采矿工程专业毕业论文极薄煤层采煤工艺设计

采矿工程专业毕业论文--极薄煤层采煤工艺设计目录中文摘要I1引言12采煤工作面概述221采煤工作面位置及开采范围2com2com围222采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系2com煤层的关系2com已采区的关系223采煤工作面与地面相对位置的关系33地质概况331煤层赋存情况332围岩的性质及其对采煤的影响433地质构造及水文地质情况54可采储量及可采期541可采储量计算542可采期计算55巷道布置与生产系统651巷道布置652生产系统9com统9com统9com统10com尘系统106采煤工艺1561采煤工艺的选择1562采煤工艺15com15com18com18com支护18com处理207生产技术管理2171循环方式2172作业形式2173工序安排2174劳动组织2275循环图表2376主要技术经济指标248安全技术措施2481机械设备安全操作措施24com输机24com输机溜子25com2682支护回柱安全措施2683工作面初采收尾安全措施2784破碎带和断层的措施2885防止冒顶2886防止放炮崩倒支架2987综合防尘措施2988避灾线路299设计总结29参考文献30摘要四川开采极薄煤层煤层厚度08米以下的小煤矿所占比例很大受资金煤层赋存条件煤层厚度开采技术水平等因素影响目前仍有相当数量的小煤矿开采不规范回采工艺落后机械化程度很低生产能力很小生产规模在3-6万吨年的矿井占半数以上安全生产条件较差随着国家对煤矿要求的不断提高以及政策趋势很多小煤矿如果不完善系统调整采掘布局改善采煤工艺提升矿井能力将无法生存基于四川小煤矿生产和极薄煤层开采现状根据现行有关法律法规及行业发展趋势本着经济合理技术可行安全可靠的原则设计一套极薄煤层采煤工艺供开采极薄煤层的小煤矿参考关键词小煤矿极薄煤层采煤工艺1引言四川煤炭资源少煤炭产量低小煤矿数量多煤矿事故多发四川煤炭资源储量占全国不到1年产量仅占全国的45左右煤矿死亡人数占全国煤矿死亡人数10左右2006年四川煤矿总数在3000个左右其中生产规模在9万吨年或以上的煤矿数量不到100个约2100个煤矿生产规模在6万吨年或以下通过近两年整顿关闭整合技改工作3万吨的矿井部分被关闭部分通过整合技改或独立扩能达到6万吨或以上的生产规模小煤矿数量有所下降生产规模有所上升国家安监总局2003年12月发布了《国家安全生产发展规划纲要》20042010决定实施安全生产三步走战略目标2008年10月17日国家四部门《关于下达十一五后三年关闭小煤矿计划的通知》继续推进小煤矿整顿关闭工作进一步淘汰落后生产能力

2采煤工作面概述21采煤工作面位置及开采范围com采面处于372水平位于井田南翼西面为首采区工作面编号及名称为1101对拉采煤工作面com围该矿开采K7煤层开采标高为423～370m井田走向长约3000m倾斜长约2000m开采面积为378平方公里储量约150万吨矿井采用斜井开拓主斜井井口标高为5544ｍ长437ｍ坡度为25°延伸至距K7煤层10ｍ的底板岩层落平后与井底车场南北两翼运输大巷相连与主斜井相距40ｍ的副斜井风井井口标高为5544ｍ长429米坡度为25°延伸至K7煤层落平后与总回风巷南北两翼回风大巷相连1101对拉采煤工作面开采单一煤层即K7煤层工作面走向长200m其中单面长100m倾斜长700m22采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