作业规程最终版

PAGEPAGE107第一章采煤工作面概况采面位置庚20－21050回采工作面位于二矿二水平庚一采区东翼中部，东到一矿工业广场保护煤柱线，西到庚一皮带下山，南邻庚20－21030采空区，北隔一个区段与庚20－21090采面相邻。采面范围可采走向长度平均845m，切眼长176m。回采面积148978.4m2。与邻近煤层采区的关系南邻庚20－21030采空区，北隔一个区段与庚20－21090采面相邻。与地面相对位置地面位于落凫山东坡，石油公司西北约500m处。地面标高+320m～+470m，采面标高－380m～－420m。采深740m～850m。采面与地面建筑物的关系地面无建筑物。项目序号内容说明一、煤层赋存条件1产状走向113°倾向23°倾角平均9.5°2煤层坚硬系数ff＜13瓦斯相对涌出量2.56m3/t绝对涌出量6.0m3/min4煤质工业牌号内水可采内灰挥发分煤尘爆炸指数自然发火期肥煤0.82%19.90%26-37%25.99—34.25%3—6个月二、储量1可采储量373000t2储量损失23000t三、顶底板特性1顶板岩性及其关系直接顶板为深灰色厚层状石灰岩（L6），平均厚度为4.2m，局部裂隙发育，坚硬性脆，其上为厚度1.5m的深灰色砂质泥岩,再上为厚度1.0m的庚19煤层。2顶来板压跨步落距直接顶初次跨落步距基本顶初次来压步距基本顶周期来压步距无18－25m12m3顶分板类直接顶类型基本顶类型无II级4底板特性直接底板为灰色砂质泥岩，平均厚度1.7m，其下为深灰色石灰岩，厚度为3.23m。四、水文地质1涌水涌水方式正常涌水量最大涌水量预计涌水地点底板渗水（25—40）m3/h80m3/h顶板断层处、底板处、裂隙处2顶底板该面在掘进期间局部顶板断层处，裂隙处有滴、淋水水现象，局部底板有渗水现象。根据庚一皮带下山水文观测孔资料，该采面属无压开采，没有突水威胁。第二章采煤工作面地质条件第一节工作面地质条件第二节煤岩综合柱状图第三节地质构造概述：本采面以小断层为主，风、机巷煤层起伏不大。地质构造情况断层名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对回采的影响程度①3030070正断层0.8对回采有影响第四节水文地质及其它1、该采面在掘进期间局部顶板断层处，裂隙处由滴、淋水现象，局部底板有渗水现象。2、该采面根据庚一皮带下山水文观测孔资料，该采面属无压开采，没有突水威胁。预计回采时正常涌水量为（25－40）m3/h，最大涌水量为80m3/h。第三章采煤方法第一节采煤工作面巷道布置采煤工作面巷道布置平面示意图第二节采煤工艺和顶板管理1回采工艺1.1工艺过程：割煤→移架→推溜工艺说明：1、本采面采用MG250/600—AWD型交流电牵引采煤机割（落）煤，采煤机进刀方式为端部斜切进刀，不留三角煤，采煤机的截深0.6m，采煤机进刀方式如下图所示。2、装煤采用采煤机滚筒螺旋叶片与工作面运输机铲煤板配合装煤。3、运煤方式采用工作面SGZ—764/500型中双链刮板输送机及SGW—40T型转载机运煤。4、采面顶板支护采用ZY4000—12/25型液压支架支护顶板，移架步距为0.6m，采空区自行跨落。5、移动变电站、泵站采用远距离供电、供液；开关列车置于风巷距采面不低于50m处。6、移架采用追机移架方式，移架滞后采煤机3—5m，移架带压擦顶。7、推溜滞后采煤机12—15m，溜子弯曲段不得小于15m。2顶板管理2.1工作面支护设计（1）采面8倍采高顶板岩石对支架的压强P=8×Mr=8×1.9×25=380Mpa其中M——采高，取1.9m；r——顶板岩石综合容重，取25KN/m3。（2）采面8倍采高顶板岩石作用在支架上的力P1=PS1/K=380×（3.544×1.5）/0.8=2525KN其中S——支架顶梁长与支架中心距之乘积；S1=顶梁长×支架中心距=3.544m×1.5m；K=0.8——支护效率。ZY4000—12/25型支架的设计支护强度为0.61—0.67Mpa，工作阻力为4000KN，故初选ZY4000—12/25型支架。（3）支护强度验算ZY4000—12/25型支架支护强度验算P1=2525KN<4000KN支护强度符合要求，故选用ZY4000—12/25型支架。具体参数如下：支护高度：1.2m—2.5m；支架中心距：1500mm；额定初撑力：（P=31Mpa)3082KN；额定工作阻力：（P=40.7Mpa)4000KN；底板比压（前端）：1.5（f=0.2Mpa)；操作方式：本架；运输尺寸（长×宽×高）：5.115m×1.37m×1.2m。2.2支架布置（1）支架布置数量：该采面倾斜长度176m，设计安装119架，两巷留安全出口。（2）支架布置方式：全采面支架按两条线布置，机头上方1#—2#支架和机尾下方的118#—119#支架成一条线，滞后采面支架0.6m，3#—117#在一条直线上。工作面支架布置示意图(见下页)（3）质量要求①支架直线偏差不超过±50mm，移架步距为600mm。②支架垂直顶底板，歪扭不大于±5°；顶梁与顶板接触严密，最大仰俯角不大于7°。③相邻支架顶梁不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2/3）。不出现咬架、挤架现象，架间空隙小于200mm。若遇断层，出现错茬时，应及时采取防止支架歪扭措施，严防支架或侧护板变形或损坏。④支架初撑力不得低于规定值的80%。⑤支架与采面运输机要垂直，其偏差不超过±5°。⑥移架及时，端面距≯340mm。⑦支架完好，无漏液，不窜液，不失效。⑧液压支架、单体液压支柱等都实行编号管理。⑨支架梁端至煤壁顶板冒落高度≯300mm。2.3端头支护及上下安全出口（1）上、下端头，采用相应高度的单体液压支柱配合木柱帽支护,净高不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m。（2）上、下端头放顶线处，均采用一排密集支柱支护，柱距250mm±50mm，排距1.1m±0.1m；切顶线以外必须沿走向保持2—3排基本支护，柱距0.5m±0.1m，排距1.1m±0.1m。切顶柱与支架顶梁尾部照齐，基本支架第一排与支架立柱照齐。端头支护的架设必须呈一条直线，压力大时加密支柱或打托棚。人行道及端头安全出口，高度不低于1.8m，宽度不小于0.7m。（3）机头（尾）内缩时，过渡段内的支护形式采取三、四控顶，见四回一，柱距0.5m±0.1m，排距1.1m±0.1m；切顶排为密集支柱支护。机尾内缩严重，存在较大坡度时，必须设置扶手、拉绳、脚蹬等设施，确保行人安全。（4）在采面上下端头进行回柱放顶前，应对预留的安全出口处的支架进行加固、维修，确保出口安全可靠、退路畅通无阻，而后方可进行正常的回柱放顶工作。回柱放顶时，应坚持做到远距离操作，一人观山，一人回柱。操作期间如出现顶板突然来压、大范围跨落导致催棚、倒架、窜矸等异常时要立即撤人，等顶板稳定后再进行维护顶板。严禁放顶与拉架工作平行作业，在机头、机尾拉架时必须确保端头支护完好。（5）回柱放顶时，配头作业人员必须在现场负责观山等工作。观山人员不到位，放顶后路不畅通，难以确保回柱安全时，要暂停回柱放顶工作。（6）放顶到剩最后几棵柱子，尤其是仅剩一棵时，要特别重视对放顶地点及附近支架进行认真细致的检查维修，放顶退路要保持畅通无阻，在观山人员到场监护的前提下，坚持远距离操作，且应注意做到缓慢卸载、放放停停，经常观察周围顶板变化情况，一旦发现顶板来压等异常情况，要立即停止卸载，撤出人员至安全地点，待压力稳定后，先检查、维修、加固，在确认安全无误后，方可恢复回柱放顶工作。（7）在采面上下端头拉移大件设备、调整溜子等，确需要调整支架时，必须坚持做到“先支后改”和“过后复原”，严禁大范围回柱而不架设等严重违章作业行为发生。（8）人行道及端头安全出口，支柱接顶严实，单体柱打在实底上，迎山有力，确保支柱初撑力不小于90KN，支柱全部用麻绳联锁。