2433综采规程.doc

第一章 地质及矿压观测资料一、地质资料(见地质说明书及附图)。二、矿压观测资料根据同一煤层同一采区2433里面炮采工作面矿压观测资料可知：1、直接顶初次垮落步距为47m。2、老顶初次垮落步距为1519m，周期来压步距为810m。3、顶板来压强度为164.93275.67KN/m2。4、底板比压值为13.33MPa。 根据以上矿压观测资料，可将该面顶板定为级2类顶板。 三、支护控制设计 1、结合附后煤层顶底板综合柱状图分析可知，在工作面8倍采高即19.2m(按采高2.4m计算)范围内自下而上的岩性及厚度依次为：2.5m厚的砂页岩，1.0m厚的煤层，0.7m厚的页岩,0.6m厚的煤层,1.20m厚的页岩,1.0m厚的煤，0.8m厚的砂页岩,13.5m厚的砂岩,4.2m厚的页岩。因此可将该面顶板视为“软、中硬、中硬”类型。直接顶板的冒落高度h=(M-0.2)/(1.3-1)7.33m(式中M为采高，取2.4m， 1.3为冒落岩石的碎胀系数，0.2m为顶底板允许移近量)，即直接顶冒落后的矸石能充填采空区。因此，工作面支护必须考虑直接顶的总重量及部分砂岩、砂页岩老顶的来压强度，防止局部冒顶及压垮型冒顶事故的发生。2、 根据以上分析计算，综合考虑工作面支护的经济、安全，结合二层煤单体液压支柱工作面以往回采的实际经验，确定上端头采用高普时的排距为1m，柱距为 0.65m，支护密度为1.54根/m2。 3、根据以上分析，运用徐州矿务局主采煤层顶板控制设计程序,进行运行计算，所得结果见表：徐州矿务集团夹河煤矿2433综采工作面上部高档普采顶板控制设计一、 工作面基本情况1.工作面主要参数煤层厚度(m)采高(m)倾角(度)面长(m)走向(m)煤层号2.402.402419065022顶底板状况岩层编号岩性厚度(m)强度(Mpa)分层(m)裂隙(m)备注813.50350.00.500.4070.80250.00.300.2561.00150.00.200.2051.20200.00.300.3240.60150.00.200.2530.70200.00.300.3821.00153.00.200.2012.50250.00.300.25煤层2.40底板11.80200.0 一类岩性 二类岩性 三类岩性 二、顶板控制设计数据1.顶板运动参数 (1)直接顶 厚度(m)初垮步距(m)悬顶距(m)完整性指数分类(类)岩层层数备注2.5471.500.2816 (2)老顶厚度(m)结构形式初压步距(m)周压步距(m)老顶分级备注13.5拱梁15198102.顶板控制参数 (1)顶板控制参数（T/m2）直接顶初垮老顶初垮老顶周压阶段特殊情况5.810.3416.1619.2913.9816.08 (2)底板控制参数底板种类允许比压(Mpa)底板类别柱鞋直径备注底板120.322 (3)支护方式基本支护形式护顶方式端头特殊支护方式端 头支 护初压期间周压期间走向正悬臂顶梁+枇子+笆片架棚密集双楔顶梁注:枇子直径为50mm,材质要新 (4)端头支护参数推进阶段控顶距支护密度(根m2)柱 距(m)液压支柱(DZ)直接顶初垮5.001.540.65老顶初压5.001.540.65老顶周压5.001.540.65 (5)控制原则及支护效果支柱型号顶板下沉量(mm)控制顶板效果DZ型262老顶周期来压明显,来压前后顶板破碎第二章 采煤方法和回采工艺一、采煤方法1、采煤方法的选择根据提供的工作面地质资料和现有的采煤技术手段与设备条件，确定采用综采走向长壁后退式采煤方法。2、采高的确定该工作面煤层厚度在1.22.8m,平均为2.4m，根据相关地质条件及现有设备装备的技术性能，确定采高为1.82.4m，跟底跟顶回采。上端头使用DZ-2.5型单体液压支柱，采高1.82.4m。二、回采工艺(一)落煤1.工作面采用4MG200W1型双摇臂滚筒采煤机，沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割底煤。2.选用煤机自开缺口，端头斜切进刀方式：即煤机运行至工作面端部，煤机后方输送机有2025m一段未能推进煤壁。为了工作面正常推进，煤机必须斜切进入正常煤壁，其斜切进刀过程如下：调整上、下滚筒的相对位置，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，使滚筒切入煤壁。推移输送机弯曲段和机头将输送机顶直。再调整两滚筒的相对位置，向工作面端头运行，同时割三角煤。再调整两滚筒的相对位置，反向运行割煤，在煤机后一定距离推移输送机，开始下一刀的截割。