、风量量计算：1、按工工作面同同时作业业人数和和炸药量量计算需需要风量量：每人需风风量4m3/miin：Q采44N=4455=220mm3/miin（工工作面最最多人数数，取NN=400）；每千克炸炸药供风风25mm3/miin：Q采225A=

23、2511.5=2888m3/miin（一一次爆破破炸药最最大用量量为4.8Kgg。）2、按瓦瓦斯涌出出量计算算：Q采=1100q采KCH44式中：qq采采面回回风巷中中平均绝绝对瓦斯斯涌出量量q采=qq相对P日产 KKCH44采面瓦瓦斯涌出出不均衡衡通风系系数，取取1.66Q采=1100q采KCH44=10000.066 0.11.66=9.6 1600m3/miin3、按工工作面温温度选择择适宜的的风速进进行计算算：Q采=660V采采S采=600.996.2=3355m3/miin式中：VV采-采采煤工作作面风速速，取VV采=0.99m/ss SS采采煤煤工作面面平均断断面积，取取S采=6.

24、22m24、风速速验算：Qminn=155Smiin=1156.22=93m3/miinQmaxx=2440Smmin=24006.2=14888m3/miinQminnQ采采Qmmax故采面风风量Q采采=3355m3/miin第三节、供供电系统统一 、设设计说明明1、二11-2220511回采工工作面因因地质构构造采用用二部SGBB6200/400T刮板板输送机机，选用用四台QQBZ2000/11140(6600)型矿用真空空电磁启启动器控控制；运运输巷采采用一部部SGBB6200/400T刮板板输送机机搭接胶带带运输机机运输；二二台MZZ-1.5型煤煤电钻及及两台ZZZBLL-2型型煤电钻

25、钻综保；生产系系统选用用两台4400型型馈电开开关控制制电源；22、两台台乳化液液泵安装装在东大大巷中部部硐室，由由两台337KWW电机拖拖动（一一备一用用），选选用一台台KBZZ-4000/6660馈馈电开关关，二台台QBZZ-1220+1120型型真空电电磁启动动器控制制，供电电来自采采区变电电所专用用馈电；33、电源源来自采采区变电电所专用用线路电电缆，选选用MYYP3*70+1*116,111400/6660v橡橡套电缆缆；44、二11-2220511回风巷巷内安装装1台JJD111.44KW小小绞车，用用于采面面运料，绞绞车由QQBZ80NN开关控控制。供电系统统示意图图：设备配置置

26、表：序号设备名称称规格型号号功率数量地点1馈电开关关KBZ-4000/6660(111400)1台进风巷2馈电开关关KBZ-4000/6660(111400)1台回风巷3矿用真空空电磁启启动器QBZ-2000/6660(111400)2台运输4胶带运输输机DTL-6518.55KW1台运输5刮板运输输机SGB6620/40TT40KWW1台采面6矿用真空空电磁启启动器QBZ-2000/6660(111400)1台采面7煤电钻综综合保护护ZBZ-4.001台采面8煤电钻MT-1151.5KKW2台采面9刮板运输输机SGB6620/40TT40KWW1台采面顺槽槽10矿用真空空电磁启启动器QBZ-

27、2000/6660(111400)1台顺槽11刮板运输输机SGB6620/40TT40KWW1台顺槽12煤电钻综综合保护护ZBZ-4.001台采面13煤电钻ZM-11.51.5KKW2台采面14真空开关关（可逆逆）QBZ-80NN1台回风巷15小绞车JD-111.4411.44KW1台回风巷16矿用真空空电磁启启动器QBZ-2000/6660(111400)2台采区泵站站17乳化液压压泵BRW880/331.5537KWW2台采区泵站站电流整定定值计算算：电流流整定值值重新计计算公式一：式中：PP负荷荷功率功率率因数00.866效率系系数公式二：式中：过过流整定定值过电流流整定系系数（取取1.

28、221.5）负负荷启动动电流和和1、二11220051南南回风巷巷：（1）小小绞车：功率为为11.4KWW计算电流流得：（2）煤煤电钻综综保：功功率1.5KWW计算电流流得：2、中间间运输巷巷及2220511南、北北采面：（1）皮皮带运输输机：功功率188.5KKW计算电流流得：（2）刮刮板运输输机：功功率400KW计算电流流得：（3）煤煤电钻综综保：计算电流流得：计算电流流整定值值：中间运输输巷及二二1-2220551南、北北采面馈馈电：=20.2+3333+11.72=1122.6A取过电流流整定系系数为11.2，计计算过电电流整定定值为1150AA。总馈电：=1222.66+122.5+

29、1.772=1138.5A取过电流流整定系系数为11.3，所所以总馈馈电过电电流整定定为2000A。第四节、液液压系统统1、液压压泵站设设置在采采区运输输巷泵站硐硐室，有有两台BBRW 80/31.5型乳乳化泵，公公称压力力为：331.55MPaa，流量量：800L/mmin，配配套乳化化液箱6640LL；2、液压压管通过过胶带运运输下山山、行人人绕巷，分分别从中中间运输输巷和二二1-2220551北回回风巷排排至南、北北采面；3、采面面每隔110m安安装一个个三通阀阀门，其其它巷道道每隔550m安安装一个个三通阀阀门。液压系统统示意图图：第五节综综合防尘尘及防灭灭火系统统一、综合合防尘系系统