系com煤层的关系K7煤层下部相距6m左右为K6煤层由于K6煤层太薄02m故放弃开采K7煤层上部无其他煤层com已采区的关系1101对拉采煤工作面南部为井田边界受断层影响距井田边界135m西部为F11断层东部及北部为未采区因而该采面周边无采空区不受采空区瓦斯和水影响23采煤工作面与地面相对位置的关系1101对拉采煤工作面距地表在150米以上相对主要是山坡农田及少量民房无河流湖泊高层建筑铁路和等级公路开采对地表影响不大3地质概况31煤层赋存情况1101对拉采面煤层走向约190°倾向约285°倾角1～3°平均2°倾角较稳定所采煤层为K7煤层总厚度约085m为多层结构可采纯煤总厚05m左右主要结构为3煤夹2矸煤层柱状图见图3-1第一分煤层底分层01m第二分煤层中分层04m为主要可采煤层第三分煤层008m煤层硬度15左右容重约15tm3原煤平均灰分Ad3641平均挥发分Vdaf图3-1K7煤层柱状图32围岩的性质及其对采煤的影响K7煤层围岩属层状岩类地质属简单类型K7煤层综合柱状图见图3-2顶板易风化破碎开采时易冒落裂隙不发育含水性较弱基本顶厚约98m为灰白色石英砂岩煤层直接顶主要支护层位以泥质砂岩为主厚约75m左右岩内有发育的小滑动面直接顶岩石抗压强度147～441Kgcm2平均2863Kgcm2抗剪强度177～232Kgcm2平均2088Kgcm2抗拉强度为531～680Kgcm2平均575Kgcm2煤层伪顶以炭质页岩为主厚约040米含大量炭化的植物化石碎片近煤层处尤为增多夹煤线或炭质页岩1～2层与煤层过渡接触煤层底板岩性较稳定一般为灰～深灰色粘土岩水云母粘土岩含植物根部化石与煤层多呈明显接触局部为过渡接触仅个别地段砂质粘土岩或粉砂岩与煤层呈急剧接触距煤层081～022米处见1～2层煤线或炭质页岩4～6米内往往见到K6煤层已变为煤线图3-2K7煤层综合柱状图33地质构造及水文地质情况据已掘巷道情况采面西翼为F11断层延伸段走向180°倾向90°倾角23°F11断层在本采区内呈曲线状态延长起伏不大通过巷探40m无见煤象征遂将此断层作为矿界煤柱采面煤层位于侵蚀基准面及地面水之下坚硬岩层的裂隙不够发育地质构造较简单顶底板岩层较稳定或不稳定西翼有少量断层水渗透但不影响开采34瓦斯煤层和自然发火情况本工作面为首采工作面相对瓦斯涌出量为836m3t绝对瓦斯涌出量为087m3min属低沼气经四川省煤炭产品质量监督检验站检测该矿K7煤尘无爆炸危险煤层自然发火倾向性等级为III级属不易自燃煤层4可采储量及可采期41可采储量计算ZLSｍK700ｍ×200ｍ×05ｍ×15tm3×9710185Kt式中Z工作面可采储量KtL采煤工作面倾向长度mS采煤工作面走向长度mｍ煤层厚度m煤层实体密度tm3K工作面采出率42可采期计算T＝ZA＝10185Kt÷90Kta＝113a式中T采煤工作面可采期aZ采煤工作面可采储量KtA工作面生产能力Kta5巷道布置与生产系统51巷道布置1101采煤工作面采用倾斜长壁俯斜后退式开采工作面主要布置3条巷道其中1条机巷2条风巷机巷位于中间机巷左右两边相距100m各为1条风巷3条巷道均倾向布置270°沿煤层平行掘进至西部边界后沿走向布置开切眼贯通3条巷道形成采煤工作面及通风系统巷道布置示意图见图5-1巷道断面图见图5-2和图5-3巷道掘进时应保持煤层位于巷道中部便于转载根据邻近煤矿K7煤层巷道帮压较明显的现象巷道设计为梯形断面采用架棚支护形式附巷道布置平面图图5-11101采煤工作面巷道布置示意图表5-11101采煤工作面巷道特征表巷道名称 