3.采煤机的主要技术特征如下： 煤机型号：4MG200-W1型采煤机。 生产能力： 225650t/h。 牵引速度： 05.5m/min。 最大牵引力：250KN。 牵引方式：液压传动无链牵引。 滚筒转速：41.5r/min。 滚筒直径：1.25m。 截 深：0.63m。 卧 底 量：158mm。 工作电压：660v1140v。 长时功率：150200KW。 机身尺寸：长宽高896022559492750mm。4.煤机的速度控制根据工作面的煤层厚度、综合运输能力，确定煤机的割煤速度为2.02.5m/min较为适宜。5.端头落煤(1)端头落煤采用1.4m的麻花钎子配合煤电钻打眼，装药爆破落煤。(2)煤电钻型号为ZM-12D；转速680转/分；功率1.2KW；电压127伏；使用2台。(3)爆破说明书(见图表)。炮眼布置图及爆破说明书(二)装煤煤机割下的煤，借助于滚筒上的螺旋叶片，自行装入输送机内，另外在移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。(三)运煤1、工作面采用下山运输方式。使用型号为SGB-630/220型可弯曲刮板输送机一部，长度203m 。其主要技术特征为： 出厂长度：203m； 转 运 量：450t/h； 刮板链速：1.01m/s； 电机功率：2110KW； 电机转速：1470r/min； 刮板链规格：2280mm； 中部槽水平弯曲度：1015； 中部槽：长宽高：1250630222mm。2、运输顺槽铺设SGW40T刮板输送机一部，长度为70m；PDJ-80型胶带输送机一部，长度为200m；外段选用SDJ-150型胶带输送机两部，长度分别为240m、240m。3、运输能力的验算经验算，工作面生产能力为200t/h ,输送机道的最小运输能力为400t/h,所以输送机道的运输能力能满足要求。(四)工作面支护1、工作面支护设备工作面安装ZFZ-2000/16/24A型液压支架，共150架，支护长度190m，上端头出口及超前采用DZ2.5m支柱，HDJA-1000铰接顶梁支护，柱距0.65m，排距1m，支护密度1.54根/m2。 液压支架的主要技术特征 液压支架型号：ZFZ2000/16/24A型； 初 撑 力：14231567KN； 支架中心距：1.25m； 工 作 阻 力：19202030KN； 支 架 高 度：1.62.4m； 支 架 重 量：6771Kg； 顶 梁 长 度：2.93m； 伸缩梁长度：0.7m。DZ-2.5单体支柱技术特征支柱型号：DZ-2.5工作阻力：25T最大高度：2.5m最小高度：1.7m工作行程：0.8m支柱重量：58kg泵站压力：31.4Mpa2、支架支护顶板方式回采工艺流程为：割煤降架移架升顶梁推溜伸出伸缩梁。当煤壁发生片帮或遇构造时，在煤机割煤前必须超前移架和伸出伸缩梁及时支护顶板。移架方式及操作顺序：在工作面支架未使用伸缩梁时的移架方式为顺序移架，即支架沿煤机割煤方向依次移架，移动步距等于截深。操作程序为：降柱移架调架升柱。在工作面支架伸出伸缩梁时的移架操作程序为：降架收伸缩粱移架调架升柱伸出伸缩粱。工作面支架布置图：(见附图)。3、端头支护及出口支护工作面上端头支护采用双楔梁，DZ-2.5单体液压支柱支护，柱距0.65m，采高2.4m,下端头使用ZFZ2000-16/24支架代替端头支架。上下端头出口处各使用一对3.2m长钢梁，长钢梁交替迈步前移，前移步距1.8m，每根长钢梁保持三棵支柱。面内支架与双楔梁或巷道支护梁间距保持在0.5m。工作面上、下出口向外40m范围内巷道高度不小于1.8m， 要求行人、通风、运料畅通无阻。出口超前支护使用外注式单体液压支柱和金属铰接顶梁扶一梁一柱架棚双排，架棚上垂直穿2.4m长工字钢，间距0.7m，上方均匀穿枇子12根。从工作面煤壁线起向外40m，向里至两尾巷放顶线扶双排架棚。架棚扶在巷道两帮距工字钢梁头各0.20.3m处。上下端头支柱初撑力不低于90KN，超前支柱初撑力不低于50KN。上、下道均为锚网梁索支护，在超前支护范围之外顶板破碎地段必须扶双排架棚。4、顶板管理顶板管理方式：全部垮落法管理顶板。控顶距： 综采部分 最小控顶距：2.93m。 最大控顶距：2.93+0.60=3.53m。 放顶步距：0.6m。 高普部分 最小控顶距：3.3m。 最大控顶距：5.3m。 放顶步距：1.0m。 5.支架支撑能力的验算根据同一煤层同一采区相临工作面实测矿压资料，计算工作面顶板最大来压强度为164.93275.67KN/m2，综采支架最大支护面积为4.41m2，以支架最小工作阻力1920KN计算其支护强度为435.37KN/m2，能满足顶板来压时的支护强度要求。 