综采工作面作业规程1.doc

哈密煤业集团硫磺沟分公司E（915）101综采放顶煤工作面回采作业规程 编 制：郭 刚编制单位：综 采 队编制时间: 2002年十二月会 鉴 栏编制:综采队:调度室:机运队:通风部:安检部:生产技术部:总工程师:生产经理: 经理:第一章 工作面概况一.工作面概况：E(9-15)101综采放顶煤工作面位于井田东翼+860以上水平，是矿井技术改造后的首采工作面。由于回采煤层属特厚类煤层，平均煤厚达34.11米,这样特厚煤层的综采放顶煤工作面目前在国内均没有开采的先例,因此将该工作面定为试验回采工作面。该工作面东部50米为井田边界与昌吉市石门子煤矿相邻,轨道顺槽上部（即南部）4080米为原六号井943米水平老塘回采采空区，西部紧靠主提升井筒，下部（即北部）是实体煤，该面距地表垂深约210240米之间。地面相对位置，位于副井口东北部山边，地表为荒山，无建筑物。二工作面水文、地质： 1煤层赋存条件：井田位于准南煤田头屯河区，回采的9-15号煤层位于侏罗系西山窑下段。该段含煤层3-7层，主要可采层为4-5号，7号，9-15号三层。9-15号煤层为较稳定的可采煤层，呈西厚（38.83米）东薄（28.01米）的变化规律，平均厚34.11米。本工作面平均厚28.06米，煤层倾角为14 27，浅部缓，深部略陡，回采面为1618。煤层结构较简单，有1-2层夹矸，厚为（0.1-0.2）米。顶部有一层1.0米左右的砂岩，砂岩上有2米左右的长焰煤。煤质牌号为不粘结煤（31BN），煤的硬度系数f=23。煤尘具有爆炸危险，属易自燃煤层，发火期为3-6个月。煤层中灰分含量少，平均为10.38%，含硫量为0.13%，属特低灰、低磷、低硫煤。发热量平均为27.51MJ/kg。矿井属低瓦斯矿井，矿井沼气涌出量一般在0.4m3/min以下。工作面工业储量为129.7万吨，回采率按60%，工作面可采储量为77.8万吨，每年按生产60万吨产量计算，可采期为1.3年。 2煤层顶底板岩性及结构：该工作面煤层顶板为泥岩、粉砂岩。顶板上部有两层煤，平均厚度分别为1.64米和6.09米的7号和4-5号煤层。9-15号煤层顶板距7号煤层底板垂厚16.66米，7号煤层顶板距4-5号煤层底板垂厚2.72米。工作面煤层底板为炭质泥岩、粉砂岩、泥岩。顶底板抗压强度均在50Mpa以下，属软弱岩石，尤其是伪顶的抗压强度小且节理、裂隙发育，如暴露面积过大或时间过长就会发生塌蹦。 3工作面地质构造：工作面煤层结构大致可分为四层煤，从上到下分别为11米无烟煤、9米长烟煤、7米无烟煤、7米长烟煤。在掘进上下顺槽过程中，发现上顺槽325米处有一正断层，断距为1.2米。下顺槽350米处，揭露煤层时，煤层瓦斯涌出量较大，是平时的两倍多，且涌水量增加，持续24小时后逐渐减少至正常。开切眼形成后，工作面底压严重，底鼓量达到300-500mm。工作面上下顺槽是沿底板7米生炭层掘进，轨道顺槽底板距煤层垂距为4米，掘至350米后，巷道底板离煤层底板逐渐漂高。到开切眼上端口底板距煤层底板约10米左右。皮带顺槽底板距煤层底板6米，400米至开切眼下端口的巷道底板离煤层底板逐渐漂高，至开切眼下端口底板距煤层底板约11米。因此在回采过程中，工作面前100米底煤较后320米厚，平均底煤厚6米，损失煤量3.2万吨。 4水文地质：9-15号煤层，就其本身的孔隙裂隙的富水性是较弱。但是，受区域构造等因素的影响，特别是回采工作面受上部及邻近煤矿多年采空区的影响，隔水岩层的隔水性明显破坏，裂隙连通等情况，使岩体的富水性随裂隙发育。加之头屯河渗入第四系砂砾石含水层及火烧区后，使积水通过煤层裂隙大量涌入上部采空区及巷道，使工作面在回采过程中，正常的涌水量相应增大，预计涌水量最大为1.5m3/min,正常涌水量为1 m3/min。由于采面仰斜开采，预计回采过程中对回采工作影响不大。第二章 巷道布置 E（9-15）101工作面走向长420米，倾斜长75米。上、下顺槽及开切眼均布置在煤层里。上顺槽距煤层底板4米，前100米有变化。下顺槽距煤层底板7米，前100米有变化。开切眼布置在9-15号煤层的第一层生炭中。上下顺槽采用25U型钢、锚网支护，25U型支护为净宽3.4米的半圆拱形断面，锚网支护为矩形断面。上顺槽为进风巷，即轨道顺槽。巷道净宽3.4米，净高2.8米。巷道内铺设供电、防尘、注氮等管路。设备动力列车在距工作面60米外。下顺槽为皮带运输巷，作回风巷。其巷道净宽3.6米，净高2.8米，铺设有防尘、排水、信号、照明等管线。开切眼采用锚网梁、箱形梁加3.2米单体液压支柱联合支护。安装支架后，撤出箱形梁和单体柱。巷道净高2.8米，净宽7.5米，先炮掘后机掘，二次成巷。第三章 设备配备、布置及管理一设备配备： 1支架： 工作面配备ZFSB5400-18/35型基本架46架，ZFG5800-20/35型过渡支架3架。