120301工作面作业规程

寨崖底煤业有限公司12盘区120301综采工作面作业规程

说 明

《120301综采工作面作业规程》编制依据：

一、《福山国际能源集团煤矿综采工作面设计说明书》

二、《福山国际能源集团寨崖底煤业有限公司120301工作面地质说明书》及图纸资料

三、《福山国际能源集团寨崖底煤业有限公司120301综采工作面“一通三防”设计说明书》

四、《福山国际能源集团寨崖底煤业有限公司120301综采工作面供电设计说明书》

五、《煤矿安全规程》、《采煤工作面质量标准化》等相关资料 六、山西柳林寨崖底煤业有限公司，兼并重组整合项目初步设计（变更）安全专篇

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第一章 概况

第一节 工作面位置及井上下关系

一、工作面位置及井上下关系（表1） 工作面名称 地面标高（m） 地面相对位置 回采对地面设施影响 井下位置及四邻关系 走向长度（m） 180 度/m

第二节 煤层赋存特征

120301工作面开采煤层赋存特征情况（表2）

平均为煤层厚度 1.2m 开采煤层 煤层情况工作面构造简单，为单斜构造，煤层走向为：东西走向 描述 3煤层 #120301 995-1010 盘区名称 井下标高（m） 12盘区 795-830 本工作面位于石盘上村北面，地表黄土丘 陵区，沟壑纵横无任何建筑物。 工作面开采深度最薄190m，最厚205m。工作面设计为一次性采全高。回采可能造成地表裂隙 塌陷等灾害。 120301工作面位于3#煤层11盘区3煤辅助运输巷的东面，南与11盘区采空区相邻，东为3 # 煤 层实体煤，北为12盘区3煤辅助运输巷。 倾斜长660 面积（m） 118800 2煤层结构 煤种 简单 焦煤 煤层倾角 稳定程度 3°-5° 稳定

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第三节 煤层顶底板

依据ZK10-3钻孔柱状图与120301工作面顺槽掘进时分析，工作面（沿煤层倾向）顶板约1.1m厚，底顶板岩性无明显变化。

工作面煤层顶底板情况（表3）

岩层名称 老顶 直接顶 底板 直接底 岩石名称 细粒砂岩 泥岩 泥岩 厚度/m 0.8 1.1 2.40 岩性特征 灰细粒构造，中、薄状构造成 分为石英、长石，粘土胶结，有深黑色条带 灰黑色泥质构造，薄层状构造岩芯呈薄片状 灰黑色泥质构造，薄层状构造岩芯呈薄片状 顶 板 附图1：煤层地质柱状图

第四节 地质构造

根据《山西柳林寨崖底煤业有限公司矿井资源整合地质报告》及顺槽掘进时分析，该工作面煤层大致为东西走向，倾角3°-5°，平均为4°，煤层硬度为2-3 ?。未发现明显的断层、陷落柱。本工作面地质构造赋存稳定，无大的褶曲变化。

第五节 水文地质

一、含水层分析

根据ZK10-3钻孔抽水试验结果分析： 1、主要含水层

1）、奥陶系岩溶裂隙含水层

根据ZK10-3钻孔资料分析上下马家沟组地层结构，矿区内奥灰水水位埋深135.1m,标高为807.66m。上、下马家沟组地层岩溶裂隙发育，是奥灰

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岩的主要含水层，该工作面位于奥灰水位标高以下，正常情况下本工作面不受奥灰水威胁，但在特殊情况下，如遇有导水性断层，陷落柱等地质构造时，不排除奥灰水的影响。根据地质勘探报告结论和该工作面在掘进时分析，该工作面没有断裂构造、也无陷落柱，不会受到奥灰水的影响。

2）、石碳系上统太原组岩溶裂隙含水层

主要含水层为灰岩和中粗粒砂岩，属弱富含水层，一般浅埋区、裂隙发育，补给条件较好富水性相对较强，否则较差。

3）、二叠系山西组及以上碎屑岩裂隙含水层

该组含水层以中粗砂岩为主，该地层含砂岩裂隙水，含水空间以风化裂隙和构造裂隙为主，属弱富含水层第四系中、上更新统

4）、新生界松散岩类孔隙含水层

其包括第三系上新统和第四系中、上更新统以及全新统地层 第三系上新统地层露于沟谷两侧，含水层为底部的半胶结状砾石层，与基岩风化裂隙构成较好的含水层，一般属弱富含水层。

第四系中、上更新统地层多分布在梁峁之上，该含水层多为透水而不含水岩层，局部含上层滞水，水量微弱。

二、主要隔水层

本组隔水层厚度较大，由数层泥岩和砂质泥岩组成，垂直分布呈平行复合式结构，裂隙不发育，为山西组顶部的隔水层，对松散岩类孔隙水与风化裂隙水的下渗起着良好的隔水作用。

三、地下水的补、径、排条件

山西组砂岩裂隙含水层主要是在其裸露区接受大气降水的补给，各含水层属平行复合式结构，含、隔水层间均处于分散隔离状态，各含水层间的水力联系被隔水层阻隔，之间存在一定水位差，若隔水层不遭破坏，则各含水层间无互补关系。地下水主要以径流为主，径流方向一般沿岩层倾斜

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方向运动，矿坑积水主要用水泵进行排泄。

四、邻近生产矿井的水文地质特征

根据调查该工作面东面为12盘区实体煤，该盘区煤层含水量较少，属涌水量小的矿井，矿井充水因素主要是顶板砂岩裂隙含水层通过冒落裂隙带向矿井充水为主。

五、煤层的充水因素分析及矿床水文地质类型

本工作面所采3煤层是二叠系下统山西组主要可采煤层，其直接充水因素是顶板砂岩裂隙含水层。据ZK10-3钻孔抽水试验结果，山西组以上含水层，属弱富水含水层。充水含水层以裂隙充水为主，水文地质条件简单。

六、其他水源的分析

1、本工作面内未布置水文钻孔，所以开采过程中不会出现钻孔涌水。 2、工作面南面为2003年3煤采空区，北面为12盘区3煤辅助运输巷，东面为12盘区实体煤区，西面为11盘区3煤辅助运输巷。120301工作面顺槽掘进时已进行了探放水。但为了确保安全生产，因此在回采过程中密切关注工作面的涌水情况，防止南面采空区积水涌入工作面，工作面推进中必须加强观测了解相邻矿井采区内积水等隐患，严格按照技术科编制的《120301回采工作面探放水方案》实施，严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的方针，有异常情况立即上报矿调度室，及时采取措施，杜绝水患，确保安全生产。

七、主要防治水措施

根据《地质报告》及本工作面已掘揭露分析，预计120301综采 工作面受水害影响有以下几个方面：

（1）120301工作面南面为3煤相邻采空区，以顺槽走向观察，南面采空区低于本工作面，因此受其影响较小。

（2）本工作面内未布置水文钻孔，所有开采过程中不会出现钻孔涌水，

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但为了确保安全生产，因此在回采过程中密切关注工作面顶板裂隙涌水情况，工作面推进中必须加强观察，防止3煤相邻采空区积水涌入工作面，

