采煤作業(yè)規(guī)程

1、II!采煤作業(yè)規(guī)程目錄第一章概況錯誤！未定義書簽。第一節(jié)工作面位置及井上下關(guān)系 1第二節(jié)煤 層2第三節(jié) 煤層頂?shù)装?第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造 4第五節(jié)水文地質(zhì)5第六節(jié)影響回采的其他因素 6第七節(jié)儲量及服務(wù)年限 7第二章采煤方法 9第一節(jié)巷道布置9第二節(jié)采煤工藝 10第三節(jié)設(shè)備配置 13第三章頂板管理20第一節(jié)支護設(shè)計20第二節(jié)工作面頂板管理 23第三節(jié)兩順槽及端頭頂板管理 28第四節(jié)礦壓觀測32第四章生產(chǎn)系統(tǒng)34第一節(jié)運輸系統(tǒng)34第二節(jié)一通三防與安全監(jiān)控系統(tǒng) 35第三節(jié)排水系統(tǒng)41第四節(jié)供電系統(tǒng)42第五節(jié)通訊照明系統(tǒng) 44第五章井下安全避險“六大系統(tǒng)” 45第一節(jié)監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)45第二節(jié)井下人員定位系統(tǒng)4

2、5第三節(jié)壓風自救系統(tǒng) 46第四節(jié)礦井供水施救系統(tǒng) 46第五節(jié)礦井通信聯(lián)絡(luò)系統(tǒng) 46第六節(jié)井下緊急避險系統(tǒng) 46第六章勞動組織和主要經(jīng)濟技術(shù)指標 48第一節(jié)勞動組織48第二節(jié)主要經(jīng)濟技術(shù)指標 49第七章災(zāi)害預(yù)防及避災(zāi)路線 50第一節(jié)災(zāi)害預(yù)防措施50第二節(jié)瓦斯及煤塵事故、火災(zāi)的避災(zāi)路線 52第三節(jié)水災(zāi)的避災(zāi)路線 52第八章安全技術(shù)措施 53第一節(jié)一般規(guī)定53第二節(jié)頂板管理57第三節(jié) 防治水66第四節(jié)通防及安全監(jiān)測68第五節(jié)運輸管理69第六節(jié)機電管理88第七節(jié)其 它第九章 煤質(zhì)管理105113第一章概況第一節(jié)工作面位置及井上下關(guān)系150102采煤工作面位于井田西北部，該工作面東為礦井東北部15010

3、1工作面采空區(qū)，與工作面的平均距離為 20m西臨150103綜放工作面（未采動），南為采 區(qū)三條下山，北為上思樂及井田北部邊界。其位置及井上下關(guān)系如下表所示。工作面位置及井上下關(guān)系表水平名稱+ 660水平工作面名稱150102地面標高+872-913m井下標高+690 +660m地面相對位置地面相對位于巴洲以北1200m的范圍內(nèi)，地面主要是 山坡地，分別有一條鄉(xiāng)村公路、二條 110千伏、一條35 千伏咼壓線通過。其它均為農(nóng)田，其中分布較多墳地?；夭蓪Φ孛嬖O(shè)施影響該面回采后，將引起地面沉陷，形成沉陷積水區(qū)；二路 高壓線路受采動塌陷影響較大。井下位置及相鄰關(guān)系該工作面位于采區(qū)回風下山以北，東 20

4、m為150101 采空區(qū)。西為計劃中的150103綜采工作面，北為上思樂 村莊保安煤柱。南為巴州村保護煤柱。上覆無開米煤層。150102綜放工作面坐標為（四角）：1 點 x: y: z=4166143.701: 19734734.693: 689.82 點 x: y: z=4167351.743: 19734732.834: 678.83 點 x: y: z=4167351.688: 19734572.459 : 659.94 點 x: y: z=4166145.492: 19734581.097: 689.5走向長度1005m傾斜長度150m面積2150750m附圖：150102工作面巷道布

5、置平面示意圖第二節(jié)煤 層煤層情況表煤層厚度4.35 6.85m煤層 結(jié) 構(gòu)簡單煤層傾角5 10平均煤厚5.6m平均度數(shù)7開采煤層15#硬度系數(shù)2-3煤種無煙煤穩(wěn)定程度穩(wěn)定煤層情況描述15號煤層位于太原組下段，上距 K2灰?guī)r18m本井田厚 度為4.35-6.85m，平均5.6m,含0-2層夾矸，結(jié)構(gòu)較簡 單，夾矸巖性為泥巖，厚度在 0.22-0.70m之間。頂板為 深灰色泥巖，水平層理，含植物化石，底板為灰黑色砂質(zhì) 泥巖。為全井田穩(wěn)定的可采煤層。第三節(jié) 煤層頂?shù)装逶摴ぷ髅婷簩雍穸确€(wěn)定但頂板破碎，所以順槽掘進時均沿煤層頂板掘進，在 一些頂板裂隙較為發(fā)育和過陷落柱地段在回米過程中還要加強支護煤層頂?shù)?/p>

