新100102综 采作业规程.doc

100102综采工作面作业规程山西吕梁襄矿环能国鼎煤业有限公司 二0一0年九月二十五日 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系100102工作面开采10#煤层，位于1001采区南翼，北为1001皮带巷和1001回风巷，西为100101工作面采空区，东为实体煤，南至井田边界。工作面走向长度400米，倾斜长度120米，面积48000。100102工作面对应地面位于红眼川乡寺头村南400米500米，地面为黄土覆盖，地面无任何设施及建筑物，工作面采空后预计地表会产生裂缝。第二节 煤 层100102工作面开采的是10#煤层，厚度为6.857.30m，平均7.06m，煤层倾角37。含0-2层夹矸，稳定可采，顶板为L1石灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。10号煤层特征表 含煤地层煤层编号煤层厚度（m）煤层结构顶板岩性底板岩性煤层稳定可采程度最小-最大平均矸石层数类型106.85-7.307.060-2简单石灰岩泥岩砂质泥岩稳定第三节 煤层顶底板10号煤层直接顶板为L1石灰岩，厚度一般为2.804.70m，平均4.00m，裂隙发育;伪顶为较薄的泥岩，厚度为00.40m。底板岩性为砂质泥岩，厚度约3.74m。附：综合柱状图第四节 水文地质1、工作面涌水量我矿现开采10#煤层，生产能力60万吨/年，根据地质报告，矿井正常涌水量为10m3h，最大涌水量为20 m3h。实际生产中矿井正常涌水量为3m3h，最大涌水量为5m3h。（1）采空区积水对矿井充水的影响我矿开采10#煤层，采空区面积较小，位于井田西部，对矿井影响较小。（2）井筒水对矿井水的影响因井筒开拓揭露含水层较少，井筒向矿井渗水量不大。（3）矿井充水通道据邻近生产矿井充水情况与本矿水文地质条件来看，本矿开采10#煤层时矿井的充水通道，主要为煤层顶板以上灰岩裂隙及开采后塌陷形成的导水裂隙带。10#煤层矿井水文地质类型为简单类型。第五节 影响回采的其他因素1、瓦斯我矿现开采10#煤层，据吕梁市煤炭工业局吕煤安字2008557号文件“关于对离石区2008年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，2008年度我矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果：瓦斯绝对涌出量0.38m3min，瓦斯相对涌出量为1.82 m3t；二氧化碳绝对涌出量0.44 m3min，二氧化碳相对涌出量2.10m3/t，属低瓦斯矿井。2、煤尘2010年1月12日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对我矿现开采的10#煤层做了煤尘爆炸性分析：火焰长度10mm，岩粉用量50，煤尘具有爆炸危险性。3、煤的自燃倾向性2010年1月13日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对该矿现开采的10#煤层自燃倾向性进行了测试，测试结果：吸氧量0.8897cm3/g，自燃倾向为类，属自燃煤层。第六节 储量及服务年限1、储量 工作面走向400米，工作面倾斜长度120米，密度1.4t/m，则工业储量为： Q=可采走向长倾斜长度煤层厚度煤层密度=3701207.061.4t =438849.6t2、计算损失量（1）、工作面放顶煤时顶煤损失率按16%（根据以前开采的工作面实际生产中得出的数据）取，顶煤损失量q顶损 q顶损=（可采走向长铺网线长切眼宽/2）工作面倾斜长度放顶煤厚度煤层密度16% =（370153.5）1205.061.416% =47808.5t （2）、割煤损失量按5%计，割煤损失q割损 q割损=（可采走向长切眼/2）工作面倾斜长度割煤高度煤层密度5% =（3703.5）1202.01.45% =6157t3、首末采顶煤损失量q首末损 q首末损=（切眼/2+铺网长度）倾斜长度顶煤厚度煤层密度 =（3.5+15）1205.061.4 =15726t4、工作面实际可采储量 Q采=Qq顶损q割损q首末损 =438849.647808.5615715726 =369158t5、工作面回采率：369158438849.6=84%6、工作面服务年限（月工作日按25计算） 工作面服务期=可采推进长度/月设计推进长度=370/60=6月第二章 采煤方法第一节 巷道布置1001采区100102工作面设计为低位综采放顶煤工作面，采用二巷布置形式，两条顺槽沿10#层底板掘进。运输顺槽为运煤和进风巷道，长度为400米，为机轨合一巷，与1001采区皮带巷联通，巷内靠工作面一侧铺设600mm轨距轨道，另一侧安装一部可伸缩皮带，巷道为梯形断面，下底宽3.8米，上底宽3.2米，高2.5米，巷道采用工字钢棚支护，工字钢棚距为1.0米。