2445工作面采煤工作面作业规程

股份有限公司XXX煤矿采煤工作面作业规程工作面名称2445工作面编制人安全副矿长矿总工程师矿长公司会审综合意见一、会审签名矿总工程师安全副矿长生产副矿长机电副矿长生产技术部安全监察部回采工区通风工区机运工区煤质部劳动社保部连队二、会审意见准采证矿井名称XXX煤矿工作面名称2445工作面走向长度M4525倾向长度M116煤层厚度M16煤层倾角197可采储量T11169872可采期（月）10采煤队名称采队人数（人）作业规程编制日期2014/9/20公司审批文号切割工程完工日期2014/9/15安装工程完工日期参加验收人员批准投产日期年月日验收意见签发人签发日期年月日（盖章）目录第一章概况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7第四节地质构造8第五节水文地质8第六节影响回采的其它因素9第七节储量及服务年限9第二章采煤方法10第一节采煤方法及巷道布置10第二节支护设计11第三节采煤工艺12第四节设备、材料配置20第三章顶板管理21第一节工作面顶板管理21第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理23第三节矿压观测24第四章生产系统25第一节运输25第二节“一通三防”与安全监控26第三节排水29第四节供电29第五节压风、通讯、照明30第五章劳动组织和主要技术经济指标31第一节劳动组织31第二节主要技术经济指标32第六章煤质管理34第七章安全技术措施34第一节一般规定34第二节顶板35第三节防治水37第四节爆破37第五节一通三防38第六节运输41第七节机电43第八节其它47第八章应急措施及避灾路线56附件1、作业规程附图2、作业规程贯彻、复学登记表3、作业规程考试成绩登记表4、工作面月审表第一章概况第一节工作面位置及井上下关系2445工作面为650M水平24采区南翼四煤层第3工作面。具体位置及井上下关系见表1。表1工作面位置及井上下关系表水平名称520550M米水平采区名称24采区地面标高2024M/1412M运输巷标高550M回风巷标高520M地面的相对位置该面中心位于主井北东方位201100米，地表属山地，西南方位压覆有长一垅山塘，无居民点平面坐标X28788162879338Y3842686938427282。回采对地面设施的影响该面距地表垂深690M以上，地面无居民点和其它建筑设施。且开采对地面设施影响不详，有待观测，预计影响不大。井下位置及与四邻关系该面位于24采区南翼，南西至老平庵断层，北东至预计停采线。上与2443运道相邻，水平标高520550，本煤层上覆有少量一槽煤柱，上覆三槽无采掘活动。走向长度M4455M倾斜长度116M最大146最小84；平均116面积M251678第二节煤层一、煤层赋存情况本工作面设计开采煤层为四煤，通过地质资料分析煤层赋存情况见表2。表2煤层情况表煤层厚度M1517/16煤层结构简单煤层倾角（度）16820/187煤层走向365开采煤层四煤稳定程度较稳定煤层情况描述由亮煤和暗煤组成半暗型煤层，呈块状、质优，煤层普遍发育有0103米的伪顶，属碳质泥岩，直接顶为0710米的砂岩，局部尖灭。二、煤质情况根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低磷、低硫、低灰分的优质主焦煤，煤质化验指标情况见表3。表3煤质指标情况表水份灰份挥发份发热量大卡全硫容重T/M3工业牌号50622938192146005000040814焦煤第三节煤层顶底板简要描述煤层顶（底）板岩石性质、层理、节理、厚度、分类等情况及其变化情况。工作面煤层顶底板情况见表4。表4煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶砂质泥岩224深灰色，薄至中厚层状,含少量植物化石直接顶粗砂岩0810浅灰色，薄至中厚层状,致密坚硬伪顶炭质泥岩005黑色、鳞片状，随采随落直接底砂质泥岩742深灰色薄至中厚层状2445工作面地层综合柱状图第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响该工作面在掘进过程中，共揭露断层5条。已揭露的断层情况见表5。表5断层情况表构造名称走向倾向倾角性质落差（M）对采煤影响程度F191NW67正18有较大影响F2206NW60逆80有很大影响F3325SW42逆25有很大影响F467NW86正25有较大影响F5354W32逆20有很大影响说明地质构造以断层发育为主，有F1F5其中F5为倾向断层，落差90米，其他为斜交断层，落差1540米不等，大都对掘进施工带来影响。有关断层的属性，详见采掘工程平面图第五节水文地质一、瓦斯、煤尘该面为低瓦斯煤层，煤层不自燃，煤尘有爆炸倾向，爆炸指数29；CH4涌出量016M3/MIN；CO2涌出量021M3/MIN；地温28。柱状（120）岩性厚度岩性描述负三煤（质劣093负三煤砂质泥岩8深灰色薄至中厚层状中间夹两层细砂岩和负三煤麻灰色中厚层状，较坚硬，往南西呈变薄趋势粗砂岩炭质泥岩1黑色，薄层状或鳞状7煤层为块状，半亮型，质优四煤3砂质泥岩深灰色，薄至中厚层状灰至浅深色，中厚层状，坚硬砂岩（M）二、水文地质该面地表压覆有长一垅山塘。面内压下520等高线附近有805钻孔通过，钻孔见见四煤标高51844。