巷道编号 断面形式 净断面规格 用途 顶宽㎜ 底宽㎜ 巷高㎜ 面积㎡ 机巷 1101 梯形 2000 2300 2000 43 进风运煤行人 风巷 11011 梯形 1500 1800 2000 33 回风运料行人 风巷 11012 梯形 1500 1800 2000 33 回风运料行人 表5-2巷道支护形式及相关参数表巷道名称 支护形式 棚距㎜ 前倾后仰° 立柱斜度° 选用材料 1101机巷 架棚 900±100 90±1 85±05 横梁使用11＃矿工钢柱腿使用12㎝×15㎝×200㎝的钢筋混凝土预制件 11011风巷 架棚 900±100 90±1 85±05 横梁使用9＃矿工钢柱腿使用12㎝×15㎝×200㎝的钢筋混凝土预制件 11012风巷 架棚 900±100 90±1 85±05 图5-21101机巷断面图图5-31101111012风巷断面图上述支护形式在乐山犍为嘉阳煤矿犍为吉达煤矿等几家煤矿使用效果比较好而且可回收循环使用维护较方便也有部分煤矿使用锚杆支护安全效果仍然较好也不需回收但维护难度较大如乐山犍为谢石盘煤矿塘坝煤矿等柱腿可用钢筋混凝土预制构件也可使用矿用工钢各矿可根据矿井实际和经验考虑52生产系统com统主斜井采用2JTP-12-08绞车电机55KW串车提升一次串车4-5个主要运输大巷采用CTY256G矿用防爆型蓄电池机车运输1101采煤工作面主要采用刮板运输机运输附运输系统图1煤炭运输系统采煤工作面采用SGD-42030型刮板运输机转载至顺槽机巷SGB-42030型刮板运输机再经机巷TD75B650型皮带运输机运至机巷入口附近集中煤仓再经煤仓下放至下部车场KFU-075型矿车内由CTY256G矿用防爆型蓄电池机车拖至井底车场最后经2JTP-12-08绞车提升至地面御载2材料运输系统支护材料经地面2JTP-12-08绞车下放至井底车场后经CTY256G矿用防爆型蓄电池机车拖至采区联络斜巷下部再经JD-114型矿用调度绞车提升至采区联络斜巷上部再由人力推车经工作面回风巷运至工作面3设备运输系统在机巷皮带运输机旁设有轨距为300㎜的轨道采用自制300㎜轮距设备运输车运送进出设备主要是检修更换设备其他设备已在皮带运输机安装前运到各安置点表5-3采煤工作面主要运输设备表设备名称 型号 长度 台数 电机功率 运输能力 刮板运输机 SGD-42030 100m 2 30Kw 60th 刮板运输机 SGB-42030 120m 1 30Kw 80th 皮带运输机 TD75B650 580m 1 22Kw 120th com统矿井水文地质条件中等矿井正常涌水量1008ｍ3d最大涌水量1992ｍ3d在主斜井井底设有中央泵房水泵房安装有3台D46-30×745KW水泵安装有两趟80×5排水管路主副水仓容量均为200ｍ31101采煤工作面在巷道掘进过程中未发现有涌水现象邻近煤矿也无涌水现象如在开采过程中出现涌水可设置临时简易水仓架设临时管道排入南翼运输大巷水沟自流入井底主水仓再经井底中央泵房D46-30×745KW水泵抽排于地面附排水系统图com统矿井采用双回路供电两回路来自不同的变电所且不同的母线端地面架空线路电压为10KV经2台S9-630-1063型变压器变为6KV电压后向井下中央变电所供电各采区为660V电压供电采煤工作面电源来自井底中央变电所供电电压为660V采用MY3×501矿用电缆供电附供电系统图表5-4采煤工作面用电设备负荷统计设备名称 规格型号 使用地点 