二122051采煤工作面作业规程

平顶山市中祥圣达煤业有限公司i22051采煤工作面作业规程工作面编号：二 1-22051编制单位： 采煤队_施工队长：_技术负责人：_编制日期：_178111.111112141819192 12 22 32 52 62 72 7,495 55 96 0.6 4第一章第二章第三章第二节第四章第一节、第八节、第五章 第六章 第七章第六节、第八章第九章采煤工作面概况采煤工作面地质条件采煤方法采煤工作面巷道布置 采煤工艺及顶板管理安全生产系统运输系统通风系统供电系统,液压系统 供水降尘系统 排水系统安全监测系统 照明通讯系统劳动组织主要技术经济指标安全技术措施 总贝U丿1八J采煤工艺安全技术措施 机电维修与操作安全技术措施 一通三防安全技术措施，,煤质管理措施 其它安全技术措施避灾路线.122051采煤工作面初采初放安全措施1中祥圣达会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位职务签名单位职务签名施工单位技术负责人技术技术副总技术科科长地测地测副总通风科科长通风通风副总地测科科长机电机电副总机电科科长安全安全副总安检科科长生产生产副总调度室科长机电矿长生产矿长安全矿长总工程师矿长2会审意见中祥圣达会审意见3中祥公司会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位职务签名单位职务签名通风部技术部机电部安检部调度室总工程师4会审意见:中祥公司会审意见5煤层气公司会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位姓名职务（职称）签名技术处机电处通风处调度室安监局67会审意见煤层气公司会审意见8第一章采煤工作面概况序号项目内容说明1采面位置该米面位于矿井二水平西翼米区进风巷南侧2米面范围该工作面由3768820, 383832523768551,383831363768585, 383822503768783, 38383065四点连线组成。3与邻近煤层及周边关系该采煤工作面位于采区中部的二ii煤层中，在平面 位置上位于采区中间。其中：南部为矿井边界防水保 护煤柱、东部为二1-22071计划工作面、北部为米区 进风巷；西部为二1-22061采空区。4与地面相对位置回米巷道及停米线对应地表无村庄5米面与地面建筑关系地面无村庄，回米时对地面无影响第二章采煤工作面地质条件项目序号内容说明地质 赋存 条件1产状走向WE倾向NS倾角5-82瓦斯相对涌 出量4.0m3/t绝对涌出日量绝对瓦斯涌出量3为1.54 m /min,3煤质牌号水份灰份挥发份煤尘爆炸指数自燃发火期1/3JM1.5%29.04%12.47%12.4917.96%68个月储量1可采储量88200t2储量损失9800t顶 底板 特征1伪顶、直接顶、基本顶关系米面无伪顶；直接顶为；大占砂岩，基本顶为砂质泥岩、砂 岩及泥岩2顶板特性直接顶初次垮落步距基本顶初次垮落步距基本顶周期垮落步距23m79m710m直接顶类别基本顶类别In3底板特性直接底为深灰色砂质泥岩及泥岩，厚4.50 m 7.50m;老底为砂质泥岩、砂岩及泥岩，厚4.507.50r。水文 地质1涌水涌水方式涌水量预计涌水地点（个）水质（酸碱度）顶板淋水35nVh2PH=82老塘积水实体煤开米，无老空水存在3钻孔断裂水无影响- -9顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征煤层顶底板情 况基本顶香炭砂岩12灰、深灰色砂质泥岩直接顶大占砂岩4.63灰、深灰色中粒砂岩及砂质泥岩伪顶无0直接底砂质泥岩5.56深灰色砂质泥岩及泥岩基本底砂质泥岩、砂岩及泥岩5.56浅灰色中厚层状灰岩岩根据采面机、风巷开拓揭露，本采面地层有 向斜构造，地层平均倾 角810，对回采无影响。地质构造情 况断层名称走向()倾向()倾角()性质落差(m)对回采的影响程度任村F322658517535570正断层100170无刘庄F332608035017075正断层220无何庄F142901102002070正断层15无注明：任村F32、刘庄F33、何庄F14三条断层线不在22051采面。不影响该采面的回采。1 0煤岩层综合柱状图底层系统4. 9* *4* * + 辭香炭砂岩大占砂岩二煤的质泥岩灰岩一煤岩性描述灰、深灰鱼砂质泥岩，含菱 铁矿，底部为深灰色中粒砂岩，局 部相变为粗、细粒砂岩。灰、深灰色中粒砂岩、砂 质泥岩及泥岩，底部砂岩 层面富含白云母碎片及炭 质 0黑色、块状易碎,漆灰色砂质泥岩及泥岩， 下部为细、 中粒砂岩及泥 百O上部为浅灰色中谆层状灰 岩燧石灰岩、硅质灰岩, 下部为砂质泥岩及泥岩估黑色、粉状。上部为深灰色，深灰色 粉砂岩、泥岩及蒲层灰 岩丿局制灰岩相变为泥 山、石1第三章采煤方法 第一节、工作面布置示意图h1锐_ _- - ._ ,-,f =W U 瑚则曲 c?=+辽序,风ir- F1第二节、采煤工艺及顶板管理一、 工序管理：(1)打眼、装药、放炮：工作面炮眼布置为三角眼，上眼间距1.4m，距顶0.7m底眼间距为0.7m,距底0.3m,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业.(2)伸开翻转梁临时支护：伸开翻转梁临时支护时设专人观山，翻转梁规格为800mrH960mn煤墙空顶超过800mn时，必须提前拉开前探梁支护。(3)攉煤：攉煤时要前后照应，人员站在顶板维护好的地点，面向机尾方向， 防止运输机机道内有物料、大块煤矸伤人，并注意顶板变化情况，严禁空顶作 业。