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1195F综采工作面回采作业规程

1195F综采工作面回采作业规程
1195F综采工作面回采作业规程

1195F综采工作面回采作业规程

第一条为了保证生产安全,依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程。凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员,必须学习掌握本规程。

第一章工程概况

第二条工作面位置及四邻采掘关系

1.工作面位于9煤层,一水平东一采区;

2.工作面地面标高:+2

3.3~26.6m;

3.工作面标高:-286.53~-331.99m;

4.四邻采掘情况:该礃北部为1195Ⅰ、1195Ⅱ、1199EⅡ采空区,东部及南部为 F3断层防水煤柱,西部为2391放煤巷区域、2391Ⅰ采空区。下伏1134配电室回风巷。

第三条煤层赋存条件及储量

1.煤层倾角:3~30°,平均11°;

2.走向长度:631~662m,平均646.5m;

3.倾斜长度:对接前57m,对接后76m;

4.煤层厚度:2.2~9.1m,平均7.01m;

5.煤层结构:该煤层为复合结构煤层,回采时会通过采空区,煤层厚度不稳定,煤层产状及煤厚变化较大。煤层可采指数:Km=1,变异系数(%):r=43%,稳定程度:不稳定;

6.工业储量:375236t;可采储量:348970t。

第四条水文情况

该工作面为9煤层,受煤9顶板砂岩裂隙含水层影响,且靠近F3断层防水煤柱,水文地质条件复杂。回采过程中将通过1195I采空区、1195EII采空区、1195I探巷老硐、1191I探巷老硐及2391放煤巷区域。

正常涌水量:0.3m3/min,最大涌水量:0.9m3/min。

第五条瓦斯、煤尘及煤层自燃情况

1.瓦斯绝对涌出量:0.29m3/min;

2.二氧化碳绝对涌出量:0.77m3/min;

3.煤尘爆炸指数:4

4.17%;

4.1195F为Ⅱ类自燃煤层,煤层自然发火期:2个月。

第六条地质构造

该工作面为一水平9煤层工作面,地质条件复杂,采面见11条正断层,落差分别为3.0m、2.5m、2.7m、2.7m、1.0m、1.8m、3.0m、4.0m、2.7m、3.5m、4.5m。受断层影响,煤层厚度、产状及顶板条件变化较大,

第二章采煤方法

第八条巷道布置

第九条采煤工艺

一、采煤方法

采用走向长壁垮落采煤法。

二、采煤工艺

㈠工作面采煤工艺:综合机械化采煤工艺,即工作面采用MG-200/500AWD型双滚筒采煤机ZY3200-13/32型掩护式液压支架及SGZ-730/264型刮板输送机完成煤的"破、装、运"及顶板的支护、采空区的处理。

㈡采煤工艺流程:正常情况下及时移架:移架--割煤—伸前梁--顶溜

顶板破碎时超前移架:割煤—伸前梁--移架--顶溜

割煤:采用MG-200/500AWD型双滚筒采煤机割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤,每刀进尺600mm,进刀方式为端部斜切进刀,割三角煤,往返一次割两刀;特殊情况下单向割煤,往返一次割一刀。

移架:支架为邻架操作,操控方向为面对支架方向左控制右,头组支架为二组控制。割煤后,沿割煤方向及时移架,支架移到位,升至初撑力1920KN(即大柱压力表显示24Mpa)以上后,手把复位。如顶板破碎时,超前移架。

移溜:刮板输送机弯曲长度不小于15m。操作时,支架工要相互配合,将刮板输送机移向煤壁,步距600mm,保证刮板输送机直率。

㈢采高确定:根据上下出口替板高度、直接顶垮落充填情况、采煤机采高及ZY3200-13/32液压支架性能,综合确定合理的采高为2.3m。

第三章顶板管理

第十二条支护设计

一、顶板分析

㈠老顶分级

P e=241.3ln(L f)-15.5N+52.6h m (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中 P e--老顶初次来压当量,kPa;

L f--老顶初次来压步距,m;

N--直接顶充填系数,N=h i/ h m;

h i--直接顶厚度,m;

h m--煤层采高,m;

P e=241.33ln13.5-15.53(9.65/2.3)+52.632.3=442.016

P e<895,因此,确定老顶为Ⅰ级,属于来压不明显顶板。

㈡直接顶

根据矿压组对同类工作面实测结果分析,预计直接顶初次垮落步距L0=16±2m,介于8~18m之间。因此,确定直接顶为II类,属中等稳定顶板。

㈢直接顶垮落充填情况分析:

∑h=M/(K p-1)(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)式中∑h--充满采空区所需直接顶垮落厚度,m;

M --煤层采高,2.3m;

K p--岩层垮落后岩层碎胀系数,取1.35。

∑h=2.3/(1.35-1)=6.57m<9.65m,故直接顶能完全充填采空区。

二、煤柱形成支承压力区

随着工作面的切眼向前推进,工作面前后支承压力分布为三个区域: 应力急增区:工作面煤壁前方 0~18m ; 应力升高区:工作面煤壁前方18~56m ; 应力缓升区:工作面煤壁前方 56~80m 。

三、工作面巷道所受动压影响

风道、运道所受动压影响,即为压力高出原始应力部分,根据影响程度,压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7~10倍。

第十三条 工作面支护 1、工作面选用52组ZY3200-13/32型掩护式支架支护,其中里工作面39组、对接后外工作面52组。支架最大控顶距为4050mm ,最小控顶距为3450mm 。

2、工作面上下端头支护:

工作面上下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配套进行支护,梁距450±50mm ,机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销,椭圆销用大锤打上劲,

梁距超过500mm 时,要及时调整梁距或建梁。支架边至铰接金属顶梁间加卧一块300031703160mm 3

方木

或1/2φ18033000mm 3

半圆,一板至少三柱,配合DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱支护,

300031703160mm 3

方木或1/2φ18033000mm3半圆随推采往前串或加打。如腮部煤壁松软,易片帮、抽冒,必须用手镐刷帮,超前挂梁,上顶插严背实,煤壁侧护好帮。为加强支护,在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内,加打两块4.0m π型钢梁,以维护下端头,随工作面推进向前交错前串,一梁不少于三柱。

3、上、下出口支护:

上、下出口超前工作面煤壁4~8m 范围内提前替回金属拱型支架,替回金属拱型支架用1/2φ18033000mm 3半圆(或300031703160mm 3

方木),用DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱配合

HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁,单体液压支柱必须打在1/2φ18033000mm 3

半圆(或30003170

3160mm 3

方木)与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交点的正下方,上、下出口各3趟,如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。

在上、下出口20m 范围内加强支护,即在原有支护下方打单体液压支柱,风道、运道用1/2φ16032000mm 3或1/2φ18033000mm 3

半圆做托梁,均为距出口10m 以内打双趟,10~20m 范围内打单趟。

4、工作面支护强度计算

根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类1195F 综采工作面顶板分类分级为:直接顶为Ⅱ类,老顶Ⅰ级。选用架型为掩护式液压支架,要求其支护强度应不小于:

P =n.m.r 39.8310-6

式中:P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度(MPa )

n--安全系数,n=6 m--采高,m=2.3m

r--直接顶岩石容重,r=2500kg/m

3

P =632.33250039.8310-6

=0.338 MPa

鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法,工作面选用ZY3200-13/32型掩护式支架支护,该支架额定工作阻力为3200KN/架,支护强度为0.47~0.58 MPa ,所以ZY3200-13/32型掩护式支架满足矿压要求。

5、工作面上、下出口及端头支护密度计算

⑴根据矿压要求,上、下出口及端头支护密度应满足:

n =T r R p =250

95.095.010388.03×××=1.499棵/m 2

式中:p r --工作面合理的支护强度,kPa ;

n--工作面合理的支柱密度,棵/m 2

R T --工作面支柱的实际(有效)支撑能力,kN/柱;R T =K B 2K Z 2R B

K B --支柱承载不均匀系数;取0.95 K Z --增阻系数;取0.95

R B --支护回撤前所能达到的理论工作阻力,kN/柱;取250 ⑵支护强度校核:

①上、下出口支护强度校核:

n =

ab 1=75

.06.01×=2.22棵/m 2

式中:a--工作面单体液压支柱柱距,m ;

b--工作面单体液压支柱排距,m ; ②端头支护强度校核:

下端头支护强度校核:n =

d c =3

8-----=2.67棵/m 2

上端头支护强度校核:n =

d

c =314-----=4.67棵/m 2

式中:c--工作面上下端头单体液压支柱数,棵;

d--工作面上下端头面积,m 2

③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.499棵/m 2

,满足矿压要求。 第十四条 液压泵站流量计算和选型

1.泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求,所需流量

Q=Q 03

L V

3K = Q 035

.13

31.2

=2.4 Q 0(L /min )……………………………………………………… ⑴

式中:

Q 0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量,L ; V —采煤机或刨煤机最大工作牵引速度,取3m/min ;

L —支架中心距或推移装置间距,取1.5m ;

K —管路漏损、工人操作等影响系数,经验值K=1.1~1.3,这里取1.2。

2.每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q 0计算:(仅考虑降柱、升柱、移架、移溜四个主要动作,且按全程升、降立柱计算) ①两立柱升柱时所需供液量

ΔV=n лD 2

h/4

ΔV 1=233.1430.17230.865/4≈0.0392(m 3

)=39.2L

ΔV 2=233.1430.22230.875/4≈0.0665(m 3

)=66.5L ΔV=ΔV 1+ΔV 2=105.7L 式中:

n —立柱根数,2根;

D—立柱缸径,170/220mm;

h—升柱行程,865/875mm。

②两立柱降柱所需供液量

ΔV j=nл(D2- D h12)h/4

ΔV j1=233.143(0.172-0.142)30.865/4≈0.0126(m3)=12.6L

ΔV j2=233.143(0.222-0.212)30.875/4≈0.0059(m3)=5.9L

ΔV j=ΔV j1+ΔV j2=18.5L

式中:

D h1—立柱活柱外径,140/210mm。

③推移千斤顶移架所需供液量

ΔV ty=n tл(D t2- D t12)h t/4

=133.143(0.112-0.0852)30.7/4≈0.0028(m3)=2.8L

式中:

n t—推移千斤顶根数,1根;

D t—推移千斤顶缸径,110mm;

D t1—推移千斤顶活柱外径,85mm。

h t—推移千斤顶行程,700mm。

④推移千斤顶顶溜所需供液量

ΔV d=n tлD t2h t/4

=133.1430.11230.7/4≈0.0066(m3)=6.6L

式中:

n t—推移千斤顶根数,1根;

D t—推移千斤顶缸径,110mm;

h t—推移千斤顶行程,700mm。

根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量

Q0=Q供- Q回

=(ΔV+ΔV j+ΔV d+ΔV ty)-(ΔV+ΔV d)

=133.6-112.3

=21.3L…………………………………………⑵

解⑴、⑵得Q=2.4321.3≈51.6(L/min)

则Q泵≥Q=51.6(L/min)

根据开煤业生字〔2009〕25号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定,初选BKRW-200/31.5型乳化液泵(流量200L/min)。

3.依据两立柱升柱每分钟所需流量(移架过程中的最大流量)选择液泵

上述分析中已知,升柱供液量ΔV=105.7L,考虑到系统漏液系数K=1.1~1.3(取1.2),则ΔV实=ΔV 3K=126.84(L)。

若泵站流量Q泵=200L/min,则两立柱升起需要的时间t=ΔV实/Q泵=0.6342(min),立柱升柱所需流量Q柱=ΔV/t=166.7(L/min),

则Q泵≥Q柱=166.7(L/min)

BZRK-200/31.5型乳化液额定流量为200L/min,能够满足使用要求。

因此,确定选择BZRK-200/31.5型乳化液泵(两泵一箱配置,一台使用、一台备用)。

第十五条工作面支柱回撤

⑴回柱顺序:风道出口为先下帮后上帮,运道出口为先上帮后下帮,全部为由老塘往外回。

⑵机头、机尾要及时掏窝,控顶距最长不超过支架大柱后6.0m,最小控顶距为支架大柱后0.6m。

⑶回柱采用JH-8绞车或千倍拉与人工配合作业。

⑷任何人员身体的任何部位不得进入无支护区域作业。

第四章生产系统

第十六条运煤系统

1195F工作面→1195F运道→1190运煤巷→0090S皮带正眼→1149皮带巷→105煤仓→主井→地面

第十七条辅助运输系统

一、绞料上井路线

1195F风道→1132斜井→1148大巷→副井→地面。

1190运煤巷→0090N轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面。

二、绞料下井路线

副井(风井)→1148大巷→1132斜井→1195F风道。

副井(风井)→1148大巷→1138斜井→0090N轨道正眼→1190运煤巷。

第十八条供水系统

副井→1148大巷→1132斜井→1195F外风道→1195F外工作面→1195F里风道→1195F里工作面

副井→1148大巷→1138斜井→1190运煤巷→1195F运道→1195F里工作面

第十九条排水系统

1195F工作面→1195F运道→1190运煤巷→1138斜井→1148大巷→一水平水仓

1195F工作面→1195F里风道→1195F外风道→1132斜井→1148大巷→一水平水仓

第二十条供电系统

后附《供电设计系统图》,详见《供电设计》。

第二十一条压风系统

副井→1138斜井→0090轨道正眼→1190运煤巷→1195F运道→1195F工作面

副井→1132斜井→1195F外风道→1195F里风道→1195F工作面

第二十二条监测系统

监测信号传输系统:由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯,其传输路线为:

