联合试运转方案模版修正版

PAGEPAGE72第五章建设项目联合试运转条件及试运转管理第一节煤矿建设项目联合试运转必须具备的条件

煤矿建设项目具备以下条件，必须编制联合试运转方案，报经有关主管部门批准（大中型项目报省级煤炭行业管理部门审批，小型项目报市、地级煤炭行业管理部门审批），并按规定报煤矿安全监察机构备案后方可组织实施联合试运转工作：1.煤矿生产系统和安全设施已按设计建成完工。2.安全管理机构及安全生产管理制度健全。3.煤矿采掘、通风、机电等生产队伍建制完成并培训合格。4.配齐煤矿工程技术人员。5.矿长具备安全资格、特种作业人员持证上岗、其他入井人员培训合格。6.矿井已建立矿山救护队或已与具有资质的专业矿山救护队签订救护协议。7.单机试运转发现的安全隐患已整改完成。第二节联合试运转方案的内容煤矿编制联合试运转方案应包括下列主要内容：1.联合试运转的系统、范围和期限。2.联合试运转的测试项目、测试方法、测试机构和人员。3.联合试运转的预期目标和效果。4.联合试运转期间产量计划与劳动组织。5.应急预案与安全技术措施。6.其他规定事项。第三节联合试运转报告联合试运转和试生产结束后，煤矿必须编制联合试运转报告。联合试运转报告应当包含以下主要内容，且经煤矿矿长和技术负责人审查签字：1.各主要系统分项运行报告。2.主要生产安全设备故障处理记录与分析。3.提升、排水、通风、压风供电等主要生产安全设施与装备的检测、检验报告。4.联合试运转的效果分析。5.今后有关生产安全的建议。6.其他应予以说明的事项。第四节煤矿联合试运转工作要求建设项目进行联合试运转的工作要求：1.煤矿联合试运转最长时间为6个月，最短时间不得少于1个月。2.煤矿建设项目竣工后，未通过联合试运转审批而擅自进行生产的，视为煤矿边建设边生产。3.煤矿在联合试运转期间，要严格按照《煤矿联合试运转方案》确定的内容实施，不得采完设计的首采工作面，严禁在联合试运转确定的区域以外进行采掘作业，严禁以联合试运转为名进行违法违规生产。4.煤矿建设项目应当在批准的工期内完成建设工程，上报验收。因特殊原因确实无法在设计方案确定工期内完成建设工程的，要在设计工期到期前半个月按规定及时向主管部门办理延期备案手续。5.煤矿企业联合试运转期满后，必须停止采掘活动，经建设项目竣工验收合格取得《煤炭生产许可证》后，方可正式投入生产。

以下红色字体为王屋山机电运输方面的内容九矿改扩建项目联合试运转方案前言九矿位于鹤壁矿区北部边界，现有井田面积为9.7平方公里，设计生产能力为30万吨/年，改扩建净增生产能力30万吨/年，达到60万吨/年。九矿井田范围扩大后，矿井保有工业储量为4086万吨，保有可采储量为2155万吨，矿井服务年限25.7年。2003年12月国家发改委批复了九矿扩建工程项目建议书；龙宫井田地质勘察于2004年元月份完成，2004年7月通过评审；可研报告于2004年6月11日通过了省发改委组织的评审；2004年9月13日河南省发展改革委员会以豫发改能源[2004]1691号文批复了项目可行性研究报告；2004年7月19日河南省环境保护局以豫环[2004]19号文批复了《鹤壁煤电股份公司九矿扩建环境影响报告书》；煤炭工业部郑州设计研究院受我公司委托于2004年12月编制完成了《鹤壁煤电股份公司九矿初步设计》，2005年初步设计修改后，矿井设计概算总投资为42354.82万元。其中井巷工程15736.3万元，设备安装费5695.75万元，设备及工器具购置费9832.33万元，土建工程5264.61万元，其它费用5825.83万元。矿井改扩建为节省初期投资，充分利用现有生产的各系统，设计从现生产的二水平(-250m)暗斜井延伸开拓扩大区井田，更换箕斗斜井和-250m水平主暗斜井箕斗为6t轻型箕斗，年提升能力可达68.7万吨。为解决扩大区辅助运输和进风环节多、线路过长的问题，在扩大区浅部边缘新凿副立井至-420m水平，副立井直径6m,装备1t矿车单层二车一宽一、窄多绳罐笼及JKMD-2.8×4(I)E型落地式多绳摩擦轮提升机，摩擦轮直径D＝2.8m，担负矿井辅助提升；矿井通风方式为混合式，由主、副斜井、箕斗井和新副井进风，回风井回风。回风井选用AGF606－2.2－1.3－2型轴流风机2台；矿井排水采用接力排水，初期-420m水平排水泵3台。设计以一个采区一个综采放顶煤回采工作面保证矿井0.60Mt/a的生产能力。矿井于2005年8月正式开工建设，2006年12月新副井立井筒落底。2009年4月，首采3102工作面贯通，开始进入安装准备，预计5月底矿井各主要生产系统和首采工作面安装调试即可完成。截至5月底，矿井初步设计修改批复的矿、土、安三类工程已基本完成，矿井提升、运输、通风、排水、供电、压风、供水、洒水降尘、监测监控、调度通信等各生产系统和安全设施已经形成，主要生产系统和大件设备已进行了单车试运转和检测调试。矿井安全生产和行政机构已经建立，主要工作人员已到岗就位。安全生产领导干部和特殊工种已按规定经过培训并通过资质考核。所有入井人员均已培训并经考核合格。已按设计要求配备了矿山救护队。矿井的生产、安全、经营管理制度，岗位责任制度已经建立，必要的作业规程、操作规程已经编制完成。职工岗前培训工作，正在有计划的实施，根据单机测试运转结果，认为赵固一矿已基本具备国家法律规范规定等要求的联合试运转条件，拟于2009年6月5日开始进行矿井联合试运转。遵照国家发改委等五部委发改能源[2006]1039号《关于加强煤炭建设项目管理的通知》、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局《煤矿建设项目安全设施监察规定》（第6号令）等文件的相关要求，我矿组织编制了《鹤煤公司九矿联合试运转方案》。第一章生产安全系统设计完成情况第一节通风系统矿井具有合理的通风系统，通风方式为中央边界式，通风方法为机械抽出式。主井、付井、箕斗井和新副井进风，新风井回风。新风井装备两台AGF606－2.2－1.3－2轴流式扇风机，配套电机800KW，风叶角度-7.5°，一台运转，一台备用。矿井总进风量6935m3/min，总回风量7006m3/min，有效风量率88%，风量能够满足矿井安全生产需要。矿井负压2900Pa，等积孔2.3m2。矿井瓦斯绝对涌出量22.42m3/min、相对量采区设置了专用回风巷，不存在一段进风、一段回风现象。回采工作面采用“U型”通风方式，能够满足瓦斯治理的需要。井下通风设施主要有风门、调节风门等设施。第二节提升系统一、主井井筒直径4.5m,垂深300.403m,为双码双箕斗，工作制度为：330d/a，14h/d，提升容器为一对3t箕斗，装备一台单绳缠绕式双滚筒提升机，提升高度289.065m,提升机选用型号为2JK-2.5-1.2,滚筒直径Φ2.5m，滚筒宽度1.2m，最大静张力90kN，最大静张力差55kN，减速比i＝30:1。配套380V320kW电动机。三、副井立井井筒直径Φ3.4m，垂深319.937,装备一个1t非标罐笼，担负矿井井田开采初期、后期提矸、下料、升降人员和设备等辅助提升任务。装备一台JK2.5-20E提升机，最大静张力Fj＝90kN，最大静张力差Fc＝90kN，减速比i＝20。配660V450kw电机第三节运输系统主运输设备运煤系统，东区各采掘头面由东上仓皮带运至主井底煤仓，西区各采掘头面由皮带下山皮带、西上仓皮带运至主井底煤仓然后由主井提升至地面。1、东上仓皮带巷为152m上行倾角10°，配置的胶带输送机为：带宽800，长152m型号DTL80/35/30×2,运输能力70T/h，带速1.63m/s,电机功率30KW*2,绞带为抗静电阻燃绞带。2、西上仓皮带巷长132m上行倾角13°，配置的胶带输送机为：带宽800，长135m型号DTL80/35/30×2,运输能力70T/h，带速1.63m/s,电机功率30KW*2,绞带为抗静电阻燃绞带。3、皮带下山皮带巷长202m上行倾角15°，配置的胶带输送机为：带宽800，长205m型号DTL80/35/30×2,运输能力70T/h，带速1.63m/s,电机功率30KW*2,绞带为抗静电阻燃绞带。