煤矿毕业论文设计.doc

1采煤工作面概况1.1地表及井下位置 8101工作面地表位于岩家洼以西，南家山以东，盖层厚度为279-289米。井下位于一采区，西邻矿井回风、轨道、皮带大巷，东、南为未采区，是玉峁煤业公司下组煤首采工作面。1.2 工作面巷道布置及基本参数根据8101工作面井下位置及四邻采掘情况，考虑保护煤柱的留设，设计工作面走向长度462m，倾斜长度110m。工作面巷道采用一进一回顺槽布置形式，正巷、付巷、切眼均沿8煤层顶板布置，正巷与801皮带下山相通形成运煤系统，并与803回风下山相连形成回风系统；付巷与801轨道下山相通，形成行人运料等辅助运输系统及进风系统。上组4煤已采空，与8煤层间距60-62m，经探放水已无积水，安全煤柱留设为25m，其地表为荒山无任何建筑物和设施。附：工作面平面布置示意图 （见图11）1.3地形地貌本采区内山峦起伏，沟谷纵横，地表为黄土覆盖，植被稀少，地形较为简单，地势总体为一单斜构造西边高、东边低，标高1112m，相对高差185.2m。1.4河流水系本井田位于汾河流域，汾河从井田北部流过，本工作面地表均为季节性河谷，平时流量很小或干涸，雨季流量增大，自南向北汇入汾河。2工作面地质情况2.1 煤层赋存情况：8101工作面所采煤层为8#煤层，赋存于太原组地层下部，与4号煤层间距变化不大，为60-62m，平均约11m。全区可采，煤厚3.53.7m，平均3.6m，厚度较稳定，大多有12层夹石，单层夹石最大厚度0.2m。8号煤层以暗煤为主，粘土含量高，同时含有一些黄铁矿为特低灰、中硫分、低磷分煤，煤类为焦煤，难洗选，灰分（ad）：原煤26.1531.92，平均29.04；容重为1.38 t/m3，其普氏系数35。煤层稳定，结构为0.71（0.42）3.25，煤层平均厚度为3.6m左右，煤层整体为一单斜构造，大致由西北向东南倾斜，倾角7左右。附： 煤层赋存情况表 表21煤层总厚（m)3.5-3.7煤层结构（m）煤层倾角（度）走向长m倾斜长m0.71（0.42）3.25(311)/7462520110可采指数1变异系数（%）8稳定程度面积m2稳定508202.2煤层顶底板情况：附：煤层顶、底板情况一览表 表22煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老 顶k23.12灰色石灰岩直接顶石灰岩1.91深灰色石灰岩伪 顶泥 岩0-0.3黑色泥岩、局部伪顶发育直接底砂质泥岩5.09黑色砂质泥岩老 底砂质泥岩3.50黑色砂质泥岩 2.3地质构造情况：8101工作面地质情况较简单，煤层整体呈单斜构造，大致由东北向西南倾斜，倾角7左右。根据地质资料和掘进中揭露无断层和陷落柱。2.4瓦斯、煤尘及自燃发火情况瓦斯：含量低。相对涌出量为5.05m3/t，绝对涌出量为4.03m3/min。煤尘：具有爆炸性，爆炸指数22.31%。煤的自燃：属i类，容易自燃发火，自燃发火期4-6个月。2.5水文地质情况8101工作面水文地质情况简单，顶板泥岩含水较少，工作面标高低于奥灰静止水位标高30-35米，不属于带压开采，底板突水系数为0.05mpa/m。正常情况下工作面仅有滴水、淋水现象。上组煤采空积水随已探放但不排除存在潜在的威胁，随着工作面的推进，部分积水有可能沿塌陷裂隙涌入工作面；为此施工队组必须增加排水设施，如遇异常情况及时汇报矿调度。最大涌水量：20m3/h,正常涌水量：2m3/h2.6工作面储量：附：工作面储量计算览表 表23储量计算走向长（m）工作面长（m）面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）462110508203.61.38252473.7696242374.82.7工作面可采期 = =24237545=5.5（个月）2.8工作面采出率 = 100% =（252474-13662）/252474=962.9问题及建议：2.9.1加强支护，做好顶板管理工作。2.9.2由于受上组煤采空动态补给水的影响，施工队组必须增加排水设施。加强工作面水文情况监测，如遇异常情况时及时汇报矿调度。3回采巷道断面及掘进施工3.1巷道断面的选择：根据8101工作面拟用的采煤方法，选用各种机械、设备和设备运输的最大宽度；以及煤矿安全规程规定的人行道宽度与各种安全间隙，通过巷道的风量风速要求；敷设于巷道中的各种管路、电缆的合理布置。综合考虑确定巷道断面为矩形断面，选择运输顺槽净宽度为4.4m，净高度为2.5m；回风顺槽净宽度为4.0m，净高度为2.5m；开切眼净宽度为6.0m，净高度为2.5m。详见 巷道断面布置图（见图3-1、3-2、3-3）3.2掘进巷道设备选型：工作面巷道掘进方式采用ebz160型掘进机配合sgw40t刮板输送机出煤，施工70米后拆除刮板输送机，安装js-80胶带输送机出煤连续作业，沿8#煤顶板掘进，施工材料运输采用24kg/m钢轨和1t矿车、架子车，钢筋砼轨枕，轨道间距600mm，轨枕间距1m。