第三章 循环作业 劳动组织 主要技术经济指标一、循环作业本面按正规循环作业组织生产， 即：煤机每割完一刀(工作面上、下全程)为一个循环，中夜班各完成3个循环，早班为整修班。1、循环作业方式：三八制作业，两班采煤，一班整修。 2、循环作业图表：(附后)二、劳动组织1、劳动组织形式采用专业工种追机作业和综合工种全面分段作业相结合。2、劳动组织和出勤图表：(附后)三、主要技术经济指标(主要技术经济指标表附后)劳 动 组 织 和 出 勤 表编号工 种劳 动 组 织一 班二 班三 班一二三总计1班 长33392验 收 员11133煤 机 司机30364推溜移架工606125输送机司机505106修护做缺口工686207尾巷回料工22268泵 站 工11139铁 管 员121410维 护 员21021411送 饭 工222612排水清理工333913看 工 具工111314支架检修工060615煤机检修工020216输送机检修工0808合 计364936121备注工区书记1人，区长4人，技术员2人，办事员1人，核算员1人，材料员1人，计10人，伤、病、事、探、特假人员12115%=19人，正常轮休人员21人，组织正常循环作业人数为121+10+19+21=171人。主 要 技 术 经 济 指 标 表序号名 称单 位数 量备 注1工作面长度米190平均2工作面走向长度米6503煤层厚度米2.4平均4循环进尺米0.65循环产量吨3756昼夜循环数个67日循环进尺米3.68工作面煤层倾角度24平均9日循环产量吨225010生产方式两采一准11循环率%8512平均日进尺米3.0613平均日产量吨191214月产量吨57360按30天计算15可采日期天18516日出勤人数人12117回采效率吨/工15.818截齿消耗个/万吨20019乳化液消耗Kg/万吨500第四章 主要生产系统一、材料运输系统1、采区材料运输路线地面料场副井600井底车场600主石门600大巷600煤车场-800西一二轨道上山上车场-800西一二轨道上山2433甩道2433材料斜巷2433材料道2433工作面。2、老料回收路线2433材料道2433材料斜巷2433甩道-800西一二轨道上山-800西一二轨道上山上车场-600煤车场-600大巷-600主石门-600井底车场副井地面。 2433输送机道2433材料斜巷2433甩道-800西一二轨道上山-800西一二轨道上山上车场-600煤车场-600大巷-600主石门 -600井底车场副井地面。 二、运煤系统采区运煤路线2433工作面2433输送机道2424运输返坡-800西一二层胶带输送机上山-600西一胶带输送机石门-600强力三部机尾煤仓强力三部胶带输送机煤仓-450强力二部胶带输送机煤仓-450强力一部胶带输送机上山煤仓小胶带输送机主井煤仓主井地面。运煤机械设备名称、长度1.工作面采用一部SGB-630/220型可弯曲刮板输送机运煤，长度为203m。2.输送机道内铺设SDJ-150胶带输送机两部，铺设长度分别为240m、240m；PDJ-80胶带输送机一部，长度为200m;SGW-40T刮板输送机一部，长度为70m。三、排水系统1.煤层以上顶板岩层富水性分析该面2层煤局部赋存有伪顶，厚00.5m，为黑灰色砂页岩，较破碎易冒落，直接顶板为灰色砂页岩，厚0.65.0m，节理发育，多含植物化石碎片，局部为冲刷砂岩；无坚实的老顶,岩性为砂质页岩及薄煤层组成复合顶板，局部为砂岩，厚13.5m，该层砂岩含水较弱；距2煤顶板上40m左右有一厚层粗粒砂岩，该层砂岩以石英长石为主是工作面顶板涌水的主要来源，预计最大涌水量40m3h，正常涌水量为15 m3h,工作面胶带输送机道及材料道低洼处应安装相应能力的排水设备。2.排水系统 (1) 2433材料道2433材料斜巷2433甩道-800西一二层轨道上山-800西一采区石门-800水仓-800泵房-800回风上山-600蓄水池-800轨道暗斜井上车场-600主石门-600泵房副井地面。 (2) 2433输送机道2433材料斜巷2433甩道-800西一二轨道上山-800西一采区石门-800水仓-800泵房-800回风上山-600蓄水池-800轨道暗斜井上车场-600主石门-600泵房副井地面。(3) 排水设备型号及排水能力(1) 在2433材料道低洼处安装一台7.5KW潜水泵，型号为：QSK32-7.5。排水能力为32m3/h。(2) 在2433运输斜巷下头安装一台40KW大泵，型号为4DA8X8，排水能力为56m3/h。