胶带输送机驱动装置均采用防爆电机，拉紧装置采用固定带式输送机手动螺杆蜗轮拉紧装置，胶带机配有可靠的制动装置，并配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装置、堆煤保护装置、防跑偏保护装置、防撕裂保护装置。第四节供电系统一、供电电源双回路供电分别来自王屋供电所的10kv和铁山供电所的6KV.线路导线型号为LGJ-70,线路长度王屋路7Km,铁山路3Km;铁山供电所6KV入矿后，经矿内升压变压器升压至10KV，动力电源使用王屋路，铁山路做备用。矿内安装两台S11-800/10/0.4型变压器，一用一备，单台容量为800KVA，变比为10KV/0.4KV，满足要求。二、电力负荷矿井变电所10kV高压侧母线最大负荷（最大涌水量时）如下：计算有功功率：1413.81KW计算无功功率：1054.85kvar计算视在容量：1727.77kVA自然功率因数：0.785送变电选用双电源进线，分段单母线接线方式，高、低压送变电，树干放射混合配电方式，分一、二、三级用电户，双、单回路供全矿用电。电压等级由：10KV、660V、380V、220V、127V；地面受电电压为380V、220V，井下受电电压为10KV、660V、127V。为了统一双电源（一路10KV、一路6KV）的电压等级，提高矿井供电的可靠性，地面设计一台6KV/10KV电源变压器使矿井供电形成互为备用的双电源双回路供电方式。地面配电装置采用XGN-10系列高压开关柜15面，柜内组建为10KV电压13台配置，6KV电压2台配置。为双电源双回路分段单母线接线方式，分路控制配送受电方式，接线方式为双电源双进线分段单母线接线方式。本矿区属于温带大陆半干旱季风型气候，四季分明，气温-12.2℃～40.5℃。新建变电所为单层建筑，设防雷和接地保护装置。6KV电源线路导线型号为LG-70型钢芯铝铰线，杆型为钢筋混凝土电杆，架空线路长度为3km。10KV电源线路导线型号为LGJ-70型钢芯铝绞线，杆型为钢筋混凝土电杆，架空线路长度为7km。四、供电系统（1）地面供电矿井双回路供电电源分别来自王屋35KV变电站10KV架空线路另一路来自铁山河35KV变电站6KV架空线路,架空线均为LGJ-70；6KV进矿后经升压变压器升压为10KV后供矿内使用，地面两台800KVA变压器，一用一备，一台200KVA变压器，供主电压380V,供地面主风机、提升、地面皮带机、压风机、锅炉、调度、及办公生活等使用。（2）井下供电系统电源为10KV双回路，沿主井筒敷设，电缆为MYJV32/3×50；电源来自矿内地面高压配电室。井下中央变电所安装有7台PBG、PJG型隔爆高压真空配电装置，2台KBSG-315/10型隔爆干式变压器和一台KBSG-200/10型隔爆干式变压器，低压开关采用KBZ系列智能型馈电开关.（3）备用发电机两台，一台400kw一台800kw升压至10kv，架至矿内变电所王屋路母线段。第五节排水系统在副井底建有排水泵房，一级排水，将副井底主副井淋水及东西区涌水从副井底排至地面。即将建成的11采区泵房变电所，与副井底排水设备组成二级排水系统，副井底主副井淋水、东西区涌水及11采区涌水排至地面。矿井排水系统设计为二级排水系统服务整个井田开采。依据井田水文地质构造情况，随着开采水平的延伸，水文地质条件相应复杂，涌水量将增大，结合地质报告中的论述和邻近矿井的水量涌出情况，确定设计矿井涌水量参数为：正常用水量为50.0m3/h，最大涌水量为120m3/h，排水高度300.403m，依据排水高度要求，确定选用已有MD85-45×8型水泵三台，流量85m3/h，扬程360m，转速2950r/min，配套电机功率132kw，电压等级660V。排水管路采用Φ114×4mm无缝钢管两趟，一用一备，沿主井敷设至地面。第六节压风系统矿井地面空压机房安装有两台空压机，一台WBS-132A型双螺杆式空压机，排气量24.2m3/min，排气压力0.7MPa，额定电压380V，配套电机功率132kW，空压机的冷却采用风冷方式，一台L-22/7型活塞式空压机，排气量22m3/min，排气压力0.7MPa，额定电压380V，配套电机功率132kW，空压机的冷却采用水冷方式，冷却循环水泵选择管道泵，循环水通过管道泵进入空压机内进行热交换，将热水流入冷却池散热。压风管路均采用Φ114×4mm，沿主井筒敷设井下各用风点。空压机为二级负荷低压电源直接引自矿井变电所。空压机配电控制柜采用空压机配套设备，配电控制设备具有《压缩空气站设计规范》规定的流量检测及测量仪表，并配备自动保护装置，能实现对空压机的断水、断油、超温、超压等进行可靠保护，并自动报警延时保护。第七节安全监测系统本矿井为高瓦斯矿井，主采煤层属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。为监控矿井上下各类安全及生产参数，汇接管理多个安全与生产环节子系统，设计配备一套KJ101N型煤矿综合监控系统。系统由地面中心站、井下分站、各类传感器、电源箱、信号电缆等组成。地面中心站设在新副井工业场地安全监测楼内，包括主计算机、备用计算机、图形工作站、打印机、数据传输接口等。地面设2台监测监控分站，采集矿井提升、压风等重要设备的开停。井下设14台分站，对采煤、掘进、运输、排水、通风等主要设备的开停，采煤及掘进工作面的瓦斯、粉尘，煤仓煤位，水仓水位信号，主要风门的开关，风筒的工作状态，带式输送机的烟雾、一氧化碳，机电硐室内的温度，工作面及采区回风巷、总回风巷的风速、瓦斯及一氧化碳等参数进行采集处理、信息传输、超限报警断电、远方控制等。掘进工作面配备了瓦斯风电闭锁。地面及井下变电所设电力参数变送器，检测变电所的电流、电压、有功功率、无功功率、开关状态等电力参数。扩建前矿井主井工业场地及井下已有（KJ101系统的）监测监控分站，经升级改造后自井下-250m水平接入本监控系统。井下瓦斯抽放泵站设监控子系统，并与矿井安全生产监测监控系统联网。对抽放泵的开停，抽放泵站内的瓦斯，抽放泵输入及输出管路中的瓦斯、温度、流量、压力参数进行实时采集处理、超限报警。地面中心站将接收到的实时信号进行处理和存盘，以满足矿井安全生产管理及瓦斯抽放管理的需要。监控系统的主干电缆经井口房避雷器由副井引至井下，电缆采用4芯MHY32型阻燃信号电缆。第八节灾害预防措施一、防止瓦斯1、严格执行瓦斯监测管理制度，设计按《矿井通风安全装备标准》配备有安全监控设备和各种安全监测仪表，矿井配备有安全监测系统，保证井下个工作地点瓦斯超限时，能及时处理，确保安全。每个下井人员均配有自救器，以实现安全生产。2、矿井建有瓦斯抽放系统，配备有固定和移动瓦斯抽放设备，为开展综合瓦斯抽放创造了条件。3、加强通风管理，严格掌握风量分配，保证各工作点和主要硐室有足够的新鲜风流。4、采掘工作面配备风电瓦斯闭锁装置，保证瓦斯超限时，能自动切断电源，确保安全。5、加强瓦斯地质工作，采掘靠近或处于构造地带，应加强防治煤与瓦斯突出工作，严格按照有关规定采取防突装置。6、生产期间，应积累和分析通风和瓦斯资料，对新区瓦斯情况做出准确预计，以便采取相应安全措施。二、防火灌浆系统二1煤层为不易自燃煤层，根据《煤矿安全规程》，采取预防煤层自然发火的措施。九矿原来在风井广场内设有黄泥灌浆系统，随着向深部的延深，线路逐渐加长，加之管线老化，难以满足扩建后生产需要，因此，设计在九矿延深区新建防火灌浆系统。1、灌浆站位置位于窦马庄新副井工业场地内。2、灌浆系统布置及工艺采土场储土场采土场储土场泥浆搅拌池副井灌浆管路井下灌浆管网集泥池3、主要设备注浆站主要设备有：破碎机、泥浆搅拌机、胶带输送机、注浆泵及电气设备等。设计灌浆材料为黄土，实际生产中可就矸石、粉煤灰等材料进行试验和研究，以减少耕地破坏和环境污染。三、井下防尘1、采取综合防尘降尘措施，井下设有完善的防尘、洒水系统和隔爆水棚，各采掘工作面、煤流中各转载点都应进行喷雾洒水，采煤机应安装有效的内外喷雾装置。2、设计配备有煤层注水设备，在开采前要对煤层进行预先注水。3、掘进巷道应采用湿式打眼、放炮喷雾、装岩洒水等防尘措施。4、对胶带运输巷道，要合理控制风速，防止煤尘飞扬。