6、板情況表頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特征老頂砂巖6灰色，下部粒度較細為粉砂巖或細砂巖直接頂砂質(zhì)泥巖11.0灰色，到灰黑色，厚層狀。局 部內(nèi)含有一條煤線，由于東側(cè)靠近 采空區(qū)，巖層裂隙含水，有植物化 石偽頂無0直接底K1砂巖4.3灰白色中粒砂巖，上部粒度較細粉砂巖綜合地質(zhì)柱狀囲地質(zhì)年代組巖石 名稱Il S遼石魅3.85煤0J9砂巖6砂質(zhì) 泥暑11M5.6K1砂另4.3統(tǒng)粗石上原炭枉狀(1:200)標志距巖性描述砂巖：灰也平辦度軻m&i 黑也.平JO. 55oio門砂鬆環(huán)期粒砂気幾石英、 長石為主，會睛色曠物，平均犀度為沁 為 酣上M?的標志屋之=砂XOi她淞色沁（S解 為砂質(zhì)般水平展理，分屋上

7、部和下 部空際癇擅物化石,平均卑廈為】叫打號M：黒哲塊狀及粉耒狀，K 睛色為主，含WAAff.平均犀度5恥區(qū)石次巖浹、色郵裁高 質(zhì)硬，甌平均厚度3,8m,第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造井田位于沁水煤田的東北部邊緣，太行隆起之西翼?；緲?gòu)造形態(tài)為走向北 東，傾向北西的單斜構(gòu)造，在此單斜上又發(fā)育次一級的波狀褶曲，井田東南部發(fā) 育一軸向南西的背斜，地層傾角3-11 左右。工作面掘進過程中發(fā)現(xiàn)5個陷落柱, 一個向斜構(gòu)造，無古河流沖刷、巖漿巖侵入等特殊地質(zhì)現(xiàn)象。該面在掘進過程中 無斷層揭露。頂板裂隙較發(fā)育，較破碎，對工作面頂板管理影響較大。陷落柱形狀大小或丫位置特征描述（米）150102回風順槽陷落柱（6）橢圓長軸30

8、m短軸23m經(jīng)3后21 m150102回風順槽陷落柱（8）橢圓長軸37m短軸23m經(jīng)6中主要由塌陷的巖石 碎塊組成。般疋 上小下大的不規(guī)則 椎形，形狀不規(guī)則， 巖煤的碎塊填充， 無層序，混亂堆積。150102回風順槽陷落柱（9）橢圓長軸29m短軸15m經(jīng)12前10m150102運輸順槽陷落柱（5）橢圓長軸51m短軸33m經(jīng)16中150102運輸順槽陷落柱（7）橢圓長軸16m短軸8m經(jīng)21前10m第五節(jié)水文地質(zhì)一、地表水情況井田內(nèi)的主要河流巴州河，從西南向北東穿過井田東南部界內(nèi)，流經(jīng)井田內(nèi) 1560m思樂河從井田西北角由西向東穿過，為季節(jié)性河流。井田內(nèi)大的溝谷有羊 圈溝，為季節(jié)性溝谷，其他溝谷均

9、無水，只有洪水期有洪水從溝谷中短暫流過。井田北部洪水匯入思樂河；井田南部洪水匯入巴州河。二、主要含水層與隔水層巖性厚度及富水性1 )K2石灰?guī)r是14#煤層的直接頂板，開采 15#煤層的直接充水含水層厚度 1.62-5m，平均厚度2.71m，沉積穩(wěn)定，該層石灰?guī)r由于厚度小，埋藏深，裂隙 巖溶均不發(fā)育，屬于富水性弱的含水層2 )K3石灰?guī)r是13#煤層直接頂板，也是開采15#煤的直接充水含水層，厚度 1.22-4.4m，平均厚度3.26m,距15#煤層頂板25.93m，該層石灰?guī)r泥質(zhì)含量較 高，局部地方有小裂隙，但均被方解石脈充填，屬于富水性弱的含水層。3 ) K4石灰?guī)r為11#煤層直接頂板，也是開

10、采15#煤層的直接充水含水層，厚 度2.2-5.26m，平均3.62m,該石灰?guī)r泥質(zhì)含量較高，巖溶不發(fā)育，裂隙較發(fā)育, 但被方解石充填，屬富水性弱的含水層。三、主要充水因素及采空區(qū)積水情況150102回風順槽施工探放水鉆孔 80孔，在第680m 810m及850m三處分別 向東側(cè)150101采空區(qū)施工1鉆場、2鉆場、3鉆場，有9孔探到采空區(qū)，目前仍 有7個泄水孔進行疏放水。目前正在排放150101采空區(qū)的積水，3個鉆場放水總量50-90m3/min。根據(jù)水文地質(zhì)調(diào)查報告，該工作面上方為地表水、孔隙水、裂隙水、老空水、 陷落柱水、K2含水層，水通過巖層裂隙將導(dǎo)入該面，回采時遇陷落柱及裂隙發(fā)育 處