回风顺槽，长度为400米，巷内铺设600mm轨距轨道，巷道为梯形断面，巷道下宽3.8米，上宽3.2米，高为2.5米，巷道采用工字钢棚支护，棚距为1.0米。工作面切眼垂直于运输顺槽与回风顺槽，长度120米，矩形断面，断面规格为2.87.0米。第二节 采煤工艺 一、 采煤方法100102工作面为综采放顶煤工作面，工作面长度120m，开帮高度2.00m，放顶煤高度5.06m，采放比为1：2.53，采煤机截深0.60m，采用追机作业“二采一放”，放顶步距1.20m，日循环2个，最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9m。回采工作面超前支护采用DW25-25/100型单体液压支柱配2.6m型顶梁支护，柱距1.0m。装备一台6MG-200W型采煤机、前后刮板输送机均选用SGZ630/220型准边双链刮板输送机，采用ZF2800/16/24B型轻型液压支架，全部垮落法管理顶板。运输顺槽采用一部SGB730/75型刮板转载机和DSJ80/40/752可伸缩带式输送机。工作面工作制度为“三八制”，两班生产、一班准备。二、 采高：根据所选的支架支护高度和采煤机采高等因素，确定工作面采高度为2.0米。三、 循环进度由于机组最大载深600mm，考虑到放顶煤布距及顶煤回收率等因素，采用追机作业“二采一放”工艺，确定循环进度为0.6米，每割两刀煤，放顶一次。四、 回采工艺本工作面采用双向割煤工艺，从头尾斜切进刀割三角煤，采煤机往返一次割二刀煤。其工艺流程为： 机头部斜切进刀采煤机向机尾部割煤移架推前刮板运输机放顶煤拉后刮板输送机尾部斜切进刀采煤机向头部割煤移架推前运输机放顶煤拉后运输机，以此循环。（1） 割煤方式 工作面采用双向割煤工作方式，截深0.6米。 采煤机在工作面机头机尾分别采用割三角煤斜切进刀方式，即当采煤机将刮板输送机机头煤壁割通后，然后采煤机空刀退出距刮板机头30米之外停机，然后将采煤机退出段的刮板输送机全部顶入煤壁，刮板输送机成一条直线。采煤机后滚筒再次升起向机尾方向割煤。割过20米后，使割煤滚筒全部进入煤壁，在行进10米左右，割煤机摆正后，将前刀抬起，向机头方向推进，待推到机头处停机。采煤机开始向机尾方向割煤，左滚筒在上，右滚筒在下，当采煤机割到尾时斜切进刀方式与机头部相同。采煤机沿底割煤，采煤机司机必须控制好采高。 （2） 移支架方式工作面采用临时支护顶板，移架随采煤机行走顺序移架，滞后采煤机后滚筒35米移动步距为0.6米，当顶板破碎时，移架滞后采煤机前滚筒3米并带压擦顶移架，移架时降架高度不得超过200毫米。（3） 推前刮板输送机 1推前刮板输送机：滞后采煤机后滚筒15米，追机分段移前刮板输送机，推前刮板输送机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。推移前刮板运输机要在运输机运转中进行。推进长度为0.6米，运输机推移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。2拉后刮板运输机：拉后刮板运输机不得出现急转弯，弯曲段长度不得小于20米。拉后刮板运输机要在运输机运转中进行。推进长度为0.6米，运输机推移后，水平弯曲度不超过3度，垂直弯曲度不超过2度。（4）移机头、机尾 当采煤机割通机头或机尾退出30米停机后，才可进行移机头或移机尾工作，移机头或移机尾要停止运输机运转。（5）放顶煤 放顶煤靠自然跨落放煤，工作面采用边割边放顶煤和割完两刀后放完全部顶煤的作业方式，放煤的循环进度为1.2米。随机进行放煤顺序为，从头部4#、5#、6#、支架的顺序进行放煤或从尾部80#、79#、78#、每次放出顶煤量1/3，割完两刀后再从头部或尾部放第三轮，将顶煤全部放完。放煤时，放煤工可根据刮板输送机上的煤量适当控制放煤量，将支架放煤摆梁收回，顶煤就会自动流入后刮板输送机。注意事项：（1）放煤时不得一次将摆梁收回最大角度，且放煤过程中要相互配合，尽量不让或少让顶煤流入刮板输送机之外。（2）当有大块煤影响放煤时，则反复动作放煤摆梁，使大块煤破碎，当发现矸石时要及时将摆梁伸出，防止矸石混入煤中。五、 循环产量及日产量 （1）割煤产量：1202.00.61.495=190（吨） （2）放煤产量：1205.061.21.40.79=805（吨） （3）循环产量：1902+805=1185（吨） （4）工作面日产量：一天二个循环。 第三节 设备配备工作面设备配备表序号设备名称型号单位数量使用地点1采煤机6MG-200W台1工作面2液压支架ZF2800/16/24B架100工作面3单体液压支柱DZ25-25/100根120工作面4型顶梁L=2.6m根40工作面5刮板输送机SGZ630/220部2工作面6刮板转载机SGB730/75部1工作面7带式输送机DSJ80/40/752部1运输顺槽8乳化液泵BKRM125/31.5台2工作面9乳化液箱X10RX箱1工作面10调度绞车JD-11.4台2回风顺槽11小水泵KWMB-14台1回风顺槽12回柱绞车JHMB-14台1工作面第三章 顶板管理第一节 支护设计 我矿100102工作面采用液压支架综采放顶煤采煤方法，顶板管理采用全部跨落法。 