5、井下所有煤仓和溜煤眼都要保持一定量存煤，不得放空。6、定期及时清理巷道中积存的浮煤，防止积沉煤尘再度飞扬。四、井下防火1、井下设立了完善的消防系统，-420m水平井底车场设有消防列车材料库，所有机电硐室都配有灭火器材，主要机电硐室均设有防火门。2、矿井设有黄泥灌浆系统。3、胶带输送机设有自动灭火系统，一旦胶带发生摩擦起火，可自动喷水灭火。4、矿井主要扇风机能实现反转反风，以便井下发生火灾时改变风流、控制火灾。五、水灾防治1、井下建有永久排水阵地，主要排水设备和设施能够保证在20小时内排放24小时的井下涌水。2、本井田构造以断裂为主，设计中所有断层均留有足够的防水煤柱，生产中应确保煤柱的有效宽度和完整性，靠近断层施工和生产时，应坚持“先探后掘，有疑必探”的原则，确保安全生产。3、部分主要巷道位于煤层底板岩巷内，进行积极的疏水降压开采，减少突水发生。第九节救护队设置鹤煤公司救护大队负责九矿，可以满足矿井安全生产、处理灾害的需要。第二章联合试运转方案第一节首采面概况一、工作面位置及井上下关系工作面名称3102综放工作面煤层名称山西组二1煤层采区名称三水平一采区地面位置地面对应位置在花园农场西约110m，龙宫村西南约500m南到-420水平北翼轨道运输大巷及-420北翼回风巷西未开拓区北未开拓区东为设计-420水平胶带暗斜井及-510行人暗斜井地面标高+157～+220m工作面标高-450～-520m回采影响工作面两条断层对回采有影响二、工作面煤层情况煤层走向长508m倾斜长146m煤层类型山西二1煤层走向NW250°～300°倾向NE30°～340°煤层厚度8.25m煤层结构6.42（0.23）1.60储量工作面长度146m煤层生产能力11．55t/m2推进长度508m工业储量901800t可采面积80312综合回收率≥80％容重1．4t/m3

可采储量721400t煤质煤质硬度0.8—1.5平均灰分15％煤质牌号瘦煤平均水分2～17％挥发份13．87—18．94％发热量27720焦耳三、地质构造整体状况工作面南部基本为单斜构造，中部及北部处于龙宫向斜与龙宫背斜之间，煤层产状变化较大，主要有两条断层对回采造成影响。断层F122断层，走向34°，倾向124°倾角70°，H＝0～1.7mF123断层，走向41°，倾向131°，倾角70°，H＝0～4m顶板鼓包无陷落柱无底板鼓包无褶曲无四、围岩及其特性（后附顶底板综合柱状图1-1）类别分项主要岩石厚度(m)普氏硬度系数岩性描述顶板老顶灰褐色粗粒砂岩1.46f=10.5以石英为主，次为长石，含白云母片，钙泥质胶结，坚硬不易垮落直接顶深灰色砂质泥岩8.61f=6.37含苛达等植物化石及植物化石碎片，偶见有硅质结核，裂隙内有方解石和黄铁矿充填底板直接底黑色泥岩8.16上部含较多植物根部化石，下部含羊齿等植物化石，夹煤线老底灰色中粒砂岩11.93f=8.53含石英、长石、暗黑色矿物和黑色泥岩包裹体，钙质胶结，间夹0.1m菱铁质泥岩五、水文地质情况充水因素煤层顶板砂岩水及C3L8预计最大涌水量62.5m河流冲刷带无正常涌水量25m3岩浆侵入体、陷落柱C3L8回采影响工作面无重大威胁,顶板砂岩水在初次大顶跨落后，可能对回采有一定影响六、影响回采的其它情况瓦斯瓦斯绝对涌出量为7.6m3自燃发火期自燃发火期为175天煤尘煤尘具有爆炸危险性，爆炸性指数为13.34%～16.76%地温地压22.9七、工作面可采期计算上顺槽可采期长度L1508循环进度I0.6m下顺槽可采期长度L2508日循环个数n3个可采期：D=(L1+L2)/(nI)283天第二节采煤方法一、工作面巷道布置平面示意图见（附图2-1）。二、采煤方法工作面名称3102综放工作面采煤方法倾向长壁，综采全层放顶煤采高2.2±0.1m循环进度0.6m采煤回收率97％放顶煤区段150.8m顶煤厚度6.05放煤回收率80％工作面长度146m采放比1：2.75放煤步距0.6m，一采一放循环产量875t三、回采工艺1、工艺流程：煤机上（下）行割煤、装煤→推伸缩梁→移架（不拉后部溜子）、同时下(上)段支架放煤→煤机返刀至中部进刀→自中向上（下）推溜移前部机尾（机头）、同时拉下（上）段后部溜子→煤机下（上）行割煤、装煤→推伸缩梁→移架（不拉后部溜子）、同时上（下）段支架放煤→煤机返刀至中部进刀→自中向下（上）推溜移前部机头（机尾）、同时拉上（下）段后部溜子（采放平行作业、一采一放为一个循环）（1）进刀方式（后附采煤机进刀示意图2-2）。进刀方式中部斜切进刀进刀段40＃架50＃架(可视顶板完整情况调整)（2）回采工艺流程的主要环节说明：1）交接班交接班内容、事项生产班之间向接班人员交待清楚本班设备运行和工作情况及应该记录的情况生产班检修班之间生产班各设备出现的问题及检修需作的准备工作2）拉移后部机尾（机头）顺序操作工序操作要求1清理机头（机尾）浮煤把机头（机尾）周围浮煤清理干净2改单体保证拉槽宽度满足要求3拉后部机头（机尾）拉槽时必须同支架工配合好，不可一次拉到位置，拉槽架后及端头里严禁站人4打单体、回梁打单体回梁时必须逐棚作业，严格执行先打后回的原则3）割煤：（伞檐长度≤1米；宽度≤0.2米）顺序操作工序操作要求1打开喷雾、冷却水冷却和喷雾装置齐全，水压、流量符合规定2启动采煤机先发出开机信号，通知所有人员撤离到安全地点，采煤机附近无人和障碍物后方可开机3调好滚筒位置保证工作面采高，不留底，不留伞檐4割煤经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度（≤2m/min）和截割高度4）移架：（割煤与移架之间的悬顶距离≤1.5米）顺序操作工序操作要求1收伸缩梁、侧护板收伸缩梁，根据顶板煤质情况，不要一次收到位置；收侧护板时，侧护板正下严禁站人，并以相邻支架间不发生摩擦为准2降柱使主顶梁略离顶板3移架移架要带压擦顶移架，并且做到快、匀、够、正、直、稳4升柱、伸出伸缩梁、打开侧护板升柱要做到紧、稳，伸缩梁顶住煤壁，侧护板紧靠下方支架5）支架放煤放煤方法逆向间隔两轮放煤放煤步距0.6米,一采一放顺序操作工序操作要求1打开支架后喷雾检查喷头有无堵塞和丢失现象，喷雾效果必须良好2收插板严禁架后站人，收插板不可一次收完，控制好放煤量3摆动尾梁随时注意后部槽负载情况，发现超载立即停止放煤4关闭放煤口见白色岩末或矸石立即关闭放煤口6）返空刀顺序操作工序操作要求1调整滚筒位置保证滚筒有适当的卧底量，保证把底板割平2返空刀时，牵引速度由小逐渐增大严禁一次加大到最高速度3停止采煤机停止采煤机必须停止牵引4关闭供水闸门，断开滚筒离合器及扳开隔离刀闸检修时或长时间停机时，必须将下顺槽采煤机开关停电闭锁7）上（下）端头护顶顺序操作工序操作要求1联网、串梁、改单体严禁使用失效单体、失效梁，打好单体后，系好防倒绳，棚距严防超宽2串机头(机尾)л型梁成对交替走向架设，及时前移顶紧煤壁3背顶用背木将顶板背严、背平，严禁超高，严禁空顶8）中部斜切进刀顺序操作工序操作要求1煤机至机头返刀后下滚筒至50＃架下滚筒完全切入煤壁2推50＃至40＃架斜切段槽50＃至40＃架必须推成斜直3煤机重刀至机尾返空刀至40＃架上滚筒完全切入煤壁4推40＃至50＃架斜切段槽斜切段槽推成一条直线9）拉溜顺序操作工序操作要求1清理架后浮煤严禁在清煤时操作支架2检查各联接部件是否齐全可靠U型销必须齐全，严禁单插3自上而下或自下而上拉溜严禁从两头向中间拉，防止弓槽，溜子必须在运输机空载情况下进行，拉成一条直线4拉溜完毕，手把复位防止继续动作将后部槽拉错口10）推溜顺序操作工序操作要求1检查机道内是否有杂物发现有杂物，必须及时清理，严格执行敲帮问顶制度，严禁在空顶下作业2检查各联接部件是否齐全可靠防止千斤顶联接销脱落挤坏电缆3推溜各推移千斤顶要协调一致，保持平直，每次推0.2～0.3米，弯曲度不大于3度4打单体、护顶单体必须打成一条直线，顶板背实背严，严禁使用失效单体，并系好防倒绳11）推移前部机头（机尾）顺序操作工序操作要求1清理机头（机尾）浮煤把机头（机尾）周围浮煤清理干净2改单体保证拉槽宽度满足要求3拉后部机头（机尾）拉槽时必须同支架工配合好，不可一次拉到位置，拉槽时架后及端头里严禁站人4打单体、回梁打单体回梁时必须逐棚作业，严格执行先打后回原则12）出班工种准备工作出班达到的验收标准1采煤机顶、底板割平，不得丢伞檐煤，机身卫生打扫干净2支架支架必须移成一条直线，架前架后架间浮煤清理干净3端头支护上、下机头处使用π型长钢梁两梁六柱走向支护，初撑力≥40KN，棚距不得超宽，单体打成一条直线，且系好防倒绳4机电工皮带机、运输机必须开空，卫生打扫干净，清理机头前后10米内的浮煤2、落煤方式（1）煤壁落煤采用MG150/380—WD型双滚筒采煤机，中部斜切进刀，机械落煤，采高2.2±0.1m，截深0.6m，沿底板割煤。