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155301综采工作面作业规程

作者:本站原创 2011-06-29 20:56 来源:本站原创

 155301综采工作面作业规程
1、工作面概况
1.1 位置:
1.1.1地面位置
 西四义村北600米,古洞鄢南280米。
1.1.2井下位置
 东为三水平五盘区回风巷、皮带巷和轨道巷(已掘),北为未采区,南为凤红煤矿矿界,西为矿界。上覆为3#、9#煤小窑采空区。
 附图一:工作面井上、下对照图
1.1.3回采对地面设施的影响
 回采对地面设施无影响。
1.2 四周工作面的回采情况
 东为三水平五盘区回风巷、皮带巷和轨道巷(已掘),北为未采区,南为凤红煤矿矿界,西为矿界。
1.3 工作面要素
 本工作面倾斜长175.2m,走向长度628.0m,煤层厚度0.30~4.85m,均厚2.15m。煤层倾角0~25°,平均6°。
1.4 开采层序及所采煤层层号、采高、循环进度、作业方式、储量(可采储量)、服务期限及日产量
 本工作面所采煤层为15号煤,一次采全高,工作面采高控制在2.2 m~2.4m,平均采高2.3m,回采中可根据煤厚及时进行调整。循环进度0.6m。
 开采程序为一次采全高;所采煤层为15#煤;工作面采高2.3±0.1米,平均2.3米,当煤层厚度大于2.4米时,采高可随煤厚进行调整;当煤层厚度小于2.2米时,可以割底补足2.2米;如工作面遇断层等地质构造时,可适当将构造区前后各5个架采高随构造区采高进行调整,以便机组顺利通过;机头、机尾10米范围内随巷道顶、底板平缓过渡;循环进度0.6米;作业方式为昼夜多循环作业方式;日计划循环数9个;总工业储量330076.80吨,总可采储量313572.96吨。
    循环产量: Q=L×T×h×r×k
              =175.2×0.6×2.3×1.5×95%
              ≈344.53(吨)
   日产原煤数量: M日=Q×a
 =344.53×9
                     =3100.78(吨)
   月产原煤数量: M月=M日×30×P
                  =3100.78×30×95%                
 =(吨)
式中:   Q--循环产量                  吨
      M日--日产原煤量            吨
      M月--月产原煤量               吨
      L--工作面长度                 L=175.2米
    T--循环进度                   T=0.6米
      h--工作面平均采高            h=2.3米
      r--煤的容重                 r=1.5吨/米3
      k--回采率                   k=95%
      a--日计划循环个数             a=9个
      p——循环率                     p=95%
 插图一:155301综采工作面巷道布置示意图
2、地质及水文情况
2.1盖山厚度
 本工作面地面标高为810.3—827.2米,工作面标高为618.3—640.1米。盖山厚度为138米—208米,平均180米。
2.2煤层构造特征
 本工作面煤层为15号煤层,黑色,亮煤为主,团块状,含一层0.15m厚较稳定夹矸。煤层结构为0.55(0.15)1.45。煤层普氏硬度2~4,夹矸普氏硬度1~2,煤层倾角0~25°,平均倾角6°,煤体容重1.5t/m3。
顶底板岩石构造特征:
老顶及直接顶:K2石灰岩,厚8.06—24.90m,平均12.80m;深灰色,质硬,含燧石结核。
伪顶:无。
直接底:泥岩,厚0.90—1.50m,平均0.95m;黑色,含黄铁矿。
老底:铝质泥岩,厚4.00—9.09m,平均7.79m;灰色,有滑感。
地质构造情况

2.4.1 本工作面有一向斜和一背斜组成,其中背斜轴向N7°E,倾伏SE,两翼倾角    0°—6°,平均4°;向斜轴向N12°W,倾伏NW,两翼倾角0°—25°,平均8°。对回采有一定影响。
2.4.2  回风巷内距停采线向里438.5—425.5米范围内为一构造影响区,巷道内由顶板向下为K2石灰岩0.30—1.4米,煤1.15—2.0米,对回采影响较大。
2.4.3  工作面回采中断层构造发育。见表2.1:

在回采过程中遇到上述情况后,必须另行制定安全技术措施
2.5 煤层厚度
 煤层厚0.30m~4.85m,均厚2.15m。故工作面采高控制在2.2m~2.4m,平均采高2.3m,回采中可根据煤厚及时进行调整。
2.6水文地质情况
 本工作面水文地质条件简单,充水源主要为上覆K2石灰岩层间裂隙水及上部小窑采空区积水下渗,预计最大涌水量为90.0m3/h,正常涌水量为0—30.0m3/h,我队应在回采前将排水系统安装到位并保证正常使用。
 附图二:155301工作面岩性综合柱状图
 附图三:155301工作面煤层底板等高线及储量计算图
 附图四:155301工作面进风巷实测地质剖面图
 附图五:155301工作面回风巷及切眼实测地质剖面图
 附图六:155301工作面煤层结构图
2.7影响回采的其它地质情况
2.7.1瓦斯
 据矿井瓦斯鉴定及邻近工作面瓦斯检测结果,预计工作面瓦斯绝对涌出量为12.60m3/min,属低瓦斯工作面。
2.7.2二氧化碳:预计工作面二氧化碳绝对涌出量为1.3 m3/min。
2.7.3煤尘:无爆炸性。
2.7.4煤的自燃:本煤层为Ⅱ级自燃煤层。
2.7.5地温:15℃~19℃。
2.7.6地压:6.9~10.4MPa。
3、采煤方法及巷道布置:
3.1 巷道布置
 本工作面进、回风巷及切眼均沿15#煤层顶板破底掘进布置。155301进风巷与三水平五盘区皮带巷和三水平五盘区轨道巷相通,155301回风巷与三水平五盘区回风巷相通。
 该工作面利用三水平五盘区皮带巷和三水平五盘区轨道巷进风,三水平五盘区皮带巷兼做运煤巷,三水平五盘区轨道巷做运料巷;利用三水平五盘区回风巷回风,;工作面一期泵站、移变均布置在155301工作面进风巷内。
 本工作面进、回风巷采用锚杆支护,局部构造段用锚索、钢带补强,其断面呈矩形,净宽4.3米,净高2.4米;切眼采用锚杆支护,呈矩形断面,净宽7.0米,净高2.5米。
3.2采煤方法:
 工作面采用走向长壁、一次采全高、全部垮落、后退式综合机械化采煤法。
3.3回采工艺:
 工作面回采工艺:割煤→拉架→推溜→清煤。
3.3.1 割煤:
3.3.1.1 采煤机:本工作面使用MG250/600—WD1双滚筒采煤机一台。
3.3.1.2 割煤方式:双向割煤,平均采高2.3m, 截深0.6m。
3.3.1.3 进刀方式:端头斜切进刀,进刀距离不少于30m。
 左端头斜切进刀:
 A:机组割透左端头煤壁后,左滚筒调至底刀,右滚筒调至顶刀,反向割完煤台,沿溜子弯曲段斜切插入煤壁。
 B:当机组两滚筒截深全部达到0.6m时停机,将支架依次拉过,溜子顺序推出,然后按端头作业程序完成端头作业。
 C:将左滚筒调至顶刀,右滚筒调至底刀,割煤至左端头。
 D:割透左端头煤壁后,将左滚筒调至底刀,右滚筒调至顶刀,反向割完煤台后停机,按端头作业程序完成端头作业。然后开机向右端头割煤,同时追机及时拉架推溜,进入正常割煤。
 右端头斜切进刀:
 A:机组割透右端头煤壁后,右滚筒调至底刀,左滚筒调至顶刀,反向割完煤台,沿溜子弯曲段斜切插入煤壁。
 B:当机组两滚筒截深全部达到0.6m时停机,将支架依次拉过,溜子顺序推出,然后按端头作业程序完成端头作业。
 C:将右滚筒调至顶刀,左滚筒调至底刀,割煤至右端头。
 D:割透右端头煤壁后,将右滚筒调至底刀,左滚筒调至顶刀, 反向割完煤台后停机,按端头作业程序完成端头作业,然后开机向左端头割煤,同时追机及时拉架推溜,进入正常割煤。
 插图二:采煤机进刀方式示意图
3.3.2 拉架与推溜:
 移架与推溜:
 先移架后顶溜,一般距采煤机底滚筒4-6个架开始移架,移架步距为0.6米。移过支架后,距采煤机底滚筒12-15米开始顶溜,顶溜步距 0.6米,
   支架操作方式为本架操作。移架时降架量不宜过大,一般以0.05-0.15米为宜,顶板破碎时可擦顶移架或隔架移架。升架时,必须达到初撑力。移架后,将支架操作手把打至零位。
3.3.3清煤:清煤作业滞后推溜作业4个架开始进行,清煤作业人员必须面向机尾,在作业过程中要随时注意观察溜子运行情况,防止溜子拉过大块煤、矸或溜子里的煤涌出挡煤板将人挤伤或砸伤。清煤作业人员需依次将支架底座前至溜子底座后的浮煤

 

 

4.1 支架布置形式及支架说明书
4.1.1 工作面支架布置形式
 本工作面采用两架ZT16000—16/30型端头支架支护端头顶板,用ZZ8000-17/32型支架118架支护工作面顶板,其中ZZ8000-17/32型支架两架支护端尾顶板。
4.1.2 支架说明书:
ZZ8000-17/32型支架主要技术特征
支架额定工作阻力         8000kN
支架额定初撑力           6185KN
 泵站压力                 31.5MPa
支架高度           1700~3200mm
中心距                   1500mm
支护强度                 1.1MPa
底座平均比压        1.9~3.0MPa
操作方式           本架手动操作
最大控顶距               5760mm
最小控顶距               5160mm
梁端距               360-380mm
支护面积                 6.72m2
推溜力                   360KN
拉架力                   633KN

