----> 采煤工作面作业规程_范例
采煤工作面作业规程_范例
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&&&&编号：&&&&&&&&煤矿&&&&&&&&采煤工作面作业规程&&&&&&&&工作面名称：31205联络巷和岩石集中巷编制人：区队长：施工单位：批准人：编制日期:执行日期:年年月月日日&&&&&&&&目&&&&&&&&录&&&&&&&&矿审批意见………………………………………………3作业规程学习和考试记录………………………………5作业规程复查记录………………………………………6第一章概况……………………………………………7工作面位Z及井上下关系………………7煤层………………………………………8煤层顶底板………………………………9地质构造…………………………………9水文地质…………………………………11影响回采的其它因素……………………13储量及服务年限…………………………13&&&&&&&&第一节第二节第三节第四节第五节第六节第七节第二章&&&&&&&&采煤方法………………………………………14巷道布Z……………………………………14采煤工艺…………………………………17设备配Z…………………………………21&&&&&&&&第一节第二节第三节第三章&&&&&&&&顶板管理………………………………………26支护设计…………………………………26&&&&&&&&第一节&&&&&&&&1&&&&&&&&第二节第三节第四节第四章&&&&&&&&工作面顶板管理…………………………29顺槽及端头顶板管理……………………32矿压观测…………………………………35&&&&&&&&生产系统………………………………………39运输系统…………………………………39通防与监控系统…………………………41排水系统…………………………………53供电系统…………………………………55通讯照明系统……………………………60&&&&&&&&第一节第二节第三节第四节第五节第五章&&&&&&&&劳动组织和主要经济技术指标………………62劳动组织…………………………………62主要经济技术指标表……………………64&&&&&&&&第一节第二节第六章第七章&&&&&&&&灾害预防及避灾路线…………………………65安全技术措施…………………………………66一般措施…………………………………66顶板管理…………………………………68防治水……………………………………72“一通三防”……………………………73运输管理…………………………………74机电管理…………………………………79其它………………………………………86&&&&2&&&&&&&&第一节第二节第三节第四节第五节第六节第七节&&&&&&&&矿审批意见&&&&&&&&同意本规程内容，并提出如下审批意见，请一并贯彻执行：一、工作面防治水要严格按设计的防治水要求执行,防治水设备设施及时、到位、完好,确保防治水安全。二、由于两顺槽皆为沿空布Z,通风部门要按本规定做好防灭火工作。三、由于本工作面为孤岛采煤,工作面的顺槽压力较大,因此要加强顶板管理工作,特别是超前支护既要有足够的支护强度，又要保证规定支护距离。上下出口要支护良好,行人畅通,达到规定要求。四、对于十字顶梁支护以外的变形工字钢棚和压力增大区,要根据现场情况，及时打点柱或使用抬棚加强支护,且有防崩工字钢牙口措施,确保现场安全。五、任何人不得随意进入运输机、转载机、皮带机上方或里帮。确需进入的，要首先停机闭锁、专人看管,并支护好顶帮后方可进入。六、工作面出现地质生产条件等变化,有与本规程不相符之处,要及时写出补充措施,严禁无措施施工。七、工作面及两顺槽出现片帮冒顶要及时处理,否则不&&&&3&&&&&&&&得生产。八、辅助运输严格执行行车不行人制度,在确保所有人员进入安全地点后提、放车辆。九、工作面所有机电设备要保持完好,严禁带病或无保护运转。移动电站防跑车设施要安全可靠,拉移及连接装Z强度足够,生根牢固。十、工作面安全质量管理严格按照集团公司及矿和上级有关文件规定执行。十一、工作面回采时,地测部门要加强煤厚探测工作,及时预报前方煤厚及地质情况。十二、贯彻本规程时要将与工作有关的《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿安全规程》等一并传达执行。&&&&&&&&会审单位及人员签字:生产科通风科机电科综采办年年年年月月月月年日日日日月&&&&4&&&&&&&&地测科安监处企管科煤质科日年&&&&&&&&年月&&&&&&&&月日&&&&&&&&日&&&&&&&&年年&&&&&&&&月月&&&&&&&&日日&&&&&&&&总工程师：&&&&&&&&作业规程学习和考试记录&&&&负责人：&&&&贯彻时间年月日姓听传达人名成绩签字&&&&&&&&传达人：&&&&贯彻时间年月日姓名&&&&&&&&班次：&&&&听传达人成绩签字&&&&&&&&5&&&&&&&&作业规程复查记录&&&&作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：&&&&&&&&二、处理意见：&&&&&&&&6&&&&&&&&第一章概况&&&&&&&&第一节&&&&&&&&工作面位置及井上下关系&&&&&&&&1304综放工作面是一采区最后一个工作面，其周围是一采区的采空区，其上部一分层采面（1304-1采煤面）于1989年8月份回采完毕。具体位Z及井上下关系如表一所示。&&&&工作面位置及井上下关系表&&&&水平名称地面标高-430水平+40m采区名称井下标高一采区-345―-422m表一&&&&&&&&1304综放工作面切眼的轨道顺槽端位于XX公路西300m处，停采线的运输地面的相顺槽端位于XX煤矿的风井以东南S620E450m处。两顺槽及停采线均在一采对位置区已经形成的塌陷区内。回采对地面设施的影响井下位置于1989年8月份回采完毕。该面东起切眼（内错一分层切眼80m），西至及与相邻设计停采线（与一分层对齐）南邻1303综放工作面，（该面已经回采完毕），关系北邻1305综放工作面（该面已经回采完毕）。走向长度1155m倾斜长度155m面积179025m&&&&2&&&&&&&&1304综放工作面上部地面为一采区的塌陷区，预计本工作面的回采不会增大塌陷区范围，但塌陷深度预计增加3m。目前在塌陷区内无任何建筑物和设施。1304综放工作面是北翼一采区的最后一个网下放顶煤工作面，该面一分层&&&&&&&&7&&&&&&&&第二节&&&&&&&&煤层&&&&&&&&本工作面设计开采煤层为3层煤，通过地质资料分析煤层情况表&&&&煤层厚度m表二&&&&&&&&2.307.806.00&&&&&&&&煤层结构&&&&&&&&较简单&&&&&&&&煤层倾角（度）&&&&&&&&0146&&&&&&&&开采煤层&&&&&&&&3&&&&&&&&硬度&&&&&&&&3.1---3.9&&&&&&&&煤种&&&&&&&&稳定程度&&&&&&&&较稳定&&&&&&&&1304综放工作面回采的煤层为山西组3层煤，一分层已经回采完毕，剩余底煤厚度2.3―7.8m,平均6m。其中东部较厚，西部较薄。煤层结构简单，属于半暗―半亮暗型煤，具有带状结构，层状构造，中大型节理比较发育。该煤层属低变质的气煤。煤层走向为255°--360°--60°,倾向为345°--360°--150°，倾角0--14°，平均6°，多数情况下为6°。工作面倾斜方向煤层伪倾角：在切眼附近煤层北倾2.5°；切眼西0―520m范围煤层情况描述内，煤层北倾0--3°，一般1°左右；切眼西520―1155m范围内，煤层南倾1--4°，一般3°；在设计停采线附近的煤层，南倾一般4--5°。工作面走向方向煤层伪倾角：运输顺槽侧切眼西0―320m范围内，煤层倾角0--3°，一般1°左右，此范围内，小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西320―1155m范围内，煤层东倾1--9°，一般4°左右。轨道顺槽侧切眼西0―380m范围内，煤层伪倾角较缓，在0--3°左右，一般1°左右（仅在切眼西50―63m范围内倾角较大，为7--8°），小型波状起伏比较发育，但幅度较小；切眼西380―1155m范围内，煤层东倾1--12°，一般5.5°。3层煤中间没有夹矸，但在距煤层底板0―1.5m处，发育厚度为0.1―0.5m的硬质煤体，在两顺槽掘进过程中发现，此硬质煤体延伸到工作面内，可能对回采和煤质管理造成较大影响。1304工作面回采时，自切眼起0―1000m范围内，工作面约有三分之一的长度为割直接顶采煤，割顶最大厚度2.1m，一般0.8m，割煤最小厚度0.6m，一般2.4m左右。切眼西m范围内，为丢顶煤开采，丢顶煤厚度0.3―3.9m，一般2.0m左右。1304工作面回采时，自切眼起0―910m范围内，没有探底煤厚度，也没有丢顶煤。&&&&-1-1&&&&&&&&8&&&&&&&&和1304-1工作面回采证实，该工作面范围内，层煤赋存稳3定，全区可采，煤层的厚度在2.30―7.9m之间。具体情况如表二所示。&&&&&&&&第三节&&&&&&&&煤层顶底板&&&&表三&&&&特征煤层顶板为人工金属网假顶上面冒落的松散岩块。&&&&&&&&煤层顶底板情况表&&&&顶、底板名称基本顶直接顶伪顶直接底粉砂岩岩石名称厚度&&&&&&&&01.871&&&&15&&&&&&&&深灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，比较破碎。硬度系数为4―6。局部比较发育。灰白色，主要成分为石英，其次为长石，泥钙质胶结，致密坚硬，硬度系数为8。&&&&&&&&老底&&&&&&&&粉细砂岩互层&&&&&&&&第四节&&&&&&&&地质构造&&&&&&&&一、断层情况以及对回采的影响据1304-1工作面回采时揭露，1304综放工作面切眼以西1070m，轨道顺槽23m和53m处，分别发育一条小断层，落差为0.5m，预计对该面的回采影响不大。在其它回采巷道的施工时，没有揭露断层。但不排除在工作面内存在落差较小断层的可能性。二、褶曲情况以及对回采的影响1304综放工作面东段位于小南湖向斜的核部，西段位&&&&9&&&&&&&&于小南湖向斜的北翼，总体构造受小南湖向斜的控制，小型波状起伏比较发育。对正常回采影响不大，但对于1304&&&&10&&&&&&&&综放工作面的泄、排水会带来一定影响。&&&&断层情况表&&&&断层名称F1F2走向90°90°倾向180°180°倾角75°60°断层性质逆逆断层落差0.5m0.5m表四对回采的影响不大不大&&&&&&&&1304综放工作面的最低点：轨道顺槽距位于切眼60m附近和120m两处，运输顺槽位于距切眼145m处。