9101综放工作面采煤作业规程，9101 2024-02-09 06:48:18 0 0 目 录 矿审批意见 ………………………………………………3 作业规程复查记录…………………………………………4 作业规程学习和考试记录…………………………………5 第一章 概况 …………………………………………… 7 第一节 工作面位置及井上下关系 ……………… 7 第二节 煤层 ……………………………………… 7 第三节 煤层顶底板 ……………………………… 8 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 巷道布置……………………………………10 第二节 采煤工艺 ………………………………… 11 第三节 设备配置 ………………………………… 12 第三章 顶板管理 ……………………………………… 15 第一节 支护设计 ………………………………… 15 第二节 工作面顶板管理 ………………………… 16 第三节 顺槽及端头顶板管理 …………………… 17 第四节 矿压观测 ………………………………… 19 第四章 生产系统 ……………………………………… 21 第一节 运输系统 ………………………………… 21 第二节 通防与监控系统 ………………………… 21 第三节 排水系统 ………………………………… 26 第四节 供电系统 ………………………………… 26 第五节 通讯照明系统 …………………………… 28 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 ……………… 29 第一节 劳动组织 ………………………………… 29 第二节 主要经济技术指标表 …………………… 30 第六章 灾害预防及避灾路线 ………………………… 31 第七章 安全技术措施 ………………………………… 33 第一节 一般措施 ………………………………… 33 第二节 顶板管理 ………………………………… 34 第三节 防治水 …………………………………… 35 第四节 通防及安全监测………………………… 35 第五节 运输管理 ………………………………… 36 第六节 机电设备 ………………………………… 38 第七节 其它 ……………………………………… 43 矿 审 批 意 见 同意本规程所编写的内容，并提出以下审批意见： 会审单位及人员签字: 技术科 年 月 日通防科年 月 日 安全科年 月 日机电科年 月 日 调度室年 月 日副总工程师年 月 日 机电矿长年 月 日安全矿长年 月 日 生产矿长 年 月 日总工程师年 月 日 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： 作业规程学习和考试记录 负责人： 传达人： 贯彻时间： 班次： 姓名成绩签字姓名成绩签字 王 磊孔 国 颜丙刚顾洪亮 孔祥锋 刘腾飞王 健 孔 飞樊新民 孔庆营 刘宝山孔凡其 刘德林孔令河 宋海涛韦 健 孔凡金孔 亮 李洪光陈传秀 宋新辉尹洪波 姜桂强孟宪周 孔春生李文涛 史继路江 波 刘 彭于庆堂 孔庆香宁尚贵 徐 强孔志远 孔令争段容岩 刘 昊 作业规程学习和考试记录 负责人： 传达人： 贯彻时间： 班次： 姓名成绩签字姓名成绩签字 尚兰军 孔维栋 郑士刚 田振武 孟祥付 丰 镇 颜玉喜 杜井辉 翟海洋 王玉成 张 雷 孔祥峰 胡继生 张 磊 相起明 王 彪 毛安会 胡小龙 第五节 水文地质 一、顶部和底部含水层分析 顶部和底部含水层分析，9101综放工作面，前方约14-23米，可能为西来峰断层的伴生构造，此构造本身的富水性相对较弱，但有可能导通主断层富水区。施工时应引起注意。在顶板附近相对不富水，只有局部低洼处存在部分未排干水或上部下渗水，在顶板高部位(约在50米以上)部分区域存在相对富水区，但存在较大的富水体的可能性较小，对工作面回采影响较小，但不排除回采时裂隙带沟通60米以上富水区而突水的可能性。上下顺槽在240m-400m处顶板含水较为丰富。应提前准备好排水管路、备用水泵，防止水患。 二、其它水源的分析 工作面附近无其它积水区或含水层。 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。 影响回采的其它地质情况表 表五 二、应力集中区 本工作面上下部及周围均为未采区，尚无应力集中区，但施工过程中要加强支架、支柱初撑力的观测，加强顶板管理，割煤后及时拉架，严禁梁端距超规定和支架超高生产。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量：578498 T。 可采储量：本矿的工作面综采、放顶煤回采率参考值分别为95%、85%，可采储量526433T 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=688 /(1.2×27)=21.2个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置概况 一采区是裕隆利胜煤矿委托天地科技公司于2005年设计。主要布置有：一水平辅运大巷，一水平主运大巷，一水平回风大巷，二水平水仓和泵房。工作面采用走向长壁布置。 二、采煤工作面轨道顺槽 1、该巷道沿煤层底板掘进，采用锚网索支护，矩形断面,上下净宽3.6m,净高2.6m,净断面积9.36m2。 2、支护：顶部锚杆采用Φ18×2200mm、两帮锚杆采用Φ18×1800mm无纵筋螺纹钢树脂锚杆，间排距800×800mm。 3、锚索支护沿巷道方向横向布置，排距2.4m一组，每组2根。 4、该顺槽主要用于本工作面进风、运料。 5、轨道顺槽内布置有φ108mm的防尘、压风管路各一路，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 1、该巷道沿煤层底板掘进，采用锚网索、钢棚支护，净宽3.6m，高2.6m,巷道净断面9.36m2。 2、锚网梯支护顶部支护锚杆采用Φ18×2200mm、两帮支护锚杆采用Φ18×1800mm无纵筋螺纹钢树脂锚杆，间排距800×800mm。 3、锚索支护沿巷道方向横向布置，排距2.4m一组，每组2根。 4、钢棚支护间距为800mm。 5、该顺槽主要用于本工作面进风、运输煤炭。 6、运输顺槽内布置有φ40的防尘管路一趟、束管监测管路等管线，并在该顺槽下帮设置转载机和胶带输送机。 四、采煤工作面回风顺槽 1、该巷道沿煤层底板掘进，采用锚网索、钢棚支护，净宽3.6m，高2.6m,巷道净断面9.36m2。 2、锚网梯支护顶部支护锚杆采用Φ18×2200mm、两帮支护锚杆采用Φ18×1800mm无纵筋螺纹钢树脂锚杆，间排距800×800mm。 3、锚索支护沿巷道方向横向布置，排距2.4m一组，每组2根。 4、钢棚支护间距为800mm。 5、该顺槽主要用于本工作面回风。 6、运输顺槽内布置有φ40的防尘管路一趟、束管监测管路等管线。 五、采煤面切眼 切眼位于9101综放工作面运输、回风顺槽的终点位置，沿煤层底板布置。为矩形断面,采用锚网索支护。净宽6.4m,净高2.6m,断面积16.64m2。 六、停采位置 工作面停采位置预定为运输顺槽联络巷附近。 附图3：9101综放工作面平面图(1：2000) 第二节 采煤工艺 一、采煤工艺 9101综放工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤法。 双滚筒采煤机割煤，采高2.4±0.1m，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1.6m,采放比为1:0.67。放煤采用割两刀一放煤,多轮顺序放煤,放煤步距1.2m。初次放煤为在工作面通过切眼15m以后进行。距停采线15m时停止放顶煤。 二、落煤方法 1、采煤机的进刀 采煤机的进刀采用端部自开切口、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，从上往下(下往上)方向推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为15m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上(下)进刀，通过15m的弯曲段至25m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。