4.1.3 工作面支护设计的计算:
 按8倍最大采高的上覆岩层所需支护强度计算,根据支护强度计算公式计算如下:
 P≥8HRg×10-6
 令P1=8HRg×10-6
 则P1=8HRg×10-6=8×3.2×2.5×103×9.8×10-6
 = 0.6272 (MPa)
 式中:P——ZZ8000-17/32型支架的支护强度,单位MPa。
 P1——按8倍最大采高计算上覆岩层所需要的支护强度,单位MPa。
 H——最大采高取3.2m。
 R——顶板岩石容重2.5t/m3。
 g——取重力常数为9.8。
 ZZ8000-17/32型支架的支护强度1.1MPa大于P1=0.6272MPa,ZZ8000-17/32型支架对底板的比压为1.9~3.0MPa,工作面煤层底板的抗压强度为38.31MPa,底板抗压强度大于支架对底板的比压,可见支架支护强度能满足要求。
 工作面支架工作阻力计算如下:
 F =8HRgS
 =8×3.2×2.5×103×9.8×8.64
 =5419008(N)
 F——ZZ8000-17/32型支架所需要的工作阻力,单位N。
 H、R、g——意义同上。
 S——表示ZZ8000-17/32型支架最大支护面积,为8.64m2。
 S=L长×L宽=5.76×1.5=8.64m2。
 L长——表示ZZ8000-17/32型支架最大控顶距,为5.76m。
 L宽——表示ZZ8000-17/32型支架的宽度,为1.5m。
 ZZ8000-17/32型支架的额定工作阻力为8000000N,大于F,可见支架支护强度能满足要求。
 工作面支架初撑力验算如下:
 按8倍最大采高的上覆岩层所需支护强度计算,根据支护强度计算公式计算ZZ8000-17/32型支架所需的工作阻力F为5419008N。
 工作面顶板属中等稳定,取工作阻力的80%为支架初撑力,初撑力计算如下:
 F′= 80%F
=80%×5419008
=4335206.4(N)
 式中:F′——ZZ8000-17/32型支架所需初撑力,单位N。
 F——ZZ8000-17/32型支架所需的工作阻力,单位N。
 ZZ8000-17/32型支架的额定初撑力为6185000N,大于F,可见支架初撑力能满足要求。
 P′=F′÷4S′÷106
 =4335206.4÷(4×0.0490625)÷106
 =22.09(MPa)
 式中:
 F′——ZZ8000-17/32型支架所需初撑力,单位N。
 S′——ZZ8000-17/32型支架立柱活塞断面积,为0.0490625m2。
 P′——ZZ8000-17/32型支架所需的乳化液压强,单位MPa。
 Pb1= P1÷80%=22.09÷80%=27.6 (MPa)
 Pb=31.5(MPa)
 Pb > Pb1
 式中:
 Pb1 ——ZZ8000-17/32型支架所需泵站供液压力。
 80%——泵站供液有效压力(除去管路损失率)
 Pb——泵站供液压力设定为31.5MPa。
 通过上式计算,可见泵站设定供液压力能够满足支架需要。
 综上所述可见所用支架能满足工作面支护的需要。
4.2  机头、机尾及进、回风巷超前支护布置情况:
 进、回风巷均超前20米加强支护,超前50米维护。上、下安全出口的高度不低于1.8米,宽度不小于0.7米。
4.2.1 机头、机尾支护形式
4.2.1.1 机头:机头布置两架ZZ16000-16/30型端头支架,操作方式为本架手动操作,交错迈步向前移动,移动步距为0.6米。端头支架与煤柱间的柱在端头1#架后柱处回取,可超前0.6米回柱。当端头支架与煤柱间距大于500毫米时要在切顶线打点柱挡矸,点柱间距不大于300毫米。
 拉端头架、推转载机和移工溜机头及拉工作面1#、2#架的顺序:先拉端头1#架再拉端头2#架,然后移转载机再移工溜机头,最后及时拉工作面1#、2#架,工作面1#、2#架拉过后滞后工作面其它支架300毫米。
4.2.1.2 机尾:机尾117、118#架拉过架后滞后工作面其它支架300毫米。拉架及移机尾的顺序为:先移机尾后拉架。
    机尾老塘侧的支护形式:最后一个架至煤柱侧的顶板采用DZ—25、DZ—28或DZ—31.5型单体柱进行顶板管理,其分别支设在巷道每排锚杆下,排距1.2米,柱距0.3—0.8米。当最后一个架距煤柱侧的距离在0.8—1.5米以内时,巷道每排锚杆下保证一排一柱,当距离在1.5米以上时,要保证一排两柱支护,所支柱必须支成一条直线,严格执行先支后回的原则,老塘侧最后一排支柱与最后一架的切顶线基本齐,可超前0.6米放顶。
4.2.2 进风超前支护方式
 进风巷采用DZ—25、DZ—28或DZ—31.5型单体柱带帽点柱进行超前支护管理,从煤壁线向外不少于20米范围巷道中的每排锚杆下支设单体点柱。具体支设位置:两排单体点柱分别支设在转载机靠煤柱侧且距转载机最突出部分0.1米处,排距1.8米。若受到工溜上窜下滑影响,造成破碎机护罩靠煤帮侧人行道宽度不足0.7米或支护不达上述要求时,需将破碎机护罩处向里的点柱改至转载机达要求为止。所有支柱必须成排、成行为一直线,宽巷、巷道压力较大及巷道片帮较大时视具体情况进行增支点柱进行支护,所有柱必须有防倒措施,进、回风巷所有支柱均用连锁棚勾固定。
4.2.3  回风巷超前支护形式:
 回风巷采用DZ—25、DZ—28或DZ—31.5型单体柱带帽点柱进行超前支护管理,具体方法为:从煤壁线向外不少于20米范围巷道中的每排锚杆下支设单体点柱。具体支设位置:从工作面煤壁线向外20米范围内在巷道中心支设双排单体液压点柱,单体点柱应支设在巷道的每排锚杆下,所支点柱应成排成行。双排单体柱距巷帮1.5米,排距为1.8米。
4.2.4 若因工作面溜子上窜、下滑或其它原因造成端头2#架与工作面1#架、工作面1#架与工作面2#架,工作面其它架间、机尾最后一架与倒数第二架之间的空隙≥200毫米时,必须及时进行支护。支护方式为:及时在架间架垂直于工作面的棚,棚梁长度视空隙大小可选用Φ200×2800/3200毫米的红松半圆木架棚,所架棚必须保证一梁三柱,其中一根柱打在距溜子电机或挡煤板0.1米处,另一根打在老塘侧梁末端处,最后在两柱中间打好中柱。所架棚在拉架前移动。移棚时,先将中间单体柱回掉,再将老塘侧单体柱回掉,两人扶梁,待另一人将煤帮侧单体柱回掉后,再将棚梁向前移动0.6米。架棚时,要三人配合作业,两人抬梁将其放在单体柱柱头上,且将其扶好,另一人扶柱升柱,最后及时补够一梁三柱,为防止架间漏矸,所架棚梁要背紧背实。也可在架间距超过200毫米的相邻两个支架上架平行于工作面的板梁每隔一米架一架,板梁规格根据现场而定搭接不小于500毫米。架间距大于500毫米时,要在切顶线处打密集柱挡矸,密集柱间距300毫米。
4.2.5 机组割煤距进、回风巷煤帮侧15—35米时,机头、尾进行回柱放顶。当机组距煤帮侧距离小于15米时必须停机放顶。
4.2.6  回风巷超前支护方法仍执行《综采各生产工种操作规程》中《超前支护工操作规程》的中相关规定。
4.2.7特殊情况下的支设要求
 由于本工作面部分地段顶板构造发育,工作面生产过程中可视超前支护范围内顶板条件及压力情况加强支护加强支护时采用单体柱配合板梁支护,棚距保持1m,“一梁两柱”形式支护,单体柱距板梁两头200mm处支设。板梁视现场条件选用Φ200×4000mm、Φ200×3000mm等规格。
 插图三:155301综采工作面支架布置及机头、机尾超前支护示意图
 插图四:155301综采工作面最大、最小控顶距剖面示意图
4.3工作面初次来压、周期来压及初次放顶和末次放顶的支护形式
4.3.1初次开采:工作面设备全部安装完毕后,首先将工作面超前支护按规定打好,将工作面所有剩余材料备件,浮煤杂物清理干净。对设备先逐台进行试运转,然后进行联合试运转。所有设备正常后,将支架调直,溜子推出调直后,开始割煤。
4.3.2初次来压:根据矿压观测分析结果,预计工作面推进41.4m左右,工作面顶板压力将会增大,呈初次来压状态。在来压期间支护形式保持不变,但要将支架升紧,顶梁升平,两顺槽的单体柱升紧,保证不漏液、不卸载,有异常现象及时采取有效措施进行处理,并严格按照《155301综采工作面顶板处理安全技术措施》强制放顶。
4.3.3周期来压:根据矿压观测分析结果,预计每推进19.32m左右,出现一次周期来压。在周期来压期间,支护形式保持不变,但要确保工作面及顺槽的支护质量,加强顶板维护,方法同初次来压,并严格按照《155301综采工作面顶板处理安全技术措施》强制放顶。
4.3.4末次放顶:支护形式保持不变,工作面结束前半个月制定专门安全技术措施。
4.4过断层等顶板破碎区段时的支护方式及安全技术措施
 过断层等顶板破碎区段时的支架布置及支护形式保持不变。
 当工作面采至断层等顶板破碎区段附近时,要密切观察顶板、煤壁状况,发现顶板有破碎现象时,可采取降低割煤速度、及时移架、带压擦顶移架、支架上穿悬臂板梁等方法对顶板进行及时支护。
 两顺槽的断层处,要及时套设木梁单体柱混合棚支护顶板,并用背板将顶板煤帮背牢以加强支护。
 当断层前后顶底板岩石硬度适合机组截割时,可采用机组直接割顶、卧底的方法