（9）顶板破碎或遇到地质构造时，应及时加密点柱，或用木大板代替木柱帽进行支护，一梁两柱，严防冒顶等事故的发生。（10）在机（风）巷上（下）帮，紧靠液压支架，架设2棵拦头柱，一棵支柱与支架立柱对齐；另一棵支柱靠近运输机电机，防止倒架。（11）工作面两端头支护，设专人维护，发现有失效柱，巷道底鼓变形时，及时更换清挖，确保人行道畅通，无空载柱。（12）风、机两巷超前3-5m内要及时的拆卸顶板锚梁，如在顶板破碎的情况下可不拆卸锚梁。在拆卸锚梁时首先要严格执行敲帮问顶，保证安全，拆卸时人员站在顶板完好且确保支护可靠的地方。拆卸时两人合作，一人用套管扳手进行拆卸，一人观察顶板，发现异常立即撤人。2.4两巷支护设计庚20—21050采面两巷采用锚网、锚梁支护。日常工作中，应注意加强对顶板的监测检查，一旦发现顶板有离层现象，要及时进行维修、加固，严防冒顶事故的发生。机风两巷的锚杆、锚梁、托盘、螺帽等，要及时回收干净。锚梁、托盘、螺帽的回收，必须控制在煤壁线往外5m范围内。严禁长距离、大面积地拆卸螺帽。机巷上帮、风巷下帮的锚网、锚杆人工回撤，严禁用采煤机硬割。根据采煤工作面质量标准化规定，我矿回采庚20煤层的经验及现场生产实际，该机、风两巷超前支护均采用单体液压支柱配合木柱帽进行支护，前后要打成一条直线。超前支护的排数不得少于2排，其长度(自煤壁起往外)均不得低于20m，柱距1.1±0.1m，高度不得于1.8m。每排相邻支柱之间必须用绳连锁，严防倒柱伤人。顶板破碎有裂隙时，柱距应适当加密，必要时可采取卧大板等措施进行加强支护。机风两巷超前支护的架设位置：风巷：距巷道中心线0.8±0.1m的上下两帮各架设一排支架。机巷：在转载机上下的两侧各架设一排支架，与转载机要保持有0.4m或以上的间距。其它要求：①机风两巷必须有可靠的人行道，其宽度不得小于0.7m。②支柱规格要与巷道高度相适应，严防支柱升过损坏。③支柱必须迎山有力，支撑有效，严禁将支柱支设在浮煤活矸上。④支柱穿鞋、戴帽，严禁出现双层或多层。⑤每天对超前支护的检查不少于1次。一旦发现支柱变形、失效或损坏，要及时更换，确保超前支护完整。2.5采高的确定根据支架选型和回采煤层赋存情况，本采面采高确定为1.7—2.3m，平均1.9m。2.6采空区处理：采用全部跨落法。2.7工作面顶板管理1、控顶距：最大控顶距4.48m，最小控顶距3.88m。2、移架步距：600mm。3、支架中心距：1500mm±50mm。4、移架方法：液压自移。5、支架操作：本架操作。6、移架与推溜方式：追机移架，顺序推溜。支架初始位置距运输机一个移架步距（0.6m)。采煤机割煤后，距采煤机3~5m，及时操作推移千斤顶进行移架。移架后，及时移溜，移溜滞后采煤机12~15m，推溜结束，支架距输送机0.6m。7、破碎顶板支护：顶板破碎时，采用交错式移架，即隔一架移一架，或采用追机移架，（采煤机前滚筒割顶煤后，及时进行移架支护顶板）。8、冒顶区顶板支护：采用探木梁或大板支护，即在支护前梁上架设走向木梁（或大板），将其一头搭在支架前梁上(不少于0.2m），一头搭接在煤壁侧点柱上。单体柱与运输机铲煤板之间距不得小于0.8m。若顶板空顶严重，必须及时摆（“井”字形）木垛，接顶严实。2.8备用支护材料名称规格数量用途存放地点单体柱DZ2.2m20两巷支护风巷超前外100mDZ2.5m20DZ2.8m20DZ3.5m20柱帽400块两巷支护风巷超前外100m大板0.2x0.15x1.5m100块刹顶风巷超前外100m圆梁Ф16x1.8m100根调架、刹顶风巷超前外100m管理办法1、备用物料实行挂牌管理，标明规格数量。2、设专人〈或兼职〉管理，码放整齐；堆积面积不得超过巷道断面的三分之一。3、队管理人员清楚地了解工作面备用物料情况，确保足够数量和质量的物料应急使用。4、风巷距采面100m范围内准备部分单体柱、圆木、大板等应急用料，其它物料放置在100m以外。备用工具存放在泵站工具架内。3矿压观测3.1观测线布置（1）沿直线把工作面从机头至机尾分成10组，每组支架的中间两组支架的上、下立柱上分别安装一块矿压观测仪表，以便监测顶板压力及支架工作阻力和初撑力。（2）两巷沿走向自煤壁起往外20m范围内，均匀布置4个测点。3.2观测内容及重点（1）观测各测点液压支架的立柱的初撑力和工作阻力。（2）观测两巷20m超前支护段各测点的单体液压支柱的初撑力和工作阻力。（3）观测重点：①上下端头支护；②两巷动压区支护；③顶板破碎区支护；④压力异常区；⑤地质构造影响区。4采面机头上缩下窜管理为防止运输机上缩下窜，必须制定注意做好如下几点：1、每月初，有技术员负责，验收员配合，依据观测点在机风巷的对应位置每10m做一明显标记。2、由验收员负责，依据10m标记，每班用粉笔按1.2m的宽度，标记每班推进位置，采面溜子机头、机尾必须按标记推到预定位置。３、队工程技术人员必须及时上图，掌握好工作面伪倾斜角度，一旦发现采面溜子机头存在有上窜或下滑的迹象，要及时调整工作面伪倾斜角度。第四章生产系统第一节运输系统1运煤系统：该面按正规循环作业，日均生产能力3372t，皮带、溜子运输能力为250t/h，运输能力可以满足要求。具体运煤系统为：采面→庚20—21050机巷→庚一皮带下山→庚组集中巷三部皮带→庚组集中巷二部皮带→庚组集中巷一部皮带→庚三皮带上山→皮带暗斜→明斜皮带→地面。2运料系统：地面→管子井→-86大巷→己二上车场→己二轨道下山→轨道暗斜→庚一上部车场→庚一轨道下山→庚20—21050风巷片盘→庚20—21050风巷→采面。采面运输系统示意图第二节通风系统1通风系统：新鲜风流：地面→进风井（西斜井、南斜井、明斜皮带）→己二上部进风巷→己二皮带下山→庚组集中巷二部皮带→庚组集中巷三部皮带→庚一皮带下山→庚20—21050机巷→采面。乏风风流：采面→庚20—21050风巷→庚20—21050风巷片盘→庚一上部车场→庚一轨道下山→轨道暗斜→己二轨道下山、专用回风巷→己二回风井→地面。采面通风系统示意图2采面需风量计算：2.1按瓦斯涌出量计算：Q采＝100×qch4×K采通＝100×6.0×1.8＝1080（m3／min）式中：qch4——采煤工作面瓦斯绝对涌出量（6.0m3／min）；K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，该采面设计为机采，K采通可取1.2～1.8取1.8。2.2按良好的劳动气象条件计算：Q采＝Qk×Kh×Kt×Kl＝360×1.14×1.82×1.4≈1046（m3／min）式中：Qk——基本风量，取360m3／min；Kh——采高系数，Kh＝CHΨ＝1×1.9×0.6=1.14；H——采煤工作面采高，1.9m；C——采煤支护系数，综采取1.0；Ψ——采煤工作面有效断面系数，Ψ＝0.6；Kt——温度系数，取1.588；Kt=at－b＝0.2275×28－4.555＝1.82(t＝28°，a＝0.2275，b＝4.555)；Kl——采长系数，取1.4。2.3按采煤工作面同时工作的最多人数计算：Q采＝4×N采＝4×100＝400（m3／min）式中：Q采——采煤工作面的实际需风量；N采——采煤工作面同时工作的最多人数。2.4按风速验算：15×S大≤Q采≤240S小15×8.51≤Q采≤240×7.37127.7≤Q采≤1769式中：S小——采煤工作面最小控顶断面；S大——采煤工作面最大控顶断面。由上述计算，该工作面需风量为1080（m3／min）。第三节供电系统该采面风、机两巷供电由庚一变电所、庚一中部变电所提供。