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回采过程中严格按照技术科编制的《120301回采工作面探放水方案》实施。

（3）带压开采奥灰水

石盘区奥灰水承压水位标高810-814m，120301工作面标高集中在795-830m范围内，部分低于奥灰水承压标高，该工作面属带压开采区域，受奥灰水威胁。在带压开采过程中，根据地质报告分析与实际开采揭露， 若工作面在回采过程中冒落裂隙则有可能导通奥灰水，形成导水通道进入工作面，造成水害事故。为保证该工作面安全生产，防治水害事故的发生，回采时严格按照《120301回采工作面探放水设计》规定进行探水作业，坚持以“物探先行、钻探跟进、化探验证”的方针，必须加强对工作面的水文地质观察。

八、涌水量

正常涌水量：2.5m/h，最大涌水量：3m/h

第六节 影响回采的其它因素

一、影响回采其它因素见（表4）

二、冲击地压和应力集中区

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瓦斯 CO2 煤层爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 绝对涌出量为1.128m/ min，相对瓦斯涌出量为4.51m/T 2.28 m/min 煤层具有爆炸性，指数为27% 等级为Ⅲ级，不易自燃 无 3120301工作面沿走向布置，四周原老矿井多为采空区，所以该工作面

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受采动影响比较大。根据掘进时情况分析，工作面地质构造应力集中，其矿压相对较大。因此在回采过程中密切关注顶板情况，如有异常立即上报矿调度室，通知有关部门采取措施确保安全生产。 三、地质部门建议

1、及时观测顶板围岩变化，加强顶板管理。

2、回采过程中要加强观测和探查清楚所有采区和相邻矿井采区内积水情况，防患于未然。

3、回采过程中如遇地质异常，及时与地测科联系。并上报矿调度室。

第七节 储量及服务年限

一、储量

工作面工业储量：

顺槽总长度×工作面长度×煤层厚度×容重=工业总储量 660m×180m×1.2m×1.35 T / m=192456T 工作面可采储量为：

可采长度×工作面长度×煤层厚度×容重×95%（回采率） 610m×180m×1.2m×1.35T/m×95%=168982.2T 二、工作面服务年限

工作面服务年限=开采推进长度/设计月推进长

=610/80≈7.6月（0.76年）

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第二章 采煤方法

120301工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。

第一节 巷道布置及工作面基本参数

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一、采区巷道布置情况

该工作面位于本矿12盘区，工作面沿走向布置。工作面巷道布置方式为一进两回，即一条进风巷道和两条回风巷道。

附图2：巷道布置平面示意图 二、工作面运输巷及回风巷

120301工作面带式输送机巷断面规格为宽4.5m×高2.3m，120301工作面辅助运输巷断面规格为宽3.5m×高2.3m，120301工作面回风巷断面规格为宽4.5m×高2.3m，三条巷道均采用锚杆、锚索、铁丝网联合支护。

三、工作面切眼

工作面切眼断面规格为宽5.5m×高2m，采用锚杆、锚索、铁丝网联合支护。

附图3：120301工作面切眼断面图

第二节 采煤工艺

一、采煤方法

120301工作面采用走向长壁后退式全部垮落法控制顶板的综合机械法采煤。采用MG250/560-WD型交流电牵引采煤机双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，按割煤——移架——推刮板输送机顺序进行，利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGZ-730/400C型可弯曲刮板输送机运输。

割煤方法进刀过程如下：

① 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤

机身处尚留有一段下部煤。 ② 调换滚筒位置，前滚筒下降、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返割 煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。

③ 再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处。

④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤。 附图4：采煤机进刀方式示意图

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二、回采工艺 （1）回采工艺流程 割煤—移架—移溜 （2）进刀与割煤

正常割煤情况下，完成一个循环后将机头（尾）刮板推进煤壁，推进刮板长度不得小于20m；然后采煤机斜切进刀割通三角煤，并清扫干净三角煤段浮煤，推移刮板输送机，使采煤机平行于煤壁；调整采煤机前后滚筒高度，开始割煤循环作业。

此种进刀方法也可在上一班完成作业后，停采煤机时直接将采煤机头斜切进刀，以便下一班接班后便可开始割煤。 （3）装、运煤

由采煤机螺旋滚筒落煤铲煤板在推移过程中将落煤装入刮板输送机，经转载机、皮带运输机、溜煤眼、12盘区4煤皮带机、23盘区煤库。架间浮煤人工清理至刮板输送机，浮煤每个循环清扫一次，推移输送机后，由清扫浮煤工逐架清扫至工作面运输机内。 （4）移架

拉架滞后采煤机后滚筒2m，移架时先收侧护板，降架幅度不宜过大，能够满足移架即可；当顶板破碎时，应采用带压移架方式，移架必须做到降一架，移一架，移过后及时升起。支架升起后必须接顶严实，达到设计初撑力，同时将支架移成一条直线、并打开侧护板。支架支柱中心距偏差不得超过±100mm，要保证支架切顶性能。 （5）推溜

按从下（上）向上（下）的顺序推溜。

工作面刮板输送机的推溜是以支架推移千斤推移。由支架推移千斤顶整体推移，推移输送机必须滞后采煤机后滚筒10—15m，溜槽在水平方向的弯曲度不得大于3°—5°，且每段的推移千斤必须保证三个同时工作，以免

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损坏千斤。移到位的输送机必须达到平、直、稳，同时支架操作手把打至零位。

（6）清扫浮煤

浮煤每个循环清扫一次，推移输送机后，由清扫浮煤工，逐架将浮煤清扫至工作面运输机内。

清浮煤时，清煤工要站在支架与工作面运输机挡板之间，面向采煤机前进方向，并与采煤机滚筒的距离不小于25m。 （7）移转载机

采用液压自移式拉移。拉移前先清理干净拉移段的浮煤、杂物，必须用厂家配备锚链拉移，拉移时必须停机闭锁，检查连接是否牢固，无关人员远离作业地段。作业人员必须站在安全区域，方可供液拉移。拉移时设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，以防拉脱或拉不到位。转载机每循环拉移一次。

（8）拉移皮带输送机机尾

采用液压自移式拉移。拉移前，首先把皮带拉空通知皮带司机停机，将开关打至零位，并坚守岗位，没有得到专人和信号通知，严禁开机。然后回收皮带架的中链杆、H架等，再清理拉移段的浮煤、杂物，拉移时，无关人员远离作业地段。作业人员必须站在安全区域，方可供液拉移。拉移时设专人指挥，专人观察，随时注意拉移情况，拉到位后通知皮带司机拉紧皮带并试运转，皮带跑偏时，及时调整皮带上、下托辊和机尾滚筒。拉移

