【本科生课程设计】鹤壁煤电集团第六煤矿第22采区开采设计

内蒙古科技大学本科生课程设计说明书题目鹤壁煤电集团第六煤矿第22采区开采设计姓名学号09专业采矿工程班级采矿班指导教师王超目录第一章矿井概况一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响2二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式2三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况3四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况3五、矿井工作制度4第二章开采技术条件一、采区的位置及与相邻采区的关系4二、构造4三、煤层5四、顶底板岩性6五、其它开采条件6第三章采煤方法的选择一、采煤方法的选择原则8二、采煤方法的技术分析9二、采煤方法的经济分析10第四章采区巷道布置一、采区主要参数的确定12二、采准巷道布置13三、采区主要设备配备情况14四、主要采准巷道断面设计14五、采区生产系统18六、绘制采区巷道布置图18第五章回采工艺设计一、回采工作面参数选择19二、回采巷道布置19三、回采工作面设备选择20四、回采工作面回采工艺过程27第六章安全一、安全技术措施30二、安全操作规程32参考料34第一章矿井概况11矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。111地形与地貌本区为丘陵地貌，地势北西高、南东低，地面标高1265022770M。本区属海河流域卫河水系，汤河为区内唯一季节性河流，其发源于鹤壁市西中窑头附近，经本区南部、汤阴县城、在内黄县境内注入卫河，流量0304M3/S,最大洪水流量1280M3（1980年8月），最高洪水水位140M左右。煤矿西部大湖村汪流涧一线有三处面积不大的地表水体，其中两处为小坑塘，另一处为汪流涧水库，面积仅为004KM2。本区深部边界外约2KM2的温家沟水库面积约01KM2，最大库容104万M3，主要用于拦洪灌溉。112地物本矿区位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。东经为11410371141328，北纬355249355823。煤矿东距京广铁路17KM，北距安阳李珍铁路20KM，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通，交通便利。12矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。121矿井开拓方式由于本井田煤层为近水平煤层，煤层赋存稳定，采用立井开拓，不受自然条件的限制，井筒短，提升速度快，提升能力大，有利于辅助提升。副井井深为425M，用于运人，材料，设备，矸石，兼作进风和排水。主井井深为440M，用于提升煤炭。准备方式为采区式。沿煤层的走向布置回风大巷；石门布置在煤层底板岩石中，与大巷相连。运输大巷，条带运输巷皆采用皮带运输机运煤。方案立井开拓系统剖面图122主要井巷的布置形式。本井田走向65KM，倾向长约24KM,倾斜方向划分两个阶段，采用多水平上下山开采，一水平标高为420M，二水平标高为700，沿走向划分若干采区。F4断层北面的区域与主煤田隔开，专门考虑其采区划分。A井筒形式本井田开采煤层为二1煤层，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，地质构造简单。在技术上，适合于立井或综合开拓，由于埋藏较深采用立井开拓。B井筒的数目采用立井开拓时，开凿一队提升井筒（即主井和副井）和一个风井。主井主要用来提升煤炭，副井用作升降材料，人员，矸石和进风，排水。C井筒位置的选择本井田的走向效长，倾向较短，煤层赋存稳定，所有井筒开凿在井田中央有利于运输通风。运输大巷和总回风巷的布置与煤层间的联系A运输大巷的布置与煤层间的联系由于本矿井只采二1煤，主要运输大巷在煤层底板岩石中，运输大巷距煤层20M,采用进风行人巷与运输斜巷相连，而采用运料回风斜巷与回风斜巷相连。B总回风巷的布置及其与煤层的联系本井田采用走向长臂采煤法开采，井田划分为各个采区，各采区回风巷直接与总回风巷相连，总回风巷布置在井田西部边界。13矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。