09切眼作业规程.docx

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09切眼作业规程

020909切眼作业规程

第一章概况

　　第一节概述

　　一、巷道名称

　　Π盘区中组煤020902切眼掘进工作面

　　二、巷道用途

　　掘进目的是为形成020902回采工作面生产系统，满足安装液压支架、采煤机、运输设备、通风、行人的需求。

　　三、巷道设计长度和服务年限

　　设计长度：

全长：

平距267m、斜距：

271m。

　　服务年限：

2个月

　　四、巷道坡度

　　巷道沿9#煤层顶板掘进。

　　五、预计开竣工时间

　　本掘进工作面自2013年2月份开工，预计2013年4月份完工。

　　附：

巷道平面布置图

　　第二节编写依据

　　一、井巷设计说明书。

　　井巷设计由矿生产部编制、公司相关部室批准的巷道开工说明书。

　　二、地质说明书。

　　地质说明书名称为《Π盘区中组煤020902切眼地质说明书》。

　　三、其它技术规范：

　　1、《煤矿安全规程》（2012版）

　　2、《煤矿作业规程编制指南》

　　3、依据煤矿法律、法规的有关规定

　　4、《平沟煤矿本安体系风险管理手册》

　　5、《煤矿工人安全技术操作规程指南》

　　6、《煤矿安全监察条例》

　　第二章地面位置及地质情况

　　第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

　　地面相对位置及邻近采区开采情况见表Ⅰ。

　　表Ⅰ井上、下对照关系情况表

　　水平采区1070水平工程名称Π盘区中组煤020902切眼

　　地面标高/m+1298-+1290m井下标高/m+1151.174——+1108.884

　　地面相对位置及建筑物Π盘区提升井口以西954m为交点、向南920m处，方位174°，地面无固定建筑物及设施，对掘进无影响。

　　井下相对位置对掘进巷道的影响北部为Π盘区风道保安煤柱，南部为F67断层及保安煤柱，东距020901采空区25m，西部本层未开采

　　邻近采区情况对掘进巷道的影响无影响

　　第二节煤层赋存特征

　　该工作面布置于9#煤层中，煤层走向南北、倾向西，煤层厚度0.34m—5.17m、平均厚度3.36m，煤层倾角8——10°、平均9°，煤层层理和节理均不发育，属稳定煤层，煤层直接顶为砂质泥岩，属软弱岩类，老顶为细中粒砂岩，属半坚硬岩类，直接底为黑灰色泥岩，属软弱岩类。

　　表Ⅱ煤层特征情况表

　　指标数值备注

　　煤层厚度/m0.34-5.17

　　3.36

　　煤层倾角（°）8°-10°

　　岩石硬度（f）4

　　煤层层理不发育

　　煤层节理不发育

　　自然发火倾向性II类自燃

　　绝对瓦斯涌出量（m3·min-1）0.5

　　煤尘爆炸指数%36.3

　　瓦斯含量（m3·t-1）2.18

　　附图：

煤岩层综合柱状图

　　第三节地质构造

　　矿区范围内的煤岩层为向西倾斜的单斜构造，地层走向176°，倾角：

8°—10°平均9°，巷道掘进范围内无断层，大型褶曲及岩浆岩侵入体等地质构造，矿区地质构造简单。

　　第四节水文地质

　　该掘进区段水文地质条件中等，对掘进无影响。

　　第三章巷道布置及支护说明

　　第一节巷道布置

　　一、开口位置

　　020902切眼开口位置位于020902回风顺槽J号导线点前69m处，方位267°

　　二、巷道断面

　　依据9#煤层顶板围岩特性及满足设备安装需求，故将断面设计为矩形：

宽8m、高3.5m、断面：

28㎡。

由于工作面安装端头支架，需将切眼上下端头断面各扩大为宽9m、高3.5m、断面31.5㎡、长度6m，扩大断面时扩切眼北帮1m使达到扩大断面设计尺寸。

因巷道掘进断面较大，为确保施工安全及提高掘进效率，采用二次成巷的方式掘进，即切眼中部一次掘进宽4.5m、高3.5m、断面15.75㎡。

二次掘进宽3.5m、高3.5m、断面12.25㎡。

端头断面一次、二次分别掘进宽4.5m、高3.5m。

　　附：

巷道支护断面图

　　第二节矿压观测

　　一、观测对象

　　Π盘区中组煤020902切眼

　　二、观测内容

　　巷道顶板离层量、巷道表面位移量、锚杆载荷观测、锚杆锚固力检测、锚杆预紧力检测、锚索锚固力。

　　三、观测方法

　　1、顶板离层监测：

切眼开始掘进20m处开始设置测站、每隔50m设1个，共5个，在顶板中部安设一个离层指示仪，监测顶板锚固区内和锚固区外的离层量，采用锚杆机打眼，孔径28mm、深基点7.3m、浅基点2.4m。