皮带输送机机尾，根据皮带机尾和转载机位置情况，由检修班负责拉移。 （9）拉移设备列车

设备列车包括移变、乳化液泵站、乳化液箱、组合开关、电缆车、清水泵站，小型设备配置车等。

①拉移采用JH-20/22KW回柱绞车牵引设备列车，选用∮22mm钢丝绳，在设备列车前方每隔100m打设绞车基础。绞车的开关按扭灵活可靠，闸把

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完好，刹车可靠，绞车地基打设牢固。

②拉移前，将移变停电，开关手把停至零位，无关人员要撤离到安全地点，严禁带电拉移。

③把所有电缆捋顺，轨道有问题时及时整修，防止掉道。设备列车之间的连接必须牢固可靠，有问题时及时处理。

④绞车信号采用电铃或哨子，严禁晃灯或喊话。信号规定为：一停、二拉、三放。

⑤信号联系准确无误，方可启动绞车，慢慢启动钢丝绳后，取掉设备列车中的铁马、挡车器等。

⑥拉移过程中，要有专人站在运输机机尾安全区域观察，随时用信号与绞车司机联系，严禁任何人在设备列车两侧、下方及钢丝绳摆动范围内通过或停留。

⑦绞车司机要持证上岗，集中精力，随时注意设备列车拉移情况，发现异常立即停车。拉移时要平稳，严禁猛拉猛拽。

⑧设备列车拉到位后，及时发出停车信号，并刹紧绞车手把，重新把铁马和挡车器搬到指定位置，将设备列车挡刹牢靠，严防跑车。 （10）拉设备列车回柱绞车提升能力验算 使用地点： 120301皮带巷， 巷道最大倾角（a）5°， 钢丝绳长度+列车长度=184m， 绞车绳端载荷（W）：160000KN 选型计算

实际提升时最大涨紧力

Fmax=Wg(sina+flcosa)+qlg(sina+f2cosa)

=160000×9.8×(sin5°+0.016cos5°)+2.170×100×9.8（sin8°

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+0.5cos5°）

=162897.3364N=162.897336KN

式中W：绳端载荷（提升容器自身重量+载荷的质量），kg； g：重力加速度：9.8m/s

a：斜井中产生最大拉力处的倾角5°

f1：设备列车运行时的实测阻力系数，采用0.016； f2：钢丝绳在运行中的实测阻力系数，采用0.5 q：钢丝绳单位长度的质量，2.170kg/m L：使用地点斜巷长度，100m 钢丝绳选型

Q(钢丝绳最小破断力)=Fmax（实际提升时的最大涨紧力）×K钢丝绳安全系数

=162.897336×6.5 =1058.832684KN 式中：

K钢丝绳安全系数：根据安全规程单绳缠绕提升装置转为升降物料安全系数取0.6

选用绞车性能参数： 绞车型号：JD-20 22KW 绞车额定牵引力（FN）：200KN

绞车钢丝绳：直径（∮）：22mm；公称抗拉强度1470Mpa；最小破断力（Q）：624KN；钢丝绳每米重量（q）：5.05kg； 判断

F（绞车额定牵引力）＞2Fmax（实际提升时的最大涨紧力）；KN（钢丝绳安全系数）6.5（提物时）。 Q（钢丝绳最小破断力）＞6.5Fmax

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③判断结果

所选用绞车：JD-20及直径22mm钢丝绳符合设备列车运输提升要求。 二、工作面正规循环生产能力

W=LSHRC=（180×0.6×1.2×1.35×95%）T=166.2T

第三节 设备配置

工作面机械设备配备见表5

设备配备表（表5） 设备名称 型号 功率 采煤机 MG250/560-WD 560KW 转载刮板输送机 SZZ-730/200C 200KW 工作面刮板输送机 SGZ-730/400C 400KW 皮带输送机 DSJ-80/50/2×160 2×90KW 回柱绞车 JH-20 22KW 乳化泵 MRB-200/31.5C 125KW 过度支架 ZY6400/13/25D 中部支架 ZY6400/09/20D 附图5：工作面电器设备布置示意图

第三章 顶板管理及支护

第一节 支护设计

二、 综采工作面支护设计 1、 支护材料选择

根据煤层厚度和顶板分类以及集团公司现技术装备，选用ZY6400/09/20D型支架支护顶板。

2、 工作面支护形式及支护密度的确定 （1） 支护强度计算

根据煤科院的煤炭行业标准关于综采工作面支护强度计算公式进行校核工作面支护强度为：

数量 备注 1台 1部 1部 1部 1台 2台 备用一台 18 106 Ⅰ-Ⅲ级的老顶的额定支护强度下限按公式计算：（根据地质预报顶板

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分类标准，我矿3煤层顶板属Ⅰ-Ⅲ级） PS=72.3hm+1.5Lf+78.9bc-10.24N+62.1

=72.3×1.5+1.5×25+78.9×4.86-10.24×0.8/1.5 =523.943KN/m=0.523943MPa； 公式中：

Ps—支护强度，KN/m； hm—采高，取1.5m；

Lf—初次来压步距，根据老空区经验数据，取25m； Bc—最大空顶距，取4.86m； N—采空区充填系数；

N=hi/hm，hi—直接顶厚度，取0.8m，hm—煤层采高，取1.5m 综采工作面p=0.523943MPa

支架最大初撑强度为0.55Mpa，大于验算结果，所以支架选型合理。 （2） 支架密度确定

根据顶板与支架选型，工作面端部及中部共需支架114架，包括过度支架4架，排头架6架和中部支架107架，支架紧密相连。 3、 选择合理空顶距

根据支护选型，工作面最大空顶距为4.86m，最小空顶距为4.26，放顶步距为0.6m，顶板自由垮落。

附图6：工作面支架支护图； 二、支护材料选择、

1、根据煤层厚度和顶板分类以及集团公司现技术装备，选用ZY6400/09/20D型支架支护顶板。

2、支架选型验算

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根据郑州煤矿机械集团股份有限公司《MG80/200-BW掩护式支架技术协议》中工作面ZY6400/09/20D型号的支架支护强度为P= 0.55MPa；工作面ZY6400/09/20D型号的支架支护强度为P=0.55 Mpa，符合工作面要求。 三、乳化液泵站 1、泵站选型及数量

本工作面选用BRW200/31.5型乳化液压泵站二台，配二台RX-1500型乳化液箱。

BRW315-400/31.5/250kw型的主要技术参数如下： 公称流量：400L/min 公称压力：31.5Mpa 柱塞直径：60mm 电机功率：250KW 电 压：660/1140V 配套液箱容积：2000L

工作介质：含3～5%乳化油中性水溶液 RX～2000型乳化液泵箱主要技术参数： 液箱有效容积：2000L 吸液过滤精度：473μm 高压过滤精度：40μm 吸液口：40μm