本矿井采用分区式U型通风，通风系统为大巷轨道上山区段运输巷工作面区段回风巷回风上山地面风机地面14矿井提升运输系统及主要设备配备情况。141矿井提升系统及设备配备情况矿井为年产量150MT大型矿井。煤层埋藏较浅。储量丰富、煤层厚度大，为缓倾斜煤层。根据井田开拓方式与煤炭的日运量及运距等条件，矿井的煤炭运输采用胶带运输方式。此运输方式能够满足高产高效的运输要求，同时能够适应产量的变化，也具有运输系统简单、畅通等特点，完全可以实现由工作面到井底通达地面的连续运输，管理较为方便。下井人员通过乘坐罐笼下井，在井底车场及中部车场换乘井下人车直达各工作地点。本矿井采用立井开拓，井筒穿过表土冲积层，含水层等，矿井的年产量为150万T。选用副井井筒直径65M的圆形井筒，井深586M。井筒装备采用一队15T双层双车罐笼。其型号为GDG15/6/2/2。井筒采用钢筋混凝土支护。混凝土壁厚400MM,充填100MM。主井采用直径为65M的圆形井筒，井深468M,提升容器采用一对12T箕斗。其型号为JDG12/1104。井筒采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400MM,充填100MM。风井采用直径为55M的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350MM，充填50MM。提升设备为主井一对12T箕斗。其型号为JDG12/1104副井15T双层双车罐笼。其型号为GDG15/6/2/2142矿井运输系统及设备配备情况本矿井采用立井开拓，煤层属于缓倾斜煤层，本矿的设计生产能力为150万T，所以选用15T固定式矿车，轨型为24KG/M，主要用于辅助运输，运煤采用皮带输送机。电机车型号为XKG6/140KBT,长4490MM，固定式矿车长2400MM。运煤方向工作面煤前后刮板输送机转载机破碎机运输顺槽皮带皮带延伸巷皮带主井煤仓主井皮带地面煤仓运销皮带运销煤仓。15矿井工作制度。矿井设计规范第223条规定“矿井设计生产能力按年工作日330D，每日净提升16H”计算。每日三班作业，综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时，三班出煤，一班检修。根据本矿井的实际情况，本矿采用“四六制”作业方式，这种制度适合本矿采掘作业的特点，有利于保护工人的健康，提高工时利用率，提高设备和工作面的利用率。搞好安全生产，稳定和提高采掘队，因此，本矿设计生产实行“四六制”作业方式。第二章开采技术条件21采区的位置及与相邻采区的关系。本采区位于鹤壁六矿二水平，开采二1煤层，采区北连陈家湾，西连12采区，东为井田边界，南部为断层。采区倾向长度960M，走向长度800M煤层上标高550M，下标高780M，地表无任何建筑物，对相邻位置无任何影响。22构造构造形态，倾向，褶皱及断层，岩浆岩体侵入，地质构造类型区域构造鹤壁煤田位于华北古板块南缘，太行构造区西部太行断隆带，构造形迹以断裂为主，伴有发育烈度不同的褶皱，并有岩浆岩侵入煤层及喷出岩。总的构造形态为走向NNE、倾向SE、倾角540的单斜构造。区域构造线展布方向以NE、NNE向为主发，近SE向断层次之，煤田南部发育EW向构造，构造线多呈雁行式、地垒、地堑构造相间出现。井田构造鹤壁六矿位于鹤壁煤田东部太行断隆的东缘，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038，一般为20左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向德小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。A褶曲经采掘揭漏和钻孔控制的褶曲有5条，向斜3条背斜2条。有张庄向斜、8211背斜、7114824向斜、7115向斜、747背斜。B断裂本区主要影响断层有F4断层，另外就是西部边界断层F1、F2、F3、F5。主要参数见下表12。表12主要地质构造特征序号名称断层面走向倾角（）落差（M）1F1SN75352F2SN65403F3SN70404F4SWNE60505F5SN603023煤层煤层厚度、倾角、稳定性、结构本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二煤组和太原组一煤组为本区主要含煤地层。含煤地层总厚80529M，含煤22层，总厚1071M，含煤系数133。