1195F运道→1190运煤巷→0090N轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面监测机房。

第二十三条六大系统

1、安全监测系统:由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯,井下监测分站位于1195移动站,监控分站型号KJ101N-F1,在1195F移动变电站安设1台。传输路线为:1195F运道→1190运煤巷→0090N轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面监测机房。

2、井下人员定位系统:主站位于1138配电室,型号为KZ-280F,在人员行走的路线有交叉点出均安设一台基站,型号为KJ-280F,路线为:地面→副井→1148大巷→1132斜井→1195F风道。

地面→副井→1148大巷→1138斜井→0090N轨道正眼→1190运煤巷→1195F运道。

3、压风系统:沿线管路每200m出一个出风口,配齐瓦鲁考克及相应管路,路线为:

副井→1138斜井→0090轨道正眼→1190运煤巷→1195F运道→1195F工作面

副井→1132斜井→1195F外风道→1195F里风道→1195F工作面

4、供水施救系统:沿线管路每200m出一个出风口,配齐瓦鲁考克及相应管路路线为:

副井→1148大巷→1132斜井→1195F外风道→1195F外工作面→1195F里风道→1195F里工作面

5、矿井通讯系统:在风道、运道两出口距工作面10-15m处分别安设通讯电话;在运道皮带机头和液压泵站分别安设通讯电话。电话型号HAK-1或HTH33。

传输路线为:副井→1148大巷→1132斜井→1195F外风道→1195F外工作面→1195F里风道→1195F 里工作面

地面→副井→1148大巷→1138斜井→0090N轨道正眼→1190运煤巷→1195F运道。

第二十四条通风系统

一、通风路线

1、新鲜风流:

副井→1148大巷→1132斜井→1195F外风道→1195F外作面→1195F里风道→1195F工作面

2、乏风风流:

1195F里工作面→1195F运道→1190运料巷→0090N回风巷→-246回风巷→副井

二、工作面风量计算

(一)按气象条件确定需要风量,其计算公式为:

Q cf=60370%3V cf3S cf3k ch3k cl

=60370%31.03〔(4.0532.3+3.4532.3)/2〕31.131.0

=398.5m3/min

式中 V cf ——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表一中选取,1.0m/s;

S cf ——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;

k ch ——采煤工作面采高调整系数,取1.1;

k cl ——采煤工作面长度调整系数,取1.0;

70%——有效通风断面系数;

60——为单位换算生产的系数;

(二)按瓦斯涌出量确定需要风量,其计算公式为:

Q采=q采3K CH4/(C-C O) (m3/min)

=0.2931.2/0.005

=69.6m3/min

式中:

Q采—采煤工作面需要风量,m3/min;

q采—采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min。可按同一区域同一煤层或相邻采区同一煤层相同条件下的采煤工作面的瓦斯鉴定数值选取。如果采煤工作面实际瓦斯涌出量大于鉴

定值,按实际涌出量计算风量;新水平可用瓦斯梯度或其它方法预测采煤工作面瓦斯绝对涌

出量;采取瓦斯抽采措施的工作面瓦斯绝对涌出量应减去抽采瓦斯量。

K CH4—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数(正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。(取1.2)

C—回风流瓦斯允许浓度,不超过1%;(取1%)

C O—进风流瓦斯浓度,不超过0.5%。(取0.5%)

(三)按二氧化碳涌出量确定需要风量,其计算公式为:

Q采= q采3K CO2/(C-C0)(m3/min)

=0.7731.23100

=92.4 m3/min

式中:

Q采—采煤工作面实际需要风量,m3/min;

q采—采煤工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;

K co2—采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数(正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。(取1.2)

C—回风流二氧化碳允许浓度,不超过1.5%;(取1.5%)

C O—进风流二氧化碳浓度,不超过0.5%。(取0.5%)

(四)按炸药量计算

一级煤矿许用炸药:Q采=253A (m3/min)

二、三级煤矿许用炸药:Q采=103A (m3/min)

按二、三级煤矿需用炸药量计算

Q采=103A

=10320.15

=201.5 m3/min;

Q采—采煤工作面实际需要风量,m3/min;

A—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;(按爆破作业图表选取);

25—每千克一级煤矿许用炸药需风量,m3/min;

10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m3/min。

(五)工作面风量验算:

按采煤工作面同时作业人数验算:

Q cf ≥4N cf K

≥435331.25

≥265m3/min

式中 N cf——采煤工作面同时工作的人数;(根据循环作业劳动组织设计取53人)

4——每人每分钟需风量,m3/min。

K——备用系数;取1.25;

根据采煤工作面同时作业人数验算:Q cf≥255m3/min,符合要求。

(a)验算最小风量

Q cf≥6030.25S cb

≥6030.2534.0532.3370%

≥97.81m3/min

S cb=l cb3h cf370%

(b)验算最大风量

Q cf≤6034.0S cs

≤6034.033.4532.3370%

≤1333.08m3/min

S cs=l cs3h cf370%

式中:S cb——采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;(取9.3)

S cs——采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;(取7.9)

l cb——采煤工作面最大控顶距,m;(取4.05)

h cf——采煤工作面实际采高,m;(取2.3)

70%——有效通风断面系数,m /s;

0.25——采煤工作面允许的最小风速,m /s;

lcs——采煤工作面最小控顶距,m。(取3.45)

6030.25S cb m3/min≤Q cf≤6034.0S cs m3/min

97.81 m3/min≤398.5 m3/min≤1333.08 m3/min

综上述验算,工作面选取风量398.5m3/min,即可满足要求。

第二十五条避灾路线

1.发生水灾时的避灾路线:

1195F工作面→1195F风道(运道)→1190运煤巷→0090N轨道正眼→0090N回风巷→-246回风巷→副井→地面。

2.发生火灾及瓦斯煤尘爆炸事故时,位于灾害进风侧的人员,迎风方向组织撤离,沿避灾路线迅速撤至地面,位于回风侧人员要立即佩戴好自救器选择最近联络横管进入进风侧,迎风撤至地面。具体避灾路线为:

1195F里工作面→1195F里风道→1195F外工作面→1195F外风道→1132斜井→1148大巷→副井→地面

3.工作面发生冒顶事故时,如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风,人员要撤到全风压新鲜风流处,待恢复好通风,并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。处理冒顶事故时,现场必须由工(班)长统一指挥,并有区管技干部现场盯岗。

发生上述灾害时,现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人,清点人数,并及时、准确地向矿业公司调度室汇报再向队值班室汇报。如果发生伤亡事故,必须先向矿业公司调度室再向队值班室汇报,并在现场积极组织抢救。

第二十六条 人员行走路线 1.进工作面路线:

地面→副井→1148大巷→1138斜井→0090N 轨道正眼→1190运煤巷→1195F 运道→1195F 工作面。 或地面→副井→1148大巷→1132斜井→1195F 风道→1195F 工作面。 2.出工作面路线:

1195F 工作面→1195F 运道→1190运煤巷→0090N 轨道正眼→1138斜井→1148大巷→副井→地面。 或1195F 工作面→1195F 风道→1132斜井→1148大巷→副井→地面。

第五章 劳动组织和主要经济技术指标

第二十七条 劳动组织及正规循环作业形式 一、作业形式

采用“三八”工作制,两采一准,即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、拉转载、替风道和运道出口超前、风道老塘掏窝;零点班完成电气设备检修、拉转载、运道老塘掏窝;另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。

二、循环方式

沿工作面采煤机每割一刀煤,即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环。 三、工作面生产能力及可采期 工作面生产能力:

对接前:每刀进尺:0.6米,班进5刀,日进6米, 生产能力=日进尺3面长3采高3容重3回采率

=635732.331.44393%=1053.41吨。

对接后:每刀进尺:0.6米,班进4刀,日进4.8米, 生产能力=日进尺3面长3采高3容重3回采率

=4.837632.331.44393%=1123.64吨。

预计可采期:

T =

3065.377×+ 30

8.4209

×=3.55(月) 故工作面每月按照30天计算,预计的可采期为T=3.55(月)。

第六章安全技术措施

在执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》及国家、集团公司、矿业公司等上级相关文件的基础上,制定如下措施:

第二十八条一般规定

1.各工种必须经过培训,考试合格后持证上岗。

2.进入工作地点,工(班)长先进行安全确认,无安全隐患后,方可开工。

3.工作面超前范围内的单体液压支柱初撑力不得小于90kN。

4.所有设备操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况,以确保设备正常运转,严

禁设备带病作业。

5.各种运输设备必须有灵敏可靠的信号装置。工作面使用灯光信号,信号规定:二开、三倒车、四开泵、乱灯关泵、停溜子直接拉闭锁。

6.严禁使用不完好单体液压支柱,单体液压支柱与支护物用直径不小于16#的铁丝双股拴牢,单体柱要打得迎山有劲,直接打在实茬煤或底板上,底软时穿好柱鞋。

7.工作面所有设备都必须选用有“MA”标志的设备。

8.各工种工作前必须先进行安全确认,有问题先处理,处理好后再开工。

9.工作人员进入工作面刮板输送机副插帮内作业前,必须先拉闭锁。闭锁使用前必须确认其完好性,不完好严禁使用。

10.严禁带电搬运各种电气设备,严禁带电检修,停送电执行停送电制度,检修前必须验电。

11.采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料,单体液压支柱、铰接顶梁备用数量不得低于15%

12.1195F风道的物料必须码放整齐、牢固,必要时用10铁丝或2?以上钢丝绳打摽牢固。

第二十九条采煤机割煤及检修安全技术措施

1.开工前,采煤机司机必须先检查采煤机的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常,若发现问题要及时处理。另外还要检查采煤机前后是否有人或其它杂物,一切正常后大喊三声通知周围人员发信号开车,试运转2-3分钟后发出开机警告再进行割煤。

2.坚持开机先开水,关机后关水,无水不割煤的制度。采煤机司机必须带好便携式瓦斯报警仪,如果风流中瓦斯浓度超过1%,立即停止割煤。

3.采煤机司机在割煤时要精神集中,随时注意顶底板情况,及时上漂或下刹。要与支架工密切配合,将煤壁割直,顶底板割平,伞檐长度≥1m时,其最大突出部分≤200mm;伞檐长度<1m时,其最大突出部分≤250mm。

4.采煤机运行到机头、机尾前3组支架时,机头、机尾附近所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方,采煤机慢行,采煤机司机精神集中,防止割坏单体液压支柱、电缆等,同时防止滚筒割支架顶梁产生火花损坏采煤机。

5.采煤机电缆必须入槽,电缆槽内不许存放杂物,副插帮联接装置要齐全,防止挤、刮坏电缆。

6.工作面原则上沿底回采;追顺槽时,在适当范围内飘、刹,飘、刹坡度要均匀。

7.易劈帮、冒顶处采煤机只许割底煤或停止使用,用手镐找煤、落煤。人员进入工作面刮板输送机副插帮内手镐作业前,工作面刮板输送机拉闭锁,并坚持敲帮问顶制度,并设专人观山。

8. 下山回采角度大装煤不净需人工进入煤壁攉煤时,采煤机操作手把打零位,并打开离合器,工作面刮板输送机拉闭锁,并设专人观察煤壁顶板情况,防止片帮伤人。

9.检修过程中,采煤机电门打零位各种操作手把打零位,并打开离合器,工作面刮板输送机拉闭锁,采煤机检修,严格按“四检制”(班检、日检、月检、季检)要求去做。

10.检修过程中,如需进入煤壁侧作业时,必须控制好顶板及煤壁(如打板、打逼帮柱等)。

11.采煤机停止作业时,各种操作手把打零位,并打开离合器,防止采煤机误动作伤人。

12.换班时,必须将采煤机停放在距出口不少于10m、顶板完好的地方,同时必须将离合手把摘开,打开离合开关,管制器回零,切断电源,关闭供水管路。

第三十条移溜安全技术措施

1.顶、移溜子支架工相互配合协调作业,保证弯曲段长度≥15m,以免顶坏溜子,移溜子要成一直线。

2.移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移或由中间向两端移,禁止由两端向中间移。

3.移机头时,可采用回柱绞车配合,绳头与机头架采用带螺丝的刹钩联接,刹钩螺丝上满扣,绳道要

顺线,人员躲开绳道及三角区,以防断绳脱钩伤人。

4.机头移过后,转载机机尾要用盖板及时盖好,及时补齐单体柱并挂好皮条防止人员误进入转载机。

5.工作面运输机与转载搭接在200~400mm之间,工作面运输机与转载机搭接高度200~300mm。过转载机后单体液压支柱补齐。正对机头方向严禁人员停留或作业,人员如需作业或通过时,严禁开溜。