(正常情况下行割煤，上行移溜) (2)将两个滚筒的上下位置调换，向下(上)割三角煤至割透端头煤壁。 (3)割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，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112m，采煤机以适当的速度向上(下)割煤，直至割透上(下)端头煤壁。 3、放煤 (1)放煤采用割两刀一放煤,放煤步距1.2m。采用多轮顺序放煤工艺。即：割完一刀后，进行第一轮放煤，放煤从下往上依次进行。首先打开放煤口，摆动尾梁，松动顶煤，放出煤数量以覆盖运输机的刮板为原则，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、第三轮等多轮放煤，同样按照第一轮放煤的顺序、原则，直到有较多的矸石放出时，关闭放煤口，再进行下一架的放煤，直至结束。 (2)放煤距离采煤机割煤不小于15米。 三、采煤工作面正规循环生产能力 工作面每天2个循环，每循环进尺1.2m，割煤高度2.40m，放煤高度1.6m，放煤时回收率0.85，则 日割煤量=147×2.40×0.6×2.0×1.43×0.95=575.1吨 日放煤量=141×1.6×0.6×2.0×1.43×0.85=329吨 日产量=575.1+329= 904.1吨 月产量=904.1×30×0.9=24410.7吨 第三节 设备配置 一、采煤机 采煤机选用MG200/500—AWD双滚筒采煤机，其主要技术参数如下： 型 号：MG200/500—AWD双滚筒采煤机 制造厂家： 西安煤矿机械厂 采 高： 1600-3200 mm 截 深： 630 mm 滚筒直径： Φ1600 mm 装机功率： 2X200+2X40+7.5 KW 供电电压： 1140 V 摇臂摆动中心距： 6200 mm 牵引方式： 交流变频调速、电机驱动齿轮轨式无链牵引 牵引控制形式： 电控恒功率自动控制 滚筒转速： 37.81r/min 牵引速度： 0—12.8 m/min 最大牵引力： 550KN 采煤机总重： 36 t 二、液压支架的主要技术特征： 1.基本支架 型 号： ZF4000/14/28型 支撑高度： 1.4—2.8 m 支撑宽度： 1.42—1.59m 额定初撑力： 3582KN 工作阻力： 4000 KN 支护强度： 0.64—0.65 MPa 支架中心距： 1.5m 适应煤层倾角： ≤ 40° 支架重量： 12880Kg 立柱千斤顶行程：990mm 推移千斤顶行程：700mm 护帮千斤顶行程：390mm 尾梁千斤顶行程：480mm 侧护千斤顶行程：170mm 移后溜千斤顶行程：800mm 插板千斤顶行程：450mm 底调千斤顶行程：160mm 防滑千斤顶行程：355mm 防倒千斤顶行程：400mm 2.过渡支架 型 号：ZFG4200/17/28 支撑高度：1.7—2.8m 支撑宽度：1.45—1.62m 工作阻力：4200KN 支护强度：0.67—0.68MPa 支架重量：14770Kg 推移千斤顶行程：700mm 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--730/264中双链 型 号： SGZ--730/264 运输能力： 600 t/h 刮板链速： 1m/s 中间槽尺寸(长×宽×高)：1500х690х275mm 总 功 率： 2х132 KW 电 动 机： YBS132-4 电压等级： 1140 /660V 50 HZ 后部运输机型号为SGZ--630/264中双链 型 号： SGZ-630/264 运输能力： 450 t/h 刮板链速： 1m/s 中间槽尺寸(长×宽×高)：1500х588х252 mm 总 功 率： 2х132 KW 电 动 机： YBS132-4 电压等级： 1140 /660V 50 HZ 2.桥式转载机一部，其型号为SZZ--730/132，设计长度60m，其它技术参数为 型 号： SZZ-730/132 运输能力： 700 t/h 设计长度： 60m 链 速： 1.24m/s 有效搭接长度： 11.44m 电机功率： 132KW 电 压： 1140/ 660V 爬坡高度： 1.304m 刮板间距： 920 mm 圆环链规格： Φ26х92mm-c 破断负荷： ≥850KN 3.破碎机一部 型 号： PCM110 破碎能力： 1000t/h 电机功率： 110KW 电 压： 660/1140V 外型尺寸：(长×宽×高)3600х1760х1575mm 出口粒度： 300mm (可调250、200、150) 4.辅助运输设备选用1.0吨的矿车,牵引设备选用JWB-75J型无极绳绞车，其主要技术参数如下： 型 号： JWB-75J 静 拉 力： 40/80KN 绳 径： 22mm 绳 速： 0.625/1.58m/s 电机功率： 75kw 滚简直径： 1000mm 外形尺寸： 2630×1510×1630mm 附图5：9101综放工作面设备布置示意图 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、支架所需支护强度计算如下： 式中：Ｐt：工作面合理的支护强度 k：支架上方顶板的系数，取:10 h：采煤高度，取:2.4m r：顶板岩石容重，取:2.4t/m3 g: 常数，取:9.81 3、选择工作面支护强度 经计算工作面最大平均支护强度取0.564MPa，因此工作面支护强度应大于0.564MPa。 4、支护设备选择 9101综采工作面选用基本液压支架ZF4000/14/28型支架95架，支护强度为0.64—0.65 MPa(f=0.2)；上、下端头选用ZFG4200/16/28型过渡支架4架，支护强度为0.67—0.68（f=0.2）MPa；所选支架符合要求。从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1～99号支架。 二、乳化液泵站 （一）泵站及管路选型、数量 乳化泵选用BRW315/31.5两台，装备二泵一箱。供液管路选用高压胶管，耐压35MPa以上。 主要技术参数如下: 乳化液泵 型 号： BRW315/31.5 进口压力： 常压 公称压力： 31.5 MPa 公称流量： 315 L/min 电机功率： 200 KW 电机转速： 1480 r/min 电 压： 1140 V （二）泵站设置位置 泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m—150m的位置。 （三）泵站使用规定 要保证泵站压力不小于31.5MPa，乳化液浓度3%-5%。乳化液的配比采用自动配比仪进行。要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的漏液。现场配有乳化液浓度检测仪，随时检测乳化液浓度。 第二节 工作面顶板管理 借鉴临近矿井矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶不稳定的二类二级顶板。 本工作面的顶板管理采用全部跨落法。 工作面配置95架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置2架过渡支架,共99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，即割煤—移架。正常移架要滞后采煤机滚筒3—5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒采用带压移架的方式移架或超前移架。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,滞后煤机后滚筒不大于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，及时将支架的护帮板伸出护帮。 