主要技术参数如下：型号ZFSB5400-18/35ZFG5800-20/35支撑高度18003500mm20003500 mm支撑宽度14301600 mm14301600 mm初撑力4350KN5216KN工作阻力5400KN5800KN支护强度0.76Mpa0.81MPa尾梁长1250mm1250mm尾梁摆头角6060插板伸出长度750mm750mm最低外形尺寸685014301700685014302000过煤高度1000 mm1000 mm2. 工作面刮板输送机： 前部刮板输送机为SGZ-800/400型中双链刮板输送机，后部刮板输送机为SGZ-830/400中双链可弯曲刮板输送机。其技术参数如下：型号SGZ-830/400SGZ-800/400链速1.3m/s1.1m/s中部槽尺寸长宽高=15008303111500800303电机型号YBSD-400/200YBSD-400/200电机功率400/200KW400/200KW运输能力1200t/h1500t/h 3. 采煤机： 采用MG400/920-QWD型可调高双滚筒无链牵引采煤机，其技术参数如下：截深0.8m电机功率920KW采高24m外形尺寸1340015731450mm牵引速度8.7-14.5m/min摇臂长2500 mm滚筒直径2.0m总重47t 4皮带输送机： 采用DSJ80/20/255H型皮带输送机，其主要技术参数如下：型号DSJ80/20/255H带宽800mm输送长度1500m电机功率255KW带速2m/s运输能力200T/h5. 转载机、破碎机：采用SZZ-800/375（400）型桥式转载机和PCM160型锤式破碎机。其技术参数如下：型号SZZ-800/375（400）型号PCM160链速 1、2M/S破碎粒度 小于400MM电机功率400/200KW电机功率160KW电机型号YBSD400/200-4/8电机型号YDIS-160运输能力 1600T/H运输能力 1800T/H中部槽尺寸1500800303mm外形尺寸6液压泵站：采用GRB-315/31.5型液压泵站两台，并配备WPB-320/63泵箱一个，容积2500L。其主要技术参数如下：型号GRB-315/31.5卸载阀调负压力值31.5Mpa公称压力31.5Mpa电机功率200KW公称流量315L/min尺寸外形321012351270mm二设备布置（见附图） 工作面共布置49付支架，其中端头支架3架，布置在下端头。乳化液泵站布置在轨道顺槽，离工作面约420米。其中一台移变与液压泵站在一起，另两台移变与各种开关以及放电缆的平板车四辆和集控台，布置在距前溜机尾60米处的轨道顺槽，上、下顺槽分别各布置一台绞车，距工作面上下端头50米处。上下一致顺槽共安装四台4KW水泵，随时抽水。制氮机安在地面工业广场，用直径108mm钢管联接注氮管路至采空区。工作面安装四台岩石电钻打眼。采煤机随带45KW的喷雾泵灭尘。三设备的管理：1 所有电气设备禁止失爆。2 对设备严格按班检、日检、旬检、月检的四检内容进行检修，每日应留足够的时间检修，不得以任何借口侵占。3 严格执行包机制度，包机到人，留名挂牌。4 严格按照设备润滑标准进行加油，不准使用不合格的油脂或其它的油脂互相代替，加油由专职或兼职的加油工负责。5 严格执行交接班制度，认真填写运转记录。第四章 采煤工艺一采煤方法： 1采用走向长壁后退式综采放顶煤一次采全高全部跨落法采煤。二采放工艺： 1采放高度： 该工作面平均厚25米，采煤高度3米，放煤高度22米，采放比为1：7.33。 2放煤步距的确定：放煤机每推进一刀，截深为800mm，采用“三排一放”，即推进三刀放一次顶煤，放煤步距暂定为2400mm，随着该工作面实验结果再定。 3工艺过程：工作面采用“割三放一”的循环方式，每循环进尺为2.4米，其主要工艺过程为：割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放煤（顶煤松动爆破）拉后溜。转载机和设备列车随工作面推进前移，上下端头超前支护同样前移。 各工序分述如下：（1）割煤：采煤机以前部溜子为导向在其上行走，采煤机的牵引方式为滚轮齿轨无链牵引方式，机组电缆和喷雾水管一起布置在前部溜子的电缆槽内，由机组拖拽移动。正常割煤时，机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次割两刀煤，每刀截深800mm，采煤机速度控制在1.5-4.5m/min之间。进刀采用端部自开缺口斜切进刀，斜切进刀长度为30米左右。（详见采煤机端部斜切进刀方式图）；工作面采高控制在2.8-3米之间，割煤时尽量保证顶底板平整，煤壁齐直。（2）移架：采用分组间隔交叉式的移架方式，两架为一组。移架工作滞后采煤机后滚筒的距离不得超过十架，由本架操作，追机作业。移动步距为800mm。移架要求：移架时要做到“少降快移”，降架量以能够移动支架为准，最大不超过200mm。