11、將有淋水出現(xiàn)，02工作面預(yù)計最大涌水水量為30n1/h左右，正常涌水水量15nT/h。第六節(jié)影響回采的其他因素一、影響回采的其它地質(zhì)情況影響回采的其它地質(zhì)情況表瓦斯我礦為高瓦斯礦井。2012年鑒定結(jié)果：礦井瓦斯最 大相對涌出量53.24m工作面工業(yè)儲量：本工作面走向長度1200m工作面傾斜長150m煤層厚5.6m工作面煤炭容重 為1.42t/m 3,其工業(yè)儲量為143.13萬噸。 工作面可采儲量： 回采率（機采高度2.6m,按95%計算，放煤高度3m按85%+算）。/t，一氧化碳最大相對涌出 量為3.33m3/t ;礦井瓦斯最大絕對涌出量為 57.68m3/mi n ,二氧化碳最大絕對涌出量為

12、 31.24m/min。煤塵爆炸指數(shù)15煤層火焰長度大于0mm 揮發(fā)份含量8.24 %, 煤塵無爆炸危險性。煤的自燃傾向性自燃傾向性定為皿類不易自燃煤層。地溫危害小于26C，屬地溫正常區(qū)。沖擊地壓危害無二、沖擊地壓和應(yīng)力集中區(qū)根據(jù)礦井地質(zhì)條件和采掘情況，150102采煤工作面東部的采區(qū)在 2012年已 經(jīng)回采完畢，其余部分均未采動，該采煤工作面沒有上覆工作面和巷道布設(shè)，因 此應(yīng)力集中程度較低；本工作面采深較淺，一般不會誘發(fā)沖擊地壓。第七節(jié)儲量及服務(wù)年限故設(shè)計可采儲量=1005*150*2.6*1.42*0.95+1005*150*3.0*1.42*0.85= 107.46 萬噸1. 初采損失：

13、Q初=3(3 33 1/23 15031.42=0.9萬噸2. 末采損失：Q末 = 1CB 33 1/23 15(3 1.42=0.3萬噸乙工作面服務(wù)年限按每天完成四個循環(huán)，進尺 3.2m，月工作25天，正規(guī)循環(huán)率80%，回采率(機采高度2.6m,按95%計算，放煤高度3m按85%十算):日產(chǎn)量=3.2*150*2.6*1.42*0.95+3.2*150*3.0*1.42*0.85= 3421t月產(chǎn)量 =34213 25= 85525t月推進度=3.2 3 25- 80m工作面可采期 =1005/80 = 12.6個月第二章米煤方法第一節(jié)巷道布置150102綜放工作面位于采區(qū)運輸下山和采區(qū)回風

14、下山北翼，切眼位于工作面 北部，設(shè)計停采線至巴州村保安煤柱。一、工作面回風順槽：采用錨網(wǎng)支護，矩形斷面？，凈寬4400mm凈高3200mm 凈斷面積14.08m2;錨桿間、排距均為8003 800mm頂部錨桿規(guī)格為 203 2400mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿、幫部錨桿規(guī)格為 203 2000mn的左旋無縱筋螺紋鋼錨 桿。回風順槽巷中鋪設(shè)運輸軌道，該順槽主要用于工作面的回風和輔助運輸。二、工作面運輸順槽：運輸順槽采用錨網(wǎng)支護，矩形斷面 ？，凈寬4700mm 凈高3200mm凈斷面積15.04m2;錨桿間、排距均為8003 800mm頂部錨桿規(guī)格 為 203 2400mn左旋無縱筋螺紋鋼錨桿、幫

15、部錨桿規(guī)格為 203 2000mm的左旋無 縱筋螺紋鋼錨桿。運輸順槽內(nèi)布置有 108的1趟消防灑水管路、108的1趟壓風管路、108 的2趟排水管路，并在采側(cè)設(shè)置轉(zhuǎn)載機和膠帶輸送機，靠不采幫敷設(shè)運輸軌道， 不采側(cè)幫部敷設(shè)監(jiān)控和供電線路；該順槽主要用于工作面的進風、運煤及設(shè)備列 車運輸。三、工作面高抽巷：穿砂巖層，穿煤、泥巖層，圍巖硬度小，破碎時，采用錨網(wǎng)支護，頂板錨桿規(guī)格為 203 2000mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。幫部錨桿規(guī)格 為 203 2000mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。高抽巷為工作面的專業(yè)抽放瓦斯巷道。四、采煤面切眼：切眼為矩形斷面凈寬7600mm凈高2800mm凈斷面積21.28m2。

16、第二節(jié)采煤工藝一、采煤方法150102工作面采用走向長壁后退式綜采放頂煤采煤法， 全部垮落法管理頂板。 雙滾筒電牽引采煤機沿底板割煤，根據(jù)煤層厚度及支架支撐高度和采煤機截割高度的限制，采高控制在25002800mm平均高度2600mm割煤深度為800mm 二、回采工藝工藝流程：采煤機在機頭(尾)割三角煤斜切進刀一一割煤一一移架一一推前溜一一放頂煤 拉后溜1、進刀方式：工作面采用端部割三角煤斜切進刀方式。端頭自開缺口斜切進刀，進刀長度不小于 30m進刀深度800mm具體操作如 下：(1 )當采煤機割至工作面端頭時，其后的刮板輸送機槽已經(jīng)移近煤壁， 采煤 機機身處尚留有一段底煤，如圖a所示；(2)