三、其他因素对回采的影响根据1304工作面回采时揭露，1304综放工作面范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。参见附图2：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。&&&&-1&&&&&&&&第五节&&&&&&&&水文地质&&&&&&&&一、含水层（顶部和底部）分析&&&&&&&&1304综放工作面位于1304采空区的下方,水文地质条件比较简单,回采波及的含水层主要是3层煤顶板砂岩,含水性中等。一般为顶板淋水，水量小于20m/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。底部含水层对本工作面的开采没有影响。&&&&3&&&&&&&&-l&&&&&&&&11&&&&&&&&12&&&&&&&&二、其它水源的分析本矿注浆后积存的水，可能直接造成局部淋水、涌水。水量较小，对回采的影响不明显。三、涌水量预计该面正常涌水量为20m/h,最大涌水量40m/h。&&&&33&&&&&&&&第六节&&&&&&&&影响回采的其它因素&&&&&&&&一、回采的其它地质情况见表五。二、冲击地压和应力集中区本工作面虽然为孤岛采煤，但是其上分层已经与1989年回采完毕，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。&&&&响回采的其它地质情况表&&&&瓦斯&&&&33&&&&&&&&表五&&&&&&&&低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.42m/t,绝对涌出量5.31m/min,采面参考值0.82m/min。&&&&3&&&&&&&&CO2&&&&&&&&低CO2矿井，2相对涌出量1.51m/t,绝对涌出量19.21m/min。CO采面参考值2.35m/min。&&&&3&&&&&&&&3&&&&&&&&3&&&&&&&&煤尘爆炸指数煤的自燃倾向性地温危害冲击地压危害&&&&&&&&煤尘具有爆炸性，指数为38.26―42.16%。自然发火煤层，发火期3―6个月。无无&&&&&&&&第七节&&&&&&&&储量及服务年限&&&&13&&&&&&&&一、储量工业储量：1450103t；可采储量：本矿的综放工作面回采率参考值为93%，可采储量1348595t。二、采煤工作面服务年限工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=1155/（1.2×3×30）=10.7个月&&&&&&&&第二章&&&&&&&&采煤方法&&&&&&&&第一节&&&&&&&&巷道布置&&&&&&&&一、采区设计、采区巷道布Z概况一采区是XX煤矿1994年设计，XX集团公司XX年以XX生字XX号文批准，并于当年投入生产的。该采区共分为八个区段，工作面采用倾斜长壁布Z。-430水平大巷（北翼轨道（运输）大巷）在采区中央穿过，工作面采用跨大巷仰斜开采；在采区上部边界底板岩石中布Z有一采区总回风巷；采区下部布Z有-450---470泄水巷，并设有水仓和泵房；在泄水巷以东25m处平行布Z北翼辅助皮带巷,该巷分别与北翼-430m水平轨道大巷和1305岩石集中巷相联。第二&&&&&&&&14&&&&&&&&岩石轨道下山内错运输顺槽布Z,上部与北翼轨道大巷联接,下部与-450～-470泄水巷联结。1304岩集轨与1304轨道顺槽重叠布Z,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接,1304岩集运与1304运输顺槽重叠布Z,上部与一采总回联接,下部与北翼轨道大巷联接。工作面二进提和二回提均内错工作面布Z,三进提和三回提位于停采线外。1304综放工作面是该采区最后一个网下开采放顶煤工作面，左右两侧都已经采完，属于孤岛采煤。二、采煤工作面轨道顺槽1304综放工作面北侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布Z，与1304-1工作面轨道顺槽重叠,靠两帮各敷设铁路。轨道顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为φ14×160Omm水泥锚杆，排距×间距=700×70Omm。巷道采用梯形断面,上净宽3m,下净宽3.987m,净高2.8m,断面积9.8m。主要用于该工作面的进风和运料。轨道顺槽内布Z有φ80的防尘管路一趟、φ76的注浆管路一趟、注氮管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。三、采煤工作面运输顺槽1304综放工作面南侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布&&&&15&&&&2&&&&&&&&Z，与1304-1工作面运输顺槽重叠。运输顺槽采用12#矿用工字钢棚和锚喷联合支护。工字钢棚棚距0.6m；锚杆为φ14×160Omm水泥锚杆，排距×间距=700×70Omm。梯形断面,上净宽3.6m,下净宽4.587m,净高2.8m,断面积11.5m。主要用于该工作面的回风和运煤。运输顺槽内布Z有φ80的防尘管路一趟、φ76的注浆管路一趟、束管监测管路等管线，并在靠工作面侧设Z转载机和胶带输送机。四、采煤面切眼切眼位于1304综放工作面的最底部，沿煤层底板布Z。初掘时为梯形断面,采用12#矿用工字钢棚支护（刷大部分为木棚支护）,工字钢棚棚距0.8m。净宽7m,净高2.8m,断面积21m。五、联络巷联络斜巷：锚喷支护,半圆拱断面,净宽3m,净高3.2m,墙高1.7m,断面积8.6m。锚杆规格：φ14×160Omm,排距×间距=800×70Omm,喷厚不小于100mm。通过联络巷使集中巷和顺槽、采面形成通风系统。六、溜煤眼在工作面运输顺槽内,距切眼714m(斜距)处布Z1#溜煤眼,距1#溜煤眼509m(斜距)处布Z2#溜煤眼。在1304岩石&&&&16&&&&222&&&&&&&&集中运输巷靠近溜煤眼处设有一号煤仓，其内径3.5m，圆形锚喷支护，深度为16m，容量约150t。七、峒室及其它巷道布Z在切眼靠近轨道顺槽端布Z采煤机组装峒室，1.5m，深长15m，高2.8m，用工字钢棚加金属摩擦支柱支护。在切眼靠近轨道顺槽、运输顺槽端各布Z一个液压支架调架峒室，深1m，长5m，高2.8m。锚网支护。附图3：1304综放工作面位Z及巷道布Z示意图。&&&&&&&&第二节&&&&一、采煤工艺&&&&&&&&采煤工艺&&&&&&&&1304综放工作面采用倾斜长壁金属网假顶下综采放顶煤采煤法。双滚筒采煤机割煤，采高3±O.lm，割煤深度为0.6m。液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤，放煤高度3.Om,采放比为1:1。放煤采用割两刀一放煤,两轮顺序放煤,放煤步距1.2m。初次放煤为工作面推进7m处，距停采线10m时停止放顶煤。采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。二、落煤方法&&&&&&&&17&&&&&&&&18&&&&&&&&1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为35m，进刀深度0.6m。具体操作如下：（1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按上（下）推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，翻转煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位Z调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处（23#支架或80#支架处），使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2）翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位Z调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3）割完三角煤以后，翻转采煤机挡煤板，将两个滚筒的上下位Z调换，采煤机空机返回，进入正常割煤状态。附图4：采煤机进刀示意图。2、采煤机正常切割。正常割煤长度为120m，采煤机以3.5m/min的速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3、放煤。放煤采用割两刀一放煤,放煤步距参考同类型采煤面的数据选用1.2m。采用两轮顺序放煤工艺。即：割完两刀后，&&&&19&&&&&&&&20&&&&&&&&进行第一轮放煤，放煤从上（下）往下（上）依次进行。首先打开放煤口，放出数量大约为1.5―2.0m厚度的煤，关闭放煤口；再进行下一架的放煤，直至第一轮结束。然后进行第二轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序，从上（下）往下（上）依次进行，打开放煤口，等到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至第二轮结束。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，割煤高度3.0m，放煤高度3.0m，割煤时回收率0.97，放煤时回收率0.7，则日割煤量=155×3.0×1.2×3×0.97=1624吨日放煤量=155×3.0×1.2×3×0.9=1507吨日产量=31吨月产量=.4万吨&&&&&&&&第三节&&&&一、采煤机&&&&&&&&设备配置&&&&&&&&采煤机选用AM―500双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：&&&&&&&&21&&&&&&&&采高:2.2---3.5m电机功率:2×375KW截深:686mm牵引速度:O---7.2m/min二、液压支架的主要技术特征：1.基本支架型号为ZFP5l00--17/32支撑高度:1.7---3.5m支撑宽度:1420---150Omm初撑力：441OKN工作阻力:5l00KN支护强度:0.74MPa放顶煤尾梁长度:1.25m过煤高度:50Omm底板比压:1.8MPa2.