采矿工程毕业设计（论文）-双楼煤矿东一采区1711采煤工作面采煤工艺设计【全套图纸】

1 目目 录录 中文摘要I 1 概述概述.1 1.1 采煤工作面位置及开采范围.1 1.2 采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系.1 2 地质概况地质概况.1 2.1 煤层赋存情况.1 2.2 围岩的性质及其对采煤的影响.2 2.3 地质构造及水文地质情况.3 2.4 瓦斯、煤尘和自然发火情况.4 3 可采储量及可采区可采储量及可采区.4 3.1 采煤工作面的可采储量计算：.4 3.2 采煤工作面可采期计算.4 4 巷道布置与生产系统巷道布置与生产系统.5 4.1 巷道布置.5 4.2 生产系统.5 5 采煤工艺采煤工艺.9 5.1 采煤工艺的选择.9 5.2 采煤工艺.9 6 生产技术管理生产技术管理.11 6.1 循环方式.11 6.2 作业形式.11 6.3 工序安排.11 6.4 劳动组织.12 6.5 循环图表.12 6.6 工人出勤表.12 6.7 采煤工作面技术经济指标.13 7 采煤方法图的设计与绘制采煤方法图的设计与绘制.14 8 安全技术措施安全技术措施.14 8.1 一般要求.14 8.2 顶板管理措施.15 8.3 一通三防管理.16 8.4 机电运输管理.18 8.5 两巷工字钢回撤措施.19 8.6 其它安全技术措施.19 8.7 安全组织保障措施.21 8.8 灾害应急及避灾路线.22 1 1 1 概述概述 1.11.1 采煤工作面位置及开采范围采煤工作面位置及开采范围 全套图纸，加全套图纸，加 153893706153893706 1.1.11.1.1 位置位置 本采煤工作面位于 1 水平东一采区第一区段，工作面的编号为 1711。 1.1.21.1.2 开采范围开采范围 本采煤工作面的上边界为本矿南边的矿界，下边界为-338m 标高，开采起始位置为东一采 区西边界，采止位置为运输上山。该工作面长度为 181m，沿走向方向推进长度为 2155m。 1.21.2 采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系 1.2.11.2.1 与相邻煤层的关系与相邻煤层的关系 本采煤工作面开采山西组 7 号煤层，与位于该煤层下方的另一主采煤层 9 号煤层相距 30.5m，7、9 号煤层厚度分别为 3.1m、3.4m。本采煤工作面上方为采空区，下方为未开采区， 对工作面开采无大的影响。 1.2.21.2.2 与相邻已采区的关系与相邻已采区的关系 本采煤工作面上方为已经开采的采区，该采区留有足够的煤柱，采空区内无积水和瓦斯， 对本工作面的开采无影响。 1.2.31.2.3 采煤工作面与地面相对位置的关系采煤工作面与地面相对位置的关系 采煤工作面开采范围与地面相对位置的范围内无建筑物、水体和铁路。 2 2 2 地质概况地质概况 2.12.1 煤层赋存情况煤层赋存情况 1711 采煤工作面开采煤层为 7 号煤层，其走向为东西向，倾向北，煤层倾角平均为 1835，平均 22，煤厚 2.02m3.46m，平均 3.1m。经过化验分析得出 7 号煤的容重为 1.36t/m3。硬度中硬,普氏硬度为 23。属于中低硫气煤，也可作为良好的炼焦用煤。主要煤 类指标见表 2-1-1。 表表 2-1-12-1-1 煤层的煤类及主要煤质指标煤层的煤类及主要煤质指标 原煤工业分析精煤工业分析煤层煤类 AdVdaf (%)Qnet.ad (MJ/Kg) St.dAdVdaf (%) Qnet.ad (MJ/Kg) St.d 7气煤17.9437.8626.330.656.8338.1530.680.52 2.22.2 围岩的性质及其对采煤的影响围岩的性质及其对采煤的影响 7 煤的伪顶为厚度为 00.12 m 的铝土质泥岩，随采随落，直接顶和基本顶为百度为 20m 的泥岩及砂质泥岩，较坚硬。直接底为砂质泥岩、泥岩，老底为细砂岩。地质综合柱状图详见 图 2-1。 图 2-1 地质综合柱状图 3 综合柱状图 图1-2-1 地层单位 界 系 统 组 地 层 符 号 地层 厚度 （ ） 岩 柱 1：500 主采煤 层厚度 （ ） 层间距 （ ） 岩性特征 第 四 系 新 生 界 奥 陶 系 石 碳 系 古 生 界 山 西 组 侏 罗 系 白 垩 系 系 叠 二 中 生 界 250 196319 Q J K 上 统 上 石 河 子 组 下 统 下 石 河 子 组 P 1 2 2 1 P P 1 2 100529 290 101 12175 161247 220 133 93185 C O 451474 463 191 165217 3.33 2.873.56 30.5 23.842.0 松散沉积物，由棕黄、棕灰色粉砂、粘土质 砂夹薄层粘土、砂质粘土组成。