移架可分两次，第一次移800mm宽度，尽量移到位，最后再移一次，必须推移够800mm，移架后必须保证支架齐全，其歪斜误差不大于50mm，支架中心线控制在1500mm100mm以内，支架顶梁要于顶板平行，其最大仰角小于7，相邻支架落差高度不得超过侧护板最大宽度的三分之二，并确保达到初撑力，梁端距不超过400mm。当顶板破碎严重时，可紧跟采煤机后滚筒，停机移架，支架初撑力必须达到额定初撑力。（3）推前溜：采用单向推溜，其弯曲段长度不小于15m，推移步距为800mm。要求：必须采用依次顺序进行，严禁相向操作。推溜时应在输送机运转时推移，推机头、机尾可停机。推溜后溜子必须保证平、直、稳，机头与转载机搭接适中，一般情况下，机头链轮轴中心线距转载机溜槽的距离为500-700mm。（4）拉后溜：拉后溜一次拉到位，步距为800mm。拉后溜与推前溜由一人操作，顺序进行，机组割第三刀后，拉后溜工作应在放完顶煤后拉移。（5）放煤：采用多轮一口顺序放煤方式（具体几轮应视顶部落煤情况而定）；放煤时由一人打开放煤口从工作面一头依次向另一头放煤，放完一遍后，再放一遍连续放几遍，直到放尽为止。放煤要求：从开切眼时就开始放煤工作，放煤时，放煤工要注意观察煤的流动情况，见矸石关门。两人放煤时，联系好信号，控制放煤量，不能把转载机、后溜和皮带压死，另设专人巡视，以防大快堵住输送机而将其压死。放煤原则：在保证煤质的前提下尽量提高回采率。（6）顶煤松动爆破工艺：顶煤采用深孔松动爆破放煤。用四台KHYD40dIA型岩石电钻分地点在工作面同时打眼，眼深19米，孔径80mm。炮眼间距3米，排距2.4米。在支架前梁与顶梁铰接处打眼，工作面共23个炮眼（初次放顶打29个眼）。上下端头各有两副支架处不用打眼。（炮眼布置见附图） a炮眼深度h的确定按照顶煤厚度和碎胀系数计算h=m/k式中：m放顶煤厚度，平均取22米； k顶煤碎胀系数，k取1.2； h=22/1.2=18.3米。因9-15号煤层顶部为一层约10米厚的不粘结煤，裂隙较发育。且伪顶较软，为了保障顶煤上部伪顶或直接顶不提前冒落混入放煤堆里，增加含矸量，影响煤质。根据以往老塘法回采9-15号煤层时的经验，将炮孔深度L暂定伪19米，原则上距直接顶法线距离3米即可。回采工作面沿走向前100米左右的顶煤厚度不同，应加强探顶作业，每三排眼（即推进9刀）进行一次探顶。探眼分别为3号眼和23号眼。探眼顶部2米长用黄泥填实，按要求再装药联线封孔，以免直接破坏顶板。 b装药量及装药长度封孔长度药卷直径为60mm，每卷长450mm，每卷重1、33Kg，选用2号煤矿抗水粉状铵锑炸药。采用不偶合装药结构，装药长度为15米，封孔长度为4.0米。则每孔需15/0.5=30卷，每孔装药量为1、3330=40Kg。封泥长度为2.5米，空孔长为1.5米，用自制的炮泥筒封孔。泥筒长450，直径60，泥筒里装的黄泥较干燥。用炸药包装箱纸壳阻塞充填每组药卷和泥筒。 c雷管消耗量每5节药卷为一组，每组使用两发雷管并联，雷管全部使用瞬发雷管，则每孔雷管消耗量n为n=15/（50.5） 2=12（发） d装药联线方式采用正向装药。每组药四节药卷，一节炮头，炮头两发雷管脚步线采用并联方式联接，脚线头用绝缘胶布包好，各组药卷之间联线方式为并联方式，使用聚氯乙烯绝缘电线，加长连接雷管的脚线至眼孔外。每孔需约电线80米长，每排炮眼需约1840米电线。装药前期，采用人工顶推装药。把一组五卷炸药连接成约2.5米长的炸药串，一串接一串人工放入炮孔内，然后用专用炮棍顶推至孔底，一次顶推一组药串2.5米左右，分六次推入孔内。 e起爆方法工作面从上向下，即从1号眼向23号眼起爆，分次起爆，根据每爆破一公斤炸药需配风量25m3的规定，一次起爆一个炮孔。最佳起爆方法的选择，可根据生产实践随时调整。 f炮眼布置从开切眼推进2排后开始布置炮眼，每两付支架打一个眼，初次放顶上下端头处可分别增加3个炮眼。初次放顶布置五排炮眼。上端头靠巷道上帮侧打倾角80度一个眼，下端头靠巷道下帮侧打倾角80度一个眼，眼深19米。另分别在1号架和49号架前梁下，向老塘侧打倾角80度两个眼，再垂直90度向上打两个眼，眼深均为19米。后期每排炮眼应相互错开，第一排在3、5、7号架处打眼，第二排应在2、4、6号架处打眼，第三排又在3、5、7号架处打眼，依次类推，炮眼布置成菱形。初次放顶时，炮眼向老塘侧80度倾角打孔，后期应根据煤层松动跨落的角度作相应调整，向煤帮侧73.7度即可。如落煤粒度较大，可在两眼之间增加炮眼，眼深和角度及装药量根据实际情况调整。每推进30米，上下顺槽放顶一次。 g爆破参数图表：钻孔编号钻孔直径mm药卷直径mm钻孔角度度钻孔长度m单卷重量Kg单孔药卷数单孔炸药消耗量Kg单孔雷管消耗发炸药消耗总量Kg雷管消耗总量发备注1-23806073.7191、33304012920276总量指每排眼h安钻机、打眼 在前溜与煤帮间打一专门加工的支护长度3.4米长单体液压支护，打在两副支架的前侧护板夹缝之间。