6.发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开输送机。

第三十一条支架支护及顶板管理安全技术措施

1. 支架的液压系统要经常保持完好,密封良好,无漏液、串液现象,所有管路吊挂整齐,架箱无浮煤,架间喷雾齐全,管子不敞口,不插单腿销,不许用铁丝代替U型销;各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠;更换管子、阀件及管子接头时,必须先停止供液释放压力并保持清洁,不得将煤尘等脏物混入液压系统;换下的旧件及时封堵上井,不得丢失,液压系统要按设计安装, 不得随意倒装;严禁乱拆管子和各种销子;工作面坚持支护质量与顶板动态监测工作,每组支架安设矿压监测装置进行监测。

2.支架要排列整齐,中心距1500mm±100mm,相邻支架侧护板必须伸出紧靠。支架间不许出现台阶,降架时不得超过侧护板的2/3,相邻支架无明显错茬,并且保证支架垂直于顶底板和工作面刮板输送机,允许偏差±5°。出现挤架、倒架时,可利用侧护板、单体液压支柱、防倒千斤顶处理,实现架子调向。用单体液压支柱调支架方向时,要支设在稳定可靠地点,并在柱头垫实木料,单体液压支柱用双股16#以上规格铁丝拴牢,人员躲到安全地点,并采用远方操作。

3.移架时要带压移架,在顶板破碎、压力大、片帮严重的地点,要及时超前移架。有冒顶危险时,提前做超前板,确保端面距≤340mm。支架要有足够初撑力,与上顶接触严密,无空顶现象。移架时,支架工要确认被移支架下方3m范围内无其他人员时方可操作。

4.移架时要保证步距600mm,防止工作面落后出弯。液压支架成线,偏差不得超过±50mm。

5.液压支架工在工作面上飘时,及时抬好脚,下刹时卧顺架脚。上飘下刹时注意顶底板变化,使顶梁仰俯角<7°。

6.要使用好侧护板及时调架,防止发生挤架、倒架、掐架现象。

7.工作面不开溜时,顶板不稳定处不得移架(机头、尾除外),以防冒顶压溜子。移架过程中发生冒顶时,要及时拉闭锁停溜子,待冒顶处理好后再开溜。

工作面处理冒顶安全技术措施:处理冒顶时,要先备好各种材料,清理好后路,保持畅通。人员进入面溜子内处理冒顶时要提前拉闭锁;工作中要坚持敲帮问顶制度,认真找好掉。处理冒顶做超前板时,现场班长亲自指挥,派专人观山,从冒顶两头向中间挤着做,用1/2φ18033000mm3半圆(或300031703160mm3方木)当梁,梁上用1/2φ16032000mm3半圆或1/2φ18033000mm3半圆或小板插严背实,柱用木柱或单体液压柱,要打在采煤机通过后不致于下滑的位置,倾向长度超过2.4m时要打好托梁,托梁至少一梁三柱。

8.开工前和收工后都必须检查好液压支架的各种手把是否打在零位,以免自动降架发生冒顶事故。架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净,并且保证支架活柱、柱缸上端平台和阀体无煤尘。

9.机头、机尾移架时,支架工要打好招呼,人员躲到端头5m以外安全地点,猫窝内不许有人。

10.支架有漏液以及千斤顶和支架存在问题,必须当班处理;处理不了时,及时向队值班室汇报并移交检修班处理。

11.液压支架更换立柱时,要两人以上同时作业,严禁单人作业。首先要在支架顶梁下打好临时支柱(临时支柱用单体液压支柱),然后再拆下一棵立柱(只允许拆一棵)。用千倍拉起吊大柱时,人员站在起吊点上方安全地点,躲开可能摆动的方向,千倍拉要挂在牢固可靠的地点,换下的立柱要及时外运。

12.在工作面回采过程中,当液压支架状况不完好当班不能解决时,必须向下一班交待清楚,同时在该支架顶梁下方打1棵单体液压支柱,柱头垫好木料,并用16#铁丝与支架的相应部位栓牢,单体液压支柱支撑要有力,并及时向队值班室汇报并移交检修班处理。

13.液压支架手把闭锁装置应处于常闭状态,操作前拔出相应手把闭锁杆,操作完毕后及时插入闭锁(移溜除外);移溜时,面刮板输送机弯曲段范围(5组支架),相应支架手把闭锁装置可同时拔出,当移溜阀手把回零位后,要及时插入闭锁杆;支架检修过程中确需要动手把供液时,可临时解除闭锁,检修完毕后要立即插入闭锁杆。

14. 液压支架活柱伸出最小200mm,最大不超过活柱最大行程的90%。

第三十二条端头支护安全技术措施

1.风道(运道)端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁配合DW25-250/100(或DW31.5-200/100)单体液压支柱做端头支护。

2.端头支护的梁间距为450±50mm,否则调整梁头、梁间距,各梁均匀摆布。

3.梁要挂平、挂直,梁上插严、垫实,严禁空顶。

4.机头、机尾上方椭圆销用大锤打上劲。

5.过机头、机尾时,打牢销子后方可回梁下单体液压支柱,但必须保证出口的支护密度,否则加打临时支护。

6.回销子时,正对销子飞出方向严禁站人,以免伤人。

7.机头、机尾挂梁或串梁时,必须认真找好掉并有专人观山。

第三十三条巷道维修安全技术措施

1.巷道出现顶空、帮空等现象,要及时插背,棚子变形严重时要进行套修。

2.套修、插背、蹬腿时,必须由上向下施工。

3.套修、插背、蹬腿前,仔细检查附近支架、顶板、煤帮情况,有问题先处理。工作时要随时敲帮问顶,找好掉,并将后路清理干净,保证后路畅通。

4.套修或蹬腿时,要事先打好中柱,中柱用DW25-250/100或DW31.5-200/100单体液压支柱。套修坚持先棚后回,棚一架回一架,严禁大拆大扒,(最大临时空顶距≤老棚子棚距+300mm)并先回腿后回梁。有冒顶危险时,打好撞楔,再回棚子。

5.套修上梁时不少于4人,互叫互应,并有1人负责观山。新棚子要迎山有劲,不得前倾后仰,上顶两帮插严背实,上好支拉杆。

6.皮带巷套修时,必须提前钉好皮带包箱;信号、急停灵敏可靠,并设专人负责看护急停,作业人员严禁蹬在皮带上作业。

7.套修人员必须保护好电缆、管线及电气设备。

第三十四条上下出口支护和回撤安全技术措施

1.开工前检查出口20m范围内的顶板、支架、煤壁情况,发现问题先处理,电缆、液管、通讯线、设备等保护好,回柱前必须将回柱绞车拉至距老塘8m~25m上顶完好地点,并打好压戗柱。

2.出口替棚子时,坚持先棚后回,即在梁空打好一梁两柱的临时托板支护好上顶再回棚子,回完棚子后,棚设正规的1/2φ18033000mm3半圆(或300031703160mm3方木),补齐两趟中支柱及两帮帮柱后,挂HDJA-1200金属铰接梁,挂梁要及时、打单体液压支柱时,柱子要迎山有劲,严禁抢山、退山。

3.回金属拱形棚子时要有专人观山,解卡缆时,人员站在卡缆侧外方操作,正对卡缆飞出方向严禁有人停留或作业。回撤棚腿采用人工挖窝配合回柱绞车的回撤方式;如棚腿埋藏较深,可人工挖窝,使棚腿埋深不超过500mm后,再点动绞车配合回撤,用绞车回金属拱形棚子时,棚腿用40T溜子链或4?以上绳爪拴好,用带螺丝的刹钩与绞车绳头联接好,螺丝上满扣,人员躲开绳道及三角区。严禁用绞车掰卡缆。

4.上下出口严禁使用坏单体液压支柱。发现坏单体液压支柱后及时更换,两出口单体柱用钢丝绳拴好,单体液压支柱不许倒放埋压,柱头用绑丝拴牢,绑丝尾端向上弯曲,防止扎伤或滑伤人员。

5.出口的顶帮要插严背实,严禁有空顶、空帮现象,确保不塌冒,帮柱扎角80—85°。

6.如遇帮空,在替棚子用的1/2φ18033000mm半圆间每空穿袖卧一块1/2φ16032000mm半圆顶煤壁,上顶插严,两帮除挂笆帘外,用小板、1/2φ16032000mm半圆逼帮,笆帘以内用乱料、煤矸背实。

7.上下安全出口及时清理浮煤,保证上下出口高度在2m以上,行人道宽度0.7m以上。

第三十五条拉转载安全技术措施

㈠拉转载措施

1.使用液压拉转载装置,锚固站必须打好戗柱,且戗柱不得少于2棵。戗柱使用DW型单体液压支柱,必须保证扎角在60~80°(以巷道底板为基准线),达到初撑力。柱头打在运道上顶完好地点,并用16#

铁丝与棚梁相应部位栓牢。

2.拉转载前先检查液压系统是否完好。承载部压戗柱是否齐全有效、转载机机身和机尾是否有刮卡情况以及绳爪、大链联接情况等,有问题先处理,处理好后再使用。

3.拉转载前转载机电门打零位,除传信号人员外,所有人员躲入工作面架箱或锚固站以外安全地点,传信号人员要躲开刮卡、大链崩射波及范围。

4.使用口笛做信号,禁止口喊或晃灯传信号。信号规定为“一停二开”,信号要清晰明确,支架工听清信号后再操作。

5.支架工在锚固站以外操作,躲开戗柱大链等可能崩滑的范围。戗柱两端垫木料。

6.转载机拉完,先改单体液压支柱、打齐桥身支柱、吊挂电缆、液管、改信号线。如果造成皮带机尾移动,要及时调正,并调皮带,防止跑偏。

7.转载机拉完后,如机头老塘侧压力较大时,可在转载机机尾补打单体液压支柱。

8.转载机试运转正常后再正式拉煤。

㈡掐接溜子措施

1.掐接溜子前,要先把溜子电门打零位后上好紧链器。

2.上好紧链器后,把溜子电门打倒车开始掐接溜子。

3.上山巷道掐接溜子时,要在所掐接链以下2~3m处打好戗柱,防止大链下滑。

4.接链时,溜子司机要点动开车,接链人员动作要迅速,接好链。

5.紧链时,点动开车进行,操作人员不得蹲座在溜槽内,防止机头被拉起伤人,同时在机尾处设专人看机尾,紧链时必须先打好压柱。

6.接链完毕,加齐刮板螺丝,把溜子电门恢复正车。

第三十六条回缩皮带安全技术措施

1.回缩皮带运输机机尾前,首先将皮带煤拉空拉净。

2.将皮带电门打零位,并有效闭锁。

3.用JH-14绞车拉机尾前,要先检查好绞车绳有无损坏,绳头是否牢固无断丝,绞车压戗柱是否合理有效。

4.用40溜子链子将机尾纵梁两端连接牢固,并设有专人检查,确认连接牢固无误后,将导向轮拴在两条40溜子链子末端。

5.将JH-14绞车绳穿过导向轮,绳头与巷道金属拱形支架使用专用连接装置连接,并做到连接可靠。

6.开绞车前要先试好联系信号,做到有效联系后方可进行操作。信号规定:一停二开三松车。

7.在缩皮带输送机机尾过程中,绞车绳道内、运输机机尾摆动范围内,严禁有任何人员,人员要躲开三角区及反三角区;如有意外受力或其它紧急情况应立即停止操作,检查并排除障碍后方可继续操作。

8.皮带打口时接口要严,要用直尺割口,吐出的皮带卷好,及时装车上井,任何人不得随意割皮带。

9.皮带回缩完成后,将JH-14绞车绳盘好,重新拉紧皮带,调试皮带运转正常。

第三十七条回柱掏窝安全技术措施

1.开工前先检查顺槽猫窝内的有害气体、顶板、煤尘、支架后路等情况,用绞车时:检查绞车信号、绳、绳头、压戗柱等是否齐全可靠,发现问题先处理再开工。

2.回柱顺序:风道出口从下往上回,运道出口从上往下回,全部为由老塘往外回。人员严禁进入无支护区域。

3.在预回支柱前提前挡好笆帘,回一排支柱,挡双排笆帘,确保猫窝内煤矸不外淤。

4.回柱时,禁止大拆大回,先回柱后回梁,不许回串梁,不许淹埋单体液压支柱。

5.回柱时要有专人观山,必须将单体液压支柱放液后用绞车或千倍拉拉出,不许生拉硬拽,拉不出时,挖窝软落,软落前先加固好周围支护,然后挖窝,窝挖好后,用40溜子链或绳爪与刹钩联接梁(柱)与绳头,刹钩螺丝上满扣,然后用绞车拉出;用千倍拉时:吊挂千倍拉必须选择后路支护完好的地点,然后缓慢将腿拉出。