(4)移架：采面分段采通后，由机头向机尾顺序开始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，再降前柱使顶梁可移动时立即停止。移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。(5)放煤：放煤采用多轮多口顺序低位放煤法，分段放煤间距不少于6m,放煤口间距1-1.5m，放煤口高度距顶板0.3-0.5m，开口大小约0.3x0.3m。(6)移溜：推移运输机用推移器或单体柱远方供液推移，推移器或支柱应支在 支架牢固完好的地点，做推移用的单体柱要编号，专项使用，推移后应搁放好。(7)以上工序结束后开始整体推进托梁。二、 采面顶板管理：(1)、本工作面采用走向长壁后退式炮采采煤方法，全部垮落法管理顶板，使用ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架(ZH国家代码、2000工 作阻力、16/24最小/最大采高、ZL整体顶梁)，回风巷超前支护使用DZ型 单体液压支柱、配合圆销梁支护顶板(详见ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液 压支架技术参数表)。(2)、工作面采用ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架，支架中心 距煤壁1000 mm(士10伽)，最大控顶距3.4m,最小控顶距2.6 m移架时要按中2线移ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表名称单位参数备注支架高度mm16002400支架长宽mm2600X960翻转梁m960X800上仰35度支架中心距1000支柱数量根4 (?125)柱高1400-2200移架步距mm800工作阻力KN2000初撑力KN1545支护强度MPa0.61泵站压力MPa31.5架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过士50mm,支架垂直顶底板，其偏差 不得超过士3,支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40m(士10m),支柱 钻底大于100mn必须穿柱鞋，支柱迎山有力，初撑力达到要求。(3).压力集中地带顶板管理:31、 工作面上下出口及端头支护。机头，机尾超前规格为宽3.0m,高1.6m, 长3.0m，采用6棚圆销梁配合单体支柱，柱距为0.5m，排距1.0m。在机头机尾 上方的圆销梁支架间加套3根n型钢大梁，长3.0m, 一梁三柱架设，随着机头 的推进及时前撺，始终使用在机头的正上方。2、巷道压力集中地带超前支护采用单体柱配合双圆销铰接梁支护。3、上、下安全出口超前棚距煤壁8-10m,10m以内为替棚部分打双排点柱，10-20 m打单排点柱。4、高度不低于1.6m,留有不少与0.7m人行道。5、帮顶必须刹严背实，浮渣及时清理。6、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。7、作业方式为人工分段作业。&顶板监测采用阻力监控法，用测压枪对每一循环支柱初撑力进行监测，监测重点为上下安全出口和压力异常区。9、回风巷要有备用物料：其数量为半圆木板：1/2巾180mmX2m不少于30块单体柱：2.2m30棵穿楔：不少于30块10、采面推采接近交叉口（钻场）时提前打木垛加固。三、采面支护设计：结合本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数和合理的支 护强度，采用下列方法计算采面支护强度：Pt=9.81hrk4=9.81M.82.68=612.144KN/m2式中：Pt-工作面合理的支护强度，KN/m2;h采咼，4.8m;r-顶板岩石重力密度，2.6t/m3;k-工作面支柱应设支护的上覆岩层厚度与采高之比, 处取5;（二）支柱实际支撑能力确定：Rt=kg*s*b *a *h XR=0.99X.95X.90X.0X.0X00=338.58KN/柱式中：Rt支柱实际支撑能力，KN;Kg工作系数，0.99;Ks增阻系数，0.95;Kb不均匀系数,0.90;Kh采高系数,1.0;Ka-倾角系数,1.0;R支柱额定工作阻力，400KN;（三）工作面合理的支护密度N=Pt/Rt般为4-8,该5=612.144/338.58= 1.81柱/m2式中：N支柱的支护密度，柱/m2Pt-合理的支护密度，489.715KN/m2Rt-支柱实际支撑能力，338.58KN/柱(四) 工作面支护柱距、排距a=(NXS)/( Nb+F)=(2 XI.81) /(2.8+0.8)=293.6=0.81m式中：N-工作面支柱排数，2;s-每根支柱的支护密度，1.81柱/m2;F-机道上方梁端至煤壁距离，0.8m;Nb-顶梁长度，2.8m;(五) 支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高等因素，22051炮采工作面选用ZH11600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，在满足顶板控制支护 强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。四、支护强度计算：按经验公式计算：P=(4-8)hYe=(4-8)X2X2.5=20-40t/m2式中：h-工作面采高36Ye-顶板岩石平均容重2.5 t/ m2取以上计算的最大值，则合理的支护强度为R=40t/ m.