（一）庚20－21050采面供电示意图（二）庚20－21050采面供电设计示意图（三）机电设备配置表序号名称型号单位数量位置1采煤机MG250/600-AWD台1采面2运输机SGZ—764/500台1采面SGW-40T台1机巷3乳化液泵站WRB200/31.5台2风巷4调度绞车JD-2.5台6风巷6机组开关QJZ—500/1140SZ台1风巷7采面运输机开关QJT—250/1140台1风巷8转载机开关BQD—200台1机巷9泵站开关QJZ—400/1140台2风巷10调度绞车开关QC83—80N台6风巷11煤电钻综合保护KZB——4/127台2风、机巷12煤电钻ZM—1S台2风、机巷13馈电开关BKD—400/1140台2风巷液压系统供液由风巷WRB—200/31.5型泵站供液→风巷（超前支护）→采面（支架等）→机巷（超前支护、拉移转载机），供液主管用φ32mm高压胶管，支管用φ19mm高压胶管，采面三通阀门间隔1.5m一个，回液管用φ38mm高压胶管。系统压力不低于30MPa，乳化液配比浓度不低于3%—5%。供液系统示意图庚20—21050风巷泵站庚20—21050风巷泵站第五节供水降尘系统一、供水系统（1）采面供水量计算：采面、风、机两巷喷雾及采面设备冷却系统用水量计算1、采面架间喷雾铺设一趟φ25的供水管路，分支管路全部采用φ10mm水管，本采面共119架，按照要求每4架安设一架间喷雾，共需安设30处架间喷雾，每处喷雾设置两个喷雾头。Q架间喷雾=NQ喷雾=60×5L/min=300L/min=18m3/h，Q喷雾头取5L/min。2、风、机两巷水幕水量计算采面风、机两巷水幕均采用φ10mm水管。Q水幕=VS=2×3.14×（0.005）2=0.565m3/h取0.6m3/h，流速取2m/s。风巷设置两处水幕需水量1.2m3/h，机巷设置两处水幕需水量1.2m3/h。3、根据采煤机、采面刮板输送机及泵站的额定需水量计算采煤机额定需水量250L/min=15m3/h，运输机额定需水量90L/min=5.4m3/h，泵站额定需水量40L/min=2.4m3/h。4、采面机头及转载机机头喷雾用水量计算采面机头及转载机喷雾每处设置4个喷雾头，每个喷雾嘴需水量5L/min，每处喷雾需水为20L/min=1.2m3/h5、采面共需水量=Q架间喷雾+Q水幕+Q采煤机+Q采面运输机+Q泵站+Q转载点=36.72m3/h2寸管子供水量为Q=VS=2×3.14×（0.067）2=25.4m3/h，根据以上采面共需水量以及在供水过程水量损耗，机巷铺设一趟2寸水管供采面架间喷雾、机头转载点喷雾，风巷铺设两趟2寸水管供采面采煤机供水、水幕、泵站、采面刮板输送机等其它用水。（2）采面供水要求1、机巷供水管路采用2寸铁管，风巷供水管路采用两趟2寸铁管。2、供水压力：工作面的压力不小于4MPa，若供水压力达不到要求时，及时配备增压泵。3、供水管路要安装平直，吊挂固定牢固，不得拐死弯，接头严密不漏水，系统管路、三通阀门管径必须一致。（3）供水系统：机巷：地面水池→管子井→－86大巷→架空乘人系统→庚一皮带下山→庚20—21050机巷。风巷：地面水池→管子井→－86大巷→架空乘人系统→庚一皮带下山→庚20—21050风巷。二、降尘系统：1、各运输转载点设喷头，喷雾降尘；采面每隔6m设一道喷雾。2、机（风）巷供水管路每隔50m设一个三通阀门，周围按规定设置50m洒水管，供巷道洒水冲尘、灭火使用。3、超前必须按规定安设净化水幕：风巷超前距工作面20m-40m处，设置1-2道净化水幕；风巷距离工作面200m范围内，设置2道门帘式水幕；机巷距工作面20m处，安设一道净化水幕，所有水幕、喷雾保持完好，确保雾化效果良好，能够覆盖全断面。4、采煤机喷雾必须可靠，割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾不得小于1.5Mpa；如果内喷雾不能正常喷雾，外喷雾压力不的小于4Mpa。隔爆设施：采面机、风两巷分别设置辅助隔爆水袋棚，水棚的用水量按巷道断面积计算，机巷巷道断面10.56㎡，总容量2324L；风巷巷道断面10.56㎡，总容量2324L；水棚应设置在直线段的巷道内,与工作面的距离必须保持在60-200m，与风门距离必须大于25m，与巷道交叉口、转弯处的距离不少于50m，水袋之间的间隙与水袋同巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m，水袋棚区内的巷道断面应与其前后20m的巷道断面保持基本一致，水袋棚的安装采用吊挂式，要均匀布置在巷道中间。5、爆破采取装水炮泥，爆破前后及时洒水冲尘。6、在采面生产期间，采煤机以上架间喷雾要保持打开，采煤机以下喷雾可以关闭。转载点喷雾和风机两巷水幕要保持常开，水量根据煤量及时调节，机停水停。庚20—21050采面降尘系统示意图第六节排水系统一、工作面概况庚20-21050回采工作面位于二水平庚一采区东翼南部，东到一矿工业广场煤柱线，西到庚一皮带下山，南邻庚20-21030采空区，北隔一区段与庚20-21090采面相邻，东南上部为一矿己组水仓。地面位于落凫山东段，石油公司西北约500m处，地面无建筑物。风巷走向长975m，机巷走向长924m，该工作面在庚20煤层内施工，顶板为L6石灰岩，平均厚4.2m；底板为灰色砂质泥岩，平均厚1.7m。二、水文地质情况在本区域有威胁的主要含水层是寒武系灰岩含水层。1、含水层①寒武系灰岩含水层含水层主要由寒武系中、上统白云质灰岩、鲕状灰岩组成，厚度大于200m，构成煤系地层的基底。为大气降水补给和地下水的运移提供了良好的条件。属含水性弱～强富水含水层，是开采庚20煤层的间接含水层，本采区底板寒灰含水层富水性弱。②石炭系灰岩含水层石炭系灰岩地层平均厚度68m，自上而下有灰岩7层，其中L6和L7为煤层的直接充水含水层。L6灰岩为庚20煤层的直接顶板，厚度较稳定，岩溶不发育，富水性较弱。掘进时在断层处有滴淋水现象。L7灰岩是庚20煤层的基本底，为直接含水层，岩溶裂隙较发育，有一定富水性，在构造裂隙处有渗水现象。2、隔水层自下而上主要由太原组底部铝土泥岩隔水层，庚20煤层底板泥岩、砂质泥岩隔水层、以及各煤层间泥岩、砂质泥岩隔水层，层位稳定，岩石致密，透水性差，正常情况下可阻隔含水层与煤层，以及上下含水层间的水力联系。三、庚20-21050工作面及四邻工作面水文情况1、四邻工作面水文情况该面南与庚20-21030采空区相邻，庚20-21030掘进施工时涌水量（15～20）m3/h，回采过程中正常涌水量（30-40）m3/h。庚20-21030采空区静态积水量44145m3，庚20-21050风巷在掘进过程中共探放庚20-21030采空区积水22组，共探出老空水49516m3，静态水已放完，动态水量约5m3/h。北隔一区段与庚20-21090采面相邻，庚20-21090掘进施工时涌水量（10～25）m3/h，巷道标高430m～486m，机巷4个验证孔现放水总量约25m3/h。2、庚20-21050工作面水文情况该工作面在掘进施工中正常涌水量（5～20）m3/h，严格坚持“物探先行、钻探验证、有疑必探、先探后掘”的防治水原则，未发生大的涌水。该工作面掘进时局部顶板断层、裂隙处有滴淋水现象，由于受庚20-21030采空区老空水的影响，风巷在掘进过程中有少量渗水现象。2010年11月17日庚一皮带下山水文观测孔水位-454.7m，庚20-21050回采工作面最低点标高-420m，属无压开采，没有突水威胁。四、庚20-21050工作面涌水量分析及预计庚20-21050工作面的区域水文地质特征、充水因素、充水水源及涌水量和地下水位变化情况与庚20-21030工作面特征相似，采用比拟法以庚20-21030工作面为模版对庚20-21050工作面的涌水量进行预测。运用下列公式计算庚20-21050工作面涌水量：式中：Q——预算涌水量（m3/h）；F——预开采面积（m2）；Q1——现涌水量；F1——已开采面积。庚20-21030工作面走向长约873m，倾斜长约195m，回采面积约为170235m2，正常涌水量约40m3/h；设计庚20-21050工作面走向长952.6m，切眼长180m，回采面积约为171468m2。根据该公式计算得，Q=40×=40.1正常涌水量取40m3/h，最大涌水量按正常涌水量的2倍计算，庚20-21050工作面最大涌水量为80m3/h。