把钻机和滑道一起固定在单体柱上，用木楔刹紧，不能摇晃。然后按下钻进按钮，打完一根钻杆钻进长度后，用扳手固定钻杆，退出钻机。再连接一根1.2米钻杆，继续打眼，算好钻进的钻杆数，直到达到设计长度，然后再退钻。i施工工序及耗时 两人打钻，三人装药联线封泥。装药、打钻、放煤平行作业，工作面一台起爆器起爆。每打一个眼需70分钟，打6个眼需要7小时，每装一个眼炸药需70分钟，每起爆一次需18分钟。即顶煤松动爆破每排眼约需16小时（两个小班）。如后溜顶板煤已放完，可在一排眼打一半或三分之一时，先起爆松动顶煤进行放顶煤，然后再打眼放炮。第一台钻打1-6号眼，第二台钻打7-12号眼，第三台钻打13-18号眼，第四台钻打19-23号眼。打眼及装药封孔参数见附表。 打眼耗时参数表序号工序耗时（分钟）备注1安、移架52打眼40190.5+2分3接钻杆12101+2分4退钻杆13102+3分5合计70装药、联线、封孔及耗时参数序号工序耗时（分钟）备注1运药52装药55301.5分3封孔54联线55合计70（7）移转载机及破碎机：此道工序在移完后溜机头后进行，利用转载机机身附设的拖移千斤顶拖动转载机和固定在转载机上的破碎机前移。要求：移转载机及破碎机前必须仔细检查机身周围的支护用品及其上悬挂的电缆、水管，确保无刮卡，机身下无浮煤杂块。皮带机尾处有专人监护。移完后，保证转载机平、正、稳、直，且与皮带机尾搭接适当。（8）缩皮带：顺槽内皮带输送机随工作面的推移，在皮带机尾处不断拆卸皮带机中间架，工作面每推进12m，皮带机拆卸一次，将多余的24m皮带存入皮带机头段的贮带仓中，当贮带仓中存贮的皮带长度达100米时，利用贮带仓的回撤皮带装置回收一次。要求：回撤的皮带及皮带架必须及时运出。缩完皮带后，皮带必须调试正常，无跑偏。（9）移设备列车：利用轨道顺槽内安设的TH-30型绞车移动设备列车，拉移步距为10-15米。要求：拉移前必须将设备列车的接地极及时拔出，电缆无刮卡。拉移到位后，将列车与轨道用40T大链联结牢固，设备列车每5节固定一处。拉移时绳道内严禁有人。第五章 顶板管理一顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板二工作面顶板管理工作面使用MG400/920-QWD采煤机，ZFG5800-20/35、ZFSB5400-18/35型放煤液压支架及SGZ-830/400与SGZ-800/400型前后部输送机相配套管理顶板。 1工作面顶板压力估算P=（nmLcos）/(Kp-1)R式中 m工作面割煤高度，取3m。 n富裕系数，取2。 L悬顶距，其等于割煤宽度+梁端距+前梁长度+顶梁长度 L=0.8+0.3+1.565+2.86=5.525（m） 岩石容重，取2t/m3。 R控顶距，取5.525m。 Kp岩石膨胀系数，取1.3。 ，煤层倾角，取18。则 P=235.5252cos18/（1.3-1）5.525 =0.38Mpa经计算顶板压力0.38Mpa小于支架支护强度0.76Mpa所选ZFSB5400-18/35和ZFG5800-20/35液压支架满足工作面支护要求。 2矿压观测E（9-15）101工作面共布置3条矿压观测线，分别在10号、25号、35号支架的前后立柱各安装一块ZDYJ-1型圆盘压力自记仪对工作面顶板进行动态观测。上下端头支护及超前支护采用SY-40W单体支柱工作阻力检测仪来检测单体支柱的工作阻力。三上下端头及超前支护（见上下端头及超前支护示意图） 1上下端头支护工作面上下端头均采用1.2米铰接顶梁与单体液压支柱支护的方式。上端头根据第49架支架与上帮的距离沿走向支设一至二排铰接梁，一梁一柱。柱距1.2米，排距根据跨度均匀布置。下端头沿转载机两侧布置两排铰接梁，一排距下帮300mm，另一帮布置在转载机与第一号架之间，柱距为1.2米。在上下端头的老塘侧，均用1.2米铰接梁和单体液压支柱支设切顶截柱，截柱不得少于2棵。 2超前支护工作面上下出口超前支护采用1.2米铰接顶梁11号工字钢与单体液压支柱支护，超前支护距离不小于25米。其中下出口布置方式为：沿转载机两侧布置两排1.2米铰接梁，一排距下帮300mm，另一排距上帮1100mm，排距2200mm，错梁错柱布置，一梁一柱。上出口布置方式为，用1.2米铰接顶梁加单体柱支护，柱距1.2米，排距2.2米，柱子靠上帮800mm，靠下帮400mm。如顶板破碎，必要时可增加11#工字钢支护。第六章 生产系统一 生产系统（详见后附图）二 煤炭运输系统E（9-15）101工作面皮带运输顺槽主井筒临时煤仓主井筒地面临时储煤系统。三 辅助运输系统地面副井井筒井底车场运输石门轨道下山E（9-15）101工作面上顺槽甩车场E（9-15）101工作面轨道顺槽回采工作面。