17、 調(diào)換滾筒位置，前滾筒下降后滾筒升起并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至刮板輸送機直線段為止，然后將刮板輸送機移直，如圖b所示；(3) 再調(diào)換兩個滾筒的上下位置，重新返回割煤至刮板輸送機機頭，如圖c 所示；(4) 將三角煤割掉，煤壁割直后，調(diào)換上下滾筒，返程正常割煤，如圖d所 示；說明：推移輸送機應(yīng)滯后采煤機 30m刮板輸送機推移彎曲段不得小于 15m采煤機端部斜切進刀示意圖：AAs圖3-3 綜采工作面股滾筒耒煤機割三角煤斜切進；過程 起浴 上行切入煤壁并移貫輸送機(c) 下行蒯三角煤，上行襪備正常卻煤1取津簡乘煤機；2 舌U板輸送機2、落煤方式：采用雙滾筒電牽引機組割底煤和支架尾梁插板伸縮擺動

18、落下位 頂煤，礦山壓力破碎上位頂煤，并借助插板破碎大塊煤防止堵塞放煤口的綜合落 煤方式。割煤截深0.8m。3、 移架方式：采用跟機拉架支護方式，本架操作，先降后移，帶壓擦頂移架 支護頂板。移架滯后煤機后滾筒 35組支架追機作業(yè)。頂板破碎，可采用及時移 架或拉超前架，及時支護頂板。移架步距0.8m。4、推前溜及拉后溜的方式工作面采用一端順序推溜拉溜的方式，要保證推拉前后溜的彎曲段不小于 15m推移步距0.8m。推移時必須保證運輸機的平、直、穩(wěn)。5、放煤：采放比：1:1.15 (采高取平均值2.6m，放頂煤厚度取3n)(2) 放煤方式：單輪順序間隔放煤。放煤采用本架操作，由頂板壓力、支架反復(fù)支撐、

19、尾梁上下擺動、插板來回伸縮等綜合方式放煤(3) 放煤歩距：0.8m。(4) 放煤口確定：qf = 1.5 3 0.8 3 3.0 3 1.423 85% 4.35t/ 架其中：1.5 單組支架寬度，m0.8 放煤步距，m3.0 頂煤厚度，m85%頂煤回采率。單口純放煤時間：根據(jù)以往放煤經(jīng)驗數(shù)據(jù)，單口純放煤周期為55s，為便于頂煤充分放出，提高回采率，取tf = 60s。每分鐘放煤量：Q= 4.35/ (60/60 ) = 4.35t同時放煤口數(shù)目的確定：考慮1.25不均衡系數(shù)，同時應(yīng)滿足后部運輸機(1200t/h )能力要求。同時放煤口數(shù)目最大值：Nf = 1200/ (4.35 3 603

20、1.25 ) = 3.68(個)由于移架后后部漏煤，取 Nf = 2 (個)放煤循環(huán)時間：Tf = 60/60 3 96/2 = 48min(5) 放煤組織：綜上所述生產(chǎn)班每班組織 2個循環(huán)，同時開啟放煤口 2個, 放煤工不少于2人，放煤間距不得小于5組支架，一般間隔10組支架左右，并嚴 格執(zhí)行放煤工藝要求，確認放煤完畢后方可將后部運輸機帶到位。 嚴禁超前放煤。 確因特殊原因放煤工序沒有完成時，放煤工必須交接好班，由下班放煤工完成。(6) 采煤機割煤速度的確定：根據(jù)綜放工作面以放煤工序為中心限制煤機速 度，割煤循環(huán)時間應(yīng)大于或等于放煤循環(huán)時間，應(yīng)確保放煤充分。采煤機割煤速度控制在 3.0m/m

21、in左右，跑空刀速度為小于 7m/min,割煤同 時考慮推溜和端頭煤機回頭時間大約 40min,整個循環(huán)周期大致為60min,和放煤周期相符，該綜放面米用一米一放單輪順序間隔放煤方式是可行的。(7) 拉后部運輸機：拉后部運輸機單向順序進行，且滯后放煤口15 20m進行, 機頭機尾拉移時應(yīng)開空運輸機，在停機情況下拉移，待到位方可開機。(8) 工作面回采距離標識牌：在運順和回順分別懸掛回采推進距離標識牌，以準確標定推進距離，標識牌具體懸掛位置由技術(shù)科給定。第三節(jié)設(shè)備配置一、主要設(shè)備配置(1)、15102工作面采煤機選型 采高的選擇、滾筒直徑的確定15號煤層厚度平均5.6m，放頂煤開采，煤質(zhì)中硬以下

22、，節(jié)理發(fā)育，采放比以1: 12.4為宜，采高選擇2.6m時，放頂煤高度3.0m,采放比為1: 1.15。滾筒直徑一般按最大采高的0.60.7倍考慮，確定15#煤層采煤機的滾筒直 徑為1.4m。 截深的確定截深選擇0.8m。 工作面日循環(huán)數(shù)工作面日循環(huán)數(shù)選擇4個循環(huán)。 采煤機割煤方式采煤雙向割煤，沿工作面往返一次進兩刀。 工作面采煤機應(yīng)具有的最小生產(chǎn)能力由下式計算：Q=Q3 f/D 3 (N-M)3 t3 K=2500003 1.4 -3003 (3-1) 3 83 0.4 =182t/h式中：Qh工作面設(shè)備所需最小生產(chǎn)能力，t/h ;Q 15#煤層工作面設(shè)計年產(chǎn)量 600000t，其中工作面采