五、庚20-21050采煤工作面防排水设计设计排水系统正常排水能力40m3/h，最大排水能力80m3/h。1、由于该工作面机巷起伏不大，机巷全长970m，最高处标高-406m，距停采线90m，最低标高-420m，在切眼处，根据机巷长度及起伏情况需在机巷设计1个转排水仓，1#水仓在机巷18#测点北帮处，仓容为15m3，规格为沿巷道方向长5m，进入北帮煤体1.5m，底板以下1.5m。2、排水管路设计：在庚20—21050机巷安装2趟4吋管路即可满足需要，风巷原排水管路不变。机巷转排水仓处安装2台IS100-65-200水泵，单泵流量100m3/h，扬程80m，配套电机37kw，2台泵都连接到排水管路上，一台工作，一台备用，要求2台泵都能正常运转排水。3、风、机巷低洼处都要有排水设备，有水即排到就近水仓或主排水管中，要求低洼处巷道不能有积水。采面如遇到有反倾斜构造，低洼处存水，需在低洼处安装两台潜水泵进行排水，管路排到就近水仓。潜水泵扬程不小于20m，流量不小于40m3∕h。六、排水设备供电采用专用供电线路，从庚一中部变电所供电，不受其他电器设备影响。七、工作面采煤期间的防排水管理要求在采煤初次放顶期间加强管理及制定严密措施，以防突水发生。1、随着采面的推进，排水设备也要及时移动。2、经常清理水仓中的淤泥、杂物，使水仓保持最大的有效容积。保证机电设备完好及管路的畅通。3、保证工作泵、备用泵都能随时启动排水。4、要求配备专职排水人员，必须熟悉排水任务，认真学习安全措施，明确防排水各项安全技术要求。做到有水即排，不允许脱岗。5、其它未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿防治水规定》、执行。八、工作面水灾应急避灾路线风巷避水灾路线：工作地点→庚20-21050风巷→庚20-21030机巷外段→庚一皮带下山→架空乘人系统→地面。机巷避水灾路线：工作地点→庚20-21050机巷→庚一皮带下山→架空乘人系统→地面。第七节安全监测系统１、监测装置的种类为低浓度甲烷传感器，数量为2台，安装位置如附图所示。瓦斯报警点：0.5％CH4，瓦斯断电点：0.7％CH4。断电范围：工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备。复电点：＜0.7％CH4。２、里探由各班班长负责传感器的日常移动，并能保证传感器不被采面机尾处放炮崩坏。传感器应垂直悬挂，距离工作面不得大于10m，距顶板不得大于0.3m，距巷道侧壁不小于0.2m。３、所有人员都有责任保护好传感器不被损坏，一旦发现传感器损坏应及时向调度室汇报；任何人不得破坏传感器；任何人都有权制止，检举揭发任何破坏传感器的行为。瓦斯监测系统示意图第八节防灭火系统各转载点机头、泵站应设置不少于0.2m3砂箱，2台灭火器。专人每天检查，确保砂箱砂量及灭火器正常。在风巷距离采面100m，机巷距离采面50m供水管路位置设一三通阀门，并配足管子做为消防水源。第九节通讯照明系统一、通讯：1、风巷泵站、机巷转载机机头处，各设一部矿用防爆程控电话直通井下各地点及调度室。2、采面通讯系统：乳化液泵站、采面机头、顺槽机头以及采面每隔15m安设一部矿用声光通讯。二、照明：风巷泵站、机巷转载机机头处各安一盏防爆照明灯；工作面每15m安设一个照明灯。通讯照明系统示意图第五章劳动组织第一节循环方式176m176m第二节作业方式序号具体内容一、循环方式循环进度为0.6m，日循环数为12个。二、作业方式作业制度为四六制，三采一准，采煤班每班工作时间为6.5小时，检修时间6小时（1.5小时检修与采煤同时进行）。三、劳动组织两人一组，分段追机作业。第三节劳动组织分配一览表序号工种班次合计各工种出勤时间表零点八点十二点晚六点0246810121416182022241支架工161616482排水工222283打眼工22264泵站司机111145煤机司机33396溜子司机22267机电维护558验收员111149三铁员1110文明工2211支架维修工5512防爆员1111413管子工2215办事员1116材料员1117勤杂工322218班长2222819干部23229合计32593232155

第六章主要技术经济指标项目单位数量项目单位数量工作面指标可采走向长度m845管理放顶步距m0.6倾斜长度m176回柱方法人工液压煤层厚度m1.3—3.0，平均1.9老空处理全部垮落采高m1.7—2.3材料消耗齿轮油kg/万吨100回采面积m2148978.4抗磨油kg/万吨100煤层倾角度平均9.5乳化油kg/万吨150工作面储量t396000截齿个/万吨10可采储量t373000坑木m3/万吨3回采率%97火药kg/万吨50容重t/m31.4雷管个/万吨80日进m7.2柱帽块/万吨172月进m180高压管根/万吨30回采工效t/工22设备机件消耗另计顶板支架类型ZY4000-12/25循环指标作业方式三采一准支架数量架119循环进度m0.6单体柱数量根150循环产量t281顶板管理方法液压支架日循环数个12最大控顶m4.48日产量t3372最小控顶m3.88正规循环率%85

第七章安全技术措施第一节总则1、为了贯彻执行国家的安全生产方针、保障职工的生命安全和身体健康，使职工在工作中有章可依，有规可循，并保证在回采过程中的安全、合理，特编制本规程。2、在制订本规程过程中，参照了《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》、新颁《质量标准化标准》及有关文件和精神。3、在本规程未涉及到及在执行过程中如果与新颁布的文件规定不一致时，按文件规定执行。4、所有到本采面作业人员都必须认真学习本规程并签字，下井熟悉避灭路线，经考试达到及格，并严格执行本作业规程，按本规程作业。（1）工作面投产前由队长、技术员带领全体职工走一次避灾路线，以后每月由副队长带队走一次避灾路线。（2）开工前全体人员必须学习本规程，经考试合格签字后方可上岗作业，其它原因学习规程缺勤者，上岗前到技术员学规程并签字，并且必须随全体职工第二次贯彻规程时，一并学习并考试合格。5、采面所有特殊工种都必须持证上岗，做到“四不生产”、“三不伤害”，不违章指挥，不违章作业，不违犯劳动纪律。6、在回采过程中，若有条件变化，技术员要及时编制补充措施，完善规程，任何人无权私自更改，对不按规程规定施工而造成事故的，谁安排谁负责。7、本措施自回采之日起开始执行。第二节采煤工艺安全技术措施工艺流程：割煤→移架→推溜一、采煤机割煤安全技术措施(一)开机前检查好以下事项：（1）机器开动前所有无关人员必须离开机器不小于6m。（2）各零部件是否完整无损，截齿是否齐全，是否需要更换，滚筒有无卡死现象。（3）所有紧固件是否松动，尤其要检查4条液压拉杠和液压螺母联结部位是否打压锁紧。（4）外接油管、水管、接头是否拧紧，有无渗漏。（5）各箱体是否漏油、漏水、油位是否正确。（6）各手把、按钮是否灵活、可靠，离合器手把位置是否正常，溜子闭锁装置是否可靠。（7）遥控器电源是否充满电。(二)操作顺序如下：（1）接通电气隔离开关。（2）开通水阀。（3）点动截割电机，停稳后，闭合截割部离合器。（4）启动截割电机。（5）启动牵引电机及泵电机。（6）正、反牵引。（7）正常停车：停牵引，停牵引电机及泵电机，停截割电机，再停水。（8）紧急停车：按紧急停止按钮或打开隔离开关。（三）操作步骤（1）将隔离开关手把置于“ON”位置；（2）按下ISI启动按钮，采煤机得到1140V电源，左截割电机和泵电机运行；（3）按一下“右启”（ISI4），右截割电机启动；（4）按一下“左牵”或“右牵”按钮，变频器工作，面器按所选定的方向牵引，且按住按钮的时间越长，则牵引速度越大，时间越短则速度越小。（5）采煤机的减速操作当采煤机正在左牵引时，如果需要减速时则按下“右牵”按钮，则采煤机减速，减速的多少由按住按钮的时间长短来决定。如果一直按住“右牵”按钮，则采煤机速度会降至零速。反之亦然。