过渡支架型号为ZFP支撑高度:1.9－3.5m支撑宽度:mm初撑力：5212KN工作阻力:540OKN支护强度:0.70MPa放顶煤尾梁长度:1.25m&&&&22&&&&&&&&前梁初撑力:97.52KN前梁工作阻力:119.71KN3.排头支架型号为ZTF支撑高度:2.2---3.2m支护强度:0.70MPa工作阻力:540OKN(其它技术特征与过渡支架相同)三、运输设备1.刮板运输机有两部，其中前部运输机型号为SGZ--830/630(双中链)电机功率:2×315KW运输能力:1200t/h中间槽尺寸:×270mm后部运输机型号为SGZ--830/500(双中链)电机功率:2×25OKW运输能力:1200t/h中间槽尺寸:×270mm2.桥式转载机一部，其型号为SZZ--830/250，设计长度50m，其它技术参数为电机功率:25OKW运输能力:1500t/h&&&&23&&&&&&&&链速:1.44m/S中间槽尺寸:150O×830×270mm3.破碎机一部，型号为LPS-1500，技术参数为破碎能力:1500t/h电机功率:16OKW4.可伸缩带式输送机一部，型号为SSJ-0，技术参数为电机功率:2×200KW运输能力:1000t/h带宽:1200mm带速:3.15m/s5.辅助运输设备选用1.5吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下：型号:JD-11.4静拉力:9.8KN绳径:12.5mm绳速:26---72m/min,平均44m/min绳容量:400m滚简直径:550mm外形尺寸:×730mm附图5：1304综放工作面设备布Z示意图&&&&24&&&&&&&&25&&&&&&&&第三章&&&&&&&&顶板管理&&&&&&&&第一节&&&&&&&&支护设计&&&&&&&&一、液压支架支护强度验算1、经验计算支护强度&&&&&&&&Ｐt＝8×9.81×h×r=8×9.81×3.0×2.6&&&&=612.144（kN／m）2、参考同煤层矿压观测资料(见表六)，最大平均支护强度=392.4（kN／m）。3、选择工作面支护强度392.4（kN／m）612.144（kN／m）,因此工作面支护强度应大于612.144（kN／m）。4、支护设备选择1304综放工作面选用基本液压支架ZFP5l00－17/32型低位放顶煤支架,共95架,上下两端头选用ZTF型放顶煤排头支架各3架和ZFP型过渡支架各一架。从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1～103号支架。根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZFP型支架，在满足顶板管理支护强度需要&&&&22222&&&&&&&&26&&&&&&&&的同时，也能满足底板比压值要求。通过对比、验算，证明选用ZFP型支架能满足要求。&&&&预计工作面矿压参数参考表&&&&序项号顶底1板条件2初次3来压周期4来压平5时678910最大平均顶底移近量直接顶悬顶情况底板容许比压直接顶类型老顶级别巷道超前影范围mmmMPa类级m70146.17二类二级Ⅴ二类二级V20最大平均顶底移近量来压程度最大平均支护强度kN/m&&&&2&&&&&&&&表六&&&&&&&&目&&&&&&&&单位mm&&&&&&&&同煤层实测冒落带冒落带&&&&&&&&本面选取或预计&&&&&&&&直接顶厚度老顶厚度&&&&&&&&直接底厚度&&&&&&&&m&&&&&&&&1&&&&&&&&1&&&&&&&&直接顶初次垮落步距来压步距最大平均支护强度最大平均顶底移近量来压程度来压步距最大平均支护强度&&&&&&&&mmkN/mmm&&&&2&&&&&&&&0明显&&&&&&&&0明显明显294.3&&&&&&&&mkN/mmm&&&&2&&&&&&&&明显294.3&&&&&&&&27&&&&&&&&工作面条件与支架适应条件对照表&&&&工作面条件采高倾角煤厚煤硬度底板比压支护强度顶板种类3.0m支架适应条件1.7―3.5m0--1202.2---8.0m最大4.01.8MPa&&&&&&&&表七&&&&&&&&12&&&&&&&&0&&&&&&&&6.0m3.1―3.946.17MPa612.144（KN／m2）二级二类&&&&&&&&702．46（KN／m2）&&&&&&&&二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳化泵选用GRB－315/31.5型两台和MRB－125/31.5型一台。喷雾泵选用XPB－250/55清水泵,装备三泵两箱;二次负压降尘选用XQB－110/20高压泵,装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下:&&&&①&&&&&&&&乳化泵:MRB-125/31.5125L/min31.5MPa&&&&28&&&&&&&&型号:GRB-315/31.5公称流量:315L/min公称压力:31.5MPa&&&&&&&&电机功率:200kW&&&&②&&&&&&&&75kW&&&&&&&&高压泵:&&&&&&&&型号:XQB-110/20公称流量:110L/min公称压力:20MPa电机功率:45kW（二）泵站设Z位Z泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m―80m的位Z。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa，乳化液浓度3%--5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。&&&&&&&&第二节&&&&&&&&工作面顶板管理&&&&&&&&根据已开采的一采区相邻工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压明显,直接顶不稳定的二类二级顶板,1304工作面顶板为分层开采后的松散破碎矸石,顶板来压时,其动载系数一般在1.13～1.25/1.18,最大支护强度612.144kN／m。本工作面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配Z95架低位放顶煤液压支架,上下端头各配&&&&2&&&&&&&&29&&&&&&&&Z3架排头支架和一架放顶煤过渡支架,共103架支架，对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移运输机，即割煤―移架―移运输机；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机滚筒3―5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，再进行其它操作，工艺为移架―割煤―移运输机。移架步距0.6m。移架顺序为：1、采煤机向下（上）端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3--5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。3、采煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3～5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。4、机头处三架排头架的移架的顺序为:先移2#架（102#架），后移1#架（103#架）,再移3#架（101#架）。5、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板&&&&30&&&&&&&&收回，并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将护帮板挑起。支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。二、特殊时期的顶板管理(一)来压及停采前的顶板管理:1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位Z。3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状&&&&31&&&&&&&&态,及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保排头支架联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理：本面仅揭露2条小断层，但是必须加强过断层回采时的顶板管理工作。当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁；在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。&&&&&&&&第三节&&&&&&&&顺槽及端头顶板管理&&&&&&&&一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护1、支护要求:轨道顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字顶梁支护,支护距离不少于40米;运输顺槽超前支护采用单体液压支柱配十字梁顶支护,支护距离不少于20米。超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。&&&&&&&&32&&&&&&&&2、支护材料及支护密度:轨道顺槽使用三排的十字绞接顶梁与三排DQZ-3150A单体液压支柱配套支护,步距O.6米。运输顺槽使用三排l000×600的十字绞接顶梁与三排DQZ-3150A单体液压支柱配套支护,步距0.6米。(详见附图六1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）)。DQZ-3150单体液压支柱参数初撑力:12t最大工作阻力:25t支撑高度:2.3～3.15m3、支护质量控制标准①支柱纵横成线,偏差小于±l00mm。②支柱应支到实底,并做到迎山有力（迎山角度为2左右）。单体液压支柱初撑力不小于6OkN；摩擦柱子要使用5t升柱器升牢。③绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。④同一排中单体支柱与摩擦支柱不得混合使用。