数量 额定容量Kw 用途 刮板运输机 SGD-42030 11011采面 1台 30Kw 采面运煤 刮板运输机 SGD-42030 11012采面 1台 30Kw 采面运煤 刮板运输机 SGB-42030 机巷顺槽 1台 30Kw 机巷运煤 皮带运输机 TD75B650 机巷 1台 22Kw 机巷运煤 链式截煤机 MJL-30 11011采面 1台 30Kw 采面截槽 链式截煤机 MJL-30 11012采面 1台 30Kw 采面截槽 煤电钻 MZ-15 采煤工作面 2台 3Kw 采面打眼 合计 8台 175Kw com尘系统一采煤工作面需要风量计算矿属低瓦斯矿井按采煤工作面瓦涌出量气候条件1次爆破炸药最大用量工作面同时作业最多人数进行计算取其最大值作为采煤工作面的需风量按瓦斯涌出量计算涌出量涌出量Q采100×q采×K采CH4m3min式中Q采采煤工作面需要风量m3minq采回采工作面回风流中平均绝对涌出量经统计计算该采煤工作面为057m3minK采CH4回采工作面瓦斯涌出不均衡系数经统计计算为1则Q采100×057×186m3min按气候条件计算Q采Q基本×K采高×K采面长×K温m3min式中Q采采煤工作面需要风量m3minQ基本不同采煤方式工作面所需要的基本风量m3minQ基本60×工作面控顶距×工作面实际采高×70×适宜风速不小于10ms式中工作面控顶距取工作面平均控顶距为m工作面实际采高实际采高为08m适宜风速取10ms则Q基本60××08×70×101176m3minK采高回采工作面采高调整系数工作面采高为08m取10见表K采面长回采工作面长度调整系数工作面长10m取10见表K温回采工作面温度与对应风速调整系数工作面温度为20取10见表表K采高回采工作面采高调整系数表采高m 20 20～25 25～50及放顶煤面 系数K采高 10 11 15 表K采面长回采工作面长度调整系数表回采工作面长度m 80～150 150～200 200 系数K采面长 10 10～13 13～15 表K温回采工作面温度与对应风速调整系数表回采工作面空气温度 回采工作面风速ms 配风调整系数K温 20 10 10 20～23 10～15 100～110 23～26 15～18 110～125 26～28 com com 2830 25～30 140～160 则Q1176×10×10×101176m3min按照1次爆破最大炸药使用量计算Q采25×Am3min式中25每使用1kg炸药的供风量m3minA采煤工作面一次爆破炸药最大用量kg则Q采25×1518m3min按照工作面最多人数计算Q采4×Nm3min式中4每人每分钟应供给的最低风量不小于4m3minN采煤工作面同时工作的最多人数面为人则Q采4×120m3min按风速进行验算60×025×S大Q采60×4×S小式中S大工作面最大控顶距m工作面采高08m即S大m2S小工作面最控顶距m工作面采高08m即S大m2则60×025×S大60×025×3248m3min60×4×S小60×40×24576m3min根据上述计算取其最大值面需风量为m3minm3minm3minm3min经风速验算采煤工作面的风速符合要求101对拉采煤工作面需风量计算≥15工作面回风瓦斯传感器报警点为1断电点为≥1断电范围均为巷道内非本质安全型电气设备2传感器安设位置工作面甲烷传感器安设在回风巷距离工作面小于或等于10米处工作面上隅角甲烷传感器设在工作面上隅角栅栏处工作面回风甲烷传感器安设在距工作面回风巷回风口10至