四、供电系统1、 供电系统概述根据2433工作面所在位置，该面的负荷电源全部来自2433变电所的四台315KVA变压器和一台放在材料道上部的500 KVA移动变电站，供电电压等级分别为1140V和660V，信号系统采用127V、 36V两种。该工作面最远供电距离为920m(660V)，最大负荷为200KW，总负荷为1150.9KW。该供电系统设置了过流、漏电和接地三大保护。具体供电负荷状况以及供电技术参数、选用开关型号详见供电系统图。2、输送机道供电输送机道主要负荷为一部80胶带输送机，两部150胶带输送机，一部40T刮板输送机，一台40KW大泵。 因负荷较大，选用四趟70mm2的矿用橡套电缆干线式供电，具体为:两部150胶带输送机分别为一路、二路，一部80胶带输送机和一台40KW大泵为三路，一部40T刮板输送机为四路。为确保供电安全可靠以及检修停送电的方便，沿途分别设置DW80开关进行控制和保护。3.材料道供电材料道主要负荷为一台14T回绞，二台煤电钻，一台工作面照明综保。因负荷较小，故采用一趟70mm2的橡套电缆干线式供电。为确保供电安全可靠，兼顾检修检查停送电的方便，沿途设置了一台DW80-200开关进行控制和保护。泵站供电：因泵站离变电所较近，且负荷较小，故采用一趟70mm2的橡套电缆干线式供电。4.工作面供电工作面主要负荷为一部220刮板输送机，一部双滚筒煤机，因负荷较大且较为集中，故采用电压等级为1140V供电。选用BKD1-400/1140馈电开关进行控制和保护，磁力起动器选用QJZ2-200控制煤机、刮板输送机，工作面照明采用127V供电。5.设备负荷统计表：2433综采工作面设备负荷统计表序号名 称规格型号功率台数使用地点能 力 (备 注)1煤 机4MG200-W12001工 作 面450t/h2刮板输送机SG630/2202201工 作 面450t/h3乳 化 泵DRB200/31.51252材 料 道一用一备4胶带输送机PDJ-80801输送机道550t/h5胶带输送机SD-1501502输送机道450t/h6刮板输送机SGW-40T401输送机道400t/h7排 水 泵4DA8X8401输送机道56m3/h8排 水 泵QSK-32-45-7.5371输送机道32m3/h9回 绞JH-8T7.52两 道10回 绞JH-14T132两 道11煤 电 钻ZM-12D1.22两 道合 计1150.9三、供电技术安全措施本供电系统从变电所到两道第一台馈电开关和供电线路由机电科负责维护保养，其它供电线路设备(移变二次侧开始)由使用单位负责维修和保养，为确保安全供电，其完好率不低于95%，电气设备的防爆率必须保证100%。移动变电站及其高压供电线路由机电科负责检修、维护和保养。根据质量标准化和规程要求，胶带输送机、刮板输送机必须按标准化机道进行安装和日常生产维护，供电线路必须吊挂整齐，四线分开，设备面貌清洁，摆放整齐端正，开关上架，信号铃上板吊挂固定，为用好和管理好设备、线路必须严格包机到人，实行挂牌管理。所有馈电开关整定值由机电科专职人员负责调整(移动变电站低压侧BKD1-400/660-1140V开关)磁力开关的过流定值由工区维护班长负责调整，其他人员不得任意调整。加强对移动变电站及照明信号综保和煤电钻综合保护装置的管理，由使用单位每班由指定人员对移变低压馈电开关和煤电钻综保进行一次漏电试验，发现问题及时处理，并将试验结果做好记录。加强对电煤钻的管理，电煤钻不用时由打眼工将煤电钻和电缆盘到安全地点，并将电煤钻综保开关置于停止位置。加强对工作面煤机线、刮板输送机线和操作线的检查管理工作，各电缆线平放在线槽内，防止打弯、挤压，正确使用好煤机线电缆夹，并由当班维护员接班后全面检查一遍，发现问题及时处理。如果工作面需要放炮，放炮前必须对电缆、照明灯进行可靠的保护。每班生产之前，必须对煤机电控和面刮板输送机开关进行检查，保证煤机与输送机连锁装置齐全。检修煤机和检修刮板输送机同时进行时必须事先联系好，松下煤机闭锁，设专人看管，必要时，煤机及刮板输送机开关要停电并设专人看管。带煤机、刮板输送机和两台乳化泵的备用开关必须处于完好状态。油脂、炸药、雷管等易燃易爆物品应远离泵站、配电点及开关群10m以外存放。排水泵一台工作，一台备用，备用水泵及开关必须处于完好状态，工区设专人管理，保持巷道无积水。工作面防爆照明灯具出现灯管烧坏或防爆玻璃破碎时，必须及时更换和维修，保证工作面照明。所有设备的维修操作人员，必须由经过专业培训考试及格取得合格证书的人员担任，并持证上岗，坚持先检查后工作。