　　2、巷道表面位移观测：

切眼开始掘进20m处开始设置测站，每50m设1个，共5个，在每个断面的顶板、底板和两帮的中部各布置1个测点，观测顶底板和两帮相对移近量和移近速度，观测方法使用钢卷尺观测。

　　3、锚杆、锚索载荷观测：

切眼开始掘进20m处开始设置测站，每隔50m设置1个测站、共计5个、每个测站1个测面，分别观测顶帮锚杆、顶部锚索压力变化，非扩帮侧巷帮、顶板各布置2个锚杆观测点、顶板布置2个锚索观测点。

工作面侧巷帮布置2个锚杆测点、顶板布置1个锚杆、锚索测点，安装锚杆液压枕观测。

　　4、锚杆锚固力检测：

每300根锚杆为一组，每组测9根，顶板3根，两帮各3根。

　　5、锚杆预紧力检测：

每班检测锚杆预紧力情况。

　　6、锚索预紧力检测：

每根锚索使用MQ18—200/60型矿用锚索张拉机具检测锚索预紧力。

　　四、观测要求：

　　顶板离层指示仪自安装日期开始，每天观测一次，10天后，每10天观测一次。

其余观测项目在测站设置2个星期内每2天观测一次，2—4个星期每周观测2—3次，然后1周观测2次，变形稳定后一个月观测一次。

每次观测除了记录上述内容外，还要记录观测时间，最新测站与掘进面的距离。

　　第三节支护设计

　　一、支护方式

（一）临时支护

　　一次成巷临时支护使用ZLJ—4机载液压临时支护，临时支护主要有顶梁架、连接器、主架、油缸、翼架、插装式双向锁、高压油管、分流集流阀、溢流阀、两位三通阀、高压过滤器、控制操作阀组成。

　　二次成巷临时支护采用锚杆上安装4个吊环、沿巷道轴线方向穿2根寸半钢管横向铺设2m×0.3×0.05m木板进行临时支护。

　　机载临时支护基本参数性能

　　额定压力16MPa护顶面积1800（长）×2000（宽）

　　额定流量50L/min支护超过掘进机截割头距离1000—1800mm

　　额定工作阻力150KN展开时间100S

　　支护强度4KN/㎡外形尺寸：

长×宽×高1800×2000×590mm

（二）永久支护

　　顶板采用锚杆+金属网+锚梁+锚索的支护方式作为永久支护、液压单体支柱配合铰接顶梁加强支护。

　　巷帮采用锚杆+金属网+锚梁的支护方式作为永久支护。

　　二、支护参数设计

（一）设计方法

　　该工作面支护参数由中国矿业大学针对切眼断面大，顶板易破碎、易冒落的特点，采用动态系统设计方法设计锚杆支护参数，以及采用工程类比法参照020902回风顺槽设计参数，同时考虑到后期扩帮时应力扰动、断面增大等因素，进行对切眼工作面一次掘进、二次掘进支护参数的设计。

（二）锚杆、锚索支护参数计算

　　根据锚杆悬吊作用计算锚杆支护参数

　　1、按悬吊理论计算锚杆参数

　　1.1、锚杆长度计算

　　L=KH+L1+L2

　　式中：

　　L—锚杆长度，m

　　H—冒落拱高度，m

　　K—安全系数，取2

　　L1—锚杆外露长度,0.1m

　　L2—锚杆锚入稳定岩层的深度，0.3m

　　其中：

H=B/2f=8/2×4=1m。

　　式中：

B——巷道开掘宽度，取8m

　　f——顶板岩石普氏系数，取4。

　　则：

L=2×1+0.1+0.3=2.5m

　　施工中锚杆选用L=2.5m，满足设计要求。

　　1.2、锚杆间距、排距计算：

　　a=

　　式中：

a—锚杆间排距m

　　Q—锚杆设计锚固力120KN

　　H—冒落拱高度，取1m

　　K—安全系数，取2

　　r—岩体容重

　　则a=

　　a=1.6m

　　通过计算施工中锚杆间、排距必须小于1.6m,根据巷道断面特征及地质因素，施工中一次成巷与二次成巷、端头支护顶锚杆间、排距为0.8m×0.8m，帮锚杆间排距永久帮0.8m×0.8m、临时帮间排距1m×0.8m，符合设计要求。

