418智能化综采工作面作业规程（信息办）[合集]

第一篇：418智能化综采工作面作业规程（信息办）

陕西黄陵二号煤矿有限公司418 智能化综采工作面作业规程

编制单位：综采二队 编制时间：

2018 年 9 月 10 日

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程 批准：

总工程师：

审批：

生产矿长：

安全矿长：

机电矿长：

审核：

生产技术部：

安全监察部：

地质测量部：

机

电

部：

通

风

部：

信

息

部：

调

度

室：

编制：

编制单位：二号煤矿综采二队

单位主管：

编制人员：

编制时间：2018 年 9 月 10 日

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程 批准：

单位主管：

审批：

支部书记：

技术副队长：

安全副队长：

生产副队长：

机电副队长：

质量副队长：

编制：

编制人员：

编制时间：2018 年 9 月 10 日

作业规程会审纪要 规程名称 418 智能化综采工作面作业规程 会审时间 2018 年

月

日 会审地点

编制单位 综采二队 编制人 肖

曲 会审人员 主持人：

参会人员：

陕西黄陵二号煤矿有限公司 418 智能化综采工作面 作业规程编制说明 一、规程说明 陕西黄陵二号煤矿有限公司隶属于陕西陕煤黄陵矿业公司，矿井位于陕西省黄陵县双龙镇，年设计生产能力 800 万吨，服务年限 70 年。418 工作面位于四盘区右翼。工作面走向长度 2626m、倾向长度 300.5m，预留保护煤柱 300m，可采长度 2326m。工作面煤层平均厚度 5.5m，地质储量=594.6万吨，可采储量=500.3 万吨。

418智能化综采工作面作业规程主要指导418工作面从初采初放至闭采整个回采过程的安全生产及相关工作，工作面初采初放及闭采作业必须制定专项安全技术措施。

二、贯彻学习1、作业规程的贯彻学习必须在工作面开工之前完成，由编制本规程的技术人员负责组织职工学习。

2、所有施工人员必须参加规程学习，经考试合格后方可上岗作业。

3、规程的学习和考试记录应注明考试成绩并附于规程后。

三、作业规程复审要求及后续相关材料附页位置 1、作业规程每月进行一次复审。

2、作业规程由区队技术员按照相关部室提出的意见进行修改，经相关部室审核无误后签字确认，报总工程师审批。

3、复审完成后，由技术员组织全体施工人员学习，参与学习人员应在本规程的学习记录表上签名确认，并附于作业规程后。

目录

第一章

概况.......................................................................................................1 第一节

工作面位置及井上下关系...........................................................1 第二节

煤

层...........................................................................................1 第三节

煤层顶底板...................................................................................2 第四节

地质构造.......................................................................................3 第五节

水文地质.......................................................................................4 第六节

影响回采的其它因素...................................................................5 第七节

储量及服务年限...........................................................................5 第二章

采煤方法...............................................................................................7 第一节

巷道布置.......................................................................................7 第二节

采煤工艺.......................................................................................8 第三节

设备配置.....................................................................................15 第三章

顶板控制.............................................................................................30

第一节

支护设计及验算.........................................................................30 第二节

工作面顶板控制.........................................................................33 第三节

进风巷、回风巷及端头顶板管理.............................................35 第四节

矿压观测.....................................................................................39 第四章

生产系统.............................................................................................42 第一节

运输系统.....................................................................................32 第二节

“一通三防”与安全监控系统.................................................43 第三节

供排水系统.................................................................................57 第四节

供电系统.....................................................................................58 第五节

通信照明系统.............................................................................57

第六节 压风系统.......................................................................................68 第五章

劳动组织及主要技术经济指标.........................................................59 第一节

劳动组织.....................................................................................69 第二节

主要技术经济指标.....................................................................70 第六章

煤质管理.............................................................................................71 第一节

煤质指标和要求.........................................................................71 第二节

提高煤质措施.............................................................................71 第三节

提高采出率措施.........................................................................73 第七章

安全技术措施.....................................................................................74 第一节

一般规定.....................................................................................74 第二节

顶板管理.....................................................................................76 第三节

防治水.......................................................................................101 第四节

一通三防与安全监控...............................................................102 第五节

运输管理...................................................................................114 第六节

机电管理...................................................................................119 第七节

电液控制系统操作安全措施...................................................127

第六节

监控中心司机操作安全措施...................................................129 第九节

工作面巡查安全措施...............................................................130 第十节

安全与职业卫生.......................................................................121 第十一节

其它.......................................................................................133 第八章

灾害应急措施及避灾路线...............................................................143 第一节

安全避险“六大系统”...........................................................143 第二节

避灾原则及避灾路线...............................................................138 第三节

应急措施...................................................................................139 第九章

安全风险辨识...................................................................................155

第一章

概况 第一节

工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表 1。

表 表 1

工作面位置及井上下关系 盘区名称 四盘区 地面标高/m +1115～+1364 工作面名称 418 井下标高/m +711～+722 走向长度/m 2626 倾向长度/m 300.5 面积（m 2）

790916 地面相对位置 工作面对应的上部地表位于西沟附近，为中-低山林地带。

井下位置及与四邻关系 工作面位于四盘区的东南。西北部为未采区，东南紧邻 416 采空区，西南至北二二号辅运大巷，东北至 201 工作面采空区，工作面走向方位 69°。

回采对地面设施的影响 工作面开采深度为 385-608m。地面为中-低山林，周围无建筑物和其他设施，回采对地表影响很小。

附：图 1-1-1

418 工作面井上下对照图

第二节

煤

层

工作面开采煤层情况见表 2。

表 表 2

工作面煤 层情况一览表 煤层厚度/m 5.0～6.6 煤层 结构 简单 倾角/(°)0～2平均 5.5平均 0.5 可采指数 1 硬度 2～3 煤种 富油煤 稳定程度 稳定 煤层情况 根据工作面回风巷、胶带巷、辅运巷以及工作面切眼揭露的煤层情况,本工作面煤层结构简单，厚度变化较稳定，煤层厚度5.0m至6.6m，平均煤厚5.5m，煤层下部含夹矸 1～2 层，在断层附近煤层无压薄或增厚现象。

煤质情况 A ad /%

V daf /%

Q b,ad /(MJ/kg)

FC ad /%

S t，ad /%

Y/mm

工业牌号34 27.37 83.22 0.52 8.5 RN32 根据地质勘查报告可知该工作面区域 2 号煤层属特低-低灰煤，特低-低硫，低-中磷，特高-高热值，化学反应性较强，低度结渣，低度结污，低-中等软化度的富油煤。

注：A ad-灰分；V daf-挥发分；Q b,ad-发热量；FC ad-固定碳；S t，ad-硫分；Y-胶质层厚度。

第三节

煤层顶底板

418 工作面煤层顶底板情况见表 3。

表 表 3

煤层顶底板情况一览表 名称 岩石名称 厚度（m）

岩性特征 老

顶 粉砂岩 9～14.15 深灰色～灰黑色粉砂岩，中夹薄层细粒砂岩，水平层理～微斜层理，层面富含云母片及植物化石碎片，较坚硬，厚度较稳定，9.0m～14.15m，抗压、抗剪强度较高，岩石普氏硬度 f=6～7。

直接顶

细粒砂岩

1.1～6 深灰色～灰黑色细粒砂岩，岩石成份以石英为主，长石次之，分选性、圆度均中等，泥钙质～沙泥质胶结，缓波状层理，含植物化石及大量黄铁矿薄膜，岩层厚度 1.1～6.0 米，厚度不稳定。

直接底

泥岩

0.8～3.9 4 号联络巷至停采线段为灰黑色泥岩，岩石团块状，易风化，易破碎，含植物根化石，具滑面，含少量黄铁矿结核，厚度 1.1～2.4m，4 号联络巷至切眼段由灰黑色粉砂质泥岩渐变为灰黑色炭质泥岩，具滑面，含植物化石，易碎，易风化，厚度 0.8～3.9m，岩石普氏硬度 f=4～5。

附：图 1-3-1

418 工作面地层综合柱状图

第四节

地质构造

一、地质及构造情况 418 工作面地质构造相对简单，为近水平煤层，倾角 0～2°，平均0.5°，从顺槽揭露的情况看，工作面有小构造，已揭露的断层有 P 4-8、P 4-9、P 4-10、P 4-11、P 4-12、P 4-13，均为正断层，预计对工作面回采产生一定影响。断层构造情况及对回采的影响见表 4。

表 表 4

断层构造情况表 构造名称 走向（m）

倾向（m）

倾角（°）

性质 落差（m）

对回采的影响程度 P 4-8

239 70～80 正断层 0.4～0.8 较低 P 4-9

183 273 45 正断层 0.8～1.0 较低 P 4-10

180 270 42～50 正断层 1.2～1.5 较低 P 4-11

234 324 60～70 正断层 1.4～2.15 较低 P 4-12

270 360 52 正断层 1.9～2.3 较低 P 4-13

275 5 21 正断层 0.8 较低 二、其它因素对回采的影响

工作面掘进过程中巷道揭露冲刷带 2 处，分别位于胶带巷正巷 885m处，回风巷 1584m 处，冲刷带最大深度 1.3m，对回采带来一定影响。

附：图 1-4-1

418 工作面巷道写实图

第五节

水文地质

一、工作面水文情况 矿井直接充水含水层为侏罗纪中统延安组（J2y）煤层裂隙水和砂岩裂隙水，含水量较小，间接含水层为直罗组下段弱含水层，418 工作面区域内 2 号煤层距直罗组下段间距在 96 米至 114 米间，根据矿井“三带”发育报告，三带未发育至直罗组下段，因此直罗组下段含水层对 418 工作面正常回采影响较小。根据四盘区其他工作面物探资料，该区域施工的探放水钻孔，单孔出水量均不大，单孔流量均小于 0.5m³/h。

