煤矿采煤工作面作业规程.doc

编号：yuy2010001宇业 煤 矿采煤工作面作业规程 采 区：二采区 工作面编号：2601 编 制 人： 矿 长： 施工负责人： 施工 单 位：采煤班长 技术负责人： 编 制日期 ：2010年1月25日 矿 长生产矿长机电矿长通风队长目 录第一章 概述6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤 层6第三节 煤层顶底板6第四节 水文地质6第五节 影响回采的其他因素7第六节 储量及服务时间7第二章 采煤方法与回采工艺7第一节 工作面及巷道布置概况7第二节 采煤方法8第三节 回采工艺8第四节 支护方式与要求8一、确定支柱及支护密度：8二、支护方式及要求9第五节 采空区的处理13第六节 采面工序与作业循环15第三章 生产系统16第一节 运 输16第二节 “一通三防”与安全控制17第三节 排 水19第四节 通 信19第五节 供 电19三、电气设备配置19第四章 劳动组织和主要经济指标20一、劳动力组织：20二、主要技术经济指标：（以单工作面计算）20第五章 煤质管理21一、煤质指标和要求：21二、提高煤炭质量管理的措施：21三、提高采出率的措施：21第六章 安全技术措施22第一节 一般规定22第二节 采煤工作面技能操作22第三节 单体液压支柱使用及维修注意事项23第四节 顶板管理26第五节 爆 破29第六节 “一通三防”及安全监控管理31第七节 运 输32第八节 机 电34第九节 其 他38第七章 灾害应急自救互救措施及避灾路线39第一节 瓦斯爆炸的应急措施39第二节 发生火灾的应急措施39第三节 发生水灾的应急措施40第四节 自救方式、援救方式及灾害预防路线40第五节 紧急避灾及行走路线43第八章：会审记录和学习人员签字单45会审单位及人员签字总 工 程 师： 年 月 日矿 长： 年 月 日安 全 副 矿 长： 年 月 日生 产 副 矿 长：年 月 日机 电 副 矿 长： 年 月 日生 技 科： 年 月 日安 监 科： 年 月 日通 风 科： 年 月 日地 测： 年 月 日运 输 科： 年 月 日沐川县宇业煤矿2601采煤作业规程批复批复意见：总工程师（签发）：年 月 日编 制 依 据1、煤矿安全规程2011年版2、中华人民共和国矿山安全法3、2601对拉工作面地质说明书4、煤矿操作规程采煤各工种5、宇业煤矿各工种岗位责任制、安全制度6、宇业煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法7、宇业煤矿安全质量管理办法47第一章 概述第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系：水平名称+260水平南翼采区名称2601采区地面标高+650+680m井下标高+265+270m井下位置与四邻关系：该工作面为+260南运输巷下山，距离井底车场660m。该工作面南翼、下部为未开采区域，北翼是未开采区域，上部是270水平2802机道工作面采空区，由于该工作面距地面垂深较大（120m以上），预计该工作面在回采过程中对地面不会造成影响。走向长度170m倾斜长度220m面 积3.740万m2第二节 煤 层煤层厚度0.26m煤层结构单一结构煤层倾角46煤层名称k32煤 种1/3焦煤稳定程度稳定煤层情况描述：该工作面主采k32煤层，k32全煤厚度0.22 0.30m，纯煤厚度0.26m，煤层走向稳定，南北走向，倾向西，单一独层煤，属富灰份低硫低磷1/3焦煤。第三节 煤层顶底板顶板名称岩 石 名 称厚 度/m特 征直 接 顶细粉砂粘土岩1.52.5深灰色伪 顶砂质粘土岩0.30.5深灰色直 接 底粉砂岩1.52.0.深灰色附煤层综合柱状图：第四节 水文地质1.水文地质情况：根据地测资料表明，该区水文地质条件简单，矿床充水水源主要来自于地表水，地表水沿煤层及岩层裂隙渗入矿井；该工作面机道出现很少的间断顶板滴水情况，加强顶板支护和排水；另外由于该面位于采区中部，在回采过程中受上部采空区积水影响，有可能出现顶板滴水或淋水现象，要求回采过程中应随时做好防治水工作。2.涌水量：预计正常涌水量为1m3/d左右，最大涌水量为2m3/d。第五节 影响回采的其他因素名 称影 响 原 因瓦 斯随着开采深度的增加、瓦斯涌出量呈增大趋势，局部地点有瓦斯异常涌出。二氧化碳有煤尘爆炸指数具有爆炸性，指数为33.58%地 温 危 害无其 他顶板破碎、运输、机电、水第六节 储量及服务时间储 量工业储量1.5708万吨可采储量1.2852万吨工作面服务时间3个月第二章 采煤方法与回采工艺第一节 工作面及巷道布置概况 （见平面布置示意图）开采方式第二节 采煤方法采用倾斜长壁后退式布置（仰采），割煤机掏槽，单层开采，双循环作业，全充填管理采空区。 