　　（三）、锚杆锚固长度计算

　　L1=（d12/D2-d22）×L2

　　L1——锚固长度m

　　d12——锚固剂直径mm

　　D2——钻孔直径mm

　　d22——锚杆杆体直径mm

　　L2——锚固剂长度

　　则：

L1=（d12/D2-d22）×L2

　　=（232/282-202）×0.62

　　=0.83m

　　通过计算，施工中选用MSCK2335一卷、MSZ2360一卷，共2卷，锚固长度为0.95m，符合设计要求。

　　（四）、锚索长度校核计算：

　　L=La+Lb+Lc+Ld

　　式中：

　　L—锚索总长度，m

　　La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m

　　Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取3.4m

　　Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.1m

　　Ld—需要外露的张拉长度，取0.3m

　　其中：

La≥（K·d1·fa）/4fc

　　式中：

　　K—安全系数，取K=2;

　　d1—锚索钢绞线直径，取17.8mm

　　fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1860Mpa，合1427.31N/mm2）

　　fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。

　　则La≥（2×17.8×1427.31）/（4×10）≈1.3m

　　取La=1.3m

　　则L=1.3+3.4+0.1+0.3=5.1m

　　施工中选用L=7.3m锚索符合设计要求。

　　（五）、按悬吊理论法校核锚索排距

　　L≤nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]

　　式中L---锚索排距，m;

　　B---巷道最大冒落宽度，8m;

　　H---巷道最大冒落高度，2.5m;

　　γ---岩体容重，26.59kN/m3

　　L1---锚杆排距,0.8m,

　　F1---锚杆锚固力,120kN;

　　F2---锚索极限承载力,320kN;

　　θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

　　n---锚索排数,取1。

　　则：

L≤nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]

　　L≤1×320/[8×2.5×21.58-（2×120×sin75）/0.8]

　　L≤2.3m

　　施工中一次成巷与二次成巷锚索排距取1.6m符合设计要求。

　　（六）、每眼树脂药卷的确定

　　按照锚固长度的要求，确定树脂药卷数目

　　X=L1×（Φ12-Φ22）÷L2×Φ32

　　式中：

X——树脂药卷数目

　　L1——树脂药卷锚固长度mm（端头锚固）

　　Φ12——钻孔直径mm[换行]Φ22——锚索直径mm

　　Φ32——锚固剂直径mm

　　L2——树脂药卷长度mm

　　则：

X=L1×（Φ12-Φ22）÷L2×Φ32

　　=2.4×（282-17.82）÷600×232

　　=3（卷）

　　通过计算，施工中使用MSCK2335一卷、MSZ2360两卷树脂锚固剂，符合设计要求。

　　三、支护说明

（一）、一次掘进与二次掘进支护说明：

　　1、顶、帮支护采用φ=20mm，L=2.5m的高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆、外端安装150×150×10mm碟形钢托盘、调心垫圈、M22螺母预紧锚杆。

临时帮采用φ=18mm，L=1.8m圆钢锚杆、外端安装100×100×10mm钢托盘、M20螺母预紧锚杆。

锚固端使用MSCK2335、MS2360锚固剂各一卷、顶帮铺设Φ4.0×10×1m、网格为30×30mm的菱形金属网和12#钢筋焊接的钢筋梯子梁。

顶锚杆间排距为800×800mm、一次掘进与二次掘进顶部每排布置6根锚杆、两侧锚杆向两帮煤体倾斜20°，其余锚杆垂直于顶板支护。

帮锚杆间排距为：

永久帮800×800mm、每排5根锚杆，临时帮间排距为1000×800mm、每排4根锚杆。

二次扩帮北帮帮锚杆间排距为800×800mm，每排布置5根锚杆，上下端锚杆仰、俯角20°，其余锚杆垂直于巷帮支护。

　　2、一次成巷与二次成巷顶部均采用φ=17.8mm的钢绞线，长为7.3m，锚固端使用树脂锚固剂MSCK2335一卷、MS2360锚固剂各两卷、外端安装300×300×16mm碟形钢托盘及锁具。