二、其它水源分析

418 工作面揭露的六处小型断裂构造，在掘进过程中均未出现导水，回采过程中，随着顶板冒落，上部岩层松动，工作面上部含水层水可能从断裂处导水，回采至断层段时加强顶板管理及水情观测。

三、工作面的涌水量预测 依据相邻 416 工作面回采期间涌水量及四盘区其他工作面涌水量情况，利用类比法预计该工作面回采时，正常涌水量：3～5m3 /h，最大涌水量：20m3 /h。

第六节

影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况见表 5。

表 表 5

影响回采的其它地质情况表 瓦斯 属高瓦斯工作面，工作面绝对瓦斯涌出量 10～20m³/min，相对瓦斯涌出量 1～3m³/t，应加强工作面瓦斯抽放和通风管理，防止瓦斯积聚。

煤尘 具有爆炸性，煤尘爆炸指数 31.4。

煤的自燃 煤层具有自燃倾向性，自燃倾向性等级Ⅱ类（自燃），自燃发火期 55d。

地温 据普查资料本区未出现地温异常，对回采基本无影响。

地压 大地静力场型。

冲击地压 无冲击地压危险性。

普氏硬度 系数 煤层

夹矸

直接顶

直接底

f=2～3

f=3～5

f=6～7

f=4～5

第七节

储量及服务年限

一、储量

418 智能化综采工作面走向长度 2626m，工作面长度 300.5m，留保护煤柱 300m，可采长度 2326m,煤层平均厚度 5.5m，则: 地质储量=工作面走向长度×工作面倾向长度×煤层平均厚度×容重

=2626m×300.5m×5.5m×1.37t/m 3

=594.6 万 t

可采储量=（工作面走向长度-保护煤柱长度）×工作面倾向长度×

煤层平均厚度×容重×回采率 =（2626m-300m）×300.5m×5.5m×1.37t/m 3 ×95%

=500.3 万 t。

二、工作面服务年限 工作面服务年限=可采长度/月计划推进度=2326m/165.6m/月

=14.04 个月

第二章

采煤方法 本工作面是四盘区右翼第七个工作面，直接顶有一定厚度，采空区不悬顶，冒落的松散岩石基本上充填采空区。工作面煤质比较松软、破碎。本着安全可靠、高产高效、经济合理的原则，工作面选用智能综合机械化走向长壁后退式一次采全高的采煤法，全部垮落法处理采空区顶板，采煤机自动记忆割煤，支架自动跟机移架支护，集成泵站自动配比和变频智能控制，监控中心设备分机自动控制。

第一节

巷道布置

一、盘区设计、盘区巷道布置概况 四盘区位于矿井井田西北部，盘区内呈西北～东南向平行布置四条盘区准备巷道，间距均为 40m。由左向右依次为北二一号辅运大巷、北二回风大巷、北二胶带大巷、北二二号辅运大巷。

巷道用途：北二一号辅运大巷、北二二号辅运大巷担负进风、行人及材料运输；北二胶带大巷担负进风及煤炭运输；北二回风大巷担负回风任务。

二、工作面巷道布置

418 工作面西北部为未采区，东北部为 201 工作面采空区，东南紧邻416 采空区，西南至北二二号辅运大巷，工作面走向方位为 69°。

418 胶带巷为工作面主运输巷，靠外侧为实体煤柱，内侧布置带式输送机，418 辅运巷为工作面辅助运输巷，与 418 胶带巷相邻，418 辅运巷西北侧为未采区；418 工作面胶带巷与辅运巷间留 35m 煤柱，平均每 500m施工一个联络巷；原 416 辅运巷作为 418 工作面回风巷。

418 工作面巷道几何参数等见表 6。

表 表 6

巷道几何参数、支护形式及用途一览表 巷道名称 进、回风 断面 净宽/m 净高/m 净断面/m² 支护形式 工作面回风巷 回风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 工作面胶带巷 进风 矩形 5.4 3.6 18.2 锚网索联合支护 工作面辅运巷 进风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 切眼

矩形 9.1 3.8 32.93 锚网索联合支护 联络巷 进风 矩形 4.6 3.8 16.28 锚网索联合支护 附：图 2-1-1

418 工作面巷道布置平面图

第二节

采煤工艺

一、回采方法

选用智能综合机械化走向长壁后退式一次采全高的采煤法，全部垮落法处理采空区。采煤机双向自动化记忆割煤，刮板运输机、转载机、可伸缩胶带输送机联合运煤，掩护式液压支架支护顶板。具体工艺流程为：割煤―装煤―移架支护―推移运输机。

二、采高、循环进度 418 工作面煤层厚度较均匀，煤层平均厚度 5.5m，一次采全高，不留顶底煤，割煤时应根据顶、底板起伏变化情况及时抬刀、落刀，做到不破顶、不破底，保证煤质。工作面循环进度为 900mm。

三、工艺说明及要求 工作面选用MG1000/2550-GWD型电牵引采煤机自动记忆落煤、装煤；ZY12000/28/63D型液压支架（机头端头支架ZYT12000/28/55D；机头过渡架ZYG12000/28/55D；机尾端头支架ZYT12000/28/63D；机尾过渡架ZYG1

2000/28/63D），自动跟机支护顶板。

1、割煤

（1）割煤方式 选用 MG1000/2550-GWD 型电牵引采煤机双向自动记忆割煤，割煤深度（截深）900mm，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高，不留顶底煤。

（2）进刀方式 采用端部斜切进刀方式，进刀距离不得小于 50m，机头、机尾双向进刀。

附：图 2-2-1

采煤机进刀方式示意图

（3）装煤方式 使用煤机滚筒及运输机靠煤壁侧铲煤板，借助支架为运输机提供推力自动装煤。

（4）质量控制标准 割平顶、底板，煤壁平直，且与顶底板垂直。平均采高 5.5m，机头机尾的顶底板必须与巷道顶底板过渡平稳，不得出现明显高低差。

（5）割煤工序（本工作面为右工作面，右工作面即面向工作面运输机机头在右手边的工作面）

回采工艺一个循环共分为 14 道工序，具体如下：

第一工序：煤机右滚筒割顶煤，左滚筒割底煤，由机尾向机头割煤。

第二工序：采煤机左滚筒升至水平，右滚筒下降，由机头向机尾割底煤，直至右滚筒把采煤机机身的底煤割完。

第三工序：煤机向机头方向牵引，清理浮煤。

第四工序：采煤机左滚筒升起割顶煤，右滚筒割底煤，向机尾方向斜

切进刀。

第五工序：采煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割三角煤。

第六工序：煤机左滚筒升至水平，右滚筒降下向机尾割底煤。

第七工序：煤机向机头方向清理浮煤。

第八工序：煤机向机尾方向正常割煤。

第九至第十四工序与第二至第七工序相对称。

（6）安全注意事项 割煤时前滚筒前方 4 架和后滚筒后方 20 架范围内除巡查人员外，严禁其他进入作业、行走或逗留。

2、移架：采用智能化电液控制，对工作面顶板进行自动跟机移架支护，人员跟架干预。

（1）移架方式和方法 移架在煤机中部进行，局部破碎时，拉超前架及时支护，移架步距900mm。

移架顺序：收二级护帮板―收一级护帮板―收侧护板―降柱―升起架―拉架―降起架―升柱―伸侧护板―伸一级护帮板―伸二级护帮板。

（2）支架的移设质量标准 ①初撑力不低于泵站出口压力的 80%（25.2MPa）。

②支架成一条直线，其偏差不得超过±50mm，跟机移架时工作面安排专人（巡查工）找直。

③支架中心距为 1750mm，其偏差不得超过±100mm。

④支架要垂直于顶底板，做到迎山有力，顶梁上无浮矸浮煤，与顶板接触严密，严禁空顶。

⑤支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角小于 7°。

⑥移架要及时，端面距控制在 700mm。

⑦相邻支架间不得有明显错茬，错茬不得超过侧护板高的 2/3，支架不挤不咬，架间空隙不超过 200mm。

⑧遇到顶板破碎时，移架采用带压擦顶移架，移架时让立柱仍保持一定的工作阻力，使顶梁贴着顶板前移，减轻移架时顶板岩层的活动，减少顶板破坏。因顶板破碎，移架工作跟机不及时，应停采煤机，待移架跟上

后再割煤。

（3）注意事项 支架自动跟机作业，如有丢架或支架拒动时，由监控中心支架操控员或巡查工及时补架。

3、推移运输机

（1）推移运输机在煤机后滚筒过后 12 架外进行，自动跟机推溜，运输机停止运转时，禁止推移（机头、机尾除外）。

（2）推移后的运输机机头、机尾必须平缓且直，移过的运输机必须成直线，其偏差不超过±100mm。自动化移架时工作面安排专人（巡查工）找直。

（3）运输机在推移过程中，必须单向顺序推移或中部向两头顺序推移。

4、胶带输送机机尾移动方式 本工作面选用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型胶带输送机，使用DY1600 型自移式机尾，当采煤机割 3 刀煤后，移动胶带输送机机尾 1 次。