第三节 回采工艺1.落煤：采用截煤机掏煤槽，掏槽深度为1.0m，人工手稿落煤。2.装煤：人工手铲向工作面刮板运输机内攉煤3.运煤：工作面采用sgdw17型双链刮板运输机运输；机道采用双链刮板运输机、皮带机运输至煤仓。4.支护：工作面采用dw06型单体液压支柱加hdja-70型金属绞梁支护顶板。端头使用dw22型单体液压支柱加金属绞接梁结合金属横梁架设（机头、机尾）支护，横梁为hdja-1000型。工作面采用“三”排正式支护控顶，一排临时支护控顶，柱距1m、排距1.0m，最大控顶距为3.6m，最小控顶距为3.0 m。伞檐侧大于0.6m时必须加掺临时支柱。5.采空区处理：全充填管理采空区。6.机巷、风巷尾巷管理：机巷，采面距尾巷不超过5m必须设置栅栏，每各20m打一次密闭，密闭采用就地取材，使用矸砂密闭，密闭厚度不小于2m；26011风巷，采面距尾巷不超过5m打一次栅栏，不超过10m必须密闭一次使用矸砂密闭，密闭厚度不小于2m；26012共用风巷，采面距尾巷不超过5m必须设置栅栏，随着采面的推进，栅栏随着跟上。第四节 支护方式与要求一、确定支柱及支护密度：（一）.支柱选型：1）确定顶板下沉量：参照邻近工作面顶板下沉量数据：系数0.010.03，则取0.02，最大采高0.6m，最大控顶距3.6m。hmaxmmax_h式中hmax 支柱最大高度，mmmmax工作面最大高度，mm；h-顶梁高度，mm。hminmminhcphh2式中mmin支柱最小高度，mm； mmin工作面最小高度，mm；hcp工作面顶板最大下沉量的平均值，mm；h2活柱最小安全回柱行程(061m的支柱取h2=30mm，1.21.8m的支柱取h2=50mm，1.8m以上的支柱取h2=60mm)。 下沉量=采高系数控顶距 =0.60.023.6 =0.043m2）确定支柱规格：支柱上加hdja-70型金属绞梁，厚度为0.07m 。 最大采高-挑方厚度-下沉量=0.6-0.07-0.043 =0.487m 查表得：确定选用dw06型单体液压支柱。（二）.工作面支护密度：1）工作面要求支护强度： pt=(4-8)mr=6250.6=90kn/m2=90mpapt: 工作面支护强度 mpa m：工作面采高m r:岩石密度kn/m32）工作面要求支护密度：n= pt/rt=90/0.5250=90/120=0.75n:支护密度 根/m2 :支柱额定工作阻力实际利用系数，取0.40.52rt：支柱额定工作阻力，取220250kn3）确定排距：由截煤机掏槽的深度来确定，为1.0m。4）确定柱距：a=ns/nb+f=rtn( nb+f) pt=31.3331.0+0.2=1.05m，取1mn：工作面支柱排数 f：机道上方梁端至煤壁的距离 s：每根支柱的支护面积经计算：工作面支护的排距为1.0m时，柱距为1.0m。5）支护验算（以一根支柱承受的支撑力）：p实=（排距柱距）（4-8）mr=1.060.60.25=90knp额=2500.5=120kn p额p实 符合要求二、支护方式及要求1.正常工作时期顶板支护方式及要求：（1）工作面采用dw06型单体液压支柱加hdja-70型金属绞梁支护工作面顶板。“三”排正式支护控顶，一排临时支护控顶，柱距1.00m，排距1.0m。hdja-70型金属绞梁垂直于碳壁掺设。工作面支柱掺护必须拉线打柱，煤壁打直，支柱戴帽齐全。支柱必须打紧掺牢，落在硬底上，严禁掺在浮煤浮矸上，支柱迎山角保持1020。（2）端头（机头、机尾）支护：机头处采用三排dw22型单体液压支柱加hdja-1000型金属绞接梁支护，柱距为1.0m，排距为1.2m支护该段顶板，机尾采用二排dw12型单体液压支柱加hdja-1000型金属绞接梁支护，柱距为1.0m，排距为1.2m，顶板必须用坑木背实。端头（机头、机尾）支护示意图：（3）：机风巷的超前支护：采用dw22 dw18型单体液压支柱配合hdja-1000型金属横梁再用坑木背材等共架设机、风巷超前支护。超前支护距煤壁不得少于20m，机巷高度不低于1.80m，风机巷不低于1.6m，并留设0.8m宽人行道。超前支护排间距不大于1.2 m，空隙处用背材接顶背紧背严实。（4）：开缺口的支护：机头开缺口超前工作面长2.00m，宽3.00m，采用“一梁三柱”的支护方式。机尾开缺口超前工作面长2.00m，宽2.00m，采用“一梁二柱”的支护方式。（5）：机尾安全出口的支护：机尾留设安全出口的规格为宽1.20m、高不低于0.8m。