23、煤機生產(chǎn)能力250000t，工作面放頂煤生產(chǎn)能力350000t;D年工作制度，300d;f能力富裕系數(shù)，1.4 ;N-日作業(yè)班數(shù)，3班；M每日檢修班數(shù)，1班;t 每班工作時數(shù)，8h;K開機率，0.4。、采煤機牽引速度采煤機平均截割牽引速度VCVC=Qh/ (603 B3 H3 丫 3 C3 K)式中：Vc采煤機平均截割牽引速度，m/min;Q采煤機可實現(xiàn)的生產(chǎn)能力，15#煤層182t/h ;H平均采高，15#煤層取2.6m;B截深，0.80m;丫一一煤的容重，1.42t/m3;C工作面回采率，0.95 ;K有效割煤時間利用率，0.4。經(jīng)計算，15#煤層采煤機平均截割牽引速度 Vc=2.70m/

24、min。 、采煤機裝機功率、采煤機所需牽引力裝機功率包括截割電動機、牽引電動機、液壓泵電動機、機載增壓噴霧泵電 動機等電動機的功率總和。裝機功率由下式估算：P= Q3 HW=182*0.7=127.4kW式中：P裝機功率，kWQh采煤機可實現(xiàn)的生產(chǎn)率，182t/h ;Hv比能耗，一般 0.60.7，取0.7。據(jù)經(jīng)驗統(tǒng)計，采煤機牽引力一般為其裝機功率數(shù)值的2 2.5倍。T= 2.5P = 318.5 k N15根據(jù)以上計算結(jié)果，考慮煤層結(jié)構(gòu)的變化可能性及對煤厚的適應(yīng)性，設(shè)計 煤層選用MG160/390-W型采煤機。 、MG160/390-W型采煤機的生產(chǎn)能力Q =60MBV rK=373t/h式

25、中：Q采煤機可實現(xiàn)的生產(chǎn)能力，t/hM工作面采高，2.6m;B截深，0.8m;V采煤機的實際牽引速度，3.15m/min ;r 煤的實體視在密度，1.42t/m 3;K工作面采出率，不小于 95%經(jīng)計算采煤機可實現(xiàn)的生產(chǎn)能力 Q =373t/h Q。能滿足15煤層工作面采煤 機生產(chǎn)能力600kt/a的要求。MG160/390-W型主要技術(shù)參數(shù)見表 5-1-3。表5-1-3MG160/390-W型采煤機主要技術(shù)參數(shù)序號名稱單位數(shù)量備注1采高m1.5 2.92截深m0.83滾筒直徑m1.44搖臂長度mm17005機面咼度mm11006牽引速度m/min0-7.07最小臥底量mm2428搖臂擺動中心

26、距mm58139牽引方式交流變頻電牽引10牽引力KN40811適用傾角o只 工作面所選支架合理，滿足支護要求4、液壓支架主要技術(shù)參數(shù)表：序項目參數(shù)單附注號中間支架過渡支架位1架型四柱支掩式低位放頂煤液壓支架2支撐 、 k1 、 咼度1800300019003200mm3中心距15001500mm4頂 梁長度40605000mm最小控頂距5運輸尺 寸73003 14303 180073003 14003 1800mm6支護面 積6.09 7.297.5 8.72 m7底座面 積3.783.62 m8初撐力39565235kNP=31.5MPa9工作阻力46005400kN10支護強度1.251.

27、35MP平均值11底板比壓2.062.25MP平均值12額定工作壓力31.531.5MP13支架重 量1500021500Kg14操作方式本架操作本架操作注：為防止支架壓死及咬架情況發(fā)生，支架的活柱行程不小于150mm不大于 1150mm四、乳化液泵站選定乳化液泵站型號為BRW315/31.5額定壓力31.5Mpa,泵站流量315L/min, 功率200kW配套液箱為RX2000容積2000L）。主要參數(shù)如下：功 率：200kW電 壓：1140/660V額定流量：315L/mi n額定壓力：31.5MP&（二）泵站使用規(guī)定1、開泵前，檢查各部件有無損壞，螺絲是否緊固，潤滑油是否正常。2、檢查乳

28、化液箱的液量大于箱體1/2，使用乳化液自動配比裝置，乳化液濃 度保持在3%-58之間，并經(jīng)常用折射儀檢查配比濃度。3、卸載閥整定值為35Mpa嚴禁隨意調(diào)整安全閥的整定值4、檢修泵時必須把開關(guān)停電閉鎖。5、必須設(shè)專人開泵，在泵箱附近掛管理牌，明確配比方法，用液比例，責任 者等，有維修保養(yǎng)制度，并有專人維護，杜絕跑、冒、滴、漏、竄液現(xiàn)象，保證 設(shè)備性能良好。6、加強泵站的清潔衛(wèi)生，泵箱過濾器應(yīng)定期清洗，乳化液泵箱每半月清洗一 次，各種膠管液壓元件應(yīng)保持清潔，嚴禁不經(jīng)過濾網(wǎng)直接向泵箱加入乳化油，嚴 禁泵箱長流水和向泵箱內(nèi)只加清水。第二節(jié)工作面頂板管理根據(jù)煤層實際觀測：工作面推過切眼后直接頂隨采隨冒，