=0.41Mpa由于ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.61Mpa,大于工作面最大来压强度，所以支架支护强度满足要求。五、两巷与端头支护设计：(一)支护设计：根据柱距计算公式：L柱二P1/KLPP1=RiR2R3R4=0.95X0.95X1x29.8=26.9t/根R1支柱不均匀系数：0.95R2支柱增阻系数：0.95R3工作面系数R4支柱最大承载值：29.8t/根P为顶板压力，本采面采用6倍采高围岩重P=6hv=6x2x2.5=30t/m3L柱二P1/KLP=26.9/1.2XL排x30=0.74m为保证安全，距L柱取0.5m,支护强度即可达到要求(二)底板比压分析：2 2JB=PN/SI=300KN/3.14x(0.005m)2=0.0383KN/m2式中JB支柱对底板比压PN支柱额定工作阻力Si支柱底座面积比较：泥岩比压JBN=0.0165KN/m2JBJBN故支柱应垫柱鞋，防止柱子钻底。7控顶支架布蚤图机 铮S.omnWI55回来命何C0(0凤 爭06&O0O9 6EOpOOJ3 :oDo0叽Q 28爆破图表1炮眼布置图1E0C Jq1 :,4rnHQLo -I O (T J- o- f-v2、爆破设计说明书炮眼指标循环指标炮眼指标项目单位上眼底眼项目单位说明眼距m1.40.7眼数个165距顶m0.8药量Kg8.25距底m0.3雷管发16.5仰角度15炮泥Kg247.5俯角度15水袋个165水平角度70-7570-75装药g/眼150225封泥mm眼500500水袋个/眼11孔径mm42429采面爆破警戒布置示意图:（爆T 警戒爆破地点警戒位置说明：爆破撤人距离为上撤30m、下撤30m1 022051 采面控顶距示意图第四章安全生产系统第一节、运输系统1 1一、出煤系统（一）运输设备及运输方式工作面回采出的煤通过工作面刮板输送机、机巷刮板输送机、带式输送机、 西翼采区带式输送机、上仓皮带运至煤仓。（二）煤炭的运输22051工作面T22051机巷宀西翼米区运输巷 宀上仓皮带巷 宀煤仓宀主井宀 地面。附图7:22051采煤工作面运输系统图二、运料系统设备及材料的运输路线及方式（一）工作面需要的材料、设备等物资、由地面T主井T井底车场T南下山T西翼采区机轨巷T22051机巷T22051工作面（出料反向运输）材料的运输同样见附图7。三、设备配置表6工作面机电设备配置表设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻ZM-1.5台2煤电钻综保ZBZ-4.0/660台2转载机SGB620/40T部1额定电压660V额定功率两部80KW输送量150t/h链速0.86m/s工作面刮板输送机SGB620/40T部2额定电压660v额定功率：80kw输送量250t/h链速0.868m/s乳化液泵站BRW80/31.5台2额定工作压力31.5MPa额定流量80L/min电动机功率75kw一.台备用小绞车JD-11.4KW台1三、生产能力分析：W=L S00 C=77.5.88.373%=380t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面循环长度，m;S工作面循环进尺，m;H工作面平均煤厚，m;R煤的容重，t/m3；C采出率，%运输设备能满足矿井生产需要。第二节、通风系统一、通风系统（一）通风方式及系统1、根据我矿采煤方法（走向长壁后退式），为减小采空区漏风量，回采工作面121 3采用独立U型通风，通风动力由主井主扇提供。2、工作面采用上行风，机巷进风，风巷回风。新鲜风流：地面T主井T井底车场T南下山T西翼米区运输巷 宀22051机巷f 22051工作面乏风流：工作面T22051风巷T西翼采区回风巷T500m下山T回风斜井T地面通风系统示意图：一号测风站七号测风站o Iwll Us S=f22091 进风工作面v=15Cr/；S=4W附图 4: 22051 采煤工作面通风系统图二、风量计算：1、按工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人需风量玄4nVmin:Q采4N=4X 55=220rr/min（工作面最多人数，取N=40）;每千克炸药供风玄25ri/min:0采25A=25X11.5=288mi/min（次爆破炸药最大用量为4.8Kg。）b =.:JnSS五号测风站22091 回风工作面V=0Cn/5S十四号测风站P=T7Mr VV=n. 2 8 S=生斗1 42、按瓦斯涌出量计算：Q采=100 xq采xKCH4式中：q采一采面回风巷中平均绝对瓦斯涌出量q采=q相对xP日产KCH采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.6Q采=100 xq采xKCH=100X0.060.1x1.6=9.6160mVmin3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：3Q采=60V采S采=600.9 x.2=335mi/min式中：V采-采煤工作面风速，取V采=0.9m/sS采一采煤工作面平均断面积，取S采=6.2m24、风速验算：3Qmin=15Sin=15X6.2=93m/min3Qmax=240Sn=240 x6.2=1488m/minQmirKQ采vQmax故采面风量Q采=335nVmin第三节、供电系统一、设计说明1、二1-22051回采工作面因地质构造采用二部SGB620/40T刮板输送机， 选用四台QBN 200/1140(660)型矿用真空电磁启动器控制；运输巷采用一部SGB620/40T刮板输送机搭接胶带运输机运输；二台MZ-1.5型煤电钻及两台ZZBL-2型煤电钻综保；生产系统选用两台400型馈电开关控制电源；2、 两台乳化液泵安装在东大巷中部硐室，由两台37KW电机拖动(一备 一用)，选用一台KBZ-400/660馈电开关，二台QBZ-120+120型真空电磁启动器 控制，供电来自采1 5区变电所专用馈电；1 63、电源来自采区变电所专用线路电缆，选用MY P3*70+1*16,1140/660v橡套电缆；4、 二1-22051回风巷内安装1台JD- 11.4KW小绞车， 用于采面运料, 绞车由QBZ-80N开关控制。