高压过滤进口：与32通径的K型高压软管（KJR32-32）连接。 泵卸载回液口：与50通径的K型高压软管（KJR51-8）连接。 向支架系统供液（高压供液出口）：在交替伐上通过出口截止球阀与32通径的K型高压软管（KJR32-32）连接。 之间系统回液口：与B40型高压软管连接。

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配液口：与19通径的K型高压软管（KJR19-32）连接。 2、泵站设置位置

二台乳化液泵和二个泵箱设在系列车上，系列车停在皮带顺槽距工作面30～80米处，列车用自制铁杆连接，和移动变电站依次相连。

第二节 工作面顶板控制

一、工作面常规支护方式 1、管理方法及支护方式

采用一次采全高支架支护顶板，采空区采用自然垮落法管理顶板。

2、根据支护选型，工作面最大控顶距为4.86m，最小控顶距为4.26m。 放顶步距0.6m，顶板自由垮落。 3、支护监测

⑴观测指标：顶板移近量，顶板压力，支架载荷。 ⑵矿压观测点的设置： 1）顶板移近量

在工作面任选3点，各点间任选3架共9个观察点，量支架立柱高差。 2）顶板压力

①采用标点法观测活柱塞下缩量。 ②采用压力表观测法。

工作面每架支架前后柱上各安装一个压力表，每班进行数据观测并记录，及时掌握工作面顶板压力情况。

对超前支护达不到设计的支柱现场进行整改，压力不够进行注液打压，接顶不严垫加柱帽或木楔接顶，确保安全出口的畅通。

对工作面出现的顶板隐患，及时填写《隐患报告单》，及时提出处理意见，并反馈回队组，以采取有效措施。

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在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中，由队技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测，并做好记录，报送技术科进行数据分析。 所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并及时反馈回队组，队组及时采取措施处理。

4、支架的操作及维护说明

⑴支架操作工必须经过专门培训，且考试合格后方可上岗。且必须了解支架的基本原理，各组成部分，液压元件功能及一定的故障排除及保养知识。

⑵操作过程中若出现故障，要及时排除，操纵工也应带一定数量密封件和易损件，一般故障操作工应能排除；若个人不能排除的要报告，汇同维修工及时查找原因，采取措施迅速排除或更换零部件。

⑶移架时，应注意保持支架移动平稳，不得猛然启动到操纵片阀的最大位置，降架高度尽可能减少，当顶梁与顶板稍有松动（以离顶100mm为宜），即可移梁，尤其是顶板破碎时，应擦顶板移架。

⑷降架后，移架动作要快而准确，移完后及时支护，当支架出现挤架时，对支架应及时调整，不得歪斜，保证移架后的三直一平：即前后溜子直、支架直、煤壁直、顶底板平。

⑸在移架前，为避免空顶面积过大造成冒顶及倒架，严禁相邻两架同时卸载移架，一般的移架顺序，根据防倒滑的要求，可先移排头第二架，由工作面下方向上或相反方向顺序移架。

⑹移完支架后须及时升柱，若需调架，也应先调后升，升柱时，顶梁上方的棚梁、矸石应先清除，如果局部冒顶，应刹顶填平后再升柱，以保证支架与顶板接触良好，升柱时，应保持支架前后立柱的动作协调一致，使梁体平直，接触面良好。

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⑺操作支架工必须 了解支架各元件的性能和作用、熟练准确地按操作规程进行各种操作。支架工操作要作到：快、够、正、匀、平、紧、严、净。“快”——移架速度 快；“够”——推移步距够；“正”——操作正

确无误；“匀”——平稳操作；“平”——推溜移架要确保三直两平；“紧”——及时支护紧跟采煤机；“严”——接顶挡矸严实；“净”——架前架内浮煤碎矸，及时清除。

⑻采煤机割过后支架及时拉出，若顶板压力较大，可在贴紧煤帮下打一带帽点柱，以减轻其压力。割煤移架时，应将煤帮点柱收回，然后再降架迈步前移。

⑼工作面推进过程中，若底板松软，支架钻底时，用铁板或枕木铺设在支架底，加大支柱受力面积，防止支架支柱钻底现象。

⑽支架操作过程中，随时检查胶管、接头、卡子及其的液压元件，发现问题立即解决。若高压胶管突然脱销窜出飞舞时，严禁用手抓，而是应迅速关闭操纵阀或球形截止阀，待胶管不动后，再将其接好。

⑾支架的维护内容包括日常维护保养和拆检维修，维护的重点是液压系统。日常维护保养要作到：一经常、二齐全、三无漏堵。“一经常”——维护保养坚持经常；“二齐全”——连结件齐全、液压元件齐全；“三无漏堵”——阀门无漏堵、立柱千斤顶无漏堵、管路无漏堵。液压元件维护的原则是：井下更换、井上拆检。

⑿工作面保持三直、两平、两畅通、一净、无漏液。 即：三 直：工作面刮板运输机直、支架直、煤壁直； 两 平：顶、底板平；

两畅通：进、回巷及两端头安全出口畅通无阻； 一 净：所有设备清洁卫生，无浮煤、杂物； 无漏液：所有液压设备无漏液、串液现象；

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二、工作面机头、机尾端头支护、两巷超前支护方式 1、工作面机头、机尾端头支护

⑴ 为满足工作面前后刮板输送机与转载机搭接及运料等行人和安全通道需要，工作面机头、机尾电机与减速器段上方顶板采用ZY6400/13/25D型端头排头支架支护。

⑵ 端头切顶采用密集点柱配合戗柱维护顶板。皮带顺槽端头落山侧沿支架护梁延长线滞后1.2m支设一排密集点柱,柱距0.3m，一柱一梁（0.6m的π型梁），柱梁平行两顺槽打设;轨顺运料顺槽端头落山侧沿支架顶梁与护梁铰接延长线支设一排密集支柱，柱距0.3m，一柱一梁（0.6m的π型梁），柱梁平行两顺槽打设布置。

⑶工作面在回采过程中超过回风贯眼时，巷道原有的支护不得破坏，并在贯眼T字口用单体柱和π型梁支设一架锁口棚，保证贯眼于第二回风巷畅通。

⑷支护要求

1）端头切顶排戗柱与支架顶梁相齐，回收时，坚持“先支后回”的原则；

2）切顶戗柱必须戴柱帽，当顶板破碎或压力过大时，需再加棚确保有效管理顶板。

3）、端头支护必须保证行人宽度≥0.7m，高度≥1.8m。 2、 两顺槽 超前支护

⑴ 两巷超前支护距离不小于25m。 ⑵ 超前支护形式：

对第一回风顺槽、皮带顺槽至工作面25m范围内采用DZ-25/30或DZ-28/30的单体液压柱及3.2π梁超前维护，前10m范围内为三排支护，10m-20m范围为两排支护。先进行补联网，然后靠巷道0.3m处，沿顺槽走