 

直接通过。构造处顶板保持平缓过渡,以保证支架接顶效果良好,如顶板出现台阶状下沉,要及时在支架上用打木垛的方法接顶,以保证对顶板的支撑有力、有效;当断层前后顶底板岩石硬度大,机组无法直接割顶、卧底通过时,届时将另行制定措施。
4.5采空区处理方法
 由于15号煤层直接顶为K2石灰岩,属于坚硬性顶板,在开采过程中大面积来压时对支架有冲击,矿压显现十分明显,因此为了安全开采,需对顶板进行特殊处理。155301综采工作面顶板特殊处理严格按《155301综采工作面顶板处理专项安全技术措施》执行。
4.6顶板支护质量监测
 本工作面采用微表进行支架初撑力和工作阻力监测,使用圆图仪进行支架工作阻力监测。使用单体柱测压仪对进回风巷单体柱工作阻力监测。微表每个架为一个测站,每个测站安设一盒微表,分别对支架的前、后柱进行压力监测;采用微观与宏观统计相结合的方法进行,具体办法如下:
4.6.1、工作面布置三个测区,分别为工作面上、中、下三部分,共布置五个测站,安装10台KJ216系统压力分机和6台KBJ-60Ⅲ-1综采压力记录仪,具体安装位置为5#(圆图仪)、6#、7#(系统分机)、20#(圆图仪)、33#、34#(系统分机)、46#(圆图仪)、60#、61#(系统分机)、73#(圆图仪)、86#、87#(系统分机)、99#(圆图仪)、113#、114#(系统分机)、115#(圆图仪)支架上。
4.6.2、工作面活柱下缩量以及顶梁千斤工作阻力观测点设在机头、中部、机尾,具体架号实际观测时选定。
4.6.3、工作面的其它宏观观测统计按顺序从1#支架开始每隔5个架设置一个观测剖面计24个。
4.6.4、巷道变形观测、顶板离层观测及其它宏观描述每隔50米,设一个测站(进回风巷),每一测站设两个截面。综合测站距开切眼开始观测直至结束。
4.6.5、本次观测距离从距开切眼开始观测至工作面回采完毕。
4.6.6、综采工作面观测时
 (1)活柱下缩量:采用钢卷尺定时、定工序、定点量测。
 (2)立柱初撑力:采用综采支架测压表在循环初和循环末各测一次,每班一个循环人工进行检测。
 (3)立柱工作阻力:采用综采支架在线监测系统进行自动监测。采用综采压力记录仪自动监测,人工采集数据。以上两种仪器同时进行观测。
 (4)顶梁千斤工作阻力:采用支架测压表在循环初和循环末各测一次,每班一个循环人工进行检测。
 (5)宏观统计:采用钢卷尺结合目估法每天测一次。
4.6.7、巷道观测时
 (1)移近(变形)量:采用钢卷尺配皮尺定点每天量测一次移近变形量及推进距离。
 (2)顶板离层指示仪:每天测读一次。
 (3)锚杆轴向拉力:每天采用测力锚杆采集器进行监测一次。
 (4)超前支护单体柱:采用单体柱检测仪每天检测一次。
 以上支护质量监测仪表安设、检查、记录和动态分析要求见《支护质量与顶板动态监测管理制度》。
5、通风、运输、供电、供水、排水系统:
5.1 通风系统:
5.1  工作面风量计算及通风系统
5.1.1  按工作面气象条件计算:
 Q基本=60×(L大+ L小)/2×H×K面×V (m3/min)
     =60×(5.76+5.16)/2×2.3×0.7×1.0
     =528m3/min
  Q采= Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)
 =528×1.3×1.1×1.00=755 m3/min
 式中:   Q采  ――回采工作面需要风量            立方米/分钟
          Q基本――回采工作面所需的基本风量      立方米/分钟
           L大――工作面最大控顶距                   L大=5.76米
           L小――工作面最小控顶距                   L小=5.16米
           H --工作面平均采高                      H =2.3米
           V ――工作面适宜风速                      V =1.0m/s
           K采高-回采工作面采高调整系数              K采高=1.3
       K采面长-回采工作面长度调整系数             K采面长=1.1
       K温-回采工作面温度调整系数               K温=1.00
 K面——有效断面系数                       取K面=0.7
 V——适宜风速                            取 1.Om/s
5.1.2、按瓦斯涌出量计算:
     Q采=100×qCH4×KCH4
 =100×4.96×1.8
        =893(立方米/分钟)
 式中: Q--工作面实际需要风量                            立方米/分钟
        qCH4--工作面回风巷风流中瓦斯平均绝对涌出量4.96立方米/分钟
        KCH4--工作面瓦斯涌出不均衡通风系数                 KCH4=1.8
5.1.3、按二氧化碳涌出量计算: 
    Q采=1000×qco2×Kco2÷15
       =1000×2.53×1.6÷15
       =270(立方米/分钟)
 式中:Q采--工作面实际需要风量                    立方米/分钟
      qco2--工作面回风巷风流中二氧化碳平均绝对涌出量    
 2.53立方米/分钟
      Kco2--工作面二氧化碳涌出不均衡通风系数      Kco2=1.6
5.1.4、按工作面温度计算
    Q采=60V采×S采
        =60×1.0×8.8
        ≈528(立方米/分钟)
       式中:Q采――工作面需要风量            立方米/分钟
             V采――回采工作面风速(经测定温度为15℃-19℃,V采取1.0m/s)
             S采――回采工作面平均断面积        平方米
             S采=(L大+L小)/2×H×K面
                =(5.76+5.16)/2×2.3×0.7   
                ≈8.8(平方米)
           L大――工作面最大控顶距             L大=5.76米
           L小――工作面最小控顶距             L小=5.16米
           H――工作面平均采高                  H=2.3米
           K面――有效断面系数                  K面=0.7
5.1.5、按每人供风计算
 Q采>4N  (立方米/分钟)   
 Q采>4×76=304(立方米/分钟)
 N取交接班时的最多人数即26+44+6=76人(包括安检工、瓦检工、跟班干部)
5.1.6、按风速验算:
 取上述计算最大值Q采=893立方米/分钟进行验算
 (1)、按工作面风速验算
 60×0.25S=60×0.25×8.8=132立方米/分钟<893立方米/分钟
 60×4S=60×4×8.8=2112立方米/分钟>893立方米/分钟
 式中:S――工作面平均断面面积          S=8.8平方米
 (2)、按进风巷道风速验算
 60×0.25S进=60×0.25×10.32=154.8立方米/分钟<893立方米/分钟
 60×4S进=60×4×10.32=2476.8立方米/分钟>893立方米/分钟
 式中: S进――进风巷净断面积          S=10.32平方米     
  (3)、按回风巷道风速验算
 60×0.25S回=60×0.25×10.32=154.8立方米/分钟<893立方米/分钟
 60×4S回=60×4×10.32=2476.8立方米/分钟>893立方米/分钟
 式中: S回――回风巷净断面积          S=10.32平方米     
 经过验算可知,工作面配风量取893立方米/分钟符合《煤矿安全规程》规定,故工作面配风量确定为893立方米/分钟。
 5.1.7 工作面通风系统
 进风风流:
 北入风井→北大巷→北西石门→九五材料暗斜井→九五盘区一横川→九五盘区皮带巷→三水平北翼皮带巷→三水平五盘区皮带巷→155301进风巷→工作面
 北入风井→北大巷←→北西石门←→三水平北翼材料运输巷←→三水平北翼材料暗斜井→三水平五盘区轨道巷→155301运煤横川→155301进风巷→工作面。
 回风风流:
 工作面→155301回风巷→三水平五盘区回风巷→三水平北翼回风斜巷→九五盘区回风巷→北西回风石门→北配风巷→北二回风井→地面
 插图五:155301综采工作面通风系统及避灾路线示意图
5.2 运输系统
5.2.1 运煤系统:
 155301工作面刮板输送机→155301进风巷转载机→155301进风巷皮带运输机→三水平五盘区皮带巷皮带运输机→三水平北翼皮带巷皮带运输机→三水平北翼集中煤仓

 

5.4 供水系统
 地面→副井→井底车场→材料平巷→旧主石门→北大巷→北西石门→九五材料暗斜井→九五盘区一横川→九五盘区皮带巷→三水平北翼皮带巷→三水平五盘区轨道巷→155301运煤横川→155301进风巷→工作面
 地面→副井→井底车场→材料平巷→旧主石门→北大巷→北西石门→九五材料暗斜井→九五盘区一横川→九五盘区皮带巷→三水平五盘区轨道巷→155301联络横川→三水平五盘区回风巷→155301回风巷→工作面
     工作面两巷的供水管为Ф108mm的焊接钢管,巷道内的静压水管为每隔50米安设支管和阀门,进风巷静压水供进风防尘水幕,各转载点、机组喷雾及电机冷却等,回风巷静压水供回风防尘水幕用。
 插图六:155301综采工作面洒水降尘系统示意图
 插图七:155301综采工作面供水系统示意图
5.5 排水系统
 排水方式采用接力排水法。根据实际涌水量大小,进回风巷各热备1台30KW潜水泵,并各备用一台。距进风巷口690米处有一水仓,安装两台45KW水泵,排水能力85立方米/时,功率45kW,扬程90.3m。距进风巷口214米处有一水仓,安装两台22KW水泵,排水能力100立方米/时,功率22kW,扬程50m。热备一台。距回风巷口340米处有一水仓,安装两台45KW水泵,排水能力85立方米/时,功率45kW,扬程90.3m。距回风巷口790米处有一水仓安装两台15KW水泵,并备用一台15KW水泵,