锚索布置形式为单点五花眼布置，即两排双锚索之间布置一根单锚索。

双锚索间排距为2000mm×1600mm，单锚索排距1600mm。

（二）、一次、二次端头掘进支护说明：

　　参考切眼支护参数，但端头顶板跨度达9m，支护难度大，需提高支护强度，故减小顶板锚索间排距，锚索间排距为1300×800mm，每排打3根锚索，布置形式为单点式。

顶板锚杆间排距为800×800mm，一次掘进顶部布置6根锚杆、二次掘进顶部布置7根锚杆。

帮锚杆支护参数为：

永久帮间排距为800×800mm、每排5根锚杆，临时帮间排距为1000×800mm、每排4根锚杆。

　　（三）、单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护说明：

　　由于切眼工作面中部跨度达到8m、上下端头宽度达9m，支护难度大，必须通过单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护来支撑顶板，保障切眼支架安装的安全。

故在切眼二次扩帮前，靠近临时帮打设一排单体液压支柱，柱距800mm、距煤帮400mm。

二次掘进时，滞后掘进工作面5m在靠近临时帮单体支柱900mm处打设一排单体液压支柱配合铰接顶梁架设正悬臂支架加强支护、柱距800mm。

由于底板为煤层，支设单体时垫柱鞋，单体支柱的初撑力不低于25MPa。

　　第四节支护工艺

　　1、锚杆施工工艺：

定眼位→打眼→吹眼→装药卷→搅拌→凝固→安装并紧固锚杆。

要求如下：

　　①、打眼顺序

　　自后向前，先顶板后两帮，顶板先中间后两边，两帮自上而下。

锚杆按间排、距依次由中间像两侧及前方布置。

　　②、锚杆眼定位

　　锚杆眼要严格按设计间排距定位，位置要准确，眼位误差不得超过50mm、顶板两侧锚杆向两帮煤体倾斜20°、帮锚杆上下端锚杆仰俯角20°，眼向误差不得大于5°。

　　③、锚杆眼长度

　　锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，钻孔深度与锚杆有效长度（钻孔内锚杆长度）误差不大于50mm，即2400—2450mm

　　④、吹眼

　　巷帮锚杆钻孔打完后必须采用高压风吹眼，把锚杆眼内的煤（岩）粉、积水吹干净，以确保树脂药卷与锚杆眼壁的粘结力。

　　⑤、安装锚杆

　　树脂药卷按规定的数量、规格逐个装进锚杆眼口（超快药卷在最前面），用锚杆顶住药卷，轻轻送至眼底，当树脂锚固剂全部送至锚杆眼底时启动锚杆钻机搅拌锚固剂，边推进边搅拌，搅拌时间约为30秒。

其中对于帮锚杆，搅拌充分后，停止搅拌约60秒，待树脂锚固剂凝固后慢慢将锚杆钻机退下，装上托盘并用气动扳手拧紧螺母并用力矩扳手检测，力矩不小于200N·m，保证托盘压紧、压正，金属网并紧贴巷道表面。