6.回柱(梁)时,绳道要顺线,人员躲开绳道及三角区,以防断绳脱钩伤人,绞车司机不许手摸、脚蹬绞车绳。

7.回完后要挡好旧金属网或笆帘,清理猫窝内淤出的煤矸。旧料、双楔梁、单体液压支柱及时运到超前以外码放整齐,以保持后路畅通。

8.运道掏窝时,工作面运输机及转载机电门必须打零位。

第三十八条辅助运输安全技术措施

一、轨道运输

1.运输过程中,车与车、车与绳用Φ28以上刹钩连接牢靠,刹钩螺丝上满扣。

2.坚持运输区段“行车不行人,行人不行车”制度。绞车运输过程中,运输区段严禁有人作业或停留。

3.斜井及平巷运输时严格执行矿井辅助运输八不准规定。由负责运输的班组长派专人负责截人工作,通往运输区段的各通道口都要截好人,并巡视好运输区段是否有人。具体截人地点:1132斜井运输时截人地点:1132斜井与1196F风道交叉口、1132斜井上、下坡头。1195F风道运输时,对拉绞车两侧(风道里口及外口)把人截好。1138斜井运输时截人地点:1138斜井上、下坡头。1195F外切眼运输不得与1195F 里、外风道运输交叉作业。

4.开工前必须由带领运输的班组长负责对本区域的绞车、钢丝绳、信号、压戗柱、车档、轨道、绳与滚筒连接是否可靠、安全、灵敏,保险绳是否够长,绞车绳与矿车连接是否符合要求、车与车之间是否连接可靠,车轮对是能否正常使用等进行认真检查,发现问题要先处理好再开工,车轮对不转时,严禁使用并上井维修。绞车开动前一切人员必须远离绳道,躲到安全地点,以免断绳伤人。

5. 在整个运输过程中,1132斜井、1195F风道、1138斜井绞车运输时要求挂空车、木料车不超过2个/次,挂其它车1个/次,严禁多挂车;其它平巷地点绞车运输时挂车数不超过6个/次。

6.信号规定:一停、二开、三松车、四行人。

7.有坡度巷道运输过程中必须使用保险绳。

8.使用临时绞车时,必须打好四压两戗柱,压戗柱使用相应规格的单体液压支柱。

9.对拉绞车的巷道严禁跟件,斜巷内严禁跟件。

10.信号联系不清楚,严禁开动绞车。

11.两台绞车对拉时,整个运输区域内严禁有人。绞车司机由一方发出开车信号,经另一方回信号确认可以开车时方可开车。信号不清时,严禁开车。两台绞车对拉过程中,绞车司机要求精神集中,相互配合好。随时注意绳的变化情况,有问题及时发出停车信号进行处理。

12.绞车司机要精神集中,随时注意绞车运行情况,发现异常或认为中间落道时,要及时停车检查。

13.倒换绞车地点必须设置阻车器。

14.斜巷内矿车落道复轨时安全措施

(1)复轨人员必须同信号把钩工联系好后由斜巷上方下人处理,经检查后同信号把钩工联系好后共同采取措施进行复轨。严禁从斜巷下方上人进行复轨。

(2)复轨时和信号工确定好复轨信号和注意事项,班长现场指挥。

(3)复轨前首先检查联接装置是否牢固、可靠,发现问题必须处理好后再开始复轨工作。

(4)复轨时绞车司机将绳绷紧,稳好闸,不许离岗。落道车下方不准有人停留和工作,处理落道车人员在车的侧面操作,矿车可能倾倒的方向严禁有人。矿车复轨时,应先头后尾。

(5)严禁摘车复轨。

(6)严禁用松车或牵引的方式进行复轨。

(7)斜巷处理矿车落道时,巷道附近必须清理干净,复轨结束后要将使用材料码放好,清好道眼。以上未尽事宜严格执行公司下发的机车、矿车落辙复轨“八不准”、“八必须”。

15.各台绞车绳严禁在滚筒上出现绳套,如果发现必须先处理好,防止断绳或抽伤人员。绞车运转时禁止别绳,闲置不用的绞车绳要卷好。

16.绞车司机离岗后开关打零位,三联钮吊挂在专用牌板上。

17.人力运料过风门时,要求过一开一,严禁同时敞开两道风门,严禁碰撞风门。

18.各段斜井运输过程中,在绞运车辆时,要使用好挡车器严防跑车,要先放下挡车器,阻车器,然后再摘钩、换绳。

19.运输过大档时,要先观察物件超长超宽超高情况,有问题必须处理好后再运输,严禁刮蹭档柱过大档。

20.斜井内要有声光信号、照明、红绿灯、挡车装置,否则不准开车,运输时要求带电松车,严禁不带电松车。

21.斜井运输过程中,严禁平车与矿车同时运输使用。

22.运输矿车时,各处摘挂钩时,必须将车停稳后再摘挂钩。摘挂钩时绞车不准动作,把钩工严禁站在道心内,以防车辆滑动碰伤身体。

23.把钩工摘挂钩时如遇到摘不开、挂不上时,严禁蹬绳操作,必须采用专用工具操作。

24.运输过程中必须在末一辆矿车上挂好红灯。

25.平巷需临时存车、卸车时,在车下滑的方向一侧,将专用阻车器打在车轮下。

26.使用叉子车运输棚梁时,使用Φ9.5mm钢丝绳打摽牢固,要求最少两道,其余矿车运送其他物件时,根据运送物件重量及尺寸规格使用钢丝绳打摽牢固,运送前现场工班长必须进行安全确认工作,打摽不牢固的严禁开车运送。尤其是运输不规则件时,必须用Φ9.5mm以上钢丝绳打摽拴牢,安排专人押运。

二、搬运设备措施

1.用绞车时要严格遵守绞车运料的安全措施。

2.用口笛作信号时,绞车司机要确实听清信号后方许开车,规定信号为:一停、二开、三松车。

3.起吊点必须选择上顶和支护完好地点,并提前加固起吊点支护,否则严禁起吊。严禁用抬棚及插粱起吊重物,严禁使用调度绞车起吊重物。

(1)使用回柱绞车起吊重物时,起吊点必须设置吊轮,并将绞车绳完全入进吊轮内。起吊过程中,人员必须躲开绳道、三角区及反三角区。同时,重物下方严禁有人,任何人身体的任何部位不得进入重物下方。人员必须躲到侧外方安全地点,躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山,并随时关注吊轮及吊点支护情况,有问题必须立即松绳并停车后处理。

(2)金属拱型支架巷道地段使用千倍拉时,千倍拉严禁直接吊挂在支拉杆上,必须选择支护完好的棚子,用4?及以上绳爪或用直径26mm以上的开口钩子将其挂住,把千倍拉的吊钩挂在抱好的绳爪或开口钩子上。千倍拉必须使用完好设备,千倍拉起吊钩与重物之间必须联结牢固。使用千倍拉严禁斜拉歪拽,重物下方严禁有人,任何人身体的任何部位不许进入重物下方,人员必须躲到侧外方安全地点,躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山,并随时注意吊点支架情况,发现问题,立即停止作业进行处理。起吊过程中使用钎子调向时,注意和周围人员招呼好,作业时人员躲开重物可能下甩范围,站在侧外方操作。使用钎子选好支点,并看好附近设施、设备,防止损坏设备、设施。平轮和千倍拉不许超负荷使用,用平轮或千倍拉时,先试吊,没问题再起吊。整个起吊过程中,现场必须由班(组)长统一指挥。

三、人力推车、装卸料安全技术措施

1.装料时,不得超过车沿0.3m。

2.二人同时装卸料时,须互叫互应,先起一头或放一头,不准盲目乱扔。

3.由垛上取料时,必须先拿上边的,禁止抽拿或放垛。装、卸料时保护好水管、电缆,不许埋压电缆。

4.材料在指定地点分类码放整齐,并不能影响车辆通过。

5.推车时手不得扶在材料的最上层或车帮,以免碰伤,推车时必须臂向前伸,目视前方,不准低头推车,头不准伸入车内,以免挤伤头部。轨道坡度≤5?时,两车间距≥10m,坡度>5?时,两车间距≥30m,巷道超过7?时,严禁人力推车。

6.推车时禁止放飞车或撒手使车自己滑行,禁止蹬、坐在车上。

7.由岔道往主要运输道推车时,车到道口必须停车,看好有无车辆通过,不许将车直接推入主要运输道,以免发生撞车事故。

8.井下搬运安全技术措施

①搬运体积较大和较重的机件时,一定要精神集中,切不可粗心大意,进行搬运作业时,要由班(组)长同一指挥,以保证设备完好和人身安全。

②开工前要看好运输线路和现场情况,发现巷道支架不良或有危及设备及人身安全的可能时,应及时请示领导进行处理,严禁冒险作业。

③使用平车、叉子车装运设备时,要用木板垫好,并捆绑牢固。

④装卸机件时,应先将工作地点的杂物清理干净,装卸中,应避免乱扔、乱放,以免损坏机件。

⑤搬运机件时,注意周围情况,不得挤坏电缆、风管、水管、通风设施及巷道支护。

四、工作面刮板输送机运料安全技术措施

1.运料工作由工班长统一指挥,未经工班长同意,严禁用运输机运料。

2.运料前要与运输机司机联系好,信号规定为"一停、二开",严禁倒车运料。

3.运输机存煤不得超过溜槽深度的2/3,放料间距不少于5m,严禁堆放。

4.坚持装前卸后的原则,装、卸料时必须拉闭锁停车。

5.运料过程中无关人员躲入架箱内安全地点,专人在料后监护料的运送情况,专人看守闭锁,采煤机上方15m设专人看护,发现隐患立即拉闭锁停车。

6.运料时,必须将料与运输机刮板、大链拴牢,前后不少于两道绑丝。

7.运输机运转中正对机头方向禁止有人,料距机头5m时提前卸出,防止支倒柱子或棚梁。

8.采煤机前后15m卸料时,采煤机必须摘刀,管制器回零。

9.采煤机运行中严禁运料。

10.严禁工作面运输机运送铁棚子。

第三十九条综采泵站运行安全技术措施

1.泵站司机要检查保护使用好各种开关,发现问题及时汇报处理,乳化液配比浓度3~5%,泵站压力不低于30MPa。

2.定期清洗各种过滤器,并及时添加油液。泵箱每月至少清洗一次。

3.泵站司机不许离开岗位,要精神集中,站立看泵,不得坐看,及时填好泵站运转情况记录。

4.每间隔1小时,两台泵交替使用一次。每月月检一次,更换各种易损件。

5.液泵构件必须齐全,管路按设计安装,严禁插单腿销或缺销子。

第四十条皮带输送机运行及检修安全技术措施

1.各种皮带保护必须齐全可靠。

2.皮带输送机司机坚持持证上岗。开机前检查设备、信号、各种保护完好情况,没有问题后,用信号联系好后点动开车两次,禁止一次起车,打停车信号后,要立即停车。

3.皮带输送机要求信号灵敏可靠,信号规定为:一停、二开、三联系通话。

4.皮带输送机运转时,严禁在输送机上站立或行人。

5.皮带输送机司机要站在无塌冒危险和不被大块挤伤的安全地点工作。

6.维修人员要及时清理机尾及皮带下部的浮煤,以防磨皮带或堵塞机尾。严禁在皮带运转时清挖机尾。

7.皮带巷保证有1.0m以上的安全人行道,不足宽度处及时钉过桥;金属拱形支架支护区域可采取套修或刷帮的方法以保证人行道宽度。

8.皮带运输机检修时,必须将煤拉空拉净,皮带空运转一周。

9.检修前必须将电门打零位,并有效闭锁,挂停电牌。

10.严禁在皮带输送机开动时更换皮带上下托辊。

11.皮带主滚筒上方要盖严盖牢,防止人员掉入,打口机掐接皮带时,人员必须检查主滚筒上方盖板是否牢固,方可进行作业。皮带打口时接口要严,要用直尺割口,吐出的皮带卷好,及时装车上井,任何人不得随意割皮带。