铺轨质量要求，轨距误差为+5mm、-2mm，要求构件齐全、牢固，并与轨型相符，轨道接头间隙不大于5mm，高低和左右错差不大于2 mm，使用正规道岔，扣件螺栓齐全、紧固有效；铺设临时轨道时，必须拉好中心、腰线，按要求尺寸铺设，车场双轨中心距不得小于1.6m，人行道宽度不小于800mm，轨枕上平面与巷道底板一致。3.3支护设计3.3.1工作面掘进支护：工作面顺槽支护形式采用锚杆、铁丝网、梯子梁、锚索、木点柱（仅切眼布置）联合支护。支护材料规格尺寸见表3-1。表3-1 巷道支护材料规格尺寸支护材料材质规格尺寸（mm）锚杆帮锚杆螺纹钢树脂锚杆202000顶锚杆螺纹钢树脂锚杆202000铁丝网10#铁丝编织60001000梯子梁帮梯子梁8钢筋190050顶梯子梁14钢筋400050锚索钢绞线17.8500木点柱优质松木20025003.3.2支护参数见表3-2。表3-2 支护参数间排距轨道顺槽（mm）回风顺槽（mm）开切眼（mm）顶锚杆700700900900700700帮锚杆900900900900900900锚索150027001500270014002700木点柱250030003.3.3临时支护3.3.3.1割完煤后，首先进行敲帮问顶，及时清除活矸危岩，检查处理隐患，方可进行临时支护，临时支护采用钳式吊挂装置，由两根4.5m长的金属前探梁，6个钳式固定器组成，两前探梁对称巷道中心，间距1.6m； 3.3.3.2临时支护操作如下：首先对掌子头、两帮、顶板进行详细的敲帮问顶，然后松开固定器，把前探梁往前穿0.5m，将最后一道钳式固定器拆下来，移到工作面迎头，及时打锚杆固定牢靠，然后由四人推移前探梁至工作面煤壁，推移到位后，并将探梁上铺好网，每根前探梁上必须有三个钳式固定器。然后调整好棚梁的位置，上好撑木，卡紧前探梁，用背板、木楔按“顶四”构顶，要经常检查钳式固定器的完好情况，损坏的及时更换。3.3.4永久支护3.3.4.1临时支护完毕确认安全后，必须拉好中心、检查两帮的尺寸必须符合设计要求，允许误差为0-+50mm。然后按设计要求铺网打锚杆进行永久支护。3.3.4.2临时支护距工作面不超过900mm，永久支护工作面不超过5m。3.4.巷道施工时的方向、坡度控制：巷道开口施工由地测科及时标定中心、腰线，施工时按地测科给定的定中心、腰线施工，当巷道施工50m后由地测科及时安设激光指向仪，施工按激光指向施工。3.5掘进通风方式 采用局部通风机压入式通风。风机安设在轨道顺槽开口外20m 801轨道下山巷道的新鲜风流中，距回风口不小于10m,风机距底板的高度不小于0.3m，风筒为800mm的柔性不燃风筒，使用一股15.5mm钢丝绳,在风筒侧第一根顶锚杆上固定崩紧,用于吊挂风筒,风筒逢环必挂，距底板不小于1.8m,保证行人通过及不被矿车挂破，风机与轨道边缘必须保证700mm安全距离。风机开关在风机前5m外的新鲜风流。3.5.1风量计算3.5.1.1工作面的配风量计算按瓦斯涌出量计算：q掘=100q瓦k掘通=1000.31.2= 36 m3/min式中：q掘掘进工作面最低配风量 m3/min q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量 取0.3m3/min k掘通瓦斯涌出量不均衡通风系数 本矿取1.2按工作面人数计算： q掘=4n =428=112 m3/min式中：4煤矿安全规程规定井下每人的需风量为4m3/min； n掘进工作面的人数。（按交接班的人数计算）按工作面最低允许风速计算q掘=60vs=600.2510.125=154m3/min式中：v煤矿安全规程规定最低允许风速 取0.25m/ss掘进巷道净断面积，10.125m2根据上述工作面配风量计算，取其中最大值作为掘进工作面最低配风量，即：q掘=154m3/min。3.5.1.2局部通风机的选型根据井下实际试选fbyno-6.0型风机，其吸风量为230m3/min。 q掘实= q吸 (1-l%)=230(1-650%2%)= 201m3/min式中：q掘实工作面实际供风量 m3/min q吸局部通风机实际吸风量 230m3/min l掘进巷道总长度 650m %风筒百米漏风率 取2% 因为q掘实q掘 所以本工作面风机选择2bkjno5.6型局部通风机两台供风。其中一台为主风机，一台为副风机，两台风机实行双电源自动切换，杜绝无计划停风。3.5.1.3局部通风机的配风计算 q局=nq吸+9s=1230+912.28=340.52 m3/min式中：n安设局部通风机台数 本工作面取1 q吸局部通风机的吸风量取 230m3/min s风机所在巷道断面积 12.28m23.5.1.4风筒出口到工作面的距离计算l=4s1/2=410.125 1/2=13.910m3.5.2对配风量进行验算3.5.2.1按瓦斯浓度验算c=q瓦/q掘实k=0.3/201100%= 0.14% c1% 符合煤矿安全规程要求。 