15米处3传感器悬挂位置甲烷传感器垂直悬挂在巷道顶板下距离顶板不大于300mm距离巷道侧壁不小于200mm处该处巷道顶板要坚固无淋水五防尘供水系统该矿K7煤层经鉴定无自燃倾向性无煤层爆炸危险矿井在地面建有容量为250ｍ3的消防水池采用50㎜钢管向井下供水1101采煤工作面防尘供水水源从地面消防水池用Ф50mm钢管主管道经总回风斜巷引到南翼回风巷1101机道1101111012风巷分别用Ф20mm钢管分管道在南翼回风巷的Ф50mm主管分接敷设到采煤工作面在Ф20mm管路上每隔50米设有三通便于洒水防尘时接软管在各转载点皮带运输机机头机尾刮板运输机机头煤仓等设置喷雾降尘装置在1101111012回风流中设置风流净化水幕六管路系统1液压系统在1101机巷煤仓附近安设BR-X322545B型乳化液泵站经液压管输送至工作面供单体液压支柱使用液压泵站水源在机巷防尘供水管上分接2压风系统矿井掘进采用炮掘工艺本无需安装压空管路但根据国家安全监管总局《关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯压空防尘供水系统的紧急通知》安监总煤行〔2007〕167号文件要求煤矿必须安装压空管路以便紧急救援时使用采面压空系统从地面压空房用Ф50mm钢管主管道经总回风斜巷引到南翼回风巷1101机道1101111012风巷分别用Ф20mm钢管分管道在南翼回风巷的Ф50mm主管分接敷设到采煤工作面在Ф20mm管路上每隔50米设有三通并安置吸气嘴3由于矿井为低瓦斯矿井无需安装瓦斯抽放系统由于工作面采空区充填采用工作面煤层上部伪顶矸石充填煤层又无自燃发火倾向故无需安装注浆充填管路七照明及通讯系统在1101机巷皮带运输机刮板运输机机头机尾处安装127V防爆照明灯工人行走及作业时使用KL14mA锂电无绳矿灯矿调度室安装TC-2000B程控交换机一台50门井下主要地点能与地面调度室联系矿区与外界采用座机联系在1101111012风巷距工作面20m处1101机巷皮带运输机刮板运输机机头机尾处安装矿用防爆通过MHY1×4×7038通讯电缆与地面程控交换机连接与地面调度室通讯联络6采煤工艺61采煤工艺的选择K7煤层纯煤厚度在03m-05m之间平均为04m平均倾角在2°左右属近水平极薄煤层煤炭平均热值为3570大卡Kg平均灰份在36左右煤质本身不是很好K7煤层工作面采高在06m-09m之间平均075m邻近煤矿曾采用过小滚筒采煤机一次采全高但生产出来的煤炭粉末所占比例在70左右含矸量很大外在灰份占20左右综合灰份占50左右热值在3500大卡Kg左右又无煤炭洗选设备人工选矸非常困难因而市场销售很成问题销售单价也很低不足300元吨加之小煤矿技术跟不上滚筒式采煤机经常出现故障生产中断现象时有发生综合考虑这些因素1101采煤工作面采用链式截煤机截槽后爆破落煤人工攉煤刮板运输机运煤单体液压支柱配合金属铰顶接梁支护顶板局部充填法处理采空区的采煤工艺62采煤工艺com一链式截煤机截槽采用MJ30型链式截煤机截煤槽槽口位置位于紧靠煤层底板的第一分煤层底分煤层采用单向截槽截缝高度015m截深100m截槽速度0-092mmin防尘方式使用冷却水至截煤部防尘截煤机进刀方式采用工作面机头机尾进刀截煤机截完一个循环后在机头或机尾开始下一刀进刀2松动爆破落煤只在第三分煤层布置单排眼顶眼采用MZ-15型煤电钻打眼无需布置腰眼和底眼1炮眼布置图图6-1炮眼布置图2炮眼说明书表6-11101采煤工作面炮眼说明书炮眼顺序 炮眼间距 炮眼深度 炮眼角度 