 

 

排水能力50立方米/时,功率15kW,扬程40m。
 工作面及进风巷排水水泵(30KW)→155301进风巷Φ158mm排水管→155301工作面距进风巷口690米处水仓→155301工作面距进风巷口214米处水仓→三水平五盘区皮带巷Φ158mm排水管→三水平五盘区水仓→三水平北翼中央水仓
 工作面及回风巷排水水泵(30KW)→155301回风巷Φ158mm排水管→155301工作面距回风巷口790米处水仓→155301工作面距回风巷口340米处水仓→三水平五盘区皮带巷Φ158mm排水管→三水平五盘区水仓→三水平北翼中央水仓
插图八:155301综采工作面排水系统示意图
5.6、压风系统
 地面→副井→井底车场→材料平巷→旧主石门→北大巷→北西石门→九五材料暗斜井→九五盘区一横川→九五盘区皮带巷→三水平北翼皮带巷→三水平五盘区轨道巷→155301运煤横川→155301进风巷→工作面
 地面→副井→井底车场→材料平巷→旧主石门→北大巷→北西石门→九五材料暗斜井→九五盘区一横川→九五盘区皮带巷→三水平五盘区轨道巷→155301联络横川→三水平五盘区回风巷→155301回风巷→工作面
插图九:155301综采工作面压风系统示意图
5.7、通讯系统
本工作面通讯系统主要电话布置点为:在顺槽一、二部皮带机头、机尾开关架各安有一部调度电话。
插图十:155301综采工作面通讯系统示意图
5.8、安全监测
安全监测仪器的数量和种类
 本工作面配备三台P2140KP型甲烷传感器,在距回风巷巷口10—15米处、回风巷距工作面10米、回风上隅角处各有一台P2140KP型甲烷传感器。工作面另配备一台KP2030型一氧化碳传感器和一台P4108型温度传感器,安装在距回风巷口10—15米处。
具体位置见插图十(155301综采工作面监测监控系统示意图)。
甲烷传感器安装位置及甲烷超限时断电范围
    工作面甲烷传感器挂在回风巷内距工作面煤壁≤10米的地方,报警浓度≥1%CH4,断电浓度≥1.5%CH4,复电浓度<1%CH4,安装位置距煤帮侧不小于200mm,距

 

顶板不大于300mm,由电工负责向前移动,悬挂处必须确保顶板完整干燥,无淋水、支护安全有效。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
 回风上隅角甲烷传感器挂在机尾最后一个支架切顶线靠机头侧≥200mm,距顶板≤300mm。甲烷传感器报警浓度≥1%CH4,断电浓度≥1.5%CH4,复电浓度<1%CH4,悬挂处必须确保顶板完整干燥,无淋水、支护安全有效。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
 在距回风口10m处设一个甲烷传感器,报警浓度≥1%CH4,断电浓度≥1%CH4,复电浓度<1%CH4,安装位置距顶板不大于300mm,以不影响行人和行车为标准,断电范围为回风巷内全部非本质安全型电气设备。
 在距回风口10m处设一个一氧化碳传感器,报警浓度≥0.0024%CO,安装位置距顶板不大于300mm。
 在距回风口10m处设一个温度传感器,报警浓度≥30℃,安装位置距顶板不大于300mm。
安装质量标准及使用维护制度
 (1)严格按质量标准安设,每班必须根据生产进度严格按规定移甲烷传感器,并责任到人,任何人不得随意损坏甲烷传感器和断电仪,甲烷传感器安设位置见插图五。
 (2)甲烷传感器及断电仪每天由专人检修维护,发现问题立即向调度室汇报,以待妥善处理,监测队要负责甲烷传感器的校对,每周至少校对一次。
 (3)每班由专人清理隔爆罩上的煤尘,特别是探头吸收盖上的煤尘,防止堵塞进气孔。
 (4)任何人不得随意损坏甲烷传感器,并经常清理甲烷传感器的粉尘,保证使用正常。若发现甲烷传感器报警,必须立即停止工作,汇报调度指挥部,由通风区查明原因,采取措施确认瓦斯浓度不超限时,方可作业;采煤机司机必须配备一个甲烷检测报警仪并随身携带,报警浓度和断电浓度为≥1%,当其报警后,采煤机司机应及时停止采煤机和工作面刮板输送机的电源,汇报调度指挥部,由通风区查明原因,采取措施确认瓦斯浓度不超限时,方可作业。
 插图十一:155301综采工作面监测监控系统示意图
5.9 供液系统: 
 乳化液采用自动配液装置配比乳化液浓度,乳化液浓度为3—5%,泵站供液压力设定为31.5MPa。
 

 

 供液路线:
 (1)、进液:155301综采工作面泵站→155301进风巷进液管→工作面各用液点。
 (2)、回液:工作面支架及各用液点→155301回风巷回液管→155301综采工作面泵站液箱。
6、劳动组织:
6.1 作业方式:
 本工作面采用“四六”制作业,三班生产,一班检修。各工种间的交叉、平行作业情况详见“3.4 回采工艺”和正规循环作业图表。
6.2 循环方式:
 采用多工种追机平行作业,三班生产、一班检修的“四六制”,班与班现场岗位对口交接班,每班有效工时6小时,以充分利用工时、空间、发挥综机效能为标准
 插图十二:24小时正规循环作业图表。
6.3劳动组织配备表
 插表二:劳动组织表
7、主要经济技术指标表
 插表三:主要技术经济指标表
8  各工序主要安全技术措施及避灾行人路线
8.1  总则
8.1.1 坚持“安全第一”的方针,严格执行“三大规程”和集团公司、矿有关安全生产的文件、指令;严格执行煤炭工业技术政策和有关技术规范,杜绝水、火、瓦斯、煤尘、顶板、运输等恶性事故的发生。
8.1.2 各岗位人员要持证上岗,严格执行本工种岗位作业标准,岗位责任制、交接班制、采煤工作面质量标准化标准等各项管理制度
8.1.3 坚持三员到岗,挂牌开工制度。开工前三员要积极配合对工作面安全情况全面检查,清除不安全隐患后方可挂牌开工。
8.2  行人路线、乘车路线及行人安全措施
8.2.1 行人路线:
 地面←→主(副)井←→材料平巷←→北大巷←→北西石门←→三水平北翼材料运输巷←→三水平北翼材料暗斜井←→三水平五盘区轨道巷←→155301运煤横川←

 

 

 