所有动力电缆必须与乳化泵的胶、铁管分开吊挂，并不得有脱勾、落地交叉、盘圈和埋、挤、压现象。严格执行电工操作规程和安全措施，不得带电检修或移挪电气设备，开关群移挪及设备检修时要有相应的措施，接地装置应按规定敷设好，施工完毕经检查，确认无问题，再恢复原供电方式。胶带输送机、刮板输送机等设备检修时，必须把相应的开关打至停电位置并锁死，并设专人看管，工作完毕由专人联系送电试运行。对移变进行巡查和检修，必须把变电所高防开关拉切脱开,验电放电后方可进行，严禁带负荷拉切移动变电站负荷开关，高防开关挂上“有人工作禁止送电”牌，并设专人看管，工作完毕，由停电人取下此牌再恢复送电。因工作面煤机、刮板输送机电机采用1140V电压等级，泵站电机为66V电压等级，所有检修、维护人员在使用仪表时必须认真区别对待，并正确联络设备内部的接线方式。因工作面煤机、刮板输送机采用双趟电源供电，需找好同相后方可并网使用。五、通风防尘系统(一)通风系统1、风量计算该工作面平均采高为2.4m，最大控顶距为3.53m，最小控顶距2.93m，平均控顶断面为7.75m2，依据徐煤局（1993）54号文计算，该工作面基础需要风量为465m3/min。根据该工作面的顶板性质、瓦斯涌出量及2433工作面回采期间的温度，分别取配风系数为1.2、1.0、1.4，依据徐煤局（1993） 54号文，分别计算需要风量为558m3/min、465m3/min和651m3/min，取最大值，所以该工作面回采期间的需要风量为651m3/min。工作面初放期间的供风量不得小于701m3/min。在回采期间，该工作面的实际需要风量将根据工作面的顶板管理、瓦斯涌出量及空气温度等因素的变化随时按徐煤局（1993）54号文进行风量调整。2、通风路线地面-600副井-600主石门-600煤车场-600西一二层运输上山2424运输返坡2433输送机道2433工作面2433材料道2433材料斜巷2433甩道-800西一二层轨道上山-800西一二层轨道上山联络巷-600西一七层通风上山-450轨道大巷-280井底车场中央风井地面。3、通风设施见附后工作面平面图。(二)防尘系统1、防尘供水系统-280蓄水池-450集中轨道上山强力二部输送机道-450胶带输送机大巷-450轨道大巷-450西一石门-600西一七层轨道上山-600大巷-600煤车场 -800西一二层轨道上山绕道2433材料道2433面。 -600西一二层运输上山2433输送机道2433工作面。2、防尘设施 该综采工作面回采前必须安装好以下防尘设施：(1)2433输送机道敷设一趟规格100mm的防尘管路，且每50m留设一个“三通阀门”。(2)材料道敷设一趟规格为50mm的防尘管路，且每50m留设一个“三通阀门”。(3)工作面两道距相应面出口约50m处安装一道风流净化雾障。(4)沿途输送机转载点各安装一套喷雾降尘装置。(5)工作面每六架支架顶梁下安装一道架下喷雾。(6)煤机必须具备内、外喷雾系统。(7)工作面两道出口各配置25m防尘软管。(三)防火系统1、供水路线同防尘供水路线。2、防火设施：(1).供水管路在每部胶带输送机机头处设一个消防专用“三通阀门”，并备有25m长消防软管。(2)每部胶带输送机机头处配备两个灭火器，一个砂箱等消防器材。3、预防自然发火事故，采用老空区注水，边采边注。(四)隔爆设施工作面两道分别按集中式安装一组隔爆水槽。其中输送机道安装规格40L/个的水槽60个，材料道安装规格40L/个的水槽60个。(五)通防技术安全措施：1、工作面的供风量必须大于需风量。回采期间必须根据工作面的采高、温度及瓦斯涌出量的变化及时调整工作面的需要风量。2、为确保该工作面通风系统的稳定可靠，回采期间工作面两道有效通风断面不得小于设计断面的70%， 高度不得小于2.0m，工作面上下出口高度不得小于1.8m。3、工作面系统内所有巷道必须定期指定专人检查，对于失修巷道必须及时组织有关力量进行修复。4、工作面每旬至少进行一次风量测定，如现场实测发现工作面风量不足，必须立即停止生产，并查明原因，采取措施进行处理，直至工作面供风量满足要求后方可恢复生产。5、加强通风设施管理，严禁任何人破坏和同时打开两道风门。其中常开风门在确保完好的状况下，正常时期，严禁关闭。设施管理必须达到质标化的要求。6、每班开工前，必须首先检查瓦斯含量，只有在瓦斯员同意后，工作面方可开工。班中瓦斯检查每点检查次数不得少于三次。瓦斯员必须掌握现场瓦斯变化情况，发现问题及时汇报、处理。7、严禁瓦斯员空班、漏检和假检，严禁瓦斯超限作业。瓦斯员必须严格执行现场交接班制度和班中“通防”检查汇报制度。