炮眼装药量 封泥长度 起爆顺序 联线方式 1-81 m m 垂直 水平 Kg个 m 1-81 串联 12 10 0° 0° 0075 06 3爆破说明书表6-21104采煤工作面爆破说明书序号 名称 单位 数量 备注 1 煤层坚硬系数 F 15 2 爆破总体积 m3 768 3 炮眼个数 个 81 4 炮眼总长 m 81 5 炮眼利用率 100 6 每循环进度 m 1 7 每循环炸药消耗量 Kg 6075 8 每循环雷管消耗量 个 81 9 爆破方式 采用MF-200型发爆器一次起爆 4爆破材料消耗量表6-3循环爆破材料消耗量计算表炮眼名称 循环个数 角度° 眼深m 眼距m 炸药Kg 雷管 封孔 水平角度 仰角 俯角 距顶板 距底板 间距 种类 每眼装药量 每循环装药量 种类 段数 循环用量发 水炮泥个 封孔长度m 顶眼 81 90 0 0 1 01 07 12 2＃ 0075 0075 8＃ 瞬发 81 1 06 每循环炮眼数 81 每循环总炸药Kg 6075 每循环雷管数发 81 每循环水炮泥数个 81 com为尽量减少煤炭的含矸率采取人工装煤边装煤边选矸选出的矸石用于充填采空区减少地面固体废物的排放com1101111012工作面采用SGD42030刮板运输机运输至1101机巷SGB42030刮板运输机1101机巷刮板运输机转载至1101机巷TD75B650固定式皮带运输机皮带运输机运至采区煤仓由矿车转运至井底车场由2JTP-12绞车双钩提升至地面卸入煤仓com支护该矿K7煤层直接顶在75m左右多为灰色粘土岩或砂质粘土岩从邻近矿井及钻孔所获资料顶板易风化破碎开采时易冒顶裂隙不发育含水性较弱直接顶岩石抗压强度147～441kgcm2平均2863kgcm2抗剪强度173～232kgcm2平均2008kgcm2抗拉强度为531～680kgcm2平均575kgcm2底板抗压强度为224～501kgcm2平均3426kgcm2抗剪强度75～148kgcm2平均1272kgcm2抗拉强度为445～582kgcm2平均514kgcm21101对拉采煤工作面最大采高为085米最小采高为075米平均采高08米一回采工作面支护的选择1在控顶区内顶板最大下沉量Scom4×36×075108mm2支架高度的选择1支柱最大高度H支柱最大高度H取决于回采工作面的最大采高M及顶梁的厚度bHM-b850-90760mm2支柱的最小高度Hmin支柱的最小高度Hmin应考虑最小采高并要满足在回收支柱时必要的卸载高度a按实际情况一般选50mmHminMmin-b-a-s750-90-50-108502mm查表选用DW800-300100型外注式单体液压支柱配合DJB1000300型金属铰接顶梁其最大高度800mm最小高度573mm工作阻力最大300KN初撑力118～157KN活柱行程227mm能够满足支护要求3支柱的工作阻力工作面支护强度Pt4～8γM≈144KNm2单体液压支柱支撑能力查表得KN根支护密度＝÷150×045＝432根m2由上可见柱距选090m能满足要求排距选m 最大控顶距 4m 最小控顶距 3m 柱距 900㎜±10㎜ 排距 1000㎜±100㎜ 初期来压步距 30m 周期来压步距 20m 端面距 ≤300㎜ 顶底板移近量 ≤80㎜ 