5、回采率:加强工作面的管理，原煤的回采率必须达到 95％以上。

六、工作面正规循环生产能力

工作面倾向长度为 300.5m，每日按 8 个循环组织生产，采煤机双向割煤，循环进尺 0.9m，平均采高 5.5m，则：

日产量=L×S×H×R×C×8

=300.5×0.9×5.5×1.37×95%×8=15487.6t

月产量=15769.1×23=35.62 万 t

式中

L—工作面长度，m；

S—正规循环推进步距，m；

H—平均采高，m；

R—煤的密度，t/m 3 ；

C—工作面采出率，%。

附：图 2-2-2

418 工作面正规作业循环图表

第三节

设备配置

一、液压支架 选用双柱掩护式支架，共 175 台，其中 ZY12000/28/63D 型中部液压支架 163 台，ZYT12000/28/55D 型机头端头支架 4 台，ZYG12000/28/55D机头过渡架 2 台，ZYT12000/28/63D 机尾端头支架 4 台，ZYG12000/28/63D 机尾过渡架 2 台。

中部液压支架参数见表 7：

表 表 7 液压支架技术参数表

序号 项目 参数 1 型号 ZY12000/28/63D 2 架型 两柱掩护式液压支架 3 支架结构高度（mm）

2800～6300 4 支架宽度（含侧护板掩梁，mm）

1650～1850 5 支架中心距（mm)1750 6 重量(t)43±0.2

移架步距（mm）

900 8 推移千斤顶行程（mm）

960 9 掩护梁与水平面夹角（°）

7.1～55.2 10 底座宽度（mm）

1630 工作阻力（P=47.7MPa）（KN）

1200 12 初撑力（P=31.5MPa）（KN）

7916 13 支护强度（f=0.2）（MPa）

1.2～1.3 14 操作方式 电液控隔架操作、本架操作 二、采煤机

采煤机选用 MG1000/2550-GWD 型双滚筒电牵引采煤机。其主要技术参数见表 8：

表 表 8 采煤机技术参数表 序号 项目 参数 1 型号 MG1000/2550-GWD 2 采高范围（mm）

3800～6400 3 截深（mm）

900 4 供电电压（V）

3300 5 滚筒直径（mm)3000

过煤高度（mm)1440 7

装机功率（KW）

2550 8 截割电机功率（KW）

2×1000 9 牵引电机功率（KW）

2×150 10 操纵方式 中部手动、两端电控、无线遥控 三、煤炭运输设备（一）工作面刮板输送机

工作面刮板输送机选用 SGZ1250/3×855 型中双链刮板输送机，配套调速偶合器。其主要技术参数见表 9：

表 表 9

刮板运输机技术参数表 序号 项目 参数 1 型号 SGZ1250/3×855 2 铺设长度（m）

308.04 3 电机功率（KW）

3×855 4 刮板链速（m/s）

1.35 5 运输能力（t/h）

3000 6 中间槽结构 整体铸焊封底 7 紧链方式 液压紧链（二）转载机

选用 SZZ1350/525 型桥式转载机一部。其主要技术参数见表 10：

表 表 10

转载机技术参数表 序号 项目 参数 1 转载机型号 SZZ1350/525 2 转载机长度（m）

38.9 3 输送能力（t/h）

4000 4 电机功率（KW）

525（三）破碎机

运输巷选用 PLM－4500 型轮式破碎机一部。其主要技术参数见表 11：

表 表 11

破碎机技术参数表 序号 项目 参数 1 破碎机型号 PLM－4500 2 电机功率（KW）

375 破碎能力（t/h）

4500 4 破碎粒度（mm）

300 5 锤头冲击速度（m/s）

22.8 （四）带式输送机

1、胶带巷选用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型带式输送机一部。其主要技术参数见表 12：

表 表 12

带式输送机技术参数表 序号 项目 参数 1 带式输送机型号 DSJ160/3500/2×560+1×560电机功率（KW）

2×560+1×560电机电压（KV）4 运输能力（t/h）

3500 5 带宽（m）

1.6 6 带速（m/s）7 储带长度（m）

160 8 铺设长度（m）

2636 液压卷带装置

型号 JY1600/15 9 压带机构夹持力（KN）

10 成卷最大直径（mm）

1500 11 成卷最大质量（kg）

3000 12 电机功率（KW）13 额定压力（MPa）

液压自控张紧装置 14 型号 ZYJ-500/30D 15 最大张紧力（KN）

500 16 最大张紧行程（m）17 绞车容绳量（m）

180 18 电机功率（KW）19 额定压力（MPa）自移机尾

型号 DY1600 20 自移最大推力（KN）

633 21 拉移行程（mm）

3100

四、超前支护装置（一）进风超前 进风超前选用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支护装置两组。其主要技术参数见表 13：

表 表 13

进风巷道超前支护装置技术参数表 序号 项目 参数 1 设备型号 ZQL2×5000/21/40 2 支撑高度（m）

2.7~4 3 宽度（m）

4.66 4 初撑力（MPa）

31.5 5 工作阻力（MPa）

6 支护强度（MPa）

0.15 底板比压（MPa）

2.52 8 移架步距（m）

0.9 9 操作方式 遥控、电液控（二）回风超前 回风超前选用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支护液压支架三组。其主要技术参数见表 14：

表 表 14

回风巷道超前支护液压支架技术参数表 序号 项目 参数 1 设备型号 ZQL2×5000/21/40 2 形式 四连杆支撑掩护式 3 支撑高度（m）

2.1~4 4 宽度（m）

0.8（底座）初撑力（MPa）

31.5 6 工作阻力（KN）

2×5000 7 支护强度（MPa）

0.27 8 移架步距（m）

0.9 9 操作方式 遥控、电液控 五、418 工作面设备布置 附：图 2-3-1

418 工作面设备布置平面图

六、智能化控制系统 工作面选用 SAM 自动化控制系统，对工作面综采设备进行智能化控制，智能化控制系统主要设备配备见表 15：

表 表 15

418 工作面智能化控制系统主要设备配备表

序号 名

称 型

号 数量 备注 1 工作面监控中心 TMDJKZX 1矿用隔爆兼本安型监控主机 TMDFBZ(ZDYZ-127Z/NUC)2矿用本安型显示器 TMDXSQ(XH12)[XH12] 6矿用本安型云台摄像仪 TMDSXY(KBA12(A))33矿用本安型云台摄像仪 TMDSXY(KBA12(A))66矿用本质安全型综采综合接入 TMDJRQ(KJJ18(B))[KJJ18(B)] 35矿用隔爆兼本质安全型稳压电 TMDFBD(KDW127/12/JRQ)

35液压支架电液控制装置控制器 TMDPMC(ZDYZ-Z/K2.0)[ZDYZ-Z] 175电磁阀驱动器 TMDSRSC(ZDYZ26-Q/14)175矿用本安型红外线发送器 TMDHWT(GUH5-F)[GUH5-F] 1矿用本安型红外线接收器 TMDHWT(GUH5-S/D)C [GUH5-S] 175

七、工作面机械设备配备 （一）418 工作面机电设备配备情况详见表 15。

表 表 15

418 工作面机电设备配备表 序号 名

称 型

号 数量 备

注 1 电牵引采煤机 MG1000/2550-GWD 型 1 台机头端头支架 ZYT12000/28/55D 4 台机头过渡支架 ZYG12000/28/55D 2 台机尾端头支架 ZYT12000/28/63D 4 台机尾过渡支架 ZYG12000/28/63D 2 台中部液压支架 ZY12000/28/63D 163 台刮板运输机 SGZ-1250/3×855型 1 部 308.04m 8 进风超前支护装置 ZQL2×5000/21/40 型 2 组 29.5m 9 回风超前支护液压支架 ZQL2×5000/21/40 型 3 组 49.7m 10 桥式转载机 SZZ-1350/525 型 1 台 38.9m 11 胶带运输机 DSJ160/3500/2×560+1×560 1 部轮式破碎机 PLM－4500 型 1 台乳化泵 BRW630/37.5 4 台 回液箱、混合箱各一台 14 喷雾泵 BPW-500/10 4 台 TMXQ 清水箱 3 台 15 高压过滤站 TMGLZ(2500/37.5/25）D 1 台回柱绞车 JDHB-30/3.5 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-315/10 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-3150/10 2 台移动变电站 KBSGZY 2-T-630/10 1 台移动变电站 KBSGZY 2-T-1000/10 1 台真空隔爆起动器 QBZ-80ND/660 6 台隔爆磁力起动器 QJZ-80/660 4 台泵站主控系统 TMBZZK 1 台矿用交流变频器 BPJ-315/1140 1 台胶带自移机尾 DY1600 1 台组合开关 QJZ1-1600/3300-6-450 1 台防爆馈电开关 KBZ-400/1140 4 台组合开关 QJZ1-1600/3300-8-450 1 台信号照明综合保护装置 XZB-10 1 台组合开关 QJZ1-2400/1140-12-400 1 台

潜水泵 37KW 1 台

18.5KW 2 台

7.5KW 2 台

第三章

顶板控制 第一节

支护设计及验算 一、支护设备选择

根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并且参照 408、410、412、414、416 工作面的经验，选用双柱掩护式支架及其相配套的端头、过渡支架共 175 台。支架最大工作阻力为 12000KN，初撑力为 7916KN。

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考见表 17。

表 表 17

同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表 序号 项目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 1