供电系统示意图:液压泵占r液压泵站QB乙200 4-QB乙2001BR8O31.5BRW0/31.5孚L化液压泵乳化液压泵采区变电所22C51工乍面22051工乍面-QBZ-80NZBZ4.0JD-11.4ZM-1.5调度绞车煤电钻KB乙400皮带运输巷1 7设备配置表:序号设备名称规格型号功率数量地点1馈电开关KBZ-400/660(1140)1台进风巷2馈电开关KBZ-400/660(1140)1台回风巷3矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)2台运输4胶带运输机DTL-6518.5KW1台运输5刮板运输机SGB620/40T40KW1台采面6矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)1台采面7煤电钻综合保护ZBZ-4.01台采面8煤电钻MT-151.5KW2台采面9刮板运输机SGB620/40T40KW1台采面顺槽10矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)1台顺槽11刮板运输机SGB620/40T40KW1台顺槽12煤电钻综合保护ZBZ-4.01台采面13煤电钻ZM-1.51.5KW2台采面14真空开关（可逆）QBZ-80N1台回风巷15小绞车JD-11.411.4KW1台回风巷16矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)2台采区泵站17乳化液压泵BRW80/31.537KW2台采区泵站1 8计算电流整定值:电流整定值计算：电流整定值重新计算公式一：|二J3 xU x COS xn式中：P,负荷功率COS,功率因数0.86效率系数公式二：IZ式中：IZ,过流整定值过电流整定系数(取1.21.5)负荷启动电流和1、二122051南回风巷:(1)小绞车：功率为11.4KW11.4 103计算电流得：I佗5A占乂660 x0.86x0.93(2)煤电钻综保：功率1.5KW计算电流得：I =1.5 1031.7A、3 660 0.86 0.932、中间运输巷及22051南、北采面:(1)皮带运输机：功率18.5KW18.5 103计算电流得：I20.2AJ3汉660汉0.86汉0.93(2)刮板运输机：功率40KW计算电流得：I30 103=33A,3 660 0.86 0.93(3)煤电钻综保:计算电流得：I1.5 103= 1.7A3 660 0.86 0.931 9中间运输巷及二1-22051南、北采面馈电：lz=20.2+33X3+1.7X2=122.6A取过电流整定系数为1.2,计算过电流整定值为150A总馈电：lz=122.6+12.5+1.7X2=138.5A取过电流整定系数为1.3，所以总馈电过电流整定为200A。第四节、液压系统1、液压泵站设置在采区运输巷泵站硐室，有两台BRW 80/31.5型乳化泵,公称压力为：31.5MPa,流量：80L/min，配套乳化液箱640L;2、液压管通过胶带运输下山、行人绕巷，分别从中间运输巷和二1-22051北回风巷排至南、北采面；3、采面每隔10m安装一个三通阀门，其它巷道每隔50m安装一个三通阀门液压系统示意图：1 10第五节综合防尘及防灭火系统一、综合防尘系统（一）机、风巷各设一防尘供水管路，管路采用50的无缝钢管，保证水源、水压，定期对巷道进行冲刷，减少煤尘堆积。（二）各防尘设施正常使用，并设专人维护和管理。（三）各转载点落差不得超过0.5m，并设置洒水喷雾装置，保证灵敏可靠，覆盖全断面。（四）根据防尘有关规定， 工作面上、下安全出口以外1020米范围内各安装一道净化水幕，另外在回风巷距工作面50米安装一道自动化降尘水幕。（五）进、回风巷内设置隔爆设施，并按照规程规定安装在巷道切眼以外60200米之间，每平方米巷道断面不低于200L水量，水棚排距1.23.0米， 棚距长度不小于20米。（六）采用湿式打眼，严格执行水炮泥使用制度。（七）煤壁采用浅孔注水，每隔46米打一个注水眼，每个注水眼眼深不 小于5米，注水时间不能低于10分钟，以煤壁或顶板渗水为准。（八）机械保护齐全，做好个人防护。二、防灭火系统（一）输送机机头、液压泵站、绞车处应各放置两个灭火器，并齐全完好， 工作面工作人员必须会使用灭火器材。（二）进、回风巷各设置一道 50的降尘管路，每隔50米要有一个阀门， 并安设防尘胶管（距切巷口不超过20m）,以便巷道除尘使用。1 11（三）进、回风巷各设置一道 50的压风管路，同样是每隔50米要设置一 个阀门，以便在巷道作业时使用。2 12第六节、排水系统二1-22051切眼及风巷排水路线为机、 风巷临时水窝-22051机、风巷-中央水仓T地面排水系统示意图:?=75mnL=23=75mmL=708m：50mm_=284m=50mm=209m：50mnL=199? =50mm? =75mmL=532m容水量20X4X2.55综合防尘及防灭火系统=75mmL=121m仁换11.