3、机头（尾）处4架过渡架的移架的顺序为:先移2 #（98#）架，再移1#（99#）架。 4、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，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25.2MPa。 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5架。 4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。 5、支架要排成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距偏差不得超过±100mm。 6、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角<7º。 7、相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3），支架不挤、不咬，架间空隙不超过规定（<200 mm）。 8、支架要垂直顶底板，歪斜<±5º。支架高度与采高相符，不得超高使用，支架不漏液、不串液、不卸载。 二、特殊时期的顶板管理 (一)来压及停采前的顶板管理 : 1、工作面生产以前要编制初次放顶（煤）专项安全技术措施。 2、工作面直接顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。 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,特别注意工作面顶板破碎处支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,保证支护质量。 5、上下端头铺设的金属网与巷道金属网搭接0.3m以上,防止出现端头冒顶。 6、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： 本面揭露的断层及派生断层对生产有一定影响，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或顶板破碎时,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时超前拉架的方法维护顶板。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面回风、运输顺槽的超前支护 1、支护要求: 回风、运输顺槽超前支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁支护,超前支护长度回风顺槽不少于20米、运输顺槽不少于20米。超前支护以外的巷道若出现坠顶变形时应及时打点柱支护或复棚支护。双楔水平销要楔紧，两销子必须用链子连接好，防止崩销子伤人。单体支柱要用绳子拴好，防止倒柱后伤人。 2、支护材料及支护密度: 回风顺槽使用三排双楔铰接顶梁与三排DZ2.8-3.5/100单体液压支柱配套支护,步距1.0米，排距1.0米。 运输顺槽使用三排双楔铰接顶梁与三排DZ2.8-3.5/100单体液压支柱配套支护,步距1.0米，排距1.0米，跨转载机两侧两排排距为1.8米，并在顶粱上每米加2米半圆木一根。(详见附图6：9101综放工作面、端头及两巷超前支护示意图（平、剖面图）。 附：单体液压支柱技术参数 1）、DZ28-25/100B型单体液压支柱 初 撑 力 118 KN 最大工作阻力 200 KN 支 撑 高 度 2000—2800 mm 2）、DZ31.5-20/100 B型单体液压支柱 初 撑 力 118KN 最大工作阻力 200KN 支 撑 高 度 2350—3150mm 3）、DZ35-20/100 B型单体液压支柱 初 撑 力 118KN 最大工作阻力 200KN 支 撑 高 度 2700—3500mm 3、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。单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa。 ③铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。 ④将所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。 ⑤两巷的支撑高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于1.0m,单体支柱活柱行程为200—650mm。 ⑥两巷单体支柱均穿铁鞋（45#钢，直径300mm）支护，切顶密集支柱及临时支柱除外。 二、工作面端头的管理 上、下端头采用双楔铰接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支护方式支护端头顶板,当其与排头支架间隙大于0.5m时,应支设带帽点柱，或采用双楔铰接顶梁配合单体液压支柱进行端头支护，架间距不得大于0.5米。上、下端头应支设切顶密集支柱,上端头切顶密集支柱在排头架的掩护梁尾处支设一排，下端头切顶密集支柱可以在排头架的掩护梁尾处不大于1.5米支设一排。端头一般不得出现空载的顶梁，跨溜头、溜尾时最多可悬二棵顶梁。同时必须正确使用水平销。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。 上下端头铺网不少于2架，倾向、走向搭接为150—200mm，网扣不大于200mm。 上（下）端头影响采煤机割煤的钢筋带、金属网、单体及双楔顶梁，在采煤机开机前，提前松动锚杆上的螺母，解开金属网之间的连接，当采煤机前滚筒割至15#—5#（84#—94#）之间时撤除以上支护。 三、支护材料使用数量、备用数量如表六 表六 备用材料的存放地点，应保持距工作面50～140m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、型号等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有1.0m以上宽度的人行道和必需的运输通道，并且要达到通风断面的要求。 第四节 矿压观测 一、矿压观测内容 9101综放工作面的矿压观测研究内容主要有：支架阻力观测、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。 根据观测结果总结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，以及支架对顶煤的适应性和控制效果， 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 支架阻力观测 工作面支架选用直读式压力表。直读式压力表支架每个立柱各设1块，记录工作面支护情况。根据压力显现，及时在重点地段采取措施进行整改。 2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩表面位移观测 利用在轨道、运输顺槽分别布置的顶板离层仪，测量巷道受采动影响过程中的顶板下沉情况,每7天观测一次，并记录在现场悬挂的记录牌板上，当顶板内外离层总量超过50mm时，及时向技术部门汇报，并及时采取加强支护措施。 (2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 在工作面推进中,分别在轨道、运输顺槽超前支护范围内利用增阻式压力表,连续观测单体支柱支护阻力的变化情况。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检查两次,对存在的问题,由综采工区立即整改。 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:观测老顶初次来压和周期来压。 2、顺槽: 整个生产期间。 