采用“一梁二柱”的支护方式，排距为1.00m（支柱内边对内边），柱距为0.80m。支柱紧贴两帮掺设。2、特殊时期的顶板控制与支护： （1）.周期来压及停产前的顶板控制：初压时,加密工作面支护和管理；缩小控顶距，加快工作面推进度，减少放炮装药量。（2）.过断层及顶板破碎时顶板控制：a在断层处采煤时，必须严格执行敲帮问顶，防止掉矸伤人；b调整工作面走向,使夹角增大；c断层落差较小时，采用挑顶、卧底直接采过去,断层两侧打木垛或戗柱,柱根要支在硬底上,支柱穿鞋戴帽；断层落差较大时，则采用其它方法，如：留设煤柱或另开掘开切眼回采；e加强工作面管理和支护,控制好顶板,采取小进度多循环作业,加快该段推进度,落煤后及时支护；f在过断层处时，安排技术熟练、经验丰富的人员操作，少装药，放小炮的方法。严禁放大炮；g在采煤过程中，必须注意顶板情况，发现压力增大，必须停止采煤工作，加固工作面支护、支架等，加强维护，加设抬棚，可沿采空区打戗柱和炭口支护；项 目单 位规 定柱 距m1.00排 距m1.00上下端头支护柱距m0.80上下端头支护排距m1.0上下端头支护长度m5支 柱 复 用 率%99.5初次来压时柱距m0.90周期来压时柱距m1.0临时支柱柱距m1.0超前支护长度m20超前支护柱距m1.2转载点支护长度m5h遇机头、机尾顶、帮破碎时，采取放顶、清帮、加强支护（打斜戗柱）或预留煤墩的方法进行处理，确保作业安全。（3）.应力集中区的顶板控制：工作面必须打直使压力均匀；及时架设超前厢，增大架设超前厢长度，加密该段支护，可打戗柱支护顶板或采用特种支架进行支护，如：木垛、抬棚、丛柱等。3.采面及支护说明书：4.支护材料的配备支柱：.dw06型单体液压支柱： 工作面支柱数=工作面长度柱距工作面支柱的排数=8514=340根，10%备用支柱34根。依据以上估算数据表明：确定该工作面配备2（340+34）=748根。.工作面使用dw06型单体液压支柱加hdja-70型金属绞梁、岩板、坑木若干等。.hdja-1000型金属横梁100根：hdja-70型金属横梁748根。.dw18、dw22型单体液压支柱100根。. 液压泵站安装在2601绕道内 ，在2601绕道内铺设安装泵站的平台，宽1.2m；长10m。.乳化液泵站系统及配套产品配置表：序 号名 称1乳化液泵站（40/20）两泵一箱216高压管（代k型接头）310高压管（代k型接头）4注液枪5卸载手把6乳化油7测压计8矿用真空电磁启动器qbz-809三通接线合10n68#机械油田11n46#机械油田5.支护材料的使用数量和存放管理工作面进、回风巷必须经常存放一定数量的备用支护材料，如：挑方、岩板、单体液压支柱及坑木等备用支柱。工作面必须备有10%备用支柱。失效的支柱必须及时更换，检修的支柱必须进行压力试验，合格后方可使用。材料做到随用随补，严禁短缺。工作面每日所需材料应根据工作面需用量每班运到，堆放在回风巷上穿口、进风巷机头前2050m范围内宽敞地段，不影响行人、运输，通风等，堆放整齐，并且要求材料存放地点必须保证0.8m以上行人宽度。第五节 采空区的处理一、打眼放炮：1.打眼工提前2小时下井到工作面打眼。用二台煤电钻分段打眼。炮眼角度为：炮眼与煤壁夹角为8590，采用打单排眼布置炮眼。为了不崩倒支架，炮眼布置在两柱间的空档处。炮眼深度1.00m，装药量为75150g，每个炮眼封泥长度不小于0.5m，必须采用水炮泥封孔。2.爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联或串并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆；为了保证输送机不被爆破落煤压死，每班炮眼可分次装药分次起爆，一次起爆的长度不超过45m, 一次爆破的最大炸药量不超过4.5kg。3.炮眼的布置：炮眼布置图4.爆破说明书：爆破说明书（单工作面计算） 项 目 炮 眼单面循环眼数 （个）眼深（m/眼）总眼数（个）装药量 (筒/眼)循环消耗循环吨煤消耗联联线方式炸药（kg）雷管（个）炸药（kg）雷管（个）炮 眼851.08510.51.04.258.585x10.11/0.232.38串联串联备注：炮眼布置：炮眼与煤壁垂直面夹角为8590。 炸药采用煤矿许用安全乳化炸药，煤矿安全许用15段毫秒电雷管。炮眼封泥长度不得低于0.5m，必须使用水炮泥。工作面分两次放炮，必须一次装药，一次放炮（每次放炮的药量不得超过4.5kg）；工作面一次装药长度不超过45m。单面循环炮眼数及其炸材消耗量，在采场顶板初次来压范围内可按实适当增加。