封孔情况为16814669为河砂碎石充填，46695671为河砂水泥封闭。可见该孔封闭情况良好，分析无大的钻孔水威胁。开采后预计主要水害类型为少量断层裂隙水。第六节影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它开采技术条件情况见表6表6影响回采的其它地质情况表瓦斯低瓦斯煤层煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为29。煤的自燃倾向性煤层没有自然倾向性地温或其他气体危害无二、地质部门对工作面回采的建议2445运道处于135米长的一槽断层煤柱下，顶板压力大，需加强顶板支护；该面已进入洗煤焦化厂焦炉保护煤柱下开采，建议加强地表岩移观测，发现异常需及时妥善处理。第七节储量及服务年限一、储量计算1、工作面的地质储量工作面平均倾斜长度平均走向长度平均煤厚（不含夹矸）容重452511616141175776吨2、工作面可采储量工作面地质储量回采率11757769511169872吨。二、工作面服务年限1、月产量工作面平均倾斜长度平均煤厚（不含夹矸）容重日循环进度循环率3011616141609590301066383吨2、工作面的服务年限工作面可采储量/工作面设计月平均生产能力11169872/106638310月第二章采煤方法第一节采煤方法及巷道布置一、采煤方法根据工作面巷道布置方式、煤层特征及我矿常用的采煤方法，确定2445工作面采用走向长壁后退式采煤法。二、采高及支护方式选择1、工作面经巷道揭露煤层厚度为1517M，平均16M；煤质均较好。根据我矿现有薄煤层机组滚筒直径和支护确定采全高。局部受地质条件影响，煤层会有变薄的趋势，可适当破底，使采高达到安全作业高度。2、确定支护方式本工作面采取兀梁配单体支柱成组迈步支护、上下端头采取兀梁配单体支柱成组迈步支护。根据煤厚选用DZ1600、DZ1800型外注式单体液压支柱，煤层变薄地段选用DZ1400、DZ1200型外注式单体液压支柱。两巷超前抬棚选用DZ2200、DZ2500、DZ2800型外注式单体液压支柱。工作面兀梁选用28M兀梁，端头四对八梁采用32M兀梁，两巷超前抬棚为24M兀梁。三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况1、采区上、下山巷道布置概况24采区中部设置两条独立上山轨道上山、运煤上山（回风上山），通过联络巷分别与工作面相连通形成原煤运输、通风、行人等系统。2、工作面风巷（上顺槽）2445工作面风巷按腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面通风和运输，采用锚网支护，局部架金属棚支护，锚杆间距800MM，棚距700MM。巷道净宽24M，净高21M，净断面504M2。巷道内设防尘管路、主进回液管路、压风管路各一趟，并铺设铁轨用于运料、进出设备3、工作面运道（下顺槽）2445工作面运道按中腰线掘进，沿煤层走向布置，用于工作面运煤和通风、退运设备。采用锚网支护，局部架金属棚支护，锚杆间距800MM，棚距700MM。巷道净宽24M，净高21M，净断面504M2。巷道内设防尘管路、喷雾管路各一趟；安设有刮板运输机运煤。4、工作面边眼2445工作面切眼沿煤层倾向布置，用于布置安设刮板运输机、采煤机，形成生产系统，切眼支护采用金属棚支护，切眼净宽22M，净高18M，净断面396M2，棚距07M。切眼长100M。四、工作面地置及巷道布置图工作面地置及巷道布置平面图见图211所示。第二节支护设计二、单体支柱的支护设计（一）合理支护强度的计算采用经验公式计算P（48）MR813125262T/M2式中因工作面有周期来力可能，从（48）采高的倍数，考虑周期来力取8；M采高，取131；R岩石综合容重，取25。（二）支柱实际支撑能力计算RK1K2K3Q090951262223T/根式中K1增阻系数，取09；K2平均匀衡系数，取095；K3支柱承载系数，取1；Q支柱额定承载力，取26。（三）工作面合理的支护密度计算R262/2223117（根M）（四）确定工作面实际支柱排、柱距根据炮眼深度及顶板地质条件，确定工作面炮采时单体支柱排距为A09M，则所需柱距为B1（NA）099M，根据工作面顶板条件确定设计柱距为B08M；根据工作面机组滚截深及支护材料，确定机采时单体支柱排距为A08M，则所需柱距为B1（NA）112M，根据工作面顶板条件确定设计柱距为B08M；。如表7所示；表7工作面排、柱距表落煤方式排距（M）柱距（M）炮采09M08M机采08M08M（五）验算支护设计工作面实际支护密度计算炮采N11/（AB）1/0908139（根M）机采N21/（AB）1/0808156（根M）式中A排距（M）；B设计柱距（M）实际支护密度N1、N2合理支护密度117,符合要求。第三节采煤工艺一、采煤工艺1、根据本工作面顶底板岩性及地质情况，以机采为主，炮采为辅。2、工艺流程、机采采煤班；准备机组上行割顶煤移梁机组下行割底煤、装煤进刀清余煤、打靠帮支柱移溜支护回柱放顶（放顶滞后支护15M）做缺口破碎顶板移梁、整修班回柱放顶、检修机电设备二、落煤方式设计本工作面落煤方式以机组落煤为主、放炮落煤为辅。（一）机组落煤1、采煤机的选型及其依据工作面采高平均16M，平均倾角197，根据我矿采煤机器类型，工作面选择MG100/240BW型双滚筒采煤机，滚筒直径076M。