（2）放煤：靠支架尾梁摆动挤酥顶煤，伸缩插板进行放煤，放煤高度6.05m。3、装煤方式（1）采煤机机械落煤后，靠采煤机螺旋滚筒和前部运输机铲煤板装割下的煤炭及底煤。（2）后部运输机装载放下的顶煤,利用后部运输机铲煤板装溢流于架间的浮煤。（3）架间及机道内的浮煤人工清理，不得留有底煤。4、运煤方式（1）沿工作面倾向长度，液压支架顶梁下靠煤墙铺设一部SGZ-630/264型刮板运输机（146m）运输采煤机割下的煤.（2）液压支架尾梁下铺设一部SGZ-630/264型刮板运输机（146m），运输放下的顶煤。（3）下顺槽铺设一部SZD-730/90型转载机（45m），三部皮带输送机转运工作面的煤炭到-420煤仓。5、支护形式（1）工作面采用ZFH3200－14.4/26型液压支架支护顶板（93架）。（2）上、下端头采用3.6m的π型梁配合DZ2.5-100/30型单体柱，两梁六柱对棚交错走向支护，棚距500mm±100mm（当端头长度有变化时应按规定棚距增加或减少对棚），倾向支护长度4.3m，最大控顶距6.4m，最小控顶距5.8m（后附最大、最小控顶距示意图2-3）。端头支护校验校验对象3.6mπ型梁配合DZ2.5-100/30型单体柱校验计算依据《采矿工程师手册》公式及计算Pt=k(H煤×Y煤+H岩×Y岩)；H=Pt/Rt；Rt=R1×R2×R3；S=N/H×EPt：顶板压力t/㎡；H煤：顶煤厚度6.05m；Y煤：煤的比重1.4t/m3；H岩：直接顶厚度为8.61m,老顶为1.46m；Y岩：岩石容重2.5t/m³；K：安全系数1.2Rt：支柱实际支撑能力；R1：支柱额定工作阻力25t/根R2：支柱增阻系数0.95；R3：支柱不均衡系数0.95S：棚距；N：对棚单体柱根6数；H：支护密度；E：最大控顶距6.4m得：H=1.79根/m2S=0.52m结论设计的棚距0.5m<0.52m；所以棚距0.5m，工作面机道宽m，人行道宽m，符合支护安全要求，能够满足安全生产需要。（3）上、下顺槽替棚采用3.6mπ型梁配合DZ2.5-100/30型单体柱，两梁六柱倾向支护，棚距（4）抬棚采用3.6m的π型梁配合DZ2.5-100/30型单体柱，一梁三柱走向支护（上、下顺槽只设双抬棚，不设单抬棚）。（5）上顺槽超前点柱采用DZ2.5－30/100型单体柱在替棚外段每隔一棚打一棚，长度不小于10m；下顺槽超前点柱采用DZ2.5－30/100型单体柱在替棚外段每隔一棚打一棚，打至转载机头。6、移溜方式（1）前部运输机采用液压支架的推移千斤顶进行推移，推移前部运输机中部槽时，应将所要推槽段的推移千斤顶同时推出。（2）根据工作面设备上窜下滑状态，可采取自下而上（或自上而下）两种推移方式，正常情况下采取自下而上的推移方式。（3）推前部运输机必须是在运转状态下进行，推前部机头、机头尾时，应在停止运转状态下进行，推槽结束后，应将机头机尾用木柱压牢。（4）后部运输机拉移，采用液压支架的拉移千斤顶进行拉移，拉移顺序采用自下而上的拉移顺序，其他操作同前部运输机。（5）推移步距为：0.67、放顶方式（1）放煤方式：利用液压支架尾梁及其插板动作的配合，正常状态下插板推出，放煤时收回插板，顶煤自然流出，进入后部运输机。当遇大块煤时，活动尾梁或伸缩插板可将大块煤挤碎。工作面放顶采取前移液压支架，放顶煤后自然跨落的方法。（2）放煤步距：步距为0.6m，拉移后部运输机后再放煤，以防大块煤、矸进入后部运输机或尾梁插板伸进后部运输机内，拉移量以插板能够遮挡后部运输机不影响运转为宜。（3）放煤顺序：根据顶板稳定情况而定，当顶板稳定时，采取自下而上的顺序放煤；当顶板质量较差时，采取自上而下的顺序放煤，放煤时必须按顺序依次逐架进行，防止隔架漏放。（4）放煤操作：1）放煤前，先检查操作系统，液压管路是否正常，尾梁插板是否处于正常位置，确认无问题后，方可开始按规定顺序放煤，放煤必须均匀。2）放煤前，必须先打开喷雾，否则不得放煤。3）后部运输机不开严禁放煤，后部运输机运转时，任何人不得进入液压支架后部。4）回摆尾梁时，插板应适量地收回，停止放煤后，必须升起尾梁推出插板，各操作手把回到零位，严禁出现插板推出后伸进后部运输机内。为防止放煤时大块矸卡住后部运输机,放煤前应适当向前拉移后部运输机。5）严禁同时操作两组液压支架进行放煤，更不得出现相邻两架同时放煤。（5）放煤管理：1）放煤采用两轮循环放煤，第一轮初放，要求速度快，第二轮细放，把煤放净，见群矸停放，及时推出插板。2）放煤量要根据情况掌握，严禁出现因放煤量过大压死后部运输机。3）放出大块矸石，应立即停槽处理，防止将后部运输机链拉断。（6）上、下端头及下尾巴放顶采取人工回柱放顶，边移滞后梁边放顶：1）上、下端头清净浮煤后，先摘掉老塘侧单体柱，打在前移梁的中间起紧升牢，再慢慢降落前边柱，最后落中间柱，待滞后梁脱离顶板后及时前窜放顶，放顶工作不少于2人协同作业，1人放液回柱，一人观顶。2）前移后的梁头和主梁头对齐，打好支柱，确保每对棚梁不少于6根柱，放顶由下向上进行，放顶前所有支柱必须二次补液。3）为确保上、下端头支架的稳定性，所打支柱必须迎山有力（迎山角为1o-2o），其支柱初撑力不小于40KN，且柱底打在硬底上。4）上、下端头所用单体柱柱头必须系好防倒绳，以防倾倒伤人。防倒绳一端系在顶板塑料网上打结，另一端系在柱头下打结。5）放顶时发现菱形网破口较大，必须及时补网联网，以防止流煤发生。8、材料、工具配备一览表材料名称规格数量存放地点单体柱DZ2.5—100/3050根上顺槽料场，码放整齐，挂牌管π型钢梁3.6m50根上顺槽料场，码放整齐，挂牌管半圆木1m40根上顺槽料场，码放整齐，挂牌管圆木2m40根上顺槽料场，码放整齐，挂牌管菱形网1.6m×1.4m70卷上顺槽料场，码放整齐，挂牌管荆笆片40卷上顺槽料场，码放整齐，挂牌管卸载手把6个下顺槽工具房内注液枪4把下顺槽工具房内手镐6把下顺槽工具房内铁锨30把下顺槽工具房内尖钎1.5ｍ6根下顺槽工具房内断丝钳2把下顺槽工具房内大锤6磅、8磅各1把下顺槽工具房内阻力测定仪6个下顺槽工具房内第三节顶板管理工作面支护设备及技术参数支架说明项目参数项目参数支架型号ZFH3200－14.4/26工作液介质3%—5%乳化液支护面积6.375m2尾梁长度1.17m支架宽度1.43—1.6m额定供液压力30MPa重量13.44吨支架中心距1.5m工作阻力3200KN操作控制快速本架操作底板比压1.1Mpa初撑力2844KN支撑高度1.44－2.6m外形尺寸(mm)5500×1500×（1440-2600）通风面积8.4m2尾梁摆角50°支护强度0.56Mpa移架步距0.6m二、工作面支护强度计算1、支护参数校验项目校验计算公式校验结果支架工作阻力3200＞470.4×6.375＝2999KN符合要求支架初撑力2844＞470.4×6.375×80%＝2399KN符合要求支护强度0.56＞470.4/1000＝0.4704Mpa符合要求校验结论选取ZFH3200－14.4/26型支架能满足工作面顶板支护和安全要求表中：470.4为采场最大压强p=9.8NHR/1000=9.8×8×2.4×2500÷1000=470.4KN/㎡=0.4704Mpap：采场压强N：取8，支架载荷取8倍采高岩重计算H：煤层采高，取2.2mR：顶板岩石容重，取2、工作面顶板支护见附图（附支架布置图4-1）端头支架采用3.6mл型梁配合2.5m单体柱对棚交错走向支护中间支架ZFS3200－14.4／26型支架93台3、端头及无液压支架段支护三、工作面顶板管理1、工作面顶板管理控顶距支架最小控顶距L1＝L＝5800mm支架最大控顶距L2＝L＋Lx＝6400mmL：支架顶梁长度为：5800mmLx：前梁长度为：600mm四、工作面上下顺槽管理（工作面不设上、下缺口，但要保证上、下出口畅通）上下顺槽距工作面10m范围内替棚外至转载机头替棚联锁双抬棚超前加固支护用品规格3.6mπ型钢梁配合DZ2.5-100/30型液压单体支柱DZ2.5-100/30型液压单体支柱支护方式两梁六柱一梁三柱隔一棚加固一棚棚距0.6m操作要求见本规程上、下顺槽替棚措施中有关措施要求备注上、下顺槽替棚段只设双抬棚不设单棚，净高不小于1.8m五、矿压观测目的掌握顶板来压规律，分析回采空间支架与围岩的相互作用关系，指导顶板管理及巷道支护。