二、采空区的充填后砂充填要做到：实、直、接顶。严禁出现“溏心”，严禁使用浮煤及其它材料作为充填物；严禁以支代充。第六节 采面工序与作业循环一、作业工序（单循环计算）：采煤班召开进班会领取矿灯、自救器等翻牌检身入井到达工作地点安全员检查作业点安全工人清理危岩、危顶、检查支护清理浮矸、浮煤手稿落煤（掺设好临时支护）手铲攉煤、做开缺口动溜运煤停溜、收尽后砂浮煤顶板工检查攉煤和碳壁质量瓦检员检查瓦斯放炮员装药连线瓦检员检查瓦斯“三人连锁”放炮瓦检员检查瓦斯安全员检查放炮情况顶板员检查安全情况工人充填后砂顶板员检查后砂充填情况动溜收剩砂改掺正式支护打眼、掺设机风巷超前支护割煤、移溜检修电器设备。二、正规作业循环图表（单循环计算）：采煤顺序（单循环计算）：采k32煤层清仓装药、连线、放炮清理危岩安全检查检查掺设失效支柱清理活矸充填后砂、回柱、支护清仓运输未充填完矸砂排列正式支柱。第三章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及装载方式：工作面用sgdw-17型溜子运煤、矸，在机道中头转入顺槽刮板运输机；经刮板运输机转入皮带运输机；采用皮带运输机运输至集中煤仓，经机车运至井底车场，经主提升绞车提升运出地面。二、运煤路线：26011、26012回采工作面260机巷集中煤仓+260南水平运输大巷井底车场主斜井出井地面煤仓。运料：地面主斜井井底车场+260南水平运输大巷2601机巷回采工作面。运输路线图三、刮板运输机的安装与使用：1.人工移溜。在移机头时，必须要有经验的人员负责，人员在工作时必须相互配合，支柱必须打紧、掺牢，只准在支柱掺护好，并且确认稳固后，方可松去紧链装置等。2.机头机尾安装好后，必须及时掺好戗柱、压机柱 。机尾斜支柱必须掺成“八”字形，并垫实、掺紧掺牢；机头压机柱应当掺在机头墙子两边脚板上或掺在机嘴门斗耳处，压机柱最好采用木支柱，120m m，木支柱高度应根据工作点现场裁定。3.工作中必须安全第一。先移机头（或机尾），再将机头（或机尾）固定，安装好后，并掺好机头机尾压机支柱（戗柱、压柱）。撤除时必须撑好机头柱和掺好临时支柱。4.移溜前首先进行敲帮问顶，检查作业场地的安全情况，清理工作面浮煤、浮矸，使溜道畅通。5.溜子安装要平、直、稳、牢，接口要严密，刮板、螺栓、插销齐全，链条松紧适度。机头口距顺槽刮板运输机边缘应保持100mm以上的距离，保证工作面刮板运输机不拉回头煤。接链时使用接链器，刮板间距0.801.00m。6.安装完后，试机运转，确认溜子平稳正常后方准移交生产。7.在移溜过程中，链条必须解开，严禁搭在机头链轮上，溜子开关打到零位、锁紧、去掉链轮处的保险销。8.发现溜子有问题时，必须处理后，方准使用。9.移溜人员在溜子安设中，需要改支柱时，必须坚持“先掺后撤”的原则进行操作。并在移溜中随时注意严防顶板冒落伤人。10.机头段危帮、危岩必须及时处理和清理，放掉危帮、危岩后及时架设摩擦支柱及绞梁。11.在工作面溜子运转时，严禁翻越溜子和跨越在溜子上装煤或做其他的工作。刮板运输机严禁乘人。严禁倒起运送材料。第二节 “一通三防”与安全控制一、通风系统1.通风设施26012、26011风巷设置2道调节风门，风门完好结实严密、不漏风，且能自动关闭。2.通风路线：“w”型通风方式a.主斜井井底车场+260水平南运输大巷2601机巷26011采面 26011回风巷+260水平南回风大巷总回风巷风井地面。b.主斜井井底车场+260水平南运输大巷2601机巷26012采面26012回风巷+260水平南回风大巷总回风巷风井地面。3.风量计算确定：见表（以单工作面为例）项目计算单位按瓦斯绝对涌出量q=100qk=1000.21.3=26m3/min按工作面温度q=60vs=601.01.8=108m3/min按同时工作最多人数q=4n=440=160m3/min按一次炸药量q=25a=254.5=112.5m3/min初次选定q=160m3/min按风速验算最低风速q=16015s=151.8=27m3/min最高风速q=160240s=2401.8=432m3/min最后确定q=160m3/min说明 q：工作面实际需要风量，m3/min；k：瓦斯涌出不均衡系数；q：工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；v：工作面平均风速，m/s; s：工作面断面积，m2; n:工作面同时工作的最多人数，人；a：工作面一次放炮最大装药量，kg经计算，26012采面配风160 m3/min，26011采面配风160 m3/min。