截深063M，左、右截割，液压传动摆线轮销轨式无链牵引。2、割煤方式MG100/240BW型采煤机，采取双向割煤，往返一次进两刀，如装煤效果不好或煤层较薄时亦可采用单向割煤。3、采煤机的进刀方式采煤机的进刀采用端头割三角煤斜切进刀，其进刀斜长为15M。采煤机进刀方式示意图见图4所示图A、采煤机由上而下自端头斜切进刀开机窝，并由上而下把刮板运输机移直，将采煤机两个滚筒的上下位置调换。图B、采煤机自机窝反向上行割三角煤至上端头煤壁。图C、采煤机滚筒上下位置调换，自端头空行通过机窝继续下行割煤并推移溜子。图D、采煤机割煤至下端头。图E、采煤机自端头上行斜切机窝，移溜子。图4采煤机进刀方式示意图ABCDE进刀方式示意图图3（二）、放炮落煤1、炮眼布置（见炮眼布置图）根据煤层厚度、硬度及破矸要求，沿煤层布置“三花炮眼”或“单排眼”，底眼眼距0812M、顶眼距1520M；炮眼距顶、底板0304M，炮眼水平角6575，俯角5，眼深1012M，底眼装药量每眼不超过600G；顶眼装药量每眼不超过400G。图5炮眼布置图2、爆破说明书及炸药消耗量（缺口量）3、工具SMZ12电煤钻，12M长麻花钻杆，煤矿许用硝酸铵炸药，MP3100型发爆器。炸药消耗量炮泥消耗量火工品消耗量个眼合计个眼合计炮眼名称炮眼个数深度M装药KG炸药KG雷管个封泥M封泥M炸药KG/T雷管个/T联线方式一次起爆个数顶眼1010120404010055底眼1910120601141905850048700918串联16520M468度9124、爆破方式瞬发爆破。5、爆破要求按规定打眼装药启爆，不损坏顶板，不打倒支柱，不损坏设备，炮眼对准支柱空档。三、采煤工艺过程要求（一）、落煤机采采用MG100/240BW型采煤机割煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎；（二）、装煤机采采用采煤机螺旋滚筒装煤；（三）、运煤工作面采用SGZ630/150型可弯曲刮板运输机，运道采用SGW630/40型刮板运输机、DSJ80/40/240型吊挂式皮带输送机运煤。（四）、移梁、支护1、兀梁架设采用“成对错梁，交替迈步”的方式布置兀梁，工作面选用28M长的兀梁，上、下四对八梁选用32M长的兀梁。每二组兀梁的超前梁和滞后梁在相对应的位置上，不得出现两根超前梁或两根滞后梁相邻，同组梁间距03M，两组梁的同步梁相距09M。并在每组滞后梁下方增加一根12M短兀梁，打好“一梁二柱”支护于切顶线。2、初上兀梁1）进入边眼，在金属棚梁下方靠溜子边打二根中顶。2）用手镐向煤壁掏槽0204M，紧靠金属棚梁上方掺好第一根兀梁，打好“一梁二柱”。3）打眼放炮后，取出煤壁及老塘金属棚腿，紧靠金属梁下方掺好第二根兀梁，打好“一梁三柱”，松下金属棚梁下中顶，打在第一根兀梁上，使兀梁有“一梁三柱”，回出金属棚梁。4）兀梁上好后，逐步调整兀梁，使其符合兀梁支护规格要求。5）工作面需增加兀梁时每次必须增加一组（二根）。3、移梁、移溜要求及方法1）工作面可分段分组作业，每组不少于2人，滞后机组30M移梁，每段相距15M以上，人员要站在上方操作。2）每次采煤只移滞后梁，移兀梁时必须由上往下逐步移至煤壁。3）移梁步骤打中顶柱松滞后梁、打带帽点柱移梁、升梁打支柱4）移梁方法放炮后，先将滞后梁两端的支柱松下，老塘边的再次打好在兀梁边支护好老塘侧顶板，将注液枪插入溜子边支柱，缓慢松下中间支柱，由一人扶柱，另二人抬起兀梁移至煤壁，放好挡矸帘或板皮背顶，升柱打紧，先打好“一梁二柱”，移溜后架好“一梁三柱”。5）移溜方法移溜必须由上而下或由下而上的次序，移头架时严禁松压顶，移尾架时严禁开溜子。4、安全注意事项1）每班开机组或放炮前，值班长和班长检查工作面安全隐患，发现下列情况之一，要先整改；A、发现“一梁一柱”、“一梁二柱”，同步梁间距大于08M以上；B、顶板压力大，片邦较宽未移梁，漏顶未处理好，断层未支护好；C、失效支柱未换，倒柱未扶好，支护材料未准备好；D、工作面少支柱，兀梁未配齐；E、上下安全出口、上下端头支护不合要求，未进行处理；F、泵站压力未达到15MPA；2）顶板完整无压力，放炮员可采取间断放炮，然后停炮，叫作业人员上来移兀梁。各段移完后，撤离人员进行第二次放炮；3）顶板破碎时，要用手镐挖槽移梁，再放底炮，挖不来的地段可放震动炮。机组过破碎带时，要求每割一块槽板，停机、停溜移梁。4）顶板压力大，片邦较宽的地点除先移梁外还必须机组过后（或每放一炮后）及时打靠邦支柱、卡邦，如放炮中发现片邦、漏顶，要及时停炮，通知作业人员处理移梁。5）移兀梁背顶，背顶材料要搭接在两组兀梁之间，避免下一班移梁材料无依托造成漏顶。6）移梁前，松兀梁过程中，发现背顶材料未接好，要用方木戴帽打一根支柱托住，再松兀梁。放顶班放顶前必须先紧贴滞后梁尾段在第三排打好一根短兀梁。7）分次放炮要撤离人员，重新布置警戒。8）移丌梁时，必须闭锁工作面溜子及机组开关。9）跟机移梁时要距机组30M以上距离。10）工作面坡度大于30影响作业时禁止跟机移梁5、移梁平面图见附图231。（五）、清余煤、打靠帮支柱1、清余煤、检修采煤机、工作面刮板输送机等需在煤壁侧工作时，发现煤帮变化有松动的煤矸必须使用长把工具敲帮问顶，找掉悬矸、危岩但已开裂煤帮，要打好靠帮支柱，并卡好帮。进入煤壁作业时，采煤机、刮板输送机必须停电闭锁，且有一人观察煤帮情况。