可采煤层厚883M，可采含煤系数11。详见表含煤地层含煤特征表含煤地层煤层厚度M含煤地层厚度M含煤系数备注上石盒子组0268710下石盒子组0269490山西组762112168含煤4层,其中二1煤全区可采太原组30712183252含煤17层,均不可采本溪组0023316006含一0煤层不可采合计107180529133共含煤22层本区可采煤层主要为山西组二1煤层。其特征详见表如下可采煤层及顶底板岩层特征表煤厚M围岩性质序号名称最小最大平均倾角顶板底板煤牌号硬度容重煤层结构及稳定性1二147213517511黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤3138条带状稳定综上所述，该可采煤层主要为二1，煤层平均厚度75M，倾角11，稳定性良好。24顶底板岩性顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性二1煤层位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为细中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。25其它开采条件251气象本区属北温带大陆性干旱型季风气候，年平均气温最高153（1963年），最低131（1964年），一般145。气温极值最高423（1967年6月4日），最低155（1967年1月15日）。据鹤壁市气象局1988年至1999年气象资料，年降水量3718882571MM，平均63526MM，年蒸发量1637420166MM，平均171125MM，年平均相对湿度为6043。据历年统计资料，8月至来年2月多为北风，最大风速23M/S，3月至7月多为南风，最大风速14M/S。252地震据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达级以上的地震有20余次。详见表253地层本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。区内地层自老到新发育有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组、新第三系鹤壁组、第四系。其中太原组、山西组和上、下石盒子组为含煤地层，太原组和山西组为主要含煤地层。附有井田综合柱状图。地层综合柱状图254瓦斯与涌水矿井埋藏深度360930M，煤层倾角平均为11局部为921，为缓倾斜煤层。表土层厚度为130180M，瓦斯相对涌出量一般在20M3/T左右，绝对瓦斯涌出量一般在40M3/MIN左右，并有瓦斯突出危险，属于高瓦斯突出矿井。矿井正常的涌水量一般，为138M3/H。第三章采煤方法的选择31采煤方法的选择原则根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下原则。1、与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。2、依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。3、简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。4、保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。5、提高资源回收率，减少资源损失。32采煤方法的技术分析首先根据开采技术条件，提出技术上可行的几个方案。然后分析各方案的优缺点，淘汰具有明显缺点的方案。采区的煤层平均厚度为75M，属于中厚煤层，可实现分层开采和一次采全厚放顶煤开采两种方案，相比较一次采全厚放顶煤法更简单易行。比较项目采煤方法分层开采一次采全厚开采工作面单产低高生产效率低高开采投入成本高低劳动强度大小搬家倒面次数多少顶板管理容易管理较难管理巷道掘进量较大小煤损率较少煤损多，工作面采出率低，比分层开采低10左右工作面煤尘少多设备运行数量多少适应性弱强综上分析在厚煤层中，采用放顶煤开采较分层开采具有明显的优越性煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系；减少了搬家倒面次数，节省了综采面设备搬迁、安装的工作量及费用；较分层开采减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用；对急倾斜厚煤层，较普通开采的工作面产量提高13倍；提高了煤炭的块煤率，增加了煤炭的售价；减少了设备的运行费，特别是采煤机，相对减少了吨煤设备折旧费或租赁费；有利于矿井的集中控制，实现减面、减人，提高工效的目标；提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高25倍。