（6）按下“左升”，左摇臂升；（7）按下“左降”，左摇臂降；（8）按下“右升”，右摇臂升；（9）按下“右降”，右摇臂降；（10）按一下“牵停”，采煤机停止牵引；（11）按一下“右停”，右截割停止运行；（12）按下总停按钮“IS2”则采煤机整机断电，停止工作；补充说明：a.当采煤机需要改变牵引方向时，先按下“牵停”，使采煤机停牵引，然后再按与原方向相反方向即可；b.采煤机停机时，应先停牵引，再按总停断整机电源。可以在左右端头站遥控器及电控箱上对采煤机进行操作，也可以手动操作。（四）操作注意事项：一、变频器在运行和维护时必须遵守安全规范，否则将造成意外人身伤害，或损坏变频器。（1）变频器断电后，必须等待5分钟以上，以防止中间直流回路放电造成电击。（2）用万用表测量每一个输入端子和地之间的电压，以保证变频器装置放电完毕。（3）变频器在运行过程中，不允许在1分钟内连续三次切断电源，以避免变频器内的充电电阻因过流而烧毁，造成变频器不能工作（五）割煤时应注意事项：1、采煤机司机根据工作面顶底板状况、运煤系统和瓦斯涌出量，选择合适的牵引速度。2、使用遥控器进行采煤机操作时，操作人员距离采煤机不得超过5m。无证人员严禁开采煤机。3、采煤机出现故障时，检修人员要观察中文显示窗内工作参数、工作状态及各种信息的显示，正确发现和处理故障。4、随时注意滚筒位置，防止割顶梁或铲煤板。5、煤墙（包括端头）爆破，未及时支护或有残炮未处理，不得进行割煤工作。6、煤层变薄或遇地质构造带，采煤机滚筒难以通过时，必须及时采取放震动炮的方法，对岩石进行预爆破，人工排矸后，方可通过采煤机。7、割三角煤时，上、下进刀长度以前滚筒为准，不少于25m。8、随时注意电缆运动状态，防止电缆和水管挤压，憋劲和跳槽等事故的发生。9、未遇到意外情况，在停机时不允许使用“紧急停车按钮”。10、注意观察油压、油温及机器的运转情况，如有异常，应立即停机检查。如液压系统控制油路压力（低压表表压）低于1.3Mpa，应立即停机和检查。11、煤机司机必须坚持六不割制度即：①无水不割；②瓦斯超限不割；③顶板破碎、支护跟不上不割；④遇坚硬岩石不割；⑤煤机带病不割；⑥停运输机及过地质构造无措施不割。12、当采面煤层倾角大于15°时，采煤机割煤速度要放慢，并正确使用采煤机刹车装置，防止采煤机下滑。采煤机停靠位置，要选择在顶板比较完整、坡度较缓、避开地质构造变化带处。13、下班前，放下滚筒，切断电源，打开离合器，关闭供水阀门，搞好卫生，现场交班。（六）使用维护与检修一、采煤机的注油（1）必须按注油图标明或本说明书中各部件润滑要求所指定的油脂牌号加油，不允许混用。（2）油液存放、运输必须防水、防尘。（3）盛、贮油容器必须洗净。（4）井下检查开大盖时必须支蓬、洒水灭尘，并严防煤块、岩渣、工具、手套等杂物落入油池。（5）严禁用纱布、普通布、棉纱等擦洗液压油池及液压元件，应使用泡沫塑料或绸缎擦抹。（6）各部分油位应在适当位置。按润滑系统图的部位和本说明书所述各大部件润滑要求：分别注N320极压工业齿轮油、N220极压工业齿轮油和2L-3锂基润滑脂。二、日常维护1、日检内容（1）各大部件连接松紧程度。（2）电缆、水管、油管有无破损。（3）各部分的渗漏情况。（4）各部分的油位。（5）操作机构的准确性，灵活性及可靠性。（6）齿座有无损坏，更换截齿。（7）喷嘴是否堵塞、水阀工作是否正常。（8）销轨固定是否牢固，齿轨轮和销轨的啮合情况，导向滑靴的磨损情况。（9）铲煤板是否脱落。（10）运转时的压力、温升及声响。（11）在坡度大于20度时，每20分钟上下摆动摇臂2次。2、周检（1）清洗滤油器、过滤器。（2）检查各压力表。（3）对司机日检工作进行督促并做好必要记录。3、季检从放油口取、样，化验液压油和齿轮没的油质。除周检内容外，对遗留的较大问题进行处理，并作好有关记录。二、移架安全技术措施（一）移支架前的准备工作1、检查支架前端、架间有无掉顶、片帮的危险；2、检查支架有无歪斜、倒架、咬架，架间距是否符合规定，顶梁与顶板接触是否严密，支架是否成一直线，顶梁与掩护梁工作状态是否正常等；3、检查支架各结构件、液压元件，各密封、管接头等是否完好，有无损坏，有无严重漏液、卸载；4、检查支架与运输机联接是否牢固；5、检查工作应仔细，发现问题及时处理，不得带“病”强行移架。（二）移采面支架1、支架工移架前，应将操作手把先稍供液，以检验系统联接部位牢固情况，防止高压油液或油管伤人。严格按照操作规程移架（自机头向机尾或自机尾向机头顺序拉架）。2、移架前必须拉线，坚持按线移架，确保支架成一直线。3、移架时，操作人员应站在支架下，底座上，注意观察前梁及底座的移动情况，防止挤脚、挤电缆等。4、正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒3-5m；特殊情况下，若采煤机前方片帮严重顶板暴露面积过大，顶板破碎时，应在采煤机前滚筒割顶煤时即进行移架。5、正常移架操作顺序：收侧护板，降柱使顶梁略离顶板，当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距；然后调架，使支架推移千斤顶与输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，升柱的同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触3-5s，以保证达到初撑力；最后，伸出侧护板使其紧靠相邻上方支架，将各操作手把打到“零”位。6、移架时，上、下相邻两组支架推移千斤顶应处于推溜状态，以防移架时将输送机拉回。7、移架步距、位置要求准确，并一次完成，避免反复支撑而破坏顶板。8、支架移不动时，不得强拉硬移，应立即查找原因进行处理，防止损坏设备和影响移架质量。9、移架过程中，立柱不得下降过多；顶梁与顶板距离控制在150～200mm之间，当顶板破碎时，要带压擦顶移架。10、移架后升架时，必须密切注意支架侧护板，相邻支架不能有明显错茬（以不超过顶梁侧护板高的2/3），否则应及时处理。11、移架后，支架要求垂直顶底板，不得有偏斜、歪扭和前倾后仰现象。12、顶板完整时，支架顶粱上有浮矸必须及时清理，保证支架接顶严密，为防止移架过程中掉矸伤人；移架前，必须通知周围人员撤离。13、移架时，操作人员精力要集中，严防挤坏电缆。并时刻注意推移千斤顶推杆受力情况，防止损坏推杆，造成事故。14、煤壁片帮造成煤墙与支架顶梁前端距离超过0.34m且顶板较破碎时，应架顺山棚维护，应拉超前架。深度超过1m时，应立即架走向梁维护顶板，在煤壁侧打上临时柱。15、移架若赶不上割煤时，要通知采煤机司机停止割煤，防止因大面积空顶而造成冒顶。16、在调架或抬架时应做到：可用专用圆木（两头铁丝加固）、单体柱调（抬）架：（1）轻微歪架或底座下扎时可以利用侧护板进行调架或抬架，严重倒架或底座严重下扎时，必须用专用圆木或单体柱进行调(抬)架，调(抬)架的圆木必须是两头用铁丝加固的专用圆木。（2）调(抬)架，至少两人配合作业，圆木要顶在支架前粱稳定位置且戗向老塘方向，配合人员要躲在相邻支架远方监视、观山、操作支架人员要躲到支架立柱后，慢慢降架，防止圆木折断伤人，边降边抬架，边拉架边调架；用单体柱帮助调架时，应将单体柱支设到支架前粱下稳定可靠位置，也可用注液枪远方供液使用单体柱配合调架，严防支架动作时，单体柱歪倒伤人。操作中应用铁丝将单体柱柱身拴到牢固位置。（3）顶板破碎时，调(抬)架前，必须先维护好顶板，严防掉矸，造成顶板事故。（4）调(抬)架时，严禁无关人员通过。（三）移上、下机头支架1、移架前，应改好超前出口支柱，清除障碍物。2、移架前，应将采面与两巷交接处维护好，防止冒顶。3、吊好管路和电缆。4、移架时，上（下）机头的下（上）方相邻两组采面支架推移千斤顶处于推溜状态，在移过架后，打回“零”位。5、移架时，快速擦顶移架，同时，运输机、转载机要停止运转。6、正确使用侧护装置和机头两架上安装的防倒千斤顶。7、移上、下机头支架时，必须在班长统一指挥下进行。8、在坡度较大段作业时，要2人以上协同作业，保证支架不歪倒。