顶底板条件

直接顶厚度

m

1.2～2.9 1.7 直接底厚度

m

0.9-4.7

3.2 2

直接顶初次垮落步距

m

10～14 12 3

初次来压

来压步距

m

35～40 35 最大平均支护强度

MPa

0.61 0.61 最大平均顶板移近量

mm

120 4

周期来压

来压步距

m

20～25 20 最大平均支护强度

MPa

0.47 0.47 最大平均顶板移近量

mm

100 来压显现强度

不明显

不明显

平时

最大平均支护强度

MPa

0.42 0.42 最大平均顶板移近量

mm

80 6

直接顶悬顶情况

m

随采随垮 随采随垮 7

顶板容许比压

MPa

35 8

直接顶类型

类

基本稳定

基本稳定

巷道超前影响范围

m

80-150

150

二、液压支架支护强度验算

顶板载荷的计算（估算法）：

Q=9.81×K×h×ρ=9.81×7×5.5×2.7=1019.7KN/m 2，式中

Q—支护强度，KN/m 2 ；

k—顶板岩石厚度因数，中厚煤层 k=6～8；

H—平均采高，5.5m；

ρ—顶板岩石密度，2.7t/m 3。

F Z =Q×A/η=1019.7×1.75×4.62/0.8=10305.3KN＜12000KN

式中

F Z —支架的工作阻力，KN；

Q—支护强度，KN/m 2 ；

A—支架的支护面积，m 2 ；

η—支架的支撑效率，取 80%。

该支架支护强度能够满足支护要求。

三、工作面控顶距

最大控顶距：L max

=L 1 +L 2 +S

=4625+700+900

=6225mm

最小控顶距：L min

=L 1 +L 2

=4625+700

=5325mm

式中

L 1 —顶梁长度；

L 2 —端面距；

S—截深。

四、乳化泵站 （一）泵站选型和数量

乳化液泵选用 BRW630/31.5 型4台，装备四泵两箱；喷雾泵 BPW500/10型 4 台，装备四泵三箱。乳化液供液选用φ63mm 高压胶管，回液管路选用φ675mm 高压胶管，三进三回。泵站各设备主要技术参数如下：

1、乳化泵技术参数：

型号：BRW500/31.5；

额定流量：630L/min；

公称压力：31.5MPa；

电机功率：400KW。

2、喷雾泵技术参数：

型号：BPW500/10；

公称流量：500L/min；

公称压力：10MPa； 电机功率：110KW。

（二）泵站位置

乳化液泵站位于进风巷设备列车上，随设备列车一起拉移。

（三）泵站使用规定

1、乳化液泵站压力不低于 31.5MPa，供支架喷雾和采煤机外喷雾的清水泵压力不低于 4MPa，采煤机内喷雾的清水泵压力不低于 2MPa。

2、乳化液无析油、析皂、沉淀、变色、变味等现象，每班用折射仪检查 2 次乳液配比浓度是否符合规定（3%～5%）。

3、高压过滤站的进、出口压力差小于 1MPa。

4、要尽量采用同一牌号，同一厂家生产的乳化油配制乳化液，并用折

光仪检查浓度，不合规定要进行调配，要定期化验水质，其 PH 值、氯酸、硫酸根和机械杂质不得超过规定。

第二节

工作面顶板控制

一、工作面回采时的控顶方式 （一）管理办法

1、本工作面采用全部垮落法管理顶板。

2、本工作面安装 175 台液压支架，对工作面进行全支护管理。

（二）正常工作时期顶板支护方式

采用追机及时移架支护，即采煤机割机身中部及时移架，移架步距0.9m。

（三）移架顺序（智能化控制）

1、采煤机正常割煤时，采煤机机身中部顺序移架。

2、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒 2 架将护帮板收回。

3、采煤机割煤并移架后，滞后采煤机后滚筒 3 架打出护帮板，保证护帮板紧贴煤壁。

（四）管理要求及标准 1、液压支架初撑力不应低于额定值的 80%(25.2MPa)。

2、工作面支架的中心距误差不超过 100mm，侧护板正常使用，架间间隙不超过 200mm。

3、液压支架接顶严实，相邻支架顶梁平整，不应有明显错茬，不超过顶梁侧护板高的 2/3，支架不挤不咬。

4、工作面液压支架端面距保持在 700±20mm，工作面“三直两平”，液压支架排成一条直线，其偏差不超过±50mm。

5、工作面伞檐长度大于 1m 时，其最大突出部分不超过 200mm；伞檐长度在 1m 及以下时，最突出部分不超过 250mm。

6、工作面采空区局部悬顶或冒落不充分（落山角面积大于 10 ㎡）时应采取措施，超过时应进行强制放顶，特殊情况下不能强制放顶时，应有加强支护的可靠措施和矿压监测手段。

7、工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于 80mm/m，支架钻底小于 80mm，工作面顶板不应出现台阶下沉。

8、保证支架工况，支架接顶严实。

9、加强支架、泵站和液压管路的维修，及时处理液压系统中的窜漏问题、更换受损部件。

10、采煤机过后要及时跟机移架、打出护帮板。

11、当液压系统压力不足，影响移架时，要及时停止割煤和移架，等查明原因且处理正常后方可继续割煤。

12、严格执行“敲帮问顶及围岩观测”、“先支后回”制度，严禁空顶作业，严防片帮伤人。

13、支架最大支撑高度应小于支架设计最大高度 100mm，支架最小支撑高度应大于支架设计最小支撑高度 200mm。

二、特殊时期顶板控制 （一）来压及停采前的顶板控制

1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面老顶初次来压、周期来压期间，加强来压的预测预报工作。

3、工作面支架以及进回风巷超前支架必须达到初撑力，切顶单体迎山有力，挡矸有效。

4、严格控制采高，适当缩小端面距，支架接顶严实。

5、在顶板离层的情况下，应采用带压、擦顶移架方式。

6、来压时加强工作面支架维护，严防“跑冒滴漏”。

7、检修班加强检修，保证设备安全正常运行。

8、来压时要适当加快推进速度。

9、工作面停采时要编制停采措施，加强工作面顶板管理。

10、工作面遇到顶底板松软、过断层、过冒顶区，以及托伪顶、托夹矸、留底煤开采时必须编制专项安全技术措施。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

1、如果工作面顶板破碎、切顶掉矸、煤壁片帮达到 900mm 以上，为防止顶板冒落、控制煤壁片帮，在满足采高要求的情况下，应及时超前采煤机移架支护顶板，打好护帮板及时支护煤壁。

2、移架应采用超前拉架方式。

3、支架必须达到初撑力，预防冒顶。

4、过构造带前另行编制专项措施。

（三）应力集中区的顶板管理

1、工作面顶板管理：带压擦顶移架，支架接顶严实、达到初撑力。

2、端头顶板管理：保证端头支架接顶严实，端头支架接顶不实处在顶梁上背坑木。

第三节

进风巷、回风巷及端头顶板管理

一、进风巷、回风巷超前顶板管理 （一）超前支护方式及距离

1、进风超前支护：采用 2 组框架交错式 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支护装置支护顶板，支护长度 28.77m，移架步距 0.9m。

2、回风巷超前支护：采用 3 组 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支护液压支架支护顶板，支护长度 49.33m，移架步距 0.9m。

3、回采期间，根据顶板及两帮压力显现情况，使用单体及时加强支护。

4、超前外的巷道出现顶板下沉量较大、开裂、离层、锚杆托盘崩坏、锚杆撸丝等异常现象时，应及时补打锚杆、锚索、戴帽点柱等加强支护，同时设置警示牌，防止人员靠近，严防锚杆、锚索崩出伤及人员。

附：图 3-3-1

418 工作面支护示意图（二）

支护标准及要求

1、超前支架采用遥控的方式进行操作，原则上不得使用手动操作，当遥控无法正常工作时可采用手动操作的方式进行操作。

2、采煤机割煤至距刮板运输机机头、机尾 5m 前，须先将超前支架移到位，严禁提前、超步距移架。

3、严禁多组超前支架同时操作前移。

4、超前支护支架初撑力不应低于 25.2MPa。

5、超前最大支撑高度应小于支架设计最大高度的 100mm，最小支撑

高度应大于支架设计最小高度的 200mm，立柱活柱行程确保支架不被“压架”。

6、支架组拉移到位后，及时使用千斤顶或用单体液压支柱调整支架状态，确保支架顶梁平直，接顶严实，支架支撑有力，垂直顶底板支护。

7、由于支架顶梁较长，遇顶板不平整，接顶不实时必须使用道木、道木头、木托盘背顶，保证接顶严实。

8、遇超前顶板破碎，两帮有切顶、掉矸现象时，适当降低支架压力，防止支架反复支撑顶板造成漏顶，同时使用单体戴帽点柱在支架顶梁缝隙中进行补强支护。

9、端头支架移设到位后，必须打出端头架护帮板及护壁板支护顶帮，以防空顶距过大。

10、根据刮板输送机“上窜下滑”情况，调整工作面伪斜，防止影响超前支架支护。

11、支架立柱必须成线，垂直支设，偏差不大于 100mm；顶梁最大错差不得超过 300mm。进风超前第一组支架前柱沿巷道方向滞后转载机驱动电机 200mm，第二组支架后柱沿巷道方向超前运输机一驱电机 200mm。