⑤所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。⑥两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。&&&&33&&&&0&&&&&&&&⑦两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，直径250mm）支护。二、工作面端头的管理上、下端头采用十字顶梁配合单体液压支柱进行支护,根据端头空间大小采取相应的十字顶梁支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应使用一对走向抬棚一梁三柱支护顶板，抬棚选用3.5m长的12号工字钢。上、下端头应支设切顶密集支柱,在排头架的掩护梁尾处支设一排,以便于转载机尾的维护和两端头放煤的安全性。端头不得出现空载的十字顶梁,跨溜头、溜尾要使用一对抬棚支护。端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。三、支护材料使用数量、备用数量轨道顺槽超前支护40m，需要67排计201棵单体支柱，67排201块十字顶梁;端头支护需要40棵单体支柱，排1236块十字顶梁;合计需要241棵单体支柱，块十字顶梁。237运输顺槽超前支护20m，需要34排计102棵单体支柱，34排102块十字顶梁;端头支护需要43棵单体支柱，排1339块十字顶梁;合计需要145棵单体支柱，块十字顶梁。141工作面正常需要单体液压支柱386棵，铁鞋386个，十字顶梁378块。计算其备用量=386×10%=39棵。&&&&34&&&&&&&&1304综放工作面备用支柱DQZ-3150单体液压支柱40棵，十字铰接顶梁40块，铁鞋（45号钢，直径250mm）40个，坑木5m，小板材料5m，3.5m长的12号工字钢2根。备用材料的存放地点，应保持距工作面50～100m之间，在轨道顺槽中的外侧煤壁处。材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。附图6：1304综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）&&&&33&&&&&&&&第四节&&&&一、矿压观测内容&&&&&&&&矿压观测&&&&&&&&1304综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，&&&&&&&&35&&&&&&&&超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。二、观测方法1、工作面的矿压观测(1)支架阻力观测利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀&&&&36&&&&&&&&布Z8条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布Z：上下端头的排头架各1条、中间基本支架6条,即分别布Z在3#、15#、30#、45#、60#、75#、90#、101#支架上。由矿压部门负责更换表纸,连续观测支架的初撑力、工作阻力。（2）支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布Z3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布Z,即分别布Z在30#、60#、90#支架上。(3)统计观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。2、顺槽的矿压观测(1)巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在轨道顺槽超前工作面20m范围内,间隔4--5m安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测&&&&37&&&&&&&&仪的编号始终由煤璧起依次为1#、2#、3#、4#，当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1--4#。各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般1--2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每10--30分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。(2)巷道围岩表面位移观测利用顺槽成巷期间设Z的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布Z五个测区,用测尺和测枪量测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。(3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测在工作面推进至60m后,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围外端的支柱上安设2--3台单体支柱压力自记仪,连续观测单体支柱支护阻力的变化情况,每天换表纸一次,观测3--5个循环。测站处同时设Z一组顶底板移近量观测点,&&&&38&&&&&&&&以便分析围岩变形时,支柱阻力的变化情况。三、支护质量监测每旬由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤队立即整改。监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间要求1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。2、顺槽:观测至工作面推进20Om止。3、支护质量监测:整个生产期间。&&&&&&&&第四章&&&&&&&&生产系统&&&&&&&&第一节&&&&&&&&运输系统&&&&&&&&一、运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤；破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤，在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成&&&&&&&&39&&&&&&&&大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过溜煤眼运出。（二）辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资，采用1.5t矿车或叉车、JD-11.4绞车，通过轨道顺槽运进工作面。二、移溜方式采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式，推拉溜步距0.6m，弯曲段长度不小于20m，推拉方向为自下（上）而上（下）。（一）推移前部运输机1、采煤机向下（上）端正常割煤时,按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板运输机，至距离采煤机后滚筒20m处。2、在采煤机向上（下）斜
切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。（二）拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位Z，待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口5--10架拉移一个步距。&&&&40&&&&&&&&三、煤炭的运输前期:1304综放工作面→1304综放工作面运输顺槽→1#溜煤眼→区段煤仓→北翼皮带大巷→主井底煤仓。后期:1304综放工作面→1304综放工作面运输顺槽→2#溜眼煤→1304岩集运→区段煤仓→北翼皮带大巷→主井底煤仓。四、辅助运输系统路线：-430井底车场→北翼轨道大巷→1304岩集联络巷→1304岩集轨→二进提(或三进提)→1304综放工作面轨道顺槽→1304综放工作面。详见附图7：1304综放工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。&&&&&&&&第二节&&&&一、通风系统（一）风量计算&&&&&&&&通防与监控系统&&&&&&&&1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算（1）按瓦斯涌出量计算&&&&&&&&Q=100×q×k=100×O.82×1.5=123m3/min&&&&（2）按二氧化碳涌出量计算&&&&&&&&41&&&&&&&&42&&&&&&&&Q=67×q×k=67×2.35×1.5=236m3/min&&&&按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算需风量为236m/min。2、按工作面温度计算&&&&3&&&&&&&&Q=60×V×S×k=60×1.3×9.2×1.O=789.4m3/min&&&&3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量&&&&&&&&Q=4×n=4×50=20Om3/min&&&&4、按风速进行验算（1）按最低风速验算,各个采煤工作面的最低风量&&&&&&&&Q15×S=15×9.2=138&&&&&&&&m/min&&&&2&&&&&&&&3&&&&&&&&式中:S－采煤工作面的平均断面积,9.2m。（2）按最高风速验算,各个采煤工作面的最高风量&&&&&&&&Q240×S=240×9.2=2208&&&&&&&&m/min&&&&3&&&&&&&&3&&&&&&&&通过验算可以看出，08m/min5、根据上述原则确定工作面实际需要风量为790m/min。（二）通风路线副井→井底车场→北翼轨道大巷→1304岩集联络巷→1304岩集轨→1304二进提(或三进提)→1304轨道顺槽→1304综放工作面→1304运输顺槽→1304二回提(或三回提)→1304岩集运→一采总回→北风井。详见附图7：1304综放工作面生产系统、通风系统及避&&&&43&&&&3&&&&&&&&灾路线图。