四通风系统 1风量计算根据采面空气温度对应得合适风速计算：Q=60SVK式中：Q工作面供风量 (m3/min) V工作面风速（取1.3m/min） S支架有效通风断面（取10.0m2） K工作面采长调整系数（取1.0）计算得：Q=60101.31.0=780 m3/min 2风量验算 （1）按工作面同时工作的最多人数计算Q=4N=460=240 m3/min式中：N回采工作面同时工作得最多人数，取60人。 （2）以风速校核 規程規定，综采工作面最大风速不大于4m/s，最小风速不小于0.25 m/s。则允许风量：Qmin=0.256010=150 m3/minQmax=46010=2400 m3/minQminQ=780 Qmax （3）按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1001.51.5=225 m3/min式中：q工作面瓦斯绝对涌出量，根据该工作面掘进瓦斯绝对涌出量数据取1.5 m3/min。k工作面通风系数，取1.5通过以上验算，E（9-15）101工作面风量暂定为800m3/min，基本能满足生产要求。考虑到回采中，如工作面瓦斯涌出量增加，工作面风量将作适当调整。 3通风路线新鲜风流 副井井筒 井底车场 运输石门E（9-15）101上顺槽甩车场 E（9-15）101工作面上顺槽 回采工作面 污风 E（9-15）101工作面下顺槽 回风上山 925调车线 1#材料上山总回风上山 风井 地面五. 注浆、注氮系统由于目前矿井注浆系统未形成，等注浆系统形成后，可用E（9-15）101工作面收作时封闭采空。采用埋管注氮的方法，即在回采期间，在E（9-15）101工作面上顺槽铺设一趟直径108mm的钢管，按要求设置三通，一旦需要注氮则接通主管，对采空区实施注氮。注氮具体实施方案及安全措施详见昌吉硫磺沟分公司防止采空区自燃发火专门设计。注氮路线：移动式制氮机放在地面工业广场，直径108MM钢管直接通到采空区。六供洒水、防尘系统 1供洒水系统在上下顺槽各铺设有一趟直径70mm清水管路，在管路上每隔50米设有一个三通，安装有水嘴，用于冲洗巷道粉尘。供洒水路线如下：地面水处理系统主斜井井筒联络巷运输石门三角交叉点E（9-15）101工作面上下顺槽。前期引用原六号井943至961水平采空区存积水供水。 2降尘系统采煤机由安装在滚筒上的喷雾降尘。工作面每5个支架在其前梁与尾梁处各安装一道喷雾用于割煤及放煤时降尘。另在前后部溜子机头、破碎机、转载机头、皮带机头各设有喷雾头。在皮带顺槽每隔150m设一道喷雾，并随工作面推进回撤。 3煤尘隔爆在工作面上下顺槽各设有一组软质隔爆水棚，棚区长63米，每个水袋容量为30升，每排4个水袋，排距1、5米。隔爆水棚设在离工作面50-200米之间，并随工作面推进定期前移。七排水系统上下顺槽均设有排水管路和潜水泵。上顺槽甩车场和下顺槽与风井交叉处均设有临时水仓，排出的水经临时水仓再排至925水平调车线水沟流至副井井底水仓然后排出地面。八通风监测系统在工作面集控台、转载机机头、皮带机机头分别设置直通公司调度室的电话，工作面每隔12m，安装一个封闭扩音电话。在设备列车上还装有监测前后溜及采煤机运行的传感器；在上下顺槽分别布置六组巷道移近量观测点。在工作面上、下隅角，第25付支架老塘侧以及下顺槽距煤壁1015米处共安装四台瓦斯传感器。另在前部机头处安装CO和温度传感器，在工作面第25付支架处安装氮气传感器，对工作面、采空区随时监测。九供电系统（详见供电系统图）第七章 作业方式和劳动组织一作业方式：本工作面实行每班八小时工作制，五个小班生产，一个小班检修准备。一个正规循作业48个小时。各班人员配备（见劳动组织表）二正规循环作业图表，附后。三主要经济技术指标，见附表。第八章 安全技术措施一 一般措施所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程、煤矿工人技术操作规程、作业规程以及其它各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。 1所有岗位工种都必须持证上岗，严格执行岗位责任制、安全生产责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制，认真填写运转日志，认真贯彻执行综采质量标准化，严格工程质量。 2各工种各工作地点，必须设有安全负责人。 3所有上岗人员上岗都必须认真学习本规程，学习后人人鉴字，并进行严格考试，不合格者不准上岗。 4根据试验回采的具体情况，应不断地修改和完善本作业规程，修改后应组织上岗人员学习、考试。 二采煤机1 采煤机司机必须经过培训，坚持持证上岗，严格执行操作规程和岗位责任制。2 开机前检查机组附近有无人员工作，各操作手把、按钮及离合器手把位置是否正常，油位是否符合规定要求，有无渗漏现象。