12、若巷道不平，必须提前将巷道底板顺平，保证立柱不出现悬空，顶梁使用道木背平，保证接顶严实。

13、支架移动时须提前将立柱前移路线的煤清理干净，确保立柱支撑在实底上，保证支架支撑有力、不歪斜。

14、支架在前移时，操作及辅助人员要关注支架的行走路线，尽可能保证支架沿直线前移，并且不破坏顶帮锚杆、锚索支护。

15、支架所用的立柱、千斤顶，均严禁在井下拆检，可整体更换，更换前尽可能将缸体缩到最短，接头处要做好防尘措施。

16、备用的各种液压软管、阀组、液压缸，管接头等必须用堵头堵塞，更换时用浓缩液清洗干净。

17、更换胶管、阀组和液压件时，必须在“无压”状态下进行，且严禁将高压出口对向人员。

18、严禁用金属件、工具等物碰撞液压及电器元件，尤其要注意防止碰伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层。

19、在操作超前支架时要遵守少降快移的原则，降架高度在 50~200mm之间，最大不得超过 200mm。

20、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

二、端头顶板管理

（一）端头顶板支护方式

418 工作面进风端头采用四台 ZYT12000/28/55D 型端头液压支架支撑顶板，回风端头采用四台 ZYT12000/28/63D 型端头液压支架支撑顶板，其滞后工作面支架一个循环。机尾最后一架外侧距煤柱 1.7m，机头第一架外侧距煤柱帮 1.4m，支架侧护板与煤帮之间打密集切顶柱维护顶板。同时在切顶柱和超前支架间的控顶范围内，采用液压单体支柱配合铰接顶梁支撑顶板。

（二）支护标准及要求

1、两端头的 8 台端头支架接顶严实，初撑力达到 25.2MPa 以上。

2、两端头处的端头支架顶梁支设平稳，出现歪、咬架及时调整。

3、拉端头架应坚持少降快移，减少空顶时间。

4、因机头、机尾端头顶板压力大，检修维护端头支架要认真仔细，支架侧护板与煤帮之间必须打密集切顶柱维护顶板。

5、端头支架底座严禁下扎，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备，出现底座下扎时应垫道木进行调整。

6、密集切顶支柱采用切顶柱、挡矸柱、戗柱交替支设方式，柱距不大于 400mm，排距 500mm，每排切顶柱上方必须架设木料，穿好柱鞋，挂好防倒绳，确保挡矸严实。

7、切顶柱必须和工作面支架的切顶线平齐，两端头切顶支柱、挡矸柱垂直顶底板；戗柱迎山有力，与顶板呈 3°～7°夹角。

8、切顶柱距端头支架、副帮空顶距离不得超过 800mm，切顶柱必须“穿鞋戴帽”，挂牢防倒绳。

9、两端头人行通道根据通道宽度合理支设贴帮单体护顶护帮，贴帮单体间距 0.8m，排距 1.2m，外侧距端头支架、副帮空顶距离不得超过 800mm，单体上挂铰接顶梁，并“穿鞋戴帽”，挂牢防倒绳。

10、单体支柱初撑力不得低于 90KN。

三、工作面安全出口管理

两超前安全出口必须畅通无阻，高度不低于 1.8m，宽度不小于 0.8m，不足时要及时扩帮落底。

四、支护材料的使用数量和存放管理

1、工作面必须存放备用支护材料，材料放置在超前 200m 范围内，不符合使用条件的备用支护材料必须及时更换，支护材料的使用数量和存放管理情况详见表 18。

表 表 18

支护材料使用数量和备用数量表 名称 3.8m 单体（进/回）

1.2m 铰接顶梁（进/回）

道木、半圆木、柱鞋（进/回）

数量 28/24 根 3/24 根 道木

28/24 根 半圆木

28/24 根 柱鞋

28/24 根 备用存放 4/4 根 1/4 根 道木

12/10 根 半圆木

12/10 根 柱鞋

12/10 根

2.管理办法

（1）工作面严禁使用损坏的半圆木、铰接顶梁、液压单体等支护材料。

（2）液压单体在回采结束后或使用时间超过 8 个月后，必须升井进行检修。

第四节

矿压观测

一、矿压观测内容

1、工作面支架载荷的观测。

2、顶板活动规律的观测。

3、巷道变形的观测。

4、工作面支护质量的监测。

418 工作面的矿压监测内容主要有：支架工作阻力监测、两巷超前支护范围内超前支架的工作阻力监测、两顺槽顶板离层监测以及顶板压力监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

回采期间严格按照《综采二队支护质量和顶板动态监测、分析、处理制度》对工作面矿压进行记录、分析。

二、矿压观测方法及工具 （一）测点布置

1、工作面支架阻力监测使用每台支架安装的机械压力表和自带压力传感器及配套监控设施进行支架压力监测，每次随机抽查 10 架进行记录。

2、在胶带巷、回风巷、辅运巷每 100m 安设一个 GUW300W 型顶板位移传感器，每 100m 安设一个 GMY400W 型锚杆应力传感器，顶板位移传感器与锚杆应力传感器交错布置。

（二）观测方法 1、工作面矿压观测（1）动态监测：生产期间，418 工作面矿压监测采用支架自带压力监测系统，监控平台采用配套的监控软件，可以从监控中心显示屏上直接观察每架支架的工作压力。同时，在工作面可以直接观察支架人机界面上的压力读数来判断每架支架工作阻力情况。另外当班验收员每班至少检查一次机械压力表数据，对顶板压力进行现场...

第二篇：综采工作面缩面规程

3302综放工作面缩面安全技术措施

一、说明：

3302综放工作面回采至218m后，因回采需要必须将工作面的综采设备缩短，并将工作面1#-41#支架撤走。为了保证施工的安全，根据《煤矿安全规程》及《煤矿安全技术操作规程》等的有关规定，特编制本施工安全技术措施。

二、撤除的主要设备

1、排头支架 ：ZFG4200/16/26 2架

2、中间支架

：ZF4200/16/26 39架

3、前部运输机 ：SGZ630/264 51米

4、后部运输机 ：SGZ630/264 51米

5、前、后部运输机刮板链： 204米 6、3302外下胶带顺槽刮板运输机：SGB620/40T 15米 7、3302外下胶带顺槽联络巷皮带运输机：SSJ-1000/2×55kW 60米

三、安装的主要设备

1、前部运输机机尾、过渡槽各1节；抬高槽2节

2、后部运输机机尾、过渡槽、抬高槽各1节

3、重新敷设前后部运输机、破碎机、转载机、采煤机电缆并接电试运转，并重新吊挂整理电缆。

四、施工顺序

因工作面接续紧张，急需具备生产条件，各工序相互穿插紧凑，故将施工顺序画图表示。具体见附图一所示。

五、撤除前准备工作

1、撤除前，由矿领导组织相关单位负责人查看现场，确定施工方法，落实各项

准备工作。

2、必须严格按《3302工作面缩面造条件措施》中的要求，认真全面检查工作面上的工程质量，特别是顶板的支护及管理情况，设备的完好，菱形网、钢丝绳的铺设，面前锚杆及金属网的铺设，端头（面口）支护等，不符合要求的立即进行整改。

3、工作面出口20m范围内必须加强支护，每条顶梁不得少于一棵支柱，废旧料、浮煤矸等杂物必须清扫干净，面口净高不低于2.6m。

4、在工作面胶带顺槽缩面出口处以外75m处，安装液压起吊架，该处净高3.3m，并且顺平底板。

5、施工运输使用的各部绞车严格按施工需要布置好。在工作面43#前部中间槽前方安装28T绞车一部，在胶带顺槽335m处安装14T、28T绞车各一部，胶带顺槽联络巷外口人行路侧安装14T绞车一部，绞车绳、闸、按钮、滑头、稳固绞车的装置必须达到完好标准。具体位置如附图二所示。

6、沿途轨道、道岔、接头、拐弯处、地滑、阻车器、挡车棍等安全设施必须进行严格检查，不合格的及时安排调整。所有障碍物必须清理干净以防影响运输。

7、绞车安装：

①各部绞车在起吊过程中，严禁直接用支护材料作起吊悬挂点，需重新打设3颗以上φ18×2000mm的锚杆组作为起吊点。

②14T绞车的固定为：用6棵φ18×2000mm的螺纹锚杆固定，每棵锚杆用不少于2支锚固剂，锚杆进入底板硬岩不小于1600mm，再用压板和双锚杆帽压紧。

③28T绞车的固定为：用8棵φ18×2000mm的螺纹锚杆固定，每棵锚杆用不少于2支锚固剂，锚杆进入底板硬岩不小于1600mm，再用压板和双锚杆帽压紧。

8、运输路线：3302工作面撤除的液压支架等拖出后装车转到-500支架检修硐室；运输路线为：3302胶带顺槽→3302第二联络巷→3302轨道顺槽→3302轨道顺

槽联络巷→330轨道下山顶盘→南翼轨道暗斜井→南翼轨道暗斜井顶车场→-386水平轨道大巷→东翼轨道暗斜井→-500水平轨道大巷→-500检修硐室；前、后部溜槽装车后上井，运输路线为：3302胶带顺槽→3302第二联络巷→3302轨道顺槽→3302轨道顺槽联络巷→330轨道下山顶盘→南翼轨道暗斜井→南翼轨道暗斜井顶车场→-386水平轨道大巷→副井→地面。