→155301进风巷←→工作面。
8.2.2 行人安全措施
8.2.2.1 所有下井进入工作面的人员,严格按上述路线进入工作面,严格执行“行车不行人,行车不行人”的规定,横跨皮带时必须走行人过桥,严禁任何人走大巷,若因下备件干其它工作确需走大巷时,必须开大巷通行证,提前和调度室联系,得到许可后方可通行,走大巷时必须走人行道,并时刻注意来往车辆,以免发生意外事故
8.2.2.2  进入工作面必须走巷道人行道,行至转载机处,由转载机煤柱侧人行道进入工作面,严禁人员由转载机工作面侧横跨工作面溜子进入工作面,严禁人员从破碎机进口处横跨转载机进入工作面。人员通过转载机机尾时,要绕在端头架人行道内通过,严禁横跨转载机机尾进入工作面。在巷道内和工作面行走时一定要时刻注意顶板、煤帮情况,时刻注意皮带、溜子和运输物料情况。人员通过拉架顶溜区段或机组割煤区段时,必须待停止拉架顶溜并将支架升紧或停止割煤后方可快速通过,以防发生挤人和甩煤伤人事故。在溜子运行过程中,任何人员不得将头、手等身体的任何部位伸出溜子挡煤板以内的地方,以防拉过的大块顶起伤人。
8.2.2.3 严禁任何人乘坐工作面溜子、转载机和皮带。
8.2.2.4 若溜子上窜严重,人员通过溜子机头侧人行道时,必须闭锁溜子。
8.3 发生顶板,瓦斯、煤尘爆炸事故、火灾等事故时的避灾路线及顶板、瓦斯、火、水等事故的安全措施
8.3.1 如果工作面发生顶板事故,堵塞事故点断面1/3以下时,首先由班长、跟班干部组织进行抢救人员和排除事故,同时向调度指挥部汇报,当危及人员安全时,由班长或跟班干部组织工作面所有人员按下列路线撤离,确认安全后,清点人数,并向调度指挥部汇报。
 发生顶板,瓦斯、煤尘爆炸事故、火灾等事故时的避灾路线
 事故点进风侧人员:工作面→155301进风巷→155301运煤横川→三水平五盘区轨道巷→三水平北翼材料斜井→三水平北翼运输巷→西石门运输巷→北大巷→北入风井下平段→北入风井→地面。
 事故点回风侧人员:工作面→155301回风巷→155301联络横川→三水平五盘区轨道巷→三水平北翼材料斜井→三水平北翼运输巷→西石门运输巷→北大巷→北入风井下平段→北入风井→地面。
8.3.2 如果工作面发生瓦斯、煤尘爆炸等产生有毒有害气体的灾害时,工作面所有人员应立即戴好自救器,由班长或跟班干部统一指挥,有组织地进行撤离,撤离路线和工作面发生重大冒顶事故时的撤离路线相同,当撤至安全地点后,清点人数,向调度指挥部汇报。
8.3.3 如果进风巷胶带及开关等电气设备着火时,工作面所有人员都必须严格执行《煤矿安全规程》第244条规定,当危及人员生命安全时,所有人员应立即戴好自救器,由班长或跟班干部统一指挥,有组织地进行撤离,撤离路线与8.3.1的撤离路线相同,撤至安全地点后,清点人数,并向调度指挥部汇报。
 8.3.4 回采前必须布好排水管路,在低洼处或水仓内安设好水泵。并要根据工作面的推进度,将水泵及时移至下一个水仓,涌水量要比预计大时要在排水点加泵并在原系统上加铺排水管路以便排水系统可以正常排水。在回采过程中,若发现巷道或工作面有挂红、挂汗、空气变冷,出现雾气、水叫,顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或出现裂隙渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,采取措施。若发现涌水量突然增大,要及时通知调度指挥部,并由班长组织人员抢救电气设备,当危及人员生命安全时,要在班长的统一指挥下,按下列路线撤离,当确认安全后,清点人数,并向调度指挥部汇报。
 发生水灾时的避灾路线:
 事故点进风侧人员:工作面→155301进风巷→三水平五盘区皮带巷→三水平北翼皮带巷→九五盘区皮带巷→九五盘区一横川→北配风巷→北回风井→地面。
 事故点回风侧人员:工作面→155301回风巷→155301联络横川→三水平五盘区皮带巷→三水平北翼皮带巷→九五盘区皮带巷→九五盘区一横川→北配风巷→北回风井→地面。
 8.3.5.1 预防片帮冒顶的安全措施
 A、工作面支架要保证有足够的初撑力,支架不漏液、不窜液、不自动卸载,支架升起后顶梁要升紧升平。
 B、进入工作面所有人员都要随时检查作业地点附近的煤帮顶板情况,严禁到无支护区域和不安全地点作业。当发现上、下安全出口两帮煤层或顶板有片帮或离层现象时,必须打好戗柱或支好柱,并背好顶帮,将活矸片帮煤找净。
 C、采煤机司机要严格控制好采高,将采高掌握在规程规定的范围内。
 D、采煤机割煤后,若工作面顶板破碎或支架梁端距超过380毫米时,可采取超前拉架的方法及时控制顶板;若超前拉架后梁端距仍有380毫米以上的空顶时,必须在支架前梁上上走向板梁,一架两根,板梁间距750毫米,板梁规格视煤壁片帮深度选取Φ200×1500-3000毫米的红松半圆木,若板梁悬臂长度超过980毫米时,还必须在板梁头下打贴帮单体柱。
 E、回风巷绞车窝进入至超前支护范围内时,要在绞车窝紧靠巷帮补套1.5-2.6米长的板梁,一梁两柱,一根紧靠煤帮支设,另一根在间距1米处支设。
 F、为保证对工作面顶板动态进行准确监测,工作面作业人员要加强对矿压仪表的保护,每班要指定专人做好顶板监测记录。
 G、进入煤壁侧作业时,必须严格执行本规程中进入煤壁侧作业的有关规定。
8.3.5.2 处理冒顶措施: 
 A、冒顶范围:冒高在2米以下,冒落长度不超过5个支架时,处理措施如下:
 a、班长、跟班干部、安检工必须仔细观察冒顶情况,确认冒顶区顶板稳定后,执行本规程中进入煤壁侧作业的有关规定。
 b、由瓦检工检查冒顶区的瓦斯浓度,在确认瓦斯浓度小于1%时,由跟班干部、安检工负责观山,班长使用2米以上长的撬棍站在有支护的安全地点认真全面地对冒顶区进行敲帮问顶,将顶帮的活矸、片帮煤找净。
 c、处理冒顶时,由班长统一指挥,人员不少于5人,其中派一名有经验的老工人观帮观顶,专人看护冒顶区的支架操作阀,一名身体健壮、反应敏捷、动作迅速的工人站在安全地点进行勾顶,两人负责递料,其余人员备料。
 d、所有进入冒顶区作业人员都必须预先看好退路,在确保退路畅通的情况下方可作业,一旦发现异常情况,要迅速撤离到安全地点。
 e、勾顶时先在支架前梁上架走向抬棚,抬棚另一头顶紧煤壁,并在抬棚梁头下支设点柱,然后再在抬棚上打“井”或“△”形木垛接顶。
 f、勾顶时必须将煤壁侧顶板背实,煤壁顶紧。
 g、处理冒顶时要确保工作面配风量。
 B、当本工作面发生两处或两处以上不超过上述规定范围内的冒顶时,按上述措施由机头向机尾方向逐处处理。
 C、当冒顶范围超过本规定时,另行制定专项安全技术措施
8.3.6 防火安全措施:
8.3.6.1 加强对电器设备的管理,所有电气设备的使用检修必须遵照《煤矿安全规程》中的有关规定。
8.3.6.2 在各部胶带运输机机头,泵站、移变、油脂堆放处,均要配备两个合格的灭火器,一个装有不少于0.2m3砂子的砂箱,两把消防锹,并且上述消防器材要分别存放在上述地点的上风侧。
8.3.6.3  在各部胶带运输机机头均要存放25米胶管,并插在水管便头上,进风巷的洒水管路每隔50米要有一个消防便头,并加截止阀。
8.3.6.4  每部胶带运输机机头要安设一道防火水幕。
8.3.6.5  胶带托辊要保证运转灵活。
8.3.6.6  各电气设备的整定值要严格按要求整定,不得超过规定。
8.3.6.7  火药箱、雷管箱要存放在距工作面及各电气设备100米以外的安全地点。
8.3.6.8 入井人员严禁穿化纤衣服,严禁携带烟草和点火物品。
8.3.6.9 井下易燃物品必须严格按规定存放,并有专人负责。
8.3.7 综合防尘措施:
8.3.7.1 采煤机的内、外喷雾装置必须保持完好和正常使用。如果内喷雾不能正常喷雾使用时,外喷雾压力不得低于4MPa。
8.3.7.2 工作面溜子机头,破碎机出口及各转载点必须设置喷雾,并保证洒水始终成雾状。
8.3.7.3 进、回风巷要定期冲洗。进风巷距工作面煤壁100米范围内设一道净化水幕;回风巷距工作面煤壁30米范围内设置一道净化水幕,静压水管每50米安支管和阀门。
8.3.7.4 所有进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。
8.3.7.5 工作面每个架设置一道喷雾,并保证正常使用。
8.3.8 防瓦斯安全措施
8.3.8.1 每班班长要配备一个甲烷检测报警仪并随身携带,确保仪器灵活、准确,不间断地对工作面进、回风巷、上隅角瓦斯浓度进行检查。
8.3.8.2 工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止用煤电钻打眼,爆破地点20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。
8.3.8.3 如果工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,由通风区进行处理。
8.3.8.4 回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,并采取措施进行处理。
8.3.8.5 电动机或其开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。