：何加二KLUMDJ,容水量20X4X2.52 1用、检修 12SD2*3工作 电机 n第七节、安全监测系统一、二1-22051工作面瓦斯绝对涌出量1.54m3/min ,相对涌出量4nVt，属 瓦斯工作面。在二1-22051工作面机巷与风巷交叉口外10m处安设瓦斯传感器、 风巷设置甲烷、风速、温度、一氧化碳传感器，胶带输送机巷配备胶带机综合 保护器和紧急制动装置。二、监控系统简介矿井建有“KJ95N型”安全监测监控系统。系统能力可满足矿井安全监测要求， 目前系统全面覆盖井下所有工作地点。1、瓦斯传感器型号为KGJ16B型，一氧化碳传感器型号为KGA5型，温度传 感器型号为KG3007A型，风速传感器型号为KGF15型。2、 瓦斯传感器3个，分别悬挂位置在机、风巷口，距离采面10-15m处，风排水系统图名称 型号电压 功率转速流量扬程数量 管道0.797工作2IML1117配水巷吸水井长度.型号工作33=m水泵 工作卜J*名称型号电压 功率转速流量扬程数量管道备用水泵 工作,.0V-r电机管道检修长度型号 检修水泵 工作,.0V-电机f工 作备 用各 一趟名称 型号电压 功率转速流量扬程数量J管D2 2巷出口往里15m处悬挂一台；风速、温度、一氧化碳传感器分别悬挂在风巷测 风站（详见22051采面监控系统图）。3、 传感器垂直悬挂，距离巷道顶板不大于300mm,距离巷帮不小于200mm4、 瓦斯传感器报警点为0.7%,断电点为0.8%，复电值为瓦斯浓度不大于0.7%22051 采煤工作面监控系统图第八节通讯系统在运输机头和采面两端分别安装程控通讯电话， 可直通调度室和重要场所及2 3各科室2 4风巷电话 电铃按钮说明：1、 转载机头安设一部生产电话2、 转载机头以及采面机头各安设一部按钮及电铃第五章劳动组织1、循环方式：循环进度：0.8m；日循环数：3个；2 5循环产量：380t;日产量：1140t;2、作业方式：人工分段作业回采工艺流程：打眼T装药T连线爆破T伸开翻转梁T临时支护铺网T攉煤T移架T放顶 煤-移托架梁-移溜.以上工序结束后开始整体推进托梁3、劳动组织：劳动组织形式“三八”制采用专业和综合工种相结合的分段作业方式劳动组织一览表序号工种班次合计备注零点班八点班四点班1采煤工4040401202机电工33393班组长22264验收员11135打眼工666186维修工22267管理人员22268三铁人员11139勤杂工222610合计494949177附：工作面循环作业图表2 6工作面循环作业图表:、严、工工作命作命 长度长度 零点班八点班四点班10090807060If50/nji40O / /301 !120d 1 Itfl10HI0 Q宀 y-| 】【| ?妮J淇枪梅醱杆康技筠违鐵甲瞄M临时支 E軽儷-茂關辗扭槿密输雀机啟碳第六章主要技术经济指标项目单位数量项目单位数量工作 面指 标走向长度m155管理放顶步距m0.8倾斜m77.5回柱方法液压煤层厚度m4.8老空处理跨落法采高m4.8材料机油Kg/万吨回采面积2m13412乳化油Kg/万吨2 7煤层倾角038消耗+【、r 1截齿个/万吨工作面储量t98000坑木m/万吨口采储里t88200炸药Kg/万吨2024回采率%90雷管发/万吨5014容重t/m31.37杂木棍根/万吨日进m1.6柱鞋块/万吨月进m48金属网m/万吨回米工效t/工4.3挡帘个/万吨顶板支架类型悬移支架循环 指标作业方式“三八” 工作制人工分段支柱数量根、架620循环进度m0.8顶梁数量根155循环产量t641顶板管理方法全部跨落法日循环数个1.5最小控顶距m2.6日产量t962最大控顶距m3.4正规循环率%90第七章安全技术措施“安全第一，预防为主”是煤矿生产一贯坚持的方针，每个职工都要树立“安全第一”的思想意识，认真执行煤矿“三大规程”，狠反“三违”，作好自主保安、联保、互保工作。每班开工前都必须由带班矿领导、班长、验收员首 先检查采面安全情况，经程序化检查，确认安全无隐患后，方可允许施工人员 进入采面作业，发现不安全隐患，应立即组织人员采取措施进行处理，切实做 到不安全不生产，隐患不排除不生产，措施不落实不生产。2 8第一节、总则1、 所有工作面作业人员都必须认真学习三大规程，学习后履行签字手续，经 考试合格后方可上岗作业，否则不准上岗.2、 凡有新工人进队或转岗人员都必须重新学习本规程和参加培训，经考试合格。否则不准上岗作业.3、 下井人员必须按时参加班前会，否则不准下井作业，在每班班前会上，值 班矿领导、带班矿领导都必须讲明本班工作面的安全生产情况及注意事项，并 结合规程讲明采取的措施，开工后及时检查、组织落实。4、 在工作面出现意外情况时，带班矿领导及班长应及时组织现场人员进行 处理，并向调度室和值班矿领导汇报，听取处理意见，组织现场落实。5、 每班开工前，各工种都要备好自己的工具，并先检查作业地点的安全情况，发现问题及时处理，在确保安全的前提下，方可开工作业。6、 工作面在开工前，由队长、技术员负责带领工人走一次避灾路线，以后 每月由班长以上干部负责带领工人走一次避灾路线。第二节、采煤工艺安全技术措施一、打眼1、 本工作面炮眼布置为三角眼，上眼间距1.4m，距顶0.8m,底眼间距为0.7m, 距底0.3m。2、 打眼工必须固定专人，严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业，对凹凸 不平的煤壁和采高变化，要根据情况减少或加大眼深，保证爆破后煤壁平直、 采高和进度实现正规循环。