2、工作面要采直、采对山，减少煤帮片帮的机率。3、工作面煤帮要刷直，采高大于16M时，及时按要求打好考帮支柱，用板皮材料卡好帮。（六）、移溜1、准备、检查与处理、准备、工具改锥、扳手、钳子、套管、撬棍（钢丝绳）等。、配件刮板、链环、链条、螺钉、铅线、密封圈、油管等。、检查与处理、检查溜子机道内浮煤及杂物是否清理干净，底板凹凸不平时，要刨平或垫平。、检查溜槽和溜槽弯曲部分是否脱节，链子是否出槽。、检查电缆、水管是否在电缆槽内，防止移溜时挤压。、发现问题不能单独处理时，必须汇报并配合班长、电钳工、支回柱工等及时妥善处理后方可工作。2、操作、采煤机割煤后，应距采煤机后滚筒15米以上距离推移溜子。、移溜后，要操持溜子、支架和煤壁成直线。、缓倾斜工作面，采煤机采用双向割煤时，可采用随机移溜，由下向上单向移溜。、移机头和机尾时，必须距采煤机后滚筒15米距离，机头、机尾必须一次移够步距；当机尾没有电动机等到装置时，移机尾必须停机，到位打好稳固支柱后方能启动溜子。、移溜后，溜子起伏不平，需要垫平时，应该用液压千斤顶顶起溜槽处理。、用回柱绞车移机头时，必须点开绞车。严禁使用绳钩直接钩机头，必须使用钢丝绳套栓好机头再用绳钩钩住绳套进行。、移溜时，应与溜子司机联系好，遇到问题，需立即停机时，应保证准时停机。3、收尾工作、溜子试车最少转两圈，不符合要求时要立即处理，直到达到质量标准。、清点工具、备件等。、向班组长汇报与接班人员详细交班。（七）、回柱放顶1、回柱工具、设备工作面回柱放顶采用拔柱器、加长卸载手柄、尖咀锤，上下顺槽回收支柱和金属棚、木棚采用JH8型绞车。2、放顶顺序、操作方法、顺序工作面采用人工回柱放顶，分段分组作业，每组二人，分段距离要大于15M，每组回柱时应“由下往上，由里向外，先密后稀”。、操作方法及安全注意事项、进入工作面后，必须由班长、青、群安网员、值班队长一起对工作面安全隐患、顶板状况进行巡视，并用粉笔标明隐患及处理要求。、巡视工作面完成后由班长分段，顶板破碎带和地质变化带（如断层）必须分在一个组内，严禁成为两个组的交接口。、回柱放顶前，由值班队长组织各组对本段隐患进行整改，并将超过老塘切顶线03M的滞后移出，经值班队长验收合格（安全确认）后，方可开始放顶作业。、放顶前，值班队长要对工作面三、四、五排支柱的承载情况进行抽检，达不到要求的，要求本作业组人员进行支柱二次注液或整改。、回柱人员要在回柱点上方操作，必须采用远距离卸载，卸载手柄加长绳不少于2米，一人拔柱，另一人卸载，并观察顶板动态，卸载时先要缓慢，不可一次松下，严禁单独一人作业。、各组段放顶交接口必须开好斜口子，并在斜口子处增打23根密集支柱切顶挡矸，便于下一组安全回收最后几根支柱。每两组之间的接口要补好支柱，防止患矸；先回出“密集”打在新切顶在线，再回出基本支柱打在切顶在线，起切顶、挡矸之用。易窜矸的地点可先挂好挡矸帘。、放顶过程中遇下列情况之一，必须先处理，后回柱放顶。、顶板来力、掉渣，先撤离人员至安全检查地点，并通知上下组人员注意，压力稳定后，视顶板情况从上往下或从下往上进行加固处理。、顶板受力压碎以及大块脱层矸石，必须增加支柱或抬棚加固，加固时要求“由上往下、由外（煤壁侧）向里（老塘侧）”逐步进行。、支柱不排液（或卸载阀口子过大不能卸载）时，先在该支柱旁打一根临时支柱，处理后再进行回柱放顶。回短兀梁处时，其下可根据顶板情况保留12根支柱，短梁的基本支回掉紧挨其上打好，取出梁子再回柱放顶。、回柱放顶若发现老塘顶板悬顶面积达25时，可能造成推倒支柱的地段，要求在新切顶线内增补斜撑或戗棚，人员站在安全侧远距操作。、断层回柱必须先在新切顶线打好斜撑或戗棚。切顶线内出现顶板台阶下沉或裂隙，必须先抬棚加固。、值班队长在工作面回柱放顶期间，要对工作面往返巡视，发现隐患或违章行为，要及时处理和制止，对重点地段进行盯守指导，确认安全后，方可进行作业，再巡视。、回柱放顶作业人员，在回柱过程中，要求经常进行“敲帮问顶”工作，及时观察顶板情况，积极处理好新隐患，并随时确保安全出口通畅，防止窜矸推倒支柱撤退不及时伤人。、老塘来力，矸石埋住支柱，要将矸石铲入老塘，向里翻找支柱要求每隔07M补打临时支柱。、未完成基本支柱架设，不许进行回柱放顶。回柱放顶必须滞后支柱架设15M。、回出的支柱必须打好在新切顶线或对应的兀梁位置，不许堆放或倒放，注液孔朝向老塘或朝下。坏支柱或余支柱要及时清退，不得挡住退路。掉入老塘的支柱材料必须用专用工具在支护处钩出。、工作面采用密集和丛柱切顶，密集在切顶线每空打一根，丛柱每隔4M打一组（每丛4柱）。、断层上下盘必须打有丛柱，若工作面采空区悬顶超过5M深或放顶后采空区垮落时可能造成推倒支柱的地段必须打好戗柱、戗棚。、工作面短兀梁回出后及时打好在新切顶线，每根短兀梁支护“一梁二柱”。3、插班放顶、进插班要求（1）、插班放顶人员必须开好班前会，由值班队长负责，下井及出井均要求向调度室汇报。（2）、采班未完成基本支柱架设，放顶人员严禁回柱放顶。（3）、放顶前必须检查各段安全隐患，现场值班队长必须配合并协助隐患整改、排查工作，隐患整改完毕，经验收合格后方可回柱放顶。（4）、严禁单独一人放顶（不少于2人），严禁边支护边回柱放顶。分段分组距离不少于15M。、安全注意事项（1）、采煤班人员严禁回基本支柱和切顶线支柱及特殊支柱支护。（2）、工作面较矮地段，采煤班老塘余煤必须铲干净，为插班放顶班创造好条件。（3）、插班放顶未完成放顶工作，严禁工作面放炮采煤，开溜子，开机组。