含砂姜和铁 锰质结核,下部分地段属富水性含水层。 上部由深灰、暗紫色砂岩、砂泥岩夹砂岩组 成。下部由绛紫色、紫红色砂泥岩、灰绿色 细砂岩夹砾岩组成，底部为绛紫色、紫红色 砂泥岩组成，含水性弱。 上部由杂色泥岩、砂质泥岩为主，间夹薄层 灰绿绛紫色砂岩，下部由紫红、灰绿中细砂 岩组成，间夹杂色砂质泥岩、砂泥岩底部为 紫色或灰白色中粗粒石英砂岩。裂隙承压 含水层。 内陆湖泊沼泽相沉积。由杂色泥岩、砂泥岩、 砂岩，间夹粉细砂岩组成。局部发育煤层均 不可采。裂隙承压含水层。 本区主要含煤地层之一，整合于太原组地层 之上。属过渡相沉积，上部为灰色砂泥岩 砂岩，中部为中细粒砂岩，灰色砂泥岩，富 水性小，7煤。沉积稳定。下部为砂岩细粒 砂岩，富水性小，9煤。全区沉积稳定。 海相沉积，上部由细砂岩组成，底部为，下 部为灰岩含水性中等。 主要组成为灰岩，含水中等。 2.023.46 3.1 2.32.3 地质构造及水文地质情况地质构造及水文地质情况 2.3.12.3.1 地质构造地质构造 本井田是一个北东、西、南边界断层包围的相对独立的、完整封闭的地质构造单元，为一 倾向 NNW,走向略变化的单斜构造，地层倾角一般在 1835左右，井田内以张姓断层 4 条， 火成岩张性断裂侵入煤层，局部使煤层变为天然焦，侵入最高层位为山西组 7 煤，地震控制尖 灭区一个。主要断层特征见表 2-3-1。 4 表表 2-3-1 断层特征一览表断层特征一览表 产 状 序号 断层号 性质 走向倾向倾角（） 长度 （m） 落差 (m) 可靠 程 度 1F1正N40ESE7045001000可靠 2F2正EW-NWS-SW65540065-110可靠 3F3正NEN85208060较可靠 4F4逆 N60E SE55200017-60可靠 2.3.22.3.2 火成岩侵入情况火成岩侵入情况 井田岩浆岩活动主要表现在燕山晚期，以基性岩为主, 岩浆岩侵入以 F1 断裂为主要通道， 呈岩床或岩脉侵入到煤系地层之中,钻孔揭露岩浆岩侵入最高层位为四灰底，对太原组煤层有着 一定的破坏作用。该火成岩两端有外延的趋势。经钻孔揭露的有 4 个钻孔 （7526、32、31、012）岩浆岩侵入到 21 煤，使煤层变成天然焦，主要分布在 4 勘探 线以东。侵入到 17 煤层的有 23 个钻孔揭露，使煤层变为天然焦或局部侵蚀，主要分布在 39 及 1316 勘探线之间，侵入到煤系地层的岩浆岩有斜闪煌斑岩、闪长岩、安山岩等。 7 煤基本不受断层影响，只有局部受到火成岩的侵入，影响也较小。只有在 912 勘探线 中部出现无煤带，且七煤区域小。除此之外，7 煤厚度均匀，七煤平均厚 2.47m。 2.3.32.3.3 水文地质情况水文地质情况 本井田第三层隔水层为湖积，冲积相，以粘土和砂质粘土为主。厚度 1993 米，平均为 52 米其中粘性土平均为 46 米，从东向西变厚。经 Z25 孔抽水，第二层与第三层间无水力联系， 为第四纪下部良好的隔水层。在 7 煤露头处与本层厚度在 4060 米以上。7 煤上部有平均厚 19 米的砂岩，钻进中有两孔漏水，据抽水资料含水性微弱，7 煤下部单位涌水量和渗透系数近 似于零，基本无水。 7 煤-250m 水平上部已经采空，且采空水经过勘测及处理，对本工作面无影响。 2.42.4 瓦斯、煤尘和自然发火情况瓦斯、煤尘和自然发火情况 根据勘探资料叙述，1711 采煤工作面绝对瓦斯涌出量为 3.73m3/h，相对瓦斯涌出量为 1.0m3/min，根据 2006 版煤矿安全规程 ，该矿属于低瓦斯矿井。 煤尘爆炸指数为 43.01，属于有煤尘爆炸危险性煤层。 5 7 煤属于易于自燃的煤层，发火期为 3-6 个月。 该采煤工作面无冲击地压危险。 根据勘探资料数据可知：由于矿井开采深度大，温度较高。75-13 孔的井温测定成果见表 如下： 表 2-4-1 井温测定表 孔深（m）6007008009001000 温度（C）25.426.7283033 3 3 可采储量及可采区可采储量及可采区 3.13.1 采煤工作面的可采储量计算：采煤工作面的可采储量计算： Z=LSmK 式中： L采煤工作面长度，m，本工作面长 180m； S采煤工作面走向长度，本工作面走向长度为 2000m； m采高，m，本工作面为 3.1m； 煤矿层实体密度，t/m3，7 煤为 1.36 t/m3； K工作面采出率，取 95%。 