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 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煤仓运出。 (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1.0t矿车、JWB-75J型无极绳绞车、JDHB-30/2.6A型双速回柱绞车，通过一水平辅运巷、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15m，推拉方向为自下(上)而上(下)或从中间向两侧。 (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15m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置，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。 三、煤炭的运输 9101综放工作面→9101综放工作面运输顺槽→一水平主运巷→一水平煤仓→主斜井强力皮带→地面煤仓。 详见附图7：9101综放工作面运输系统图 四、辅助运输系统路线： 副斜井轨道下山→一水平车场→一水平辅运巷→9101综放工作面轨道顺槽→9101综放工作面。 第二节 通防与监控系统 一、通风系统 (一)风量计算 1、按气象条件确定需要风量： Q采=平均控顶距×2.4×0.7×60×1.1×1.0×1.0=110.88×(平均控顶距)6.4=709.632(m3/min) 2、按工作面的温度和风速计算： Q采=60×V采×S采=60×1.0×2.4×平均控顶距×0.7=100.8×6.4平均控顶距) =645.12(m3/min) S采=hB均P=2.4×(6.1+0.3)×0.7=10.752m2 3、按瓦斯涌出量计算需要风量公式为： Q采=100×q瓦采×k采通=100×0.77×1.6=123.2(m3/min) 式中： Q采――为采煤工作面的实际需要风量对涌出量的比值。通常我矿综采面区1.4(综采面规程范围1.2～1.6)。 4、按同时工作最多人数计算为： Q采≥4×N(m3/min)=4×40=160 m3/min 式中： N――为采煤工作面同时工作的最多人数。 5、按风速进行验算：(选上述各项计算最大值进行验算) 按最低风速验算,各个采煤工作面的最低风量： Q采 ≥15×S采=15×10.752=161.28(m3/min) 按最高风速验算,各个采煤工作面的最高风量: Q采≤ 240× S采=240×10.752=2580(m3/min) 式中: S采――为采煤工作面的平均断面积。 验算通过后，本回采工作面的需风量为709.632(m3/min)。 (二)通风路线 副斜井、主斜井→井底车场、一水平辅运巷、一水平主运巷→9101轨道顺槽、9101运输顺槽→9101综放工作面→9101回风顺槽→一水平回风大巷→一水平总回风巷→回风立井。 详见附图8：9101综放工作面通风系统图。 二、防治瓦斯 1、瓦斯检查 (1)设瓦斯检查员巡回检查,每隔3～5小时检查一次,每班检查三次。 (2)瓦斯检查点分别设在：工作面风流、下回风隅角、回风流，并将检测结果分别记录在手册和牌板上。 (3)三块瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面30m附近，检查结果要及时填写，瓦斯检查手册必须由工作面班长签字。 (4)当瓦斯超限，必须按下列规定处理，并向矿调度室及通防科汇报。 ①采煤工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%，回风巷风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 ②采煤工作面及其他作业地点风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。 ③采煤工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 ④采煤工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 ⑤对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降至1.0%以下时，方可通电启动、运行。 ⑥采煤工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。 (5)工作面爆破时必须严格执行“一炮三检”、“三人联锁”制度，即装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近20m范围内的风流中的瓦斯浓度。并执行“三签字”制度,即班长、瓦检员、爆破工三人在“一炮三检”记录本上签字. (6)工作面初次来压及过断层时，瓦斯检查员必须重点检查，如瓦斯超限，严禁作业。 2、瓦斯监测： (1)便携式瓦斯检测报警仪的配备和使用： ①队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测。 ②采煤机主司机下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，以便司机随时监测瓦斯情况。 ③爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。 ④工作面兼职瓦斯检查员下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。 ⑤当班的班长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。 ⑥机电流动电钳工下井工作时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 ⑦带班队长携带的便携式甲烷检测报警仪悬挂于采煤工作面的回风隅角。 ⑧便携式甲烷检测报警仪的报警浓度为1.0%。 (2)安全监控系统(KJ76N型)： ①瓦斯报警断电仪主机(KJ76N型智能甲烷报警仪)安装在便于人员观察、调试、校验及支护完好、无淋水、杂物的巷道或硐室内，应吊挂或垫高，距巷道底板不小于300mm，本工作面安装2台主机，1台安装在一水平辅运巷;1台安装在9101轨道顺槽设备列车处;供电电源取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。 ②工作面瓦斯传感器安设在回风巷距工作面10m范围内，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度为<1.0%CH4;断电范围为：工作面、 两顺槽内全部非本质安全型电气设备。 ③瓦斯传感器应垂直悬挂在巷道的上方，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。 ④在工作面回风顺槽距离联络巷口10-15m位置安装有温度、CO传感器。时时监测温度、气体变化情况。 (3)便携式甲烷检测报警仪或瓦斯传感器若出现报警时，必须立即停止工作、撤出人员，查明原因，进行处理;并向通防科、调度室汇报。只有当瓦斯浓度低于1.0%时，方可恢复工作。 (4)便携式甲烷检测报警仪、甲烷传感器每7天必须用空气样和标准气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。 三、综合防尘系统 (一)防尘管路系统 地面蓄水池→副斜井(Φ108mm)→一水平井底车场(Φ108mm)→一水平主运巷(Φ108mm)→9101轨道顺槽、运输顺槽、回风顺槽(Φ108mm)→工作面;顺槽处安装闸门，每50米设一个三通阀门。 (二)防尘方式 1、煤层注水： 超前工作面采用静压多孔并联进行预注水，由上顺槽超前工作面10m向煤壁打孔注水。钻孔间距8-10米，钻孔深度不小于118米、钻孔直径φ65mm，在回风顺槽钻孔距底板1.0—1.5米，钻孔沿煤层打。终止注水的超前距离20m～50m。 