但放顶煤开采也存在一些急待解决的问题，主要有煤尘大、回采率低，自然发火问题尚未得到很好解决，对高瓦斯矿井，有瓦斯局部积聚的危险。综放开采实现了缓倾斜特厚煤层的一次采全厚开采，采21M，放54M，采放比为1257在煤炭规程采放比A150符合要求计算结果AN加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过115A。4、工作面回采率09352回采巷道布置本采区回采巷道采用单巷布置，相关回采工作面参数为下表巷道断面M2工程量（M3）序号巷道名称断面形状支护材料净掘长度M净容积掘进体积1区段运输巷梯形工字钢13142159020670225782区段回风巷梯形工字钢13142159020670225783开切眼梯形液压支架151818027003240在综合机械化采煤时，采用单巷布置，区段运输平巷的一侧需要设置转载机和胶带运输机；另一侧需要布置泵站和移动变电所等电气设备，故巷道断面较大，一般可达12。由于巷道断面较大不利于巷道掘进和维护，要求平巷采用强度较高的支护材料。根据围岩条件可采用金属支架和U型钢拱形可伸性支架维护。条件适用时也可采用锚杆支护。本采区单巷布置时设备分巷布置。已知胶带运输机型号为SSJ1000/M型可伸缩胶带输送机，其机头尺寸参数为高宽16652589MM，故在巷道底板起，16M水平胶带输送机宽度为L2589MM，对于综采非人行侧宽A500MM，人行侧从底板起16M高度范围内设备与拱壁间C1000MM，所以巷道净宽为BACL4089MM已知80，可得B04653MM，由公式B2B12HCOT80和S（B1B2）H/2,得到H3200MM，B13472MM，进而求得斜长L3250MM。53回采工作面设备选择531采煤机采煤机的生产能力应大于工作面的设计生产能力，同时选择的采煤机应与液压支架、端头支架、刮板输送机之间必须有良好的配套关系。1、采煤机平均截割速度考虑掘进出煤，掘进煤按年产量5计算。本矿设计综采工作面年产量为150万T，日产量为45454T，日循环数3个，则采煤机一个循环的平均时间为T3T60/N3660/3360MIN式中T采煤机每个循环的作业时间，MIN；T每班工作时间，6H；N日循环数，3个。采煤机平均割煤速度按下式计算V（L2L1）/（TT1）（180220）/（36020）065M/MIN式中V采煤机割煤速度，M/MIN；L工作面长度，M；L1采煤机斜切进刀长度，L1B/TAN3M；或20MB采煤机滚筒截深，MT采煤机每个循环的作业时间，MIN；T1辅助作业时间，取为20MIN。532采煤机生产能力采煤机实际割煤能力Q60MBV采K60210606513805340T/H采煤机实际放煤能力Q60MBV采K60541206513805174T/H式中Q采煤机理论生产率，T/H；M回采工作面平均采（放）高，M；B采煤机滚筒截深，M；V采采煤机平均割煤速度,M/MIN；容重，取138T/M3；K总时间利用系数，取为05。3、采煤机功率采煤机总装机功率根据工作面煤质硬度、采高及生产率要求。查采矿工程设计手册选取采煤机功率N为200千瓦。4、采煤机牵引力、割煤速度、截深及滚筒直径通过计算知采煤机平均割煤速度为065M/MIN。本矿煤层的开采高度范围为75M，煤层倾角平均为11局部为921，再结合设计采煤方法及所确定采高，放顶煤采煤机采21M放54M。参照设计手册经验，根据上面计算可选，查手册可得MG400/920WD3300V型合适。MG400/920WD3300V采煤机主要技术特征表生产厂家鸡西煤矿机械有限公司基型项目MG400/920WD3300V采高M1938卧底量MM326、526适应倾角度预测顶板压力50T/M2，因此ZZ2800/15/30Z液压支架适合工作面支护。