29、老頂初次來壓步距15 25m左右，老頂來壓強度較弱；工作面自老頂初次來壓后，沒有明顯的周期來壓現(xiàn)象；工作面超前支承壓力升高區(qū)在工作面前方15m范圍內(nèi)。150102工作面處于煤層平緩范圍內(nèi)，頂板完整性一般。故初步確定為：兩順槽超前支承壓力明顯影響范圍為20m因此兩順槽超前支護不得小于20m在回采過程中兩順槽超前支護范圍應(yīng)根據(jù)實際壓力顯現(xiàn)情況 調(diào)整。工作面切眼布置102組液壓支架，對工作面頂板實行全支護法管理， 采空區(qū)頂 板全部垮落法管理。一、正常生產(chǎn)時期頂板支護方式（一）控頂方法1. 采用追機移架、立即支護方式支護頂板并及時伸出伸縮梁，打出護幫板。 在采煤機割煤后，先移支架，再推運輸機，即割煤-

30、移架-推移運輸機；采取正 常移架的方式移架。移架步距 0.8m。2. 正常移架滯后煤機后滾筒 36組支架。頂板破碎時要緊跟前滾筒移架或 超前煤機移架，即：當發(fā)現(xiàn)片幫嚴重時，在煤機割煤前移架，再進行其它操作， 工藝順序為移架-割煤-推移運輸機。3. 在頂板離層的情況下，應(yīng)采用“帶壓移架”，即同時打開降柱及移架手把， 及時調(diào)整降柱手把，支架移動后停止降柱，移架到規(guī)定步距后立即升柱，并達到 初撐力（頂板破碎段除外），進行正常的操作支架的過程。（二）移架順序1. 采煤機向下（上）端正常割煤時，滯后煤機后滾筒36組支架移架（頂 板破碎時可緊跟前滾筒移架）。2. 采煤機割煤并移架后，及時將支架的伸縮梁伸出

31、護頂。3. 采煤機進刀，向上（下）正常割煤時，自下（上）而上（下）滯后采煤機后滾筒36組支架移架（頂板破碎時可緊跟前滾筒移架）。4. 過渡液壓支架移架順序為：先移 2#支架（機頭端頭中間支架），后移3# 支架（機頭端頭第3組支架），再移1#支架（機頭端頭第1組支架）。條件特殊時， 可根據(jù)現(xiàn)場實際情況確定移架順序。5. 在采煤機割煤時，超前采煤機前滾筒 13組支架將伸縮梁收回，并在采 煤機后滾筒后方順序?qū)⑸炜s梁伸出。6. 移架過程中要正確使用側(cè)護板調(diào)整支架角度，防止支架傾倒。（三）液壓支架操作基本要求1. 快：移架及時、迅速，做到少降、快拉。2. 正：支架定向前移，不上下歪斜，不前傾后仰。3.

32、夠：每次移架要移到位，支架移過后要成一直線。4. 勻：支架間距要按規(guī)定保持均勻。5. 平：要使頂梁和底座平整的和頂?shù)装褰佑|，力求受力均勻。6. 緊：使頂梁緊貼頂板，移架后支架達到足夠的初撐力。7. 嚴：架間空隙要擋嚴，側(cè)護板要保持正常工作狀態(tài)。8凈：將底板上的浮煤，浮矸清理干凈，保證支架和刮板輸送機順利前移。（四）支護要求：1、工作面應(yīng)達到動態(tài)的質(zhì)量標準化要求，確?！叭薄⒍?、一凈、二暢通” 的質(zhì)量要求。2、加強支架的支護強度，確保支護質(zhì)量，支架初撐力不得小于24Mpa3、 采煤機割煤后，要及時移架，移架與采煤機后滾筒的距離一般不超過8m 防止長時間空頂。4、工作面出現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接

33、頂，并支好支架5、工作面生產(chǎn)以前要編制初次放頂和初次放頂煤的專項措施二、特殊時期的頂板管理（一）來壓及停采前的頂板管理1. 工作面基本頂初次來壓前必須編制專門安全技術(shù)措施。2. 工作面基本頂初次來壓期間，應(yīng)加強來壓的預(yù)測預(yù)報工作。3. 工作面支架以及兩順槽所有單體支柱必須達到初撐力，特別注意工作面中 部支架的初撐力及支架狀態(tài)，及時采取措施預(yù)防冒頂。4. 加強上、下端頭頂板管理，提高支護質(zhì)量，適當加大支護密度，確保端頭 支架聯(lián)網(wǎng)與巷道搭接200mm以上，防止出現(xiàn)端頭冒頂。5. 初次來壓前，區(qū)隊編制初次放頂專項措施并嚴格執(zhí)行；來壓時視來壓強度 及時增大支護密度，液壓支架必須達到初撐力；加強兩順槽的