7生产技术管理71循环方式循环方式采用双循环双班生产一个生产班完成一个循环单班循环进度1m昼夜循环双班循环总进度2m72作业形式1101采煤工作面采取每天两准两采交替作业形式作业方式采取四六工作制每班六个小时每天四个班即两个采煤班分别与两个准备班间隔作业73工序安排1采煤工艺过程分析及相关工序由于采用截槽后爆破落煤人工攉煤刮板运输机运煤单体液压支柱配金属铰接顶梁支护人工矸石充填采空区的采煤工艺主要工序包括打眼截槽移溜爆破充填攉煤支护次要工序包括回柱运煤清理检修2各工序之间的关系打眼截槽为爆破落煤创造条件移溜为运输创造条件爆破为人工取矸充填及人工攉煤装煤创造条件充填有利于回柱回柱为支护创造条件清理为截槽移溜创造条件3各工序之间的顺序打眼→截槽→移溜→爆破→间隔回柱→选矸充填→二次回柱→攉煤装煤→运煤→支护→清理煤帮浮煤→检修4采准工作任务准备包括打眼截槽移溜爆破采煤包括回柱充填攉煤运煤支护清理检修5可以交叉作业的工序准备班可以交叉作业的工序包括打眼截槽移溜但应保持打眼在前截槽在后移溜第三作业方向相同相继保持5m距离采煤班可以交叉作业的工序包括选矸充填二次回柱临时支护可以交叉攉煤运煤可以交叉正式支护清理可以交叉检修截煤机煤电钻可同采煤作业平行74劳动组织表7-11101对拉采煤工作面劳动组织表序号 工种 出勤人数 合计 准备一班 采煤一班 准备二班 采煤二班 1 打眼工 4 4 8 2 截槽工 6 6 12 3 移溜工 6 6 12 4 爆破工 4 4 8 5 电钳工 1 1 1 1 4 6 采煤工 40 40 80 7 支护工 4 4 8 8 溜子司机 3 3 6 9 皮带运输机司机 1 1 2 10 泵站工 1 1 2 11 瓦检工 1 1 1 1 4 12 管理人员 1 1 1 1 4 合计 23 52 23 52 150 75循环图表76主要技术经济指标表7-21101对拉采煤工作面主要技术经济指标序号 项目 单位 数量 1 工作面长度 m 200 2 推进长度 m 670 3 煤层采高 m 08 4 循环进度 m 1 5 日循环数 个 2 6 日生产能力 t 270 7 月平均产量 t人月 10125 8 日出勤工数 工 86 9 全员工效 t工 313 10 直接工效 t工 675 11 杭木消耗 m3t 0007 12 炸药 Kgt 009 13 雷管 枚t 12 14 其他材料消耗 15 工作面回采率 97 8安全技术措施81机械设备安全操作措施com输机1胶带运输机操作工上岗前必须通过专业技术培训培训合格后方可上岗上岗后衣帽整齐衣袖裤角要扎好2操作工必须了解和掌握运输机的性能结构和安全常识懂得一般故障排除知识3进班起动机器前必须对皮带运输的各部件电机制动器滚筒托辊皮带连接扣拉紧装置等进行全面检查清扫残留在机头机尾底部的浮煤待一切确认无任何问题后方可开机运行4在运行过程中不得打瞌睡注意力集中时刻观察皮带运行情况一旦发现皮带跑偏打滑发出异常声响时必须马上停机检查处理或向机电人员反映在故障未排除或未查明故障原因前严禁开机5皮带运输机运行时严禁任何人触摸皮带或各传动部件严禁跨越皮带运输机更不允许任何人乘坐皮带6定期给皮带机各传动部件加油润滑定期检修做好皮带机头附近的防尘工作杜绝皮带机巷火源防止摩擦起火7皮带运输机电控部分必须与顺槽溜子实现闭锁即皮带运输机未启动时溜子不能运行皮带运输机停止时溜子必须停止运转com输机溜子1溜子司机必须经过专业培训合格后方可上岗操作2溜子司机必须熟悉和撑握溜子的性能结构和安全常识懂得一般故障排除知识3进班启动溜子前必须对溜子的各部件电机变速箱传动筒刮板U型螺栓刮板链尾轮等进行全面检查掺好机头机尾的固定支柱检查无误后方可启动溜子4溜子安装或移溜必须达到平直稳固四个方面的要求相邻溜槽端头靠紧