内容工作面支架初撑力、工作阻力及上下顺槽超前应力观测。方法工作面安装ZYDC—III型矿压监测系统，上下顺槽用DCY--2检测仪巡回检测。测点布置采二技术员负责在支架下安设ZYDC－III型综采压力记录仪。系统安装由生产科监督、开采单位按矿压观测方案安装好。维护使用由开采单位电工每班维护，如有损坏及时更换。方案实施1、系统与计算机连接，每日分析支架工作状态及顶板来压情况。2、采二技术员每日出日报表并附分析意见，开采单位作为技术指导文件。3、上、下顺槽观测，开采单位每日进行一次、每旬向生产科交一份测试记录。4、矿压观测总体由开采单位技术主管负责六、初次来压和周期来压期间的顶板管理初次来压及周期来压老顶初次来压步距20m左右周期来压步距8m左右顶板管理1、必须保证工作面采直割平。2、支架必须达到初撑力，支架接顶严密。3、及时移架，减少空顶时间和空顶距离。4、泵站压力达到30Mpa，乳化液浓度达到3％－5％。5、采空区冒落高度小于采放煤高度时，必须停止采煤，采取人工强制放顶或其它措施进行处理；6、其它严格执行顶板管理的有关规定。第四节生产系统一、概述（后附上、下顺槽断面图3-1及上顺槽钻场示意图3-2，钻场位置参照《3102工作面回采地质说明书》）上顺槽支护形式里段采用工字钢棚支护，外段采用U型棚支护支护规格里段：3m×3m外段：4.8m×2.85m长度里段：20m外段：589m净断面里段：9.7m2外段：10.8m2棚距里段：0.5m外段：0.7m下顺槽支护形式里段采用工字钢棚支护，外段采用U型棚支护支护规格里段：3m×3m外段：4.8m×2.85m长度里段：20m外段：593m净断面里段：9.7m2外段：10.8m2棚距里段：0.5m外段：0.7m二、后附工作面设备布置示意图（详见各项系统图）三、生产系统1、系统设置系统名称系统路线运煤系统工作面—下顺槽转载机—下顺槽一部皮带—北翼胶带二皮带—-420胶带斜暗井三部皮带—420煤仓（附图3-3）注浆系统-420轨道运输大巷—3102进料巷—3102上顺槽（附图3-4）运料系统-420轨道运输大巷—3102进料巷—3102上顺槽(附图3-5)供电系统后附供电系统图（上顺槽供电图3-6、下顺槽供电图3-7）供水系统上顺槽：-420轨道运输大巷—3102进料巷—3102上顺槽下顺槽：-420轨道运输大巷—3102下顺槽（后附图3-8）照明系统下顺槽转载机头、一部皮带中部、机头各设照明灯一个（后附图3-9）排水系统上顺槽：3102上顺槽—3102进料巷—-420轨道运输大巷—-420水仓下顺槽：3102下顺槽—-420轨道运输大巷—-420水仓（后附图3-10）2、运输设备设备名称设备型号运输能力设备台数安装位置工作面槽SGZ-630/264450t/h2台工作面下顺槽转载机SZD-730/90750t/h1台下顺槽里段下顺槽一部皮带DSJ100/450/2×160450t/h1台下顺槽外段3、通风系统（后附通风路线图3-11）通风线路地面→-420轨道运输大巷→3102下顺槽→3102工作面→3102上顺槽→3102进料巷→-420水平回风巷→-250并列回风上山通风管理1、严禁损坏通风设施，严禁将两道风门同时打开或一道风门永久敞开，风门前后5m内严禁堆积任何物料，无淤泥积水，巷道支护完好。2、上、下顺槽堆放物料必须分类码放整齐，严禁影响通风。3、监护巷道的测风、瓦斯、注水等牌板，不得损坏、丢失。风量计算按瓦斯涌出量计算Q=100q采kch4Q—工作面需用风量，m3/minq采—工作面瓦斯绝对涌出量，通防科预报为7.6m3/minkch4—工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5故：Q=1.5×7.6×100=1140m3/min按工作面温度计算Q=60VSV—采煤工作面平均风速,按空气、温度、湿度的关系,取0.9m/sS—工作面平均断面积，为8.4m2故：Q=60×8.4×0.9=453.6m3/min按人数计算Q=4NN—采煤工作面交接班时的最多人数，取100人4—每人每分钟应供给的最小风量，为4m3/min故：Q=4×100=400m3/min按风速计算Vg=Q/60S=1140/8.4/60=2.26m/s；Vs=Q/60Ss=1140/10.66/60=1.78m/s得：Vg>Vs>0.25m/s；Vs<Vg<4m/s，符合《煤矿安全规程》第101条规定Vg—工作面风速，m/sVs—顺槽风速，m/sS－顺槽U型硼断面积，10.66m2工作面断面积，8.4㎡综上所述，本工作面需用风量为1140m3/min2、瓦斯管理（1）瓦斯监控设施的安放和管理（后附瓦斯探头安装位置图3-12）地点上隅角工作面上顺槽中段回风巷悬挂标准维护使用位置图符号T1T2T3T4位置上隅角距上出口10m上顺槽中段回风巷①距顶板≤300mm②距巷道侧壁≥200mm挂牌管理①队负责日常维护，保证不损坏不丢失②每日由当班瓦检员负责向外移动③严禁碰撞或洒水、糊埋报警浓度1.0%1.0%1.0%1.0%断电浓度1.5%1.5%1.5%1.0%断电范围上下顺槽及工作面所有非本质安全型电气设备（2）瓦斯管理措施序号瓦斯管理项目采取的处理措施1上隅角瓦斯超限(>1％时)在上端头挂导风帘，加强上隅角通风2架后瓦斯管理架后必须安喷雾，且放煤时打开3工作面各地点瓦斯管理通风区每班派专职瓦检员巡回检查，认真填写瓦斯管理牌，瓦斯超限时，所有工作人员服从瓦检员安排4工作面瓦斯浓度、CO2浓度≥1.5％时电动机或开关附近20m内瓦斯浓度达到1.5％时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理5工作面体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯达2%时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理6因瓦斯浓度或CO2浓度超限而被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度、CO2浓度降到0.8%以下时方可复电起动。7执行《煤矿安全规程》有关瓦斯管理规定3、隔爆水袋地点断面（m2）《煤矿安全规程》规定每平方巷道断面按200升水量计算容量升／个个数排数排距（m）长度（m）说明上顺槽10.83072241.229横向吊挂每周补水一次下顺槽12.33082281.234上、下顺槽隔爆水袋吊挂地点距工作面的距离为60—200m，挂牌管理通风区要设专人检查维护，每周一次，并有记录。4、综合防尘负责负责全队综合防尘工作，积极搞好防尘宣传教育维护负责人煤壁注水每日检修班由采二队派3－4人专职进行，严格执行第六章中的煤壁注水措施。工作面打眼工喷雾系统采煤机安装内外喷雾，内喷雾压力≥2Mpa，外喷雾压力≥1.5Mpa。煤机司机支架前后喷雾，实现降柱、移架或放煤时同步喷雾降尘。支架工各转载点安设喷雾设施，喷嘴距落煤点≤0.5m，固定牢固。各转载司机上下顺槽距工作面50m内分设两道净化水幕，迎风喷雾，覆盖全断面。队指定专人洗尘生产班冲洗工作面支架上、下顺槽超前支护段及各转载点20m以内的煤尘。检修班检修班冲洗上下顺槽的煤尘备注做好个体防护，佩带防尘口罩；喷雾系统在生产时打开，停机、检修时关闭。