8、必须加强工作面尾巷的瓦斯管理，正常使用挡风布帘。若工作面尾巷有液压单体支柱支护时，回料滞后支架尾梁不得超过1m，尾巷必须超前一档回料。尾巷处必须正常吊挂性能良好的瓦斯便携仪，进行连续监测。9、工作面刮板输送机道内距工作面下出口10m以内必须安设一台ABD-21型瓦斯自动检测报警断电仪，该装置的安设要求、管理、校对及维修严格按煤安字(1995)第562号文执行。10、工作面回采期间，遇到断层、裂隙等地质构造时，必须加强检查与管理，避免瓦斯超限。11、工作面若需放炮时，必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，并采用湿式打眼和水炮泥放炮，放炮前后必须洒水防尘。12、该面所有的区长、副区长、技术员、班组长及放炮员和维护员必须佩带性能完好的瓦斯便携仪。13、 工作面回采前，必须进行煤体预注水工作，从工作面切眼起向外10m开始打第一钻孔， 以后每隔15m打一钻孔，钻孔长度不得少于集团公司规定，封孔长度为56m。注水后煤层净增水份必须达到12%。14、工作面防尘管路系统个防尘设施必须齐全完好，正常使用。15、工作面移架时，必须喷雾降尘。16、该工作面、工作面两道及该区域内所有巷道，严格按照夹煤字(1994)第096号文及集团公司有关文件要求进行定期洒水防尘， 杜绝煤尘堆积和巷道干燥现象。17、隔爆设施必须保持完好，水量充足，符合要求。18、所有防尘设施、消防器材必须确保完好状况。19、回采期间，工作面系统各巷道凡发生的高冒处，必须用不燃性材料接实，并挂牌管理。出现异常情况，必须采取加强通风或插管。20、工作面必须采取加快推进度，严禁工作面同一自燃带存在时间超过该煤层的发火期。21、工作面尾巷、回风流及该区域内的高冒区、独头盲巷和采空区密闭墙的气体成份、空温必须按周期进行检查分析。22、煤机内喷雾系统的水压必须不小于2MPa，外喷雾系统的水压必须不小于1.5MPa。23、工作面结束后一个半月内必须封闭完毕，并进行注浆工作。第五章 主要技术安全措施一、总的要求1、各工种到达工作地点后，必须坚持先检查后工作，严格执行敲帮问顶制度。2、每个职工在工作中，都必须严格执行“三大规程”中的有关规定和要求，提高技术水平及自身保安能力，杜绝“三违”，做到安全生产。3、加强现场管理，工区必须建立健全各项管理制度并严格执行。充分利用工时，保质保量完成当班生产任务，认真组织生产，提高正规循环率，做到稳产高产。4、严格加强工程质量管理，强化现场检查验收，每班必须坚持对工作面支护质量和顶板动态进行监测，坚持对工作面工程质量和顶板管理及规程措施兑现情况工作，坚持“三位一体”的检查验收制度，对不合格的工程，检查验收人员有权不予验收，不计工作量。如因工程质量低劣而造成事故，必须进行严格追查，视情节轻重给予处罚，使工程质量确保达到标准化要求。二、工作面生产过程中的技术安全关键1、防止梁端顶板冒落和煤壁片帮；2、液压支架操作；3、打眼放炮；4、使用电绞及回柱机；5、推移面刮板输送机及刮板输送机管理；6、乳化液泵站及液压管路管理；7、采煤机割煤；8、工作面端头及出口超前支护；9、端头及两道尾巷回料；10、加强煤质管理和提高煤炭采出率；11、防治冲击矿压；12、其它。三、针对以上技术安全关键的措施1、防止梁端顶板冒落和煤壁片帮技术安全措施支架保持正常的支护状态，发生歪斜及时调整。煤层松软时，采用追机移架作业方式。当煤壁发生片帮时，要超前移架，并正确使用支架的伸缩梁配合超前支护。若煤壁片帮严重，伸出伸缩梁，仍不能有效支护的，则必须采取过顶措施。其要求是：用直径1618cm的圆木，长度视现场情况决定，扶走向棚，一架两棚，梁子一端搭在支架的前梁上，搭茬不低于30cm，不允许搭在支架的伸缩梁上， 梁长小于2m一梁一柱，梁长大于2m，则一梁2柱，柱子使用单体液压支柱，要求迎山有劲，不得打在浮煤上。木梁上用枇子、笆片、半圆木接实瞒严。过顶要从顶板较完整处着手，由两侧向中间进行。同时设专人观察顶板及煤壁情况，过顶人员在可靠的支护下工作，始终保持退路畅通。过顶期间，煤机，刮板输送机全部闭锁停止运行，设专人看管。人员不得在煤帮从事与过顶无关的工作。2、液压支架操作技术安全措施支架操作工应熟悉支架的结构、液压控制系统动作原理及拆装顺序，并持证上岗。保持支架内外整洁，及时清除浮煤、浮矸及杂物。移架前必须清除影响移架的障碍物，检查管路，不得被矸石挤卡和埋压。移架时顶梁不宜下降太多，一般1520mm即可。顶板破碎时，采用擦顶移架或带压移架。移架时速度要快，要随时调整支架，不得歪斜，架间距保持在规定的范围内。