3.5.2.2 按风速验算v= q掘实/60s=201/6010.125=0.33m/s0.25v4 符合煤矿安全规程要求。3.5.3通风管理3.5.3.1工作面必须保证正常通风，必须及时延接风筒，保证风筒出风口距工作面距离不超过10m。严禁私自停风或摘开风筒作业，发现断开的地方必须及时对好，有破口的地方必须及时补好，以防瓦斯积聚。3.5.3.2局部通风机采用双风机双电源供电，保持正常运转，严禁随意停开风机或断开风筒；双风机自动切换，灵敏可靠。3.5.3.3局部通风机必须装有风电闭锁装置，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电器设备的电源，并设专人管理。3.5.3.4工作面不得停风，因检修、停电等原因停风时，将人员撤到采区的进风流中，切断巷道中的一切设备电源，严禁人员进入停风区。3.5.3.5局部通风机的安装和使用严格执行煤矿安全规程第一百二十八条规定。3.6掘进施工设备配备表 详见附表3-33.7掘进巷道施工组织3.7.1掘进方式：采用ebj-120tp型掘进机配合sgw40t刮板输送机出煤，施工70米后拆除刮板输送机，安装js-80胶带输送机出煤连续作业，沿8#煤顶板掘进。3.7.2工艺流程：交接班安全质量检查巷道定向割煤临时支护永久支护延长（刮板）胶带输送机。3.7.3作业方式：采用“三八”作业方式，采用正规循环作业，每班完成5个循环，工作面割煤、运煤、运料平行作业，割煤、临时支护、永久支护、延长胶带（刮板）输送机依次进行。附正规循环作业图3-4、劳动组织表3-4。3.8掘进工作面技术经济指标 详见表3-53.9掘进安全技术措施3.9.1分工艺安全技术措施3.9.1.1开工前的准备工作3.9.1.1.1严格执行交接班制度，严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理上班遗留的问题和隐患。3.9.1.1.2安全检查：开工前，班组长、验收员、安监员首先进入工作面，对工作面瓦斯、临时支护、永久支护及控顶距、风筒出风口距工作面距离及机电设备等情况进行检查（瓦斯浓度低于1%，风筒出风口距工作面距离不大于10m）用2m长的撬棍站在支护完好的地点进行“敲帮问顶”，并检查工作面10m范围内的支护。确无隐患后，方可让工人进入工作面作业。3.9.1.1.3巷道定向：采用激光定向，激光光束必须准确打在激光前三个以上的标志线上，否则不得施工。3.9.1.1.4将工作面所有工具及其它杂物置于掘进机后10m的位置，并摆放整齐，保证行人畅通无阻。3.9.2割煤3.9.2.1机组进刀割煤前，司机必须认真检查工作面顶、帮支护情况，只有支护符合规定，确无隐患时，才准作业。3.9.2.2掘进机启动顺序：打开外来水阀门预警打开内喷雾水阀门油泵电机转载机中间运输机星轮截割电机；3.9.2.3开动机器前，必须发出警报，确认周边人员处于安全状态；3.9.2.4机械设备和人身处于危险状况时，应迅速按动紧急停止按钮；3.9.2.5进行顶板支护、检查、更换截齿作业时，必须先将截割急停按钮（操作台前）锁紧；3.9.2.6所有液压元件及其接合处，严禁在泄漏状态下工作；3.9.2.7按照巷道尺寸定好进刀位置，启动切割电机，按照截割程序图进行切割。切割够一个循环后，掘进机退出工作面3m以外，将截割头落地，切断机组电源，闭锁掘进机，并盖上截割头防护罩。3.9.2.8割煤过程中，必须按线施工，巷道成型要符合质量标准化要求，严禁割顶。3.9.2.9切割中出现大块煤（规格500400400mm）影响装载时，将截割头落地，切断电源，并闭锁开关，加盖防护罩后，方可人工破碎。3.9.2.10看管掘进机、转载机及溜子机尾人员，要注意电缆抽脱、压坏（单轨吊与小皮带滚筒之间必须有一定的悬吊度），要及时清理浮煤，发出溜子开、停信号。3.9.2.11掘进机的操作，严格执行规定及掘进机操作使用说明书的相关规定。3.9.2.12掘进机割煤，前进、后退时两侧及前后方严禁有人。3.9.3临时支护安全技术措施3.9.3.1临时支护前，首先进行敲帮问顶，及时清除活矸危岩，检查处理隐患。3.9.3.2前移前探梁时，所有操作人员要密切配合好，防止倒梯摔伤，板梁掉落伤人等人身事故的发生。3.9.3.3在使用过程中，要随时观察临时支护各构件的使用情况，发现变形及开裂等异常情况，要停止使用，更换构件。3.9.4永久支护安全技术措施3.9.4.1、锚杆间排距800800mm，呈三花型布置。锚杆方向与巷道轮廓线或岩层层理角度75，间排距误差不得超过100mm，螺母下外露长度3050mm，锚杆预紧力扭距小于120nm，锚固力不小于50kn。3.9.4.2出煤后，进行详细的敲帮问顶，处理完隐患方可进行永久支护。