5、防灭火机电检修杜绝失爆，严禁带电作业，严禁带电搬迁电气设备。风门前后5m内严禁堆放易燃物品（如油脂类）。电缆按标准吊挂，严禁浸水、淋水。保护装置各设备保护装置每日由检修班负责检修，严禁甩保护作业采煤机严禁割支架前梁，伸缩梁及底板，避免产生火花。托辊及时更换淤煤塞死及不转动的托辊，防止磨擦起火。矿灯严禁在井下拆卸、敲打、撞击。油脂必须完善保管，用后拧紧桶盖，并在队指定地点存放。废旧棉纱不准随意乱扔，必须放入盖严的铁桶内，由专人定期送地面处理，严禁将剩、废油泼在井巷和硐室内。干粉灭火器各皮带头分别配备2个，井下作业人员必须会使用灭火器。沙箱皮带机头设一个，尺寸：0.5×0.6×0.7m沙箱内必须有一把小锨。消防水管上下顺槽配备消防水管，上下顺槽供水管每50m安一甩头（带闸门）。注浆管路爱护好注浆管路，严禁挤坏、掐开、截断。具体注浆要求由注浆队另定专项措施第五节劳动组织及技术经济指标一、劳动组织1、作业方式作业形式分段综合作业与追机作业相结合，多工序平行作业循环方式“四六”工作制，边采边准正规循环每班割煤1刀，放顶煤1次。2、劳动组织表序号工种夜2点班早8点班午2点班晚8点班合计1队值班人员552工长121153煤机组5525174支架组1818418585泵工112156缺口工777217替棚工、上下端头及顺槽维修工66196378材料员、办事员229注油工1110机电工781073211井上机电工812运料工4413班长2222814验收员12115合计48664648208二、主要技术经济指标表序号项目单位指标1工作面长度米1462工作面推进长度米5083采高米采2.2m4煤层倾角度4-135顶板管理全部垮落法6可采储量吨7214007支护方式及时支护8作业方式三采一准9循环产量吨87510日循环数个311日推进度米1.812工作面日产吨262513可采期天28314日出勤工数个20815直接功效吨/工1316截齿消耗个/万吨6.617乳化液消耗公斤/万吨8.518润滑油消耗公斤/万吨8519坑木消耗立方米/万吨420工作面风量立方米/分钟1140第六节煤质管理一、煤质指标煤质情况水分（％）灰分（％）挥发份（％）硫分（％）发热量（MJ/kg）1.3312.777.930.3829.9二、提高煤质措施1、全体职工要牢固树立“煤质为本”思想，必须对煤质管理引起足够重视，认真贯彻执行矿上关于提高煤质的各项规章制度，最终达到提高煤质、提高效益的目的。2、区队要成立以主管队长为组长的煤质管理小组，制定出切实可行的管理措施，做到有章可循指导生产。3、加强工作面回采期间顶板管理，防止冒顶流矸。4、工作面支架拉架时采用及时移架方式，片帮严重时采用超前支护方式，防止顶板掉矸。5、采煤机司机严格掌握顶板情况，不割顶。6、上下端头替掉的废锚杆、网片要集中装车上井，不得在煤中运出。7、各转载点、采煤机、支架的喷雾要做到停机停水，上下顺槽积水要及时排放，防止增大煤中的水分。8、临时水泵排水严禁上皮带。第三章安全保障措施第一节一般规定一、严格执行《煤矿安全规程》有关规定，严格按《采煤作业操作规程》作业，熟悉安全生产各项法律、法规，及时贯彻执行上级指示精神。二、坚持“安全第一，预防为主、综合治理，总体推进”安全生产方针，自觉遵守各项规章制度，杜绝“三违”现象发生。三、《作业规程》贯彻、学习以个人签名为准，并经考试合格后方准上岗工作。四、每月贯彻落实地质预报及作业规程增改内容，针对工作面具体变化情况，对重大作业改变及时制定相应安全技术措施。五、凡上岗作业人员必须经培训考试合格持有相应岗位安全工作资格证书，方准予上岗作业。六、严格按《采煤安全质量标准化细则》进行计划作业和验收达标，精心组织，实现“五优”矿井创建奋斗目标。第二节正常回采安全技术措施一、割煤（一）工作面使用MG150/380—WD型采煤机，采煤机司机必须严格按照操作规程进行操作。（二）开机前，司机必须将采煤机隔离开关扳到切断电源位置，检查各部油量是否充足，各密封是否完好，无滴漏，连接螺栓、截齿是否齐全、紧固；内外喷雾装置是否正常，水压是否符合要求，各种操作手把（按钮）是否灵活可靠，拖缆装置的夹板及电缆、水管是否完好无损，无刮卡，发现问题及时处理，否则不许开机。（三）启动采煤机前，司机必须巡视采煤机周围，通知所有人员撤离到安全地点，确认在机器转动范围内无人员和障碍物后，方可接通电源，启动采煤机，牵引速度要由小到大逐渐加速，严禁一次加大到最高速度。（四）采煤机在运行中，司机要不断观察各仪表的指示，注意各个部位连接螺丝的紧固情况，细听电机及各个部位的声音，发现异常应及时停机处理，严禁机组带病运转。（五）割煤过程中，采煤机司机要集中精力，经常注意顶底板，煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况。要将煤壁割直，顶底板割平，严禁超、欠割煤，随时调整牵引速度和截割高度，并不准割碰顶梁，牵引速度控制在2.5m/min左右，采高应控制在3.3～3.5m，采煤机每刀截深为0.63m（六）采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机的闭锁装置。割煤时司机应随时注意行走机构运行情况，采煤机前方有无人员和障碍物，上方有无大块煤、矸或其他物件从采煤机下通过，若发现有不安全情况时，应立即停止牵引和切割，并闭锁工作面刮板输送机，进行处理。（七）采煤机割至距煤帮10m处要减速，并发出信号，端头作业人员要撤到安全地点，以免伤人。割煤至距煤帮5m处时，司机撤至支架立柱中间，用遥控器控制采煤机，当采煤机割至距端头上帮煤壁3m处时，要停止割煤，将采煤机滚筒置于“停止”位置并向后牵引5m停机，将上帮支护锚杆、网片清理干净后，再次启动采煤机以不超过2m/min的牵引速度割端头煤，割煤过程中司机始终躲至支架立柱中间，防止遗漏锚杆被滚筒甩起伤人。（八）改变采煤机的牵引方向，必须先停止牵引，严禁带速度更改牵引方向。（九）停机时，应先停止牵引，后停电机，确保机组下次空载启动。临时停机时，应先将调速手把扳到“零位”，然后按“主停”按钮，然后停止供水，如果长时间停机，则应将隔离开关手把扳到停止位置，截割部离合器转到“分”的位置，滚筒落在底板上。（十）在井下打开机盖检修时，要挂布蓬护顶，以防止煤块或杂物掉入机体内而污染油质。（十一）检修机组前，必须先执行敲帮问顶制度，发现顶板有活动的煤块及片帮严重时，必须及时拉超前架，或握梁护顶，确认安全后，方可进行煤壁侧检修。（十二）更换截齿和滚筒上下3米以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。（十三）采煤机停止运行或检修时，各个手把必须回到零位，切断电源并打开离合器，交班时向对班司机交清本班机组的运行情况。（十四）采煤机运行中速度要均匀，尽量减少启动次数，严禁超负荷运行，更不允许甩掉电器保护。除接触器触头粘住，可用隔离开关紧急停机外，在其它情况下只允许用急停按钮停机，严禁用隔离开关直接起动采煤机。（十五）采煤机司机在操作过程中，要严防滚筒甩过的煤块及片帮煤伤人。（十六）添油或换油时，要专桶专用，严禁两种不同牌号的油混合使用，对下井油脂应进行分类，挂牌标明适用条件。（十七）不准用采煤机牵拉、顶推、拖吊其他设备、物件。二、移设液压支架（一）工作面使用ZFS3200/14/26型液压支架支护顶板,工作面共计使用93架。（二）液压支架工必须严格按照液压支架操作规程进行操作。（三）移架前，支架工必须对支架的各个部位、特别是容易出故障的部位进行认真仔细的检查，发现问题及时处理。（四）移架时应随采煤机割煤追机移架。采煤机上滚筒（割顶煤）割过1.5m开始移架，边移架边收回伸缩梁。（五）移架过程中要密切观察相邻支架的间隙、顶梁、掩护梁的错差，防止出现咬架现象，随时调整支架的歪斜与偏差，防止出现歪架、倒架现象。一旦出现倒架，必须及时用斜撑柱扶架，移架前在支架倾斜方向顶梁下支一根斜撑柱子，并系上防倒绳，以防伤人。（六）移架时，要注意保护液压管路及电缆，防止挤破或挤断。（七）支架活柱应用支架布包好，损坏或丢失时，应及时更换补充，不准碰伤或划破活柱的镀铬面，以防止损坏密封，造成活柱漏液。