（4）、插班每次放顶必须放齐放透，两巷金属棚待整修班回出。（5）、放顶要求远距离卸载支柱，倒入采空区老塘的支柱及在采空区捡材料必须用长柄钩回出，人体不得进入老塘内。（6）、顶板破碎带、断层必须分在一个组内，进行加固好后，方可放顶；放顶前各组交接口必须开好斜口子。（7）、可打交班眼，不许装交班药。（八）、使用MG100/240BW型双滚筒割煤机操作方法1、机组操作顺序采煤机在使用前首先按操作系统熟悉各操作手把的按钮的位置，弄清并撑握各操作手把和按钮的功能，然后按下列顺序进行操作。、打开总水阀，向采煤机各部供水，合上截割部离合器手把。、合上采煤机前级真空磁力启动器。、将电气隔离开关手把合上。、将采煤机急停按钮、运输机闭锁按钮、主停按钮解锁（拔出）。、按下主启动旋钮。、一切正常后，操作牵引调速手把，按煤质工况缓慢增加牵引速度，调整前后滚筒位置，慢慢切入煤壁，观察滚筒的采高和卧底情况。、割煤完成停机操作手柄回零降低滚筒断电分离合器清理机组闭锁开关关消尘水。2、使用MG100/240BW机组的安全事项、采煤机司机必须经过专业技术培训取得合格证者方可持证上岗，操作时，严格按采煤机使用说明书、煤矿安全技术操作规程中滚筒采煤机司机部分规定及煤矿安全规程中有关规定执行。、机组司机由正副两人操作，正司机操作机组，副手拖电缆、清理机道、电缆槽。、机道宽溜子与煤壁100MM。、开机前应首先检查采煤机各部位螺丝要齐全完整，滚筒截齿要齐全锋利，操作手把、急停手把和按钮要灵活可靠，油位要正常，冷却管路要畅通，电缆卡子要连接良好。机组锚链固定在溜子头尾架上，头架打两根压撑顶，尾架不少于四根压顶，尾架要求上双地梁或特殊地梁。然后发出开机信号，等滚筒周围5M之内无人员后方可送电开机。、开机应坚持先送水后送电，先断电后断水，严禁无水或水压不足开机。、采煤机在进入两端头时，值班队长应指定专人进行监护。只有在端头顶板维护好、单体液压支柱全部撤除、电缆管线吊挂整齐、固定牢固、各种杂物清除干净、人员全部闪开5M以外后方可开机。开机前两巷不得有人正对滚筒，以防甩出物品伤人。人员在滚筒周围作业或更换截齿前，采煤机司机要先摘掉滚筒离合器并断电，对工作面刮板输送机进行闭锁，在值班队长安排人员维护好顶板和煤壁以后，方可操作。、机组割煤与上缺口放炮不能平行作业，上缺口放炮应在开机前完成，每放一炮要将矸子、大煤及支柱捡出，溜尾的压顶，放炮后要求再次注液。、采煤机在工作过程中，司机应注意随时观察压力表、温度表、真空表的显示情况，仔细监听采煤机的声音，如有不正常时应立即停机处理，严禁采煤机带病运转。（9）、采煤机在运转中，司机要集中精力，观察滚筒前有无障碍物，不得出现采煤机割支架前梁或单体支柱等铁器物品，不得用采煤机破碎矸石。采煤机后滚筒要沿底板割煤，严禁留底煤。（10）、采煤机在割煤过程中，靠近滚筒处人员不得在支架前方行走，采煤机过后要及时护帮以防片帮或滚筒甩出的物品伤人。（11）、机组通过超前采煤段和底臌或夹矸的地段要预先放震动炮，处理，严禁硬割损坏截齿，缩短采煤机使用寿命，机组通过放炮段之前，必须先检查有无“拒炮、残炮”，发现有按煤矿安全规程的有关规定处理好。（12）、采煤机司机在工作中应看好电缆，及时清除电缆槽内杂物，出现电缆卡子受损时要立即停机处理。严禁出现电缆、水管受力情况。（13）、严禁采煤机带负荷启动，启动采煤机时，调速手把旋钮必须打在零位，以减少工作阻力。（14）、发现顶板破碎、煤壁片帮较宽、未移梁或抬棚；工作面溜子不平，有浮链、机道不够宽、溜头、溜尾未打压顶或压顶松动未打紧，锚链未预紧；要先处理后再开机，机组防滑杆上行割煤放下，下行割煤吊起；不割顶、不割底，不得留伞檐，控制好采高，严禁无故飘刀割底。（15）、机组上必须安装有控制工作面溜子停止装置，防止机组掉道或溜子浮链时及时停溜，机组掉道可借助本身牵引和支柱抬起，但工作面溜子必须停止运转，并与司溜工联系好，移溜头、溜尾要停开溜子、机组，待打好压顶，方可开起。（16）、机组与工作面溜子采用同一变压器供电，应分别使用不同的载波频率，确保动力载波不干扰。（17）、机组割煤过程中，副司机要注意机道内有坚硬物料，大块煤、矸等物，应立即停机闭锁处理，不得硬开，发现后及时停溜进行处理，以免损坏设备。工作面溜子运送支柱、木材时，不许通过机组下方。（18）、局部顶板破碎带，可采取放小炮超前采煤的方法先支护好顶板，再机组割煤。（19）、割顶煤时，有可能垮矸的地段要求割一块槽板停机停溜移一块槽板兀梁。（20）、工作面不许向上追机作业，必要时停机、停溜方可作业。向下追机作业不少于15M。（21）、因工作面采高低，机组运行，司机身体不能进入机道内，防止卡住身体，若工作面顶板来力造成人行道不畅通，必须先清理人行道，保证司机能通过。（22）、进入机通过超前地段，煤壁侧处理隐患必须停机，速度手柄回零，断开电源，推开离合器，锁好滚筒。进入煤壁区作业要搞好“敲帮问顶”，打好靠帮支柱后，方可进入煤壁区作业。（23）、采煤机司机在离开采煤机机身时要停机断电并断开滚筒离合器，机组停在顶板较好的地方交接班，进刀口不少于3根靠帮支柱，必要时移梁打靠帮。（24）、完成循环作业后，维修采煤机时，采煤机应放置在顶板完整、支护完好的安全地点，并随时敲帮问顶，严禁空顶作业。（25）、利用工作面溜子运机组大部件时，必须有准确的信号联系；更换机组部件时，工作面溜子必须切断电源、闭锁。（26）、采煤机必须班班检查维护，检修或更换部件要切断电源，闭锁磁力开关。