根据查地质资料来看，10号煤层顶板为L1石灰岩，底板为泥岩、沙质泥岩。 根据生产经验和有关技术文件，选用ZF2800/16/24B型液压支架。一、支架支护强度计算： 1、根据回归经验公式： Q11=9.768kM0.21式中：Q11放顶煤液压支架额定支护强度，Pa; M煤层厚度，取7.03米；K备用系数，取1.3；下位岩层容重，取26KN/m3。Q11=9.768 kM0.21=9.7681.37.300.2126=501(Pa)=0.501MPa2、按估算法确定支架支护强度 支架支护强度按下列计算g=Kb(g冒+g顶) 式中：g支架支护强度，kN/； Kb动载系数，取1.5； g冒冒落带自重应力，=r1h； h=M/(1)=2.0/(1.251)=8 r1=上覆岩层容重，26000N/m； g冒=826000=208000； M工作面采高，2.00m； 岩石初期碎胀系数，1.25； g顶顶煤自重应力； g顶=Mdr2=5.061.4010009.8=69423kN/； Md放顶煤厚度，5.06m； g=1.5（208000+69423）=416135 kN/=0.416MPa 根据估算法计算支架支护强度为0.416MPa。 通过上述两种计算方法，取其最大值为0.501MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.501MPa的顶板荷载。根据支架高度和支护强度计算结果，选用已购ZF2800/16/24B型轻型液压支架。其主要技术参数见下表液压支架技术特征表型号工作阻力（kN）初撑力（kN）支护高度（mm）支架中心距（mm）支护强度（MPa）重量（t）ZF2800/16/24B280025241600/240015000.470.538.70二、 乳化液泵站乳化液泵站选用BKRW125/31.5型，两泵一箱。泵站布置在运输巷。泵站的工作压力为：24 Mpa.第二节 工作面顶板管理一、 工作面支护 100102工作面共安装ZF2800/16/24B型液压支架80架，最大控顶距5.1m，最小控顶距3.9m。回采工作面超前支护采用DW25-25/100型单体液压支柱配2.6m型顶梁支护，柱距1.0m。二、 工作面上下端头支护工作面上、下端头支护用DW25-25/100型单体液压支柱配2.6m型顶梁支护，柱距1.0m。第三节 运输、回风顺槽及安全出口的管理一、 工作面运输、回风顺槽的顶板管理 在开采过程中，对两顺槽进行超前支护，超前支护长度运输顺槽为20米、回风顺槽为30米。支护两排液压支柱，单体液压支柱带波纹工字钢梁，柱距1.0米，排距以不影响设备移动、运送材料确定。两巷超前支护随推进而前移。 柱型：DW25-25/100型单体 柱帽：960011090mm 300011090mm 型；纹型工字钢。支设时，柱帽平行工作面方向，三用阀的出液口指向古塘侧；初撑力不小于14.5Mpa 二、 工作面运输、回风巷的加强支护 对巷道断面变形较严重，原支护有损坏的地段必须加、补堋式支护。三、 安全出口的管理 1、超前20米范围内每班设专人进行清理维护，巷道支护完好无失效、无自降支柱、无零皮、无片帮、无浮矸浮煤堆积，严禁堆放任何闲置费旧物品和设备。 2、闲置费旧物品要及时出井，备品备件和不能及时出井的废旧物品、设备要堆放在回风巷距工作面100米处的顺槽人行道另一侧，顶板完整，无片帮并码放整齐，留名挂牌，设专人管理，不得影响行人，运料，通风，人行侧净宽度不得小于0.7米。 3、备用支柱的存放地点和管理办法，为了更好地维护两巷顶板，在两顺槽，距工作面100米处巷道内存放备用单体支柱20根和波纹工字钢柱帽20根。备用柱要码放整齐并立标志牌，标明数量和规格，并且不得影响通风运料行人，随工作面推进而向外倒运。第四节 矿压观察1、压力表的安设工作面共安设十块压力表，分别安装于工作面4#架、20#架、35#架、47#架、57#架、63#架、73#架，每块压力表分别监测同一支架的前后柱立柱下腔的压力情况。2、压力表的检查记录和动态分析压力表的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责，发现矿压显现异常及时向生产科和队部汇报，并协助采取相应处理措施。3、顶板离层仪的监测、记录与分析顶板离层仪的监测由预备队顶板离层仪观察人员负责，观察周期为每周观测一次。超前支护单体柱工作阻力由专职人员使用便携式单体柱初撑力检测仪进行检测，确保超前支护的质量。第四章 生产系统第一节 运输一、 运输设备及运输方式 （一）运煤设备转载方式 工作面采用两台刮板输送机，运输采煤机切割的煤和移架后的放顶煤；经过转载机到运输巷的皮带再到1001采区皮带巷的皮带。