12.检修完毕后,清点清理工具,一切无误后本人取回停电牌,试车。

13.在皮带运输机行人侧安设皮带急停,急停距离不大于50m。

14.换班前必须将运输机电门打零位。

第四十一条刮板输送机运行及检修安全技术措施

1.刮板输送机司机坚持持证上岗。开机前检查设备、信号完好情况,没有问题后,用信号联系好后点动开车两次,禁止一次起车,打停车信号后,要立即停车。

2.各部刮板输送机要求信号灵敏可靠,信号规定为:一停、二开、三倒车。

3.人员如果进入煤壁侧检修采面运输机时,要先检查好顶板煤壁情况,严格执行“敲帮问顶”制度并设专人观山,并必须在检修段上下不大于2米处用300031703160mm3方木或1/2φ18033000mm2半圆配合1/2φ16032000mm2半圆各打一道牢固可靠的闸。

4.刮板输送机司机要站在无塌冒危险和不被大块挤伤的安全地点工作。

5.刮板输送机出现跑链、错牙时要及时处理。

6.检修前开关必须打零位,并有效闭锁,挂停电牌。

7.检修刮板运输机时,必须将煤拉空拉净,空运转一周。

8.检修完毕后,清点清理工具,一切无误后取回停电牌,试车。

9.进行掐、接链点动时,人员必须躲开崩射方向。

10.换班前必须将刮板运输机电门打零位。

第四十二条日常检修安全技术措施

1.检验和日常维护保养分管的机电设备,除作预防性的小修外,并要巡回检查和有计划地检修机电设备,发现问题及时处理。

2.除掌握本单位设备设置外,还必须熟悉分管范围内的低压供电系统、设备性能和使用注意事项,非本单位机电设备及供电系统,严禁私自操作和处理。

3.严禁带电作业并严格执行停送电制度。执行停送电二人操作制,一人操作一人监护。停电后必须验电、放电,挂好停电牌,工作完毕后,进行送电试运行,所有切断电源的开关手把必须打零位并拉闭锁,同一线路上多人作业时,每个人都必须挂好自己的停电牌,不准借他人的停电牌进行工作,停电牌必须由本人取走。检修和安装电器设备,必须按停电票批准时间进行。

4.生产班在生产过程中,如遇到电气设备问题时,必须由机电维护进行处理,检查处理前必须判断确认好问题原因,然后严格执行停送电制度,并按操作程序进行验电。进行分级电气设备检修时,必须确认上级电气设备处于分闸断电状态,防止误送电。

5.坚持检漏继电器试跳制度,严禁甩检漏。

6.验电时,必须使用同电压等级的试电笔。

7.检验、修理电气设备前,必须开启便携式瓦斯报警仪检查设备附近20m范围风流中的瓦斯浓度,无问题后方可检修。

第四十三条提高煤质技术管理措施

1.加强工作面地质预测预报工作,超前分析,以便采取针对性措施。

2.工作面遇地质变化前,及时飘、刹调整,合理控制采高,少破矸石。

3.及时移架,控制冒高。

4.在工作面运道按照要求施工矸石窖,并向矸石窖内充填拣出的矸石。

5.要加强防排水工作,保证原煤运输系统不拉水煤。

6.加强巷道维修,减少冒高。

7.加强工作面质量管理,发现有空顶危险时提前做超前板,以防冒顶,造成矸石混入原煤系统。

8.在巷道高度不足时,不见底的地方要下卧。

第四十四条防透水安全技术措施

1.工作面回采前,运道、风道要安设好排水管路,形成排水系统,保持水泵完好和排水管路畅通。

2.回采时现场班组长及各工种要密切注意顶板和老塘涌水情况,发现突水时按避灾路线及时撤人后必须先向调度室汇报再向队汇报。

3.严格控制冒顶防止因上顶矸石冒落引起透水。

4.工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水征兆时必须停止作业,采取措施,立即报告调度室,发出警告,撤出所有受水威胁地点的人员。

第四十五条工作面各工序平行作业安全距离规定

1.正常情况下割煤与移溜:移溜要滞后采煤机15m以上,割煤与移架:移架滞后采煤机6~10m (即悬顶距离规定为6~10m)。

2.超前移架时割煤与移溜:移溜要滞后采煤机15m以上,割煤与移架:移架滞后采煤机10~15m(即悬顶距离规定为10~15m)。

3.做机头、机尾人员与替出口人员保证4m以上安全距离。

4.风道毛窝回柱作业严禁与风道超前替出口、过机尾补单体柱平行作业。

5.移机头支架与做机头严禁平行作业,移机尾支架与做机尾严禁平行作业。

第四十六条 防排水设计 一、水文情况

水文地质情况:该工作面为9煤层工作面,受煤9顶板砂岩裂隙含水层影响,靠近F3断层防水煤柱线,水文地质条件复杂。回采过程中将通过1195Ⅰ采空区、1195E Ⅱ采空区、1195I 探巷老硐、 1191Ⅰ探巷老硐及2391放煤区域。

防治水措施建议:

1、回采前,认真按排水设计配备排水设备、设施,形成排泄水系统,保证足够的排水能力;

2、回采过程中加强顶板管理,特别是进入各采空区和老硐时要严格控制好顶板,杜绝抽冒现象; 正常涌水量:0.3m 3/min 最大涌水量:0.9m 3/min I 、1195F 风道排水系统 1、水泵选择 ⑴水泵选型 ①排量要求:

Q 泵排> Q 最,即Q 泵排>0.9m 3

/min 。 ②扬程要求:

根据公式H 泵=H 实 /η管计算,式中: H 泵—水泵所需的最小扬程,m ;

η管—当管路角度<20°时,η管取0.74 ~0.77

H 实—实际高差,测量高差+水泵排高=37+2=39m(最低点-331,最高点-294) H 实=39/0.75=52m

根据我公司可用排水设备,选BQS60-60-22/N 潜水泵(Q 泵排=60/60=1m 3

/min ,H 泵扬=60m) 和

BQW45-20-5.5潜水泵(Q 泵排=45/60=0.75m 3

/min ,H 泵扬=20m)。

⑵水泵台数的确定及验算:

①正常涌水量确定BQS60-60-22/N 潜水泵台数:

N 正=

η

2.1××泵排正Q Q =7.013

.02.1××

=0.51(台)

N 正—正常涌水所需水泵台数 Q 正—正常涌水量 Q 泵排—水泵排量

η—水泵效率,取0.7;

②最大涌水量确定BQS60-60-22/N 潜水泵数量: N 最=

η

2.1泵排最Q Q ×=7.019

.02.1××(1.230.9)/(130.7)

=1.54(台)

N 最—最大涌水所需水泵台数 Q 最—最大涌水量 Q 泵排—水泵排量

η—水泵效率,取0.7;

风道排水站设置两台BQS60-60-22/N 潜水泵与排水管路连通,配电并加好逆止阀。一台BQS60-60-22/N 潜水泵,配电备用。开关选择QBZ-80隔爆型真空磁力启动器,使用2台,备用1台。

正常涌水量时,打开一台水泵泵水即可满足排水要求,当涌水量变大,一台水泵不能满足排水能力时,将另一台泵打开,两台水泵同时泵水。

2、排水管路

煤矿某某回采工作面作业规程

宣威市XXXX煤矿 回采工作面 作 业 规 程 工作面名称:XXX回采工作面编制人: 施工单位负责人: 批准日期: 执行日期:

大湾煤矿XXXX回采工作面作业规程实施审批表

参加学习职工签字名单

目录 第一章概况 (4) 第二章采煤方法 (6) 第三章劳动组织 (12) 第四章生产系统 (15) 第五章煤质管理 (20) 第六章工程质量标准 (21) 第七章安全管理制度 (22) 第八章安全技术措施 (28) 第九章灾害应急措施及避灾路线 (37)

第一章概况 第一节概述 一、工作面名称:XXXX回采工作面 二、回采工作面位置:XXXX回采工作面位于1691水平k9二采区运输上山南侧,属一水平二采区,K9煤层,工作面编号为XXXX,采面走向长110米,倾斜长51米。工作面具体位置见巷道布置示意图。 三、开工时间:2011年8月15日 四、竣工时间:2011年10月底 第二节地面相对位置 一、XXXX回采工作面开采标高1767―1784,地面标高1990―2010,地面无建筑设施及坟地,属荒山,对开采无影响。工作面与地面平均垂高220米。该工作面停采线距工作面回风上山2米。 二、该工作面北翼为采区回风上山,原回风平巷作为该工作面的上安全出口;工作面运输巷以下为断层。 第三节煤岩层赋存特征 1、工作面产状 该工作面煤层走向195度,倾角28°—32°,平均倾角30°。地质构造简单,单一倾斜煤层,属K9煤层,煤

厚1.2米。低磷低硫,主焦煤,亮煤为主,富灰,一般为26%。 2、赋存特征 从掘开的工作面溜子巷和人行上山分析,煤层顶底板较稳定,顶板无伪顶,直接顶为泥质粉沙岩,厚0.2-0.4米。老顶为粉沙岩,厚4米以上。直接底为泥质岩,厚0.2米,老底为粉砂岩,厚4米以上。 K9煤层柱状图 第四节地质构造 从掘开的回采巷道看,工作面无断层,但顶板结构较差,对开采有一定影响,注意加强顶板管理。 第五节水文地质 水文地质条件简单,XXXX工作面周围无老窑水,地表水单一,无河道,水库及老塘。工作面涌水主要是地表大气降雨补给,但要注意工作面顶板淋水的排放,以免流

最新18303综采工作面规程汇总

18303综采工作面规 程

第一章工作面概况 一、工作面状况及地质概况: 18303工作面位于973水平,三采区下组煤8#煤层中,地面标高1170m-1389m,工作面标高1007m-1044m。盖山厚度为162m-350m。地面位置:黄台峰西北。 井下位置及四邻采掘情况:该工作面东北为井田边界,东南部为已设计的18305工作面,西北为18301工作面,西南为大巷保护煤柱,上方74m有4#煤采空区(14303工作面)。回采对地面的简易小路﹑耕地有影响。 二、煤层赋存情况: 18303工作面所采煤层为石炭系上统8#煤。煤层倾角1°—6°,煤层平均倾角3°,工作面煤厚在0.60m-4.60m之间,煤层厚度平均3.15m,煤层结构复杂,属中厚煤层,稳定程度为较稳定,8#煤容重1.37t/m3,煤质为瘦煤,煤层局部夹一层或二层夹矸,局部位置有8#煤与8#上煤的分叉、8#煤变薄,普氏硬度?=2.5。 三、顶底板情况: 老顶:泥岩、砂质泥岩,灰色、富含植物根部化石。 直接顶:石灰岩﹑厚度4.60m,灰黑色含动物化石碎片,有节理,方解石脉充填。 顶板等级:稳定 伪顶:泥岩及8#上煤、平均厚度2.60m(0m—6.50m),黑色,易垮落。当8#上煤与8#煤合并时无直接顶。 直接底:砂质泥岩﹑厚度1.30m﹑灰色富含植物根部化石。 附图1-1:工作面煤层综合柱状示意图 四、工作面内的地质构造: 该工作面掘进时共揭露2条断层和6个陷落柱。其中回采4个陷落柱对回采有影响。回采时,要加强顶板管理,并编写专门措施。 附表1-1:断层、陷落柱具体参数表。 五、水文情况: 该工作面水文地质条件相对简单,但回采将破坏煤层上方的灰岩含水层,回采时应加强排放水工作。最大涌水量73.98m3/min,正常涌水量9.48m3/min。 六、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、

采煤工作面作业规程的编制.