3.9.5 延长胶带输送机安全技术措施当掘进到6m后，需要延伸皮带时，采用掘进机进行牵引，牵引时用直径不小于15.5mm的双股钢丝绳套住机尾环子进行拉移。当拉移延伸皮带完毕后，方可进行下一步工作。3.9.5.1拉移工作必须由三个或三个以上经过培训有经验的专职人员操作。3.9.5.2拉移期间严禁人员在掘进机两侧及钢丝绳波及范围内逗留穿行，防止断绳伤人。3.9.5.3带式输送机拉移到位后要求摆正机尾，防止输送带跑偏。3.9.6一般安全技术措施3.9.6.1所有入井人员都必须认真遵守煤矿安全规程第10条中有关规定。3.9.6.2人员上下班乘坐乘人装置时，必须遵守煤矿安全规程第360条及368条规定。（煤矿安全规程2010版）超长、超宽的物件必须放入专用工具车内，严禁带入乘人车箱。3.9.6.3井下行走严格执行集团公司井下岗位安全作业标准中的有关规定。3.9.6.4严格执行“三员两长”上岗制度，否则不准开工。3.9.6.5所有作业人员，必须站在顶板完整，支护完好的地方，严禁空顶作业和经常检查顶帮变化情况，发现问题及时处理。3.9.6.6严格按地测中心给定的中心线施工。3.9.6.7认真执行交接班制度，坚持文明生产，巷道内的浮煤要清理干净，材料堆放整齐。3.9.6.8跟班干部以及班长、电工、掘进机司机必须随身携带便携式瓦检仪，对工作面瓦斯随检。3.9.6.9各工种必须持证上岗。3.9.6.10清除皮带机头、机尾段水煤时，必须停止皮带运行，并将开关打到零位。3.9.6.11严禁在皮带运行的情况下更换维修三节托辊、底托辊及其他部件。3.9.6.12皮带机头设防护网，机尾设防护罩，各卸载点设围栏。3.9.6.13所有施工人员必须认真学习本规程和煤矿安全规程、原西局掘进技术操作规程、井下岗位安全作业标准、掘进质量标准化标准中的有关规定和要求。3.9.7特殊安全技术措施3.9.7.1断层、破碎带、陷落柱安全措施。3.9.7.1.1掘进施工中，遇断层、破碎带、陷落柱时，要立即汇报区、矿调度，尽快探测构造的走向、范围，同时编制专门措施。3.9.7.1.2严格按地测中心给定的中线施工。3.9.8 开口安全技术措施3.9.8.1 8101轨道顺槽由801运输下山开口，方位角73540。3.9.8.2开口前将运输下山皮带机尾缩至180 m左右在机尾铺设sgw40t刮板输送机出煤。3.9.8.3开口使用ebj-120tp型掘进机摆4590，前14m采用大铁锹攉煤，小铁锹辅助的方式出煤，14m后，延长皮带输送机至轨道顺槽口，铺设sgw40t刮板输送机。3.9.8.4割煤时掘进机两侧严禁有人防止挤伤，掘进机后方攉煤人员要时刻注意掘进机的进退情况防止卸载煤块伤人，并设置专人监护发现问题立即闭锁掘进机停止作业，煤堆积较多时必须停止掘进机施工。3.9.8.5开口前20m采用全锚杆支护，顶板完整稳定采用 “左旋螺纹钢锚杆+锚索+梯子梁+铁丝网”对顶板进行支护，锚杆间排距为0.90.9m，呈“五五”排矩形布置，中间三根锚杆垂直顶板打注，其余两根锚杆与顶板成80分别向巷道两侧打注，锚索每隔3.6m在巷道的中心线布置一根锚索，垂直顶板，循环进尺1.2m；两帮采用 “锚杆+铁丝网+梯子梁”进行永久支护，按每排每帮三根布置，间、排距为0.70.7m，每排最上一根锚杆距顶板0.3m。4采煤工艺4.1采煤工艺选择根据矿井开拓部署和地质资料，结合矿井设计，8101工作面采用走向长壁一次采全高采煤方法，综合机械化回采工艺，全部垮落法管理顶板。4.2回采工艺4.2.1工艺流程：8101工作面采用一刀一放的采煤方式，即采煤机每割一刀煤，放顶煤支架放一次顶煤。工艺流程为割煤伸伸缩梁移架推移前刮板运输机放顶煤拉后刮板运输机。4.2.2工艺说明4.2.2.1割煤：采用割三角煤端头斜切进刀割煤工艺。即采煤机割煤至端头后，调换滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，返向沿输送机弯曲段割入煤壁，直至完全进入直线段；采煤机停止运行，等工作面进刀段推输送机及端头作业完毕，调换滚筒位置，前滚筒上升，后滚筒下降，返向割三角煤至端头；调换滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，清理进刀段浮煤，并开始正常割煤，附进刀方式示意图4-1。采煤机螺旋滚筒配合前部刮板输送机铲煤板进行装煤，放顶落煤直接进入后部输送机内，人工清理浮煤。4.2.2.2移架：采用支架操作及时支护，采煤机割煤后及时伸出伸缩梁护顶，移架时带压擦顶移架，先收回伸缩梁边收边移，煤壁片帮处超前伸出伸缩梁支护。4.2.2.3推移刮板输送机：推移前输送机要单向前行，推移前输送机要滞后割煤1015m，保证溜子弯曲段不小于15m，后输送机的拉移也要单向顺序进行。4.2.2.4放顶煤：顶煤由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动等综合方式松动顶煤，支架收回插板，下摆尾梁放煤，采用单轮顺序放煤方式，工作面机头、机尾各5架不放煤。