则 Z=18020003.11.3695%=9612480t=144.1 万 t 3.23.2 采煤工作面可采期计算采煤工作面可采期计算 A Z T 式中： T采煤工作面可采期，a； Z采煤工作面可采储量，万 t； A工作面生产能力，万 t/a； T=1.2a 120 1 . 144 6 4 4 巷道布置与生产系统巷道布置与生产系统 4.14.1 巷道布置巷道布置 本采区位于矿区西北侧，采用自上而下、两翼同时布置的开采顺序，1711 工作面位于该 采区上区段西翼。 在-550m 岩石大巷顶板作采区下部车场，顺煤层自下向上作采区轨道上山和回风上山，两 上山相距 20m。本采区划分为三个区段，分别在-475m、-400m、-325m 和-250m 标高处作区段 运输巷、采区回风巷和中部车场、上部车场，在每个区段运输巷作开切眼与回风巷贯通形成工 作面。 区段运输巷为梯形断面，锚杆支护，断面规格为 3.03.0m，作为本区段运输、行人、通 风用；开切眼断面为矩形，单体液压支柱支护，断面规格为 1.5m（高）4.0m（宽） ，开采前 用支架替换。 巷道布置、采煤面平、剖面详见附图 4.24.2 生产系统生产系统 4.2.14.2.1 运输系统运输系统 本工作面采用刮板运输机运输，运输上山、主要运输大巷均采用皮带运输机运输。原煤运 输线路为： 1711 采煤工作面-区段运输巷-运输上山-550m 岩石大巷-井底车场- 地面 材料运输线路：地面 - 井底车场- -550m 岩石大巷-辅助上山上山-区段运输巷- -1711 采煤工作面。详见附图 表 4-2-1 运输设备配备表 设备名称规格型号使用地点 数量（台） 备注 刮板运输机SGZ-730/264采煤工作面1600t/h，功率 264Kw，长 200m 7 转载机SZB-730/40运输巷1 皮带运输机DSP-1063/1000运输巷2长 1000m，125 Kw，带速 2m/s 4.2.24.2.2 排水系统排水系统 1711 工作面的水排至区段运输巷，经采区辅助上山、采区下部水仓沉淀，经-550m 岩石 大巷自流至井底车场主水仓，经副井排出地面。详见附图 4.2.34.2.3 供电系统供电系统 来自井下中央变电所电源送入采区下部车场的采区变电所，经变压后分别向采煤工作面、 运输上山中的皮带运输机、泵房、照明等供电，掘进工作面采用“三专” ；东西两翼工作面分 开供电，供电线路经辅助上山至区段运输巷。每个工作面的割煤机组采用专线单独供电，其他 辅助设备另设一条供电线路。详见附图 表 4-2-2 采煤工作面用电设备负荷统计表 设备名称规格型号使用地点 数量（台） 额定容量/Kw备注 割煤机 MG2200 W 采煤工作面1400 刮板运输机SGZ-730/264采煤工作面1320 转载机SZB-730/40运输巷140 皮带运输机 DSP- 1063/1000 运输巷2125250 Kw 乳化液压泵RB63/35-50运输巷24590Kw 回柱绞车YAJ-22回风巷122 喷雾泵PZ320/6.3 运输巷、转煤 点 24590 Kw 4.2.44.2.4 通风防尘系统通风防尘系统 一、 确定工作面风量 （一） 、风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q=100qk 8 =100（3.7360）1.5 =9.3m3/min 式中：Q为采煤工作面所需风量，m3/min； q工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； K工作面通风不确定系数，取 1.5。 2、按工作面温度计算 Q=60VSK =601.35.251.0 =409.5 m3/min 式中：Q为采煤工作面所需风量，m3/min； V工作面适宜风速，m/s ； S工作面平均断面积，5.25m2； K工作面通风不确定系数，取 1.0。 （二） 、风速验算 1、按最低风速验算 Q600.25S=600.255.25=78.75 m3/min 式中：S工作面平均断面积，5.25m2 2、按最高风速算验 Q-550m 岩石大巷-采区下部车场-辅助上山-区段运输巷-1711 采煤工 9 作面-回风巷-回风上山回风石门-东风井回风大巷-东风井-地面 2、通风、瓦斯监测 在工作面回风巷内安设设正反风门各两道 监测线路：地面中心分站-分站（安装在采区下部车场的新鲜风流中）-各点探头 表表 4-2-34-2-3 监控探头布置统计表监控探头布置统计表 探头编 号 安装地点报警浓度断电浓度复电浓度备注 T1运输巷距工作面下窗口副井-井底车场-550m 岩石大巷-采区运输上山-工作 面运输巷、回风巷。 