8.3.8.6 工作面内体积大于0.5立方米的空间,局部积聚瓦斯浓度达到2%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
8.3.8.7 因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备都必须在瓦斯浓度降到 1%以下时,方可送电开机。
8.3.8.8 如瓦斯超限,由通风区采取有效措施处理,并根据瓦斯情况及时地调整风量。
8.3.9 甲烷传感器悬挂位置、报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围具体见5.8中规定。
8.4 定岗司机的安全注意事项:
8.4.1 采煤机司机安全注意事项:
8.4.1.1 采煤机司机在开机之前,首先要检查采煤机的完好和顶底板、煤壁等情况,确认无问题后,通知采煤机周围人员撤离到安全地点,方可开机割煤。
8.4.1.2 严格控制好采高,密切注意滚筒运转情况,严防割支架前顶梁、溜子铲煤板、单体柱等。
8.4.1.3 割煤时,要随时注意采煤机运行情况,随时注意采煤机前方有无障碍物,有无大块煤、矸石或其它物件从采煤机下通过。发现有不安全情况时,应立即停止采煤机,并闭锁工作面溜子进行处理。
8.4.1.4 采煤机割煤时,非采煤机司机不得靠近采煤机前后滚筒5米范围内,以防滚筒甩煤伤人或片帮煤伤人。确因工作需要通过采煤机割煤区段时,必须征得采煤机司机同意,暂停割煤,方可快速通过。
8.4.1.5 片帮大、顶板破碎时,必须放慢采煤机速度,时刻注意煤帮、顶板情况,并随时调节滚筒高度和采煤机速度。
8.4.1.6 采煤机割煤时,非紧急情况不得使用急停按钮,严禁在进风巷开关上随意启停采煤机。
8.4.1.7 采煤机停机时,必须打开隔离开关和离合器,并将滚筒落地。 
8.4.1.8割煤质量标准:割过煤后工作面要保证煤壁平直,无伞檐,裸露顶、底板,不留底煤,不超高,也不过低,上、下循环底板不得出现超过150毫米的台阶。机头、机尾10米范围内,工作面顶、底板与巷道顶、底板平缓过渡,煤装干净,当遇到煤层厚度不足2.2米时,要割底补足2.2米,以保证采煤机、支架顺利通过 。
8.4.2 移架工安全注意事项:
8.4.2.1 移架前要挂好线,坚持按线拉架。还要认真检查管路、联接部位、煤壁、顶底板等情况,通知所移支架附近人员撤到安全地点。准备工作要做到细、匀、净,确认安全后,再开始拉架。拉架时,操作人员要蹲在架底座前面向煤壁操作,边拉架边观察顶、帮情况,拉架要做到速度快、距离够、支架正;拉架后,支架要及时升起,支架工作状况要做到平、紧、严。
8.4.2.2  移架时,严防挤压损坏液管,挤破的液管要及时更换,拉架前,要将支架底座前的大块煤、矸等杂物清理干净,以防挤坏电缆。
8.4.2.3 若遇顶板破碎时,可根据实际情况采用擦顶移架或隔架移架的方法管理顶板。
8.4.2.4 推溜前应首先检查各联接部位是否牢固可靠,操作人员要蹲在支架底座前操作,严格遵循顺序推溜原则,不准任意分段或由两端向中间推溜,溜子推过后要保证达到平、稳、直。推溜时严禁任何人将头、手伸入推溜处前后15米范围内的电缆槽上方。
8.4.2.5 严禁将支架操作手把打在工作位置处理支架事故,严禁处理支架事故时操作相邻支架;更换支架管路时,必须先停止乳化液泵站的供液,处理好后,确无问题,方可恢复供液。
8.4.2.6拉架质量标准:支架拉过后必须成一直线,其偏差不得超过±50毫米,架间距要均匀,偏差不超过±100毫米。支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角 <7°,相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的 2/3),支架不挤、不咬,架间空隙小于200毫米。支架要垂直顶、底板,歪斜<±5°,支架顶梁接顶严密。
8.4.2.7移溜质量标准:标准移过支架后,距采煤机底滚筒10-15米开始顶溜,顶溜步距 0.6米,溜子移过后必须平、稳、直,成一直线,要严格遵循顺序顶溜原则,溜子的弯曲度不得超过3°,不能将溜子移成死弯。溜子移过后,要使铲煤板距煤壁保持0.15米的距离,且将推溜千斤手把打至零位。
8.4.3 刮板运输机司机安全注意事项:
8.4.3.1 开溜子前,必须首先检查溜子的完好,无问题时,发出开车信号,确认所有人员已离开机器转动部位,点动两次后,才准正式开动。
8.4.3.2 溜子运行时,溜子司机应站在工作面2#架与溜子机头电机之间,要面对溜子时刻注意溜子运行情况,出现异常及时停机处理,待查明问题,正确处理后方可开机。
8.4.3.3 拉端头架及工作面1#、2#架、顶机头时,溜子司机和端头工及拉架工要相互配合好,溜子司机要闭锁工作面溜子、转载机、破碎机后,撤至安全地点监视溜子情况。端头工移机头,拉架工移过渡槽及第一、二节溜槽,保证机头及过渡槽和第一、二节溜槽要同时前移,以免机头大架和过渡槽脱节。
8.4.3.4 严禁溜子司机站在或坐在机头减速器上开溜;严禁在溜子运行过程中用背板、撬棍撬大块煤、矸以及其它方法处理大块,用大锤处理大块以及进入溜中时,必须闭锁转载机、破碎机、工作面溜子(至少闭锁两个以上有效闭锁键),且将开关手把打至零位,在设专人看管的情况下方可进行。
8.4.4 控制台(转载机)司机安全注意事项:
8.4.4.1 必须与工作面溜子司机、进风巷胶带运输机司机密切配合,统一信号联系,严格按照规定顺序开停各部设备。
8.4.4.2 推移转载机时,要保护好电缆、液管,严防在转载机机头处挤伤电缆。
8.4.4.3 转载机移过后要保证平、稳、正,转载机机头与胶带运输机机尾要接触良好,不跑偏,防止大块煤矸砸伤胶带,控制好煤量和卸载中心,防止煤流出胶带造成跑偏。
8.4.4.4 若转载机、破碎机声音异常或有其它异常情况时,要及时停机,查清原因,处理后方可开机。
8.4.4.5 向前移转载机机头照明或处理转载机机头处电缆事故时,控制台司机必须和小班电工取得联系,然后闭锁工作面溜子、转载机、破碎机及胶带运输机,并派专人监护闭锁键后,方可进行。
8.4.5 胶带运输机司机安全注意事项:
8.4.5.1 开机前,要检查整部胶带运输机接头是否完好,托辊是否齐全,储存部护网是否挂好,确无问题,方可按规定程序开机,开机前应先点动两下皮带,确认后方可开启。
8.4.5.2 严禁在胶带运输机运行过程中处理胶带跑偏或其它胶带运输机故障。
8.4.5.3 严禁在胶带运输机运行过程中刮主、副滚筒上的煤,严禁用胶带运输机运送设备及笨重物料,严禁人员在电机减速器上作业或休息。
8.4.5.4 大块煤、矸卡在底胶带上时,要立即停机且派人看护闭锁键后,方可处理。
8.4.6 看电缆工和清煤工安全注意事项:
8.4.6.1 看电缆工应站在支架前人行道内监视电缆运行情况,电缆脱出电缆槽时,要及时和采煤机司机取得联系,待停止采煤机后,及时扶好。若电缆掉入溜子里时,必须及时闭锁溜子,并和采煤机司机取得联系,停止采煤机,严格执行本规程中8.5条的有关规定后,方可处理。严禁在采煤机或溜子运行过程中处理电缆事故。
8.4.6.2 清煤时,清煤工应站在溜子挡煤板与支架底座间,面向溜子机尾方向作业,同时注意观察顶板、煤壁情况,严防溜子拉过大块或煤壁片帮及架间掉矸伤人。
8.4.6.3 清煤工必须待支架拉过,溜子移过后方可作业。
8.4.5.4 清煤时,不准将矸石清到溜子上,锹头不能伸入溜子,以防大块绊住锹头伤人。遇有大块煤矸时,必须先用大锤破碎后,才能清理,不可硬搬,防止砸伤人员。
8.4.5.5清煤质量标准:工作面在2平方米内浮煤平均厚度不超过30毫米。
8.5 进入工作面煤壁侧作业的安全措施
8.5.1 班长、安检工对人员进入地段的支架、顶帮等情况进行详细的检查,发现问题及时处理.
8.5.2 派专人闭锁工作面溜子、转载机、破碎机,要同时闭锁两个以上有效闭锁键,坚持谁闭锁、谁解锁;同时要将上述设备开关打至零位,挂停电牌,执行谁停电谁送电的原则,在采煤机附近15米范围内作业时,还必须切断采煤机电源,摘掉滚筒离合器,将隔离开关手把打至零位。
8.5.3 若超前拉架不影响作业时,支架能超前拉的要全部超前拉过;若不能超前拉架或超前拉架后煤帮仍有380毫米以上空顶时,必须在支架顶梁上架走向板梁进行维护,并在板梁头下打贴帮柱,将顶帮背实。
8.5.4 上板梁、支柱时,由班长亲自指挥,人员不少于5人,经敲帮问顶,将活矸、片帮煤找净,确认无问题后,派一名有经验的老工人观帮观顶,专人操作支架阀组,二人站在侧面有支护的安全地点上板梁,其余人员备料递料。
8.5.5 对片帮危险的地段,要打贴帮柱或戗柱,在片帮已成斜面的地方打柱后,必须将煤帮刹实背紧。
8.5.6 进入煤壁侧作业人员要预先找好退路,确保退路畅通无阻,并时刻注意煤壁、顶板及支架情况,发现异常,及时撤离到安全地点,待查清原因,采取措施,确认安全后方可继续作业。
8.6 使用单体柱的安全措施:
8.6.1 一般情况下,单体柱只准用在端头支护和超前支护以及打备口支护,在使用中必须保护好单体柱,要使单体柱受力成一直线,以免造成单体柱柱芯变形或损坏单体柱,并要找好所支地方的支承点。