4.2.2.5拉后刮板运输机：后输送机的拉移也要单向顺序进行，滞后放煤1015m，保证溜子弯曲段不小于15m。4.3 采煤方法：本工作面采用一次采全厚综采低位放顶煤法开采，全部垮落法管理顶板，煤层平均厚度3.6m，割煤高度2.3m，放煤高度1.3m，采放比1:0.6。4.4工作面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀为两个循环，循环进度0.6米，采高2.3米。4.5根据8101工作面井下位置及四邻采掘情况，考虑保护煤柱的留设，设计工作面走向长度462m，倾斜长度110m。4.6回采工艺：根据本工作面的具体条件选择采用mg170/410wd型双滚筒采煤机割煤，前后各一部sgz630/400型刮板输送机运煤，zfs3000/16/25型放顶煤支架支护顶板，具体工艺过程如下：工作面采用一采一放工艺流程，即：机头铺网割煤伸伸缩梁移架推前部输送机放顶煤拉后部输送机。4.6.1 工作面机头铺网4.6.1.1铺网质量技术要求: 在机头三个架进行铺顶网，网的规格为0.710m2的菱形金属网，联网采用300mm长的14#铁丝。 铺网在未割煤之前，先将网的长边沿工作面倾向展开挂起，挂网时，新展开的网与旧循环网搭接100mm，隔一孔联一扣，联网用长300mm的14#铁丝双股拧结，每扣扭三匝，联好网后，将网拉回吊起。 网的短边与锚杆捆绑牢固。4.6.1.2铺网安全注意事项： 工作前准备：a、带好联网铁丝和联网钩。b、根据工作面进度备好足够的金属网卷。 操作方法：a、联网工认真检查顶板和支护情况，确认安全后方可铺网。b、铺网前，先将网道上的浮煤，杂物清理干净，将上一个循环的网边露出。c、在铺网时无论是网边对搭，还是交错搭接都必须长边对齐，短边的网头要按规定搭接好，不得留下网包。d、联网时，用双股铁丝并弯成6080度的钩，穿过网边的网孔，用联网钩将网边拧紧。e、联网后将铁丝头要压倒。f、在铺、联网过程中随时注意顶板，支架变化情况，发现不安全隐患及时进行处理。 联网时采煤机和运输机停止运行并切断电源。4.6.2 割煤：4.6.2.1割煤质量技术要求: 割煤方式：工作面采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀为两个循环，循环进度0.6米，采高2.3米。 进刀方式：工作面采用两端头斜切进刀方式，采煤机自开缺口割三角煤，进刀距离不小于30m。（见图51）。进刀工艺流程具体为：a、采煤机从工作面机尾（头）沿刮板输送机弯曲段向机头（尾）方向割煤。b、当采煤机滚筒截深都达到0.6m时，工作面输送机从距机尾（头）30m的进刀口处向机头（尾）方向推移输送机，使前部输送机成一直线，然后采机返刀向机尾（头）方向割煤。c、采煤机割通机尾（头）后，采煤机换向，将机头（尾）滚筒升起，机尾（头）滚筒降至底板，向机头（尾）方向割煤。d、随着采煤机向机头（尾）割煤，距采煤机机身15m追机推移刮板输送机，如此完成进刀。4.6.2.2割煤安全注意事项： 采煤机正、付司机必须经过专业技术培训考试合格，并持有合格证方可上岗操作。 采煤机司机应由三人操作，其中一名为正司机，专门负责操作采煤机各种手把、旋钮；另外两名为副司机，一名负责观察前滚筒的运行情况和排除前进方向的障碍，及时收回伸缩梁；另一名负责观察后滚筒的运转、截割情况和电缆、水管的拖拉，处理在采煤机后方出现的异常情况。影响运输机或采煤机运行的要停机并闭锁后进行处理。 禁止用采煤机作为拖拉、堆放其它设备的工具。 检查油管、水管必须连接正确、无漏损，各油位在规定范围之内，冷却水压、流量符合规定。 启运采煤机割煤时，发出开机信号至少5秒钟，并巡视采煤机四周，确认对人员无危险时，方可开机。 合上隔离开关，起动电动机，试运转23分钟，观察各部运转情况，仪表指示均要正常。 在割煤过程中，要保证顶、底板割平、煤壁割直，达到采高的要求。遇到运输机弯度过大或凸起时要停止割煤，处理后再行割煤，处理时要将采煤机融离开关各操作手把打到停止和零位，运输机停止运转并闭锁。 采煤机在运行过程中，如发现异常现象应立即停机检查，分析原因，进行处理。 采煤机需要停机时，必须将牵引速度回零。 紧急停机按钮在正常情况下不允许使用，特殊情况使用“急停”按钮停机后，必须经过检查后才准再次开机。 中间短时停机，不许停止冷却水。 停机时间较长时，应将全部手把放在停止和零位上，切断供水，并将滚筒放在底板上。 采煤机正常割煤速度保持在2.03.0m/min。 采煤机割煤时，必须将顶板割平，不留伞檐。 采煤机司机操作采煤机时,严格执行煤矿安全规程第69条有关规定。 4.6.3伸支架伸缩梁4.6.3.1 伸缩梁质量技术要求: 采煤机割过煤后，紧跟采煤机前滚筒伸出支架伸缩梁,及时护住机道上方的顶煤,防止冒落。 