液压管路：工作面移动泵站（安设在区段运输中）-联络巷-运输顺槽-1711 工作面- 10 1711 采煤工作面风巷。 压风管路：地面集中压风站-副井-井底车场-550m 岩石大巷-采区辅助上山- 工作面运输巷、回风巷。 详见附图 4.2.64.2.6 照明及通讯系统照明及通讯系统 一、照明系统 各石门及运输巷转载点分别安设防爆照明。 二、通讯系统 1、通讯路线 在地面调度室安设 HS262T-20 数字程控生产调度交换机 1 台，容量 20 门，主要供井下各 工作地点通讯使用。 地面调度室-井底车场-550m 岩石大巷-采区下部车场-采区辅助上山-运输巷 液压泵站处。 5 5 采煤工艺采煤工艺 5.15.1 采煤工艺的选择采煤工艺的选择 随着社会的发展和进步，各行各业都在采用新技术、新工艺，而在煤炭行业中，综合机械 化采煤能够提高劳动生产率和产量；本采区开采的 7 煤煤层厚度为 3.1m ，属中厚煤层，倾角 为平均 22，为缓倾斜煤层，直接顶板为砂质泥岩，较坚硬，适宜割煤机割煤、自移式液压支 架进行支护，进行一体化作业；从安全角度看，用自移式液压支架支护顶板更能够有效地保证 采煤工作面人员和设备的安全。 根据双楼煤矿东一采区的地质构造、煤层赋存条件等因素，1711 采煤工作面采煤工艺选用 综合机械化采煤。 5.25.2 采煤工艺采煤工艺 5.2.15.2.1 破煤破煤 采区中各采煤工作面采用双滚筒采煤机破煤，根据采煤机最小设计生产率决定采煤机的牵 引速度： V= Q/(K60HB)=400/(0.7603.11.360.6) =3.8 米/分 式中：V表示采煤机牵引速度，米/分； 11 H，B，表示工作面的采高、截深和煤的密度； Q采煤工作面最小设计生产率，t/h； K修正系数，此处取 0.7。 采煤机的牵引速度取 5.5m/min。 其采煤机的型号为：MG2200W，设计功率为 400Kw，滚筒直径为 1.8m，牵引力为 360KN，牵引速度为 5.5m/min，截深为 0.60m，进刀方式采用斜切式进刀，截割方式为上下行 均割煤，一次采全高，往返一次共进两刀，循环进尺为 1.20m。 5.2.25.2.2 装煤装煤 工作面采用 SGZ-730/264X 型刮板运输机装煤，输送能力为 600t/h，电动机功率为 1322Kw，设计长度为 200m，滚筒割落的煤主要靠滚筒上螺旋叶片的旋转将煤推入溜槽，另 在滚筒后增设有挡煤板，其余少量浮煤由人工清理。 5.2.35.2.3 运煤运煤 1711 采煤工作面采用 SGZ-730/264 型刮板运输机运煤，输送能力为 600t/h，功率为 1322Kw，设计长度为 200m；确定采煤工作面输送机的运输能力： Q运=K1K2Q采 =0.71.1600=462 吨/小时 式中：Q运：采煤工作面的运输能力，吨/小时； K1：运输方向及倾角系数，此处为 0.7； K2：采煤机与输送机同向运转时的修正系数，K2=V运/（V运-V机）=1.1； Q采：采煤机的设计小时生产能力（60采高容重设计速度） ，吨/小时； V运：输送机的链速，米/分； V机：采煤机的平均牵引速度，米/分； 运输巷的输送机能力应大于采煤工作面的输送机能力， B= =600/(458120.85)/(KCVa)Q运 B=770mm800mm 满足要求。 12 式中： Q 运：采煤工作面的运输能力；t/h； K:断面系数 K=458; C :倾角系数 K=1； V：皮带机的平均牵引速度；V=2 m/s； a：煤层松散容重，吨/米 3 =0.85； 用 SZB-730/40，40KW 型转载机转入采面运输巷可伸缩皮带运输机 DSP-1063/1000, 125KW, 2 台,输送量 630t/h、带速 2m/s。 5.2.45.2.4 工作面支护工作面支护 采煤工作面的伪顶为 00.12m 的铝土质泥岩，直接顶和基本顶为 20m 的泥岩及砂质泥岩 根据分类，该顶板应为类 1 级，可选择掩护式液压支架。 液压支架的选型如下： P=（68）mScos=（68）3.12.3cos22 =39.752.9 吨/米 2 =0.390.53Mpa 式中：P：支架承受的荷载； m：采高，米。本工作面为 3.1 米； ：顶板岩石容重，吨/米 3。本面取 2.5； ：煤层倾角，度。本面为 22 度。 工作面支护方式采用 ZY3200/20/35 型掩护式液压支架支护顶板。