9、严格执行采面支架操作程序和注意事项。三、推移运输机安全技术措施1、推移运输机应沿一个方向依次进行，不得随意分段或由两端向中间挤推。2、移溜应与采煤机保持12-15m距离，弯曲段长度不得小于15m，严禁出现陡弯，移后输送机要成一条直线。3、除机头、机尾可停机推移外，工作面推溜要在运输机运行中进行，不准停机推移。4、推移千斤顶与刮板输送机之间必须用标准销子联结，以防止顶坏溜槽侧的管线。5、移动机头、机尾时，要在班长指挥下进行。6、推溜推不动时，不得硬推，应及时查找原因，进行处理。若因煤壁矸石、煤块阻挡，应停止推溜，进行清理；若顶板易冒落或片帮严重时，必须架设临时支护，并指派有经验的老工人进行观山，而后方可进行清理。7、推移输送机必须一次推够一个步距，如果铲煤板处推不够时，应采取采煤机返刀拾煤或人工进行清煤。8、上、下机头处清理三角煤处的浮煤、浮矸，必须架设临时支护，严防片帮掉顶伤人。9、移溜后，输送机应达到平、稳、直要求。10、为防止支架和运输机下滑，合理调整采面伪倾斜，保证运输机搭接合理。11、运输机推移完毕，应及时将操作手把打到停止位置。四、回柱放顶1、在采空区回柱前，应认真检查工作地点及附近的支架、顶板等情况，及时消除不安全因素，按要求打好戗棚或戗柱，确保支架完好，防止催棚。2、清好退路，回柱时由里向外逐棵进行回柱。3、回柱时要专人观山，出口不畅通或顶板来压时停止回柱。4、风、机巷超前支护都要与端头支架掩护梁放齐。5、顶板管理原则上按自然跨落法管理顶板，若回柱后不落顶，长度超过规定（2×5㎡）时，必须采取加强切顶排支护措施。6、回柱后支柱要及时运到指定地点，码放整齐。五、工作面上、下安全出口作业措施1、采煤机割透两端头后，先拉架维护好顶板，当煤机离开机头（尾）10m以外时人员才准进入煤墙工作。进入煤墙作业前首先将三角区的顶板维护好，禁止空顶作业。2、推移机头（尾）前，清净浮煤，及时调整机头（尾）的仰俯，使过渡槽与中部槽保持“平、正、稳”，运输机头与转载机搭接合理，出煤顺利。3、移排头支架时要及时检查上、下端头有无松动或失效单体柱以及有无空顶现象，发现问题及时处理后方可移架。4、保持机头（尾）附近的支架完整无缺，迎山有劲，5、机巷老塘侧回柱时，采面运输机、机巷转载机必须停止运转。6、在上、下出口作业时，必须时刻注意采面运输机、转载机的运转情况，严防溜子下冲大块煤岩、物料等顶伤人员。7、在上、下出口作业时，应注意保护好电缆、水管、油管、电机等，防止损坏造成事故。8、缺口内的浮煤、杂物要清净，高度不低于1.8m。人行道宽度不得小于0.7m。9、若主机割不透时做超前缺口，能割透的情况下不做超前缺口，减少空顶面积。=1\*GB4㈠、技术要求：长×宽×高=3m×1.5m×1.8m=2\*GB2⑵、支护形式：顶板完整时，采用采用单体液压支柱配合木柱帽进行支护。顶板破碎或遇到地质构造时，应及时用木大板代替木柱帽进行支护，严防冒顶等事故的发生。柱距0.5m±50mm，排距1.1±0.1m，高度不低于1.8m。柱子迎山有力，打成一条直线并用麻绳联锁。=3\*GB2⑶、二三排控顶，见三回一，并在切顶排打齐密集支柱和托棚，加强支护，增强切顶能力。=4\*GB2⑷、机头、机尾三角煤处，要注意加强顶板管理，每次移架时，要尽量抵住煤壁。当出现煤壁片帮时要及时移架进行支护，不接顶处要及时背大板接顶，确保行人及作业安全。六、打眼、放炮安全技术措施采面正常回采时不放炮，如遇特殊情况需打眼放炮（采面变长或变短，机头、机尾须做超前，做机窝、出现底鼓、过断层、支架过低不能通过煤机等情况）需要放炮时，必须严格执行以下规定：㈠、打眼：1、根据现场条件布置炮眼。2、打眼工具为具有综合保护的煤电钻，电压127V，钎杆长度1.8m，使用YT-28型风钻打眼。3、打眼前必须对煤电钻及配件进行认真检查，不完好时，不得使用；同时，必须认真检查顶板、瓦斯、煤壁及支架情况，发现问题及时处理，处理好后，方可作业。打眼时，采煤机、运输机必须停电闭锁。4、打眼者必须衣帽整齐，打眼时精力集中，发现异常必须立即停止打眼，进行检查处理，严禁带“病”作业。5、禁止在老炮眼或残眼内重新打眼，禁止在煤岩裂隙和节理上打眼。煤层最小抵抗线不得小于0.5m，岩层最小抵抗线不能小于0.3m。6、打眼结束，要切断电源，将煤电钻清理干净，并把电钻、钻杆、电缆盘放在采面以外10m安全、干燥、洁净的地方。㈡、风钻操作管理1、钻眼前风钻要进行如下检查：⑴、风钻接风、水管前，检查管口内是否有脏、杂物；如有时要用风、水吹冲干净，检查风、水管线是否完好畅通，接头是否连接牢固。⑵、零部件是否齐全，螺丝是否坚固，并注油进行试运转。⑶、注油器要装满油脂，油脂要清洁，并调节好油阀。⑷、运转声音是否正常，各操作把手是否灵活可靠，有无漏风、漏水现象，钻架的升降是否灵活等。⑸、钻头安装是否牢固，钻杆中心孔和钻头出水孔等是否畅通。2、在钻眼过程中，工作人员必须精力集中，注意观察钻进情况。3、发现有煤岩变松、片帮、来压或钻孔中有压力水，水量突然增大，或出现有害气体涌出等异常现象时，必须停止钻眼，钻杆不要拨出，并向有关部门及时汇报，听候处理。工作人员应立即撤至安全地点。4、钻眼中，发现有钻头合金片脱落、钻头弯曲或中心孔不导水时，必须及时更换。5、严格按标定的眼位和放炮说明书规定的炮眼角度、深度上数进行钻眼。凡出现掏槽眼相互钻透或不合格的炮眼，必须重新钻眼。6、钻眼时要随时注意煤岩帮、顶板，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。7、钻眼中，出现粉尘飞扬时要停止钻进，检查水管是否有水，钻头、钻杆中心孔是否畅通，处理后再钻眼。8、在钻眼过程中，发现钻眼机具的零部件，设施等出现异常情况时，必须停钻处理。9、钻眼时，钻杆不要上下、左右摆动，以保持钻进方向；钻杆下方不要站人，以免钻杆折断伤人。10、操作风钻的要求及注意事项：⑴、打眼时，风钻司机和领钻人员要相互配合，司机站在风钻后侧面，手握把手，调整钻架（气腿）到适当高度；领钻人员要站在一侧，避开司机视线，手握钻杆，把钻杆放在用镐刨出的眼窝上。⑵、遇有突然停风、停水时，应将风钻取下，钻杆拔出，停止钻眼。⑶、更换钻眼位置或移动调整钻架时，必须将风钻停止运转。⑷、按时向风钻注油器内注油，不得无润滑油作业。⑸、打完眼后，应先关闭水管阀门，使风钻进行空运转，以便将风钻内的水吹干，防止生锈。⑹、打眼时，采煤机、运输机必须停电闭锁。⑺、打眼时，要三人以协同作业，有专人观山，打眼以上地点严禁有人移架。⑻、人员进入煤墙作业时，要专人观山，去掉危岩和敲帮问顶，防止片帮伤人。⑼、用风钻打眼时，班长要现场指挥，严禁违章作业。11、使用风钻钻完眼后，应将钻眼工具，设施撤出工作面，存放在安全地点；将风、水管阀门关闭，软管盘放整齐。㈢、装药与放炮：1、必须使用合格的煤矿许用炸药，进风巷要配备专用的木质药箱，火药入箱加锁管理。雷管由放炮员携带。2、装药前，要对装药地点的瓦斯、煤壁及支架情况进行认真检查，确认安全后，方可进行。装药时，采煤机、运输机必须停电闭锁。3、装药要用木质炮棍，药卷要轻轻推入，各药卷必须彼此接触，炮眼必须用炮泥、水炮泥填满充实。4、爆破采用正向毫秒爆破，使用1-5段毫秒延期电雷管，总延时不超过130ms。5、放炮必须严格执行《煤矿安全规程》中“分组装药，但一组装药必须一次起爆”之规定。每组放炮采取自下而上的顺序依次起爆。6、放炮必须坚持一炮三检制和三人联锁放炮制。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.5%，严禁爆破。7、放炮前应对放炮地点附近的机电设备、支架明柱、电缆管线等采取妥善措施予以保护(可用废旧输送机胶带)。8、放炮前，所有人员撤离到距放炮地点75m以外的安全地点，并由专人专职警戒。9、放炮前后，应对放炮地点20m范围内彻底冲尘，严禁在煤尘超限情况下放炮。10、坚持一次装药一次起爆。