支架伸缩梁伸到位后,要保证支架端面距340mm,若该处端面距340mm时,采取停机，提前拉架的方法进行支护。4.6.3.2伸伸缩梁安全注意事项： 伸伸缩梁后，若出现因煤壁松软漏顶，必须及时构顶，保证伸缩梁充分接顶。 构顶时，采煤机、刮板输送机停止运转，开关电气闭锁，并有专人监护。 伸伸缩梁时要注意采煤机滚筒的位置，严防采煤机割住支架伸缩梁。4.6.4移架4.6.4.1移架质量技术要求: 移过的架要符合西山煤电集团公司矿井安全质量标准化标准有关规定。 本工作面采用本架操作，追机顺序移架的方式进行移架。采煤机割煤后距采煤机后滚筒35m移架，移架与割煤距离大于10架时要停机等候。 在移架过程中，随支架的移动逐渐收回伸缩梁，但必须保证伸缩梁能始终护住机道上方顶煤。 移架时，必须做到快、匀、够、正、直、稳、严、净。 如遇顶板压力大，采煤机割煤后，紧跟采煤机前滚筒及时带压移架。 端头移架前必须先将网下放伸展铺平。 移机头端头架：移zt11582/18/28型中置式（两架一组）端头支架采用先推溜后拉架的方式进行。具体为：a、采煤机割通机头返刀35米后开始推前部输送机机头，再拉后部输送机机头。b、推出前部输送机机头和拉出后部输送机机头后，将转载机、前后输送机和采煤机全部闭锁进行顶移转载机，顶移时，分别操作端头推移千斤顶的两个手把将转载机顶出，并调整转载机推进的方向，顶移步距0.6m。c、转载机顶到位后，端头支架即可降架前移，拉移步距0.6m。拉架时，先将端头架前影响拉移的支柱回掉，浮煤、浮矸清理干净，方可作业。d、支架移到新位置后观察顶梁位置是否正确，利用调架千斤顶调正位置后搬动升柱手把，使顶梁支撑住巷道顶板为止。拉完第一架后开始拉第二架，动作和第一架相同。4.6.4.2移架安全注意事项: 移架前必须清除影响移架的障碍物，并检查油管不得被矸石挤压，管接头固定良好，无漏串液。 移架前，观察支架、刮板输送机、顶板及采煤机运行情况。 必须注意本支架周围人员情况，禁止人员通行和停留，要注意自身安全操作位置进行移架。 移架时应带压移架，避免前梁低头。 移架时速度要快，并随时调整支架，不得歪斜，架间距保持在规定范围以内，移架后的支架应成一条直线，使支架达到规定的初撑力及时伸出伸缩梁。 移架时，如阻力过大，要及时查找原因进行处理，严禁强行移架。 移架过程中，如发现严重片帮时，应提前拉架支护，发现漏顶应停机处理，在做临时支护时，刮板输送机、采煤机必须停电闭锁，并设专人监护。 各种液压管路、千斤顶不得随意拆除，各种销子不得用其它物品代替。 支架工必须经过专业技术培训考试合格，并持有合格证后方可上岗操作。 升架时，要注意伸缩梁和侧护板的伸出情况，防止升架时损坏伸缩梁和侧护板或出现倒架、咬架现象。 处理工作面咬架、倒架时，利用支架侧护板调整。使用单体液压支柱配合时，各刚性接触点必须垫好木板，支柱支设牢固，支柱必须用防倒小链固定好，操作人员站在安全地点进行作业，其他人员必须撤至安全地点；处理倒架、咬架时，必须有专人进行远距离送液，严禁任何人在作业区通过、停留。 移过渡支架前必须对两端头巷道内支架进行加固，并停止采煤机、刮板输送机的运转（移机头过渡支架时转载机也要停止运转）。 移过渡支架时班长必须在现场统一协调指挥。 移过渡支架严禁与两巷及两端头维护进行平行作业。 移过渡支架时要降架适当，即不会使尾梁压坏设备也不会造成扯网现象，若造成扯网应及时进行补网。 移机头端头架前必须先停止工作面溜子和转载机的运行，开关闭锁，浮煤、浮矸清理干净，并将架前影响移架的单体支柱回掉，人员站在支架顶梁下方作业。 移机头端头架过程中注意观察支架周围的情况，顶梁是否歪斜，遇到情况要及时处理。 升柱时若顶板较完整，支架可达到额定初撑力，若顶板破碎或巷道强度较差时注意降低初撑力。 移架结束后，支架手把必须打到零位。4.6.5推移前部刮板输送机4.6.5.1质量技术要求 严格掌握工作面输送机的平、直，遵循顺序推溜的原则，严禁分段或由两头向中间移溜。 推移输送机必须在采煤机割过10米以后进行，刮板输送机的弯曲段不得小于15米，严禁出现急弯，移后输送机要成一直线。 推移输送机使用液压支架底座中部推移千斤顶进行。 根据工作面煤层倾向及坡度，及时调整工作面两端头的进度以及推移输送机顺序，严格控制输送机上下窜移。 推移过的输送机机头与转载机搭接高度必须保证500mm，以免输送机底链拉回煤。 推移溜要在输送机正常运行情况下进行，不准停机移溜。 每次推移输送机必须移够一个步距，若因采煤机割后留有一个台阶或顶板掉下矸石等原因推不动时，应将采煤机返回，将障碍物扫清后，再将输送机移到位。4.6.5.2安全注意事项: 在推移输送机机头、机尾，需要两端头攉煤时，严禁操作端头5个支架，同时将支架操纵手把打在零位； 在推移输送机时，无关人员不得在作业地点逗留或强行通过，作业人员必须站在安全地点操作。