34、支護管理，所有支 柱必須支到硬底，達到初撐力要求，對失效的單體支柱及時更換，防止端頭冒頂 事故發(fā)生。來壓時要組織快速推進，加快推進速度；保證支架狀態(tài)完好，支架平、 直、齊，防止面前漏頂，確保安全生產(chǎn)。6. 在工作面周期來壓和壓力顯現(xiàn)明顯時，要及時加強端頭支護，增加密集支柱，工作面支架必須達到初撐力，泵站壓力不小于30MPa控制好采高，防止發(fā)生壓死支架事故。7. 工作面停采時要編制停采措施，加強頂板管理。（二）過陷落柱和頂板破碎時頂板管理工作面過陷落柱時，由于頂板破碎，極易造成工作面片幫和架前端面冒頂，因此必須加強過陷落柱時的頂板管理工作。I、過陷落柱時的頂板管理措施：1. 在過陷落柱區(qū)段，應(yīng)及

35、時拉超前架護頂，并及時伸出伸縮前梁打出護幫板， 防止因煤層破碎誘發(fā)冒頂事故。2. 兩端頭三角區(qū)頂板破碎時，要及時架設(shè)木板梁抬棚，以加強支護。3. 煤機過陷落柱時，要放慢速度，速度控制在2.0m/min左右，割煤后及時 移架并將支架伸縮梁伸出打出護幫板，升實支架。4. 兩端頭三角區(qū)頂板破碎支護作業(yè)時，應(yīng)先加強端頭頂板支護，伸出伸縮梁， 機頭作業(yè)應(yīng)在運輸機、轉(zhuǎn)載機停機閉鎖時進行，機尾作業(yè)應(yīng)在運輸機停機閉鎖時 進行。5. 加強對支架、泵站的維護工作，杜絕竄、漏液現(xiàn)象。6. 加強對煤機的維護工作，對損壞的截齒及時更換，每天要檢查煤機各部位 螺栓緊固情況，以防煤機出現(xiàn)事故。7 .拉移端頭支架時，除監(jiān)護人

36、員外所有人員必須躲至端頭架控頂范圍以外 的安全地點，嚴禁在移架同時進行端頭的支護、回撤等施工。8現(xiàn)場要備足規(guī)格齊全的裝頂用支護材料。9. 當現(xiàn)場矸石硬度較大煤機截割困難時， 必須及時編制放震動炮專項安全技 術(shù)措施。II、頂板破碎時的管理：1. 當工作面局部地段片幫較深時，可超前采煤機移架，及時支護空頂區(qū)；在 頂板破碎的地段，為了有效地防止頂板冒落、控制煤壁片幫，應(yīng)采取及時拉超前 架的方法維護頂板。2. 當頂板冒落嚴重時，可采取上工字鋼、木板梁與鋪設(shè)金屬網(wǎng)配合的方法維護頂板；鋪設(shè)金屬菱形網(wǎng)時，長邊對接，短邊搭接長度不小于300mm使用12#鐵絲隔扣相連；端頭鋪網(wǎng)時與巷道頂網(wǎng)搭接相連不少于200m

37、m3. 回采過程中因過陷落柱等地質(zhì)構(gòu)造原因，造成工作面漏頂、漏矸時，應(yīng)及時向下剎刀割底，并采取降低采高，頂梁上方無煤時，嚴禁打開尾梁插板。4. 處理冒頂時必須由跟班隊長或班組長現(xiàn)場協(xié)調(diào)指揮，并安排專人觀察頂板 及周圍狀況，先清理出一條暢通無阻的退路；并采取從一側(cè)向另一側(cè)維護頂板， 嚴禁多頭同時進行。5. 處理局部冒頂前，應(yīng)首先對冒頂區(qū)周圍加強支護，并檢查冒頂區(qū)域的安全 情況。6. 冒頂區(qū)域移架，應(yīng)首先檢查冒頂情況，確定正確的移架順序。7. 工作面浮煤浮矸及時清理干凈，并正確使用提架千斤頂，保證支架能順利 拉移。第三節(jié)兩順槽及端頭頂板管理一、工作面兩順槽超前支護（一）超前支護運順超前支護采用4.

38、7m “口”梁配合DW-31.5單體液壓支柱以一梁三柱支護， 超前支護距離不小于20m運輸順槽超前支護示意圖4.血長的兀型鋼梁回順采用4.4m 梁配合DW-31.5單體液壓柱一梁三柱支護，超前支護距離不小于20m運輸順槽超前支護示意圖（二）端頭支護上、下端頭均采用“n”梁配合 DW-31.5單體液壓柱進行支護。下端頭距離第一 組端頭支架0.3m平行打設(shè)一趟“n”梁配合DW-31.5單體液壓支柱支護，一梁三 柱、護住機頭；末一排切頂柱滯后轉(zhuǎn)載機機尾 0.5m，由末排切頂柱向外每隔0.8m 打設(shè)一排“n”梁配合 DW-31.5單體液壓柱支護，n型梁一端頂住下幫，另一端 搭到靠近端頭支架的n型梁上，

39、靠近下幫梁頭位置打一顆單體液壓支柱，貼轉(zhuǎn)載 機行人側(cè)打設(shè)一顆單體液壓支柱。（附：端頭支護平面圖）上端頭距離第一組端頭支架0.3m平行打設(shè)一趟“口”梁配合DW-31.5單體液壓支 柱支護，一梁三柱、護住機尾；末一排切頂柱與支架尾梁齊，由末排切頂柱向外 每隔0.8m打設(shè)一排“口”梁配合DW-31.5單體液壓柱支護，n型梁一端頂住上幫， 另一端搭到靠近端頭支架的n型梁上，靠近上幫梁頭位置打一顆單體液壓支柱， 與上幫單體液壓支柱相距1m打設(shè)一顆單體液壓支柱。（附：端頭支護平面圖） 支護質(zhì)量控制標準1支柱縱橫成線，偏差小于士 100mm2 .支柱應(yīng)支到硬底，并做到迎山有力。單體液壓支柱初撐力不小于90k