3 采煤机启动前，必须先供水，后开机；停机时，先停机，后停水，严禁无水开机。4 采煤机运转时，检查各路水量，特别是用作冷却后喷出的水量要保证。如出现牵引电机、截割电机或者摇臂手套的冷却水压低于设定的最低值，应立即停机检查处理。5 除特殊紧急情况，停机时不允许使用“紧急停止措施”。6 操作中随时注意滚筒位置，机组割底刀时，要掌握好割刀量，严禁出现“台阶”。下卧时，下卧量也应适中，尽量保证溜子平、直。7 正常情况下采高控制在2、8至3米，严禁出现顶底板起伏不平现象。8 要随时注意电缆和水管工作状态，防止电缆和水管挤压、蹩劲和跳槽事故的发生。9 注意观察油压、油温及机器的运转情况及变频器的显示，如有异况，应立即停机检查。10 长时间停机或换班时，必须打开隔离开关，并把离合器手把脱开，关闭水阀开关。11 采煤机变频器机载，导致滑靴跨距增大，因此工作面输送机应尽量平直，以防滑靴蹩卡；而且操作时注意观察采煤机的震动情况，避免变频器震动而损坏。12 在滚筒周围作业或更换截齿时，应摘掉离合器，并且停电闭锁。13 采煤机割到机头机尾时，司机应集中精力，以防割坏管线，同时两巷不得有人正对滚筒，以防甩出物品伤人。14 割煤时，司机应注意片帮煤崩溅伤人，应及时把支架护帮板打出。15 按要求给采煤机注油，定期维修和检修，以提高机器的可靠性，保证采煤机的正常运转，以减少事故率。16 采煤机进刀时，一般从上端部进刀，尽量防止溜子下滑。三移支架、推前后溜1 开工前逐架检查支架的连接件是否齐全、坚固，活柱缸体有无损伤、变形，检查阀类、管接头、立柱等密封部位，要求密封良好，不漏液，不串液。2 移下部过渡架时，要注意工作面刮板输送机与转载机的搭接情况。遇到移架阻力过大时，不可强拉硬移，必须查明原因，并立即处理，处理好后方可移架。3 移架前应清理好架间架前杂物，电缆吊挂整齐，支架周围不得有人逗留，确认无问题后方可操作。4 移架时，移架工应站在本架中间，面向煤壁操作，移架时，架前方，下方不得有任何人作业或停留。同时要注意避免挤坏电缆、水管等。要注意推拉缸压铁受力情况，不得硬推拉，使压铁销子切断伤人。5 过渡架移架前，必须露出千斤顶。两巷上下帮打好单体液压支柱，并整理架前推移空间。上、下端头支架，要与工作面支架成一条直线。6 支架出现跑、冒、漏、窜后，应及时处理，严禁带漏作业更换高压管件，严格执行先卸载后拆卸的原则，严禁用单腿销、铁丝代替。7 移架时，支架下降量以移动支架为标准，正常情况下支架下降量控制在100200mm之间，严防下降量过大出现骑架咬架现象。8 移架过程中，如发生冒顶、抽条、片帮严重时，必须及时刹顶，超前支护。9 升架时，支架必须达到额定初撑力，移架全过程完成后，必须将操作手柄打到零位，任何人不得随意乱动。10 严格掌握工作面，刮板运输机“平”和“直”，遵循顺序推溜原则，不准任意分段或由两端向中间推拉。11 保证支架垂直于采面运输机，其夹角控制在小于5度，保证支架垂直于底板，其歪斜误差控制在小于5度，支架中心距控制在1500mm(5MM)以内，支架顶梁要与顶板平齐，其最大仰角小于7度。12 拉后溜工作必须有专人负责，其他任何人不得任意拉移。拉后溜机头机尾时，必须将减速箱和过渡槽处的浮煤清理干净，以防飘起，损坏过渡槽。13 移前后部机头，一般不允许用绞车或单体柱顶推进行，若用时，必须采取可靠的安全措施，严禁用单体柱直接顶链的方式拉移。14 每进一刀，移架宽度不小于800。15 移架时，不能挤坏连接好的雷管脚线，应在两副支架间的侧护板中间隔一板皮，防止挤断、挤破放炮脚线，造成不能起爆。四“三机”（转载机、破碎机、工作面运输机）1 开机前，首先检查三机的传动装置，螺丝是否齐全，坚固，盖板是否完整，油量要适当，信号要齐全，闭锁应灵敏。2 推移转载机时，应使两侧的千斤顶推力平衡，移动时，转载机两侧严禁行人，坚持平、正、直的原则。3 工作人员不准在溜槽内行人，不准跨越运转中的“三机”，需要跨越时，应停机闭锁。4 启动“三机”后，司机应注意观察其运行状态，看其运行是否平稳，响声是否正常，认真检查链子、刮板连接环、螺丝等有无缺少，破碎，否则应及时更换。5 司机一般不得离开岗位，如要离开则须打上闭锁。6 一般不准重载停车，严禁大块矸石通过破碎机和采煤机。7 检修处理“三机”事故时，一定要停电闭锁并派专人看管。8 严禁用运输机、转载机运送超重、超长物件。如果要用输送机时，一定要由班长统一指挥，并派专人看管闭锁，同时要闭锁后方可去物料。严禁开倒车运料，严禁物料从采煤机底部通过。五皮带运输机 1开车前注意事项：（1） 开车前先检查动力传动系统，各种保护装置，连接装置信号闭锁系统是否齐全。（2） 检查系统的油位是否符合标准。（3） 检查皮带的张紧程度是否适当，皮带接头是否良好。（4） 检查皮带周围有无杂物、碎石、原煤磨划皮带。 2启动运行时注意事项：（1） 发出启动信号，得到回点后方可启动。（2） 启动后，司机要注意观察皮带机的运行是否正常，有无异响，各部位运转声音是否良好。