2、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。 3、架间喷雾和放煤口喷雾降尘: (1)动作方式:采用手动和自动控制方式,实现架间、放煤口喷雾降尘。 (2)喷嘴布置:设三通阀,支架前梁下方设4个喷嘴，放煤口处设4个喷嘴，全面共安装792个喷嘴。 (3)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。 (4)工作面煤机割煤时，下风侧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。 4、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)破碎机处安设一处喷雾装置。 (3)转载机头安设一处喷雾装置。 5、顺槽防尘水幕: 在运输顺槽破碎机下风侧2m处安设第一道水幕，在转载机头下风侧5米处安设第二道水幕。在工作面轨道顺槽、回风顺槽各安设一道净化水幕，每道水幕的喷雾喷头不少于5个,且雾化良好，覆盖全断面。各道水幕均随工作面的推进而向外移动。 6、煤尘冲刷: 对工作面及轨道顺槽30米、运输顺槽、回风顺槽60米范围内必须班班冲刷，保持湿润。进、回风顺槽至少每3天冲刷一次,杜绝煤尘堆积。 7、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。 (三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 1、在工作面轨道顺槽、运输顺槽、回风顺槽均安装一组软质隔爆水棚，首排水棚距工作面60～200m,并随工作面推进而移动。 2、隔爆水棚安装质量：棚区长度不小于20m，水量不少于200L/m2，间排距1.9 m。每周检查一次水棚的质量、水量，确保符合《煤矿安全规程》要求。 四、防治煤层自然发火技术措施 (一)监测系统 充分利用束管监测系统，进行预测预报工作。工作面运输顺槽采空区回风隅角预先悬挂束管探头，每天对回采工作面回风隅角的气体成分进行一次分析。发现温度上升明显、CO浓度超过0.0024%或增加较快时，要及时组织进行撤人、进行防灭火处理。 (二)综合防灭火措施 1、在9101工作面轨道顺槽、运输顺槽选择合适地点作为防火墙位置，并备足防火墙封堵材料。开采前备足防灭火设备。钻机、钻杆、自攻钻杆、罗克休充填泵等。 2、生产期间在工作面上顺槽利用BW-150型卧式三缸往复单作用活塞泥浆泵向采空区喷洒高效膨胀阻燃剂、疏松剂。 3、正常生产期间，在上顺槽向采空区埋一寸铁管60m，以防浮煤发生自燃时压入阻燃剂或注入氮气。 4、在工作面进、回风顺槽挂软质挡风帘，随工作面推进而逐渐前移，以减少向采空区漏风，并随工作面推进插管、喷洒高效膨胀阻燃灭火剂。 5、在进风顺槽工作面上隅角，每隔30m施工一道隔离墙，墙体用黄土袋或碎煤袋构筑。当上顺槽悬顶面积超过15m2时，采用注罗克休泡沫或高效膨胀阻燃灭火剂充填措施，以减少向采空区的漏风。 6、在工作面下正巷采空区回风隅角悬挂束管探头，回风巷设置温度、甲烷、一氧化碳传感器，实现连续监测，及时进行分析，并由专职瓦检员每班不少于3次对工作面设点进行防火气体检查。 (三)特殊时期的防灭火要求 1、本工作面煤层属于二级自燃煤层。在正规的回采期间，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、工作面过断层时，丢煤较多，必须对断层破碎带进行重点管理、加大阻燃墙密度、加大阻化剂的喷洒量。 3、工作面采过的联络巷，必须在10天内封闭，并进行压注防灭火材料、封堵性材料。 4、工作面到停采线时，距停采线15m时停止放顶煤，上下隅角各构筑隔离墙一道，回撤时按正常喷洒。 5、工作面回撤前，在上下隅角建筑阻燃墙，对煤壁、浮煤喷洒阻化(燃)剂，回撤结束后必须在45天内进行永久性封闭，同时进行灌浆、压注防灭火材料或封堵性材料。然后对密闭及附近10米范围内的巷道进行喷浆封闭。 6、当发现有发火隐患时，根据情况采取措施。具体措施有快速推进不放顶煤，打钻直接注浆灭火，充填罗克休泡沫，封闭注氮气，地面打钻孔注黄泥浆等。 附图9：9101综放工作面防尘系统图 附图10：9101综放工作面安全监测设备布置图。 第三节 排水系统 一、设备选型 9101综放工作面的水源主要表现为顶板淋水，与其它含水层无直接补给关系;预计涌水量1—10m3/h。 9101综放工作面由里向外整体呈仰斜开采,涌水大都汇集于工作面采空区内。 工作面轨道、运输顺槽、回风顺槽自切眼向外低洼处挖有临时水仓或水坑，并配备有排水泵。 二、排水系统路线。 排水路线为： 9101综放工作面轨道顺槽、运输顺槽、回风顺槽→一水平辅运巷→副斜井房→二水平水仓→二水平水泵房→副斜井→地面。 附图11：9101综放工作面排水系统图 第四节 供电系统 一、供电系统 1、供电情况 工作面采区供电系统见附图，本工作面移动电站布置在轨道顺槽，全长21车，车盘随工作面推进而前移，最后一节车盘距工作面安全距离不小于30m。 2、 供电线路 9101综放工作面两台KBSGZY—800/10干式变电站，供电来自一水平变电所。9101综放工作面供电线路：由地面变电所→副斜井→一水平变电所→9101综放工作面轨道顺槽→9101综放工作面移动变电站。 3、设备明细表 附图12：9101综放工作面供电系统图 第五节 通讯照明系统 一、通讯系统及有关配置 9101综放工作面输送机机头、控制台、输送机机尾，各安装一台直通地面调度室的生产电话。工作面转载机头、输送机机头、尾及整个工作面每间隔10架支架安装一台扩音电话与控制台联系。 附图13：9101综放工作面通讯系统示意图 二、照明系统及有关配置 9101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。工作面转载机头、输送机机头及整个工作面每间隔10架支架安装一照明灯。 附图14：9101综放工作面照明系统示意图 第五章 劳动组织和主要经济技术指标 第一节 劳动组织 一、作业方式 9101综放工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，一个圆班由二个生产班和一个检修班组成。 工艺过程：割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。 附图15：正规循环作业图表 劳动组织 9101综放工作面每班有三名班长负责组织生产，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75人。 第六章 灾害预防及避灾路线 一、灾害预防措施 9101综放工作面在回采期间，要严格执行本规程的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理。以防各类事故的发生，发生重大事故要按照避灾路线组织撤人。 二、自救与避灾： (一)瓦斯、煤尘爆炸事故的避灾方法： 井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，一般都会有强大的爆炸声和连续的空气震动，产生很强的高温气浪，并产生大量有害气体。这时候，一定要沉着，不可惊慌，也不要乱喊乱跑，要积极自救。自救的方法是： 迅速背向空气震动的方向，脸向下卧倒，头要尽量低些，用湿毛巾捂住口鼻，用衣服等物遮盖住身体，使身体的外露部分尽量减少。在爆炸的一瞬间，要尽可能屏住呼吸，防止吸入大量的高温有害气体。与此同时，要迅速取下自救器，按照操作方法戴好。 戴好自救器就要辩清方向，沿避灾路线尽快进入新鲜风流区而离开灾区。撤离中要由现场负责人或有经验的老工人带领同行。假如巷道破坏很严重，又不知道撤退路线中是否安全，就要设法找到较安全的地方暂时躲避，安静而又耐心地等待救护。躲避的地方要选择在顶板坚固、没有有害气体，有水或离水较近的地方，并且要时时注意附近情况的变化，发现有危险时就转换地方。 避灾中，每个人都要自觉遵守纪律，听从指挥，并严格控制矿灯使用。要主动照顾好受伤人员，还要时时敲打轨道或铁管，发出呼救信号，并派有经验的老工人(至少两人同行)出去侦察。经侦察确认安全后，大家就可向井口退出，并在沿途做出信号标记，以便救护队跟踪寻找。