40、N（11.5MPa）o單體液壓支柱活柱行程不小于 200mm（若頂板壓力大、改動單體影 響頂板支護強度時，單體活柱行程可以不小于 100mm；單體液壓支柱最大活柱行 程根據(jù)支柱型號確定。3. 不得使用失效的單體液壓支柱、變形損壞的“n”梁及其它支護材料。4. 所有單體液壓支柱三用閥方向一致，進出液一端朝向采空區(qū)。5. 安全出口高度不得低于1.8m,人行道寬度不小于0.8m。6. 兩巷單體支柱遇有底板松軟地段時必須穿鐵鞋支護，鐵鞋的鏈子掛在單體 手把上，鐵鞋必須在兩端頭及時回撤，柱腳處一定挖到硬底。7. 支設(shè)的單體液壓支柱必須栓防倒繩并有聯(lián)鎖防倒繩。單體栓繩時，兩端繩 頭要在頂板上生根，確保保安

41、板或安全繩牢固、齊直、安全可靠。&支柱要與頂梁可靠吻合，柱頂必須背實。9. 支柱活柱行程不足、支柱受側(cè)向壓力時必須及時改柱或擴幫處理，否則必 須采取可靠措施將支柱固定牢靠，防止支柱斷裂傷人。10. 超前支護段巷道頂板壓力顯現(xiàn)、下沉量增大時，必須及時在“n”梁下 補支單體，加大支護強度。11. 因巷道底鼓需要臥底時，要避免因臥底而造成單體失腳歪倒，臥底期間 要及時改支失腳單體，保證原有的巷道支護強度。（三）鋪聯(lián)網(wǎng)當兩端頭三角區(qū)頂板破碎，維護困難時，為確保安全生產(chǎn)可在兩端頭各3組支架聯(lián)網(wǎng)維護頂板。金屬網(wǎng)沿工作面方向搭接不小于200mm推進方向搭接不小于300mm聯(lián)網(wǎng)使用12#鐵絲沿搭接網(wǎng)邊聯(lián)接、雙

42、絲雙扣、扣距 200mm第一次掛網(wǎng)生根時，先降下一組支架頂梁后，工作人員再從其上側(cè)頂板完好處向架上吃網(wǎng), 并背板生根，撤人后再升緊支架吃好網(wǎng)。（四）兩順槽退錨要求上、下順槽的退錨要求緊跟末排切頂柱。保證頂板及時垮落，不產(chǎn)生瓦斯積 聚。（五）備用支護材料及備件工作面支護材料備用率不低于在用材料的5%,備件要保證滿足正常生產(chǎn)需要。第四節(jié)礦壓觀測一、觀測目的1、了解掌握支架和圍巖相互關(guān)系，摸索樂平煤礦回采工作面頂板運動情況規(guī) 律。2、了解并掌握直接頂初跨步距、老頂初垮步距及周期來壓步距，頂板礦壓顯 現(xiàn)規(guī)律，尤其是工作面頂板初次來壓過程中對工作面支護的影響。3、對支架工作過程中初撐力、工作阻力實施監(jiān)測

43、，掌握支架工作狀況。二、觀測的內(nèi)容1、支架初撐力、工作阻力監(jiān)測。2、支架工作狀況動態(tài)觀測。3、工作面頂板控制效果觀測：觀測頂板完整性、煤壁片幫狀況、頂板下沉量 及下沉速度、直接頂懸頂距、冒落巖層厚度。4、采空區(qū)充填程度。5、兩巷超前壓力峰值位置及超前支護狀況。三、觀測儀器工作面采用支架安裝的機械壓力計表； 工作面端頭和超前支護采用 KBY-60型 便攜式單體支柱工作阻力檢測儀；并進行頂板離層宏觀觀測，采用 LBY-2型頂板 離層指示儀。四、安裝、使用1、生產(chǎn)單位嚴格按設(shè)計位置、安裝方法安裝礦壓儀器，安裝時由礦技術(shù)科人員現(xiàn) 場指導(dǎo)。2、儀器統(tǒng)一安裝在支架右前柱高度一致、表盤便于觀看。3、在安裝、回采期間生產(chǎn)單位要愛護儀器，采取有效措施保護儀器，有損壞或失 效壓力表時要及時更換。4、工作面液壓支架壓力數(shù)據(jù)由技術(shù)科負責觀測、收集分析。進、回風巷道的頂板 離層儀的數(shù)據(jù)觀測、超前支護單體支柱的壓力觀測由技術(shù)科按礦壓監(jiān)測管理辦 法進行觀測，技術(shù)科對相關(guān)數(shù)據(jù)及時分析處理，及時預(yù)報下階段礦壓來壓情況。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運輸系統(tǒng)一、運輸設(shè)