主要技术如下表液压支架技术特征表名称ZZ2800/15/30Z支架高度M150300支架宽度M120134支架中心距（M）125伸缩梁形式内伸缩式伸缩行程（M）600操作方式手动控制工作阻力KN2800初撑力KN2252宽度（MM）1430支护强度MPA062067底板比压MPA01709八回采巷道主要设备配备情况回采巷道主要设备配备情况表序号名称型号数量1采煤机MG400/920WD3300V12前刮板输送机SGD730/18013后刮板输送机SGZ764/40014转载机SZZ730/11015可伸缩胶带输送机SSJ1000/40016乳化液泵XRB2B80/15027喷雾泵站S25PB200/556318放顶煤液压支架ZZ2800/15/30Z1509单体液压支架DZ3520/110Q810组合开关8SKC921533008211移动变电站KBSGZY160010/1140112破碎机LPS50113单体液压支柱DZ3025/110Q814型钢梁HDC2200454回采工作面回采工艺过程541回采工作面的作业形式综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时，三班出煤，一班检修。542回采工作面劳动组织形式以循环作业为基础的，可实行追机作业543工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度循环方式为采煤机在机端头进刀割煤推移前刮板输送机移架采煤机在机尾进刀割煤放煤移后刮板输送机；昼夜循环数为3次；采煤机双向割煤，两刀一循环，循环年进度为891M，循环进度为1M，昼夜循环次数为3次，循环系数取09，故每天进尺为27M544回采工作面破、装、运、支、处五大工序的进行方式和相互配合关系综合机械化采煤方法双滚筒采煤机采、装煤；刮板输送机装、运煤，通过桥式转载机转入顺槽可伸缩胶带输送机进入大巷胶带输送机。一）、落煤方式煤层平均厚度75,倾角11，局部地区921。首采区煤层平均厚度为75M，放煤54M，工作面沿煤层南北方向布置，属于长壁工作面。工作面采用长壁垮落放顶煤采煤方法。采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的。1、割煤工序工作面采用双向割煤、往返一次割两刀煤工序双向割煤采煤机进刀方式采用端部斜切割三角煤进刀。进刀完成后，采煤机沿工作面向另一端割煤，机后8M移前刮板输送机，后15M移架。到另一端后反向割煤，机后8M移后刮板输送机，后15M移架，第三个液压支架开始放煤，回到端部完成一个循环，工作面推移2个截深。然后采煤机进刀割下一刀煤，直至顺槽，完成下一个循环。2、放煤方式、放顶煤范围、步距、初始和终采放顶煤距离。放煤步距选择合理的放煤步距，能保证放煤窗口上部能充满松散的冒落顶煤，增大顶煤回收率，若放煤步距太大，在近采空区将留有较大的三角煤放不出来，若步距太小，矸石容易混入窗口，影响煤质，并易误认为煤已放尽，停止放煤造成丢煤，根据经验公式L015H015751125M式中L放煤步距H煤层厚度根据煤层赋存情况，放煤窗口的高低以及移架步距，初采期间选择放煤步距L1125M，即实行“两采一放”的循环制度。放煤范围为利于端头维护，工作面机头、机尾前三部支架（35M）不进行放煤，其它支架进行放煤工作。初始和终采放顶煤距离工作面初放工作应在支架采出切眼15M后，待顶板初次垮落以后进行放煤。终采收尾阶段，停止放煤应距停采线40M处。、放顶煤时间在采煤机上行清煤后插进重刀并移架完成后，开始放顶煤。放顶煤方式采用多轮顺序分段放煤。工作面分两段进行放煤，由两名专职放煤工分别从中部和下部由下而上按顺序小量多次放煤每次放煤1/3，使顶部的煤岩原始分界按照每次放出的煤量分段均匀下沉，提高顶煤的回收率，放煤出矸时应及时将放煤窗口关闭，若关不住时，应马上收回后部溜子。、冒放性差时放煤方法当工作面顶煤冒放性差时，为提高顶煤回收率，可采用深孔预裂爆破方法，提前对顶煤进行震动性放炮。爆破方法深孔预裂爆破打眼从煤壁与顶板夹角处沿60向前上方打眼，眼深6M，根据工作面长度，每隔25M布置一个炮眼，共布置70个炮眼，每割2刀煤进行一次打眼爆破。爆破方式爆破采用2煤矿硝铵炸药，毫秒延期电雷管，MFB100起爆器引爆，起爆时可分段进行，从机头至机尾每隔50M起爆一次，装药采用正向装药结构，水炮泥封堵，装药量为每个炮眼4卷。二）、装煤方式装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将煤壁上切割下的煤运出，再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至前刮板输送机溜槽内运走。放顶煤从放煤口放入后刮板输送机溜槽内运走，没装上的浮煤通过推移刮板输送机装如入输送机。