4.6.6 放顶煤4.6.6.1质量技术要求 采用单轮顺序放煤，放煤步距0.6m； 利用顶板压力，支架尾梁上下摆动及伸缩插板等综合方式松动顶煤后再进行放煤； 放煤从机头（机尾）第四架开始追机逐架顺序放顶煤，直至见矸为止； 放煤与割煤、移架等工序平行作业时，放煤滞后移架10架距离进行； 放煤时，放煤量必须掌握均匀,要缓慢收回插板，先将插板收回1/31/2,让顶煤缓慢均匀地流入输送机，根据煤量多少，调节插板收缩量。插板收到位，然后进一步通过尾梁上下摆动、插板来回伸缩放出顶煤，并根据煤量大小，控制尾梁上下摆动速度及角度。回摆尾梁时，必须先收回插板。同时要严密注视放煤量及后部输送机运行状况，防止压后部输送机。遇有大块时利用尾梁插板尖齿进行破碎。 放煤完毕，应先上摆升起尾梁，恢复到原位，再将插板伸出，操作手把打到零位。4.6.6.2安全注意事项: 放煤工必须经专门技术培训，考试合格后方可持证上岗。 拉移后部输送机前，必须将顶煤放干净。 放煤时，若大块煤卡住放煤口时，严禁用爆破的方法处理。 放顶煤时要开启喷雾灭尘，工作面无水或水压不足，不得进行放煤。 放煤时，煤量要均匀，严禁少放、漏放或打乱顺序放煤。 顶煤由于过硬放不出煤时，另编措施进行处理，严禁挑顶煤爆破作业。 放煤工严禁进入两支架间操作。 后部输送机停机时，严禁放煤。 放完煤后，将尾梁插板伸出，并将尾梁伸到一定高度，即不影响后部输送机运煤，又不会将矸石漏入原煤中。 放煤时，严防将插板伸入后部输送机中，一旦发生必须及时收回插板，并闭锁后部输送机，然后检查后部输送机有无故障，确认无问题后方可开机。4.6.7 拉移后部输送机4.6.7.1质量技术要求： 使用zfs3000/16/25型液压支架底座旁的液压千斤顶进行拉移后部输送机。 放完顶煤后，距放煤点15m开始拉移后部输送机。 拉移步距0.6m，弯曲段长度大于15m。 拉后部输送机时必须坚持顺序拉移的原则，移过的输送机保持直线（弯曲段除外）。 根据工作面煤层倾向及坡度，及时调整工作面两端头的推进度以及推移输送机顺序，严格控制输送机上下窜移。 拉移后部输送机前，必须清理干净架间及支架周围浮煤、浮矸。 拉移后部输送机机头后，要及时将转载机顶出，严禁滞后不顶。4.6.7.2安全注意事项： 拉移后部输送机作业必须在其运行时进行。 后部输送机必须拉够0.6m。 拉移输送机机头、机尾时，必须在停止工作面采煤机、刮板输送机、转载机后进行。严禁使用单体液压支柱顶推输送机、电机及减速器各部件。 在拉移输送机时，作业人员必须站在安全地点操作，无关人员不得在作业地点逗留或强行通过。4.7 提高回采率措施 4.7.1工作面煤壁应采直、采平、不留伞檐。4.7.2回采时，严格控制采高，不得留底煤，回采率达到93%以上。4.7.3工作面架间、架前浮煤必须刀刀清理干净。4.7.4坚持一采一放的原则，顶煤必须放干净，见矸为止。4.7.5工作面每推进30m，在工作面从机头4#架开始至机尾，每隔10m探顶煤厚度，探顶煤由采煤队负责，采煤队组和地测科要做好探煤厚记录。4.8 提高煤质措施4.8.1加强顶板管理，防止漏顶事故发生；工作面严禁割顶、割底。4.8.2过断层及其它地质构造时，必须另行编制措施；漏顶处要及时构顶，冒落的矸石要捡出，严禁运进煤库。4.8.3加强设备管理，检修工检修设备时用过的棉纱不得乱扔乱放，必须放在专用铁桶内盖严，定期回收升坑处理，拆下的螺丝等必须及时回收。4.8.4加强油脂管理，废油及时回收升坑处理，严禁将废油泼洒在工作面。4.8.5采煤机、支架及各转载点的喷雾装置要做到雾化灭尘，严禁用水管直接注水，并做到停机停水，对淋头水及工作面涌水要采取有效方法排放，严禁将水排入煤库。4.8.6刮板输送机、皮带输送机司机除看好刮板输送机、皮带输送机外，必须拣出运输过程中发现的大块矸石及支护材料、杂物等。4.8.7刮板输送机、皮带输送机司机在拣大块矸石及支护材料、杂物时，必须停止刮板输送机、皮带输送机的运转，开关电气闭锁。4.9顶板管理方法 工作面采用zfs3000/16/25型放顶煤支架支护顶板，采空区顶板采用全部垮落法管理。4.9.1两巷超前维护4.9.1.1 原巷道支护形式：锚杆锚索梯形架金属网联合支护矩形巷道，净宽3.6m，净高2.6m。 4.9.1.2 两巷超前维护 两巷均保持20m的超前维护，超前工作面10m为三排柱，1020m为两排柱。支柱型号为dz28-30/100型单体液压支柱。支柱初撑力不低于90kn。 两巷每排支柱必须打成直线,编号管理,三用阀注液口朝落山方向并与巷道平行。 两巷超前维护的支柱，采用防倒卡子硬连接防倒，每根支柱上一个防倒卡，防倒卡固定位置距底板1.6m处，两巷每排支柱相邻两柱的防倒卡子用12mm螺栓固定联在一起。4.9.1.3超前维护： 支护形式：a、超前工作面煤壁10m范围内采用三排带帽点柱进行维护，排距为：正巷1.8m、1.2m，付巷1.2m、1.8m；柱距1.0m。超前工作面煤壁1020m范围内，采用双排带帽点柱加强支护，支柱排距3.0m，柱距1.0m。