（八）要及时将工作面内支架上失效的安全阀、千斤顶、手把、操作阀等更换下来，以保持支架有足够的初撑力和支架完好。修理、更换主要供液管路时，应停止乳化液泵运转，关闭主管路截止阀，不准带压修理或更换各种液压件，而且不准将高压出口对人。（九）为使支架倾角与输送机的坡度基本一致，移架过程中要不断使用侧护板调整支架的伪倾斜度，并调整支架，使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直。（十）端头支架需要起架时，必须用单体液压支柱顶住顶梁，支柱的位置要合理，操作人员应站在支架内的安全地点进行操作，其他配合人员要躲在5m以外的安全地点，严禁用伸缩梁或侧护板起架。（十一）移架前要先将支架前方的浮煤清净，找平底板，采用带压擦顶移架，要一次移到位，必要时可用邻架推移千斤顶支紧输送机槽后再移架，以保证移架行程，不要反复升架，频繁调架。（十二）各个高压管接头的“U”型卡必须齐全，不准用铁丝代替，更不准插单腿销，各种管路的管子要配齐，完好不漏液。（十三）升支架时，当顶梁接顶后还要继续供液3-5秒，使支架达到额定初撑力。（十四）支架操作完后，各个手把均应打到“零”位。（十五）支架移不动时，不准硬拉，要将操作手把置于断液位置，找出原因，处理好后再前移。移架时，支架的下方和前方不准有其他人员工作，操作工必须站在安全地点，面向煤壁操作，严禁将身体探入刮板输送机挡煤板内或脚蹬液压支架底座前端操作，以免发生伤人事故。（十六）有输送机检修工或采煤机检修人员作业的地点前后5m范围内的支架，支架工严禁随意动任何手把，以免误操作伤人，必要时必须事先联系好，人员撤到安全地点。

三、推移刮板输送机（一）工作面刮板输送机采用整体推移的方法。（二）推移前，要对本架推拉位置的各个部位及管线进行认真的全面检查，以防止挤坏零件或电缆管线，将煤墙顺直，找平底板，装净底煤，使推移后的输送机达到平、直、稳、正、牢的要求。（三）推移刮板输送机要遵循从下向上或从上向下的顺序推移，不得由两端向中间移。（四）推移刮板输送机时，应与采煤机后滚筒保持10m以上的距离，其弯曲长度不低于15m，不准有急弯，移输送机机头和机尾时必须距采煤机后滚筒15m，输送机机头机尾必须一次移够步距。（五）移刮板输送机后，要保持刮板输送机、支架和煤壁成直线。四、上下端头支护及超前支护（一）上、下端头支护工作必须由班组长或指定有实际经验的老工人具体负责安全监督工作，开工前对工作地点及附近安全情况进行全面检查，确认安全无危险后，方准人员进入工作岗位。（二）上、下端头要始终保持安全出口高度不低于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m，符合《煤矿安全规程》规定。（三）上、下端头在三角煤墙处作业时，15m范围内禁止操作液压支架，由具体负责人检查、监控顶板、煤壁状况，防止片帮冒顶事故发生。（四）上端头替棚工作应超前切眼外5m，替棚后改用单体液压支柱配合π型钢梁抬棚进行加强支护，每棚单体支柱不少于3根，且打设应迎山有力。（五）下端头第一架排头架要保持位置稳定，始终保持下端头支护形式牢靠。（六）替棚工作中一般只采取扩帮、落底，保持顶板稳定。（七）上端头工作中，要始终保持瓦斯传感器及便携式瓦检仪悬挂位置符合规程要求。（八）回柱及放顶工作中，必须有三人操作，其中一人监护，工作人员必须站在支架完整，无崩绳崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点，并在工作前清理好退路。（九）回柱中使用的开口环，要保证牢固不变形，必须与绞车绳联结牢固，防止断开伤人，并严格执行矿有关规定。（十）上端头由固定小抬棚与过渡支架相辅保持顶板稳定，转载机两侧距过渡支架（或下帮）超1m时，应增设一路抬棚进行加固，抬棚用3.5mπ型钢梁一梁三柱架设。（十一）上端头安全出口跨越转载机处要设置牢靠行人过桥，附近有可靠的转载机闭锁装置，有专人看守，看守人员离开时要对转载机进行可靠闭锁，确保人员安全跨越。回柱放顶、破煤块等在刮板机上方作业时，要可靠闭锁转载机并通知转载机司机。上机作业必须严格执行专人停送电制度，停电必须闭锁，挂警示牌。（十二）回柱放顶作业时，由班组长负责，先加固清理撤退路线，由专人监护，套牢回撤物，撤人至安全无受伤害区域，发出清晰信号，方可实施作业，回出物及时清理，严禁用晃灯、喊号作开停信号，保证安全作业。（十三）超前支护打设自上、下端头向外不少于20m。压力大、巷道变形严重时，增加至50m以上。（十四）单体液压支柱打设排列要均匀整齐，实底立柱，迎山有力，供液口统一向老塘方向，初撑力要达到超前支护50KN，上、下端头支护90KN，完好，无渗漏现象。（十五）打设抬棚必须保证一梁三柱，均匀打设，贴帮柱打设要保持80°左右扎角，单体支柱打设后均要与固定物体在柱帽处牢靠绑孔，防止倒柱伤人现象发生。（十六）单体支柱与刚性物体接触面上要加垫木，两端均为刚性物体时，绑扎要用钢丝绳或废旧高压管在增压前与固定物体连接牢靠，人员远离避让，严防弹柱伤人现象发生。（十七）对底板松软区段，要采用加柱靴或垫木方式，确保支柱支撑力，单体支柱应保持100％回收率。机电运输安全技术措施一、电气设备（一）总则1、以定人员、定设备、定责任的“三定”原则，严格落实安全生产岗位责任制，确保设备完好，运行稳定。2、严格持证上岗制度，严格落实安全生产岗位责任制度。3、坚持执行岗位技术资格认定制度，不断提高个人技能及操作水平，未经岗位技能等级认定不得从事上岗作业。4、从事危险性作业，坚持“三人以上”工作制，有班组长现场监督指挥方可实施作业过程，杜绝各类“三违”现象发生。5、检修设备或处理故障问题时，应避开危险区域或可靠实施防护、加固措施，起吊重物要正确选择加固起吊吊链悬挂位置，起吊工具、绳套必须与重物配套，人员远离起吊重物下方，并设专人监护工作过程。6、严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全生产操作规程》进行作业，认真贯彻落实各项安全技术管理措施。（二）工作面及进、回风巷所使用的电气设备都必须达到防爆标准，杜绝失爆，否则，严禁安装使用。（三）所有电气设备都必须专责到人，并有标志牌。开关台台上架，不得淋水、煤埋，经常保持清洁卫生。（四）所使用的电缆都必须吊挂整齐，严禁使用铁丝吊挂电缆。一切容易碰到的裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动及传动部分都必须加装护罩或遮拦，防止碰触危险。（五）电气设备严禁带病运转和长时间超负荷运行。（六）不得在井下带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯。在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0％时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。检修电气设备时，必须停电落锁，挂牌或设专人看管，做到谁停电谁送电。（七）电气设备的检查、维护和调整，必须由电气设备维修工进行，高压电气设备的修理和调整工作，应有施工措施。采区电钳工，在特殊情况下，可对采区变电所内高压电气设备进行停、送电的操作，但不得擅自打开电气设备进行修理。二、运输设备（一）刮板输送机司机必须持证上岗，严格执行交接班制度和岗位责任制。开机前，都必须对设备进行全面、认真的检查，并对查出的问题逐项妥善处理，严禁设备带病运转。（二）工作面刮板输送机必须有灵敏可靠的停开机信号，运转时，司机必须集中精力，观察设备运转情况，听清信号，发现异常情况及时停机处理，工作面内信号的间距不得超过15m。（三）在输送机上冲运物料时应遵守以下措施：1、采用输送机运料必须由当班班队长统一指挥，任何人员不得私自进行输送机运料工作。2、运料前，输送机积煤要带空，检查相关设备不得有错节、冒链、掉刮板等现象。胶带机不跑偏，托滚齐全，各设备运转正常、可靠。胶带输送机在卸料处闭锁装置要灵敏可靠，并在相关各点设专人看管信号及闭锁。