支架高度为 2m3.5m， 工作阻力为 3200KN，初撑力为 1950KN，支护强度为 0.671Mpa，拉架力为 123/369KN，移架 步距为 0.6m，为单伸缩式。机头机巷支架梁头与采面 1#架的间距和回风巷与 133#液压支架间 距大于 0.5m 时，必须用 4.4m 梁配合 DZ25-25/100 型单体液压支柱“一梁四柱”成对交替迈步 前移支护控顶。 5.2.55.2.5 采空区处理采空区处理 工作面采空区顶板管理采用全部垮落法。 6 6 生产技术管理生产技术管理 6.16.1 循环方式循环方式 工作面每昼夜八个循环，单循环进度为 0.6m，日推进度 4.8m，正规循环率为 85%。 13 6.26.2 作业形式作业形式 工作面作业形式为“三.八”制工作制度， “两采一准”组织生产，早、夜班割煤，中班检 修。 6.36.3 工序安排工序安排 综采工作面主要工序为采煤机割煤、设备检修、安全检查，次要工序为移架、推移输送机、 清浮煤、撤尾巷。在工序安排上，必须保证主要工序得以顺利进行，同时有机安排次要工序， 使采煤工作面安全、有序、高效的进行。 在生产过程中，移架、推移输送机、清浮煤与采煤机割煤平行作业，撤尾巷与设备检修平 行作业。 6.46.4 劳动组织劳动组织 详见表 6-4-1 表 6-4-1 工作面劳动组织配备表 实际需工（人） 班组 工种 早中夜 主要工作内容 割煤司机22割煤、换截齿、处理采煤机一般故障、加油打扫清洁 移架工33移支架、推移输送机、一般故障处理 端头工66两端头支护、推移机头机尾、文明生产 运转工55开停运输设备、文明生产 泵站司机111负责当班泵的正常运转、处理当班机械故障 浮煤工22清收浮煤浮矸、协助推移输送机 小班电工11处理当班电气故障 小班钳工11处理当班机械故障、兼溜子司机 班长22负责当班安全生产、工程质量、文明生产 生 产 班 小计12323 钳工班26 维修采煤机、泵站、液压支架、运转设备、阻车器、 内齿轮防尘设施等 电工10维修所有电气设备 检 修 班 巷修工安全出 口维护工 12 进回风巷安全出口的维护参料加固、文明生产、回撤 两巷工字钢和金支梁头、材料出进等 14 小计48 合 计95 6.56.5 循环图表循环图表 见附图 6.66.6 工人出勤表工人出勤表 详见表表 6-6-1 表 6-6-1 工人出勤表 实际需工（人）工种类别 早中晚 在籍系数在籍人数（人） 割煤司机221.46 移架工331.48 端头工661.417 运转工551.414 泵站司机1111.44 浮煤工221.45 小班电工111.43 小班钳工111.43 班长221.45 小计123231.465 钳工班261.3 34 电工101.313 巷修工安全出口维 护工 121.4 17 小计482323129 15 6.76.7 采煤工作面技术经济指标采煤工作面技术经济指标 详见表 6-7-1 表 6-7-1 采煤工作面技术经济指标表 序号指标名称单位数量备注 1采面长m200 2煤层平均厚度m3.1 3循环进度m0.6 4日循环个数个/日8 5循环产量t480 6每米产量t20.2 7日产量t4047 8月生产天数天25.5正规循环率为 85% 9月产量t1003198 10工效t /工41 11坑木消耗m3/万 t4.5 12油脂消耗Kg/万 t180油脂耗不包括乳化油 13截齿耗颗/万 t10 14回采率%95 7 7 采煤方法图的设计与绘制采煤方法图的设计与绘制 见附图 16 8 8 安全技术措施安全技术措施 8.18.1 一般要求一般要求 1、由队长组织，技术员贯彻、讲解本作业规程，全体员工（含管理人员）必须认真学习， 并经考试合格后方能上岗，未经学习考试或考试不合格者，严禁上岗。 2、严格规程措施的贯彻实施，加强队干现场值班，严格执行班前会制度、交接班制度、 一班三汇报制度、质量安全动态检查及班评估制度、材料跟踪管理制度和机电设备维修保养制 度。 3、严格执行安全学习制度、敲帮问顶制度、巷道维护修复制度、瓦斯煤尘管理制度和机 电设备安全运行制度。 8.28.2 顶板管理措施顶板管理措施 8.2.18.2.1 控顶距的规定控顶距的规定 根据液压支架及采煤机截深计算 1711 面液压支架的最小控顶距为 3.2m，最大控顶距为 3.8m。 8.2.28.2.2 循环进度循环进度 根据支架推溜行程及机组滚筒截深，确定循环进度为 0.6m，放顶步距为 0.6m。 8.2.38.2.3 推移支架及溜子的规定推移支架及溜子的规定 1、移架工必须经过培训掌握支架操作知识，严格执行移架程序。 