检修滚筒、减速箱等传动部位时，减速箱隔离手把打至零位，必须把电机隔离开关。非检修人员不得擅自操作上述手把。（27）、缺损的截齿必须及时更换，检修采煤机时，工作面输送机必须停电闭锁开关，采煤机维修重点是注油、油质、连接螺栓、截齿、外露油管和水管、电缆等的检查。检修泵箱、减速箱等精密部位时，应首先搭好防尘棚，防止煤尘进入液压系统。维修采煤机后要清点工具，以免遗失机内引起故障。更换截齿和滚筒上下3M以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁，换截齿人体距滚筒不少于03M。（九）、放炮的安全措施1、打眼装药及放炮人员必须通过培训，发有合格证的专职人员担任，严格执行“一炮三检”放炮制度。2、打眼、装药、放炮前后必须检查瓦斯含量，瓦斯浓度达到1时停止打眼放炮，达到15时停止工作，切断电源进行处理。3、工作面可打交班眼，不许装交班药。工作面炮眼采用正向装药，装药要滞后打眼15M，聚能槽向炮眼底；装药引时，用木质药签将炸药依次送入炮眼，药引置入炮眼炸药上端，用手拿好雷管脚线将药签封实炮泥，不许使用煤、矸充填。4、雷管脚线不可接触溜子，要扭结短路，圈好置于炮眼内，电煤钻电源线和放炮母线严禁走机道。5、放炮前，班队长和放炮员要全面检查工作面情况，发现片邦、顶板烂或抽槽、缺柱等隐患要先处理好，并且在放炮前先打好撑溜支柱，方可放炮。6、放炮前由班队长派人站岗，一人一岗，不得兼岗，并要求人、绳、牌齐全，放炮员要在放炮点上方启爆，放炮前要大喊三声“放炮了”再等5S后启爆，安全警戒距离及放炮母线长不小于40M。放炮后由放炮员撤岗，工作面需要放炮地段必须按本条要求执行放炮。7、每放一炮要把母线从发爆器拆下来，将母线扭短路，并将发爆器随身携带，待炮烟吹散后再联线放炮，如遇不响至少等5MIN后方可沿线查找原因。8、禁止工作面同时使用2台发爆器放炮。9、工作面放炮炸倒的支柱要补好后方可再联线放炮，顶板较烂和矮地段放炮时，严禁放大炮，每次放13个雷管，然后及时抬棚或移梁，溜头、溜尾放炮时，要用板皮将溜子电缆盖好，溜子打好撑柱，方可放炮。10、采高1M以下打眼时禁止开溜子，打眼前进要做好“敲邦问顶”工作，防止片邦和碎矸伤人。11、放炮员放完炮后，还须认真检查有无拒炮、残炮。发现拒炮、残炮重新联线放炮，不响时，按拒炮处理，处理时由当班队长在场监督按煤矿安全规程有关规定处理。12、放炮后作业人员攉煤作业前，必须先用手镐刷直煤壁，找掉松动伞檐，并移好丌梁打好靠帮支柱卡好帮，系好防倒绳连锁后，方可开始进行攉煤、作业。13、领取火工产品时，雷管、炸药必须分装；药箱必须上锁。雷管、炸药必须放在顶板完好，支架完整，避开机械、电气设备地点。从成速的雷管中抽单个雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成速的雷管顺好，拉住前端脚线将雷管抽出。抽出后单个雷管后，必须将其脚线扭结成短路。当班剩余雷管、炸药必须退库。14、顶板有压力、破碎、易脱层地段，每放一块槽板，移一次丌梁或采取分段放炮的方法放炮；顶板较好时，每放完2030块槽板移一次丌梁。（九）、下列情况之一，严禁放炮或机组落煤1、工作面及20M范围内风流中瓦斯浓度达到10以上。2、工作面达到最大控顶距，未回柱放顶或放顶工作未完成。3、工作面少支柱，未配齐；安全隐患未处理完毕。4、工作面支柱初撑力达不到要求，未进行二次注液。机道宽度不够，未整改。5、机采面机组稳车或溜尾压撑柱未检查。6、工作面风量不足。四、工作面正规循环生产能力WLSHRC16608131140952313吨W工作面正规循环生产能力；L工作面平均长度；S工作面循环进尺；H工作面设计采高；R煤的容重；C工作面采出率。第四节设备、材料配置一、2445工作面采用150型刮板输送机，运道为40型刮板输送机、SPJ800型吊挂式皮带输送机运煤。二、设备选型二、设备选型（设备、工具配备明细表）名称规格型号单位数量能力T/H开关型号备注溜子SGW1501250KBZ200溜子SGW40台10150KBZ200电煤钻SWZ12台2BZZ25皮带SPJ800台350绞车JH8台2QBZ80发爆器MP3100台3拔柱器2T台23卸载手柄把52第三章顶板管理第一节工作面顶板管理一、工作面顶板管理方法一、工作面顶板管理方法根据煤层顶底板状况及其他开采技术条件，同时结合本矿井邻近工作面的开采经验，确定本工作面采用全部陷落法管理顶板。二、正常生产时期顶板支护方式1、机组落煤最小近控顶距为29M，最大控顶距为45M，放顶步距16M，一梁三柱，采用“三五控顶”的管理方式。2、放炮落煤最小近控顶距为27M，最大控顶距为45M，放顶步距18M，一梁三柱，采用“三五控顶”的管理方式。三、工作面支护质量规格及文明生产要求按下表执行检查项目检查小项设计值标准检查方法1、顶底板移近量每米采高100MM2、机（炮）道顶板冒落高度200MM沿工作面均匀选5点检查3、工作面顶板台阶下沉要求无台阶下沉全面检查一、质量管理工作4、不随意留顶煤开采无全面检查1、单体液压支柱初撑力不小于90KN打成直线100MM排距100MM2、工作面支柱柱距100MM3、底板松软，支柱穿鞋钻底100MM1、2、3项沿工作面均匀各选10点检查，挂直线检查靠煤壁一排支柱。