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3～5小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10m处、回风隅角。瓦斯检查牌板应设Z在回风顺槽中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测,在距回风出口5～lOm处安装安全监测系统的瓦斯传感器,甲烷传感器布Z在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯报警浓度1%、断电浓度1.5%、复电浓度不大于1.0%,断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。详见附图8：1304综放工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。监测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。&&&&44&&&&&&&&三、综合防尘系统（一）防尘供水系统1304综放工作面的防尘用水,由北翼轨道大巷经1304岩集轨和1304岩集运分别经三进提和三回提到达1304工作面轨道顺槽、运输顺槽,供给两顺槽和工作面的用水。详见附图8：1304综放工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。运输顺槽供水管路选用直径80mm的水管,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。轨道顺槽供水管路选用直径80mm的水管,每隔50m设一通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给泵站及工作面喷雾头和除尘水幕供水。（二）防尘方式1、为保证防尘用水的清洁,在供水管路进入顺槽的地点给每条支管路安设一过滤器。2、煤层注水:（1）超前工作面,由两顺槽每隔10～15m向煤壁打深孔注水。钻孔直径φ65mm，钻孔长度60～8Om,钻孔沿煤层打，终孔点距一分层假顶1.5～2.Om。采用静压注水,水压不小于2MPa。&&&&45&&&&&&&&46&&&&&&&&（2）在工作面煤壁外40～100m向煤层注水。3、采煤机内外喷雾:要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于1.5MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。4、煤机二次负压降尘:在移动电站后安装XQB－110/20高压水泵,通过φ32mm的高压供水管路与煤机二次负压降尘装Z构成煤机二次负压降尘系统。供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为10～15MPa。当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。以采煤机司机处煤尘浓度小于40mg/m及顺槽内煤尘浓度小于20mg/m进行考核。5、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘:（1）供水采用φ32mm的高压胶管。（2）动作方式:均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。（3）喷嘴布Z:自运输顺槽起,单号架设四通阀,双号架设三通阀,每个支架前梁下方设两个喷嘴,放煤口处设两个喷嘴,全面共安装416个喷嘴。（4）喷雾要求:架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。&&&&47&&&&33&&&&&&&&（5）工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有3架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。6、转载点的喷雾:（1）工作面两部运输机机头及转载机头各设一组喷雾头。（2）破碎机处安设一处压气喷雾装Z。（3）运顺皮带机机头设一组摩擦喷雾装Z。7、顺槽防尘水幕:在运输顺槽中距工作面煤壁30m处,安设第一道水幕,在运输顺槽破碎机下风侧2m处安设第二道水幕；在轨道顺槽中移动变电站外侧安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。三道水幕均随工作面的推进而向外移动。8、顺槽煤尘冲刷:对工作面回风顺槽每班冲刷一次,进风顺槽每月冲刷一次,工作面、支架阀组及其它部位每班冲刷一次。9、个体防护:进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。10、磁化水降尘:选用RMT系列共振磁场处理装Z,本工作面共设两个磁化器,轨道顺槽、运输顺槽主管路中各安设&&&&48&&&&&&&&一个。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、在工作面轨道顺槽、运输顺槽均安装三组软质隔爆水棚，间距300～500m。2、隔爆水棚安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。3、棚区长度20.4m,每棚间距1.2m,隔爆水袋10OL/个。4、每处防爆水棚不小于18棚,做到经常清刷,保证水量。5、第一组防爆水棚距工作面50～20Om,并随工作面推进而移动。四、防治煤层自然发火技术措施（一）综合防灭火方式1、注阻化剂:利用密集浅钻孔,对切眼后壁打眼注阻化剂,钻孔每5m一个,上、下两排,呈三角形布Z,并对切眼撒阻化剂。对工作面将要经过的联络巷上车场、绞车房和峒室撒阻化剂。2、注浆:①注浆管敷设路线:从一采总回的注浆管中引出两路注浆支管,一路经1304岩集轨和1304三进提到达轨道顺槽,另一路经1304岩集运和1304三回提到达运输顺槽,分别对&&&&49&&&&&&&&工作面进行注浆。②在两顺槽中各敷设一路φ76mm的注浆管,每隔15m留一个三通阀,对工作面实行采后埋管注浆。③当工作面推过切眼20m后,利用-450～-470泄水巷,向1304切眼上端头打3～5个钻孔,进行预防性注浆。④从消火道向一分层停采线打钻注浆,停采线处4个钻孔。⑤利用-450～-470泄水巷、1302泄水巷、第二岩石轨道下山、1304岩集轨和1304岩集运对工作面进行采后注浆。⑥注浆量为：万吨煤注浆量不少于l00m。3、注氮气：①利用本矿设Z于北风井的ZD－400型地面移动式制氮装Z,通过“北风井制氮站→一采总回→1304岩集轨→1304综放工作面轨道顺槽→工作面采空区”对工作面采空区注氮。②注氮灭火方法:选用埋管注氮的防灭火工艺,采取每日一班注氮方式,向采空区注入浓度不低于97%的氮气，达到防火的目的。注氮量为400m/h,每班注氮量应有详细记录。在注氮过程中如有下列情况,则应采取相应措施:a、当工作面支架安装完毕,便敷设注氮管,待工作面推进15--20m时,进行注氮。&&&&50&&&&33&&&&&&&&b、当工作面出现CO时,则采取插管注氮处理方法。c、当火灾及火灾征兆发生在回风侧采空区,在进风侧注氮效果不好时,可利用回风侧注浆管路对采空区进行注氮。d、当火灾发生在采空区时,且在进、回风侧顺槽注氮效果不佳时,可在1304岩集轨、1304岩集运向采空区打钻注氮。e、当工作面回采结束撤架时,应减少供风量,加强注氮。待撤架完毕,应及时将进、回风顺槽封闭,然后向停采线注浆或注砂。③安全技术措施：a、输氮管路必须保证安全不泄漏。b、严格送氮程序：井下输氮管路检查无误后,通知安监处、通风部门、调度室、通风副总。待井下的阀门打开后,由通风副总下令地面制氮站向井下供氮。c、注氮时，工作面挂上“工作面正在注氮”的文字警告牌,并通知当班作业的工人。d、工作面注氮时,瓦检员应携带测氧仪随时巡回工作面及回风顺槽,测量风流中的氧气含量,发现氧气含量低于18.5%时,应立即将工人撤至风顺槽并通知调度室,停止注氮。&&&&51&&&&&&&&e、工作面回风巷口设Z氧气传感器,一旦氧气含量低于18.5%时便声光报警。④检查和监测:a、对工作面回风隅角和回风流中的气体进行人工检查和气体分析,对两顺槽中气体的CO含量进行监测。b、对工作面通风系统进行束管监测,对工作面及采空区涌出的C0、C02和瓦斯进行分析监测。(二)监测系统充分利用安全监测系统和束管监测系统,进行预测预报工作。工作面经过的每一个联络巷和溜煤眼都要及时封闭,并在所有联络巷密闭内安装束管,进行监测；工作面生产时始终在工作面轨道顺槽内安装沼气和风速探头；在距工作面最近的回风联络巷三岔门附近20至30m的范围内,安装一氧化碳、温度、风速传感器进行环境监测,加强灾害的预测预报能力。详见附图8：安全监测设备布Z及防尘系统示意图。对监测系统和束管监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过0.0024%或增加较快时，要及时组织进行撤人、防灭火等。（三）特殊时期的防灭火要求1、本工作面煤的自然发火期为3～6个月，在正规的回&&&&52&&&&&&&&采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。2、工作面结束生产后的其它工作期间,风量降至40Om/min以下。3、对该工作面密闭的同时,进行注砂封闭,并利用停采线附近的消火道对1304停采线、1302停采线和1306停采线进行打钻预防性注浆。4、调整通风系统,建立较为稳定的北翼一采区停采线均压系统。五、通风系统示意图附图7：1304综放工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。&&&&3&&&&&&&&第三节&&&&一、设备选型&&&&&&&&排水系统&&&&&&&&1304综放工作面的水源主要为3层煤顶板砂岩水，表现为顶板淋水，与其它含水层无直接补给关系；另外可能会有少量的本矿注浆后积存水，可能直接造成局部淋水、涌水。最大涌水量40m/h,正常涌水量20m/h。1304综放工作面由东向西总体趋势呈仰斜开采,涌水大都汇集于工作面东部低洼处,轨道顺槽顶内最低点位于&&&&53&&&&33&&&&&&&&切眼西80m处,运输顺槽顶内最低点位于切眼西83m处。工作面的轨道、运输顺槽的低洼处分别设Z了部分泄水孔，将水排至泄水巷。同时各配备一台排水泵,当局部低洼处积水时,用排水泵将积水排到前方的泄水孔或联络巷中,以提高排泄水效果。二、排水系统路线。1302泄水巷位于切眼西216m处,与切眼平行布Z。