b、带帽点柱的柱帽使用400mm长的形钢梁柱帽。柱帽方向垂直巷道走向，支柱使用dz2830/100型单体液压支柱。柱帽用6mm钢丝绳互相串栓起来。 拆除顶帮锚杆、锚索托盘及梯形架a、拆除顶锚杆、锚索托盘在超前工作面煤壁一个循环内进行，人工使用长柄套管将螺帽逐一拧下，拆除锚杆托盘，取下梯形架，使用退锚机具将锚索托盘取下。b、当两端头巷道压力大，顶板破碎或遇断层等，两端头的锚杆锚索可不拆。e、在拆除顶、帮锚杆托盘时，必须在采机离开30m后进行。f、退锚机具液压油管长度必须大于5m，拆除锚索托盘时，人员必须站在所拆锚索正下方3m远的安全地点进行操作。g、拆除锚索托盘时两人操作，一人打压，一人固定油缸。待油缸锁紧锚索，固定油缸人员离开锚索下方后方可继续打压。4.9.2工作面两端头支护：4.9.2.1 质量技术要求：工作面机头布置两架zpt3600/17/26型过渡支架和一组zt11582/18/28型端头架并配合一排带帽点柱进行支护，机尾布置两架zpt3600/17/26型过渡支架进行支护。端头带帽点柱为原巷道超前维护时的带帽点柱。当机尾最后一台过渡支架与保险帮的距离小于0.8m时不支设支柱，在0.8m1.0m时采用单排柱维护，支柱与工作面超前维护支柱成一直线，柱距0.8m；当机尾最后一台过渡支架与保险帮的距离大于1.0m时支设双排支柱，排距0.6m，柱距0.8m，并且支设单排密集支柱切顶，柱距0.3m。4.9.2.2超前及端头维护时的安全注意事项 两巷支柱钻底量100mm时，必须穿规格为：200200100mm的柱鞋。 支柱必须打在实底上，且迎山有劲，软底必须穿鞋。遇巷道压力大超前支护必须保持在30m以上。 发现有失效的支柱要及时进行更换。 使用回柱绞车回棚腿时有二人进行，要采取拴上、拴下，不拴中的办法。 回柱绞车应稳固在超前工作面20m以外的安全地点，并随工作面推进外移。 拴绳后除有关操作人员可在15米附近安全地点观察指挥外，其它人员要撤出绳道区，方可发出信号开车。 绞车紧绳时，司机不准用脚或手排绳，要用钎子等物体引绳，以免造成咬伤手脚事故。 若巷道片帮宽度超过0.5m时，必须在片帮点增设带帽点柱，柱距0.8m。 若巷道高度变化，dz28-30/100型液压支柱不能满足其支护要求，必须及时更换与巷道高度相适应的支柱支护或降架构顶处理。 两巷回收的棚梁、棚腿、锚索托盘、梯形架要抬到两巷指定的地点，码放整齐，并及时升井。 端头维护工要严格执行煤矿安全规程第58条有关规定。 端头及超前维护工在回柱时严禁正面回柱。 两端头不能使用防倒卡子的支柱，必须使用防倒小链或钢丝绳串拴起来，以防倒柱伤人。 回柱放顶必须二人协同作业，一人回柱，一人观察顶板及周围情况，并把回出的梁柱搬运出去。 回柱时要坚持先支后回的原则进行。 回柱时作业人员必须站在支架完好的安全地点进行，必须事先清理好放顶区内的材料和堆物，保证有畅通无阻的安全退路。 单体液压支柱不准使用绞车回撤，若出现压死的支柱，可采用掏底或刨顶方法回出，严禁炮崩。 运输信号的规定：一响停，二响拉，三响放，四响慢拉，五响慢放，乱响故障。在距离小于30m范围内噪声不大能听到信号的地方，可以用“口哨”代替声光电笛，信号规定为：一响停，二响拉，三响松绳，四响点动拉，五响点动松绳。4.9.3 特殊条件下的顶板支护4.9.3.1 工作面机道梁端顶板冒落超过（30.60.3）m3的支护。 工作面机道梁端顶板冒落范围超过（长宽高=30.60.3）m3和两巷高度超过3m时采用构顶的方法进行支护。 构顶前，必须及时停止采煤机、刮板输送机运转，开关电气闭锁。 构顶采用“井”字型小木垛的方法进行。 构顶前，在待顶板压力稳定后，由班长统一指挥，并派专人观察顶板。 构顶前，先进行详细的敲帮问顶，维护好周围的顶板，支设好临时支护，确认无问题后，人员方可进行构顶作业。 构顶时，必须指派一名专人负责指挥，一名有经验的老工人负责安全，一个人构顶，其它人员配合送运物料。 构顶时，严禁人员操作构顶地点及相邻五架的支架。构顶过程中，一旦发现异常情况，所有人员立即撤到安全地点，待压力稳定后，先进行仔细的检查维护，确认无问题后，再继续作业。 构好顶后，及时移架，然后撤除临时支护。 在抬运木料时，木料要顺肩，人员步调要一致，要轻拿轻放，在构顶过程中，发现有隐患问题要及时停止构顶进行处理，确认安全后方可继续构顶。4.9.3.2 工作面及两巷通过断层或其它地质构造段，顶板破碎压力大，初采和收尾时，必须另行编写措施。4.9.4支架选型计算 4.9.4.1 顶板压力计算p0 = kp1h1p2h2 = 62.59.82.31.352.089.8 = 372.5kn/m2式中：p0-顶板压力 kn/m2k-支架上方岩石厚度系数 取6p1-上履岩层平均容重 2.5t/m39.8 = 24.5kn/m3h1-采高 取2.3mp2-上履煤层平均容重 1.35t/m39.8h2-上履煤层厚度 2.08m 4.9