顶锚杆可由锚杆钻机安装拧紧再用气动扳手预紧，力矩不小于250—300N/m。

锚杆外露长度大于20mm，小于50mm，顶锚杆锚固力达到120KN、即20MPa。

帮锚杆预紧力达到100KN、即16MPa，使用MLJ-250锚杆拉拔器检查锚固力。

　　2、铺设金属网工艺：

打开液压前探临时支护，在前探梁上放好金属网，将金属网边与后一茬网边先绑扎3-5点。

然后按设计间排距打设锚杆，压紧金属网贴紧巷道表面。

要求如下：

　　所有网边钢丝端头均与周边金属网搭接，不得空缺。

金属网搭接长度100mm，每隔200mm用双股16#铅丝绑扎牢固。

连接时，双丝双扣，扭结不小于3圈。

　　3、锚索施工工艺：

定位锚索孔→打孔→逐个安装树脂锚固剂→安装托盘及锁具→安装锚索张拉机具→预紧锚索。

锚索施工工艺要求：

　　①、打锚索眼

　　打钻孔时要保持钻机底部不挪动，以免钻杆轴线不直，给锚索安装带来困难。

锚索支护要紧跟工作面并及时安装预紧。

　　②、锚索的锚固

　　依次将快速树脂药卷、慢速树脂药卷放在孔底。

用钢绞线顶住药卷，用锚索搅拌器与锚杆机和钢绞线连接，开动锚杆机搅拌树脂药卷，边推进边搅拌。

搅拌时间大于30s，等待2min回落钻机，卸下搅拌器，完成锚索的内锚固。

　　③、树脂药卷的养护：

搅拌充分后，为了要提供足够的树脂药卷养护时间，要求等待30min。

　　④预紧

　　待树脂锚固剂凝固后，安装托盘和与钢绞线配套的锁具，然后用MQ18-200/6型锚索张拉机具预紧钢绞线并达到设计锚索预紧力100kN，即30MPa。

　　4、单体支柱及悬臂梁支护工艺

　　①、按巷道中心线确定单体支柱位置、清理浮煤，垫柱鞋打设单体支护。

　　②、单体支柱使用铁丝或防倒绳与顶网或锚梁拴好，防止倒柱伤人。

　　③、升柱时一人抓支柱的手把将支柱立在柱位上，另一人拿好注液枪，转动支柱使注液阀向下，然后冲洗注液阀内煤粉，将注液枪卡套卡紧注液阀，开动手把供液升柱，使柱爪卡住梁牙并供液达到规定初撑力为止，退下注液枪并挂在支柱手把上，并使支柱与梁联成一体。

　　④、挂梁时，一人两手抓住铰接顶梁将之插入已安设好的顶梁两耳中，另一人插上顶梁圆销并用锤将圆销打到位。

　　⑤、单体支柱必须向上山方向迎山1°。

　　5、质量标准与检验

　　质量标准与检验表

　　序号项目设计尺寸、数量允许偏差备注

　　合格mm优良mm

　　1巷道净宽/mm8000/90000—+200设计值端头净宽9000

　　巷道净高/mm35000—+200设计值

　　2顶锚杆间、排距/mm800×800±100设计值

　　3帮锚杆间、排距/mm800×800±100设计值永久帮

　　4帮锚杆间、排距/mm1000×800±100设计值临时帮

　　5锚杆外露长度/mm<50<50设计值

　　6顶锚杆预紧力/N.m250——300符合设计

　　7帮锚杆预紧力/N.m200符合设计

　　8顶、帮锚杆锚固力/KN120/100符合设计

　　9锚杆角度/（）20°±5°

　　10锚杆孔深度mm24000—+50

　　11锚索预紧力/KN100符合设计

　　12锚索外露长度mm<300符合设计

　　13锚索间、排距mm2000×1600-100—+100切眼中部

　　14锚索间、排距mm1300×800-100—+100切眼端头

　　15锚索孔深度mm70000—+200

　　16网搭接、连接间距/mm100、200符合设计

　　17单体支柱柱距mm800符合设计

　　初撑力MPa25符合设计

　　迎山角度1°符合设计

　　位置mm距临时帮400符合设计

　　第四章施工工艺

　　第一节施工方法

　　1、020902切眼工作采用二次成巷方法掘进，锚网索支护，单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护。

　　2、施工中严格按照地测防治水科标定的巷道中心线沿9#层顶板掘进。

　　3、工作面掘进中，最大控顶距为1200mm、最小控顶距为400mm。

　　4、该切眼工作面由020902回风顺槽开口以267°方位掘进下山工作面，一次掘进到位后开始二次扩帮掘进。

　　5、工作面锚杆、锚索孔施工使用MQT—130型风动锚杆机配合B19组合钻杆、Φ28mm金刚石钻头打眼，锚杆、锚索搅拌器安装锚杆，帮锚杆使用支腿式气动帮锚机或煤电钻配合组合钻杆或麻花钻杆打眼，锚杆搅拌器安装锚杆。