三）、运煤方式滚筒将煤装在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，到破碎机，到可伸缩皮带机上运出。四）、支护方式、工作面支护工作面采用整体自移式液压支架ZZ2800/15/30Z支护。、端头支护上下出口采用单体支柱与型钢梁进行支护，型钢梁规格为4M、5M长，单体支柱为DZ2800型、DZ3500型，在上下出口各架设四架，走向迈步抬棚，随着回采方向前移，另外上下端头前三部支架采用挂网形式托住顶板，网与上下顺槽内的网相联，有利于维护上下出口。、超前维护由于原巷道掘进时采用锚杆支护，巷道断面较宽，在回采中为防止压力过大，影响生产，故超前维护在20M范围内，采用木板梁配合25M及35M单体液压支柱进行维护，棚距08M。超前10M范围内采用12M长双排绞接梁配合单体液压支柱进行加强支护，单体液压支柱排距10M，柱距08M。沿巷道中心线架设。在回采过程中，根据压力显现情况，还可增加超前距离。、移架方式采用分段依次顺序移架。、工序配合方式采用及时支护方式正常情况下采煤机下行割煤后，在顶板状况稳定，良好，压力不明显时，支架工可采取追机分段依次顺序进行移架，分段距离为1020M，移架步距08M，如遇片帮或顶板破碎，压力增大时，采煤机司机要配合支架工及时跟机“带压”移架，移机头、机尾支架时，先移2架，然后再移3架，最后移1架。移前部溜子采煤机上行清煤时，滞后采煤机20M左右，自下而上顺序进行推移，斜切进刀段在采煤机上行割三角煤时，滞后机组15M至20M自下而上推溜，溜子移过后，要平直不得出现死弯，溜子停止运行时禁止推溜，溜子推不动要查明原因，处理好后方可继续推溜，否则不得强行推溜。移后部溜子在完成移架后，后溜子处于待移状态，顶煤放完后，及时操作后拉千斤顶，将后部溜子前移。五）、采空处理采空区采用全部垮落法处理采空区。545绘制回采工作面布置图此处回采工作面布置图附于A0号CAD图中，可另外翻阅。546绘制回采工作面循环作业图表（包括回采工作面循环作业图、劳动组织表、主要技术经济指标表）。（1）、工作面循环作业图此处循环作业图附于A0号CAD图中，可另外翻阅。（2）、劳动组织表此处劳动组织表附于A0号CAD图中，可另外翻阅。（3）、技术经济指标表此处技术经济表附于A0号CAD图中，可另外翻阅。第六章安全61安全技术措施611顶板事故的预防措施1顶板事故预防措施A工作面在采掘施工前均要认真编制作业规程，正确确定工作面支护方式，有效控制顶板，如果情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。B井下所有人员必须时刻注意工作面顶板变化情况，特别是安检员要重点检查工作面的顶板状况，发现不安全隐患时，要立即汇报矿调度室和安全调度台并采取措施或下令停工撤人。C加强金属支护、支架和单体液压支柱的检修、试压，日常监控及时检查更换失效的梁柱，保证每根都有良好的工作性能。D加强工程质量管理，搞好质量标准化，提高优良品率。E坚持矿压观测与顶板监控、分析，掌握顶板活动规律及时采取相应措施。F回采工作面必须及时拉架、回柱。控顶距超过作业规程规定不冒落时，要停止生产，制定专门安全技术措施进行。维修井巷支护时，严防顶板冒落伤人和堵人，刷大或维修井巷连续撤换支护时，必须保证在发生冒顶堵塞井巷时有人员撤退的出口。撤换支架的工作应连续进行，如果不连续施工，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全，倾斜巷道维修时，必须停止行车。必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施并严禁上、下段同时作业。二发生冒顶时的处理措施1）当采掘工作面发生冒顶事故后，首先将人员撤离危险区域，并向调度室汇报，通知有关领导。2）发生冒顶事故后，班长应立即点清人数，发现有人被埋、压、堵时，要尽快探明冒顶区的范围和被埋、压、堵截的人数及位置，积极组织抢救。3）发生冒顶事故后，要对冒顶区电缆、设备进行停电。4）积极恢复冒顶区的正常通风，如一时不能恢复时，可利用水管、压风管等对被压、埋、堵截的人员输送新鲜空气，并派专人检查该处的氧气浓度和有害气体浓度。5在处理冒顶事故时，应先由外向里加固冒顶周围的支护，消除进出口的堵塞物，尽快接近堵人部位进行抢救，必要时可以开掘通向遇险人员的专用巷道。6处理大面积冒顶事故时，必须及时制订专门的安全技术措施。612防尘降尘措施按行走路线，首先对井上下的防尘水池水量、水质进行检查。对各作业地点的防尘设施以及使用情况进行检查，发现问题及时处理。