一、采煤工作面作业规程的编制 内容以图表为主,主要包括:“三书”(地质说明书、爆破说明书、顶板管理说明书、九个系统(运输、通风、排矸、排水、供电、防尘、避灾、监控、通信等系统、措施(安全技术措施。要求各种图表清晰准确,文字简明通俗易懂。 1.概述 要求说明采煤工作面位置、范围、邻近采掘情况及其影响,附表说明工作面走向长度、倾斜长度、煤层厚度、倾角、容重、地质储量、可采储量等。 2.地质情况(即地质说明书 包括煤层赋存状况、煤层结构、厚度、倾角、硬度、煤质、地质构造、水文地质、顶底板岩石性质、结构、层理、节理、断层、强度、顶板分类、煤层瓦斯、二氧化碳含量、自然倾向、煤尘爆炸性等。 3.采煤方法及回采工艺 包括采煤方法、采高、落煤方式、装煤方式、运煤方式、支护形式的选择,巷道布置简述(附图,附每循环出煤量及材料消耗基础表。 4.顶板管理及支护形式(即顶板管理说明书 包括顶板的管理方法、工作面支护顶板管理图(包括回采工作面支架、特殊支架的形式、结构、规格、支护间距、放顶步距、最小控顶距、最大控顶距、工作面上下出口支护的支架的结构规格,并加以说明、初次放顶的措施、初次来压和周期来压的特殊支护措施、回柱方法及工艺要求、支护材料复用的规定、工作面上下顺槽支架回撤以及距工作面滞后距离的规定、工作面上下出口支护的质量要求、过断层和过老空等巷道的安全技术措施。 5.爆破说明书

包括钻眼设备、安全炸药种类、爆破器材、炮眼布置方式及炮眼布置图(必须表明工作面高度和打眼范围、炮眼位置、排数、个数、深度、角度及炮眼编号,要用三视图表示、炮眼布置说明表(必须说明各种炮眼名称、编号、深度、角度、每个炮眼装药量及总装药量、封泥长度、连线方式和起爆顺序等。 6.生产系统 包括通风方式、通风系统图、通风路线、通风设施、风量计算和要求;综合防尘及喷雾洒水系统;排水方式、设备选型及布置、排水系统图;煤、矸及材料装运方式、设备选型及其系统图(包括溜煤眼及煤仓;供电设施、电缆设备负荷选择及系统图;灌浆灭火系统;充填、抽放瓦斯等管路系统图;通信系统;压风系统;电气设备布置图;安全监控装备布置系统图;井下避灾路线系统图根据生产条件简要叙述;附采煤工作面设备配置检修表。 7.劳动组织及主要技术指标 包括采煤工作面循环作业方式、正规循环作业图表、劳动人员、管理人员配备表,采煤工作面主要技术经济指标等。 8.安全技术措施 包括避灾路线图、爆破、顶板管理、支护(采煤工作面过老巷、断层、破碎带防冒顶片帮的技术措施、通风、瓦斯管理、综合防尘、防灭火、运输以及设备维修管理等安全技术措施;提高回采率及提高煤质的措施。 技术措施。

综采工作面安装规程

一、工程概况: 潞新一矿5243综放工作面是+540m水平上山采区东翼第三个回采工作面,其北部为5242工作面,南部为实体煤。5243工作面回风顺槽与5242工作面进风顺槽间的煤柱为20m。区段走向长度平均为1235米,倾斜长度为180米。煤层厚度平均为14米。 二、工作安装设备及数量情况: 开切眼采用二次成巷,第一次成巷为4.5米断面,二次扩帮3米,最终达到7.5米断面。切眼形成后,由1111施工,更换皮带顺槽胶带运输机,其它安装设备如下: 1、液压支架: 过渡支架:ZFG8500/20/34 架 基本支架:ZF8000/18/34 架 共计:架 1、工作面刮板输送机 前部刮板输送机为SGZ830/2*400型中双链刮板输送机,后部刮板输送机为SGZ830/800型。它们的技术参数如下:

2、采煤机采用MG400/890-W 型可调高双滚筒无链牵引采煤机,主要技术参数如下; 3、皮带输送机采用DSJ120/150/3*315型皮带输送机。 4、转载机、破碎机采用SZZ960/250型中双链刮板转载机及PLM2200型连续破碎机,其主要技术参数如下: 5、液压泵站采用无锡煤机厂生产GBRW 315/31.5型五柱塞乳化液泵二台,并配备PR-315/20泵箱一个。其主要技

术参数如下: 三、设备安装顺序: 1、安设临时泵站、管路和临时移变。 2、拆卸1.0m皮带,安装1.2m皮带。 3、安装后刮板运输机。 4、安装前部输送机。 5、安装转载机、破碎机。 6、安装液压支架。 7、安装采煤机组。 8、撤出临时泵站和开切眼位臵的绞车。 9、运送并安装电气设备列车、自移式电缆行车及其 附件。 10、铺设电缆、水管,检查设备并注油,各设备单机 试运转,随后联合试运转。 四、安装工艺: 1、前、后部刮板运输机的安装: (1)、安装机头架及电机、减速箱→安装二节、过度节→安中部槽→铺底链(按铺一节溜槽安一节刮板链的方法进

煤矿采煤工作面作业规程范例

煤矿采煤工作面作业规程范例

更多资料请访问.(.....) 采煤工作面作业规程

工作面名称: 施工单位: 负责人: 编制人: ××煤矿 年月日

会审单位及人员

会审意见

目录 第一章概况 .............................. 错误!未定义书签。 第一节工作面位置及井上下关系.......... 错误!未定义书签。 第二节巷道布置........................ 错误!未定义书签。 第三节煤层............................ 错误!未定义书签。 第四节煤层顶底板...................... 错误!未定义书签。 第五节地质构造........................ 错误!未定义书签。 第六节水文地质........................ 错误!未定义书签。 第七节影响回采的其它因素.............. 错误!未定义书签。 第八节储量及服务年限.................. 错误!未定义书签。 第九节主要编制依据.................... 错误!未定义书签。第二章采煤方法与采煤工艺 ................. 错误!未定义书签。 第一节采煤方法........................ 错误!未定义书签。 第二节采煤工艺........................ 错误!未定义书签。 第三节采煤面生产能力计算.............. 错误!未定义书签。 第四节设备配置........................ 错误!未定义书签。第三章顶板管理 ........................... 错误!未定义书签。 第一节支护设计........................ 错误!未定义书签。 第二节工作面顶板管理.................. 错误!未定义书签。 第三节两巷及端头顶板管理.............. 错误!未定义书签。 第四节矿压观测........................ 错误!未定义书签。

综采工作面安装支架作业规程(正式)

编订:__________________ 单位:__________________ 时间:__________________ 综采工作面安装支架作业 规程(正式) Standardize The Management Mechanism To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑

文件编号:KG-AO-4375-73 综采工作面安装支架作业规程(正 式) 使用备注:本文档可用在日常工作场景,通过对管理机制、管理原则、管理方法以及管理机构进行设置固定的规范,从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作,使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 (一)、通风系统: 1、风量计算: 根据《风量计算细则》:安装期间按巷道供风计算风量: Q′采=60×V采×S采×k温 =60×0.25×2.5×6.0×1.325 = 281(m3/min) 式中:Q′采——工作面基础需要风量,m3/min V采——工作面最低风速,取0.25m/s S采——最大净断面积,15.0m2(高 2.5m,宽6m) k温——温度调整系数,27度,取1.325。 9606工作面安装期间的供风量为281m3/min。

2、通风路线: 地面→新副井→井底车场→-750m西大巷→-750m西一车场→-1000m西一轨道上山→7425材料道外段→7425材料道→7425综采切眼→7425运输机道→7425运输反坡→-1000m西一皮带上山→-500m西二皮带下山、-500m西二轨道下山→ -500m西二九煤上山、-500m西一轨道上山→-260m西总回风道、-290m东总回风道→东风井、西风井→地面。 (二)、防尘系统: (1)、材料道、综采切眼:-500m西二小井上口水池→轨道反坡→-500m西二车场→西二皮带下山→西二皮带延伸下山→-750m西一车场→-1000m西一轨道上山→7425材料道外段→7425材料道、综采切眼; (2)、运输机道:-500m西二小井上口水池→轨道反坡→-500m西二车场→西二皮带下山→西二皮带延伸下山→-750m西一车场→-1000m西一皮带上山→7425运煤反坡→7425运输机道。 (三)、综合防尘措施

综采工作面作业规程

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南桐矿业公司 (采煤) 作业规程 矿井名称:南桐矿业有限责任公司红岩煤矿 回采工作面:3601N1工作面 总工程师:王光全2014年7 月15 日安全矿长:段云平2014年7 月11 日生产矿长:易利荣2014年7 月10 日机电矿长:廖秀兵2014年7 月7 日生产副总:张召2014年7 月 4 日安全副总:陈勇2014年 6 月21 日通瓦副总:范林2014 年 6 月16 日机电副总:易晓钢2014年 6 月12 日调度室:董道平2014年 6 月11 日安监科:曹优能2014年 6 月11 日机运科:韩广斌2014年 6 月11 日通瓦科:钟传平2014年 6 月11 日技术科:柯军2014年 6 月8 日生产科:吴祥文2014年 6 月 6 日施工队:廖化兵2014年 6 月 6 日编制:杨科2014年 6 月 6 日 红岩煤矿生产技术科 二O一四年七月十五日

目录 第一章概况 (2) 第一节工作面位置及井上下关系 (2) 第二节编写依据 (3) 第三节煤层 (3) 第四节地质构造 (4) 第五节煤质 (4) 第六节水文地质特征 (4) 第七节影响回采的其它因素 (5) 第八节储量及服务年限 (5) 第二章采煤方法 (6) 第一节工作面巷道布置 (6) 第二节回采工艺 (7) 第三节设备配置 (8) 第三章顶板控制 (10) 第一节支护设计 (10) 第二节工作面顶板控制 (13) 第三节两巷及端头顶板控制 (15) 第四节矿压观测 (17) 第四章生产系统 (18) 第一节运输系统 (18) 第二节“一通三防”与安全监控 (18) 第三节排水系统 (25) 第四节供电系统 (25) 第五节通讯照明 (25) 第五章劳动组织和主要技术经济指标 (26) 第一节劳动组织 (26) 第二节作业循环 (26) 第三节主要技术经济指标 (26) 第六章煤质管理 (27) 第七章安全技术措施 (28) 第一节一般规定 (28) 第二节顶板管理 (30) 第三节防治水 (39) 第四节爆破安全管理 (39) 第五节“一通三防”及安全监控 (43) 第六节运输 (48) 第七节机电 (51) 第八章灾害应急措施及避灾路线 (65) 第九章“六大系统” (66)

工作面回采作业规程

工作面回采作业规程

目录 第一章概况 (3) 第一节工作面位置及井上下关系 (3) 第二节煤层 (3) 第三节煤层顶底板 (4) 第四节地质构造 (5) 第五节水文地质 (6) 第六节影响回采的其它因素 (6) 第七节储量及服务年限 (6) 第二章采煤方法 (8) 第一节采煤方法及巷道布置 (8) 第二节支护设计 (9) 第三节采煤工艺 (11) 第四节设备、材料配置 (14) 第三章顶板管理 (15) 第一节工作面顶板管理 (15) 第二节工作面上、下安全出口顶板管理 (17) 第三节矿压观测 (18) 第四章生产系统 (19) 第一节运输 (19) 第二节一通三防与安全监控 (19) 第三节供排水 (22) 第四节供电 (23) 第五节压风、通讯、照明 (24) 第五章劳动组织和主要技术经济指标 (25) 第一节劳动组织 (25) 第二节主要技术经济指标 (26) 第六章煤质管理 (27) 第七章安全技术措施 (28)

第一节一般规定 (28) 第二节顶板 (30) 第三节防治水 (33) 第四节爆破 (33) 第五节一通三防 (35) 第六节运输管理 (37) 第七节机电 (37) 第八节工作面安全质量标准化 (39) 第九节工作面作业安全准许确认制度 (40) 第十节其他 (42) 第八章灾害应急措施及避灾路线 (44) 第一节地质变化应急预案 (44) 第二节顶板事故应急预案 (44) 第三节水灾事故应急预案 (45) 第四节火灾事故应急措施 (46) 第五节瓦斯、煤尘爆炸事故应急预案 (47) 第六节冲击地压发生前的宏观预兆及应急原则 (47) 第七节安全监控系统故障处理应急预案 (47) 第八节避灾路线 (48) 附件、附图: 1、公司批复红头文件、矿井会审意见(原件由编制部门存档) 2、作业规程附图 3、作业规程贯彻、复学登记表 4、作业规程考试成绩登记表 5、作业规程(措施)发放登记表 6、复查登记表 7、采煤工作面投产前验收表 8、地质说明书 9、工作面初采初放、探放水措施、过断层或老巷、串联通风等专门安全技术措施

综采工作面安装规程..