线长50M二、工作面支护4、支柱管理不缺梁少柱全面检查四对八梁全面检查1、机头支护支柱初撑力不小于90KN检查靠煤壁8柱三、安全2、风超前抬棚20米双棚，30米单棚全面检查巷高16M20M均匀选5点检查巷超前支柱初撑力50KN20M均匀选10柱检查超前抬棚10M双棚，20M单棚巷高16M出口与两端头支护出口两巷运道超前支柱初撑力50KN同上最大100MM1、控顶距最小100MM选10点检查，方法同上工作面齐直上巷尾放齐2、放顶线下巷尾落后1排支柱回净全面检查3、采空区悬顶处大于（25）时有强支措施支柱间距100M支柱受力无失效支柱挡矸有效选10点检查，方法同上4、切顶线特殊支柱符合规程要求四、回柱放顶5、采场支柱无空载支柱全面检查1、煤壁伞檐薄煤150200MM中厚煤200250MM倾斜棚子200300MM2、炮道兀梁端面距300MM选10点检查，方法同上移梁落后机组10M尺量宽度（梁端面距）340MM选10点检查，方法同上3、机道煤壁点柱及时齐全五、煤壁机道4、短兀梁符合规程要求全面检查高度18M支架完整无损选10点检查文明生产“三无”、材料放齐、有标志牌1、机巷管线悬挂吊挂整齐、行人侧宽度07M全面检查高度18M选10点检查支架完整无损文明生产“三无”、材料放齐、有标志牌六、两巷与文明生产2、风巷管线悬挂吊挂整齐全面检查1、采面回收率符合规程要求查储量报表2、不留顶底煤实地察看3、浮煤净2内浮煤厚30M实量七、假顶和煤炭回收4、不任意留煤柱实地察看压力18MPA系统18MPA乳化液浓度231、泵站检测手段有全面检查采面机头与平巷搭接不拉回头煤八、机电设2、输送机挡煤板，刮板螺栓齐全完好胶带机托滚齐全不跑偏全面检查开关上架电气不被水淋3、设备管理闲置设备放在出口20M外备4、采煤机完好不漏油不缺齿全面检查1、输送机机头机尾有压柱2、回柱绞车安装牢固3、行人过输送机处有过桥墩4、支柱超高使用3根5、支柱漏液、破损、自动卸载3根6、支柱迎山过山3根7、采高2米。倾角25度的支柱应有防倒措施九、安全管理8、链牵引采煤机和刮板机有防滑、停溜装置全面检查四、正常回采时期的特殊支护形式1、切顶线支护方式支架段由液压支架顶梁和掩护梁支护切顶线；兀梁段切顶线采取密集支护密柱、丛柱并挂好挡矸帘防止进行老塘矸石蹿入。2、靠帮支柱有压力或顶板较烂的地点，按09M一根打好在兀梁下。伞檐煤最大突出部分不得超过200MM，以免片邦后造成漏顶。顶板较好的地点，靠帮支柱按3M一根打好。3、煤层倾角发生变化时的支护方式本工作面煤层倾角在1622变化，平均19。工作面所有支柱必须上好防倒绳，当煤层倾角大于25时，工作面设备必须做好防滑、防倒。五、特殊时期的顶板管理（一）初次放顶及收尾的顶板管理该工作面初次放顶及收尾另行制定专门安全技术措施作为附件。（二）过断层、老巷及顶板破碎时的顶板管理过断层、老巷及顶板破碎等地质构造变化地点时另行制定专门安全技术措施。（三）应力集中区的顶板管理工作面处于应力集中地段时另行制定专门安全技术措施。第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理一、工作面下、下顺槽的顶板管理（一）支护形式1、工作面两巷超前支护采用单体液压支柱加兀梁抬一梁三柱走向棚维护，柱距为07M。超前距离不小于30M,煤壁至两巷前方20M为“一梁三柱”双棚，之外2030M为“一梁三柱”单棚。压力大时可适当增加抬棚距离。（二）质量要求1、两巷安全出口必须保证宽度20M，高度18M，保证行人道畅通。2、超前抬棚必须保证一梁三柱，柱距为07米，不得出现抬棚不连续现象。3、单体支柱每排齐直成线并每排柱子拉线管理，偏差50MM。4、单体支柱三用阀应方向一致，平行巷帮。5、单体支柱初撑力规定单体支柱初撑力90KN。6、所有单体柱必须用防倒绳捆绑好，且防倒绳绳头朝上。7、不得使用已损坏的兀梁和单体支柱。8、当巷道出现超高或超低时，应及时更换相应规格的单体支柱支护顶板，不出现“死”柱子，严禁超高支设支柱。9、如两巷出现超高现象时要及时进行接垛护顶，保证超前支护接顶严实。10、底板松软时单体支柱必须穿“铁鞋”11、两巷用支柱超前2M替换抬棚棚腿。二、工作面安全出口及端头的管理（一）支护形式上下端头采用32M长兀梁布置“四对八梁”并超前一排采煤。风巷、运道有棚子的地点，下端头运道的上邦、上端头风巷的下邦必须有一对长钢梁支护，并随工作面推进交替移梁。上下端头与两巷搭接处要用材料封好，防止安全出口过人顶板掉矸伤人。（二）质量要求1、工作面上下出口净高不得低于16M，净宽不得小于07M。否则需要卧底、扩帮确保上、下出口通畅。2、每班必须派专人对两出口煤壁及顶板片帮进行处理，发现顶板破碎、片帮严重时应补充安全技术措施，加强支护。三、工作面上、下顺槽、工作面采场及上、下端头支护示意图（平面、剖面图）见图321所示。第三节矿压观测一、矿压观测内容。1、老顶初次来压步距及周期来压步距；2、支柱压力和支柱下缩量；3、两巷超前支护单体工作阻力；4、支护质量动态监测。二、矿压观测方法。（一）工作面的矿压观测采用单体测力计对支柱进行动态观测，单体液压支柱压力不得小于90KN，发现单体液压支柱压力不足应及时安排人员进行“二次注液”加强。（二）两巷的矿压观测1、两巷单体液压支柱的支撑力监测采用单体测力仪进行监测，检修班打完超前维护段的单体后由技术员每周不少于两次对单体的初撑力进行测量。2、两巷单体液压支柱压力不得小于90KN，发现单体液压支柱压力不足应及时安排人员进行“二次注液”加强。