2601机道配风320m3/min， 2601工作面通风示意图二、瓦斯防治1.瓦斯检查.瓦斯检查地点：工作、回风巷、工作面上隅角、机头尾巷、顶板冒落带、电动机附近，机巷煤仓处等固定点，检查不少于3次/班，放炮地点附近20m风流中、回柱点应加强瓦斯检查，并严格执行巡回检查和请示汇报制度，发现问题及时汇报、处理； .瓦斯检查员必须在工作点手上交接班，交班时把本班存在的问题、隐患等情况交接清楚，并签字记录。做到瓦检手册、牌板、日报三对口，严禁空班、漏检、假检；.工作面风流中瓦斯达到1%时、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯达到1%时，严禁爆破与其他作业，撤出人员，采取措施，进行处理。体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；.电动机及其开关附近20m以内风流中的瓦斯达到1.0 %时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。2.瓦斯监测.瓦斯传感器应垂直悬挂在支护良好，无淋水、滴水，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm处；、报警、断电及复电浓度 报警浓度：t11.0%ch4、t21.0%ch4、t31.0%ch4 t41.0%ch4 断电浓度：t11.5%ch4、t21.5%ch4 、t31.5%ch4 t41.5%ch4 复电浓度：t10.5%ch4、t20.5%ch4 、t30.5%ch4 t40.5%ch4 断电范围：t1、t2、t3、t4，工作面及其进回风巷中全部非本质安全型电器设备；.班组长、电钳工、各级管理人员入井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，夜班维修机头尾巷时应将报警仪悬挂在工作地点；.瓦斯超限断电后，只有待其浓度降至复电浓度后，方可人工复电。瓦斯断电仪发生故障后，必须及时进行处理，在故障期间工作面必须停止作业，撤出人员；.监控人员必须定期校核监控设施，确保灵敏可靠。检测监控安设示意图三、综合防尘系统（管路、措施、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施等）1.防尘供水系统水源从地面消防水池采用直径900mm无逢钢管至水泵房，用直径500mm铁管引到260水平南翼回风平巷，再引到2601机巷，26011（26012）风巷，在机巷各转载点安设喷雾洒水装置，距风巷出口30m安设喷雾洒水装置。2.防尘措施a.防尘设施必须按要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，损坏失效的要及时维修更换；b.坚持综合防尘制度，工作面进回风巷每天应清扫和冲刷1次，不得存在长度超过5m，厚度达到2mm的煤尘堆积；c.工作面进回风巷、机头装载点应安装喷雾装置，雾化效果应覆盖全断面，作业时必须开启；d.工作面爆破必须使用水炮泥，放炮前后必须洒水灭尘； e.工作面风速应符合规程规定，防止粉尘飞扬；f.作业人员必须佩戴防尘口罩。3.隔爆设施工作面回风巷直线段内各设置一组隔爆水袋，距采区巷道不少于50m，水袋区长度不得小于20m，水量不小于400l，水袋之间间距为0.5m。必须经常进行检查，发现水质不符或漏水时应及时处理。第三节 排 水预计该工作面初期不会出现涌水，到中期有约2m3/d涌水出现，可在巷道内建水仓进行机械排水。第四节 通 信在2601机巷安装一部kthb型矿用隔爆电话机，可直接与调度室、井下各作业点直接联系。第五节 供 电一、供电途经：井底车场中配所（600m、70mm2）2601机巷口kbz-400（35mm2 50m）液压泵站开关qbz-120（16mm2 20m ）皮带运输机（16mm2 40m）双链溜子开关qbz-120（16mm2 120m ）割煤机开关qbz-120（16mm2 100m ）单链溜子开关qbz-120（16mm2 100m ）综保（4mm2 100m ）。电压：660v。二 供电示意图： 2601对拉工作面供电与设备布置示意图（电源来自井底车场中配所）三、电气设备配置1.采面刮板运输机：sgdw-17型单链溜子2台;机巷双边链刮板运输机1台。2.配备防爆开关8台，综保2台，工作面煤电钻6台，型号zbz-2.5。3.液压泵站开关1台4.电缆线合计800m。第四章 劳动组织和主要经济指标一、劳动力组织：采用“四六”作业制，“二采二准” 单工作面双循环作业，每班进度1.0m。