9、支架的推移千斤顶必须收缩到位并用双股8＃铁丝将推杆拴在支架的过桥上，严禁拴在高压胶管上。

10、面上自降的支架应及时处理好并且用单体支柱顶住自降处，要拴牢柱子。失效的、蹦口的、变形的柱子必须整改好。

11、面前贴帮单体支柱严格按间距1.5米/棵，超过1.5米/棵的全部整改重打，当向外拉支架时，随时撤除。

12、撤除前三天，把所有工具准备好，各种规格的葫芦、千斤顶、钢丝绳套、马蹬，并将所使用的绞车调试好。

13、所需要撤除的部位的螺栓，提前注油、除锈、松动，各项准备工作就绪后，并且具备施工条件时方可施工。

六、前后部刮板运输机的撤除

1、首先将40#-44#支架前部运输机槽撤出并在43#支架前安装28T绞车。

2、首先利用工作面的28T绞车及胶带顺槽的28T绞车运到工作面胶带顺槽起吊点，由准备队负责起吊装车。

3、将前后部运输机刮板链断开，用工作面的28T绞车及胶带顺槽28T将前部运输机刮板链102m运到胶带顺槽起吊点，由准备队负责起吊装车。

3、利用工作面的JM-28绞车将1#-39#支架前部运输机溜槽每6节为一整体拖出至缩面出口联络巷起吊点，由准备队负责起吊装车。

4、利用工作面JM-28绞车将后部运输机溜槽每6节为一整体拖出至缩面出口联络巷起吊点，由准备队负责起吊装车。

5、用切眼28T绞车将前部运输机机尾、过渡槽、抬高槽减速机、电机拖运到切眼28T绞车上方存放。用28T绞车和葫芦将后部运输机机尾、过渡槽、抬高槽及后部运输机电机、减速机运至支架后部。利用葫芦及单体支柱配合对接后部运输机并接好刮板链，调整好链子张紧度。

6、各部小件、螺栓、哑铃等必须归类分别装袋，严禁丢失，并搞好“四清”，为撤除支架作好准备。

七、液压支架的撤除

（一）撤除前的准备工作：

1、待工作面前、后部运输机全部撤除后，及时清理干净工作面内的浮煤杂物，将供液回路液压泵站接到1＃支架上。、工作面28T绞车安设一套移动信号，并用白漆标注好，信号设在支架的架间，撤除支架时由专人打信号，专人开绞车。

3、将1#、2#支架抽出并在原1#、2#支架位置打设木垛。

（二）支架的撤除方法：

1、掩护架的调整：

⑴调整煤帮侧的掩护架：将综采队抽出的3#架调整到煤帮侧合适位置并升起保证初撑力不小于24MPa。

（2）老塘侧及中间掩护支架的调整：

①4＃、5＃架前支设一抬棚，采用一梁二柱，用单体液压支柱升紧升牢。将5＃架的前梁收回。降5＃液压支架立柱并外抽调向，并在其原来的位置支单体支柱，托住4＃架上面的工字钢。将5#支架调向与工作面方向一致，在此位置升起支柱，达到支

护、控制顶板的要求。向前拉4＃架，使其前梁托住4＃架上的抬棚。

①调整4＃架使其梁与3＃架相齐，再用调架绞车和单体支柱相互配合，将4＃架调至老塘侧，作为老塘侧的掩护架。

②调架绞车挂回头轮将5＃架往回拖，退至3＃至4＃架之间，作为中间掩护架。至此三个掩护架的调整工作全部结束，无论是撤架、调架、移架、退架，都必须坚持先支后回的原则，严禁强拉硬拖，对于影响调架的点柱应及时替换补打。

2、中间支架的撤除：

⑴操作方法：先用单体柱子支撑煤帮侧掩护架的前梁，拔出前梁千斤顶连接销子，待收起护帮后放倒单体支柱，此时人员不得站在前梁下，放柱子时施工人员要看好后退路，前梁借助铰接销子吊挂在顶梁上，然后在煤帮掩护架上用锚链固定好重型滑轮（10t），将调架绞车的钩头通过滑轮，挂在撤支架的推移杆上，或将绞车钢丝绳钩头拴在底座箱的后侧上，降液压支架立柱，往前拖移至后立柱超出下组支架的前立柱为止，再升起支架把钩头取下拴在支架过桥上，再降液压支架立柱至最低高度，用绞车拖离原位置。

⑵支架撤走后，应立即在其位置支设两走向抬棚，一梁二柱，用单体支柱升紧棚梁的两端，以利掩护架的拉移。

⑶三个掩护支架的拉移：原则上要先拉老塘侧的掩护架，再拉中间掩护架，最后拉煤帮侧的掩护架。在拉移掩护架之前，其梁上的棚梁要用单体支柱打上点柱，以保证降、移掩护架时顶板不下沉，防止压死掩护梁。

三个掩护架的相对位置必须保证如下尺寸：煤帮侧掩护架离煤帮有300±100mm的距离。煤帮掩护架与中间掩护架的间距应有300±100mm的距离，以防咬架，中间掩护架与老塘掩护架的间距应有300±100mm的距离，各掩护架与被撤支架之间的相对位置以不咬架不空顶为宜，应控制在100－200mm之间的范围。

3、最后四架的撤除：

工作面剩余四个支架（即39#架和三个掩护架）便进入封闭时期，回撤前必须加强其周围及面口的顶板维护，确保无问题时方可施工。为安全回撤采取如下回撤顺序：先撤中间掩护架，再撤采空区侧掩护架，最后撤煤帮侧掩护架。在点柱的配合支护下将端头过渡架分步拉出为止。具体方法如下：

(1)撤除中间的掩护架，直接将中间架降到最底位置，用绞车将其撤走。(2)撤除老塘侧掩护架：

1)首先将老塘侧掩护架的全部单体支柱用木柱替出，并足顶打实打牢，将老塘侧掩护架降下，用绞车将其撤走。

2)在老塘侧用木料打上一个木垛，作为支护该处的木支架，因为顶板压力此时为最大，以防止顶板下沉后冒落。

(3)撤除煤帮掩护架：

1)将其掩护架的两侧支护好，降煤帮掩护架用绞车将其撤走。

2)如果门口处压力较大时，可在煤帮掩护架的位置上再打上一个木垛，以加强顶板支护。

(4)撤除39#架：

1)在撤除此架时，应检查其周围顶板的支护情况是否可靠，必要时应及时维护。2)此架的撤除应采取间断式的外移方法，即每向外移1米，便停止迁移，然后升起支架足顶，将其前方的单体支柱及时撤回并在支架的后部重新支设，然后再降架向外撤除支架，如此循环将支架安全撤除。此架移到正巷后，加强其周围的顶板管理，防止意外事故的发生。

4、液压支架的装车：起吊架要用16棵锚索固定，每次起吊前仔细检查，确保完好后方可起吊。撤除的支架用工作面28T绞车和起吊点处28T绞车拖到装车地点

装车，把吊钩挂在支架的底座箱的起吊孔上，让支架慢慢升起450mm后停止起吊，起吊时起吊架下及周围不得有人。再推入车盘，位置合适后把支架慢慢放在车盘上，对准车盘与支架的封车孔，用4个M30×90mm螺栓将支架与车盘固定好，并固定好各活动部件，再松开起吊大钩子，连上绞车，将支架车外运。

八、工作面恢复生产

1、待工作面设备撤出前，将工作面采煤机及前后部运输机电缆重新敷设好。将后部运输机对接好并试好车。

2、待工作面设备撤出后，将28T绞车撤出并对接前部运输机头并试好车。

3、将端头支架向后牵移到位，将端头支架调偏油缸连接好并升紧，保证初撑力不小于24MPa。

4、将转载机及自移式皮带机尾由开宽处调出，利用端头支架推移油缸及圆环链将转载机及皮带机尾后牵至合适位置并恢复顺槽皮带。

5、恢复胶带顺槽内超前支护并将胶带顺槽内杂料清理干净。

6、将转载机、破碎机接火试车。顺槽皮带试车并调偏，保证顺槽皮带运转正常。

7、工作面设备联合试运转。

九、安全技术措施

（一）通用部分

1、所有工作人员必须牢固树立安全第一的思想，严格执行各项安全规章制度和安全指令，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律，搞好自主保安、相互保安，发现不安全因素及隐患，必须立即处理或汇报区队，坚决做到不安全不生产。

2、下井前要休息好，下井时配戴好矿灯、自救器、安全帽、穿矿用胶鞋。严禁酒后下井，严禁带烟草及易燃物品下井，严禁穿化纤衣服下井。

3、上、下罐笼、人车、架空乘人装置要听从把钩人员的指挥，不许拥挤打闹。

下井要精力集中，注意安全，不准打盹睡觉，不准打架斗殴。

4、在开工前，班组长必须对工作面的安全情况进行一次全面检查，确认无危险时，方准工作人员进入工作面。

5、每个工作人员必须严格执行敲帮问顶和先支后回制度，严禁空顶作业，严防折帮伤人。应经常检查工作地点的顶板、煤壁、支护情况，发现隐患立即处理，隐患未排除前，班长不得离开现场。

6、切眼损坏的、空缺的柱子必须补修好，支护用的木柱及单体柱子必须拴好防倒绳，专人检查帮壁活动情况，裂开而未掉下来的用长柄工具敲掉，液压支架护帮板没升紧的及时升紧。改支单体支柱必须执行“先支后回”的原则。

7、当工作面因故停风时，所有工作人员要立即停止工作，由班长组织沿最短的路线迅速撤到新鲜风流中，然后清点人数，并汇报调度室，经瓦斯检查员现场检查后，施工现场各种气体浓度符合规定时，方可入内。