8.6.2 进、回风巷及工作面所支的柱都必须支在实底上升紧,并用防护绳捆牢,不支的柱分别存放在进、回风巷距机头(尾)20米以外的地方,成一定角度竖放牢,以防柱倒伤人,必要时要有防倒措施。
8.6.3 进、回风巷及端头所支的单体柱三用阀朝向应平行于巷道(放液孔朝停采线方向),切顶线处所支单体柱的三用阀朝向均应平行于工作面。
8.6.4 所用单体柱要完好,不漏液,不自动卸载,无外观缺损,支柱要迎山有力。
8.6.5 若在用单体柱支护的10米范围内爆破时,必须对单体柱的柱芯加以保护。
8.7 爆破安全措施
 在工作面遇有采煤机割不透,片帮大块人工处理不了时,可以采用爆破方法进行处理,工作面有夹矸、薄煤层或底矸较硬时可以进行振动爆破,巷道内底鼓影响正常生产需起底时也可进行振动爆破,但严禁裸露爆破,必须严格执行《煤矿安全规程》第315-342条及下列规定:
8.7.1  工作面大块大于0.6立方米时,可采取爆破方法处理。
8.7.2 爆破工作必须由爆破工进行。
8.7.3  打眼、装药、联线、爆破必须严格执行集团公司、矿制定的有关操作规程,需进入工作面煤壁侧作业时,还必须遵守本规程8.5条的有关规定。
8.7.4 炮眼深度视具体情况而定,每眼装药量不超过一卷,每次联放不得超过两眼。在皮带下爆破时必须将皮带松开,每次只能爆破一个眼,每眼装药量不得超过1/2卷。
8.7.5 封泥使用炮泥,炮眼深度0.6-1米时,封泥长度不得小于眼深的1/2;炮眼深度超过1米时,封泥长度不得小于0.5米,炮眼深度超过2.5米时,封泥长度不得小于1米。
8.7.6 爆破地点距采煤机的距离不得小于15米。
8.7.7 爆破前,要用废旧皮带将周围各设备及电缆保护好,保护范围距爆破
地点前后均不少于15米并对爆破点前后15米地段进行加强支护,确保支护有效。
8.7.8 警戒距离:距爆破地点直线距离不小于75米,弯巷距离不小于50米,拐弯后不小于10米,班长清点人数后派人设警戒,严格执行“三人联锁爆破制”和“一炮三检制”。
8.7.9 爆破前,班长必须清查人数,确认无误后,方可下达爆破命令,爆破工接到爆破命令,必须先发出爆破警号,至少再等5秒,方可爆破。
8.7.10 爆破后,要由爆破工、班长亲自检查爆破地点周围的顶板、煤帮、支架、通风、瓦斯、煤尘等情况,以及是否有拒爆、残爆等,若有拒爆、残爆等,按《煤矿安全规程》第342条进行处理,有其它问题,要根据实际情况,逐个处理。处理完毕,确无问题后,警戒人员由布置警戒的班组长亲自撤回后,方可恢复生产。
8.7.11 当爆破地点前后20米范围内瓦斯浓度达到1%时,严禁爆破。
8.8  运料安全措施:
8.8.1 使用小绞车的安全措施:
8.8.1.1 绞车司机必须持证上岗,开车前检查绞车是否完好,底座是否牢固,钢丝绳是否合乎要求,信号必须用完好的双向往返式声光信号,且灵敏可靠,开车时,司机要精力集中,站在绞车护绳板后面,以防断绳伤人。
8.8.1.2 运输前,要先派人检查运输线路上是否有障碍物并清理或吊挂。
8.8.1.3 停开绞车必须以信号联系,规定为“一停、二开、三松绳”。联系方法为:绞车司机听到开车信号要打回铃,当二次听到开车信号后,方可按信号指令方向开车,正常提升时,严禁采用“晃灯”“喊话”的方式联系,当看到紧急晃灯时,要立即停车,查明原因处理好后,方可开车。
8.8.1.4 绞车绳采用直径不小于15.5毫米的钢丝绳。
8.8.1.5 挂车数量要严格执行绞车牌板规定的挂车数量。
8.8.1.6 提放车辆时,各交岔路口安全地段要设好警戒,警戒人员站在安全地点站岗拦人,严禁人员进入提升区段,严禁人员尾随车辆行走。
8.8.1.7 严格执行“行车不行人、不作业,行人不行车”的规定。
8.8.1.8 在绞车倒换绳或存放车辆时,车停下后,闭合阻车器将车停稳,方可摘绳换车,临时停车点要先打好飞机杠。
8.8.1.9  绞车运行过程中,绞车司机应注意力集中并时刻注意观察绞车及钢丝绳的运行情况,发现异常立即停车。在车辆运输过程中,严禁同时打开两道风门和损坏通风设施。
8.1.1.10  在运行过程中听到停车信号后,绞车司机应一手缓缓压下制动闸手把,同时另一手松开离合闸。
8.8.1.11 平巷落道上道时,要用千斤顶或导链上道,严禁用绞车绳拉上道,上道人员要在车辆两头上道,严禁在车辆两侧上道和站人。上道时要先检查落道地点的顶板及棚梁情况,无问题后再上道。
8.8.1.12  挂钩工挂联车使用合格的联接装置,严禁使用非标准件,车辆必须完好,挂联车数严格执行绞车牌板规定,严禁超拉多挂。遇有上、下坡时,采用绞车对拉,使用两台绞车对拉时,两台绞车必须同时有司机操作。
8.8.1.13  平巷运输坚持使用阻车器,临时停车点必须在车辆两端打牢飞机杠。
8.8.1.14 在车辆运输及处理上道过程中严禁人员在车辆两侧站立或行车。
8.8.1.15 斜井提放车辆前,应再次检查设备的完好情况与车辆的固定及车辆完好情况,发现有松动,捆绑不牢时,要及时处理后再开车。
8.8.1.16 斜井落道、上道时由班长统一指挥,要在车辆两侧较宽的一侧上道,绞车司机要集中精力,压紧闸把,上道人员用千斤顶,要先上下方轮,后上上方轮。禁止在车辆下方上道和站人,严禁用绞车强拉上道。
8.8.1.17 斜井上下方的站岗人员,要在安全可靠地点站岗拦人,要认真负责,不得离岗。
8.8.1.18 绞车司机要严格按照操作规程作业,禁止违章操作。
8.8.2  辅助运输时,应严格执行《凤凰山矿辅助运输操作规程》规定,严禁违章作业。
8.8.3 人力推车时,一次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车。同向推车距离:轨道坡度≤5‰不小于10米,坡度>5‰不得小于30米,坡度>7‰时,禁止人力推车,严禁放飞车。
8.8.4 用溜子或皮带运料时,要由班长统一指挥提前将司机及上、下料人员安排好,停止采煤机。上、下料时必须闭锁溜子或皮带。上料时,料要放在溜子或皮带正中且放正,料与料之间的距离不低于3米,一堆一件,运行物料前方人员要躲在支架内或巷道人行道侧。
8.8.5 运送距溜槽上面小于250毫米,宽小于400毫米的物料时,可通过机身下,但运料时要设专人在机身两侧5-15米处监视物料运行情况,如果物料偏离溜子正中要立即闭锁溜子,处理好后再开溜。监视人员应站在安全的地方监视,且手持闭锁键,所运物料超过上述规定时,严禁通过采煤机机身下。
8.8.6 用溜子运料,人员需进入溜子中上、下料时,要严格执行本规程中8.5条的有关规定。在机头、机尾三角处上、下料时,还要保证此处的支护安全有效。
8.8.7 用皮带运料时,严禁物料通过开关架下。
8.8.8 人工运料凡是超过60千克的板梁、棚梁、棚腿、单体柱等物料时,必须由两人抬。抬料时,物料要放在同肩,口令、步调要一致,放料时,要由第三人配合,先放下一头再放另一头。
8.8.9 严禁人员抬运超过125千克以上的物料,装卸超过125千克的物料必须用导链,装卸时视物料重量及顶板支护情况将导链挂在可靠的地方,并保证联接合理,起吊平稳,起吊时要加强指挥协调,操作人员要站在大件下落后涉及不到的地方进行操作,其他人员严禁走近起吊现场。
8.9 防止溜子上窜下滑措施:
8.9.1 由于在回采过程中可能出现溜子的上窜下滑,为了保证溜子的相对稳定,需要机头、机尾相对地超前或滞后,使溜子在伪斜方向上推进。若工作面溜子上窜时,采用磨机头三角的方法调整,若溜子下滑时,采用磨机尾三角的方法调整。
8.9.2 磨三角一定要同时调整溜子、支架,不能使溜子、支架在工作面分成台阶,要保证溜子、支架始终成一直线。
8.9.3 若遇溜子的上窜下滑使机头、机尾及工作面架间有大于200毫米及其以上的空顶时,应架棚支护空顶,棚梁采用Φ200毫米×3000—4000毫米的红松半圆木,一梁三柱,以防漏矸。
8.10 工作面吊溜、清理支架顶梁上浮矸及吊架的安全技术措施
8.10.1 吊溜的方法及安全注意事项:
8.10.1.1  先将被吊溜子段的支架按顺序全部拉过,然后由一头向另一头依次进行。每三节溜槽起吊一节,吊溜时先降架接着将事先用4条764大链连接好的长链搭在距支架顶梁前端150毫米处,然后将两头用400型大链链环加工的起吊钩垂直于工作面溜子和靠煤帮侧的平环挂在一起,最后升架将溜槽前端吊起,并按顺序顶溜,顶过溜后取下大链,及时升架支护顶板。
8.10.1.2 吊溜进入煤帮侧作业人员要严格执行本规程中8 .5条的有关规定。吊溜时,必须开空溜子,闭锁溜子(至少两个有效闭锁键),并停机组。
8.10.1.3 吊溜时,由班长统一指挥,四人配合作业,其中一人观山,一人操作支架操纵阀,两人挂链。
8.10.1.4 四条大链要用相应的马蹄联接,马蹄用螺丝上紧,大链每吊一次都要重新检查其完好情况,只有确认无问题的情况下方可再使用。同时起吊钩要保证不变形,严禁使用变形的起吊钩。
8.10.1.5 吊溜、升架、降架时,其它人员要撤至作业地点10米以外有掩护的安全地点,操作支架人员要蹲在支架人行道内立柱后操作,摘挂链时,人员要等待顶帮稳定后进行。
8.10.1.6 向支架上搭链时,人员要蹲在相邻支架顶梁下进行,严禁空顶下作业,严禁将头、手及身体的其它部位置于空顶下。