早班08：0014：00点采煤、放炮、回柱、支护、充填采空区。14：0020：00打眼、架设超前支护。移溜、割煤、检修。晚班20：0002：00点采煤、放炮、回柱、支护、充填采空区。02：0008：00打眼、架设超前支护。移溜、割煤、检修。劳动力组织表：（单工作面单循环人数计算）工 种合 计早小中班备 注溜子司机22顺槽打眼66割煤司机22攉煤工1515移溜工22回收工44皮带机司机11放炮工22安全员211瓦检员211电钳工211合 计402317二、主要技术经济指标：（以单工作面计算）序号 项 目 单 位 数 据1工作面走向长度m852工作面倾斜长度m2203工作面采高m0.64煤层容重k32t/m31.405循环进度m1.06循环产量t41.657月循环数个298日进度m1.09日产量t41.6510月产量t1207.8511工作面可采期月312配备人数人4012出勤率%9514回采工效t/z1.04115支柱配备根37416顶梁配备根35017支柱、顶梁丢失率1第五章 煤质管理一、煤质指标和要求：煤质参数：挥发分23.34%，灰分22.54%，水分1%，发热量一般大于25.31mj/kg。按矿行政规定必须搞好原煤质量，抓好原煤质量管理，主要落实在采煤班组，要求班组员工操作过程中严格分装，捡出白砂及黑矸等，务必落实责任，强化管理，生技科、安监科及各级管理人员监督抽查，形成人人重质量的观念，保证含矸率在7%以下。二、提高煤炭质量管理的措施：加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶，工作面大于70mm的矸石必须捡入采空区，在地面煤坝处设专人捡矸、检查。收净工作面浮煤后方可回柱。坚持分层采煤，工程碳分装分运的原则，人人抓质量，全面提高员工质量意识，落实到班组，落实在现场，各班组负责人为质量检查人员，发现质量超标，必须立即处理，员工互相监督搞好原煤质量。质量管理工作应作为重点必须抓好。对质量搞不好的班组，必须加强处罚，直至停产整顿，必须提高质量意识。加大质量检查处罚力度。三、提高采出率的措施：收净浮煤、浮矸，非特殊情况不得留设煤柱，上、下穿口做成明穿口。保安煤柱按规定留设。第六章 安全技术措施第一节 一般规定一、工作面回采之前，必须由安监科、生技科、班组组织学习作业规程，学习后由生技科出试题进行考试，成绩合格后方准作业。不合格人员必须补考，考试合格后再下井作业。请假人员或新上人员必须进行学习考试，合格后方能下井作业，学习考试人员分别登记在作业规程学习表上。1.交接班制度：上一班班长必须向下一班班长交待清楚工作面工程质量和设备运转情况及工作面存在的隐患；对于上班遗留的问题，下班必须及时处理，在确保安全后，方可作业。2.敲帮问顶制度：进班前组长、安全员必须开好班前会，分工明确，安全员必须对工作面进行全面检查，确无异常，方可进入工作面作业。每个员工必须经常检查工作地点顶板、煤壁、支护等情况，发现隐患及时处理，安全员必须经常传呼检查，及时监督员工掺好临时支护；坚持巡回检查制度、敲帮问顶制度，严禁空顶作业等。3.工程质量验收制度：树立安全第一思想，加强员工安全质量意识，坚持领导、部门到现场验收检查工程，班组落实专人检查支护，充填等情况。顶板管理、充填、机风巷尾巷作为重点，不合格工程必须反工，直至合格，工作面必须铲干净浮煤、浮矸，砂口必须保实、保直并接顶。第二节 采煤工作面技能操作1）传呼检查：首先对自身范围内的安全进行全面检查，主要检查的内容是：顶板、煤壁（炭口），底板以及周围的支架情况，确认无误，方可操作。如若顶板、煤壁有危岩必须及时清理，支架歪倒必须及时效正。（传呼检查口令“检查安全；清理危岩；掺设支护”每隔15min从机头传至机尾）2）怎样进行敲帮问顶：首先用左手托着顶板，用锤子（啄子）由轻而重敲击顶板，则发出“清脆”的声音，证明顶板坚硬；如发出“翁、翁”的声音，则说明有危岩、危帮；而手有（葡手）感动，则说明顶板、帮及将垮落，必须及时清理和支护。3）如何进行砂带（砂口）充填：首先收净浮煤、浮矸，将砂脚达在硬底板上离支柱0.1m，尽量用大块砂砌砂边砂头，先将砂口下方砂头子，砌好先接、保上顶，再往砂口内充填砂、矸，逐步填满，再将砂口保直、上顶。严禁保空砂。严禁用砂口围着支柱保砂。4）如何掺护临时支护：先将液压支柱摆正在用液压枪加压与顶板接触，留出加绞接梁的空间位置，再将单体液压支柱升到一定位置，加上hdja-70型金属横梁，将支柱摆正，再用液压枪加压、顶牢。底板光滑时必须挖柱窝。第三节 单体液压支柱使用及维修注意事项1. 