第一章工作面概况 概况 煤层名称2#煤层水平名称上水平采区名称七采区 工作面 名称 7217 地面标高 (m) +850~+930 工作面标 高(m) +718~765 地面位置 7217工作面地面位置,位于西槽村西600米处,本区多为低山丘陵,地表黄土覆盖,冲沟发育。 井下位置 及四邻采 掘情况 此工作面,南为302工作面采空区,东为719工作面(1#、 2#煤回采已完毕)西为715工作面(1#、2#煤回采已完毕)北 为七采皮带保护煤柱。 走向长(m)867 倾斜长(m)106 面积(㎡)90416 煤层情况 煤层总 厚度(m) 2.10~2.40 煤层结构(m) 煤层倾角 (度) 0~12°2.20 2.20 平均2~3°本工作面掘进山西组2#煤层,其厚度为2.1~2.40米,平均2.20米,属稳定可采煤层。 煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶中砂岩 5.0 白色长石石英砂岩 直接顶 1#煤顶板跨 落胶结物 2.0~10 砂泥岩胶结(北部0~2.5米泥岩) 伪顶炭质泥岩0~0.3黑色炭质泥岩 直接底 砂质泥岩 4.0 灰色砂质泥岩

二、巷道组成及位置: 7217工作面由运输巷、材料巷、切眼组成完整的生产系统。巷道特征 详见表1 巷道特征表 表1 (附:图1:6209工作面平面示意图;图2:材料巷、运输巷断面图; 图3:切眼扩帮前断面图;图4:切眼扩帮后断面图) 第二章 安装主要设备 一、 液压支架: 详见表2 液压支架主要参数及技术特征表 表2 序号 项目 ZY3200/12/29L 支架参数 单位 1 最小高度 1200 ㎜ 2 最大高度 2900 ㎜ 名称 项目 材、运巷(架棚) 车场及皮带机头巷(架棚) 切 眼 大断面 小断面 一切眼 二切眼 断面 掘进㎡ 9.57 8.94 10.4 7.66 14.47 净㎡ 8.22 7.52 8.8 6.34 13.2 宽 上 宽 掘(㎜) 3400 3100 3700 2800 6200 净(㎜) 3000 2700 3300 2400 6000 下 宽 掘(㎜) 4319 4020 4580 3719 净(㎜) 3999 3700 4195 3399 高 掘(㎜) 2510 2510 2510 2350 2350 净(㎜) 2350 2350 2350 2190 2190 盘帮 构顶(根) 顶(㎜) 8 6 8 6 帮(㎜) 4 4 4 4 巷道形状 梯形 梯形 梯形 梯形 距形 柱窝深度㎜ 193 193 193 176 棚腿叉角 80° 80° 80° 80°

煤矿综采工作面安装作业规程

车集煤矿综采工作面安装作业规程 目录 第1章工作面概况5 第2章工作面安装工程量5 第3章设备运输路线6 第4章安装准备工作6 第5章设备安装与回撤10 第6章设备安装与回撤要求20 第7章工作面安装期间通风系统20 第8章工作面供电系统22 第9章工作面供、排水系统22 第10章工作面避灾路线23 第11章安全技术措施23 第1章工作面概况 2513工作面位于25采区南翼最上部,西为风氧化带防水煤柱,北为25轨道上山保护煤柱,东为设计的2511工作面,南为火成岩边界。 2513工作面走向长度645-705m,倾斜长56-126m,煤层倾角10-22°,平均倾角15°。切眼内支架采用后退式安装,工作面安装设备见工作面安装工程量。 第2章工作面安装工程量 1准备工作量

1.1安装各种绞车共计13部。 1.22513上巷、切眼共计铺道950m。 1.3安装临时乳化液泵站及电源:XRB-80型乳化液泵2台,配套乳化液箱1台,铺设高压供液管路220m(从乳化液泵站经过切眼铺至切眼下口向外30m)。 1.4BZX-4/127综保3台,用于两顺槽通讯信号和照明。 1.5运输路线的信号系统。 1.6安装运输系统的安全设施。 2生产系统安装 2.1上巷 2.1.1移动设备列车: 2.000011.1.1里侧电缆车1辆,外侧电缆车1辆。 2.000011.1.2KBSGZY-630/6/1.14kV型变压器2台。 2.000011.1.3WRB-200/31.5型乳化液泵2台,配套乳化液箱1个。 2.000011.1.4KBZ-400型馈电开关1台,QJZ-4×315/1140型组合开关3台,BZX-4/127型照明综保1台。 2.000011.1.5供液进回液高压胶管各1趟。 2.000011.1.6专列照明10盏。 2.1.2通讯系统:安装KTC101载波通讯、控制、保护1套,线路长1300m,其中主机、电源1套,载波电话13台,闭锁7台,带闭锁电话7台,智能终端1台。

综采工作面回撤作业规程

综采工作面回撤作业规程

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13102综采工作面预计在6月中旬采到停采线,为顺利回撤该工作面采煤机、液压支架、刮板输送机等设备,特制定13102综采工作面回撤作业安全技术措施: 一、回撤前工具、材料、设备的准备工作 1、13102措施巷(停采线前5米)作为13102工作面回撤通道。 2、在前刮板机机头煤帮侧打回柱绞车硐室、安装22KW回柱绞车。 3、01运输绕道下部安装1台22KW回柱绞车。 4、在回撤通道口安装1台25KW调度绞车。 5、拆转载机、工作面输送机前将浮煤清理干净。 6、工作面机头、机尾出口处的巷道采用锚杆锚索配合11#工字钢梁支护,以保证拆设备时安全。 7、回柱绞车分别打好压柱、戗柱。 8、回撤前先将设备列车运走,并将用来回撤支架用的泵站放到运输顺槽中比较宽敞的地点。 9、为了保证通风,在工作面进风巷安装一台11KW局部扇风机,以备拆架时用。 10、准备φ24.5绳卡,40型溜子链100挂,φ20螺丝200条,U 形环15T的20个,10T的20个。 11、10T滑轮5个、20T滑轮5个、10T手动葫芦5个、5T手动葫芦10个。 二、回撤前工作面的准备

1、工作面从距离停采线20m处开始,控制好采高3.5m,不进行放顶煤操作,采煤机割煤时必须沿底板割煤。 2、当工作面推到距停采线15m时,沿工作面追机在支架顶梁上开始铺金属网,网下铺设钢丝绳,金属网与钢丝绳每隔0.5m用14#铁丝双股扭三圈绑一道。网与网的长、短边,联网均采用搭接,联网距200mm,用14#铁丝双股扭三圈。钢丝绳两端固定在工作面上、下两巷顶板锚杆或锚索上,用10T手拉葫芦拉紧,蹬直。铺网1.8m 时开始敷设第一根钢丝绳φ21.5mm。第二根绳距离第一根钢丝绳0.5m。 3、工作面在距离停采线5m处时,开始进行锚网锁支护,第一排锚杆要采用梯子梁顺峒布置支护,其余顶锚杆不采用梯子梁支护架设木托盘(50*400*200mm)。锚杆间排距900*900mm进行支护,锚索支护采用15.24*12000mm,间排距1600*1600mm(见附图)。顶锚杆锚固力85KN,帮锚杆锚固力50KN,锚索锚固力120KN。 4、在煤壁不好的地段打设贴帮柱。 5、待前部刮板机、采煤机回撤后开始在回撤通道中铺道。 6、13102运输顺槽与13103回风顺槽联络巷内按标准敷设24k g轨道120m,道岔两附。 三、回撤的工作面设备数目及数量 1、MG300/730型采煤机1台 2、ZF7600/24/38型支架96架 3、ZFG7600/24/36型支架5架

13111综采工作面安装作业规程(DOC)

第一章地质概况 一、矿井概况 该工作面位于3#煤层,山西组中下部,上距2#煤层平均间距7.24m。煤层结构简单,不含夹矸,煤层厚度在2.15m~2.23m 之间,平均厚度2.25m。煤层上部伪顶厚度为0-0.5m,但不稳定,煤层倾角3°~7°,平均5°,属稳定的可采煤层。井田内开采的3#煤层伪顶为炭质泥岩,回采过程中随采随落,直接顶为泥岩或粉砂岩,稳定性较好。煤层直接底板为砂岩泥岩。13111工作面在布置过程中未揭露断层。该煤层的绝对瓦斯涌出量为2.55m3/min,自燃倾向性属Ⅱ级自燃煤层。煤尘具有爆炸性。该煤层在本矿区无自燃发火历史。 二、工作面概述 1、工作面概述 13111工作面地面位于登福康煤业公司主立井东部,距主立井580m。布置在3#煤层内,地面标高+1300~+1325m,地面没有村庄及建筑物。井下标高+940-+950m,进风顺槽395m,回风顺槽340m,工作面采长83m。 该工作面使用MG150/375-W采煤机,液压支架采用ZY3600/11/25,刮板运输机型号为SGZ-630/220,转载机型号SZQ630/75,胶带输送机型号为DSP-800。 2、煤岩层综合柱状示意图(见附图1)

三、巷道规格 详见13111进风顺槽断面及支护示意图(见附图2) 13111回风顺槽断面及支护示意图(见附图3) 13111切眼断面及支护示意图(见附图4) 第二章地面设备、调试装车 根据指定的调试场所,进行解体设备及装车,下井的安装设备必须经相关科室验收合格后,方可下井。 1、现场解体、装车、起吊人员必须服从指挥、遵守场地有关规定,对设备认真负责,保证装车质量,佩戴安全帽,穿工作衣,严禁酒后作业。所有使用的工具每班作业前,必须进行检查,保证安全可靠。 2、刮板运输机在解体前,需进行带电试运行。 3、装车时,严禁超负荷运行,起吊设备时必须由运输队跟班副队长现场指挥,钩头、锚链,钢丝绳套必须挂好,集中精力,配合协调。严禁多人指挥,并由运输队跟班副队长指定专人设置警戒范围,起吊作业期间严禁其它无关人员进入警戒范围内,作业人员严禁站在起吊重物下,并远离设备下落可能波及的范围,防止重物下落伤人。

1210综采工作面设备安装作业规程

1210综采设备安装作业规程 第一部分工作面概况 一、安装工作面位置 地表位置为井田西部石仙岩沟西北山梁;地表为森林覆盖区,无建筑物、公路、水体等设施。 井下位于井田西北部。东运输巷北翼,北采区西翼距北运输巷1672米处。安装工作面西部50米外已探明采空区;北部为实体煤;东不为本工作面煤量;南部50米外已探明采空区。 二、安装工作面现状 本面切眼长153m,需安装123组支架。断面5×2.2m,顶板和西帮已用锚杆、锚梁与塑料网进行控制;运输与回风顺槽全部采用锚杆、锚梁与塑料网支护。切眼坡度0°~8 o呈北端高、南端低。 三、附工作面设备安装支护示意图(见图1) 第二部分安装系统 第一节辅助运输系统 一、运输设施的固定、设置及管理 对工作面及两巷内运输绞车的安设要求: 1、绞车采用地锚钢丝绳加压戗柱固定法,压戗柱选用直径不小于140mm。压柱垂直顶底板,戗柱前倾与底板成75~80o角,压戗柱不得影响司机操作视线,所有柱子应有防倒装置。 2、绞车施闸后,闸把在水平线以上30~40o即应闸死,闸把严禁打至水平线位置,调节螺栓拧入螺母内深度不得小于螺栓直径的1.5倍。

3、绞车护绳板应用框架固定,高度为750mm。 4、绞车控制按钮和信号按钮应安装在操作盘上集中安设,操作盘应固定在便于司机操作的位置,间距不大于5m。 5、钢丝绳头用正反三道绳卡打设。 6、钢丝绳必须采用专门绳卡装置,不得系在滚筒上,绞车松绳到所需地点,滚筒上至少有三圈绳不得放出,收绳后滚筒边缘应高出外层钢丝绳直径的2.5倍。 7、绞车必须采用远距离控制方式操作,严禁用开关就近操作。 二、警示系统 对辅助运输系统内的各部绞车,在服务长度超过30米时应设置单独的声光对打信号系统。 三、挡车装置的设置 在车辆的装卸点、车场坡头、坡底等地点停车必须打设双轨阻车器,保持常闭状态。 四、轨道质量 1、轨距600mm,其误差不超过10 mm。 2、轨枕间距1m(中至中),其误差不超过±50mm。道碴(用浮煤充填,充填不低于枕面的1/3,且表面平整)的粒度及铺设厚度应符合标准要求,轨枕下应捣实。对道床应经常清理,应无杂物、无浮煤、无积水。 3、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm。 4、轨道直线段2条钢轨顶面的高低差,以及曲线段外轨按设计

采煤工作面作业规程范本.