搭接平整无台阶弯曲度不能过大垂直方向偏转不大于3°7°机头要用底梁垫好两台溜子直线搭接时机头最低点与机尾最高点之间距不小于300mm搭接长度不小于500mm垂直搭接时压茬为150～200mm5每次启动溜子前必须先发出信号先点动试开点动时间不大于2秒次数不少于3次然后才能正常启动运转防止溜子上有人走动和工作发生意外6严禁使用溜子运送材料在特殊情况下需运送材料时必须制定专项措施报领导批准后方可运送7溜子运行时严禁跨越溜子或在溜槽内行走以及触摸溜槽预防刮板伤人工作面因特殊情况需跨越溜子时必须先发出信号停止溜子运行后方可跨越在特殊情况下需跨越溜子时工作面必须先看机尾有无超高物料及煤块当无超高物运送时方可跨越8溜子司机必须勤打浮煤预防拉回头煤9定期进行溜子检修保证链条的张紧度无缺链无损坏刮板无变形短缺和损坏保证设备完好性com1截煤机司机上岗前必须经过专业培训合格后方可上岗并由有经验的师傅领一个月后才能进行截煤机操作2操作截煤机时必须注意力高度集是撑握好截煤速度和水平度不能留底煤也不能超截将矸砂截在煤内3截煤机转向时必须要回的支柱必须先掺后回预防顶板垮落截煤机进刀或退刀时不能回柱在特殊条件下必须回柱时必须先采取措施先掺后回预防顶板垮落4截煤时必须使用防尘水降温降尘不能无水截煤预防截煤机温升和粉尘飞扬5截煤机链板链刀损坏时及时更换对机组按时加油润滑每班完工后必须将截链截刀运至地面检修6定期检修和保养截煤机组对易损件要更换及时保证机组的完好性和安全性82支护回柱安全措施1采面支护必须按照作业规程规定掺直掺实2支柱柱距排距必须按规程执行备用支柱数量配足堆放在材料道上3回柱时坚持见四回一先掺后回的原则一人监视安全一人回柱回柱时先敲邦问顶查看顶板是否安全然后掺好临时支柱后开始回柱在顶板较破碎危险程度较大时必须通知顶板员现场查看采取措施后进行回柱如果确实危险回柱难度大决不能冒险回柱可报矿上放弃此支柱回收83工作面初采收尾安全措施1工作面回采前安监部门必须组织有关人员对工作面范围内的巷道及生产系统进行全面检查验收不符合标准要求的不准移交生产2开帮刷面必须挂线扶柱装面棚柱不少于二排支架支柱必须打成直线要撑得起稳得住顶板3支柱安装应自下而上安装若自上而下必须有可靠的防倒防抽冒措施4从切眼刷面尽量采用手镐落煤或以炮助镐刷面时放炮崩倒的支柱必须及时恢复5初采前生产矿长必须组织有关人员到现场会审工程质量及安全措施落实达标后方可允许回采6初采期为工作面初期来压过后之前的时间初采期间采煤区队长跟班现场指挥小组人员分三班现场把关监督措施的落实和安全管理7初采期间技术员要及时掌握面上顶板情况作好采煤工作面的各种技术参数记录以便及时采取措施8工作面初采收尾由组长组织现场小组每班不少于三人生产科技术科安监科带班区队长跟班到点现场交接直至工作面收尾或初采结束方可结束小组活动9矿调度室要专列记录台帐跟班小组成员上井后要作好现场记录描述10从切眼刷帮起对支柱的初撑力必须班班监督必须符合规定要求且采高不得大于柱子全高的8511直接顶冒落高度达不到采高的15倍时必须采取加强支护措施若悬顶跨度超过初次垮落步距时必须加强支护并采取强放措施12次放顶必须经矿技术负责人组织安全生产技术人员现场会审并签字批准方可认为初放结束13工作面收作线应尽量避开断层老硐高冒区顶板破碎带周期来压区14收作时不得超采或多留煤柱15停面时必须保持最小控顶距采高控制在支柱长度的8516回料前必须把工作面内浮煤杂物多余的支柱材料运出对运料巷道进行清理维护保证回料路线安全畅通17回料时要确保工作面的供风量保持正