单体液压支柱使用及维修(1)首先，应根据工作面采高，选择合适的支柱规格：根据工作面顶板压力大小，确定合理的支护密度。(2)支柱必须达到出厂试验要求或维修质量标准，方可下井使用。到矿的新支柱，也必须经过检查复检合格，才能下井使用。(3)检查乳化液泵机械电气部分是否正常，油箱乳化液是否够，浓度是否合适。启动乳化液泵，待泵各部动转正常，供液压力达到泵站额定工作压力时方可向工作面供液。(4)将支柱移至预定支设地点后，先用注液枪冲洗注油阀体，然后将注枪插入三用阀中并用锁紧套连接好。(5)支柱第一次使用前，应先升、降柱一次(最大行程)，以排净缸体内空气，之后才能正常使用。(6)支设支柱时，应注意下列4点：支柱应垂直于顶、底板，支设在hdja-70型金属横梁下面，并有一定的迎山角，使支柱处于垂直受力状态且不易推倒；三用阀的单向阀应朝采空区方向或下顺槽，以利安全回柱；支柱与工作面运输机械应有适当的距离，避免采煤机撞坏油缸、手把体和三用阀；支柱顶盖的四爪应卡在hdja-70型金属横梁边槽上，不允许将四爪项在顶梁上或顶梁接头处。支柱配合hdja-70型金属横梁使用或作用点柱用时，应更换顶盖(换成不带爪子的柱帽)。(7)操纵注液枪向支柱内腔供液，并使支柱顶盖与hdja-70型金属横梁接触，待支柱达到初撑力后，松开注液枪手把。注液枪卸载。摘下锁紧套后，轻轻敲打注液枪手把，在高压液体的作用下，注液枪便会自动退出。 (8)使用中的支柱，活柱升高量己接近最小安全回柱高度时，应及时回撤，以免压死。 (9)绝对禁止用锤、镐等金属物体猛力敲砸支柱任何部位，以免损坏支柱。若支柱被压成“死柱”，只能采取挑顶或卧底的方法取出，不允许爆破、锤砸或绞车拉拽。(10)支护过程中，不准以支柱手把体作为推移装置的支点以免损坏支柱。(11)回柱时应严格遵守有关回柱安全操作规程，确保安全生产。将卸载手把插入三用阀卸载孔中。顶板状况较好时采取近距离卸载，工作人员转动卸载手把使卸载手把呈水平位置。此时卸载阀打开，支柱内腔乳化液外溢，活柱下缩。 顶板条件较差时应采用远距离卸载，即工作人员离开支柱到安全位置，拉动卸手把上的牵引绳使卸载手把呈水平位置，卸载阀打开，活柱下缩到可以撤出为止。(12)回撤下来的支柱，应顶盖朝上竖直靠放，不准随意横放，以免水和煤粉进入支柱内腔和锈蚀表面。井下不允许存在无三用阀的支柱。若三用阀损坏，应及时更换三用阀。 (13)因工作面粉尘大，故除了替换顶盖、三用阀外，其他零部件不允许在工作面拆装。 (14)支柱在运输过程中应轻装轻卸，不准随意摔砸。需要使用工作面运输机运输时，应先在运输机上装满煤，然后将支柱放在煤层上。机头机尾应有专人护送，以免损坏支柱。(15)注液枪使用后，应挂在支柱上，不允许随意乱扔，更不允许用注液枪敲打硬物。 (16)高压胶管应避免被放炮损坏和矸砂损坏。(17)短期不用的支柱，应将柱内液体放尽，封堵三用阀进液孔，以防脏物进入。常见支柱故障及排除方法序号故 障故障原因消除方法1支设时活柱不从缸体伸出，或伸出很慢1、泵站无压力或压力低；2、截止阀关闭；3、注液嘴被脏物堵塞；4、密封失效；5、注液枪失灵；6、管路滤网喷塞；1、检查泵站；2、打开截止阀：3、清理注液嘴；4、检查y形圈及o形密封圈：5、检查注液枪；6、清洗过滤网2活柱降柱速度慢或不降柱1、复位弹簧掉了；2、复位弹簧损坏；3、油缸有局部凹陷；4、活柱表面损坏：5、防尘圈损坏；1、重挂复位弹簧：2、更换复位弹簧；3、更换油缸；4、更换活柱；5、更换防尘圈；3工作阻力低1、安全开启开关或关闭压力低：2、密封件失效：1、检查安全阀，2、更换密封件：4工作阻力高1、安全阀开启压力高：2、安全阀垫挤入溢流间隙1、重新调定安全阀2、更换阀垫5乳化液从手把溢出1、活塞上803.10形圈损坏：2、y形圈损坏；3、油缸变形或镀层脱落1、更换o形圈；2、更换y形圈；3、更换油缸6乳化液从底座溢出 1、活塞上1003.10形圈损坏；2、油缸变形或镀层损坏而生锈：1、更换o形圈2、更换油缸3、更换底座7乳化液从柱头42孔溢出1、423.50形圈损坏；2、柱头密封面损坏；1、更换o形圈：2、更换活柱体8乳化液从单向阀或卸载阀溢出1、单向阀、卸载阀损坏：2、单向阀、卸载阀密封面污染1、更换三用阀；2、清洗单向阀、卸截阀9顶盖损坏使用不当换顶盖，改进操作方法10液压缸弯曲或砸扁l、操作不当；2、突然来压时安全阀来不及打开支柱大大超载；3、支柱压成“死柱”时用绞车拉液压缸：4、用锤砸扁1、改进操作方法； 2、应适当增加支护密度；3、更换液压缸11手把断裂用绞车回柱时支柱未卸载或降柱行程不够硬拉所致1、改进操作方法；2、更换手把12活柱弯曲突然来压时安全阀来不及打开适当增加支护密度13注液枪漏液1、密封圈损坏；2、单向阀座污染；3、单向阀弹簧损坏l、更换漏液部密封圈；2、清洗或更换单向阀座3、更换弹簧14枪管和阀体间隙窜液l、注液枪管松动2、密封圈损坏；1、涂厌氧胶拧紧注液枪管2、更换密封圈15注液枪顶杆处窜液1、密封圈损坏；2、顶杆密封面损坏l、更换密封圈；2、更换项杆2.