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向两帮0.3m处进行加强支护，必须一梁三柱，对接进行支护，柱距1ｍ。局部冒顶处应先打木垛接顶，然后进行超前支护，保证巷道内没有空顶、假顶情况。

⑶工程质量和安全技术要求

1）超前支护支柱必须成排成行，单体柱必须打在实底上，迎山有力。防倒链必须挂牢挂实。

2）超前支护的单体液压柱初撑力必须达到要求，巷道底板松软的地带必须垫配套的牛筋柱鞋。

3）架棚前必须执行“敲帮问顶”制度，处理一切不安全隐患。 4）顶板不平倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证∏型梁接顶严实。

5）单体液压柱的三用阀注液孔全部面向顺槽切眼方向，手把一律向机头。

6）单体液压柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。 7）单体液压柱无漏液、失效，否则必须及时更换。

8）单体液压柱严禁超高超低使用，同一工作面严禁使用不同设备支护顶板

9）初次使用单体液压柱，必须事先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、缸爪、漏液等现象时，不得使用，需及时更换。

10）注液枪用完后，必须挂好，不得随意丢弃在底板上。

11）超前25米范围内巷道高度不低于1.8米，行人侧宽度不小于0.7米。

12）两顺槽内的端头支护回单体液压柱时，严格执行“先支后回”的原则。

13）回撤后按支护形式要求顺序支在超前支护段内。

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（1）、操作调高手柄，利用转载机两侧调高油缸将转载机身抬高。 （2）、操作推移手柄，利用推移油缸将转载机前移一个步距。 （3）、操作调高手柄，将转载机落地并把导轨抬起。

（4）、操作推移手柄，使导轨前移一个步距。落地后进行下一个循环。两相邻导轨间的最大转角为±5°，如果顺槽底板起伏很大，必须将导轨垫平。

（5）、拉转载机时，安设专人观察机头与皮带机尾的搭接，并观察电缆、管路情况。

（6）、拉移后，转载机尾不得滞后顺槽落山300mm，保证与运输机的搭接。必要时应先拨、靠、卧转载机。

（7）、因拉转载机而卸掉的单体柱，在拉过转载机后立即补齐。点动转载机检查运转是否正常，并及时将电缆、管路吊挂整齐。 五、皮带机尾自移装置操作注意事项

1、如巷道有高低起伏，影响拉移皮带机尾时，应当将起伏段提前卧底处理平整。

2、拉移皮带机尾时，要有一人负责统一指挥，操作前要先将皮带开空，切断皮带机电源并闭锁，将作业段的连杆、H架及托辊等取下，清理机尾承载段和作业段的浮煤，抬起转载机，利用转载机和皮带机的自移装置将皮带机尾拉到预定位置。

3、经常观察皮带机尾的前移情况，到位后调整好皮带机尾，并检查皮带张紧状态。

4、启动皮带机，检查运转状况，正常后，再重负荷运转。

第三节 机电安全技术措施

一、机电设备检修一般规定

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1、检修人员必须熟悉设备的结构、性能。设备检修前，必须切断电源，实施闭锁，挂上停电牌，检修完毕后，必须经检修人员同意，方可由专人送电,严禁带电检修和搬运电气设备； 拆卸有压容器和部件前，必须先将压力释放；对部件进行更换（抢修）时，必须有班长以上人员在现场统一指挥、监护。

2、检修前要检查施工地点顶板、煤壁、支护等情况，严格执行“敲帮问顶”制度，严禁在空帮空顶下作业。检修完毕后要重负荷试运转，正常后，方可现场交接班。

3、 检修后，必须保证每台设备的保护设施灵敏可靠，试验有效。严格按照日、周、月、季检要求逐项、逐台检查，每项检修工作都要认真做好详细记录。

二、起吊、更换大件安全技术措施

1、施工现场悬挂瓦斯便携检测仪，注意工作地点的瓦斯浓度变化情况，当瓦斯超限时，必须立即停止作业，进行处理,待浓度低于1%后方可继续作业。

2、起吊前要认真检查顶板、支护等情况，选择牢固的起吊设备（三角架）或架设专用起吊钢梁；且派专人观察顶板、煤帮的变化，发现安全隐患立即停止作业，待隐患排除后方可继续施工。

3、更换采煤机电机、行走箱、摇臂等大件时，必须在作业地点附近对煤帮进行背帮处理，人员作业时，必须站在支架下方的安全地点，严禁站在架间作业，防止被掉落的煤矸砸伤。

4、起吊施工前，要检查起吊用具，包括手拉葫芦、绳头、卸扣、锚链、联接环等，如有异常，必须停止使用，并查明原因进行处理或更换，起吊用具严禁超负荷使用。

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5、选好起吊位置和受力角度，起吊前，必须检查捆绑是否牢固；使用锚链、联接环时，必须穿上螺丝并预紧螺母；起吊时，操作人员严禁站在起吊物的下方和倾斜下方，严禁随起吊物升降；起吊点周围5m内严禁起吊以外人员进入。

6、操作手拉葫芦人员要随时根据受力调整起吊方位，准确操作，掌握力度，当阻力过大时，应立即停止拉链，查找出原因后再拉，不得硬拉硬拽，以免挤坏设备或拉断葫芦链。

7、起吊设备以液压支架为起吊点时，必须在煤壁侧给支架加打单体柱，加强支护；且严禁停乳化泵。

8、更换设备部件前，应安排生产班在作业地点留出支架步距，如果更换采煤机的部件，应将采煤机牵引至机尾顶板完好处，如果更换刮板输送机设备，就要留出作业空间，为更换设备创造条件。

9、使用千斤顶起重时，千斤顶应放置平稳，不得倒置使用千斤顶，随着重物升起，及时在重物下垫保险枕木。

10、设备部件及大件在无极绳机尾到上出口间的运输，使用回柱绞车及导向滑轮。

11、拖运设备时，设专人进行警戒，“人、牌、网”齐全，严禁人员进入拖运路线段。

12、施工现场要有班长及班长以上人员现场跟班检查、监护安全，统一指挥，协调处理施工过程中出现的各类问题。

14、工作面更换采煤机滚筒等大件时必须编制专项安全技术措施。 三、采煤机检修

1、采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置，并正常使用。采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力起动器

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的隔离开关并拔出滚筒离合器。启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可合上隔离手把、滚筒离合器，之后接通电源。

2、采煤机检修时要停放在顶板完整、支护完好的地点，闭锁刮板输送机，闭锁采煤机机身前后各5台支架及机身范围内支架控制器；切断采煤机电源、闭锁、挂牌，拉出滚筒离合，并将采煤机机身浮煤清理干净。