发现作业地点的粉尘浓度超标时，要求停止作业，采取措施后可恢复生产。在有架空线的水平大巷安装、维护水幕，必须开停电工作票，并严格按停送电操作规程作业。安装水幕洒水，严禁蹬在可以运转的皮带、溜子等可移动的物体，在高空作业，应蹬在踏实处，使用梯子时，应有人负责梯子的稳固。安装、维护水幕洒水时，应注意周围围岩情况，发现不安全及时处理，同时注意乱钢丝绳、乱钢丝等杂物扎伤眼睛，保证安全。613防灭火措施1分段掘进、多点出煤，减少巷道掘进、维护时间2采取可靠的予防冒顶措施，减少煤体的氧化面积，通过断层和破碎带冒顶时，采取一定措施，最大限度减少冒顶范围。3加大掘进风量，采用大局扇供风，降低风流温度，减少发火危险。4喷洒阻化剂，冲洗巷道帮顶，封闭裂隙，有条件采用雾化防火。5对巷道断面变化处，冒顶点、交叉口、硐室等风速变埋地点，要设风帐，接小通风营供风，改善通风条件减少发火危险。6两巷掘完后及时喷射氓凝土，隔绝漏风源。614防治水措施1）、建立、健全严格的水文地质调查制度，对局部水文地质条件复杂区域应留设足够的防水煤柱。2、在生产过程中坚持“有疑必探、先探后掘、边探边掘”的原则。加强探放水管理工作，以保证矿井安全生产。3、巷道水沟及井底水仓要定期清理，水泵要定期检修，以防突发性水灾。另外，主排水泵房及变电所内要设置密闭门。615预防瓦斯煤尘爆炸措施1）瓦斯防御第一，加强通风，防止瓦斯积聚矿井必须采用机械通风，主要送风机要设专人管理。采掘工作面要实行独立通风，禁止串联通风。临时停工的地区不准停风，停风的地点要及时封闭，以免产生盲巷和瓦斯积聚。第二，杜绝井下火源。下井人员禁止携带烟草和点火物品，各矿井必须建有严格的检身制度。井下应使用安全型和防爆型电器设备，并安装在进风流巷道中。严禁使用明火照明、明刀闸开关和明线接头预防煤层自燃发火。第三，建立瓦斯检测制度。2）煤尘爆炸及其预防第一，抑制煤尘的产生和飞扬。实行湿式作业，使用侧式供水煤电钻，以减少打眼和开采时煤尘的产生量。在巷道、煤仓、溜煤眼及运输机转载点、并下翻窑笼等处安设防尘水管，进行喷雾洒水，降低浮尘，并定期冲洗巷道和清理沉积煤尘。加强通风管理，严格控制采掘工作面风速，溜煤眼、出煤井严禁进风，防止煤尘飞扬。第二，杜绝井下高温火源。为了防止煤尘爆炸范围扩大，要采取隔爆措施。在可能发生煤尘爆炸的采掘区间及矿井两翼之间，设置隔爆水槽或岩粉棚子，在运输巷和回风巷中撒布岩粉，防止发生局部地区煤尘爆炸将能起到阻止爆炸火焰传播的作用。62安全操作规程621采煤机司机操作规程L、开机前的检查、所有操作手把的位置要正确，动作要灵活，电器操作按钮要求可靠。、截齿是否锐利、齐全、牢固；喷雾装置和水管要完好，水量要充足。、所有油位应在规定范围之内，如发现漏油应及时处理；、检查电器系统有无故障，电缆有无损伤，开机时在机组无故障，无障碍物的情况下，方可发出信号开机试运行；2、开车顺序、闭合前后滚筒离合器，为此即应首先按下设在机组电控箱上的电动机起动按钮，起动信号发出数秒后，第一台电动机起动，松开起动按钮，等第二台电机起动数十秒后，即按下电机停止按钮，然后将前后滚筒离合器置于闭合的位置；、重新起车，再按下机组起动按钮，起动机组，观察前后滚筒，调至适当位置，开始割煤；、牵引割煤，当运输机运正常后，用调速手轮确定牵引方向，根据采面及运输情况逐渐增大牵引速度；3、停车、正常停车A、转动调速手把停止牵引，然后给以较小的反向牵引速度，将滚筒内碎煤排净，调速手把打回“0”位；B、按下机组“停止”按钮，使电机停止运转；C、拉开离合手把，放在断电位置；D、关闭冷却水节门，停止割煤；、紧急停车出现以下情况之一时使用采煤机“急停”按钮停车A、附近片帮、冒顶或有片帮预兆；B、采面溜槽内有大块煤矸、木料将要顶住采煤机；C、电缆、水管出槽被溜子拉住；D、采煤机“停止”按钮失灵。622刮板输送机司机操作规程L、开机前准备互作、检查机头、机尾部周围顶帮是否安全；通讯、信号系统是否灵活可靠；、查传动装置、机头及各部螺栓是否齐全紧固；、检查减速器油量中否符合规定，以及有无渗漏油现象；、开机后，试转一圈，检查有无异常现象；2、启动运转、启动前，发出启动信号，然后点开一次再启动；、启动前把各转载点、喷雾设施打开后，再开动；、经常观察链子、连接环、电机及减速器的运转情况，发现问题及时处理；、液力偶合器的易熔塞及防爆片不得使用其它材料代替；、严禁利用运输机运送其它物品。3、停机、停机前应把刮板机中的煤拉干净；、清扫机头、机尾各部件，不得压埋电机、减速器；、不工作时，切断电源将开关手把打