3、 打眼工进入工作面后，首先检查煤电钻的完好情况、电缆有无破损失爆、 综合保护装置是否灵活可靠，并且进行一次综合保护装置跳闸试验，确认无问 题后方可打眼。2 94、打眼工进入工作面打眼前，要先检查周围顶板是否完好，有无片帮预兆， 柱子是否牢靠，上、下各3架严禁动架，必须关闭翻转梁截止阀，如有问题经 处理后方可作业。5、打眼工作由两人以上配合作业，一人掌握煤电钻打眼，保证眼距、眼深 及角度。一人观山拉电缆，注意电缆的悬挂和使用，不得在刮板运输机上游动，同时查看周围支架、煤壁、顶板等情况，坚持湿式打眼。6、打眼时，要坚持执行敲帮问顶制度。7、打眼时，禁止作业人员戴手套，工作服袖口必须系好纽扣，以免被钻杆 绞住。&打眼期间应停止采面运输机运转，人员不准站在运输机道内，打眼施工 人员严禁站在运输机上施工。9、 禁止在煤岩的节理和裂隙上打眼，禁止在老炮眼和残眼上继续打眼。10、打眼中暂时休息时，钻杆必须脱离电钻，并放在安全地点。11、炮眼位置及角度严格按作业规程或补充措施施工，如遇异常情 况，必须采取措施处理后方可继续施工。12、严禁用运输机运送煤电钻，电缆和炸药。13、打眼时，电缆应悬挂在人行道上，严禁悬挂在运输机道内。14、打眼结束后，把综保开关手把打到停电位置并闭锁，按下防爆插销。将电缆、煤电钻、钻杆放置到顶板完整、支架完好、无淋水处、距超前出口10m处盘放整齐，机巷离开溜槽帮400mn以上距离。15、打眼过程中，严禁用脚蹬或硬压煤电钻，若电钻打眼时间过长或操作不 当引起电钻起热时，应及时更换电钻或待温度降低后使用。16、有下列情况之一时，不许打眼或应立即停止打眼，在向上级汇报并妥善 处理，确认安全后，方能继续打眼。2 10（1）工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%及以上时。（2） 发现煤层内有连续小煤炮声或有大量瓦斯涌出，有煤和瓦斯突出征兆时。（3）发现煤层变潮，煤质变软，有挂汗、挂虹，出现雾气，水叫、顶板淋水 加大，空气变冷的透水征兆时。（4）打眼时突遇压力水从钻孔中流出时，应立即停钻并不许抽出钻杆。（5）工作面局部顶板来压，片帮严重，支护不齐全，不牢固。（6）控顶距超过本规程的规定。（7）电钻声音突然异常，出现卡住钻头或钻杆，电钻严重震动，电钻外壳带 电。17、采面坚持沿底板推进，保证采面高度 满足悬移支架高度需要。二、装药、连线、爆破1、装药、连线、爆破必须由经过培训的爆破工进行，并持证上岗。2、装配引药必须在支架完好、顶板完整的地方，并避开电气和导电物体及 顶板淋水处。严禁坐在炸药箱上装配引药，装配数量以当班当时需要量为限。3、 装配引药工作由专职人员操作， 附近20m范围内严禁有做与此无关的工 作和人员。4、 爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的箱内并加锁，严禁乱扔乱 放。装炸药、电雷管的药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设 备的地点。每次爆破时都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。5、 本工作面采用乳化炸药，雷管扎入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便 把雷管固定在药卷内。雷管必须全部插入药卷，严禁斜插在药卷内或捆绑在药 卷上。6、装配引药时，必须防止电雷管震动，冲击折断，防止损坏脚线绝缘层。7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得3 0手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管理顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线末端扭结。&装药前先检查装药地点20m范围内风流中的瓦斯浓度， 低于0.5%以下时，方可装药。9、 装药时，要严格执行敲帮问顶制度，若发现煤壁松动、有伞檐煤、等情 况都必须处理好后，再进行作业。10、装药前先用炮棍将药卷轻轻推入， 不得冲撞， 炮眼内各药卷之间必须彼 此密接。11、 本工作面采用正向装药，严禁反向装药。装药量为上眼不超过300g/眼， 下眼装药量不超过450g/眼，当遇顶板条件变差或煤层变软时， 应减少或停止打 上眼，同时适当减少上下眼装药量。片帮严重时，坚持手镐刨煤。12、封泥时，先装水炮泥，然后用粘土炮泥封满，严禁用煤粉块或其它可燃 物做炮泥。13、无封泥、封泥不足或不严的炮眼严禁爆破。14、装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁脚线同运输设备、电气设备等导 电物相接触。15、 工作面风量不足或采煤工作面煤尘超标未降尘时，以及炮眼内发现异常： 如温度忽高忽低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散及透老空巷等情况时，不准装药，并报班组长立即处理。16、 炮眼深度小于0.6m时，不得进行装药爆破，装药后最小抵抗线小于0.5m时，不准爆破。17、装药和打眼平行作业时，间距必须大于15m18、 本采面采用一次打眼，间隔分组一次装药，间隔长度不少于2.0m，每组 装药长度不超过5.0m，每次起爆一组。为防止间隔区间的未装药炮眼被爆破挤 压，可在炮眼中插上炮棍，最后视分组爆破的情况再装药爆破间隔区的炮眼。3 119、爆破由专职爆破工进行。20、爆破工作要严格执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制度。