移架后必须成一条直线。移架采用追机作业，移架距离采煤机后滚筒4至6架，若移架速度赶不上采煤机运行时，要控制煤机速度。如果顶板破碎则必须停机移架或超前移架。移架时要注意观察、保护管路和电缆，防止挤坏、拉断或折成死弯。移架工应站在底座上，面向煤壁操作，严禁蹬在底座前以及上下相邻支架间。移架前其前方和两侧不得有任何人工作或停留，并时刻注意架间掉矸。要经常观察顶板情况，支架与顶板接触要严密，升柱后要达到支架的初撑力。顶梁前端到煤壁、输送机到煤壁的距离要符合规定，以防采煤机割顶梁和铲煤板。推移输送机必须在距采煤机10m以外进行，弯曲长度不得小于15m，严禁出现急弯。移过后必须成一直线。支架操作完成后，手把必须打至零位。要经常检查油管、 接头、管路、支柱是否漏液和自动卸载，情况严重的，必须先临时支护。处理本架漏液时必须将操作阀置零位， 同时关闭本架高压截止阀，然后方可拔插油管，禁止用铁丝代替U型销。拔插管接头和拆卸其它零部件时，禁止用锤、铲、钎硬行敲打。更换主阀及立柱时，应提前做好顶板支护工作，同时用单体支柱和木料将支架顶梁撑住，然后方可降架。降架后临时支柱无问题后方可拆卸主阀及立柱。支架拉不动或升不起来时，要详细检查和分析原因，不能随意使用增压器进行工作，以免损坏设备。3、打眼放炮技术安全措施综采工作面一般不允许放炮，只有在工作面溜头、溜尾进档时需要卧底，以及工作面遇见断层，煤机割不动需要放炮预先松动的情况下才能放炮，严格执行以下措施：本工作面煤尘爆炸指数38.07%，具有爆炸危险性，放炮前、后附近20m范围，必须洒水降尘。放炮地点范围内的电缆、水管、油管、支架的立柱，阀组等要有可靠的保护。煤机应停放在距放炮地点15m以外。每次放炮前都必须检查瓦斯，在放炮地点20m以内的风流中，瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止放炮进行处理。放炮撤人距离，工作面不少于30m，两道不少于75m，且上下两头由专人设好警戒。放炮员必须经过专门培训，取得合格证持证上岗，并严格按煤矿安全规程、安全技术操作规程有关条文规定执行。放炮现场严格执行“一炮三检查制”和“三人连锁放炮制”。4、使用电绞及回柱机技术安全措施:使用小电绞严格按96年版煤矿工人技术操作规程 采煤分册中p57p61页中有关规定执行。使用回柱机按96年版煤矿工人技术操作规程采煤分册中p115p119页中有关规定执行。同时按新标准要求，小电绞、回柱机的压、戗柱齐全，信号可靠。5、推移面刮板输送机及刮板输送机管理技术安全措施所有刮板输送机必须铺设平直，接头平稳严密，凹处必须用木料垫平，刮板输送机头尾压(戗)柱齐全。工作面刮板输送机头、尾压柱必须垂直顶底板，并使用0.8x0.2x0.08m3木鞋作帽，人员进入煤壁区做煤机窝时，端头煤帮侧刮板输送机边沿必须支设不少于两棵护身支护，工作前必须先检查护身柱及压柱牢固程度。刮板输送机刮板、螺栓、挡煤板及面刮板输送机铲煤板应齐全完整，电缆吊挂、管子铺设符合规定要求做到平、直、无落地及交叉、盘放等现象；每部刮板输送机都必须有回煤坑，并经常清挖，以防拉回头煤。工作面输送机机头与超前输送机搭接合理，其搭接高度应保持在0.4m以上。所有输送机必须按设电铃信号，信号不畅时禁止开车。各输送机链条必须松紧合适，各加油部经常加油，所用油脂符合规定要求，给液力偶合器加油时开关必须停电闭锁，液力偶合器的易熔合金保护塞必须按规定使用，严禁用其它物品代替。各输送机司机要由经过专业培训考试及格并取得合格证书的人担任，到现场后要坚持先检查后工作，操作时不准正对输送机机头，运转前要先点输送机一二下，让输送机内的人员躲开，确认无问题后再正常运转，运转时要注意输送机内有无笨重物料、大块矸石等，并按信号及时开、停车。掐接刮板输送机链条时，必须首先检查刮板输送机头、尾的压、戗柱是否牢固有劲，确认完好后方可开始，必须使用手拉葫芦紧链，紧链器要挂牢，要有专人掌握控制制动器，掐接链人员必须站在刮板输送机两侧，严禁在溜内工作，严禁采用点动电机方式掐接链条。掐链支杆对中，牢固有劲，与顶底板的夹角为6075度。起吊刮板输送机时，首先要将刮板输送机停电闭锁，然后加固好吊溜地点的支架，找掉煤壁、顶板的悬矸危岩，身体不得伸入刮板输送机下工作。处理刮板输送机底链时，吊起的刮板输送机下面必须垫实木料后方可开始工作。使用刮板输送机松料时必须做到:与司机联系好；料要一字形依次摆平放稳；笨重的物料必须停运转后再放入或逮出；沿途每30m要设一人观察松料情况并配带哨子；放料时先放前端，逮料时先逮后端再将料拉出；料过转载点时必须提前逮出并设专人摆放。