2、移架前，要将支架内和支架间的浮煤、浮矸及杂物清理干净，并检查电缆和液压管有 无卡、挤、压等现象，如果发现有损坏现场，及时处理，处理好后方可进行移架。 3、支架采用本架移架操作。 4、追机移架时，移架点距割煤机滚筒保持 35m 的安全距。如果顶板破碎，每割 3m 停 机割煤，带压后方可继续割煤，防止顶板冒落。 5、若煤壁出现跨空时，采用人工支护，支护人员站在安全地点用木料接顶严实，采用单 体液压支柱配合长钢梁“一梁两柱”支护控顶，并派专人照看安全，发现问题及时处理。 6、若支架不能移动必须将把手打到零位，再检查分析原因，不能强行推移，以免损坏设 备。 7、推溜工作应该滞后割煤机 1520m 进行，机头、尾停机移架。移溜时，不能出现急弯， 运输机必须平、稳、直做到机头不拉回煤。严禁从两头往中间移溜子，且移溜时，严禁割煤机 17 停机割煤。 8、移前三排支架时，先移第二、三排，然后移第一架。移架时，若发生倒架摆角等，要 使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，确保排头支架起到排头作用。移第二、 三架时，先对第一架支架注液，以防倾倒。 9、正常情况下，采煤机沿工作面倾向双向割煤，并并依次向割煤机移架推溜。割煤机司 机割煤时，只能在支架内遥控启动或停止采煤机电控按钮。如果未使用遥控器时，只能用手启 动或停止割煤机电控按钮，但要防止煤矸下滑伤人（根据现场情况，开启护帮板，防止煤壁片 帮） 。同时，割煤司机要时刻注意观察滚筒前后方的顶板情况，发现问题及时停机处理，若不 能处理时，及时向调度室汇报，待矿调采取措施处理并安全后，方可恢复割煤。 10、当工作面溜子下窜较大时，割煤司机必须逐步将工作面调成俯伪斜，机巷落后风巷 1015m，采用割岔刀的方法逐步调到最佳位置，再平行推进。 11、割煤机停机时，超前支架要移到位，方可下班。 8.2.48.2.4 倒架与防滑处理办法倒架与防滑处理办法 1、排头支架设防倒、防滑装置，其它支架以排头支架为准，依次排列。 2、发现支架摆尾、歪斜，要及时用相邻支架上所设置的防滑千斤顶调整支架，使其恢复 正常位置。 3、支架的侧护缸和调架缸要保持一定的行程，当支架发生轻微倒塌时，可用其进行调整 扶正支架。 4、采高不大于支架的最大支撑高度，让立柱留有 200mm 以上的余量。 8.2.58.2.5 悬顶距的规定悬顶距的规定 随工作面支架前移，采空区自然垮落，正常回采期间工作面悬顶走向长度超过 5m，倾斜 长度超过 20m 时，采取措施进行强制放顶，措施另行编制。 8.2.68.2.6 备用材料的规定备用材料的规定 风巷备用 1.6 m、2.5m、2.8m 的单体液压支柱各备 30 根，圆木各备 20 根（160mm-2200 和 180mm-2200mm） ，支柱木料等分类挂牌堆放，堆放在距工作面 60m 以外的巷道宽敞处， 材料堆码必须四棱上线，距轨道中心线不得小于 350mm，不得影响通风和行人。 8.2.78.2.7 端面距范围的处理措施端面距范围的处理措施 按规定，端面距不大于 200mm，超过时必须伸出前探梁及临时支护控制顶板。 8.2.88.2.8 监测监控监测监控 由于 1711 面采用液压支架控顶，使用单体液压支架较少，故 1711 面不再派专人进行单体 18 液压支柱压力监测监控，但施工队发现支柱漏液必须及时注液复升，若出现坏支柱时，必须立 即组织更换。 8.38.3 一通三防管理一通三防管理 8.3.18.3.1 通风通风 1、工作面风量应满足设计要求，工作面进、回风巷应保证足够的通风断面。 2、风门前后 5m 及风门之间严禁堆放物品和设备，严禁任意开启和损坏风门，人员通过时， 必须保证“人过门关” ，严禁两道风门同时打开。 3、工作面配备专职瓦检员检查瓦斯浓度，严禁空班、假检、漏检，瓦检员要认真填写好 瓦斯检查记录牌板。 4、工作面按设计要求安装完善瓦斯、CO 监测系统，严禁人为断开断电仪，导致其失去控 制功能。 5、严格控制尾巷长度，需挂风障时，综采二队必须按规定挂好风障。 6、每班由班长、安检员携带便携式瓦检仪，随时检查工作面和两巷的瓦斯浓度，待工作 面瓦斯浓度超过 1%或回风瓦斯浓度超过 1%及以上时，必须立即停止作业，撤出人员至安全地 点，并向调度室汇报请示处理。 7、综采二队沿采空区铺设两趟直径为 500mm 的水泥圆筒，接头处搭接好水泥圆筒，与切 顶线相一致。 8.3.28.3.2 防治火灾防治火灾 1、机、风巷每隔 50m 安设消防卡盘，并配足消防水管，风巷、移动变电站、胶带运输机 机头各安设两台灭火器。 2、移动变电站、胶带运输机机头及油脂必须用不燃性材料覆盖存放在通风良好处，且附 近 5m 范围内无易燃物堆积。 