运转一段时间后应注意观察电动机、减速箱，滚筒的温度。（3） 当出现皮带跑偏或撕裂、卡块时应及时停机。 3停机（1） 停机前，原则上应将皮带的煤拉完，避免重载启动。（2） 不得用水清洗皮带。（3） 司机在检修皮带或离开岗位时都必须停电闭锁。（4） 严禁人员乘坐皮带或在皮带上行走。 4运料（1） 用皮带输送机运料时，在装料点和卸料点必须有专人指挥，统一联系。（2） 超宽、超高、超重的物料以及机械电器设备不准用皮带运送，严禁用皮带输送机运送火药、雷管。（3） 在卸料点，应有可靠的信号及闭锁装置，并有专人监护，发现物料距卸料点10米左右时应及时联系停机并打上闭锁。卸完料后，方可解除闭锁。5、放灭火在皮带顺上帮每50米安装一个灭火器，胶带输送机的机头、机尾分别配备两个灭火器。六设备列车：1 移动设备列车前，列车两侧及轨道上山的杂物必须清净，列车附近的巷道要够宽够高，不得有擦顶、碰帮现象，否则必须处理。2 设备列车必须入轨，列车间联结必须可靠，移动前必须切断工作面高压电源，并拔出接地板。3 必须用绞车移设备列车，绞车速度要适当。禁止硬拉硬移，禁止绳道及列车的两侧行人或作业。4 下坡坡度大于5时，应在上顺槽安装临时调度绞车或慢速绞车，形成对拉式移动设备列车，严禁放飞车。5 设备列车在移动前，应定好移动位置，严防拉坏工作面电缆和设备，移动列车后，应将电缆盘好、放牢，并设好接地极。6 移完设备列车后，必须采取防跑车措施，将移变车和开关车，每节用大链与轨道连接牢固，在顺槽坡度大于4度时，列车在轨道两侧必须用单体或木柱打好压栓，在确认无问题后，方可缓慢放松绞车钢丝绳，摘去钩头，并在列车下方下好老杠。7 机组司机及爬移变的工作人员在盘电缆时，必须戴高压手套。8 移变前20m处的挡车器，随设备列车的后移而后移，保证在20m处重新安装好。七泵站：1 启动泵之前，首先检查各部件有无损坏，连接螺栓是否坚 固，润滑油位正常，液位允足，各种保护齐全可靠，否则不准开机。2 泵在启动过程中，应注意听、视、摸泵的运转情况，如有异常立即停泵检查处理，严禁带病运转。3 泵站司机不得擅自离开岗位，注意停开泵信号，不得乱开乱停。4 工作面出现崩管子，打密封时要立即停泵更换，再开泵时，必须得到呼叫或停泵人员得命令，方可第二次开泵，开泵 前必须向工作面发出开泵信号。5 检查或更换泵的零件时，必须停电挂牌作业。6 泵的卸载阀、安全阀的整定值不得在井下随意调整，乳化液泵卸载阀的整定值为40Mpa。7 加强液压系统的卫生管理，泵站过滤箱应定期进行清理，各种胶管、液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口。8 泵站管路用胶皮包住，吊挂整齐。泵站前15m处安装临时挡车器。八集控台： 1 “三机”启动前，必须先通知皮带开机，并观察闭锁显示窗及时通知工作面打开闭锁，观察各种故障显示，确保一切正常。 2 “三机”必须按破碎机、转载机、工作面运输机的顺序启动。 3 运输中，注意观察开关运行状态显示和停机闭锁显示，一旦发生停机应及时同工作面联系，了解情况。 4 运输中，集控工接到任何停机信号均应及时停机，并了解情况，原因不明不得开机，“三机”启动只有得到看机头人员的命令才可开机。其他任何人的开机命令均无效。机组开机时，必须得到当班机组司机呼叫，方可开机。 5 特殊情况需要倒车操作时，必须有专人指挥，机头、机尾必须有专人监护。 6 倒车运行必须同时操作两台电机开关换向，正常运转时两台电机应同时恢复正车运行状态。 7 严禁长时间倒车运转，一般限定一次倒车运转距离不应超过1米。 8 集控台工作人员严禁把钥匙交给其他人员，或让其他人员代替作业。九油脂：1 综采设备使用油脂的质量要由机电队定期进行抽查化验，使用中不得随意更换油的品种或混用不同品牌不同品种油脂。2 换油时，要彻底清洗液压系统，做到无油垢，无水分，无锈蚀，无重金属碎屑。3 油脂要设专人管理，注油时，要仔细清洗注油器，防止煤粉及水进入。同时，对于不同牌号的油也要用专用油抽，分类挂牌。4 乳化液的配比浓度一般按3%配比执行，或按说明书指定的浓度配比。并经常测试，禁止使用清水代替。5 泵站和液压系统中的各钟滤网，过滤器及管路要经常清洗，对乳化液泵箱必须每月清洗一次。6 存放油脂的地方，要设齐防火用具，并设有防灭火负责人。十绞车：1 司机持证上岗，操作时集中精力，听清信号，严防误动作，发现问题及时处理，严格执行操作规程。2 开车前，检查压、戗柱是否牢固有力。固定底座的绞车地脚螺栓必须紧固可靠，并仔细检查钢丝绳、钩头、制动阀是否符合要求。3 回柱绞车、运轨绞车，必须配备使用声光信号，不得随意开车，出现工作阻力过大时，必须使用对拉绞车，严禁放飞车。4 轨道顺槽内，利用运输绞车运料时，尽量使用对拉绞车，严禁放飞车。5 绞车功率和钢丝绳规格，必须配套使用，不得随意更换直径过大或过小的钢丝绳。