8、若工作面压力增大，有冒顶垮面预兆时，要将人员撤到安全地点，并汇报调度室，待压力稳定后，由外向里维护好后，再继续工作。

9、人力拖放电缆时，应有专人统一指挥、叫应一致。拐弯处人员应处在拐弯半径以外。

10、在工作面切眼内转运、安装设备时，碰倒的单体支柱必须及时恢复，并用麻绳重新拴好。

11、所有施工人员必须学习本措施并签字后，方可参加施工。

（二）起吊安全

1、了解并掌握好起吊物的重量、几何形状、性能，选择好符合要求的起吊工具及装置。

2、进行起吊及搬运作业时必须设专人统一指挥，并认真检查吊挂、捆绑是否有

问题，否则先处理好后再施工。

3、起吊工具和绳索每次使用前使用人员必须认真检查，不合格的严禁使用，起吊工具、索具的安全系数不得小于6.5倍。起吊时将起吊绳逐渐涨紧，使物体微离支撑体100mm左右进行试吊1分钟，试吊确认可靠后再正式起吊，卸吊运物时底下要垫好衬物，放置平稳，否则不得撤除索具。

4、不准把设备的外凸处作为吊挂绳之用，以防滑掉出现事故。不能自保的葫芦不得使用，吊挂的葫芦必须牢固可靠，起吊时下方不得有人，不准人员通行，更不准在此停留，使用连接环必须上好相应的螺栓，并上满帽。

5、设备应捆绑稳定，找好起吊重心，起吊后不得摇动、转动、倾斜。起吊重物时，严禁直接用顶帮支护锚杆或锚索梁直接起吊，必须重新打设4棵以上的锚杆组，作为起吊点，拴好φ18mm以上的钢丝绳套，然后用葫芦起吊。

6、起吊前认真检查其周围5米范围内的顶板安全情况，顶板有离层及支护不安全的地点不得进行起吊作业，必须处理好危险因素才能施工。

7、操作人员必须闪开设备要运动或有运动趋势的方向，禁止“超载起吊”。不得斜向起吊，人员不得随同起吊设备升降。

8、起吊过程中不得中间停止作业，指挥人员、操作人员不得随意离开岗位。如有特殊情况，必须在起吊物下垫牢。起吊时必须统一起吊信号并协调一致。

（三）机电安全

1、井下不得带电检修、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，再用与电源电压等级相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下

此牌送电。

2、操作井下电气设备应遵守下列规定：

①非专职人员不得擅自操作电气设备，电工必须佩带瓦检仪，持证上岗。②手持式电气设备操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。③容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。

④电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。

⑤配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。

3、井下电缆的选用应遵守下列规定：

①电缆敷设地点的水平差不能超过规定的电缆允许水平差。

②电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。

③敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定：电缆吊挂必须用电缆钩；巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度（1/100），并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上；电缆钩的悬挂间距不得超过1.5m；电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水；电缆上严禁悬挂任何物件；电缆与供风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。

④电缆的连接应符合下列要求：

电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气

设备进行连接，严禁直接连接。

不同型号电缆之间必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。同型号橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套已损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。

4、三台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放于水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于0.75m。

5、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。

6、各操作信号都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。电气设备与轨道之间的安全间隙不得小于0.7m。井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火明电照明。

7、存在下列问题的电气设备及小电不得下井使用： ⑴防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。

⑵绝缘座破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。⑶喇叭口不配套或断裂、缺损。

⑷开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺把手或转动不灵活，开关内

腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。

⑸开关的机械闭锁失效。

⑹开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。⑺开关底托架断裂或固定不牢。

⑻没有经过电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；或有合格证但检验期超过6个月。

⑼电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。

⑽机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置。

⑾同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格型号不一致。

⑿螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1—3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。

8、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：

⑴外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度超过5mm。⑵防爆壳内外有锈皮脱落。

⑶闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。

⑷隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。⑸防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。

⑹改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。⑺电缆引入装置接线嘴不齐全紧固，密封不良好。⑻电气设备没有使用电机综合保护装置。

⑼风电闭锁等安全保护装置自动停电时，必须汇报调度室待查明原因，确认无

误后，再人工送电。

(四)运输安全

1、必须配备技术熟练的绞车司机，并且绞车司机、把钩工、信号工均应持证上岗。绞车开动后，所有人员必须躲到安全地点，各有关路口专人站岗把好关，坚决执行“行车不行人、不作业，行人不行车”的规定。

2、运输中沿途不得有人（跟车人员必须在支架的上山方向躲避洞内观察运输安全情况）。

3、运输前认真检查连车情况、保安绳使用情况、设备装车情况，有问题要先处理好。

4、各部运输绞车滑头必需插制并使用护绳环，绳径不得小于附表计算值，并使用相应绳径的保安绳，各挡车安全设施不得超前打开或滞后恢复，连车装置必须安全可靠。

5、各部绞车母绳不得少于3圈,钢丝绳卡绳装置必须紧固牢固可靠，且不能有锈蚀现象。

6、平巷或坡度起伏不平的巷道，更换滑头时必须掩牢车。

7、绞车司机不得脱离工作岗位，绞车司机及信号工要严格执行《岗位责任制》和《技术操作规程》的规定，所有信号必须进躲避洞或绞车窝内，信号工要仔细检查绳道、绳夹角及钢丝绳可能波及到的范围内不得有人，方可发出开车信号，绞车司机开车前也必须确认绳道3米范围内、钢丝绳受力夹角内无人方可开车。

8、交接班或其他空闲时间，空载车一律松到顶、底盘车场，并停电上好闭锁，严禁吊挂着车干其它工作。吊车卸料时人员不准站到车上。停车后应将绞车把手处于刹车位置。严禁不带电松车，严禁超载，超挂，蹬勾，扒车。

9、司机必须按信号操作，无信号装置或信号模糊严禁开车。

10、使用绞车拖运部件时，绞车绳道及回头滑波及范围严禁有人。

11、平巷严禁人力推车。不得在自行滑行的坡道上停放车辆，如工作需要必须使用卡轨器。

12、处理掉道车：先检查封车情况、载车的稳定情况，确定方案后进行处理，处理时人员严禁处在物体的起吊下方及物体将要运动的方向上。车辆掉道复辙时要(1)专人指挥；(2)将车盘稳住,先抬一头上轨,后抬另一头复位；(3)用铁轨、撬棍复位时应注意自身及他人安全；（4）用葫芦复位时，葫芦悬挂点应牢固可靠，拉葫芦的人员应保证安全距离。

13、液压支架掉道的处理：掉道后必须专人指挥，葫芦绳索、起吊点必须安全可靠，架子倾斜方向及有运动趋势的方向不得有人，并在其倾斜方向使用两棵直径200mm以上的木戗柱，拉葫芦链时不得超过2人以上同时作业。

14、绞车下松液压支架及超过3米长的物料时每勾只能松一个车，松其它物料时，14T绞车每勾不超过2个车、28T绞车每勾不超过4个车，牵引钢丝绳的安全系数最低为6.5倍，发现钢丝绳有严重扭曲变形、断丝、绳磨损超过绳径10%时应立即更换。摘挂钩时，必须等车停稳，使用好挡车棍等安全设施，严禁摘跑钩。

15、严禁以任何形式触及车场架空线。在有架空线的路段运输液压支架时，支架顶部要用1000×3000mm的绝缘胶带铺盖严密，并将胶带拴牢在支架上，专人观察支架与架空线及巷道壁的间隙情况。

16、支架在车盘上要用4个M30×90mm螺栓加70×70×6mm方垫圈及M30mm的螺母固定牢固，并使支架的重心与车盘保持一致，以防支架前倾或后仰，运输前必须检查支架的固定螺栓，必须紧固可靠有效、无松动。两部绞车交替运输时，第一部绞车必须拉到规定位置，并固定牢固可靠后方可连接第二部绞车滑头运输。

17、液压支架安装采用导向轮或回头轮辅助运输时，应使用不小于20T的回头滑子，回头滑子每次使用前，必须详细检查滑轮销子、轮架、轮轴等各构件中的完整情况，若滑头连接不牢或有破损的不完好的情况下，严禁使用。

18、每个导向轮的固定应重新打设不少于4棵φ18×2000mm的螺纹钢锚杆，顶板每条锚杆用2支Z2350树脂药卷固定，帮或底板锚杆用2支Z2850树脂锚固剂固定，并用直径不小于22mm的新钢丝绳交叉拴牢，再用长于主绳200mm的φ18mm的钢丝绳套连接滑轮与支护锚杆或锚索粱,作为保安绳。

19、绞车运输时，严格执行“行人不行车、行车不行人、不作业”的制度，撤面出口及装车点附近严禁有非作业人员走动，现场安全班长派专人在躲避所内站岗。

其它按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》及矿上有关规定执行。所有施工人员必须学习本措施并签字后，方可参加施工。

第三篇：1195F综采工作面回采作业规程会审意见

1195F综采工作面回采作业规程初审意见

初审时间：2012年6月7日 地 点：综一队会议室

参加人：董 凯 张 渤 牛国瑞 黄 星 屈春生 孙 鹏 赵竟超 王吉龙 张柱友 初审意见：

1、采面进入准备期间制定专项安全技术措施

1195F综采工作面回采作业规程会审意见

会审时间：2012年6月11日 地 点：技术部会议室 会审意见：

1、工作面过断层制定专项安全技术措施

2、工作面过老硐制定专项安全技术措施

3、排水系统必须保证排水能力

第四篇：综采工作面试运行

综采工作面试运行

21103综放工作面7月26日设备已全部安装到位。电缆敷设完成，所有设备严格按设计要求及机电设备完好标准安装联接，电气整定值满足要求，各项保护动作灵敏可靠。于7月26日进行设备单机、联合试运转。