（二）运输路线1、运煤路线 工作面02运输顺槽1001采区运输巷运输大巷井底煤仓主井地面。2、运料路线 地面副井底轨道巷1001回风巷02回风顺槽工作面3、行人路线 （1）回风巷： 地面回风斜井回风大巷1001回风巷02回风顺槽工作面 （2）进风巷： 地面副立井轨道大巷采区运输巷02运输顺槽工作面第二节 一通三防与安全监控一、通风（一）回采工作面风量计算（1）按气象条件计算Q采=Q基本K采高K采面长K温式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方法工作面所需基本风量，m3/min，Q基本=60BhV适70%=604.521.170%=416m3/min；B工作面控顶距；最大5.1m，最小3.9m，取4.5m；h采煤工作面煤层平均采高，2m；V适适宜风速，不小于1.0m/s，取1.3m/s；K采高回采工作面采高调整系数，取1.5；K采面长回采工作面长度调整系数，取1.0；K温回采工作面温度与对应风速调整系数，取1.1。Q采=4161.51.01.1=686m3/min（2）按回采工作面温度计算Q采=60V采S采式中：V采与回采面温度相适宜的风速，工作面温度为20-23取V采=1.3m/s；S采回采面平均断面积，工作面采高2m，平均宽度4.5m，S采=24.5=9m2。Q采=601.39=702m3/min。（3）按人数计算Q采=4N式中：N回采工作面同时工作的最多人数，28人。Q采=428=112m3/min（4）按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量计算Q采=100q采K采式中：Q采综采工作面需要的风量， m3s：q采综采工作面瓦斯绝对涌出量，1.84m3min（井型扩大后工作面占80）；K采综采工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5。Q采1001.841.5276m3/min经计算，按回采工作面温度计算的风量最大，故回采工作面取最大值：702m3/min。（5）风速验算按最低风速0.25m/s验算：Q采=702m3/min600.25m/s=135m3/min；按最高风速4m/s验算：Q采=702m3/min460S=2160m3/min；经风速校验，满足规程要求。（二）通风路线新鲜风：主井运输大巷采区运输巷02运输顺槽工作面新鲜风：副立井轨道大巷联络巷采区运输巷02运输顺槽工作面污 风：工作面02回风顺槽1001采区回风巷回风大巷回风斜井地面二、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）（1）所有人员进出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，若风门关闭不严或其他通风设施受损要及时通知通风队修复。（2）每班班长必须佩带便携式瓦检仪，经常检查工作面各处瓦斯情况。（3）每班机组司机必须佩带便携式瓦检仪，随时监测采煤机附近瓦斯情况。（4）工作面设两名专职瓦斯员检查工作面及回风巷、回风流瓦斯，瓦斯员实行“三检查”、“三汇报”及交接班制度，严禁空班、漏检。（5）生产过程中出现便携仪或监控探头报警必须按规定分别采取停产、断电、撤人等措施，及时查明原因，将瓦斯处理到允许范围内时方可恢复正常生产。（6）工作面各瓦斯探头必须按规定与有关设备实行瓦斯电闭锁。（7）其他方面安全措施按煤矿安全规程中第136144条及第149条执行。（二）工作面安全监控系统（1）分站、电源箱在100102运输顺槽口设KJ340-F型监控分站1台，KDW6B型不间断本安电源箱1台（自带断电器），电源等级均为660V，供电电源取自动闭锁开关的电源侧。分站、电源箱设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm。（2）甲烷传感器在100102工作面上隅角、100102工作面、100102混合回风流分别设GJC4 (A)型甲烷传感器1台。上隅角甲烷传感器位于上隅角、工作面甲烷传感器距工作面不得大于10m、回风巷中部甲烷传感器距回风巷口不小于50m处、回风流1甲烷传感器位于回风巷中距回风斜巷口1015m处、回风流2甲烷传感器位于回风斜巷中距专用回风巷1015m处、专用排瓦斯巷甲烷传感器位于专用排瓦斯巷中距专用回风巷1015m处、混合回风流甲烷传感器位于专用回风巷中距专用排瓦斯巷口下风侧1015m处。甲烷传感器布置在巷道上方，垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm，距离巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水。甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围如下：T1上隅角甲烷传感器报警浓度1.0%；断电浓度1.0%；复电浓度1.0%；断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T2工作面甲烷传感器报警浓度1.0%；断电浓度1.5%；复电浓度1.0%；断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T3混合回风流甲烷传感器报警浓度1.0%；断电浓度1.0%；复电浓度1.0%；断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备（3）一氧化碳传感器在100102运输顺槽带式输送机滚筒下风侧1015m处设置GTH200型CO传感器1台，报警浓度为0.0024%CO。一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便。（4）烟雾传感器在100102运输顺槽带式输送机滚筒下风侧1015米处设置KGN1型烟雾传感器1台。（5）风门开关传感器在100102回风斜巷每道风门的正向风门上分别设置GPK30型风门传感器1组。当每道正向风门打开时，发出声光报警信号。（6）开停传感器在100102运输顺槽带式输送机和100102工作面采煤机供电电缆上各设KGT3L型开停传感器1台。（7）馈电传感器在100102回风巷闭锁开关的负荷侧设馈电传感器1台（用GKT127-1140-V-E型断电仪代替监测馈电状态，电源等级660V，供电电源取自所监测开关的电源侧），用于监测被控设备是否断电。（8）断电器在100102泵站内设置KDG0.2/660型断电器一台，用于闭锁100102回采工作面所有非本质安全型设备电源。（9）机载式甲烷断电仪采煤机设置DJB4型机载式甲烷断电仪1台、GJC4型机载式甲烷传感器1台。T8机载式甲烷传感器：报警浓度1.0%；断电浓度1.5%；复电浓度1.0%；断电范围：采煤机电源。见图工作面安全监控设备布置示意图。（三）、工作面井下作业人员管理系统我矿正在使用的是KJ242型井下作业人员管理系统。轨道运输巷中设置一台KJ242-F型人员定位监控分站一台，分别在距100102运输顺槽口30米处、距100102回风顺槽30米处设置KJ242-F 2A型无线接收器各一台。用于监测100102综采工作面作业人员情况。三、综合防尘系统： （一）、防尘管路系统：地面蓄水池回风斜井运输大巷采区运输巷02运输顺槽工作面。地面蓄水池回风斜井运输大巷联络斜巷轨道巷联络风门采区回风巷02回风顺槽工作面。 1、工作面运输巷、回风巷各敷设一趟防尘管路，管路敷设平直、牢固。距工作面煤帮不大于20米，运输巷每隔50米、回风巷100米设一组有阀门的三通支管及一组全断面净化水幕。2、保持距工作面煤帮20米范围内两道各设一组全断面净化水幕，灵敏可靠，使用正常。3、该工作面两道防尘管路同综合防尘管路系统连接。（二）、防尘措施1、降低工作面浮尘（1）采煤机捕尘措施：工作面的6MG-200W采煤机外喷雾与内喷雾装置，必须要求雾化程度要好，做到喷头无堵塞及短缺现象，要加强管理，每天检查维护一次。（2）液压放顶煤支架每架靠尾梁及顶梁处安装喷雾装置，放煤割煤时打开喷雾。（3）在运输巷各转载点安设喷雾装置，作业时进行喷雾，消除飞扬浮尘，降低进入工作面风流中的含尘量。2、定期（2-3）天冲洗巷道煤尘，注意保护好电器设备。工作面放煤割煤前后洒水降尘一次。3、搞好个体防护工作，采煤机司机、移架工、放煤工等工作人员都佩带好防尘口罩。（三）、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 运输巷、回风巷各安设一组不少于42个（40L/个）水槽，其布置方式为集中悬挂式。水棚总长度30米，保持距工作面煤帮100米，水槽盛满请水。应每周至少检查一次工作面各转载点及两巷道的煤尘，并定期冲洗降尘。同时对隔爆设施安装的地点、数量、安装质量是否符合要求进行全面细致的检查。四、防止煤层自然发火措施（一）、防治煤层自然发火 2010年1月13日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对我矿现开采的10号煤层自燃倾向性进行了测试，测试结果：吸氧量0.8897cm/g，自燃倾向性为类，属自燃煤层。（二）、采空区防灭火措施在回采工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。确保封闭质量，严防漏风，预防采空区发火。在工作面配备足量的消防器材。综放工作面消防器材配置有：综放工作面运输巷皮带机头：八公斤干粉灭火器2台、沙量0.2 m3、消防锹1张、消防钩1把、消防桶1只、消防斧1把；综放工作面泵站：八公斤干粉灭火器2台、沙量0.2 m3、消防锹1张、消防钩1把、消防桶1只、消防斧1把；综放工作面油料放置处：八公斤干粉灭火器2台、沙量0.2 m3、消防锹1张、消防钩1把、消防桶1只、消防斧1把；综放工作面前、后端头：八公斤干粉灭火器2台；综放工作面架间：每15架放置一台八公斤干粉灭火器，但工作面灭火器总不得少于8台。