21、爆破前，班长应对爆破地点进行全面检查， 有片帮空顶时，应进行维护, 保证退路完好畅通。煤墙侧顶板发生掉顶现象或顶板破碎易发生冒顶的地点，严禁爆破，提前维护好顶板以后，再装药爆破。22、 爆破前，由班长亲自指定专人在机、风巷口15m外设置警戒，班长负责 清点人数，布置撤人工作，放炮前采面作业人员全部撤离至爆破点进风流不小于45m处，由瓦检员并向调度室请示，调度室负责通知22051采面所有回风流范围内的人员，确认无误后方可对班组长下达爆破命令。23、爆破连线采用串联连线方式，将相邻电雷管的脚线各一根互相连接，最 后剩下的两根脚线分别接到爆破母线上。未连接的电雷管脚线必须扭结成短路 并悬空。24、 爆破工接到爆破命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒，确认无 问题后，方可爆破。25、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在有掩护的安全地点进行爆破，爆破时背向爆破地点，发爆器必须采用矿用发爆器，发爆器的钥匙由爆破工随 身携带，不得转交他人，除爆破时间外，不得将钥匙插入发爆器。26、爆破后，爆破工必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路，等炮烟 吹过警戒线后，爆破工和班长方可进入巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、 顶板、支架、拒爆（残炮）等情况，确认无问题后方可继续下一组爆破。需要 进入维护时，爆破工、班长要发出撤除警戒信号，撤除警戒后，人员方可进入 进行维护作业，维护好以后，由班长负责组织撤人进行下一轮作业。27、 爆破时，发现拒爆（残炮），对拒爆（残炮）要做出明显标志，同时， 把电雷管脚线扭结成短路并悬空。28、头遍炮爆破完毕，维护好顶板以后，拔出插在炮眼中的小棍，然后进行3 2装药、连线、爆破。29、爆破作业必须在采面运输机运转正常的情况下方可爆破，正常爆破时，要在爆破地点下风侧开启23道水幕。30、若打眼过后或钻孔已装进药发生片帮现象时，应根据现场实际情况减少 上下眼装药量，已装药的应以爆破底眼为主。片帮严重时应停止运输机维护后 再进行爆破作业，维护时设专人观山。31、爆破时，采面掉顶、运输机内有大煤岩块、应停止爆破进行处理。32、严禁在井下检修发爆器，严禁乱埋私扔火药雷管，每班剩余的火药品必 须退还火药库。33、严禁使用发爆器以外的电源爆破，严禁在同一个工作面使用两台发爆器 同时爆破。34、采面装上的炮，当班全部爆破完，如遇特殊情况留有炮时，由爆破工负责看管，并现场交接清楚。拒爆（残炮）当班必须处理完，处理拒爆（残炮）（1） 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）在距拒爆（残炮）炮眼0.3m以外另打与拒爆（残炮）炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余 炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒 爆（残爆）炮眼。（4）处理拒爆（残炮）的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查 炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）在拒爆（残炮）处理完毕以前，严禁 在该地点进行与处理拒爆（残炮）无关的工作。35、处理拒爆（残炮）时必须在爆破工、班组长指导下进行。36、严禁采用裸露爆破。37、布置警戒必须挂警戒牌，挂警戒绳，穿警戒衣，做到“人、牌、绳，衣” 四齐全。38、生产中检到的火药、雷管要交给爆破工。39、爆破后如爆破效果不好，应重新补打眼装药爆破，爆破时以爆破震动炮3 3为主，眼深不少于0.6m，最小抵抗线不少于0.5m。三、伸开翻转梁临时支护、连网、攉煤1、 爆破完毕，工作面的炮烟被吹散，警戒人员由布置警戒的班长亲自撤回 后，人员方可进入工作面作业。2、 采煤工分组作业，至少两人一组，严禁单独作业。作业前备足工具及所用 物料。3、 采煤工进入工作地点后，先检查自己工作范围内的顶板、煤墙、支架等 情况，排除不安全因素。顶板有杂物时必须进行妥善处理，杂物不得扔进运输 机机道内或运输机上。4、 采煤工开始作业时，执行敲帮问顶制度，在有支护的顶板下，用镐、锹、 钎子等长柄工具捣掉活矸、伞檐煤，将顶板刨平整，保证宽度。5、 伸开翻转梁临支护时设专人观山，翻转梁规格为600mM960mn煤墙超过600mn时，必须提前拉架。6、 铺网，铺网应在有支护的顶板下作业，铺网时要边铺网边展开网，严禁 一次性把网全部展开，没有铺上顶板的网要在煤墙侧妥善放置好。7、 铺网时，网边对齐铺成直线，不能斜铺，网要铺平整，紧贴顶板不出现 凹凸及波浪形状，特别是不能打卷。&铺网时要严密，不漏铺不多铺，为避免网造成多铺浪费，最好在网头交 接处标上明显标志。9、 铺网时搭接宽度为200mm机头、机尾超前用的网要用扎丝与两巷的金属 网连接好。10、局部冒顶、掉顶地段及时伸开翻转梁护顶。11、攉煤时要照前顾后，人员站在顶板维护好的地点，面向机尾方向，防止 运输机机道内有物料、大块煤矸伤人，并注意顶板变化情况，严禁空顶作业。12、攉煤时，人员要注意有无片帮征兆，必须用手镐刨掉，隐患排除后，再 继续攉煤，防止片帮伤人。13、不准骑运输机机道、蹬运输机槽帮攉煤，不准先出煤后支护。14、攉煤时要注意清理净老塘浮煤，攉煤时坚持洒水冲尘。