如果有可能，要寻找电话及早同地面取得联系。 (二)火灾事故的避灾方法： 在井下，不论任何人发现了烟雾或明火，知道发生了火灾，要立即向调度室汇报，并采取一切可能的方法直接灭火。若电器设备着火，要首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。切不可一见到火就惊慌失措，四散奔逃。若火灾范围很大，或火势很猛，现场人员已无力抢救时，就要进行自救避灾，具体做法是： 1、迅速戴好自救器，现场负责人逐一进行检查后撤退。 2、位于火源进风侧的人员，应迎着风流撤退。位于火源回风侧的人员，如果距火源较近、且火势不大时，应迅速冲过火源撤到进风侧，然后迎风撤退;如果无法冲过火区，则沿回风巷撤退一段距离，尽快找到捷径绕到新鲜风流中撤退。 3、如果巷道已经充满烟雾,也绝不可惊慌失措，不能乱跑，要迅速地辨认出发生火灾的地区和风流方向，然后沉着地俯身摸着轨道或铁管有秩序地外撤。 4、如果实在无法撤出，应利用独头巷道、硐室或两道风门之间的条件，因地制宜，就地取材构筑临时避难硐室，尽量隔断风流，防止烟气侵入，然后静卧待救。 5、要设法及早用电话同地面取得联系，以便救护人员前来救援。 6、所有避灾人员严格遵守纪律，听从现场负责人的指挥，团结互助，共同渡过难关。 (三)井下透水事故的避灾方法： 井下一旦发生透水事故，要尽力判明水源性质(断层水、含水层水、老空水)，并用最快的方式通知附近地区的工作人员一起按规定的路线撤出。透水时，水势很猛，冲力很大，要手扶支架躲过水头冲击后向高处走，进入上一个水平，然后升井。假如出路已经被水隔断，就要迅速寻找井下位置最高、离井筒或大巷最近的地方暂时躲避。同时定时在轨道或水管上敲打，发出呼救信号。 三、避灾路线： (一)火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线： 9101综放工作面→9101综放工作面轨道顺槽、运输顺槽→一水平辅运巷、一水平主运巷→一水平车场→主、副斜井→地面。 (二)水灾避灾路线： 9101综放工作面→9101综放工作面轨道顺槽、运输顺槽→一水平辅运巷、一水平主运巷→一水平车场→主、副斜井→地面。 详见附图16：9101综放工作面避灾路线图。 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《9101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。各岗点要认真填写运转日志。 3、工作面工程质量和顶板管理，要按照《煤矿安全质量标准化》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、注氮系统、防尘系统、通讯系统,应时时保证其完好,并坚持正常使用。 8、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的行人过桥。 9、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。 10、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。 11、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，有片帮掉顶的大块煤矸要及时处理，处理煤矸之前必须通知煤矸下滑可能波及范围内的所有人员撤到安全地点。 12、所有人员在处理各种管子时必须先卸压，严禁带压作业。 13、任何人员严禁站在(或坐在)运转的运输机(或转载机)上工作或休息。 14、人员进入机道内铺设连接金属网、处理溜头、检修采煤机、检修运输机、检修电缆等工作时，必须停止运输机并闭锁，严禁操作施工地点以上的支架或往运输机内放置大块煤(矸)等，否则必须在施工地点上方设置挡煤矸装置。同时必须派专人观察，发现有物体下滑时，要及时使用语音电话、晃灯、喊话等方式提示人员躲离到安全地点。 15、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必须维修、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。 第二节 顶板管理 一、工作面接顶 1、接顶工作要由带班队长或班长统一指挥。 2、接顶前应首先敲帮问顶,人站在安全地点用长把工具处理完悬矸、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、接顶前应提前设好扶手,留好退路,接顶时要从冒顶的一端向另一端依次接顶,并派有顶板管理经验的技术骨干监护顶板。 5、接顶时不得操作或维修接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、接顶应停止前、后部运输机工作并闭锁,并有专人看管闭锁。 7、接顶用单体液压支柱时,应用防倒绳生根,以防歪倒,并远距离供液。 8、要专人操作支架,并与接顶人员协调一致,不得随意或误操作支架。 9、接顶区截止阀要关闭,防止误操作或物料等碰撞操作把手。 二、两巷维护 1、上下两顺槽回料与过渡架的放煤口相齐 , 上端头切顶密集支柱在排头架的掩护梁尾处支设一排,下端头切顶密集支柱可以在排头架的掩护梁尾处不大于1.5米支设一排。满足回撤步距时必须及时回撤，严禁拖后。 2、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,施工人要站在支护完好的安全地点。 3、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回柱器拉出,然后再撤铰接顶梁,严禁人员进入采空区作业。 4、回撤下顺槽切顶密集支柱时，必须停止后部运输机和转载机，并实施闭锁，同时严禁操作支架或拉移后部运输机。同时必须派专人观察，发现有物体下滑时，要及时使用语音电话、晃灯、喊话等方式提示人员躲离到安全地点。 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、切顶线打好密集支柱, 密集支柱不大于300mm,人要站在有效安全的支护下作业。 7、回料时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。 三、因9101顺槽掘进时局部采用架棚支护，为确保施工安全替棚时需做到以下几点： 1、9101综放工作面顺槽局部采用架棚支护，棚距0.7—0.8米，为了加强顶板管理，便于生产和钢棚的回收，提前用2.4米长∏型钢梁更换棚头。每根∏型钢 梁上用三块长1200mm、厚度不少于40 mm的优质背帮接顶，顶板不平时用木料接实顶，人行道侧用长度不少于1200 mm、直径不少于250 mm的圆木加工的半圆木和高度相适应的单体支柱配合，一端放置于超前支护上，另一端用单体支柱支护好。∏型钢梁和半圆木搭接长度不得少于300mm。 2、运输顺槽超前支护使用三排HGD-l000的双楔铰接顶梁或HJDA型的铰接顶梁与三排DZ2.8-3.15/100单体液压支柱配套支护,超前支护人行道侧的排距控制在1.0-1.1米，排距1.0米，跨转载机两侧两排超前支护的排距为2.1米，柱距1.0米，并在顶粱上每米加2.4米∏型钢梁一根。 3、施工范围为工作面煤壁前20-25米范围内(在超前支护范围内替棚若需去超前支护时，提前用单体支柱和优质背帮支设带帽点柱，所去超前支护的长度不得超过2米)。 4、施工人员跨越转载机时必须在行人过桥上通过。 5、替棚过程中必须在转载机停止运行的情况下施工，严格坚持先支后去的原则。 6、替棚期间由经验丰富的人员观察顶板，严禁无关人员在施工地点5米范围内逗留。回撤钢棚时坚持先棚腿后棚头，用好临时支护、打好点柱，用风镐剔腿窝前先用铁丝将钢棚腿牢固的绑扎在巷道两帮的金属网上，防止棚腿歪倒伤人，严禁空顶作业，严禁炮崩钢棚。 7、因单体支柱、钢棚头、∏型钢梁等较长、重，施工时要有管理人员现场指挥，施工人员不得少于3人，相互协调配合，确保安全施工。 8、巷道若有片帮预兆时打点柱并用背帮腰帮。若顶板压力大、支架变形严重时及时复棚加固，回出的物料及时外运，确保退路畅通。 