3、各类运输机械装置齐全可靠，每班要清扫各传动部位的煤粉。 4、工作面浮煤必须清理干净，防止煤炭自燃。 8.3.38.3.3 防自燃防自燃 1、救护队定期在回风巷采空区侧取样化验，化验单由总工程师审核后交有关部门备案， 并按规定送矿业公司。如有发火征兆，必须及时采取措施进行处理。 2、采煤队坚持搞好工作面浮煤清理，防止浮煤自燃。 3、在采煤回柱过程中，必须密切注意煤壁及采空区的情况，发现温度升高，有异响等时， 必须立即撤出人员汇报处理。 19 4、机电区在皮带运输范围内每隔 50m 安装一消防水桩，机电区必须保证消防水管的水量、 水压充足；采煤队必须保证消防水管的正常使用，机头、机尾的灭火器装备完好，皮带、溜子 司机必须搞清楚灭火器的正常使用方法，工作面回风巷必须安设防尘消防水管。 5、工作面采后的废巷道必须及时回撤支架，其滞后工作面煤壁线不超过 8m。 8.3.48.3.4 防尘防尘 1、割煤时，使用好割煤机内外喷雾，各转载点和溜煤眼安设喷雾洒水装置，并必须保证 其正常工作。 2、机、风巷按规定安设防尘喷雾及隔爆水袋，综采二队必须定期冲洗巷道煤粉和充填水 袋。 3、皮带溜子司机每班必须清理机头架等设备上的粉尘，保证无粉尘堆积作业。 4、割煤时，必须保证 2m2范围内的浮煤平均厚度不超过支架底座。 8.3.58.3.5 防治水灾防治水灾 1、工作面区域内的所有洒水及喷雾装置必须做到停机关水，乳化泵系统必须完好畅通。 2、回采工程中，若遇到工作面淋水较大时，必须另行编制措施。 3、机、风巷水沟必须掏通，采用自排。局部位置，采用泵排。 8.48.4 机电运输管理机电运输管理 1、电气设备严禁失爆，必须按规定使用好各种保护装置，其各电气开关必须挂牌管理。 2、发现溜子断链、跳链、皮带跑偏等情况时，必须停机处理。 3、机巷溜子工作完毕后，必须将操作手把达到零位。 4、移架推溜工作完毕后，必须将操作把手打到零位。 5、更换割煤机滚筒或截齿时，必须开启护帮板，切断电源，并打开割煤机隔离开关和离 合器，并对工作面运输机实行闭锁。 6、各种转运司机必须持证上岗。 7、启动设备前，采用工作面通讯设备通知施工人员，先点动一次，在得到工作面启运信 号后，方可开启溜子和皮带。 8、1#支架和 133#架严禁传入机、风巷。 9、工作面溜子 运转时，严禁人员随意跨越溜子。 10、割煤机在即将割穿工作面机头、尾前，应通知两头人员撤出 5m 范围外，并停止与割 煤无关工作。 11、割煤机运行时，必须先发出信号，安全后方可开机。 20 12、皮带及溜子司机清理机头、尾浮煤时，必须使用好皮带机头机尾护栏。 13、严禁人员在运转的溜子或皮带机头休息，严禁人员乘坐溜子或皮带，且在溜子上搭建 溜子或皮带桥，供人员通过。 14、乳化液浓度必须达到 35%，否则严禁开泵。 15、各台绞车安装要求：安装在支架牢固可靠的位置，且地脚螺丝紧固，绞车必须打齐立 柱，并用绳子捆绑在牢固安全可靠的棚顶上，防止漏液倒塌伤人。 16、各台绞车必须灵敏可靠，并设置阻车器（灵敏可靠） ，并设有有独立灵敏的信号系统， 工作面及机巷必须安设扩音电话，以便施工人员联系。 17、斜坡段，必须坚持“行车不行人，行人不行车” ，绞车司机必须持证上岗，并设好 “一坡三档” 。 18、割煤机停机时必须将牵引手把达到零位，断开离合器。且试车前，滚筒前后 3m 范围 严禁有无关人员。 19、割煤机检修必须选择在顶板完好，且无片帮危险的位置。若割煤机检修不得不在顶板 破碎位置时，综采二队必须将顶板支护加固完好后，方可进行检修。 8.58.5 两巷工字钢回撤措施两巷工字钢回撤措施 1、机、风巷尾巷最大滞后工作面煤壁线不得超过 8m，必须及时安排人员进行回撤。 2、回撤顺序：由里向外（由北向南）进行回撤。 3、回撤前，对局部空顶、漏档处进行重新背扛，折损变形的支架及时加固，同时将巷道 的浮渣、废旧管轨和杂物清走，保证行人、运料安全畅通。 4、回撤方法：采用回柱绞车，回柱绞车必须防爆，并设置瓦斯电闭锁，断电瓦斯浓度为 1%。 回柱时，必须选择顶板支护完好处，将绞车安设稳固，电动绞车压柱、稳柱必须齐全可靠。绞 车司机必须持证上岗，按章操作。回柱绞车回柱时，前方不能有人，并派专人照看安全。 5、回撤工字钢时，先回腿子，再回支柱，最后回梁头。在回撤腿子和支柱时，先要掏柱 窝，严禁强拉硬拽。 6、在回撤时，钢绳挂钩与工字钢接触部位捆绑牢实，且必须用风筒布包好，并用水喷湿， 杜绝金属直接摩擦产生火花。 7、回撤工字钢时，安全退路必须保持畅通，回出的工字钢和管轨必须当班运出，并在石 门内宽敞处堆码整齐） 。 