30、（一）机机、风巷巷各设一一防尘供供水管路路，管路路采用50的的无缝钢钢管，保保证水源源、水压压，定期期对巷道道进行冲冲刷，减减少煤尘尘堆积。（二）各各防尘设设施正常常使用，并并设专人人维护和和管理。（三）各各转载点点落差不不得超过过0.55m，并并设置洒洒水喷雾雾装置，保保证灵敏敏可靠，覆覆盖全断断面。（四）根根据防尘尘有关规规定，工工作面上上、下安安全出口口以外110220米范范围内各各安装一一道净化化水幕，另另外在回回风巷距距工作面面50米米安装一一道自动动化降尘尘水幕。（五）进进、回风风巷内设设置隔爆爆设施，并并按照规规程规定定安装在在巷道切切眼以外外602000米之间间，每平平方米巷巷

31、道断面面不低于于2000L水量量，水棚棚排距11.23.00米，棚棚距长度度不小于于20米米。（六）采采用湿式式打眼，严严格执行行水炮泥泥使用制制度。（七）煤煤壁采用用浅孔注注水，每每隔46米打打一个注注水眼，每每个注水水眼眼深深不小于于5米，注注水时间间不能低低于100分钟，以以煤壁或或顶板渗渗水为准准。（八）机机械保护护齐全，做做好个人人防护。二、防灭灭火系统统（一）输输送机机机头、液液压泵站站、绞车车处应各各放置两两个灭火火器，并并齐全完完好，工工作面工工作人员员必须会会使用灭灭火器材材。（二）进进、回风风巷各设设置一道道500的降尘尘管路，每每隔500米要有有一个阀阀门，并并安设防防尘

32、胶管管（距切切巷口不不超过220m），以以便巷道道除尘使使用。（三）进进、回风风巷各设设置一道道500的压风风管路，同同样是每每隔500米要设设置一个个阀门，以以便在巷巷道作业业时使用用。第六节、排排水系统统二1-2220551切眼眼及风巷巷排水路路线为机机、风巷巷临时水水窝220051机机、风巷巷中央水仓仓地面排水系统统示意图图：第七节、安安全监测测系统一、二11-2220511工作面面瓦斯绝绝对涌出出量1.54m3/miin ,相对涌涌出量44m3/t，属属瓦斯工工作面。在在二1-220051工工作面机机巷与风风巷交叉叉口外110m处处安设瓦瓦斯传感感器、风风巷设置置甲烷、风风速、温温度、

33、一一氧化碳碳传感器器，胶带带输送机机巷配备备胶带机机综合保保护器和和紧急制制动装置置。二、监控控系统简简介矿井建有有“KJ995N型型”安全全监测监监控系统统。系统统能力可可满足矿矿井安全全监测要要求，目目前系统统全面覆覆盖井下下所有工工作地点点。1、瓦斯斯传感器器型号为为KGJJ16BB型，一一氧化碳碳传感器器型号为为KGAA5型，温温度传感感器型号号为KGG30007A型型，风速速传感器器型号为为KGFF15型型。2、瓦斯斯传感器器3个，分分别悬挂挂位置在在机、风巷巷口，距距离采面面10-15mm处，风巷巷出口往往里155m处悬悬挂一台台；风速速、温度度、一氧氧化碳传传感器分分别悬挂挂在风

34、巷巷测风站站（详见见220051采采面监控控系统图图）。3、传感感器垂直直悬挂，距距离巷道道顶板不不大于3300mmm，距距离巷帮帮不小于于2000mm。4、瓦斯斯传感器器报警点点为0.7%，断断电点为为0.88%，复复电值为为瓦斯浓浓度不大大于0.7%。、第八节通通讯系统统在运输机机头和采采面两端端分别安安装程控控通讯电电话，可可直通调调度室和和重要场场所及各各科室。第五章 劳动动组织1、循环环方式：循环进度度：0.8m ；日循环数数：3个；循环产量量：3880t ；日产量：11440t；2、作业业方式：人工分段段作业回采工艺艺流程：打眼装装药连线爆爆破伸开翻翻转梁临时支支护铺网网攉煤移架放

35、顶煤煤移托架架梁移溜.以上工工序结束束后开始始整体推推进托梁梁3、劳动动组织：劳动组织织形式“三八”制采用专业业和综合合工种相相结合的的分段作作业方式式劳 动 组 织织 一 览 表表序号工 种班 次次合 计计备 注注零点班八点班四点班1采 煤 工4040401202机 电 工33393班 组 长22264验 收 员11135打 眼 工666186维 修 工22267管理人员员22268三铁人员员11139勤杂工222610合 计计494949177附：工作作面循环环作业图图表工作面循循环作业业图表：第六章 主要要技术经经济指标标项目单位数量项目单位数量工作面指指标走向长度度m155管理放顶步距

36、距m0.8倾斜m77.55回柱方法法液压煤层厚度度m4.8老空处理理跨落法采高m4.8材料消耗机油Kg/万万吨回采面积积m2134112乳化油Kg/万万吨煤层倾角角38截齿个/万吨吨工作面储储量t980000坑木m3/万万吨可采储量量t882000炸药Kg/万万吨20244回采率%90雷管发/万吨吨50144容重t/m331.377杂木棍根/万吨吨日进m1.6柱鞋块/万吨吨月进m48金属网m2/万万吨回采工效效t/工4.3挡帘个/万吨吨顶板支架类型型悬移支架架循环指标作业方式式“三八”工作制制人工分段段支柱数量量根、架620循环进度度m0.8顶梁数量量根155循环产量量t641顶板管理理方法全部跨落落法日循环数数个1.5最小控顶顶距m2.6日产量t962最大控顶顶距m3.4正规循环环率%90第七章 安全全技术措措施“安全第第一，预预防为主主”是煤矿矿生产一一贯坚持持的方针针，每个个职工都都要树立立“安全第第一”的思想想意识，认认真执行行煤矿“三大规规程”，狠反反“三违”，作好好自主保保安、