3、认真检查拖缆装置是否完好，连接销有无损坏，电缆和水管有无挤压和损坏；内、外喷雾有无堵塞和损坏，水过滤器是否堵塞，水压是否正常，水量是否充足。

4、检查齿轨及齿轨销子是否齐全牢固；检查截齿及齿座有无损坏和残缺，缺失、损坏的截齿必须及时更换补齐。

5、采煤机各主要部件螺栓是否紧固齐全，各部件间的对接螺栓应保持紧固；并按规定向各部位注油。

6、操作按钮、“紧急停止”旋钮是否灵敏可靠；各种指示窗、压力表是否正常。

7、采煤机工作时各部位有无异常声响，调高、牵引装置是否灵敏可靠。 8、每天对采煤机各电机、电缆的绝缘值进行测定，达不到规定值必须及时查明原因进行处理。

9、定期对油池内的油脂取样检查，变质的及时更换；定期打开各接线腔，检查接线头是否松动，腔内是否潮湿。

10、当人员进入煤帮检修采煤机前，必须断开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁；严格执行敲帮问顶制度，先找掉浮煤危矸，并护顶护帮；若工作面有片帮预兆或梁端空顶时，必须及时处理，严禁空顶作业；作业期间要设专人监护施工地点附近的煤帮、顶板情况，发现异常情况须及时撤人。

11、采煤机必须安装内、外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾

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压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa；如果内喷雾装置不能正

常喷雾，外喷雾压力不得小于4Mpa；无水或喷雾装置损坏时必须停机处理。 四、支架检修

1、检查液压系统有无漏液、窜液现象，管路有无堵塞、卡、埋压和损坏等情况，发现问题要及时处理或更换。

2、检查千斤顶、联接销轴有无变形和损坏，发现问题要及时处理。 3、支架反冲过滤器与高压过滤站应定期清洗和反冲。

4、拆卸主高压胶管时，必须先停乳化泵或关闭供液截止阀，并卸压，确定无压后方可进行拆卸；更换高压胶管时，严禁将高压胶管的管头对着人员，严禁将高压胶管的管头随手放置在地下；严禁高压胶管敞口供液。

5、维修液压系统时要关闭进液截止阀，保持液压系统清洁。 6、检修工检修支架前必须观察煤帮及顶板情况，在片帮或顶板破碎地点，不得随意移动支架。

7、检查各组件螺栓是否紧固；电缆连接是否牢固；电缆引入装置的零件是否齐全，密封良好；接地装置连接是否可靠，发现问题及时解决。

8、检查控制系统的电源线、电源箱、信号线、控制器等有无埋压或损坏等情况，检查控制器显示是否正确。

9、控制器的闭锁急停键应定期进行检查试验，如发现有机械或电气方面的问题应及时更换或修复。

10、电源箱要定期检查，如修理电源箱，必须断电。

11、严禁使用不带过滤器的电液换向阀组，维修电液控制系统（电气）方面，必须由专职电工进行，支架工或支架检修工不得进行维修。

12、拆修顶梁、底座箱、侧护板等大型部件时必须有专项安全措施。 五、破碎机检修

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附图9:综合防尘系统图 二、瓦斯防治 ㈠瓦斯检查 1、专职瓦斯员

设两专职瓦斯检查员，进行现场交接班。一专职瓦斯员负责对进风巷距工作面10-20米范围内及回风流上隅角，工作面中部溜槽底部，采煤机前后，支架间及风流吹不到的地方、回风口等地点进行瓦斯检查。

另一专职瓦斯员负责跟机检查，采煤机割煤时每30m检查一次，其他地点每班至少检查3次，并加强对生产全过程的监督检查。若发现机组上下各20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.75%时停止作业，当瓦斯浓度达到1.0%时停电撤人汇报，进行处理。

2、现场班组长

班（组）长，机组司机必须携带甲烷检测报警仪，随时实地对瓦斯浓度进行监测。

3、用煤填实刮板输送机底部及风流吹不到的局部空间，使涌出的瓦斯直接进入工作面的风流，有效地减少瓦斯易积聚空间。

4、机组割煤时，严禁割顶和超割底板。 ㈡安全监控系统

工作面采用KJ70型监控系统，吊挂KJ70N—F1型分站及GJC4型甲烷传感器。

1、在工作面上隅角处安设一探头J1，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.2%，复电浓度＜1.0%，断电范围为本工作面及巷道的全部非本质安全型电气设备。

2、在回风巷距工作面5－10m范围内安设探头J2，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.2 %，复电浓度＜1.0%，断电范围为本工作面及巷道内全部非本

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安型电气设备。

3、在回风巷距口10-15m范围内安设探头J3，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，断电范围为本工作面及巷道内全部非本安型电气设备。

4、在第一回风、第二回风巷距12盘区3煤回风巷口10－15m处安设一探头J4，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，断电范围为本工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。

5、工作面中部安设一探头J5，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.2%，复

电浓度＜1.0%，断电范围为本工作面及上隅角全部非本质安全型电气设备。

6、工作面采煤机上安设机载断电仪，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.2%，复电浓度＜1.0%，断电范围为采煤机电源。

7、每周对各探头维护调校一次，同时对闭锁断电系统进行试验，每班用光学瓦斯检定器和便携式瓦检仪对瓦斯探头数据进行校对，发现问题及时处理。

8、生产单位每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电器设备失爆，机组司机，班组长、流动电工，瓦斯员必须携带便携式瓦检仪，报警浓度为1%。

9、为防止杂散电流引爆采空区内的瓦斯，生产单位必须每班断开回风巷和皮带巷与采空区相连的钢带、锚杆、锚索、铁丝网等金属物，每4 m断开一次，断开的铁丝网之间的间距不低于100mm。

附图10：监测监控平面示意图 三、防灭火措施

1、采煤工作面及上下巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火，同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面的风量，以免形成火风压造成风流逆转。如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路

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线撤离。

2、采取措施封闭，在确保安全的前提下，尽量缩小封闭范围。封闭时，火源的进风侧要同时密闭，不具备封闭条件下，先封闭上风侧再封闭下风侧。

3、工作面皮带机头及移动变压器附近必须装备铁锹2把、沙箱2个、灭火器2台，并保证完好。

第三节 供排水、压风系统、供水施救系统

一、供水系统

采用地面蓄水池静压供水，用水地点为巷道内降尘、冲洗巷道的洒水、各转载点喷雾洒水、乳化液泵站和喷雾泵站等。

120301皮顺、第一回风巷、第二回风巷各铺设一趟4寸静压水管。 供水路线：地面水池—3号副斜井—11盘区3煤辅助运输巷—12盘区3煤辅助运输巷—120301皮顺、第一回风巷、第二回风巷。 二、压风系统

1、120301皮顺、第一回风巷各铺设一趟3寸压风管路。 压风路线： 压风机房—3号副斜井—11盘区3煤辅助运输巷—12盘区3煤辅助运输巷—120301皮顺、第一回风巷。