从泄水巷北端,向西75m,向东140m的轨道顺槽内,底板倾角接近0。从泄水巷南端,向西80m,向东10Om的运输顺槽内,底板倾角接近1。第二岩石轨道下山内错工作面运输顺槽布Z,位于北翼轨道大巷东侧；1304岩集运外错工作面运输顺槽,1304岩集轨外错工作面轨道顺槽,岩集运和岩集轨都位于北翼轨道大巷西例。工作面推过1302泄水巷后,轨道顺槽中的积水需用排水泵排到1304二进提中，排水最大长度为44Om。工作面推过二进提和二回提后,工作面倾角增大,轨道顺槽侧一般5，运输顺槽侧一般4，但涌水量预计会变小,涌水大部分进入老塘,因此,局部的积水可用排水泵排入三进提或三回提。&&&&0000&&&&&&&&54&&&&&&&&第四节&&&&一、供电系统1、供电情况&&&&&&&&供电系统&&&&&&&&1304综采放顶煤工作面设备分为二组供电,一组为移动变电站，一组为固定变电站。移动变电站根据现场实际及工作面负荷情况,分两路给工作面设备供电。一路从北翼102#变电所供电,即从102#变电所引出二路6KV高压,经北翼轨道大巷、1304岩集联络巷、1304二进提、1304轨道顺槽到移动变电站1号、2号变压器，在1304二进提上车场设Z二台SF6开关(即1、2号SF6开关)。另一路从101#变电所供电,即从101#变电所引出6KV高压,经北翼轨道大巷、1304岩集运、1304二回提、1304运输顺槽到固定电站。1304二回提上车场设Z一台SF6开关。从该开关接出一路经1304施工巷,给移动变电站的3、4号变压器供电。3号SF6开关设在二回提下车场。固定变电站设在二回提上车场(或1304施工巷内)。移动变电站设在距工作面80m处。移动变压器将6kV高压变为1140V电压,给采煤机、前部运输机、后部运输机、转载机、破碎机、乳化液泵、潜水泵、高压水泵等供电;各电机由磁力起动器控制。另外,从101和102变电所引出两路660V电压,分别给轨&&&&55&&&&&&&&道顺槽移动电站牵引绞车和运输顺槽皮带机抱闸电机和备用张紧绞车供电。并在二回提及二进提上车场各设一台DW80－200开关。详见附图9：1304综放工作面供电系统示意图2、采煤工作面、各顺槽中机电设备的负荷1304综采放顶煤工作面设备装机总容量为:3196.5kW。分为二组,一组为移动变电站,装机总容量为2780kW;一组为固定变电站,装机总容量为416.5kW。参见负荷统计表(表八)。3、移动电站设备以及供电电缆（1）移动变电站①移动变压器KSGZY-1250FPMARK-1000FPMARK-750②低压开关BQZ-400/1140③双速电机开关组BQD7X300/1台15台1组&&&&&&&&另有一台高速开关、一台低速开关备用。④千伏级综保KSGZ-4/1140⑤通讯控制系统TK-100（2）固定变电站①移动变压器KSGZY-630&&&&56&&&&&&&&1台l套&&&&&&&&1台&&&&&&&&②低压开关BQZ-400/1140DQZBH-200/1140&&&&57&&&&&&&&3台2台&&&&&&&&负&&&&设备名称型号&&&&&&&&荷&&&&设备&&&&&&&&统&&&&&&&&计表&&&&额定额定电流电压&&&&&&&&表八&&&&&&&&电机容量台数移动变电站15×合计2780KW固定变电站&&&&&&&&最大负荷&&&&&&&&采煤机前部运输机后部运输机转载机破碎机乳化泵乳化泵高压水泵&&&&&&&&AM-500KSGZ-830/630SGZ-830/500SZZ-830/250LPS-1500MPB-125/31.5DRB-315/31.5XQB-110/20&&&&&&&&..547.&&&&&&&&375×××245×2&&&&&&&&SSJ1200皮带运输机/2×200张紧绞车收放带绞车11115.5合计416.5KW总计.0&&&&&&&&58&&&&&&&&③电机软启动装ZGRBII-300/1140④综保KSGZ-4/1140⑤皮带机电控装ZKT-5001二、电器整定&&&&&&&&3台1台1套&&&&&&&&电器整定参见表九：磁力起动器整定值数据表。&&&&磁力起动器整定值数据表&&&&控制设备名称采煤机电机前部运输机电机后部运输及电机转载机电机破碎机电机乳化泵电机（DRB）乳化泵电机（MRB）清水泵电机皮带机电机张紧装置电机卷带装置电机高压水泵电机电机电流额定值....2535.5过载整定值0表九过流整定值0240&&&&&&&&59&&&&&&&&第五节&&&&&&&&通讯照明系统&&&&&&&&一、通讯系统及有关配Z1304综放工作面皮带机头、转载机头、控制台，各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面皮带机头、转载机头、转载机尾、破碎机处及整个工作面每间隔7架安装一台扩音电话与控制台联系。附图10：1304综放工作面通讯系统示意图二、照明系统及有关配Z1304综放工作面轨道顺槽由移动变电站的照明综保引出照明线路向照明灯供电；运输顺槽由皮带机头处照明综保引出照明线路向运输顺槽和皮带机头的照明灯供电。（如附图十一所示）附图11：1304综放工作面照明系统示意图&&&&&&&&60&&&&&&&&61&&&&&&&&第五章&&&&&&&&劳动组织和主要经济技术指标&&&&&&&&第一节&&&&一、作业方式&&&&&&&&劳动组织&&&&&&&&1304综放工作面采用“四六”制作业制度，每班作业6小时，一个圆班由三个生产班和一个检修班组成。每天检修时间保持6个小时以上。工艺过程：割煤→移架→推前溜、拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。附图12：正规循环作业图表二、劳动组织1304综放工作面每班有两名带班工长负责组织生产，配有&&&&质量验收员、采煤机司机、维修工、三机工等相关工种的操&&&&&&&&作人员若干名，全队合计137人。&&&&&&&&62&&&&&&&&63&&&&&&&&1304综放工作面人员配备见劳动组织图表&&&&一班工长二班三班717161四班2146&&&&&&&&表十&&&&&&&&合计&&&&&&&&质量验收员采煤机司机支架工放煤工清理工维修工三机工泵站工电工&&&&&&&&油质管理员运料工支柱管理工干合部计282828&&&&&&&&47&&&&&&&&137&&&&&&&&第二节&&&&&&&&主要经济技术指标&&&&64&&&&&&&&1304综放工作面的主要经济技术参数详见表十一：主要经济技术指标表。&&&&主要经济技术指标表&&&&序号112名称数量序号名称&&&&表十一&&&&&&&&数&&&&&&&&量&&&&&&&&面推进长度面长煤层倾角煤容重煤硬度煤层厚度割煤高度放煤高度采放比地质储量可采储量回收率&&&&&&&&―11.401.35t/m33.52.2―7.8/63.0m3.0m1:1145万吨134．9万吨大于93%&&&&&&&&日产量月产量可采期放煤步距正规循环率日出勤出勤率工作面效率坑木消耗截齿消耗循环产量&&&&&&&&万吨10.7个月1.2m大于90%t/工2m3/万吨10个/万吨932t&&&&&&&&第六章灾害预防及避灾路线&&&&1304综放工作面在回采期间，要严格执行本规定的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时&&&&65&&&&&&&&按规定处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。一、发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路1304综放工作面→轨道顺槽→1304进风联络巷→1304岩集轨→1304岩集联络巷→北翼轨道大巷→-430井底车场→副井→地面。二、发生水灾的避灾路线：1304综放工作面→运输顺槽(或轨道顺槽)→1304三回提(或三进提)→1304岩集运(或1304岩集轨)→一采总回风巷→北风井梯子问→地面。详见附图7：1304综放工作面生产系统、通风系统及避灾路线图&&&&&&&&第七章&&&&&&&&安全技术措施&&&&&&&&第一节&&&&&&&&一般措施&&&&&&&&1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》《煤、矿安全技术操作规程》和《1304综放工作面作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。&&&&&&&&66&&&&&&&&各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采工程质量和顶板管理，要按照国有重点煤矿《生产矿井质量标准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、加强工作面综采设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养,保证设备处于完好状态。6、所有综采设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用,任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。7、为防止重大事故的发生,工作面的各监测系统、通风系统、注浆系统、防尘系统、通讯系统,应时时保证其完好,并坚持正常使用。8、为防止大块煤进入运输系统,溜煤眼上口必须加一个孔径不大于500×500mm的方孔篦子,溜煤眼上口必须设Z警标、警灯和牢固的栅栏,进入栅栏工作时,停机闭锁、系牢保险带,并设专人看护。保险带生根牢固可靠。9、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥,并悬挂醒目的标志牌。&&&&67&&&&&&&&10、工区管理人员要认真填写安全信息卡,工区值班人员必须及时组织人员落实整改。11、严禁人员进入运转的运输机、转载机里侧和上方作业；必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮,并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。12、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，片帮掉顶的大块煤矸要及时处理。13、溜煤眼放煤工放煤时,人要站在远离放煤口的操作杆的一侧，两手握牢操作，人离开时要关闭放煤口，严禁自动放煤。