3、装卸工作必须在停机状态下进行，由有经验老工人检查监督装卸工作，保证装料不挤堆、不凌乱，负责人要协调做好预防滑动、滚落等措施。4、严禁超限运料作业，防止损坏设备现象发生，确保安全第一。须上机作业时必须可靠通知操作工进行停电闭锁后方可进行，严禁任何人员乘坐输送机。5、装卸工作要有专人清点对照物料数量，严防漏失造成设备损坏及事故。（四）禁止人员蹬乘工作面刮板输送机和乘坐胶带输送机，人员跨越刮板输送机和胶带输送机的地点必须有过桥。（五）开机前必须发出开车信号，确认人员已离开机器转动部位，点动两次后，才准正式开动，然后打开喷雾。运转中要注意电动机、减速机等各部运转声音是否正常，是否有剧烈震动，电动机、轴承是否发热，刮板链运行是否平稳、无裂损，经常清扫机头、机尾附近及底溜槽漏出的浮煤。（六）运转中发现以下情况之一时要立即停机，妥善处理后方可继续作业：1、超负荷运转，发生闷车时；2、刮板链出槽、飘链、掉链、跳齿时；3、电气、机械部件温度超限或运转声音不正常时；4、发现大块木料、金属支柱、大块煤矸等异物快到机头时；5、下部输送机停止时；6、信号不明或发现有人在刮板输送机上时。（七）刮板输送机运行时，不准人员从机头上部跨越，不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链。（八）不论人员在工作面输送机上从事任何作业或检修、处理输送机故障时，都必须闭锁控制开关并挂上停电牌。（十）工作面输送机机头正前方有人时，严禁开机，有人经过机头正前方时，必须先停止输送机运行再行人。（十一）开机必须坚持“一点、二停、三起动”原则，信号不清，不得进行开机作业，正常停机尽量拉空输送机减少重载起动，输送机启动前及运转过程中，机头前方不得有人员通过及滞留。三、绞车运输（一）开工前，运料工必须对运输系统进行全面检查，做到安全设施齐全管用，声光信号灵敏可靠，运输线路畅通无阻。绞车要有牢固的四压两戗柱或合格的地锚，斜坡道按规定安设合格的阻车器和保险杠。（二）运料工要严格执行“四保险”、“三固定”和斜坡道“行人不开车，开车不行人”制度。（三）把钩工要认真负责，仔细检查老钩、小钩及矿车的连接情况，确认无问题后方可发出开车信号。矿车的连接装置严禁用非专用工具。（四）绞车司机要严格执行本工种的操作规程，开车时双手不得离开手把，集中精力，听清信号，观察绞车的运行情况，发现异常及时停车。中途停车或处理事故时，要坚守工作岗位，施紧车闸，听从信号指挥。（五）处理掉道时要有专人指挥，严禁用肩扛，严禁人员站在巷道窄帮一侧；在斜巷中处理掉道时，车的下方要打好临时保险杠，人员禁止站在车的下方，处理掉道时不准摘钩。（六）人力推车时，一次只准推一辆矿车，手要扶住车的手把，不得扶车沿或两帮，严禁将头伸出车沿上部或车的两帮。必须时刻注意前方，在开始推车时、巷道拐弯前、坡度较大处、前方有人或车辆、风门前时必须大声呼喊，发出信号，严禁放飞车。（七）过风门时不准用车顶开风门，应先打开风门，车过后将风门关好。必须过一道关一道，不准同时将两道风门打开。（八）对拉时，跟钩工应走在车后5m以外，拐弯处应走在钢丝绳受力的外侧，巷道拐弯处安设立辊，严禁绞车绳拉磨巷帮。（九）小绞车的安装、使用及安全设施和道轨质量必须严格执行运输细则中的各项规定。第四节泵站、喷雾系统一、乳化液泵司机必须持证上岗，严格执行交接班制度。泵站位置牢固、安全、可靠。二、乳化液泵站配备两泵一箱，在正常情况下，乳化液泵站只能一台工作，一台备用或检修，不得两台同时工作。三、泵站压力不得低于18MPa，符合标准要求，满足工作需要，任何人不得私自调高或降低工作压力。四、开机前，司机必须对设备进行全面检查，确认无问题后，方可开机，严禁设备带病运转，运转过程中，应经常检查，发现问题，应及时与工作面联系，停泵处理。五、坚持日常检修、保养制度。六、要保持泵站的清洁卫生，加液后及时将箱盖盖严，防止灰尘、杂物落入箱内。箱内的液位不得超过规定的上、下限，过滤器要定期清洗，零部件损坏时要及时更换修复。七、乳化液配比浓度为3-5％，每次配液后都必须用光学检测仪进行检验，不符合规定时要进行调配，直至符合要求后方可使用。八、乳化液的配比用水的水质必须符合要求，清澈透明，发现水质异常及时报告有关部门进行处理。九、液压系统不漏液，喷雾系统压力符合要求，否则设备不得进行运转。十、在任何情况下，都不得关闭泵站的回液截止阀。十一、生产中，泵站操作工不得远离工作现场，时刻听取信号及乳化液泵工作状况，发现故障及时停泵。第五节防水安全技术措施一、工作面所有人员都必须熟悉发生透水的预兆：挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发混有臭味、煤质发潮变暗、煤壁片帮掉渣、有害气体增加等。二、当工作面发生透水预兆时，必须立即停止生产，采取措施并报告矿调度室和区队值班人员。如果情况紧急，必须立即发出警号，撤出所有受水害威胁地区的人员，防止伤人事故。三、运输巷排水地点必须有备用水泵，并确保完好，防止因泵坏影响排水，造成淹没巷道事故。四、必须经常清挖水沟和泵坑，保持水沟畅通，防止泵坑淤积。五、当发生水灾时，由班长带领灾区所有人员按指定路线撤到安全地点，并将详细情况汇报矿调度室。第六节防火灾事故安全技术措施一、严禁所有入井人员携带烟草及点火物品、易燃品下井，严禁穿化纤衣服下井。二、任何人发现工作面着火时，应视火灾的性质、通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速向调度室汇报。三、严禁砸、碰、摔等损坏井下电气设备的行为，保持电气设备完好，保护装置齐全、灵活、可靠，严禁电气设备带病运行。四、电气设备不应超过额定值运行。井下防爆电气设备在入井前由指定的、经考试合格的电气设备检查员检查其安全性能，取得合格证后方可入井。五、移动式和手持式电气设备都应使用分相屏蔽不延燃橡套电缆。六、用水灭火时，灭火人员应站在进风侧，并保证正常通风。电气设备着火时应首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。七、当发生火灾时，人员应按避灾路线迅速撤到安全地点。第七节防瓦斯安全技术措施一、工作面回风巷要安装两台瓦斯自动检测报警断电仪，通风区必需对检测仪器进行定期调试、校正，确保其准确、可靠、连续运转。二、所有进入该地区的人员，都必须随身携带自救器。工作时，自救器要挂在距工作地点不大于5m的地方，流动工作人员必须随身携带，班长、机组司机、机电维护工都必须随身携带便携式瓦斯检测仪。班长的便携仪悬挂在上隅角距顶板不超过300mm，距帮不小于200mm,距切顶线不大于500mm的地方。三、加强通风管理，通风区要根据工作面实际需要，合理调节风量，确保安全生产。四、爱护通风设施，严禁矿车碰撞风门，严禁同时将两道风门打开，风门前后5m范围内禁止堆放物料。风门损坏或漏风，应立即修复或更换。五、进回风巷要经常清挖，巷高要满足通风要求，确保有足够的通风断面。六、进回风巷材料与设备存放不得超过巷道断面的1/3，回风口以里单道不得存放空重车辆，四股道不得同时存放车辆。七、工作面必须配有专职瓦斯检查员，经常检查工作面、上隅角、回风巷等地点的瓦斯，严禁弄虚作假，杜绝空班漏检，爆破时严格执行“一炮三检”制度，严禁瓦斯超限作业。八、回风巷瓦斯浓度超过1.0％或二氧化碳浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，进行处理；工作面及其他工作地点风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁装药和爆破；工作面及其他作业地点的风流中，电动机或开关安设地点附近20m以内的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，进行处理；工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内，积聚的瓦斯浓度达到2.0％时附近20m九、严禁在井下拆卸、敲打、撞击矿灯。十、进回风巷按规定安设一定数量的压风自救装置，区队要加强管理，确保