放炮后要认真检查有无瞎炮存在，如有瞎炮存在，必须在距瞎炮眼0.3m处重新打一与之平行的炮眼，重新装药起爆，严禁用手拉、用镐刨。11、放炮前后，应及时对放炮地点5m范围内的支架重新补液加强支护，如有松动、歪斜支架及时处理，否则不准开工。12、放炮后应及时打临时支护，支护好顶板后再清浮煤。13、人员进入煤墙作业前，必须做到（1）坚持敲帮问顶，严防伞檐煤脱落及顶板掉矸伤人；（2）有专人观山，专人指挥；（3）停止采煤机、运输机运转；（4）上下5架不得有人擅自动支架。14、打钻时，严格执行打钻安全技术措施。15、顶板破碎时，必须先临时维护顶板，而后方可打眼放炮。16、放炮安全地点以外人员躲入架间内。第三节机电维修与操作安全技术措施一、拉移开关列车安全技术措施1、拉移工作必须有机电班长以上干部现场指挥，负责安全。2、拉移前，将风巷JH-11.4T绞车稳固在开关列车外合适位置，要求绞车压戗柱齐全，各部完好，操作按钮、开关隔离手把灵活、可靠，钢丝绳无断丝、断股，钩头绳卡拧紧、上牢，数量符合要求。3、拉移前，所有待拉移的电器设备隔离手把打到零位，上一级电源馈电也要停止供电，严禁带电移动电器设备及电缆。4、拉移前，拔出的接地极、备品备件等放在开关列车上，并将列车两侧影响拉移的浮煤、杂物清理干净。5、拉移时要分工明确，盘电缆、散电缆、看开关列车、传信号、看平轮人员各负其责，相互照应。6、拉移时，绞车司机站在绞车的侧后方，精力集中，听准信号，注意观察绞车运行、钢丝绳受力等情况，发现异常，及时停车处理。7、拉移距离以负荷电缆拉直散开为宜。8、钩头绳与列车及列车间的连接只能使用专用销子进行连接。连接要按照规定连接牢固可靠。9、开关列车拉移到位后，及时打上戗柱，并用40T链条，链环穿丝戴帽将其固定在轨道上，防止下滑。10、拉移后，由专职电工摇测开关、电缆的绝缘程度，确认无问题后，将电缆悬挂整齐，接地极打入巷道底板后，方可按规定送电，试车。11、钢丝绳涨紧区、三角区内严禁站人。二、刮板输送机、转载机掐(接)链安全技术措施1、掐(接)链工作必须有班长以上干部统一指挥，由专人操作，配合一致。2、转载机、运输机掐(接)链方法相同，采用紧链器，阻链器掐(接)链时，必须符合以下要求：⑴将运输机拉空，且掐链位置处于过渡槽处。⑵安装好紧链器和阻链器，紧链器安设在减速器第一轴上，阻链器安设在过渡槽上的预设孔中，卡住链环，活块卡住槽帮；⑶反转点动电机，幅度不可过大；⑷首先松开涨紧装置，目测链条松紧合适时，立即转动紧链器上的手轮，同时切断电动机电源，利用紧链器使闸盘制动；⑸掐(接)链后，重新用合适的链条，使刮板链条形成封闭；⑹松开制动手轮，待刮板链条完全停止，取下阻链器；⑺开启运输机，观察链条松紧程度是否合适，一般在链轮下方有两个至三个松弛链环为宜。3、掐(接)链工作必须固定专人看管与操作紧链器手轮，专人看管运输机开停车按钮，专人指挥与观山。4、运输机司机必须听准信号，开停及时，停车后，不准离开工作岗位，点车幅度适当，严防幅度过大造成阻链器颠覆，酿成事故。三、拉移转载机安全技术措施随着采面不断地向前推进，顺槽转载机将实现整机前移。为确保顺槽转载机整体前移过程中安全无事故，应注意做到如下几点：1、顺槽转载机的拉移，以千斤顶拉移装置为主。即：在顺槽转载机前方，靠皮带输送机两侧，将拉移千斤顶固定好，打牢压、戗柱，用锚链将顺槽转载机与拉移装置连接起来，顺槽转载机与皮带输送机之间，以滑轨（轨道）连接。需要推移顺槽转载机时，扳动手把，拉移千斤顶的活柱收缩，牵引锚链拉移顺槽转载机。当拉移千斤顶活柱收缩完毕后，若顺槽转载机仍需要继续推移，可重新将拉移千斤顶的活柱伸出到最大位置，重新固定好锚链，重复上述拉移过程。如此循环往复，即可实现顺槽转载机的推移。2、拉移顺槽转载机前，及时清理机头、机尾及转载机下浮煤杂物等必须及时清净运走，确保推移途中畅通无阻。3、拉移顺槽转载机时，队跟班干部或班长必须亲临现场，靠前指挥，及时检查、发现和处理推移过程中所遇到的各种实际问题，确保推移工作能够安全顺利进行。4、拉移顺槽转载机时必须设置专人观山，一旦发现有异常情况，要立即停止推移。只有在确认安全无误后，方可恢复推移工作。观山人员要躲至安全地点，其他无关人员严禁在此间滞留。5、拉移过程中,要坚持做到平稳推移,如发现阻力较大，难以推移时，要及时停止推移，查明原因，采取有效措施，进行处理。严禁强拉硬推。6、拉移过程中，必须认真检查顺槽转载机与皮带机尾之间的联结情况，确保其间搭接良好，严防意外事故发生。7、拉移千斤顶的压、戗柱，必须升紧打牢，支柱联锁，迎山有力，支撑有效。8、拉移千斤顶必须保持完好，一旦发现部件损坏，要立即予以更换。9、拉移千斤顶的支设位置，必须选择在顶板完整，避开地质构造带、压力异常变化区及顶板破碎处。10、转载机拉到位后要将拉移千斤顶外伸100-200mm，保证拉移锚链松弛，液压管路关闭，防止误操作。四、采面电器设备停送电安全技术措施1、检修采面电气设备时，必须严格执行停送电制度。操作前必须切断前一级开关电源，实行机械闭锁，并挂“有人工作，严禁送电"标志牌。送电时，应指定专人送电，禁止不联系盲目送电。2、停电后要先检查瓦斯、验电、放电，然后方可进行电气设备检修工作。3、电气设备检修工作，应选择在顶板完整、支架完好、周围环境瓦斯浓度低于0.5％的安全地点进行。电气作业应不少于2人，1人监护，1人操作。4、检修完毕要进行全面检查，确认无误后方可联系送电。5、所有电气设备，严禁明火操作，杜绝失爆现象。6、严禁带电移动、拆接、检修电气设备和线路。7、每一生产班必须指定具体负责人，全采面所有电气设备每班至少进行一次检查维修，确保电气设备台台件件完好，不失爆。8、电气设备的保护装置必须灵敏准确可靠，严禁甩掉保护。9、采面所用电缆必须吊挂整齐，挂标志牌，标明用途，对带电的电缆不许拖地，严禁用铁丝吊挂。10、每台电气设备要挂标志牌，标明设备的名称、型号、电压等级、容量、电流、用途、包机人等。11、各电气设备均按有关规定进行检修，对各保护装置进行试验，并有检修记录和运行试验记录。12、严禁故障不排除，用试送电方法查找故障。五、小绞车操作、维修、管理安全技术措施1、小绞车司机必持证上岗，严格执行小绞车司机操作规程。2、绞车司机开车前要全面检查：⑴检查绞车各部件齐全牢固，达到完好标准。⑵检查压柱是否齐全、牢固可靠。⑶检查开关手把、开停按钮、必须灵敏可靠。⑷检查声光信号是否齐全、完好，确保畅通。⑸检查钢丝绳有无扭劲、打结、轧伤、断股、变形现象，如有轧伤或断股时及时更换。⑹检查钩头绳及保险绳、绳卡必须齐全、牢固。⑺开车前，试运转、检查制动闸、离合闸是否可靠，转动声音是否正常，发现问题及时处理，严禁绞车带病运转。3、开车前，先发出信号，听到回号，确认无安全问题后，方可开车。4、开车时，绞车司机必须时刻注意绞车绳的受力状况及其在滚筒上的缠绕情况，严防咬绳，松绳时，绞车绳在滚筒上的缠绕量不得低于三圈。5、绞车运行时，绳道及三角区、行车区不得有人。6、车未停稳，掩牢前，严禁松开制动闸，车到终点后，要及时停车。7、开车前，绞车司机必须思想集中，听准信号，发现异常及时停车。8、绞车必须离道间距不得小于0.5m，需反向拉车时，必须挂平轮导向，不准去掉护绳板。9、绞车司机离开绞车时，必须把开关手把打到断电位置，并加闭锁。10、各部绞车均要包机到人，保持完好，绞车周围清洁卫生，无杂物。11、变坡点及更换钩头处必须设牢固挡车器，车过前打开，车过后及时关闭，完善一坡三挡设施，并要正确使用。卸车及临时停车地点均要设临时挡车器，严防跑车。12、斜巷下车提车时，应坚持专用销子连接挂车，除平巷对拉绞车外，必须挂保险绳，设专人把住任何可能进入行车区的通道口，并严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，严禁放飞车。13、处理掉道时应设专人指挥与观山，处理时车身倾斜侧及下方侧，不准有人，处理掉道车时，不准用绞车硬拉，不准松开制动闸。六、采面运输机司机、转载机司机操作安全技术措施1、司机必须持证上岗，严格按操作规程规定执行。