6 绞车固定地点、支护必须可靠，安全后路畅通，绞车运行时，绳道范围内严禁有人，坚决执行“行车不行人”制度。7 绞车使用完毕后，必须将钢丝绳收回缠好或吊挂在帮上。8 空重车不准在坡上吊钩停放，中途需要装载时，应相互联系好以后进行，但严禁摘钩，车的下方应打好阻楔，司机要压好制动阀，车辆下方不得有人。9 用绞车拉运轨道顺槽航车时，要与工作面作业人员联系好，同时指派专人盯防，不能拉坏或挤擦电缆。十一. 电气设备：1 所有电工要熟悉掌握电气设备使用性能和一般维护技术，严格执行煤矿安全规程中有关电气部分的各条规定，保证设备完好，运行可靠。2 严格执行“停电挂牌，专人看管，谁停电谁送电”的制度。3 所有电气保护应灵敏可靠。当任何一种保护失灵时，都应立即停电处理，处理不好不准强行送电。4 工作面电缆、电气设备开关等要挂牌，明确用途、电压等级等，并派专人负责管理。5 定期检查设备的防爆性能，保护性能，对不符合要求的设备配件要及时更换，保证安全生产。6 井下工作面应坚持做到“三无”、“四有”、“两齐”、“四坚持”。7 设备的保护整定值必须符合要求，任何人不得 擅自更改。8 钻机供电电源选用660V，杜绝失爆。十二. 倒架与压架处理：1 扶架作业区内禁止行人与停留，一切人员应在离作业点10米的正常架箱内，防止发生伤亡事故。2 扶架前，应清理扶架底座上的障碍物，若顶板破碎时，应加强顶板的维护，确认安全可靠时方可扶架。3 处理倒架拉不动时，不得强行操作，应查明原因，然后再处理，防止损坏电器设备。4 处理压架时，无论采用什么方法，需放炮时，必须制定专门措施，经矿总工程师批准后，方可操作。5 遇顶板破碎，采用卧底处理压架时，首先在支架两侧架设临时走向棚，防止局部冒顶伤人。十三. 防止溜子上窜下滑：1 工作面从开采起应及时调成伪斜，伪倾角约为工作面倾角的一半，即7直至前溜稳定为止。2 加强机头、机尾的固定定位。3 每班验收员要把溜子上窜下滑情况及两巷进尺填写在验收记录上。采煤技术员应及时对照记录每两天填图一次，确定工作面情况后及时通知值班人员。4 当出现前后部溜子上窜下滑不同步时，以前部溜子稳定为准，后部溜子可采用单向推溜进行调整。5 上下顺槽要及时延尺，并对照导线点校正误差。6 采煤机向机尾割煤时，从机头推溜，从上部进刀。十四. 安全出口维护：1 上下出口超前支护距离不得小于25米，严格执行“先支后回”的制度，严禁空顶作业，对拆损和失效的梁柱要及时更换。2 回收支架时，要有专人指挥，专人监护。架棚，回棚过程中一定要观察顶板，坚持敲帮问顶制度，必要时根据情况进行先维护顶板后施工，同时保护好电缆、水管不受损坏，每回收一架后，要立即把顶刹牢。3 回替棚子，应有里向外，依次进行，在维护现场出现空顶时，必须留有专人监护。4 超前支护中，使用的单体液压支柱要注意自动卸载现象，一旦发生，必须立即处理。5 超前支护必须按作业规程要求支护，不得缺梁少柱，支柱迎山有力，支柱必须使用保险绳。6 上下端头的支护，必须随循环进度及时回撤前移。7 两巷回老塘前应清理好退路，严禁人员进入采空区作业。8 超前支护的支柱应纵横成线，偏差不大于50mm。9 回出的梁柱应及时运至指定地点，并码放整齐，单体柱应斜立靠帮，并记好保险绳不得倒放或平放。10 严禁利用锚杆或锚网梁起调大件。11 单体柱的三用阀必须上紧拧头，放液口方向一致，并不得对准行人的方向，松软底板必须穿鞋。12 锚网梁、托盘及螺帽要及时回收，但也不得超前回收。13 严禁用手脚直接封堵漏液的管路，特别是在管路崩裂时，以防伤人，联结支架上的各种管路同样不能。十五. 起吊装置：1 起吊大件时，要有专人指挥，协调一致，听清口令。2 用吊挂起吊重物前，必须仔细检查其性能是否完好可靠，严禁使用失效的吊挂，吊挂的吨位必须大于重物的重量。3 吊挂过程中，要随时检查和注意链子、连接环等是否有断裂现象，必要时，应及时在起吊物下打好道木或木垛。4 起吊重物应选择顶板完好，支护可靠的地点。其悬挂部位必须牢固可靠，钩头应挂牢，周围的工作人员应躲开重物失稳下落的范围。5 起吊重物应先试吊，确认无问题后方可起吊，起吊重物下方严禁行人或作业。十六. 爆破：1 打眼时，认真检查工作地点安全状况，坚持敲帮问顶制度，严禁在留有伞檐或活块的煤帮顶板下作业。2 使用钻机前，认真检查钻机完好情况。开关要灵敏，试转几下，正常后方可开机。3 打钻眼时，接退钻杆的人员不得站在眼孔所对的方向上，以防钻杆滑出伤人。4 打眼过程中，如发现机具或顶板、煤帮有异常情况应及时停机处理，待安全后方可继续施工。5 坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。6 装药时，炸药依次推入孔中，不可硬捅硬塞，以防将雷管脚线捣破。7 封泥使用装有黄土的专用泥筒，严禁用其它物料代替。8 放炮前，工作面的支架全部升紧升实，保证活柱伸出长度不小于500mm，防止片帮全部打出。9 放炮前，