（三）、初次来压和周期来压观测1、根据24采区2441工作面矿压观测资料，初次来压步距37M，周期来压步距1015M，工作面顶板断裂垮落厚度为2040M，矿压显现强烈。初采时顶板最大下沉量为“三五”控顶HD2LKH/CO24212/371000272（MM）。式中CO采空区悬顶跨度M。LK最大控顶距M。H采高M。定期进行收尺，掌握好周期来力步距，对工作面定期进行压力测试，填写好数据，进行分析。（四）、质量管理规定1、每周由采煤技术员不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查的问题由当班负责人督促立即整改。2、监测内容包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支护质量等。3、工作面顶板观测主要是对支柱压力进行监测。4、对顶板破碎区、地质异常区要加强监测，所有监测数据必须准确无误。第四章生产系统第一节运输一、运输设备及运输方式工作面的煤通过刮板运输机、矿车、皮带运输至井口,由4T箕斗提升至地面。二、运输路线（一）运煤路线2445工作面2445运道2445运道石门24500斗口24运煤上山24650区段斗口24650北大巷24650南大巷翻笼21皮带道进仓皮带道主井地面。（二）材料运输路线工作面需用的材料、设备等物资等从地面料场（仓库）老付井370北大巷24370甩道24轨道下山24450甩道24450一槽石门2445风巷工作面。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）风量计算1、按风速与温度计算Q采VMBK60（M3/MIN）式中工作面温度在2326之间。V风速取18M/S；M采高，取16MB平均控顶距4529237MK采煤工作面长度风量系数工作面长度在84160M之间，取10Q采181637106063936（M3/MIN）2、按炸药消耗计算Q采25A254100（M3/MIN）式中A工作面同时起爆药量，取4KG；每KG炸药需风量25M33、按工作面最多人数Q采4N430120（M3/MIN）式中4每人每分钟空气消耗量；N工作面最多人数，取30人4、按瓦斯涌出量计算Q采100CH4K1000161422272（M3/MIN）式中瓦斯绝对涌出量，取016；K通风瓦斯系数取1425、按风速验算1）最低风速的风量Q采MAX1557415903（M3/MIN）2）最大风速的风量Q采NIA2403782409408（M3/MIN）式中MAX最大控顶距截面积最大控顶距采高4114574；NIA最小控顶距截面积最小控顶距采高2714378；以上验算，考虑工作面内段煤层较厚以及老塘悬顶面积，初采期间风量取800M3/MIN，正常采煤期间风量取640M3/MIN可满足工作面生产需要。（二）通风方式及路线1、新鲜风副井370东配风巷370北大巷24上部车场24轨道下山24550甩道24550一槽石门2445运道2445工作面2、泛（旧）风2445工作面2445风巷24回风上山24总回风巷14轨道上山14150北总回风上山北风井地面三、瓦斯监测系统1、由于回采工作面回风上隅角有害气体容易积聚，为了加强在生产过程中对有害气体浓度进行动态监测在上隅角悬挂一台便携式甲烷检测报警仪2、上出口往外510M靠上帮02M，顶板下03M位置处安装一台甲烷传感器，报警浓度10CH4，断电浓度15，复电浓度10。断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。3、采煤机本机必须配备甲烷报警断电仪，报警浓度10CH4，断电浓度05CH4，复电浓度05CH4。断电范围为采煤机及工作面回风巷内全部非本质安全型电气设备。4、传感器每隔7天调校一次，监控系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠，当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。5、瓦检员对工作面每班不少于二次瓦斯检查，采煤班放炮员要严格执行“一炮三检”制度。放炮员、值班队长下井作业必须携带“便携式瓦检仪”。6、风巷金属棚每次与切顶线回齐，运道不得滞后切顶线超过1排，防止瓦斯集聚。7、保证工作面有足够的风量。如风量小造成上隅角瓦斯积聚时，必须使用压风或挂好挡风帘。8、工作面上、下隅角处当老塘悬顶达到5米以上时，要采用长木棍捆好便携式瓦检仪伸入老塘2米内进行检查，若发现瓦斯浓度超限时要立及停止作业，撤离人员切断电源并通知调度室。9、只许用发爆器放炮，禁止其它方式放炮。10、上下偶角瓦斯防治（1）、保证工作面有促量的风流。（2）、一旦上下偶角瓦斯超限，可采取成三角形铺挡风帘至上、下隅角，将风流引入上下偶角稀释；必要时，增加压风吹释。（3）、安全注意事顶、瓦检员、值班队长及打眼放炮和该段5M以内的作业组人员对工作面风巷上隅角处每班不少于二次瓦斯检查，其中采煤班放炮员要严格执行“一炮三检”制度，瓦斯浓度达10严禁放炮、开溜子及进行其它作业，达15及以上时必须撤人汇报调度室。、放炮员、电钳工、值班队长下井作业必须携带“便携式瓦检仪”首先检查瓦斯易积聚点后方可作业。、风巷金属棚每次与切顶线回齐，运道不得滞后切顶线1排，防止瓦斯集聚。并安装瓦斯探头距上隅角25M处，靠上帮02M，顶板下03M位置，且每班随工作面推进