9、人员拉运物料时相互之间拉开不少于10米的安全距离，严禁用塑料溜槽运送物料，施工人员要手抓牢脚踩稳，确保安全。在用运输机(转载机)运料时,要由班长或带班区长统一指挥,将所运物料绑扎牢固可靠,并派专人在运行路线上看管闭锁,取料前要观察煤壁，发现问题处理好后再取物料，取料时要停机闭锁并有专人看管。超长超重超高超宽物料不得用运输机运送。 10、用绞车转运物料时提前检查绞车、钢丝绳及其安全设施的完好情况，有问题待处理好后方可使用。特殊工种人员持证上岗。 第三节 防治水 1、9101综放工作面低洼点,是排泄水的重点区段。需加强监控、管理。 2、9101综放工作面轨道、运输顺槽中,在低洼处配备潜水泵并配有备用泵，保持完好，正常使用。 第四节 通防及安全监测 1、加强通风管理，确保工作面的风量达到709.632m3/min，风速满足要求，每10天进行一次风量测量，发现风量不足，立即查找原因，进行调整。 2、加强工作面进、回风巷的管理、维护，超前支护要及时，确保其设计断面，因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的,应立即停止生产、撤出人员，进行整改，整改完毕后再恢复生产。 3、工作面进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳不超过0.5%。 4、工作面采用煤层注水、采煤机内外喷雾、架间喷雾、转载喷雾、净化水幕等综合防尘措施。 5、各喷雾降尘装置必须及时维护，保证完好可靠、效果良好。净化水幕要能覆盖全断面。 6、加强火灾的预测预报，如发现出现CO或芳香族碳氢化合物，并呈上升趋势时，必须连续进行监测，并加强综合防灭火措施的实施力度。CO浓度超过0.0024%时，要撤出工作人员，进行处理。 7、加强易燃物品的管理，工作面使用的机油、棉纱和纸等易燃品，必须存放在盖严的铁桶内。用过的上述物品，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。 8、工作面泵站处设1个沙箱、2个灭火器，油脂存放处设1个沙箱、2个灭火器;工作面运输机机头、转载机机头处分别放置1个灭火器。灭火器必须合格。 9、各班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，瓦斯浓度达到或超过《煤矿安全规程》规定时，必须按要求组织人员撤离。 10、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。 11、管好用好通风设施，严禁任何人破坏通风设施，除通防科外，任何单位和人员不得随意改变通风设施的位置和状态，严禁同时打开两道风门。 12、对工作面的注浆、喷洒阻化剂等防灭火措施的落实情况要按规定进行检查，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、绞车驱制动装置、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、运送时必须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,应放置稳固。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、挤的位置。 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。拉移时两头设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、拖运时必须由带班区长或班长统一指挥。 13、需要起吊前、后运输机机头时，可使用支架尾梁或单体起吊，必须确保起吊安全。 二、运输机、转载机、破碎机 1、开机前,应首先检查确认传动装置或转动部位是否有人，附近有无影响运转的杂物、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。 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、分链器等要求完好无缺,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统保持良好,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。在皮带顺槽前后刮板机与转载机转载点处，在转载机挡煤板上方安设可靠挡网，并在挡网下侧支设3-5棵挡柱，挡柱的间距为0.5±0.1米，将挡网与顶网联好，扣间距不大于0.3米，挡网与挡柱牢固的连接好。挡柱的初撑力不得小于6.5MPa。 6、人员在运行的前后溜头前通过时首先观察有无大块煤矸溅出，在确保无飞溅的煤矸后方可快速通过，严禁在溜头前逗留;转载机、破碎机运转期间，严禁任何人员在破碎机出料口附近工作或逗留，防止飞溅的煤矸等伤人。 7、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。 8、人员在检查、维修前部运输机或采煤机时,应首先将护帮板打开,并用长把工具敲帮问顶,以防片帮伤人。若顶帮破碎有冒顶片帮危险时要采取临时支护措施。 9、处理三机事故或更换维修三机设备时,要执行停电闭锁挂牌制度。破碎机在打开上盖前必须等破碎机停稳后方可开盖。维修检查运输机底链时,必须要用木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。 10、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: ①两棵单体支柱距离不能小于5m。 ②单体支柱的生根必须牢固,并用可靠索具锁牢单体支柱。③单体支柱必须两个爪卡着刮板。④采用远距离供液,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，供液距离不小于3m。 11、转载机的前移为自动推移，推移转载机前首先要清除机道上的浮煤、浮矸和杂物,检查有无障碍物或刮卡电缆现象,并将电缆管子吊挂好,仔细检查导轨及其联接装置，液压系统有无破损，联接是否良好，确认无问题后方可推移。 12、推移前，先用支撑千斤顶将转载机落地段抬起，然后给两推移缸供液进行推移，推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,一旦出现推移困难时要停止推移,查清原因并解决后再推移。 13、推移转载机时，要使支撑千斤顶沿导轨均匀缓慢前行，导轨要平直，导轨下方不得有浮矸等杂物。转载机推移到位后要做到平、正、稳、直。 14、推移转载机,派专人观察机尾和机头在皮带机尾上的前行情况,出现刮、卡情况及时停止推移进行处理。转载机两旁不得有人,到位后要立即停止供液将转载机落地，缩回推移千斤顶，使滑道前移到位落地后，供液阀门停止供液，完成转载机的前移。由于运输顺槽为上山，转载机无论在运行或推移时必须采取可靠的防止下滑的措施。转载机两侧各安设一道防滑油缸和一道防滑链(防滑链采用40T刮板链，防滑链余量不得大于0.3米)，两侧各支一颗戗柱(坡度大时每侧各支设两颗戗柱)。缩皮带机尾需抬高转载机支设支柱时由综采工区负责，施工过程中转载机必须停电闭锁，支柱时使用好木垫板，采取可靠的支柱防倒措施。与其他单位配合施工时必须都派有管理人员现场协调、指挥。 15、在用运输机(转载机)运料时,要由班长统一指挥,将所运物料绑扎牢固可靠,并派专人在运行路线上看管闭锁,取料时要停机闭锁由专人看管,并把支架护帮板伸出,护好煤壁。超长超重超高超宽物料不得用运输机运送。 16、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、辅助运输设备选用1.0吨的矿车,牵引设备用无极绳绞车，其管理、使用严格执行绞车使用管理规定。 第六节 机电设备 一、采煤机 (一)割煤 1、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、急停手把和按扭灵活可靠，油位要正常，冷却管路要畅通，电缆卡子要连接良好。