弯料及超宽料不得使用刮板输送机松料，巷道高度低于1.4m时严禁使用刮板输送机松料。刮板输送机开不动时不得强行开动或打倒转，必须待查明原因，采取相应措施后再开，人身各部位不得探入起吊刮板输送机的下方。使用回柱机拉移工作面刮板输送机头尾、转载刮板输送机，打点起勾前，所有人员必须避开勾头5m以外安全处躲避好，绳路上不准有人。如回柱机拉不动时不得强拉，必须待查明原因采取相应措施后再拉。6、乳化液泵及液压管路管理措施 泵站工必须由经过专业培训考试合格的人员担任，班中要严守岗位，检查泵的运转情况，发现问题及时停泵处理，始终保持乳化液泵和液压系统完好不漏液。泵站工每班必须随时使用折射仪对乳化液浓度进行检查，并按规定要求使用配比箱配制乳化液。乳化液浓度必须保持在35，经检查发现其浓度不符合规定要求要及时加以处理，并将每班至少三次的乳化液浓度检查结果以及泵站压力数据记录在册。乳化泵、乳化液箱各个部件, 特别是压力保护装置必须牢固、可靠、齐全,损坏的要及时更换, 泵站的自动卸载阀严禁随意调整,其输出压力必须保持在3031.4Mpa之间。液压管路不得漏液，损坏的管子及密封件要及时更换，截止阀必须装齐，U型销必须齐全并插牢，不得用其它物品代替，所有胶铁管的耐压强度必须达到32MPa以上。两台泵应交替使用，一台工作，另一台必须及时检修使之处于完好状态。泵站工在交接班及班中正常运转时，要注意经常检查乳化液箱中的乳化液容量及各曲轴箱油量，发现问题及时处理。停泵时，要将手动卸载阀打到卸载位置。泵站处必须配备两个CO2灭火器。7、使用煤机技术安全措施煤机工作前,必须使各操作手把、按钮灵活可靠,内外喷雾设施齐全完好,截齿齐全无损坏，煤机行走部、刮板输送机齿轨销排齐全完好。煤机司机必须由经过专业培训并取得合格证书的人员担任，并实行现场交接班制度，严禁其他人员操作煤机。工作前由班长和司机对整个工作面的支架、顶板、煤壁、刮板输送机、采高等情况进行全面细致检查，发现问题及时安排处理。煤机启动前必须先发出信号，并首先检查煤机上、下10m范围内是否有人工作，试运转证实无问题后方可进行工作，并将煤机调速手把逐渐推至正常牵引速度。割煤时，煤机要时刻注意刮板输送机挡板和溜槽接头等情况，防止煤机挤电缆，防止煤机牵引受阻。司机必须时刻注意煤机上方是否有大料或大块煤、矸石，如有必须及时停下煤机和刮板输送机，在煤机上方5m处理好。刮板输送机电缆槽每班工作前必须清理干净，各电缆在线槽内摆放平整，防止电缆掉入刮板输送机内。煤机割煤时必须喷雾降尘，无水、喷雾装置损坏或灭尘效果不好时严禁割煤。煤机正常割煤突然不行走时要查明原因，不得强行加大牵引力，煤机停止工作时，必须将操作手把打到“0”位再停电机。在煤壁和机道工作人员，必须时刻注意煤机运行情况，在煤机滚筒上下方5米范围内严禁有人工作。检修煤机和检修刮板输送机同时进行时，必须事先联系好，拉下煤机闭锁，设专人看管。必要时，煤机及刮板输送机开关要停电，并设专人看管。如检修刮板输送机时必须开动刮板输送机检修，必须停止检修煤机，确认刮板输送机不开动后，方可继续检修煤机。严禁使用煤机机身之外的开关操作煤机，煤机与输送机必须有联锁装置，严禁甩掉不用。煤机司机必须熟悉该机的性能、结构及操作要点。严格按操作规程要求操作煤机。8、工作面端头及出口超前支护技术安全措施工作面上端头使用双楔梁，使用时必须执行以下规定：工作面上端头使用双楔梁时，其定型梁下必须继续使用好一对3.2m长钢梁，长钢梁交错迈步前移，前移步距1.8m，每根长梁保持三颗支柱；双楔梁的数量为6棚，柱距0.7m，排距为1m，其采空区切断线与工作面保持一致，端头支护始终要保持一档超前。使用双楔梁的第一棚与巷道的定型棚的距离不得大于0.5m，结合部使用小料搭接严密。双楔顶梁棚子必须覆盖机头机尾；双楔顶梁架设必须两人同时操作，一人将要上的顶梁托起，并将梁尾插入梁头，另一人将梁销插上打紧，再插上下面一个弧形调角楔，穿枇子接实顶后，将顶梁另一端托起，紧贴顶板插上另一个弧形调角楔，同时将两个铁楔打紧后，在梁下打上支柱；双楔顶梁必须在工作面端头单独使用， 使用时不得与普通1m铰接顶梁混用，弧形调角楔同工作面水平楔也不能混合使用，双楔顶梁同弧形调角楔都必须进行编号管理；同一接头处两楔要相向使用且楔的斜面必须与接头斜面相吻合，调角楔的金属链子必须挂在梁体下部的型钢边缘定位孔上；弧形楔的使用：溜后第一排支柱至煤壁区的所有双楔梁必须打紧、打实两楔，同排其余双楔梁楔的使用不作具体要求，但放顶时应按组配足水平楔，以备使用。双楔梁接梁后应及时支柱，机头机尾处悬臂顶梁只允许一根，但走向柱与柱之间最大间距不得超过