2、地面压风机房供风，用风地点为皮顺、第一回风巷压风自救系

统站，每50m一组（每组一个压风自救系统、一个供水施救系统）；皮顺、第一回风巷距工作面30m处，各安设一组压风自救系统和供水施救系统（每组各6个）。

附图11：压风自救系统示意图 三、排水系统

1、120301皮顺第一、第二回风巷各铺设一趟3寸排水管路，并在巷道低洼处做好水窝，安装两台风动水泵排水，一台备用。

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2、排水路线：

120301工作面—120301第一回风巷—12盘区3煤辅助运输巷—11盘区3煤辅助运输巷—11盘区4煤辅助运输巷—11盘区主水仓 3、皮顺、第一回风巷排水管路路线管理要求：

①、排水管路要悬挂整齐，不得影响行人和运输，并做好防腐处理，不得埋压。

②、管路要经常检修，防止跑、冒、滴、漏发生。 ③、各管路、设施组要规范使用、保护好，不得损坏。 图12：排水系统示意图 四、供水施救系统

采用地面蓄水池静压供水，用水地点为皮顺、第一回风巷供水施救系统站，每50m一组（每组一个供水施救系统，一个压风自救系统）；皮顺、第一回风巷距工作面30m处，各安设一组供水施救系统、一组压风自救系统（每组各六个）。

供水路线：地面水池—3号副斜井—11盘区3煤辅助运输巷—12盘区3煤辅助运输巷—120301皮顺、第一回风。 附图13：供水施救系统示意图

第四节 供电

工作面及顺槽内所有设备用电均来自12盘区变电所。 附图14：120301综采工作面供电系统示意图

第五节 通信照明

一、通信系统

工作面安装一部远程监控语音系统。系统主控室为寨崖底调度监控中心。

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在工作面转载机头、顺槽转载机头、工作面机尾均安设一部矿用本质安全型电话直通地面调度室与主矿调度监控中心，工作面刮板及顺槽转载刮板均安设声光信号装置。

120301皮顺、第一、第二回风巷小灵通信号基站全部覆盖。 120301皮顺、第一回风巷语音系统全部覆盖。 二、照明系统

三、各转载点安设照明灯1个。120301带式输送机顺槽每隔20m安设一盏矿用防爆照明灯棍。 附图15：通讯系统平面示意图

第五章 劳动组织主要技术经济指标

第一节 劳动组织

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一、 劳动组织，见表6。

队长 带班长 安全员 采煤司机 乳化泵司机 皮带司机 转载司机 工作溜司机 端头支护工 拉架工 清煤工 电工、维修工 验收员 超前维护 合计

早班 1 1 1 2 1 1 1 1 3 3 1 1 1 18 中班 1 1 1 2 1 1 1 1 3 3 1 1 1 18 零班 1 1 1 1 1 1 1 3 1 3 1 3 18

在册人数：71÷72%=99人（按病假、工伤、探亲计算本册的人数）。 二、作业方式

采用“三八”制作业，即两班生产，一班检修 附图16：正规循环作业图

第二节 主要技术经济指标

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技术经济指标（表7）

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23

第六章 煤质管理

第一节 灰份管理

一、煤质指标和要求

项目 走向长度 可采长度 工作面长度 煤层倾角 工作面采高 循环进度 循环产量 月正规循环个数 月进尺 月产量 平均日产 日工数 工业储量 回采率 可采储量 可采期 日出勤人数 应在册人数 坑木正常消耗量 截齿消耗 乳化液消耗 油脂消耗 液压管消耗 3

单位 m m m 度 m m t 个 m t t 人 万吨 % 万吨 月 个 个 M/万吨 个/万吨 Kg/万吨 公斤/万吨 米/万吨 数量 660 610 180 3°- 5° 1.5 0.6 174.96 133.3 80 23328 897.2 51 19.2 95 16.9 7.6个月 71 99 2 10 100 300 100 备注 去掉保安煤柱不可采部分 1.2（煤厚）

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工作面开采原煤煤质指标必须符合规定，但是在回采期间受采高等因素影响，要求尽量减少矸石进入正常运煤系统。

二、提高煤质的措施

1、采煤队成立煤质管理领导组，以队长为核心，各管理人员全部参加，提高全员煤质意识，加强产品的质量管理。

2、各队制定煤质管理具体措施，并严格执行。 3.在各溜煤点设立拣矸点，保证大块矸石不出井。 4.机组割煤过程中，严禁超割超挖底板。 5.加强工作面的支护质量，防止冒顶事故的发生。

6.工作面遇到地质变化带，如断裂破碎或煤质变薄等时，必须加强工作面支护强度，工作面煤岩必须分装分运，矸石充填采空区，尽量避免矸石出井。

第二节 水份管理

1、在顺槽低洼积水处根据涌水量选择合适的排水设施，挖一个标准水

窝（规格 长×深×宽：1.5m×1m×1m）与水沟（规格 深×宽：0.3m×0.3m）相通。

2、在转载机地段及工作面下端头，根据出水情况挖设水窝（规格1m×0.8m×0.8m）和设置临时排水设施。

3加强液压系统、各类管路的检修、维护，杜绝跑、冒、滴、漏现象。 4、各类喷雾设施能够喷射出雾状，且一律联动或做到开机开水、停机停水，严禁长流长喷。安排专人排水，严禁积水进入出煤系统。

6、加强溜煤眼和煤仓的管理，严禁积水进入溜煤眼和煤仓。

第七章 安全技术措施

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第一节 一般规定

一、一般规定

1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和本工作面《作业规程》，严格各项规章制度，严禁违章作业、违章指挥 。

2、所有上岗人员严格执行岗位责任制、现场交接班制度、设备检修制度、质量验收制度、事故分析制度。

3、工作面回采工程质量和顶板管理要按照煤矿《生产矿井质量标准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。

4、本《作业规程》要求队长组织员工由技术员向全队职工贯彻学习，学习后人人签字，进行考试、考试不合格不准上岗。

5、坚持现场交接班制度，各岗位工种、验收员必须现场交接班，上班遗留下来的问题必须给下一班交待清楚。

6、全队干部工人必须严格执行三大规程的规定，熟悉本工作面的避灾路线，不断提高工作面工程质量管理，提高职工自保互保能力。

7、其他均按《煤矿安全规程》和各工种《操作规程》的有关规定严格执行。

二、坑代品管理

1、单体液压支柱每天至少清点一次，发现缺少要及时找寻，严禁丢失，损坏率不得大于10﹪

2、丌型钢梁每月至少清点一次严禁丢失，损坏率不得大于10﹪ 3、备用支柱要及时整齐存放到距工作面50m外的巷道两帮，不得倒立或平放。

三、油脂管理

1、建立油脂管理制度，不同型号的油要分开储存，挂牌管理。

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2、各类油脂应放到专门的油脂库内密闭保存，油桶上要加盖，防止煤尘、水等杂物落入，影响油质。