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,靠近采煤机处附近任何人员不得在支架前方行走或工作,防止滚筒甩出物品或从前部运输机、采煤机机身滑出的物品伤人，采煤机过后要及时护帮以防片帮。同时任何人员严禁两巷有人正对前后部运输机机头和机尾。并在转载机下帮正对两部溜头处加密支设单体、挂金属网。 6、采煤机司机和看电缆人员在工作中要精力集中,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打开煤机开关、隔离手把和摘掉滚筒离合器。 8、采煤机在进入两端头时,班长或由班长指定专人进行监护。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、各种杂物清除干净、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。人员在滚筒上下5米以内作业或更换截齿前，采煤机司机要停机、断电、打开采煤机隔离开关和摘掉滚筒离合器，并对前部运输机实施停电闭锁，在班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，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、检修滚筒等传动部位时,必须把煤机隔离开关手把打至零位,非检修人员不得擅自操作上述开关手把。 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、需进入工作面机道检修或工作时，必须将煤机停机、断电、打开采煤机隔离开关和摘掉滚筒离合器，并对前部运输机实施停电闭锁，维护好顶板和煤壁，防止伤人;否则任何人严禁在前部运输机上逗留或行走。 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,严禁空顶空帮作业。 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,应及时超前移架(该处不再放煤及时拉后溜)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、铁丝代替销子和无销子现象。 7、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。 8、所有操作手把必须及时回到零位，尤其人员在上下端头铺设金属网时，严禁操作手把使之处于非零位状态，煤壁有人工作时严禁操作支架。 9、拉移排头支架前,应首先按标准维护好端头顶板,并将另外排头架推移打到供液上，在拉移排头支架时人员必须躲开机头、机尾移动所波及的范围内。闲杂人远离放顶线并闪到安全地点后移架。移架人员应站在安全可靠地点移架，同时正确使用支架防倒防滑设施。 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)，如截止阀无法关闭时要停泵卸压，严禁带压、带载拆管子和阀组。(处理支架间的主进、主回管路时，乳化泵必须停电闭锁卸压，严禁带压作业) 11、处理支架顶梁浮煤(矸)时，人员必须站在上个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。 12、移架时，其下方和前方不得有其他人工作或逗留。 13、移架时，严禁任何人骑在用来调整支架架直的钢丝绳上，躲离钢丝绳受力方向，同时拉紧钢丝绳的手拉葫芦必须生根牢固。 (二)推拉运输机 1、先检查顶底板、煤帮，确认无危险后，再检查铲煤板与煤帮之间无矸石、杂物和浮煤堆积后方可进行推移工作。 2、推移工作面刮板输送机与采煤机应保持12—15米距离，弯曲段不小于15米。 3、移刮板输送机机头和机尾时必须距采煤机后滚筒15米距离，进刀后，刮板输送机机头、机尾必须一次移够步距。 4、可自上而下，自下而上或从中间向两头推移刮板输送机，不得由两头向中间推移。 5、除刮板输送机机头、机尾可停机推移外，工作面内的溜槽要在刮板输送机运行中推移，不准停机推移。 6、千斤顶必须与刮板输送机联结使用，以防止顶坏溜槽侧的管线。 7、移动机头、机尾时，要有专人(班长)指挥，专人操作，动作协调，步距移够。 8、移设后要保证刮板输送机整机安设平稳，开动时不摇摆，机头、机尾和机身要平直，保持刮板输送机、支架和煤壁成直线，电动机和减速器的轴的水平度要符合要求。 9、移刮板输送机后，刮板输送机起伏不平或超过采高，需要吊刮板输送机垫平时应该用液压千斤顶吊刮板输送机链条，不得吊挡煤板或铲煤板。 10、拉移放顶煤工作面后部输送机应从一端开始依次拉移，不得相向拉移;要确保拉移弯曲段不小于15米。 11、拉移后部刮板输送机机头、机尾时要多人联合操作，并停止后部刮板输送机。 12、刮板输送机推(拉)移到位后，随即将各操作手把扳到停止位置。 13、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,处理完毕后方可推拉。 14、推拉运输机时,人员不得站在运输机、支架推移杆上和支架中间,以免推移杆弹起伤人和断链伤人。 15、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。 16、推移前部运输机时,要保证弯曲段长度大于15m,采用多次推移到位的方法推移前部运输机,严禁双向(两头向中间推移)或多头推移。 17、支架后方有人时, 严禁后部运输机开动或拉移。 18、机道内有人时严禁推移前部运输机。 19、在后部运输机出现涌煤矸拉不动时，应停机闭锁查明原因处理后方可开机，严禁强行开机，防止损坏后部运输机。 (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。 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,坚持停电闭锁挂牌制度,并设专人看管,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。 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,必须停电闭锁,严禁带电作业。 7、拉移变电站列车前，应将所有工作面设备停电,将泵停止工作，主管路卸压。拉移时要由班长统一指挥。并派专人检查生根装置、串车装置、防跑车装置及绞车的安全设施(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、移动变电站列车前，要均匀布置5对挡车器,拉电站的生根用生根底座配合四棵单体支柱和大墩柱可靠生根。 9、电站列车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,然后整个变电站每隔5个列车使用一组卡轨器,并将电缆管路重新吊挂,安好接地线。 11、串车用连杆必须达到要求,平板车的碰头全部焊死，并在移动变电站各列车之间用40T链条或Φ18mm的钢丝绳套进行连接,以防串车连杆断裂。 12、电站列车的生根及连接装置每天检查一次。 13、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,加固生根装置。 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、自动配比装置完好、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秒钟开泵。 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33.4MPa,供液压力不低于25.2MPa。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 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,如工作面放炮或机电设备更换配件等，要另编写补充措施，由矿总工程师或机电矿长批准后实施。 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，特别是不得随意撇底煤。 4、输送机司机发现有较多大块矸石时，应停机将矸石拣出。 收藏（0）