14、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。15、矿压组要配合采煤区队加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表、圆图仪必须维修、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。&&&&&&&&第二节&&&&一、工作面装顶&&&&&&&&顶板管理&&&&&&&&1、装顶工作要由工长统一指挥。2、装顶前应首先敲帮问顶,人站在安全地点用长把工&&&&68&&&&&&&&具处理完悬矸、危岩,要有专人监护,确定无掉顶危险后方可作业。3、采取临时支护措施,严禁空顶、空帮作业。4、装顶前应提前打好扶手,留好退路,装顶时要从冒顶的一端向另一端依次装顶,并派有顶板管理经验的工人监护顶板。5、装顶时不得操作或维修装顶的支架及相邻支架,人员不得在冒顶区下的溜子里行走或逗留。6、装顶应停止前、后溜工作并闭锁,并有专人看管闭锁。7、装顶用单体液压支柱时,应用葫芦或绳链生根,以防歪倒,并远距离供液。8、要专人操作支架,并与装顶人员协调一致,不得随意或误操作支架。9、装顶区截止阀要关闭,防止误操作或物料等碰撞操作把手。二、两巷维护（一）回柱1、回柱应先清理好退路,用长把工具将单体液压支柱放液后用葫芦拉出,然后再撤铰接顶梁,严禁人员进入老塘作业。2、上下两顺槽回料与过渡架的放煤口相齐,最多拖后&&&&69&&&&&&&&不得超过两排,严禁超前回料。上下瑞头不得出现空载十字顶粱。3、面前回柱时,不得跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。回柱前应提前观察好顶板煤帮,顶板破碎时可用水平销配合十字顶梁支护、挂好防飞链,移架支护后方可回十字顶梁。4、维护工在前移抬棚时,应提前打紧所有水平销挂好防飞链,采取可靠的措施防止棚梁坠落,挪移棚梁严禁人员在其下方行走或站立。严禁拉移活动排头架。5、回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况,支柱受煤帮压力较大时,人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。6、放顶线打好密集支柱,一般不少于2棵,人要站在受力方向的反方向。7、回料时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。8、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。（二）超前回棚1、回棚时要先对相邻工字钢棚进行支护再回棚,顶板破碎时,用半圆木支好临时套棚,控制好顶帮,并对周围的工字钢棚支护牢固,再回棚。&&&&70&&&&&&&&2、要坚持支一棚十字顶梁,回一棚工字钢棚。3、在用回柱绞车回撤工字钢棚时,组长应首先派专人检查绞车的安全设施,必须做到齐全、灵敏、有效。回料时,钩头上要挂一个2m的保险绳,所有人员要闪开绳道和棚梁下落、片帮掉顶以及钩头打滑可能波及地点,并有专人在作业点前后站岗,以防其他人员进入作业地点。4、支棚后,要及时打好贴帮柱,背好帮,贴帮柱应用5t液压升柱器升实,柱锁要朝向人行道。5、回出的物料和剩余物料应放在指定地点分类码放整齐,放在一帮的单体及摩擦支柱应放正放牢,清理好道路。6、如有工字钢棚变形时,应及时打点柱或下抬棚维护好。7、换棚时，必须有三人以上进行操作。8、由于本工作面为孤岛开采,两巷压力较大,工字钢防崩爪措施如下：①运输顺槽棚头至转载机头外10m人行道侧每棚工字钢下紧靠牙口用完好单体迎山打一颗点柱,达到初撑力后系牢绳。②轨道顺槽棚头至整个电站工字钢牙口用×30(mm)的木板护牢,每块木板护五棚工字钢,用铁丝系牢固,木板必须把牙口护严。绑木板时,脚手架要牢固,并严密注视工字钢牙口,发现异常立即闪开。9、如巷道冒顶,装顶时按第七项“工作面装顶”措施&&&&71&&&&&&&&执行。10、需站在脚手架上工作时,脚手架要牢固。&&&&&&&&第三节&&&&&&&&防治水&&&&&&&&1、1304综放工作面东段轨道、运输顺槽低洼处易积水,是排泄水的重点区段。需加强监控、管理。2、轨道顺槽中从1302泄水巷向东、向西各50m的范围内,布Z6个大孔径泄水孔;运输顺槽中从1302泄水巷向西84m,向东20Om的范围内,在洼处每隔30--40m施工一个大孔径泄水孔。3、为防止上部来水及相邻工作面涌水进入工作面内,在轨道、运输顺槽内的局部低洼处及预计涌水量增大处应提前施工泄水孔。4、为有效利用泄水孔,防止堵塞,泄水孔直径主不小于φ20Omm,泄水孔上口应安装花管,并在顺槽内对应的位Z悬挂醒目的标志牌。5、泄水孔使用过程中,使用单位应派专人负责定期清理泄水孔上口的淤煤、杂物,确保泄水孔的畅通。6、工作面推过泄水孔前,使用单位应认真维护泄水孔,使泄水孔在工作面推过后,能够继续泄水。7、1304轨道顺槽中,在1302泄水巷附近,有6个老泄水&&&&72&&&&&&&&孔,其中两个立孔,四个斜孔,如果不通,需在原来位Z重新施工新孔。8、1304轨道顺槽中,在距切眼40m处,需施工一个连通C450～-470泄水巷的大孔径泄水孔。9、1304运输顺槽中,在1302泄水巷附近,有四个老泄水孔,如果不通，需在原来位Z重新施工新孔。&&&&&&&&第四节&&&&&&&&“一通三防”&&&&3&&&&&&&&1、加强通风管理，确保工作面的风量达到790m/min，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的，应立即进行整改，整改完毕后再恢复生产。2、确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况下氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%，其他其体浓度符合规程规定。3、各班工长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面CH4浓度的变化情况，必要时按要求组织人员撤离。4、各班工长、电钳工及工作面内单独工作人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪,工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测。5、认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充&&&&73&&&&&&&&足的水量和符合要求的水压。6、对工作面的注浆和注氮要按规定进行检查，确保其施工质量，达不到设计要求的，要及时采取补注或采取其他补救措施。&&&&&&&&第五节&&&&&&&&运输管理&&&&&&&&一、起吊运输重物及大件1、综采设备和大件上下井装车时,要派专人进行检查完好后方可装车。2、装车时,要安放平稳,封车牢固可靠,无滑动部位,不超高超宽。3、井下提升运输设备大件前,要对轨道、巷道、绞车驱制动装Z、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查,确保无误后方可作业。4、运送要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具。5、用手拉葫芦起吊重物,其吨位必须大于重物的重量。要先试吊高度100--200mm,无误后再起吊。6、起吊和拖运时,吊索捆缚和受力点应系在设备大件上的吊装部位,吊索的转折处与设备接触部位,应用软质垫件,严禁把设备的外凸处手柄当作吊装绳用。7、捆绑易变形的部位时,应采取措施防止其变形。设&&&&74&&&&&&&&备上的滑动部位应予以固定,以防滑动碰坏和碰伤人员。8、设备在起吊拖运时,一般不得中间停止作业,设备到位或中间停止时,应放Z稳固。对重心高的设备,应采取防摇动或倾倒的措施后,方可拆除起重机械或索具。9、运输起吊设备时,禁止任何人随同设备同行升降,禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地方通过和逗留,不得将头或手脚伸到可能被压、挤的位Z。10、用棚梁或承力点起吊设备时,要预先对棚梁或承受力点进行可靠的加固,确保安全后方可起吊。11、利用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前,要对绞车的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核,确保无误后方可操作。拉移时两头专人在安全地点站岗,看好生根回头轮,严禁人员进入绳道和拉坏生根、滑轮所能波及的范围。12、装车、提升运输、起吊、拖运时,必须由工长或组长绕一指挥。二、运输机、转载机、破碎机1、开机前,应首先检查确认传动装Z附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。&&&&75&&&&&&&&2、三机起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮板连接环、分链器等要求完好不缺,牢固可靠。3、三机运行时,司机不得离开岗位,若要离开必须停机闭锁。4、三机电机和减速箱的通风和冷却系绕要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过75℃。5、运行中的三机设备严禁人员跨越。人员在三机内作业时要停机闭锁并派专人看管。6、运输机或转载机一般不得重载停车,严禁大块煤、矸通过采煤机或破碎机,有大块煤、矸影响运输或破碎时,应停机进行处理。7、人员在检查、维修前部运输机时,应首先将护帮板打紧,并用长把工具敲帮问顶,以防片帮伤人。若顶帮破碎要采取临时支护措施。8、处理三机事故或更换三机设备时,要执行停电挂牌制度。破碎机在打开上盖前必须等轧煤轴停稳后方可开盖。维修检查运输机底链时,一定要用木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。9、因条件所限不能用闸盘紧链器紧、掐链子时,可用单体支柱。但必须注意:①两颗单体支柱距离不能小于5m。&&&&76&&&&&&&&②单体支柱的生根必须牢固,并用可靠索具索牢单体支柱。③单体支柱必须两个爪打着刮板。④供液时远距离,人员必须躲离单体支柱滑脱所波及的范围,并严禁人员在此范围行走。10、拉移转载机前首先要清除机道上的浮煤、浮矸和杂物,检查有无障碍物,并将电缆管子吊挂好,仔细检查生根和锚链装Z,在确保锚链拉断和生根拉坏所能波及范围内无人后方可拉移。