15、攉煤过程中，发现拒爆（残炮）必须通知班长、爆破工进行处理。不得 手拉、3 4镐刨、锹挖，待按规定处理好后方可作业。16、上下出口的煤要及时攉净，保证通风、行人、运料畅通。17、攉煤时， 遇到大块煤矸要用锤砸碎后再进行攉煤作业， 严禁大块煤矸上 运输机。四、悬移液压支架移架操作：（一）正常移架操作顺序1、 移架前先收回翻转梁。2、移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，稍降前柱使顶梁可移动时立即停 止。3、 移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。4、 升后柱，使顶梁与顶板严密接触为3-5秒，以保证达到初撑力。5、在支架保护下出完煤，将前柱收起移至煤壁，使前柱垂直顶梁，升紧前 柱。6、 将各操作手把扳到“零位”。（二）过断层、顶板破碎带及压力大时的移架；1、 按照过断层、顶板破碎带及压力大时的有关安全技术措施进行护顶或超前支护，尽量缩短顶板暴露时间、缩小顶板暴露面积。2、 一般采用“带压移架”，即同时打开降柱及移架手把，及时调整降柱手把, 使破碎矸石滑向采空区，移架到规定步距后立即升柱。3、 过断层时，应按作业规程规定严格控制采高，防止压死支架。4、 移架顺序按正常移架顺序进行。（三）移架操作安全措施：1、悬移液压支架操作人员必须经过培训， 熟悉悬移液压支架的性能及构造原理和液压控制系统，掌握支架使用操作安全技术措施，能够按完好标准维护保养悬移液压支架，懂得顶板管理方法和工作面作业规程，合格者方可上岗 作业。2、 掌握好支架的合理高度：1.6-2.2米。支架内各立柱伸出长度应一致，其 活柱行程保证支架不被“压死”。3、 支架所用的阀组、 立柱、均不准在井下拆检，可整体更换，更换前尽可能 将缸3 5体缩到最短。4、 备用的各种液压软管、阀组、液压缸、管接头等必须用专用堵头密封：更换时用乳化液清洗干净。5、 更换胶管和阀组液压件时，只准在无压状态下进行，且出口前方严禁有 人。6、 不准随意拆除和调整支架上的安全阀。7、 悬移液压支架工操作时要掌握八项操作要领，做到快、匀、够、正、直、稳、严、净，即：(1)各种操作要快；(2)移架速度要均匀；(3)移架步距要符合作业规程规定；(4)支架位置要正，不咬架；(5)各组支架要排成一直线；(6)支架，刮板输送机要平稳牢靠；(7)顶梁和顶板接触要严密不流空隙；(8)煤矸要清理干净。8、 乳化液用水要求水质清洁、无杂物、杂质，泵站司机要坚守岗位，经常 检查水质状况，加供水过滤网。否则，因水质、杂物堵塞液压阀或管道，易造 成阀体漏液失灵，翻柱、倒架伤人事故。9、必须采用合格乳化油，配比浓度不小于3%-5%，乳化液要充足，不得小 于半箱，缺少时及时补液，进回液管道过滤器由当班液压维护工每班清洗一次。10、开泵、开总截止阀前要认真检查各管路、接头及U型卡连接状况，防止 突然来压甩掉伤人，每次停送压前后，操作人员要尽可能远离连接接头位置。11、液压泵站压力不得小于31.5Mpa。3 612、接班时，检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置，如全部 处于中间位置，打开总液压截止阀。13、每班班前要检查液压支柱工作状态，发现失效、漏液阀、柱、管，要及 时更换。14、每次移架前都要先检查本架管线，清除架前障碍物。保证移架期间不出 现挂、卡、阻现象。15、移架前必须先将网连好后再行移架。16、 工作面支架安装完毕，初次移架必须小循环小步距（不大于400mm将 支架逐渐移入煤壁。17、移架人员必须站在上一架支架下方操作下一架支架，观察支架和煤壁情况，要保持支架垂直煤壁及输送机。18、 移架的上下方和前方不准有其他人员从事无关工作，移架时设专人观山。19、工作面遇断层、硬煤、硬夹石层需要放炮时，必须把支架的立柱、管线、 设施等掩盖好。移架前，必须把煤矸清理干净。（四）工作面冒顶的处理1、 顶梁前端顶板破碎局部冒顶时，在翻转梁上用半圆木或穿楔背顶，再伸 开翻转梁使其严密接顶。2、支架上方空顶时，应用木料背实空顶空间。3、煤质松软片帮严重时，要及时伸开翻转梁护顶、帮，以防止继续片帮造成冒顶范围增大4、处理冒顶时设专人观山，并在带班矿领导的统一指挥下进行。（五）其它注意事项1、职工不得随意乱开关操作阀手把，每次送液前，必须保证所有操作阀手 把处中间零位。3 72、 严格按照规定的载荷及正确的方法使用。3、 支架出现故障必须及时维修，不得带病作业。4、初次下井或新维修好的支柱第一次使用时，应反复升降活柱二至三次， 完全排除缸内的空气。5、当泵站的乳化液减少时及时补充，达到规定比例，如发现乳化液配比不 准或不干净时，应停止使用。6、 经常检查高压管、接头及U型卡子，防止脱落，避免高压管弹出伤人。7、在工作中突然发生高压管脱扣，就迅速关闭操作阀或截止阀。&系统内过滤器必须每班清理一次， 液压系统其它零部件拆卸后必须清洗 干净方可安装。在安装及检修时，必须用乳化液将管道冲洗干净，以防杂质进 入系统内，造成液压元件损坏。9、 经常检查液压支柱的工作状态，应就近迅速关掉截止阀。10、各种操作阀严禁用力过猛，否则易造成猛烈移动或液压元件过早损坏及 挤管倒架伤人事故。11、工作中，突然崩管或脱扣漏液，应就近迅速关闭截止阀。12、各种管路应吊挂在最高位置，并排列整齐顺畅。13、支架出现漏液、串液及自动卸载现象时，应及时处理管接头、配液阀、 安全阀等，严禁出现缺少密封圈、管接头使用单腿销、铁丝销和无销现象。14、更换液压管部件时，必须关闭截止阀，截止阀必须工作可靠，做到谁关 谁开，严禁带压，带载拆卸管子和阀组。15、严禁向液压柱内注清水。