维修注意事项 ： (1)维修场地应清洁。零部件需经汽油清洗干净后再装配，严格防止脏物进入支柱内腔。因为脏物是破坏密封、造成渗漏的主要因素。有橡胶件的零部件，经汽油清洗后应迅速取出吹干，如浸汽油时间较长，会引起橡胶件变形变质， (2)每根支柱都应建立维修卡片备查。每次检修时，均应详细纪录故障情况、损坏零件及检修工时等项目内容，以便统计支柱修复率、维修成本和维修质量，并有利于不断总结提高维修水平。 (3)支柱维修后应当按试验要求和维修质量标准进行各项试验，全部各格后方可下井使用。 (4)支柱维修好后，应将活柱降到底，放净乳化液，竖直靠放，存放于空气较清洁干燥、气温不低于o的场所。 支柱除日常维修外，应定期进行检查保养。大修周期：支柱2年，三用阀1年，注液枪1年，截止阀3个月，过滤器3个月。大修基本内容： 清洗所有零部件： 原则上应更换安全阀垫、单向阀阀座、卸载阀垫、y型密封圈、防尘圈、导向环、皮碗防挤圈及所有o形密封圈；但如果其中某些零件在大修前不久刚换过，则应通过检查，根据其完好程度，确定是否更换； 更换所有磨损和损坏的零件； 重新组装，进行规定的各项试验。检查和试验工作应按原煤炭部颁发的矿用单体液压支柱(mtll2-93)中的各项规定进行。下井使用一年后的支柱，维修质量应达到单体液压支柱维修暂行规定中的要求。单体液压支柱在井下使用8个月必须运出地面进行一次全面检修。第四节 顶板管理一、顶板事故的类型及其特点： 按一次冒落的顶板范围和伤亡人员多少，常见的顶板事故可分为局部冒顶事故和大面积切顶事故两大类。1局部冒顶事故 局部冒顶绝大部分发生在临近断层、褶曲轴部等地质构造部位，多数发生在基本顶来压前后，特别是在直接顶由强度较低、分层厚度较小的岩层组成的条件情况下。 采煤工作面局部冒顶易发生地点是放顶线、煤壁线、工作面上下出口和有地质构造变化的区域。局部冒顶事故主要是由于已破坏的顶板失去依托而造成的，其触发原因，一部分是采煤工作(包括破煤、装煤等)过程中未能及时支护已露出的破碎顶板；另一部分是回柱操作过程中发生局部冒顶事故。 2大面积切顶事故 大面积切顶事故(简称垮面)的特点是冒顶面积大、来势凶猛、后果严重，不仅严重影响生产，而且往往会导致重大人身伤亡事故。事故原因是直接顶和基本顶大面积运动造成的。 由直接顶运动所造成的垮面事故，按其作用力性质和顶板运动时的始动方向又可分为以下两类： (1)推垮型事故。包括走向推进工作面常发生的倾向推垮型事故和倾斜推进工作面容易发生的向采空区方向推垮型事故。这类事故的特点是顶板运动发生时，在平行于煤层的层面方向产生较大的推力，推倒失稳的支架造成垮面事故。 (2)压垮型事故。包括向煤壁方向压垮和向采空区方向压垮型事故。这类事故主要是由于垂直于顶底板方向的稗懒压断、压弯阻力不足的支架或将支架压人抗压强度低的底板所造成的。 由基本顶运动所造成的垮面事故，按其作用力性质和顶板运动始动方向不同也可分为以下两类： (1)冲击推垮型(即砸垮型)事故。这类事故的特点是开始运动的基本顶首先将其作用力施加于靠近煤壁处已离层的直接顶上造成煤壁片塌和顶板下切，紧接着高速运动的基本顶把直接顶推垮。 (2)压垮型事故。这类事故发生在木支柱支护的工作面。可缔性很小的木支柱由于不能抵抗基本顶的压力，在基本顶的下沉过程中依次被折断，从而导致剩余支柱的支护强度不足以平衡直接顶酌作用力而被全部压断，造成垮面事故。二、顶板冒落的预防 1顶板冒落的预兆 顶板事故隐患的表现为顶板冒落预兆：响声、掉碴、片帮、裂缝、脱层、漏顶等。 (1)响声。岩层下沉断裂、顶板压力急剧加大时，支架会发生很大声响；有时也能听到采空区内顶板发出断裂的闷雷声。 (2)掉碴。顶板岩石已有裂缝和碎块，其中小矸石稍受震动就会掉落。 (3)片帮。冒顶前煤壁所受压力增加，变得松软，片帮煤比平时多。 (4)漏顶。破碎的伪顶或直接顶，在大面积冒顶以前，有时因为背顶不严或支架不牢而出现漏顶。若不及时处理，会使棚顶托空，支架松动。顶板岩石继续冒落，就会造成没有声响的大冒顶。 (5)裂缝。顶板的裂缝张开，裂缝增多。 (6)脱层(离层)。检查顶板是否脱层要用“敲帮问顶的方法，如果声音清脆，表明顶板完好；如果顶板发出“空空的响声，说明上下岩层已经脱离。2顶板冒落的预防 (1)充分掌握顶板压力分布及来压