第三节 排 水排水系统： 02运输顺槽1001采区皮带巷运输大巷主水仓副井地面 02回风顺槽采区回风巷联络风门联络斜巷运输大巷 主水仓副井地面第四节 供 电一、综放工作面供配电根据采区准备巷布置及采掘运设备布置情况，我矿现有的配电设备能够满足采煤工艺要求，可以继续使用，不必更换。本设计仅对采区配电系统进行了一些局部调整，使其结构更加合理、优化。本次设计在综放工作面设置一台KBSGZY-500/10/1.2kV 500kVA型矿用隔爆型移动变电站为采煤机、转载机及破碎机提供1140V电源；另在工作面设置一台KBSGZY-500/10/1.2kV 500kVA型矿用隔爆型移动变电站为前后刮板输送机提供1140V电源；在运输顺槽口设置一台KBSGZY-500/6/0.69kV 500kVA型矿用隔爆型移动变电站为乳化液泵站、喷雾泵站、顺槽可伸缩带式输送机，以及回风顺槽用电设备提供660V电源。采区40kW及以上用电设备选用QJZ型和QBZ型矿用隔爆真空起动器；40kW以下设备选用QBD型矿用隔爆磁力起动器；煤电钻选用ZBZ-4.0M型矿用隔爆电钻变压器综合保护装置以127V供电。井下各级配电开关具有过载、短路、欠压、失压保护、选择性漏电保护以及漏电闭锁保护功能；井下所有电动机起动器均设有短路、过载、缺相及漏电闭锁保护功能。煤、岩石电钻等移动式手提式设备配备矿用隔爆型电钻变压器综保装置，具有检漏、漏电闭锁、短路、过载等保护功能。井下配电电压1140 、660V、127V。二、 综放工作面电缆选型及敷设综放工作面电缆必须使用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆，符合MT818标准。移动变电站电缆选用MYPTJ-8.7/10 型矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆； 660V移动电缆选用MYP-0.38/0.66型矿用屏蔽橡套软电缆；煤电钻选用MZ-0.3/0.5型矿用电钻软电缆；井下照明电缆选用MYQ-0.3/0.5型矿用轻型橡套软电缆。三、 综放工作面接地回采面、运输顺槽、轨道巷等低压配电点均设局部接地极，局部接地极采用面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的钢板制成。局部接地极可埋设在巷道水沟或潮湿的地方，利用铠装电缆的内钢带及电缆的接地芯线，或通过接地扁钢，与主接地极联接组成完整的接地网。接地网上任一接地点所测的接地电阻值应小于2。要求每一个移动式和手持式电气设备至局部接地之间的保护接地连接导线的电阻值不超过1。四、供电系统中央变电所采区运输巷采区变电室各用电设备中央变电所采区运输巷运输顺槽移动变电室工作面各用电设备第五节 通讯照明一、 通信系统地面总机主井运输大巷采区运输巷伸缩皮带机头（防爆电话）工作面转载机头（防爆电话）二、 照明系统运输顺槽每50米设一根防爆灯管，工作面每15米设一根防爆灯管，刮板输送机头、转载机头、皮带机头各设一根防爆灯管。第六节 综合监测、工业电视系统一、综合监测系统地面调度室主井运输大巷工作面运输顺槽工作面二、工业电视系统 地面调度室主井运输大巷采区运输皮带机头第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、 作业方式 工作面实行三八制编制，“三八制”作业方式，实行两班生产一班检修正规循环作业。每班完成一个循环，全天完成二个循环。二、 劳动组织劳动组织表序号工种0点8点4点合计1跟班矿长11132跟班队长11133班长11134副班长11135安全检查员11136机组司机31377支架工3368泵站工11139放煤工22410三机司机33611电钳工131512清煤工212513支回柱工33614机组检修3315皮带检修2216转载机检修2217前后溜子检修3318杂工33619验收员11220皮带司机112合计28212877第二节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序号设计项目单位数量备注1工作面走向长度米400平均2工作面倾斜长度米120平均3工作面倾角度0-4平均4采高米 25平均放顶煤高度米5.066平均采放比1：2.537作业方式二采一准三八制作业制8日循环个29班循环个110班循环进度米1.211班产量吨118512日产量吨237013月产量吨5925014日进度米2.415月进度米6016回采工作面工效吨/工36.617工业储量吨438849.618可采储量吨36915819回采率%8420坑木消耗米/万吨2.5 21油脂消耗千克/万吨30022乳化液消耗千克/万吨20023截齿消耗个/万吨20第六章 安全技术措施第一节 一般规定 1、严格执行煤矿安全规程的有关规定。