8.10.1.7 溜子最多起吊150毫米,当发现大链负荷很大时,要及时停止起吊。吊溜时,严禁同时降相邻的两个架,只能单头作业,必须依次进行。
8.10.2 清理支架顶梁浮矸的安全技术措施
8.10.2.1 清理浮矸时,要将支架降为前低后高,人员要蹲在相邻支架煤帮侧的顶梁下用专用钯子向煤帮侧扒浮矸,将支架前立柱到顶梁前端的浮矸清净。
8.10.2.2 人员进入煤帮侧作业时要严格执行本规程中8.5条的有关规定。清矸时可分组作业,但分组相距不得少于15个架,每组必须由一侧向另一侧依次进行。
8.10.2.3 清矸时要四人配合作业,其中一人观山,一人操纵支架操纵阀,两人分别在两侧清理。
8.10.2.4 清矸时必须在降架后顶板稳定的情况下进行,两人要相互协调好。
8.10.2.5 严禁人员将头、手及身体的其它部位置于空顶下,严禁其它人员靠近作业地点3米范围内。
8.10.2.6 清理矸石结束后,要待人员撤至安全地点后方可升架支护顶板。
8.11 移设转载机、端头架安全措施
 移设转载机前,先将影响本次移转载机的点柱替掉,移过后,将点柱及时补支齐全,移设转载机时,一人操作阀组,一人站在安全地点观察转载机周围的支柱情况,如发现支柱松动或倒柱现象,立即停止操作,进行支护,只有在支护完好的情况下方可移设转载机,严禁在运转的情况下移设转载机。
 移端头架前,先将端头架两边及前方的浮煤及杂物清净,将端头架前影响此次拉架的点柱替掉,将端头架煤柱侧最后一根点柱回掉,然后开始拉端头架,拉端头架时必须闭锁工作面溜子、转载机、破碎机,由班长统一指挥,先拉端头1#架,再拉端头2#架,交错迈步前移。移过后,要将端头架两侧支设的单体柱检查一遍,如发现有松动现象,必须重新升紧,背好顶帮,在移设转载机、端头架过程中,要由班长统一指挥,严禁无关人员通行和在此范围进行其它工作。
8.12   处理歪架、倒架、死架的安全措施:
8.12.1 处理歪架:
 调架前必须先清理被调支架底座周围的浮煤,再在支架顶梁下支两根戴帽点柱,点柱间距0.75米,然后降架顶支架底座。如仍调不正时,可将支架升紧回掉支架顶梁下的点柱(回柱时其他人员要撤至3米以外,以防柱倒伤人),然后降下架来再顶支架底座,直至把支架调正。
8.12.2  处理倒架的方法:
8.12.2.1 调架(方法同前)
8.12.2.2 对因底板有软矸而造成倒架时,可在支架底座前端拉架时铺设顺山板梁或道木,长度视情况而定。
8.12.3 处理死架的方法:
8.12.3.1 增加泵站压力法处理,但泵站压力最大不得超过其额定值。
8.12.3.2 卧底:处理死架时,在支架底座两侧向底座下各打两个眼,然后装药爆破,待底板松动后用锹、镐将底座下的浮煤清出,清煤时不得将手、脚伸至底座下,装药、爆破严格执行本规程8.7条的有关规定。
8.13 采煤机打备口的安全措施
8.13.1 如采煤机有计划地更换部件,根据部件的大小位置需在工作面机尾煤帮打一长5-15米、宽1.8米、高1.8米的备口。如煤厚低于1.8米时,可视备口大小提前三个循环将机尾10-15个架的顶底板距离刹到1.8米后再开始打备口。
 采用采煤机在机尾磨三角的方法打备口,即当采煤机割至距机尾25米时,停止移架,采煤机割透机尾后返回25米,停采煤机后,开始在支架顶梁上垂直于工作面上Φ200×2000毫米的红松半圆木,每架上两根,间距0.75米,且将机尾处停止拉架的支架与溜子的连接销摘开,用顶溜器将溜子顶到煤帮,顶溜步距为0.6米,待以上工作干好后,采煤机割掉机尾三角煤,向机头方向退回25米,停采煤机后,开始在支架顶梁上垂直于工作面上Φ200×2400毫米的红松半圆木(要求同前)将2米的板梁替下,并在煤帮梁头下支单体柱,将顶帮背实。机尾三角处架Φ200×4500毫米的红松半圆木,待以上工作干好后,用推溜千斤通过大链联接依次将溜子和机尾拉至支架侧,并紧靠支架,最后将采煤机停在机尾备口内。
8.13.2 安全措施:
8.13.2.1 进入煤帮侧作业要严格执行本规程中8.5条的有关规定。
8.13.2.2 工作面需要上板梁、打贴帮柱时要从机尾向机头方向逐架进行。上一个支架打两根柱,且将顶帮背实,然后开始上下一个支架。上板梁支柱时,要由班长统一指挥,首先派一名有经验的老工人敲帮问顶,将活矸、片帮煤找净,确认无问题后,派一人观顶观帮,一人操作支架操纵阀,两人站在有掩护的安全地点配合上梁,其余人员备料、递料。
8.13.2.3 上板梁降架前必须通知周围人员撤至安全地点,上完板梁当人员撤至安全地方后,方可升架。
8.13.2.4 所支柱必须用防倒绳与板梁捆牢。
8.13.2.5 采煤机部件更换完毕,待割通第二刀煤后,开始回煤帮侧的单体柱,回柱要从机头向机尾方向依次进行,回柱人员要站在有掩护的安全地点侧身放液,回一根,往外运一根,待全部回完后再割煤。
8.13.2.6 回支架顶梁上的木料与回柱交错进行,板梁在顶板稳定的情况下方可回取,首先将架前煤帮的柱回掉两根,然后降架待木料掉至溜子上时,将架升紧,最后将木料回收。
8.13.2.7 若采取爆破方法打备口时,另行制定专门安全技术措施
8.14 维护巷道措施及锚杆巷道监测措施:
8.14.1 进、回风巷为锚杆支护巷道压力较大地段时,可支设摩擦柱点柱或架设木棚进行支护,所有支柱必须升紧达初撑力,柱头用防护绳与棚梁捆牢。
8.14.2 进、回风巷要保持无积水(长5米、深0.2米)。无浮碴、杂物;材料、设备码放整齐并有标志牌。
8.14.3 进、回风巷要经常进行找掉工作,对有片帮的区段,首先进行敲帮问顶,将活矸、活煤找净,然后打贴帮点柱,将帮背紧背实,贴帮柱要有有效的防倒措施。
8.14.4锚杆巷道监测措施:锚杆巷道利用顶板离层仪对顶板进行监测,每天要及时将监测数据保送矿压组,对离层值较大的地段要加强支护。
8.15 提高煤炭质量的措施:
8.15.1 采煤机司机严格控制好采高,将采高控制在规程规定范围内。
8.15.2 对顶板可能冒落地段要超前拉架,以防漏矸,若遇工作面冒落矸石体积超过10立方米时,要将煤矸分装分运。
8.15.3  采煤机内外喷雾及各转载点喷雾必须做到停机停水。工溜电机冷却水,上山开采时,排至老塘,下山开采时,加管排至水泵水坑。
8.15.4 若工作面水大时,必须及时排水。由于工作面水大导致煤湿时各转载点的喷雾禁止开通。
8.15.5 铁丝、木楔、背板、板梁、煤泥等杂物严禁上皮带。
8.16 提高块率保证煤炭质量安全技术措施
8.16.1 采煤机使用高块率滚筒割煤。
8.16.2 割煤过程中,采煤机牵引速度保持在3-5米/分钟。
8.16.3 在各转载点落煤处加设有效的缓冲装置(工作面溜子机头除外),减少块率损失。
8.16.4 破碎机锤头高度控制在270-310毫米之间。
8.16.5   严格按作业规程要求控制好工作面采高,严禁割顶割底。
8.16.6   严禁将矸石、煤泥等杂物清到皮带和溜子上,严格执行停机停水的原则,若遇工作面水大时,要及时进行排水,严禁将将水排到溜子或皮带上。
8.16.7 在条件许可的情况下,采取单向割煤及在煤壁爆破震动的方法提高块率(另行制定措施)。
8.17  移开关架,缩皮带机尾安全技术措施:
8.17.1 作业时要由班长统一指挥,并在老汉柱外5米和皮带机尾设专人站岗。严禁人员通行和在开关架周围从事其它作业。
8.17.2 移开关架前先将皮带闭锁两个有效闭锁键,开关架上所有开关手把打至零位,把开关架上及其周围的电缆、液管、水管整理好并对锚链、老汉柱和轨道的完好状况及牢固程度进行检查,其中老汉柱选Φ200×3000毫米的红松半圆木,老汉柱向受力方向倾斜应在50-80度;轨道要按规定铺平垫稳,支拉杆间距为1.5米,所上卡环螺丝齐全牢固。
8.17.3 拉开关架要缓慢送液,操作阀组人员不准正对锚链,如遇阻力大时,必须停下来查找原因,处理好后方可继续作业。
8.17.4 拆、搬、吊电缆和单轨不得和移开关架同步进行,应移一段拆、搬、吊一段。
8.17.5 开关架移到位后应保持平稳无晃动现象,行人侧宽度不得小于700毫米。
8.17.6 移开关架缩皮带机尾时,机尾站岗人员要注意转载机在皮带机尾承载段上的搭接情况。缩完机尾后,应及时紧皮带,储带仓储满带时要卷带,紧带和卷带要正确使用涨紧绞车和卷带装置。
8.18 质量标准及保证工程质量措施:
8.18.1 质量标准严格按《采煤安全质量标准化标准及考核评级办法》的要求进行。
8.18.2 验收员要按照《工程质量验收制》认真验收以保证达标。
8.19火工品管理严格按矿《爆破器材管理办法》。
8.20大巷放煤工严格执行大巷放煤工作业规程。
8.21 应急材料
 在回风巷要备有Φ200×2600毫米、Φ200×2000毫米和Φ200×1500毫米的红松半圆木各不少于20根,DZ-18、DZ-25、DZ-28 、DZ-31.5型单体柱各不少于30根,HZ-WA-2500型摩擦柱不少20根,物料不够时由坑代员联系补够。
8.22  其它
 在回采过程中,若发现异常征兆时,应立即停止作业,向队值班人员汇报,若工作面条件发生变化时要及时修改和补充规程。
9、作业规程学习签到
 组织职工认真学习作业规程,学习签字并组织考试,考试卷,学习签到登记簿及成绩另附。

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