一、试运转试生产步骤：

1.在试运转前，清理煤帮和机道所有杂物，严禁将木托板或其它杂物拉入刮板机底槽。

2.在试运转前，区队组织全体职工贯彻学习《21103综放工作面作业规程》及《21103综放工作面设备安装措施》中有关试运转的安全技术措施，并进行考试，合格方可入井作业。

3.由矿安装领导小组组织人员对工作面的所有安装设备进行验收，全部合格后方可组织试运转。

4.进行单机试运转，每台设备空转不小于30分钟，均没有问题后方可进行联合试运转。

5.联合试运转：

(1)设备启动顺序为：下运皮带→21103运输巷皮带→→破碎机→转载机→前部刮板输送机→后部刮板输送机→采煤机。

(2)联合空载试运转时间不小于2小时，出现问题及时停机处理。

(3)联合空载试运转正常，方可试生产。

二、试运转安全措施：

1.整个试运转过程必须由区队长统一指挥，各分管设备负责人及指定的设备承包人必须随时检查设备的运转情况和完好状况，并进行记录。

2.所有工作人员必须严格执行《21103综放工作面作业规程》，确保本规程在现场得到落实,做到人人熟悉规程,掌握准确,不违章指挥,不违章作业。

3.在试运转前，清理煤帮和机道所有杂物，采煤机试运转速度不能超过2m/min，防止损坏截齿，清理煤壁侧杂物之前，要求支架护帮板打开护帮，刮板机闭锁。

4.采煤机在合离合器之前，先将采煤机隔离手把打到闭合位置，然后由控制台电工专人送电，启动采煤机。

5.设备试运转前必须检查各部联接是否牢靠紧固，采煤机截齿是否齐全、锋利、牢固，滑靴是否平稳，与溜槽接触是否正常。

6.在试运转过程中，对设备的运行各参数及声音、油位、油压、温度、各部联接紧固程度全面检查是否合格，当发现有异常时，立即停机检查，查明原因，处理完故障后再启动该设备。

7.设备试运转完成后依次停机，停机顺序：采煤机→后部刮板输送机→前部刮板输送机→转载机→破碎机→21103运输巷皮带→下运皮带；

第五篇：煤矿残采工作面作业规程

曲靖市麒麟区孙家沟煤矿南翼采区910残采工作面作业规程

编制人：孙稳清

年 月 日

一、作业地点概括

1、煤层名称：c9煤

2、煤层厚度：1.9米

3、煤层倾角：2-10度

4、开口位置标高2000米

二、工程设计

1、巷道净高2米 顶净宽1.4米 底净宽2.7米

2、支护方式采用圆木支护

3、木距中对中0.6米

4、每架坑木皮柴21根

5、选用小头15公分以上的坑木

三、施工方式及作业方式

（一）、采用人工开挖及人力运输。

（二）、四六班作业制

四、通风设计

1、通风方式及局部通风机的选择：910残采工作面选用局部通风机压入式通风。

2、局部通风机的选择：910运输巷选用一台11kw局部通风机。局部通风机：必须做到设备齐全。

A、局部通风机的位置选择在顶板完好，支护良好的地点，必须安设在风机架上离地高度大于0.3米，但不能影响行人 运输等工作。

B、局部通风机安设在910运输车场中，距910运输巷回风口大于10米。

C、局部通风机的电源由地面配电室供给，局部通风机必须实行“三专两闭锁”,并且各电气装置齐全，性能完好，灵敏可靠。供给局部通风机的风量必须大于局部通风的吸入风量，不产生循环风。

3、风筒的使用及管理

A、局部通风机配置直径为400mm抗静电，阻燃的胶质风筒，风筒严密不漏风，无反接头；风筒要反压边。转弯处必须用弯头；风筒必须吊挂平直，逢环必挂，有洞必补。

B、风筒出风口距掘进工作面迎头不得超过5米

五、工程质量要求

1、严禁出现空帮、空顶现象。

2、大小坑木必须配套、木省严密合缝无歪曲迈步现象。

3、严格控制巷道中线、中线偏差不得超过5公分。

4、柱窝必须打在实底上、柱窝深度不得小于10公分。

5、皮柴必须过江、每根皮柴必须关紧让皮柴真正使到应使到的力。

6、坑木必须迎山靠背、梁头水平。

六、质量及成本管理

1、煤必须隔好、不得让夹矸混入煤中而影响媒的质量。

2、在过采空区过程中如有块煤，必须捡出来，捡够一车

那么将装运到地面。

3、煤、矸石不允许装得过满，以防止煤 矸石在井筒

泼洒。

4、施工人员不得有意的损坏及浪费施工材料。

七、全技术措施

<一>、通风方面

1、施工人员在运煤过程中，随时注意风筒，以免

担划破及撤离风筒。

2、局部通风机必须实行挂牌管理，有瓦斯员负责管理。、910运输巷掘进工作面不得停风；因检修 停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，设置栅栏，揭示“禁止入内”的标志。、恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度都不超过度0.5%时，方可人工开启局部通风机。、因检修 停电等原因停风时，在恢复通风前必须先检查掘进工作面巷道内的瓦斯浓度，瓦斯浓度在3%一下时，由瓦斯员及班长组织排放，达到3%以上时必须制定专门措施由矿井通风负责人组织排放。、瓦斯员必须坚守自己的工作岗位，必须严格执行瓦斯员岗位责任制、操作规程、瓦斯检查“三对口”、交接班制度、巡回检查制度和请示报告制度及有关规定，并认真填写瓦斯检查手册、瓦斯检查牌板 班报，字迹必须清晰 工整。

7、当工作面瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止工作 撤出人员进行处理。、临时停工时，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，并向调度室汇报。恢复通风前必须先检查巷道内的瓦斯。有调度室组织排放并制定措施。

<二>、探放水方面

1、在掘进过程中必须坚持有疑必探，先探后掘，坚持做到探30米，掘进10米，保20米的探放水原则。

2、打眼位置为沿头前方，左右巷帮 顶上。如果打眼出水时不能拔出钻杆，让钻杆起到一定的堵水作用，然后班长 安全员负责观察钻孔的涌水情况。如水压力过大，涌水过大时，那么立即撤出人员，向井口调度室汇报。

3、如涌水均匀 水量不大时，班长必须安排人员清理排水沟及安排人员向出水的地点进行加强支护工作，以防止巷道在水的作用倒塌。

4、机电部门必须立即采取相应措施对老窑水进行排放工作，以防止淹井。

5、电气设备被水威胁的必须立即断电及采取其他措施，以防止井下漏电。

6、在防水过程中必须控制水量，水量满足排水设备的要求，严禁水量大于排水设备的排水量。

7、涌水地点必须加强瓦斯检查工作，必须保持正常供风；如其他有毒有害气体超限时，必须加强供风，确保有毒有害气体降到《煤矿安全规程》的规定。

8、排放水时，必须组织有经验的人员进行排放；其次安排有经验的人员负责观察涌水情况，如水量过大时，必须向井口调度室汇报。并且安排岗哨，以免其他人员误入。

<三>、过老巷、顶板破碎带、断层等方面

1、在过老巷的过程中，必须对老巷10米内加强支护并且随时检查后路支护情况发现问题及时解决。

2、过老巷、顶板破碎带时，必须打过梁，以防止顶板垮落。

3、施工时，必须安排有经验的人员观察顶板，出现异情时，必须撤出人员。

4、过老巷、顶板破碎带、断层时，必须缩短木距，确保顺利通过。

5、出现断层涌水时，必须加强支护，采取相应的措施将断层水进一步处理，以防止水淋湿施工人员。、如果出现冒顶 背帮时，必须等稳定后方可组织人员进行工作。其次必须架顶 背帮。、必须认真执行交接班制度 敲帮问顶制度。

<四>、其他方面

1、施工人员不得乱动矿用电气设备及通风设施。

2、施工人员必须遵守我矿的一切规章制度。

3、防尘管路必须紧跟沿头，每隔20米设一个三通阀门，外必须要有防尘用水及管路通畅，每班必须用水防尘2次。

4、巷道中浮煤不得超过2mm,其次必须随时安排人员进行浮煤清理。

5、施工人员不得在井下任意开闭矿灯 敲击矿灯。

6、矿灯必须保持电充足，不缺螺少件，确保防爆率达到100%,其次施工人员不得在井下睡觉。

<五>、避灾路线

一、灾害预防措施

1、预防瓦斯爆炸措施：

（1）加强通风管理，杜绝瓦斯超限。

（2）严格执行瓦斯巡回检查制度，跟班人员严禁脱岗，瓦斯检查记录必须真实有效。

（3）搞好通风防止瓦斯积聚，及时处理积聚瓦斯，防止电器失爆，产生电火花引爆瓦斯。

（4）杜绝明火下井，关键是要执行严格检身制度和严禁穿化纤衣服。

（5）严禁井下明火打点，带电搬迁或作业，回风井50m以内杜绝任何火源。

（6）严禁在井下电焊、气焊、喷灯等工作，不准用灯泡取暖。

2、矿尘灾害防治：

（1）尽量减少浮游矿尘的产生，工作面喷雾洒水，将矿尘消灭在尘源地点。

（2）合理分风用足够的风量加以稀释，防止矿尘飞扬进入风流中。

（3）加强个体防护，每个员工都使用防护口罩，每班如此。

二、火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾路线

910工作面--910运输巷--2000水平车场--2000水平井底车场--人行斜井--地面

三、水灾避灾路线

910工作面--910运输巷--2000水平车场--2000水平井底车场--人行斜井--地面