煤矿采煤工作面作业规程工作面编号:4421

编审人员签字编制单位:回采四区 编制人:巩庆刚李敦芝 施工负责人: 审查单位: 技术科: 地质科: 通防科: 机电科: 运输科: 煤质科: 安监处: 采煤副总: 生产矿长意见: 签字

会审意见会审人员: 会审意见: 矿总工程师意见: 签字

第一章概况 第一节工作面位置及开采影响 一、采煤工作面平面图 二、工作面位置与毗邻关系 本工作面属于四层煤,位于-1100水平前组四采区第一亚阶段。F12断层东侧,以上为4420工作面,已经开采结束,以北为F15断层,以东为F11断层。 工作面标高:-801.50--897.05。地面标高:+187米。 三、工作面投影位置 位于南宫庄及其西北部的部分农田。 四、工作面开采对地面建筑物,主要井巷及其它方面的影响。 地面将产生一定程度的沉降。 第二节工作面地质状况 一、煤层赋存条件 二、煤层及顶底板岩性变化特征(附综合柱状图) 1、煤层产状 此煤层属古生代二迭纪山西组,煤层走向157-171度,倾角25.5度。 2、煤层顶底板岩性 顶板为灰白色中砾砂岩,坚硬,近煤层处层理发育,局部发育成楔状,不易破碎,伪顶厚0.1-0.7,粉砂岩灰黑色,易碎,易冒落,直接底为细砂岩,灰色,层理发育,厚2.0米,该面直接顶为4类,老顶2级。 三、水文地质情况

该面水文地质条件简单,在顶板裂隙发育地带有少量淋水,最大涌水量0.05 m3/min,正常涌水量0.02 m3/min。 四、实测地质构造 五、主要地构造说明 本工作面地质构造简单,F1断层对回采的影响程度较小。 六、冲击地压鉴定意见 经有关部门鉴定,该煤层有冲击倾向性,属冲击地压煤层,按冲击地压面管理,重点治理范围:上、下平巷60m,上、下端头20m,有悬顶、工作面来压及特殊情况下,重点加强煤粉检测,发现有冲击危险时,必须及时放炮卸压 第三节巷道布置 一、工作面巷道布置 工作面进回风巷及切眼沿四层煤布置,均为单巷布置,顶板为砂岩,局部撇底煤;支护形式为锚网带,掘进断面形状为梯形,掘进断面积5.72m2。 二、巷道断面及支护形式

综采工作面作业规程完整

第一章概况 第一节工作面位置及井上下关系

第二节煤层 一、煤层赋存 10#煤层结构简单,煤厚相对稳定,有不稳定的夹矸出现,平均煤厚为,硬度系数f约为~,上距4#煤层约61m;直接顶为L1灰岩,厚4m左右,中部常夹薄层砂质泥岩或泥岩,坚硬不易垮落;局部发育黑色泥岩伪顶,厚左右,结构疏松,极易破碎,多随煤层开采而冒落,给管理带来困难并增大煤的灰分。 二、储量 第三节煤层顶底板 顶、底板岩性特征表: 附图1:煤层顶底板综合柱状图

第四节地质构造 一、断层及其对回采的影响 根据10101运输、回风顺槽掘进揭露情况分析,该综采工作面地质构造简单,煤层走向为东北—西南,倾向西南,煤层倾角4°~16°,平均14°左右,经过掘进巷道揭露,本工作面回采范围内共有2条断层,构造详细情况见下表: 二、褶曲情况及其对回采的影响 该工作面的回风顺槽掘进至260米,运输顺槽掘进至280m时,煤层出现较大起伏,褶曲发育,倾角局部在20°左右,煤层厚度变薄,长约220m,渡过后,煤层厚度恢复原样。该段影响将来回采的正常推进,需对工作面采取防滑、防窜矸措施。 三、其它地质因素对回采影响 1、煤层直接顶为L1灰岩,硬度系数在之间,在回采过程中顶板不易自然垮落,需采取强制性放顶措施。 2、10101回风顺槽掘进1670m时,揭露分氧化带,顶板发生变化无层理,均为黄土与碎块石,不定时的向下冒落。故在初采放顶的过程中,

工作面可能有黄土、碎石涌入,影响正常的回采推进,需编制初采、初放专项安全技术措施。 附图2:10101综采工作面地质剖面图 第五节水文地质 一、水文地质概况 根据山西地宝能源有限公司为我矿编制的《矿井水文地质类型划分报告》确定我矿水文地质类型划分为中等。 10101综采工作面位于石炭系上统太原组,主要含水层为岩溶裂隙水,含水层主要为间夹碎屑岩中的3~4层石灰岩,赋存段距40m左右,含水层主要接受大气降水补给,富水性较弱,单位涌水量约为 L/s·m,渗透系数为d,水质一般为HCO3·SO3-Ca·Mg·Na型,硬度小于150mg/L,矿化度L,预计不会影响回采工作正常施工。 本井田内奥灰水位标高为819—822m,工作面底板最低标高约为784m,位于奥灰水位之下,10#煤层底板与奥陶系灰岩之间的隔水层厚度为80m,按照《煤矿防治水规定》中突水系数计算公式: T=P/M P=(H0-H1+M)* =(820-784+80)*80 =m 其中T—突水系数 MPa/m; P—底板隔水层承受的水头压力 MPa; H0—奥灰溶岩水位标高 m;

采煤工作面安装安全技术措施

C8采煤工作面安装安全技术措施 一、概况: C8工作面位于矿井C8煤层西翼,为我矿井后的现在回采工作面,上限标高+1614m,下限标高+1587,走向长约250m,倾斜长60m,煤层倾角24~30°,平均27°。煤层平均厚度2.5m,可采储量约3.3万吨。采煤方法:采用走向长壁单体液压支柱配合金属铰接顶梁式,采用一次采全高全部垮落管理顶板,放炮落煤,工作面采用DZ25-30/100G 型单体液压支柱支护,支柱布置形式为齐柱式,“三、四”排支柱管理顶板,见四回一,采面支柱排距为0.7m,柱距为1m。 运输方式:采面采用SGB-420/30T型刮板输送机运输,运输巷采用SGB-420/30T型刮板输送机。 二、C8工作面安装设备型号及数量: 1、单体液压支柱 型号:采区采用DZ25-30/100G型单体液压支柱,上下巷超前支护采用DZ25-30/100G型单体液压支柱支护。 2、刮板输送机 型号:SGB-420/30T三台,采面一台,顺槽两台。 3、乳化泵二台(备用一台) 型号:XRB2B80/20 三、供排水、压风系统: 1、供水系统: ⑴地面→轨道上山→+1577井底车场→C8运输巷→C8工作面。

2、排水系统: ⑴C8运输巷→井底水仓→轨道上山→主平硐→地面。 3、压风系统: ⑴地面→轨道上山→C8运输巷→C8工作面。 四、运输路线 1、地面→运输大巷→+1619总回风巷→C8回风巷→C8切眼 2、地面→轨道上山→+1577井底车场→C8运输巷→C8切眼 五、运输巷刮板输送机的安装 1、铺设时必须按:机头架→过渡槽→中部槽→机尾的顺序进行铺设,所有螺丝必须上齐,拧紧使整个转载机联成一体。 2、刮板输送机的中心线和皮带运输机的中心线在一条直线上。 3、机头必须摆正,传动装置联接面要严密,不留间隙。 4、刮板链不允许扭链。 5、链条要松紧适度,松动不得大于两环。 6、油质和油量要符合规定要求。 7、刮板链安装时,套包的凸起部分要向上,刮板链螺栓头必须向着刮板的运行方向。 六、单体液压支柱的安装 1、安装方法: C8采区切眼先安装两排支柱的安装支柱的方法,用SGB-420/30T刮板输送机出货,刷帮时够一颗支柱位置及时支护,把暴露出来的顶板支护好。支护支柱时必须用线拉着打,支柱必须打直,迎山角符合作

采煤工作面作业规程 编制内容要求

水安监通〔2015〕22号 附件2 水城县煤矿采煤工作面作业规程 编制内容要求 目录 第一章概 况页 第一节工作面位置及井上下关系页 第二节煤层页 第三节煤层顶底板页 第四节地质构造页 第五节水文地质页 第六节影响回采的其他因素页 第七节储量及服务年限页 第二章采煤方法页 第一节巷道布置页 第二节采煤工艺页 第三章顶板控制页 第一节支护设计页 第二节工作面顶板控制页 第三节运输巷、回风巷端头顶板控制页 第四章生产系统页 第一节运输页 第二节 “一通三防”与安全监控页 第三节排水页 第四节供电及通信照明页 第五章劳动组织及主要技术经济指标页第一节劳动组织页 第二节作业循环页 第三节主要技术经济指标页 第六章煤质管理页 第七章安全技术措施页 第一节一般规定页 第二节顶板页 第三节防治水页 第四节爆破页 第五节一通三防与安全监控页 第六节运输页 第七节机 电页

第八节其他页 第八章灾害应急措施及避灾路线。页 第一章概 况 第一节工作面位置及井上下关系 1、 工作面的位置:描述采煤工作面所处的水平、采区、标高(最 高、最低)、几何尺寸(走向长度、倾向长度、面积),以及在采区中的具体位置、相邻关系。 2、 地面相对位置:描述工作面周边(含终采线)在地面的相对位 置、地面标高(最高、最低)。 3、 回采对地面的影响:描述工作面的回采对地面设施可能造成的 影响,包括地面塌陷区范围、塌陷程度及引发地质灾害预计,以及对地面建筑物和其他设施的影响程度。 4、 描述工作面相邻的采动情况(同一煤层相邻工作面及邻近煤 层)以及影响范围。 第二节煤层 1、 煤层厚度:描述工作面范围内煤层最大、最小、平均厚度及其 变化情况。 2、 煤层产状:描述工作面范围内煤层走向、倾向、倾角及其变化 情况。 3、 描述煤层稳定性、结构(夹矸)、层理、节理、硬度等情况, 以及对回采的影响。 4、 对煤种、煤质进行描述。 第三节煤层顶底板 1、 煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶):描述煤层顶板岩石性 质、层理、节理、厚度、顶板分类等情况及其变化情况。 2、 煤层底板(直接底、基本底):描述煤层底板岩石性质、层 理、节理、厚度、底板分类、底板比压等情况及其变化情况。 3、 绘制工作面地层综合柱状图,能够反映出直接底、基本底以及 不低于8倍采高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。 第四节地质构造

综采工作面设备安装标准

综采工作面设备安装标准 一、液压支架安装标准 1、支架上下成一条直线,平均中心距为1.5m,垂直于工作面刮板输送机成一条直线,并和溜子联接好,所有大小联接件及各种销按标准安装,严禁缺漏。 2、支架位置调好后,立即接通供液管路,将支架升起,顶梁与顶板接触要严密,不得歪斜,局部超高或接触不好的用木梁构实,支架达到初撑力。 3、支架安装后要及时更换损坏和丢失的零部件,管路排列整齐,无漏液现象,接头连接可靠、不得用铁丝代替U型销,乳化液浓度符合3-5%的规定,泵站供液压力为符合规程规定. 4、支架有编号,支架内无浮矸、杂物、钢轨、木料等杂物,架外浮矸不埋压管路和液压件。 5、所有结构件和液压件动作灵活,结构件无别卡;液压系统无串、漏液。 6、每隔10架安设一组架间通讯及照明,并固定合理可靠。架间通讯必须有通话和闭锁刮板机功能。 二、刮板输送机安装标准 (1)减速器安装 1、箱内清洁无杂物。减速器与机头架相连接必须采用相符合的螺栓,螺杆要露出帽并紧固可靠,减速器要紧贴机头架不得有缝。 2、齿轮的啮合情况和顶侧间隙符合《煤矿安装工程质量检验评定标准》。 3、箱体不漏油;油质、油量符合说明书要求;水冷系统畅通且不漏水。 (2)刮板安装:运行无卡阻,运转平稳,无异常振动。 (3)刮板输送机的允许偏差:间距允许偏差(+3~-2mm),接头上下错动允许偏差(1mm),两滑道相对高低差允许偏差(3mm)。 (4)所有紧固件必须加垫紧固可靠. (4)组装要求 1、中部槽的铺设必须正确。 2、挡煤板与槽邦之间要靠紧,螺丝紧固无缝隙。 3、圆环链焊口不得朝向中板,不得扭链,刮板间距为1米,链环数量必须相等。 4、接链环必须按要求使用立环不能用错,短链必须用单环链。接链环使用与大链相同型号。 5、刮板螺栓必须采用防退帽并紧固可靠。 6、沿刮板输送机的信号装置符合要求。 7、刮板方向必须正确。 8、溜子整体达到平、直标准。 9、刮板机头与转载机尾搭接必须合理。 三、转载机安装标准 (1)减速器安装 1、箱内清洁无杂物。 2、齿轮的啮合情况和顶侧间隙符合《煤矿安装工程质量检验评定标准》。 3、箱体不漏油。 (2)刮板机安装完后运行无卡阻,运转平稳,无异常振动。

2020年采煤工作面作业规程_样本参照模板可编辑

编号: ****煤业公司梁家煤矿 采煤工作面作业规程 采煤工作面名称:*****工作面 编制人: 区队长: 施工单位: 批准人: 编制日期: 年月日 执行日期: 年月日 目录 矿审批意见 (3) 作业规程学习和考试记录 (4) 作业规程复查记录 (5) 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 (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 (9) 第六节影响回采的其它因素 (10) 第七节储量及服务年限 (10) 第二章采煤方法 (11) 第一节巷道布置 (11) 第二节采煤工艺 (12) 第三节设备配置 (13) 第三章顶板管理 (13) 第一节支护设计 (13) 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 (18) 第四章生产系统 (18) 第一节运输系统 (18) 第二节通防与监控系统 (19) 第三节排水系统 (22) 第四节供电系统 (22) 第五节通讯照明系统 (23) 第五章劳动组织和主要经济技术指标 (23) 第一节劳动组织 (23) 第二节主要经济技术指标 (24) 第六章灾害预防及避灾路线 (25) 第七章安全技术措施 (26) 第一节一般规定 (26) 第二节顶板管理 (26)

第三节防治水 (26) 第四节爆破管理 (26) 第五节通防及安全监测 (27) 第六节运输管理 (27) 第七节机电管理 (27) 第八节其它 (27) 矿审批意见 会审单位及人员签字: 技术科:年月日地测组:年月日通风:年月日煤管中心:年月日机电科:年月日安监处:年月日

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