　　6、020902回风顺槽切眼开口跨度为9m，为防止顶板下沉、冒落，故在顺槽切眼开口范围内沿顺槽轴线方向布置2排液压单体支柱配合铰接顶梁进行对切眼开口处加强支护。

（附：

支护平面图）

　　第二节落煤方式

　　1、落煤方式：

一次掘进采用EBZ—132型掘进机割煤，二次掘进采用ZMS—1.2型煤电钻打眼爆破落煤。

　　2、施工顺序：

（1）安全检查（顶板、通风、电气设备）→准备工作→割煤/打眼爆破→临时支护→永久支护→出渣→检查工程质量。

　　3、掘进机切割头切割方法：

由巷道底部向顶部切割。

　　4、爆破工艺

　　4.1、爆破器材

　　使用3级矿用乳化炸药，毫秒延期电雷管，放炮器起爆。

　　4.2、装药结构

　　全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。

　　4.3、起爆方式

　　爆破网络采用分组串联一次起爆的方式爆破。

　　4.4、爆破参数设计

　　炮眼数目及装药量的确定

　　根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qSLn

　　式中：

q—单位炸药消耗量

　　q=0.66kg/m3【引自：

井下爆破工程表5-5】

　　S-巷道断面积m2，12.25m2

　　L-炮眼平均深度，m，取0.9米

　　n-炮眼利用率，取0.88n=L0/L

　　L0-一茬炮进尺

　　根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目：

　　N=q×S×m×n/（x×P）

　　式中N—炮眼数目，个

　　m—每个药卷长度，取m=0.17m;

　　x—炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5;

　　p—每个药卷重量，取0.15kg

　　根据以上公式，确定一茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为

　　Q=0.66×12.25×0.9×0.88=6.4（kg）

　　N=（0.66×12.25×0.17×0.88）/（0.5×0.15）=16（个）

　　根据工作面地质条件，实际炮眼数量取31个。

　　端头断面二次掘进断面炮眼数目及装药量的确定

　　Q=qSLn=0.64×15.75×0.75×0.88=6.7

　　N=q×S×m×n/（x×P）

　　=0.64×15.75×0.17×0.87/0.5×0.15=20（个）

　　根据现场地质条件、实际炮眼数量取35个

　　附：

炮眼布置图及爆破参数表

　　第三节装载与运输

　　一、装载与运输设备

　　装载与运输设备统计表

　　设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离备注

　　U型矿车1T运料

　　架子车1.5T运料

　　刮板机SGB-620/40T2台020902切眼压柱200m运煤

　　刮板机SGB-420/30T1020902切眼压柱70m运煤

　　可伸缩带式输送机DTⅡ-8001台020902回风顺槽地锚850m运煤

　　掘进机EBZ—1321台020902切眼割煤

　　二、运输方式及要求

　　1、一次成巷割煤后由掘进机装载铲板将煤耙装到中间刮板输送机上经桥式转载机至切眼刮板输送机至胶带输送机到煤仓联络巷刮板输送机进入煤仓。

　　2、二次成巷爆破落煤后，由人工攉煤至切眼刮板输送机至顺槽皮带输送机至煤仓联络巷刮板机进入煤仓。

　　3、运输中要认真检查胶带输送机、刮板输送机的运转情况是否正常，发现异常时及时停机处理。

　　4、运输中开启各转载点喷雾降尘。

　　5、运输中发现有大块煤矸时必须用大锤将其砸碎后进入煤仓。

　　6、煤仓口处必须安设篦子，间距不得超过300mm。

　　7、刮板输送机机头、机尾必须安设牢固的压柱。

　　第四节管线布置

　　一、风、水管路布置要求

　　1、风管、水管布置在巷道南帮，风管距底板1m、清水管距底板0.5m、排水管距底板0.3m。

采用Φ16mm、L=600mm的圆钢锚杆及扁铁固定管路，固定管路锚杆间距2m，外露200mm。

　　2、水管接口严实不得出现漏水现象。

水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m以外使用2寸铁管，要随工作面掘进进尺及时延长，并且每隔50m设置一组三通阀门。

　　二、电缆布置要求

　　1、电缆布置在切眼南帮，距底板2.5m，采用两端打眼安装圆钢锚杆顺巷道方向拉Φ12.5mm钢丝绳，在钢丝绳上每隔1000mm安装一个电缆钩进行悬挂电缆。

　　2、工作面电缆必须悬挂整齐、高低水平。

　　3、信号线、电话线、监测线布置于动力电源线