11、拉移时,应保持转载机两边千斤顶受力均匀,供液时要慢慢供液,一旦出现拉移困难时要停止拉移,问题查清并解决后再拉移。12、转载机拉移到位后要做到平、正、稳、直。13、拉移转载机,司机要注意观察机尾情况,机头生根千斤顶要及时伸出,转载机两旁不得有人,到位后要立即停止供液。14、转载机在打生根前,要查明顶板,在确保顶板完整、工字钢棚支护良好、撑棍齐全的情况下方可打生根。l5、打生根时,人员不得站在生根下供液,要有专人站岗,防止冒顶或倒棚伤人，二生根要生在了页板上,不得使周围工字钢棚受力。16、生根打好前仔细检查其自锁装Z,不得使用内窜或&&&&77&&&&&&&&漏液的立柱做生根,用可靠的锁具把立柱锁到棚梁上。17、在用运输机运料、工字钢和立柱时,要由工长统一指挥,将所运物料固定好,并派专人在运行路线上看管闭锁,取料时要停机闭锁专人看管,并把支架护帮板伸出,护上煤壁。超长超重物料不得用运输机运送。18、在转载机尾倒数第三节溜槽上设一过桥,以便设备运转时人员通过。三、胶带输送机（一）开机前的注意事项1、检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整齐,各种保护装Z,信号闭锁系统应齐全灵敏可靠。2、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好。3、皮带松紧要适当,接头良好,同一断面断裂不超过2×100mm。4、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划皮带。（二）运行中的注意事项1、开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。2、起动后，司机要注意各部运转声音情况,皮带运行要平稳。3、当出现支带跑偏或撕裂时,要及时停机处理。4、当出现反井卡住时,要及时停机处理,处理反井口堵&&&&78&&&&&&&&物时,必须带好保险绳，并将绳固定在工字钢棚上,方可进入作业。严禁不带保险绳、不停机进入栅栏内工作。5、处理反井时空，严格执行矿下发的《反井处理规定》。6、人员在调皮带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转的滚筒中。（三）停机1、避免重载停机。2、不得用水冲洗皮带机和溜煤眼上口。3、司机在离开岗位时要停机闭锁,检修班在检修皮带时应停电闭锁。4、严禁人员乘坐皮带。5、人员在皮带上方作业时，要停电挂牌并闭锁。6、皮带紧张绞车将皮带紧张结束后,应把隔离开关打到零位。7、拉移皮带承载段时,可以参考拉移转载机的措施执行。&&&&&&&&第六节&&&&一、采煤机（一）割煤&&&&&&&&机电设备&&&&&&&&1、开机前应首先检查采煤机：各部位螺丝要安全完整，&&&&79&&&&&&&&滚筒截齿要齐全锋利，操作手把、急停手把和按扭灵要活可靠，油位要正常，冷却管路要畅通，电缆卡子要连接良好。然后发出开机信号,等滚筒周围5米之内无人员后方可送电开机。2、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。3、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。4、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。5、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。6、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。7、采煤机司机在离开采煤机机身时要停机并摘掉滚筒离合器。&&&&80&&&&&&&&8、采煤机在进入两端头时,工长应指定专人进行监护。只有在端头顶板维护完整、单体支柱全部撤除、电缆、管线吊挂整齐、固定牢固、各种杂动清除干净、人员全部闪开5米以外后方可开机。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，在工长安排好人员维护好顶板和煤壁以后，方可操作。9、采高要稳定，煤层变薄时要贴顶板割煤，两个端头要与两顺槽顺平，保证采面按设计方向推进。（二）检修1、检修采煤机时前部运输机必须停电闭锁。2、采煤机应按日检内容进行检修，严禁漏检。3、检修滚筒、减速箱等传动部位时,必须把电机隔离开关、减速箱隔离手把打至零位,非检修人员不得擅自操作上述手把。4、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。5、进入工作面煤壁前检修或处理事故时,要维护好顶板和煤壁。6、正常检修时，采煤机应停放在顶板完好、无淋水的地段,并随时敲帮问顶,严禁空顶作业。&&&&81&&&&&&&&7、检修采煤机时严禁随意敲砸,液压系统严禁用棉纱擦。8、检修要达到完好标准,并进行割煤试运转。二、移架、推拉运输机、放煤（一）移架1、移架前,首先检查支架是否完好,否则要维修,并清理架间、架前浮煤杂物,将电缆、管子吊挂整齐,在确定支架周围无人后方可操作。2、移架时,如果出现拉移困难,要立即停止移架,待查明原因处理好后方可移架。3、移架前要观察好周围的顶板和煤帮。如果出现采高不足或顶帮破碎时要首先处理好顶帮,然后移架。4、工作面局部片帮掉顶,梁端距超过600mm时,应及时移超前架(如应放煤时,可跟架放煤,拉后溜)实现对顶板的提前支护。5、支架出现咬架、挤架、倒架时,应掌握好拉架次序,及时进行处理,防止硬拉硬拽,造成支架损坏。6、发现支架出现跑、冒、漏液时，要及时处理,生产班确实无法处理时，要及时关掉截止阀,并向下班人员交待清楚。处理支架时要严禁出现单腿销、铁丝代销子和无销子现象。&&&&82&&&&&&&&7、在升支架时应防止前梁带载荷升架,以防销子断裂伤人。8、支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧护帮板挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。9、拉移排头支架前,应首先按标准维护好端头顶板,并将生根打好,回料工离开放顶线,所有人员全部闪到安全地点后移架,移架人员应站在安全可靠地点移架。10、支架工拆卸阀组和管子时,应首先关掉截止阀(截止阀必须工作可靠)严禁带压、带载拆管子和阀组。11、清理支架顶梁浮煤时，人员必须站在邻架下用长把工具操作并观察好帮顶,严禁空顶作业,清完及时将支架升牢。（二）推拉运输机1、在推拉运输机时,如果出现推拉困难,应及时停止供液,待查明原因,处理完好后方可推拉。2、推拉运输机时,人员不得站在运输机和支架中间,以防框架弹起伤人和断链伤人。3、推拉机头、机尾时,要多人协调操作,以防造成运输设备的损坏。4、推移前部运输机时,要保证弯曲度不大于10（弯曲&&&&83&&&&0&&&&&&&&段长度为20m）,一次推移步距不超过200mm,采用多次推移到位的方法推移前部运输机,严禁双向或多头推移。5、支架后方有人时,严禁后部运输机开动。（三）放煤1、放煤工在多头放煤时,应严格控制放煤量,严禁将大块矸石放出。2、放煤工在操作尾梁和插板时,应防止插入运输机内,若出现尾梁自降时应立即停止运输机运转，并进行处理。3、为充分回收煤炭资源,原来顶分层丢顶煤区放煤时，可以用插板将网插破,将煤放出。4、支架两端头各三个排头放顶煤支架,必须用绞网或用插板插碎的方法把煤放出。5、严禁将上分层的铁器或杂物放出,一旦放出要及时停机拾出。三、电气维修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》中的有关电气部分的规定。2、电气维修必须按照《煤矿安全操作规程》作业,严格停送电制度,坚持停电挂牌,或专人看管,谁停电谁送电。3、所有电气保护灵敏可靠,不准随意撤除不用,当保护不灵时,应停电处理,处理不好不准强行送电。&&&&84&&&&&&&&4、要定期检查设备的防爆性能、绝缘保护性能,对不符合要求的设备、配件及时更换。5、设备的整定值必须符合要求,不得擅自更改。6、移动电气设备时,必须停电,严禁带电作业。7、拉移变电站前,应派专人从断路开关切断电源,拉移时要由组长统一指挥。并派专人检查生根装Z、串车装Z、防跑车装Z及绞车的安全设施(闸、信号、绞车绳、钩头等),清除阻碍列车运行的杂物,确定无问题后方可拉移。8、移动变电站下要均匀布Z5个弹簧式挡车器,拉电站的生根用优质圆木,直径不小于250mm。9、电站周围及下方有人时严禁拉移。10、移动变电站拉完后,应将牵引绞车闸紧、闸把牢固,然后整个变电站前后分四处用22×86mm的链子将列车与道轨拴联在一起,并将电缆管路重新吊挂,安好接地线。11、由于设备功率的增加设备的增多,串车连杆必须达到设计要求,平板车的碰头全部焊死并在移动变电站车下串一根1寸粗的钢丝绳,以防串车连杆断裂。12、电站的生根及连接装Z每天检查一次,并记录备查。13、皮带机和电气保护实验,按规定日期做好记录。14、更换电机等设备时要对轴头、结合面、电缆等进&&&&85&&&&&&&&行保护。15、顺槽坡度增大，变电站拉移困难时,要增加拉移绞车,加固生根装Z。四、泵站1、启动泵站前,应首先进行检查，保证各部件无损伤、各连接螺丝紧固、润滑油位正常、液位适当、密封完好、乳化液配备合理、自动配比装Z完好、各种保护齐全可靠、运转方向为正向。2、泵启动后,如有异常要立即停泵检查处理,严禁带病运转,严禁反向运转。3、当工作面管子破裂时，要立即停泵处理。开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5钞钟开泵。4、检修或更换泵的机械液压元件时,必须把开关的隔离手把打到零位,严禁带压操作。5、泵的卸载阀整定值不超过315MPa,供液压力不低于30MPa。严禁随意调整安全阀的整定值。6、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。&&&&&&&&第七节&&&&&&&&其&&&&86&&&&&&&&它&&&&&&&&1、工作面过断层等特殊地质条件以及遇到具体安全生产情况,如工作面放炮和机电设备更换配件等，要另编写补充措施，由矿总工程师批准后实施。2、通过提高操作人员的素质，提高放顶煤的回收率。在实际操作中，应在放出矸石后方可关闭放煤口。3、采煤机司机要严格掌握好采高，特别是不得随意割底煤。4、输送机司机发现有较多大块矸石（100mm以上）时，应停机将矸石拣出。&&&&&&&&87&&&&&&&&
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