2、严格执行煤矿各工种操作规程的有关规定。3、严格执行上级的其他规定。4、工作面投产后，每月针对工作面实际情况，对本规程进行补充。5、工作面开工前，全队职工脱产3-4天学习煤矿安全规程的有关规定，学习煤矿各工种操作规程以及作业规程。6、每月必须组织全队职工学习贯彻一次作业规程。7、作业规程贯彻后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上岗。8、工作面开工前，由队长、技术员带领全队职工走一次避灾路线，以后每月由跟班干部带队走一次避灾路线。9、所以工种必须经过专业培训，并获得资格证后方准上岗。10、凡上岗作业人员必须持有上岗证和工种资格证，否则不准上岗。11、必须针对煤层开采技术条件及放顶煤工艺特点，对防火、防瓦斯、防煤尘、放煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、支架选型、端头支护、初次放顶（煤）等制定安全技术措施。12、工作面采放综合采出率不能低于84%。第二节 采煤安全技术措施一、采煤机割煤 1、采煤面割煤时必须执行煤矿安全规程第69条中有关规定。 2、根据采高要求，将工作面顶、底割平，煤壁割直，伞檐长度不能超过1m。 3、采煤面停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机，以防采煤机误动作时能及时停机和停输送机。 4、每班配3名采煤司机，割煤时不得少于2名，割煤时，司机要集中精力，经常注意顶板、底板、煤层煤质变化，输送机的负荷情况。 5、采面遇构造需抬刀的，抬高的幅度要适当，防止猛抬猛落，造成推移输送机困难和支架仰俯角过大。 6、割煤时，两滚筒前、后5m内不准有人；人员确需通过时，必须停止采煤；人员过后再开机采煤。采煤机割煤至上、下端口时要设专人把口，防止外部人员突然闯入，发生意外。 7、顶板破碎或出现片帮冒顶地段时，采煤机必须停电闭锁，等顶板处理好后再开机割煤。 8、煤墙侧维护顶板所用的支柱距输送机槽帮0.6m以内或支柱无防倒措施时，采煤机不得割煤通过。 9、采煤面更换部件及其附近10m内有人工作时，必须停电闭锁，并闭锁输送机。 10、采煤机司机跟机操作时，要做好自主保安，防止煤墙片帮、掉渣和滚筒割煤甩出的煤块伤人。 11、不准用采煤机拉、运、顶其它设备和物料。 12、采面过断层遇岩石时，要按过断层措施进行松动爆破，严禁采煤机直接割岩石硬过。 13、采煤机司机要坚持“八不割”的操作原则，即无水不割，顶板破碎工作面移架跟不上不割，中部槽内的大块矸石、物料未处理不割，风量不足不割，瓦斯浓度超限不割，瓦斯涌出异常不割，停刮板输送机不割，要保持采面顶、底割平。 14、采面出现异常情况时，采煤机司机要及时停电闭锁采煤机及前部输送机。 15、采煤机司机要认真交接班，并填写记录。 16、采煤机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。 17、采煤机内外喷雾达不到规定水压，必须增设雾泵。 18、采煤机牵引速度4m/min。二、移架 1、移架由支架工操作，严格按本工种操作规程进行，并持证上岗。 2、移架前应先检查支架是否完好，部件齐全，管路畅通，无漏窜液现象，操作手柄灵活可靠；所有接头必须使用U形卡，不准用铁丝代替，禁止U形卡单腿使用。 3、采煤面割煤后，必须及时移架，如发生片帮冒顶时，必须停止采煤机，将前部输送机与采煤机停电闭锁。 4、移架必须滞后采煤机后滚筒5m进行。顶板破碎或片帮时，必须提前移架，带压移架，少降快拉，禁止相邻两台支架同时移架，移架时下方严禁站人或行人。 5、移架时必须两人以上作业，其中一人操作移架，操作时注意观察顶板，煤壁及支架直线情况，身体不能延伸到支架顶梁以外，不能站在架外操作，要站在架内操作，防止架间掉渣或片帮煤伤人，不能站在底座前，推移千斤顶和推移杠工，防止移架时挤伤脚，并要注意底座的移动情况，防止挤电缆，同时注意降架不能造成太大的错台，防止架间掉矸伤人；另一人在相邻支架的安全地点观察支架和移动情况，及时通知操作者调整支架。 6、移架时要挂线，保证工作面支架符合质量标准。 7、拉不动的支架要查明原因，不能硬拉，可用单体柱将支架顶到位，尽量减少顶板悬空时间；操作时，单体柱顶的位置要靠牢，角度适当，并要采取远方供液，人员一律躲到安全位置。 8、移架后，端面距不得超过307mm，局部片帮地段端面距超过307mm必须在顶梁上挑料护顶；超过600mm，要在煤壁侧架抬棚，并必须将顶板用半圆木背严。 9、移架时要注意调架，防止支架咬架、错台、歪架。 10、进行移架、调架工作时，严禁人员在支架下停留或通过。 11、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修支架、支柱、座箱等大型部件时，必须另行制定专项安全技术措施。三、推移输送机 1、推移输送机由支架工操作，持证上岗。 