2、开车前，全面检查：⑴检查机头、机尾转动装置，链条、链环、刮板是否齐全、紧固；⑵检查电机、减速机冷却水开启是否适当。消除机头、机尾、减速器及连接罩上杂物，以利于散热。⑶检查开停按钮是否灵活可靠，信号是否畅通、清晰可靠，各种操作线悬挂是否合理。⑷检查洒水喷头是否完好。⑸检查链轮轴组运转是否正常、是否漏油，辅助油箱油位是否不足,电机是否正常运转，减速机是否漏油，有无异常声响和震动，箱内油温不得超过90℃。⑹检查机尾是否有过多的回煤，必要时应找出原因。3、启动前，先发出信号，待有回号后，方可点动两次，然后开车，严禁预约开车，点动间隔10～15s为宜。4、开车前，各部司机必须集中精力，听准信号，开停及时，对由采面拉出的长物料及大块煤矸，必须及时停车处理。5、司机操作时，必须躲离机头正前方，选择帮顶完好处，且便于观望的安全地点操作。6、运输机、转载机运转时，严禁机头正前方有人通过、逗留。7、转载机、运输机掐接链时，需要点车时要严格按信号或指挥点车。8、开车前，先开电机、减速机冷却水，无水严禁开车，停机时及时停水。七、采煤机司机操作安全技术措施1、采煤机司机必须持证上岗，严禁无证操作。2、每班采煤机司机至少配二人，各自分工明确，各负其责，具体划分如下：⑴由主司机负责主要按钮的操作(包括隔离开关、开停按钮、闭溜按钮、信号按钮等)通常在右侧，并负责滚筒的升、降、右方向的看护，右侧离合器的操作及电缆拖拉链移动是否正常。⑵副司机配合主司机操作，负责监视各种压力表指示状况，左滚筒的升降，左侧离合器的操作；⑶停机时，必须有一名司机在岗看护，严防有人误动作，两名司机在岗时，各负其责，一名司机在岗时，全面负责。3、严禁任何无证人员擅自动作采煤机。4、开车前，必须全面检查：⑴检查各部联接螺栓是否齐全、紧固；⑵检查各手把及按钮是否灵活可靠；⑶检查各处油量是否充足；⑷各处密封是否完好、不漏液；⑸检查洒水装置及喷嘴是否齐全且雾化效果好；⑹检查采煤机截齿是否齐全锋利；⑺检查齿轨是否牢固可靠，是否缺固定销，采面有无挡煤板掉等异常情况，发现问题及时处理。5、采煤机起动前，必须先喊话和发出信号，主副司机巡视前后5m内，确认无不安全因素时先送水、送电、挂离合器，方可起动开车，并检查采煤机牵引及滚筒升降是否正常，停机时，将隔离开关手把、控制电源手把打到停止位置，停机摘离合器、停电、停水，将两滚筒放在底板上，并清除机身上的浮煤。6、为避免发生意外，摘离合器后，必须重新点车，确认是否有效。7、检修采煤机时，必须将隔离手把，离合手把、控制电源手把等打到停止位置，还必须闭锁运输机，并通知运输机司机。8、一般情况下，不准重负荷起车或停车。9、采煤机司机必须业务熟练，听力视力良好，割煤时，要集中精力，开停及时，加强巡视严防煤墙片帮掉(飞)矸伤人，搞好自主保安。采煤机司机应坚持“六不割”，不留伞檐煤。10、割煤时滚筒要放到适当高度，严防割支架顶梁。11、不准用采煤机牵拉、顶推、托吊其它设备、物料。12、人员进入煤壁作业时，采煤机必须停止运转并闭锁运输机。13、更换截齿或检修滚筒及其它部位时，必须将采煤机隔离手把打到“零”位，闭锁运输机。14、排除采煤机故障，需打开盖板时，上方要搭布棚，防止碎矸、碎煤及其它杂物进入油池。15、采煤机运行中，外部停电造成停机后，必须按下停止按钮，隔离手打至“零”位。16、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，不许用急停按钮停采煤机。17、收工时必须将隔离开关，离合手把、控制电源手把打到零位。八、支架工操作安全技术措施1、坚持擦顶移架，即同时动作降柱和移架手把，移完架后及时升架。2、操作人员不准坐在挡煤板上或脚蹬支架底座前端操作，抬架时底座提起不准用脚蹬底座前的浮煤，防止底座下沉挤脚。3、当煤墙侧有人工作时，上下五架不准擅自动架并设专人观山。4、利用侧护板调(抬)架时，人员应屈身作业，严防支架顶梁突然下沉伤人，支架上、下销齐全，卡环、贯销齐全。5、更换胶管和阀组，液压元件时，只准在卸压后无压状态下方可进行，严禁将高压油管出口对准人。6、拆管时，先将支架手把打到零位，一手握紧油管，一手将U型卡拆除，如不可靠，可将油管接头用铁丝捆到固定部位上；安装时，必须确保U型卡齐全，管路接头无杂物，必须保持清洁卫生。7、严禁铁丝及其他异物替代U型卡。U型卡必须全部插入。8、杜绝支架跑、冒、滴、漏现象。九、电工操作安全技术措施1、电工必须持证上岗，熟悉采面供电系统，所用开关工作原理及故障处理方法。2、严格执行停送电制度，停送电要有专人负责，并挂设标有“有人工作，不准送电”内容的停电标志牌，有机械闭锁的要锁住开关手把，严禁预约送电或用电话联系送电，必须坚持谁停电，谁送电原则，严防误送电造成意外。3、严禁带电检修和搬迁电气设备及电缆，停电后检查周围环境中瓦斯浓度，确认瓦斯浓度不大于0.5%，方可验电(所用验电笔必同电源电压相适应)和放电。4、电器设备检修应在支护完好，周围环境中瓦斯浓度在0.5%以下时工作，作业时不少于2人，1人工作，1人监护。5、严禁随意甩掉各种保护，禁止强行送电或用强行送电方法查找故障。6、保护好各种电气设备的防爆面，并涂防锈油。7、对配电系统的各种整定值，严禁任何人随意调整。8、所有电器设备必须防爆，做到“三无”、“四有”、“三全”、“三坚持”。9、定期检查电气设备的防爆性能，绝缘性能，保护性能，对不符合要求的设备配件应及时更换，保证安全生产。10、采面通讯照明齐全，电缆悬挂整齐。十、检修工操作安全技术措施1、检修转动部位时，必须停本机馈电及起动开关，并设专人看守开关。2、安装和检修机械时，严禁将手放在齿轮和容易转动的部位，拆卸大型机械时，身体不许站在机械重力下方及倾斜的方向，严防大件摆动、下滑。3、更换大件时，必须做到：⑴要有专人负责；⑵维护好顶板，执行敲帮问顶制度，杜绝空顶作业；⑶上、下五架支架闭好帮并关闭护帮板截止阀；⑷起吊和移动大件时，所有人员必须站到安全地点；⑸导链平轮悬挂位置角度适当，并用40T链条，链环螺丝带帽固定好；⑹更换煤机大件时，必须停运输机，闭溜子，采煤机磁力开关必须停电并设专人看管或挂停电牌；⑺更换运输机大件时，必须停其磁力开关，设专人看管或挂停电牌。4、更换液压支架片阀与液压元件时，必须先停止本架供液，即关闭本架总进液管路上的截止阀；拆卸时，一手握紧油管，另一手将U型卡拆掉。5、定期检查各部件螺丝是否紧固，定期加油，确保机械运转正常。6、检修机械设备时停电闭锁，专人看管，严禁机械运转时处理事故。7、检修工必须做到以下几点：⑴每日检查a、重复每班检查项目。b、刮板链张紧是否松紧合适，两条链是否一致。c、链轮有无损坏。d、拨链器是否正常，不能有歪斜、卡链现象。⑵每周检查a、重复每日检查项目。b、检查传动部是否安全可靠、有无损坏；检查各紧固件，松动的要拧紧，损坏的要更换。⑶每月检查a、重复每周检查项目。b、取一段链条进行检查，检查伸长量达到或超过原始长度的2.5％，则换新链条。标准链环节距为108±1.1mm。十一、泵工操作安全技术措施1、司机必须持证上岗，听准信号，开停及时。2、开泵前，必须全面检查泵站的完好状况，确保各联接螺栓齐全紧固，各截止阀灵敏可靠，乳化液配比在3～5%,液面超过乳化液箱2/3，各部位密封完好。3、修理、更换液压管路时，必须停泵并关闭主供液管路截止阀，不准带压修理或更改液压元件；停泵后，严禁预约或打电话联系开泵，应坚持谁联系停谁联系送的原则。4、收工后，应及时清除泵站前后的浮煤油污，班中坚持冲尘，杜绝煤尘超限。十二、液压支架拔缩立柱机械加长段安全技术措施1、拔缩立柱机械加长段(简称加长段)，必须两人以上配合作业，先观察顶板状况，如遇顶板破碎，煤体松软时，必须要先维护好顶板，防止掉矸伤人。2、关闭主管路截止阀，动任一操作阀卸载，分别将左立柱上（下）腔与右立柱下（上）腔油管进行调换，去掉贯销，将卡环套上移去掉卡环，打开主管路截止阀操作立柱，当其升(降)到需要高度时，停止供液把立柱卡环套安装好后，再进行另一根立柱，伸缩加长段(方法同上)，同一组支架两根立柱加长段伸缩必保持一致。３、长