8、当班值班的班组长必须把好现场关，在回工字钢时，必须选派经验丰富的老工人操作， 并必须在碛头处悬挂便携式瓦检仪。 21 9、回撤到位后，在最末架梁头下打两根单体液压支柱进行挡矸加固。 10、回撤当班人员必须携带便携式瓦检仪，置于回撤地点 5m 范围内，当尾巷瓦斯浓度超 过 1%及以上时，必须停止回撤并撤出人员向调度室汇报，待采取措施将瓦斯排放至 1%及以下 时，方可恢复施工。 8.68.6 其它安全技术措施其它安全技术措施 8.6.18.6.1 下煤眼安全事项下煤眼安全事项 1、下煤眼使用前，必须架设 篦子，其方格孔径为 350mm350mm。用 11Kg 以上的轨道 搭接，在搭接处必须捆绑牢实，并在下煤眼口 1m 范围内搭建高 1m 以上的围栏。围栏必须搭 建牢固，经常安排人员维护。 2、施工队安设篦子和围栏及围栏修复时，施工人员必须身上捆绑牢实保险绳，保险绳另 一端捆绑牢实在机头处。 3、交接时，下煤眼必须放空，且下煤眼处的喷雾装置必须关闭。 4、下煤眼内掉入杂物，必须在放空眼后处理，如需放炮，措施另行编制。 5、下煤眼未经矿同意，严禁私自下人。 6、下煤眼必须设置“禁止入内”警示牌。 8.6.28.6.2 采区轨道上山事项采区轨道上山事项 1、绞车司机必须坚持持证上岗制度。必须坚持“行人不绞车，绞车不行人”制度。信号把 钩工必须经过培训合格持证上岗，司机、信号把钩工必须按章操作，随时检查和保持绞车稳固 完好、钢绳、钩头完好、阻车器、信号系统灵敏可靠，绞车联络信号规定为：“一停、二提、 三下放”，提放前，信号把钩工必须观察上山及小斜坡是否有人，有人员行走严禁提升，绞车 不使用时，开关必须打到零位，绞车钢丝绳必须收在绞车内，严禁将钢丝绳放在斜坡上。 2、人工推车时，同向推车间距不得小于 20m，严禁埋头推车和放飞车。 3、在放车前，信号把钩工必须先观察斜坡是否有人,确认无人时，方可打铃；若有人时， 必须待人员走过斜坡后，方可打铃，信号把钩工打铃后，必须进入躲避硐内。 4、阻车器必须同绞车联动，挡车栏安设在变坡点以下 5m 处。斜坡上车场必须安排两名信 号把钩工，轨道上山落平 3m 处必须设置阻车器。 5、绞车的提运数量：一次只能提放一个矿车。机电区人员必须对绞车、钢丝绳进行检查， 完善记录备查，发现问题必须及时处理。提升钢绳直径小于原直径的 10或一个捻距内断丝面 积达到 10，必须更换新钢绳。 6、信号把钩工必须在矿车停稳时才能作业，必须对矿车的连接情况进行安全检查，同时 22 使用好阻车器、档车栏等安全设施。 8.6.38.6.3 工作面上、下端头各三角煤的措施工作面上、下端头各三角煤的措施 1、综采二队在采下端头三角煤时，割煤机必须停在下端头 15m 以上的位置。首先由当班 值班队长通知施工人员，将工作面的溜子和割煤机的电器设备打到零位断开电源，方可施工。 2、施工时首先对工作面 1#架至 3#架进行补液复升，必须接顶严实、并伸出护帮板，防止 片帮掉渣伤人事故发生。 3、在采上端头三角煤时，界于该面中上段在未受保护范围内、必须先预测，临界指标取： K1=0.5m/g. min1/2；S=6kg/m。不超标时采用风镐作业（若指标超标时另增补相关措施） 。 4、在采上下端头三角煤时，走向进度每次为 1.2m，斜长根据现场情况确定。支护方式采 用 4.4m 的长钢梁“一梁三柱”控顶，成组迈步前移使用。棚距为 0.7m0.1m，排距为 1.2m。 。每 采出一棚必须及时支护一棚同时打上帖帮柱，棚顶必须用笆片排材背杠严实，严禁空顶作业。 5、上、下端头在滑梁支护时，必须同时将工作面割煤机和溜子的电器设备打到零位断开 电源。 6、1711 面上、下端头的单体液压支柱必须拴齐拴牢防倒绳，防止支柱倒落伤人。 8.6.48.6.4 工作面处理液压支架背矸的技术安全措施工作面处理液压支架背矸的技术安全措施 1、在处理工作面液压支架背矸时，首先将工作面割煤机和溜子电源断开，否则严禁背矸。 2、背矸时，先对背矸支架的相邻上下两架液压支架进行补液复升一次、再将背矸支架所 对应溜子边上下斜长 5m 内的电缆电话等设备，用笆片进行保护。 3、背矸时，将背矸支架进行降柱至适应处理的高度，最小高度控制在 1.6m 及以上范围内， 并在支架内打上两根稳柱；人站在上方，下方 5m 内不得有人，用 2.5m 长的撬棍进行处理。 4、处理完后支架上方用木料、废旧钢轨绞顶严实，并及时升柱，将处理后的矸石运至机 巷，由人工捡至采空区侧严禁进入煤流系统，不得影响行人和通风。 8.78.7 安全组织保障措施安全组织保障措施 为切实保障 1711 工作面