2、推移输送机前，必须认真检查推移千斤顶的连接装置及供液管路，确认无故障后，方可进行操作。 3、推移输送机必须从工作面一头向另一头顺序推移，禁止从两头向中间推移。 4、推移输送机必须与采煤机保持距离12-15m，弯曲段不少于15m。 5、输移送机推不动时，不能硬推，必须查明原因，处理后再推，防止损坏设备。 6、推输送机时，煤墙侧严禁站人，严禁人员通行。 7、推移机头、机尾时，要有专人指挥，专人操作。 8、机头、机尾必须推够进度，不得超前或落后，输送机机头与工作面运输巷输送机搭接要合理，底链不拉回头煤。 9、移动刮板运输机的液压装置，必须完整可靠；移动刮板运输机时，必须有防止冒顶伤人和损坏设备的安全措施。四、提高采出率措施 1、工作面回采前，综合成立放顶煤提高采出率领导小组，制定出切实可行的奖罚政策，确保综合采出率在84%。 2、放顶煤必须坚持多轮放煤的作业方式，严格执行见矸关闭放煤口的原则。 3、工作面收尾时，尽可能少丢煤，减少煤炭损失。 4、工作面过断层时，要制定措施，严格按措施执行。 5、安排专人清煤，把架前架间，工作面运输巷、回风巷端头处的浮煤清净，以清到底板为准。 6、在工作面运输巷皮带输送机安装核子秤，严格计量工作面出煤量，准确计算采出率。 7、技术科严格按规定探煤厚，提供准确可靠的储量依据。五、提高煤质措施 1、队里成立一个队长为首的煤质管理小组，制定切实可行的奖罚政策。 2、放煤时，一但见矸应及时伸出放煤插板。 3、严格控制工程质量，加强顶板控制，减少冒顶事故的发生。 4、控制转载点的喷雾及其他水源，做到使用打开，不使用及时关闭，降低煤的水分。 5、工作面运输巷设专人拣矸，大块矸石充填采空区。 6、遇底板鼓起或断层时，尽量少破岩石，大块矸石要拣出，严格执行煤岩分装分运。第三节 机电安全技术措施一、绞车使用管理 1、小绞车司机必须持证上岗，并严格遵守煤矿各工种操作规程的要求进行操作。 2、开绞车前要认真检查绞车的各部件、绞车的压戗柱或地锚、钢丝绳及钩头、保险绳，绞车上部顶板支护情况，发现问题及时处理。 3、开绞车前，要派专人对绳道、绞车与拉移物之间进行检查，待人员撤出，问题处理后，方可通知司机开车。 4、开绞车前先试运转，检查制动阀及离合器是否可靠，声音是否正常，发现问题及时处理，不得“带病”作业。 5、听到开车信号后要及时打“回头铃”，然后方可开车。 6、司机必须注意力集中，听准信号，发现异常要及时停车检查原因。 7、开车时，司机要时刻注意钢丝绳的滚筒上的缠绕情况，严禁咬绳，底绳在滚筒上缠绕不得小于3周。 8、绞车未停稳、停绞车前，严禁松开制动阀；绞车到终点后应及时停车；绞车运行中，严禁用手或脚直接拔动钢丝绳或检查机械传动部分；检查绞车轴承的升温和油量时，必须停电。 9、绳道和绞车三角内不准站人。 10、不准取掉绞车的护绳板，需反向拉车时，必须制定专项安全技术措施。 11、当钢丝绳断丝超险后必须更换，否则不准使用绞车。 12、移动绞车时，禁止用绞车本身拉移本身。 13、绞车四压两戗必须打齐打牢，要有专职把钩工。开车前应做好各项检查工作，严格执行“开车不行人行人不开车”制度，严禁跟车或蹬钩上下车。 14、使用好一坡三挡，用矿车、或运输车运输设备必须用不小4分钢丝绳拴牢拧紧，装卸时车要停稳，并在车的后端打上斜戗柱。1次只准拉一辆车，必须带电回车，回车速度要适当，严禁放飞车。 15、挡车杠打好后及时装卸车，并及时将车回到车场，坡道不得停留车。 16、巷道变坡处要设置地滚，拐弯处设置立滚。 17、车辆掉道的处理 （1）及时停车并将钢丝绳绷紧。 （2）由上把钩工到车辆的上方，观察和了解现场情况，下把钩工负责禁止行人通过。 （3）靠近车辆下侧打两根斜撑木，撑木必须使用直径18cm以上的优质木头，用木楔打紧背牢。 （4）将车辆的后车轮用木楔背好。 （5）用千斤顶将前车轮顶起并超过轨道高度。 （6）人员站在车辆的上方斜侧，用撬棍将前轮撬上轨道。 （7）将前车轮用木楔背好。 （8）人员站在车辆的侧面，用千斤顶将后车轮顶起并超过轨道高度。 （9）用撬棍将后车轮撬上轨道。 （10）检查轨道是否符合规定，发现问题妥善处理。 （11）用锤打掉车辆下方两根撑木。 （12）清理车辆周围撑木、工具等，人员往上撤离至安全地点方可正常操作。 （13）处理掉道整个过程中，绞车司机必须监守岗位。二、工作面刮板输送机操作1、司机必须持证上岗，严格按煤矿各工种操作规程中“刮板输送司机”一节的内容执行。2、开机前要认真检查机头。机尾传动装置，连接环、刮板等各种部件必须齐全，操作按扭灵活可靠，高压管、水管悬挂整齐等。3、开机时要先发出信号，听到返回信号后，先点动二次，再正式开机，严禁约时开机。4、开机时应先空转2分钟，然后正式运转运煤，禁止直接开机运煤。5、当输送机因负荷过大而停机时，不准硬开，必须人工将中部槽中的煤清出后，方可开机。6、司机要精力集中，随时注意刮板输送机的情况，发现刮板出槽、漂链、掉链、跳齿，大木料、单体支柱、支护用梁、大块煤矸等异物到机头时，必须立即停机。7、听到