3、油桶库附近10m范围内要有灭火设施，油脂分类挂牌处理。 4、液压支架必须安设回液管路并确保完好，防止乳化液流失。 5、各种液压管路必须经常检修，悬挂整齐，保持完好，不得埋压或折死弯，杜绝漏液现象。

6、必须使用乳化液自动配比器配制乳化液。

7、泵站司机要及时向乳化液自动配比器加足乳化油,经常清洗吸油过滤网,随时检查乳化液浓度和液量,发现问题,及时处理。

第二节 采煤安全技术措施

一、割煤

（一）操作前检查注意事项

1、采煤机司机操作前必须先巡视采煤机四周，确认启动采煤机对人员无安全危险。

2、必须检查设备有无外表明显的损伤和缺陷，液压螺栓是否紧固，导向滑靴、齿轨轮、喷嘴、滚筒截齿有无磨（缺）损。

3、检查接地故障显示是否正常，检查遥控器及相关的操作手把、控制按钮、工作面输送机闭锁和“紧急停止”开关，要求其位置要准确，动作灵活而且可靠。

4、检查各部位润滑油量，供水情况及油位，油质和注油量是否合乎要求，观察各部位有无漏油，确保水管、油管及电缆没有受挤压或损坏。

5、按作业标准及操作规程等有关规定对煤壁、顶底板、支护情况等进行全面检查。

6、 必须对采煤机周围20m范围风流中瓦斯浓度进行检测，超过1.0％

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严禁操作。

（二）操作注意事项

1、要配备一名主司机一名副司机，主司机负责监视采煤机运行状况及控制箱显示器的显示情况，并注意副司机发出的信号；副司机负责滚筒操作及观察电缆、管路移动情况，看护电缆时应当穿绝缘靴，戴绝缘手套。

2、按照开启冷却水（喷雾）→挂上离合器→接通“紧急停止”拉线开关→隔离开关置“ON”位置→按下“启动”按钮的顺序启动采煤机。

3、采煤机启动后，司机应在支架行人通道中集中精力进行监视和操作，正常生产时采煤机可用遥控远距离操作，也可在左右端头站上操作，在采煤机过破碎顶板安全没有保证时，只能使用遥控器，如发现失控立即停机；在割煤时，非采煤机司机不得靠近采煤机滚筒前后10m范围以内，以防发生滚筒甩煤伤人事故。

4、司机要随时注意观察顶板、煤壁支护及刮板输送机运转情况，及时调整滚筒高度，将顶底板割平、煤壁割直，不准留伞檐、不随意飘刀、啃底，严防割铁器。采高控制在1.5m，在煤层变溥或过异常区时应适当降低采高。当工作面局部顶底板出现褶曲时，为减少割顶底，应适当卧刀或抬刀。需要抬刀或卧刀时，除端头五架外，每刀的抬刀量不大于150mm，卧刀量不大于100mm。

5、采煤机司机要与支架工密切配合，控制采煤机的速度，确保能够及时支护顶板，避免输送机超负荷运转；当煤壁、顶板不稳定时，必须放慢煤机速度，时刻注意观察片帮、掉矸情况；出现严重片帮掉矸时，必须停机处理；工作面遇有坚硬夹矸或黄铁矿结核时，应采取松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。

6、采煤机割至端头时，在出口5m处设置警戒，禁止人员通过或停留。

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采煤机司机要密切注意单体、锚杆，发现有锚杆、单体距离滚筒不足0.5m时，必须将采煤机牵引至前滚筒距锚杆或单体柱5m，停电、闭锁输送机和

煤机,并进行有效的支护,待取出锚杆、替换掉单体柱，人员进入安全地点，确认无误后方可重新启动刮板输送机和采煤机；端头进刀时，要保证足够的进刀距离，不准强行推溜。

7、采煤机运转过程中，严禁人员进入刮板输送机挡煤板与煤壁之间作业，禁止在采煤机周围清理浮煤、杂物及逗留。

8、发现采煤机滚筒上缠绕的金属网等杂物须及时清除掉，在清除滚筒上的金属网等杂物时，必须先停电闭锁工作面刮板输送机和采煤机，待采煤机滚筒停稳后，作业人员观察顶帮完好，确认安全无误后方可进行清理，在清理采煤机滚筒杂物时，该滚筒上下各十架范围内支架控制器闭锁，并关闭支架进液截止阀，严禁动作；待杂物清理完毕，清理人员进入安全地点后，方可恢复工作面正常生产。

9、在割煤过程中，出现危急情况时，司机必须立刻使用“紧急停止”拉线开关闭锁采煤机。若遇下列情况，采煤机司机必须立即停机检查，查明原因后及时向班长汇报并配合有关人员进行处理：

（1）采煤机电机过载、滚筒卡死或采煤机剧烈震动等异常现象； （2）采煤机有异常声响、温度升高或安全控制装置有故障； （3）采煤机附近瓦斯超限；

（4）工作面发生片帮、冒顶，或支架高度不能满足采煤机正常通过时。 10、在过异常区、地质条件差等特殊情况时，必须有一名班长跟机指挥。

（三）停机程序及相关注意事项

1、按照停止牵引→主停→隔离开关置“OFF”位置→断开“紧急停止”

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按钮→关闭冷却水（喷雾）的顺序进行停机。

2、采煤机应停放在煤壁顶板完好、无淋水、支架完好处,并停电闭锁，隔离开关上锁，并脱开滚筒离合器。

3、交班前，将采煤机摇臂下垂，加强润滑，并打扫采煤机上的煤矸，清理机身。 二、移架、推溜

（一）操作前检查事项

1、操作前，通知待操作支架前后3m范围内的人员撤到安全地方，操作端头支架时，出口10m处设置警戒，不得有人逗留。

2、认真检查高、低压管路的Ｕ型卡是否齐全，连接电缆、立柱及各油缸等部件有无损伤，销轴、挡板的固定情况是否有变形，松动和丢失现象。

3、必须检查控制器显示是否正确，如有错误指示，必须进行处理，正常后方可操作。

4、检查顶板、煤壁情况，发现有片帮、冒顶现象时，要备足材料进行处理。

（二）操作注意事项

1、在正常回采过程中，采取超前支护的方式管理顶板、煤壁。 2、操作支架过程中严禁人员通过；支架未闭锁时严禁进行故障处理；处理支架故障时，严禁操作相邻支架。

3、支架工操作支架前，要检查支架前方和附近是否有人，有人在前方作业或逗留时严禁操作，清理干净架内、架间的浮煤、浮矸及其它杂物，检查前方是否有电缆、水管等设备，消除影响后再进行移架。

4、支架工移架时，身体各部位要保持在支架顶梁下方，其他人员远离

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正在移动或即将移动的支架，操作支架时，必须始终清楚仔细地观察即将动作支架周围情况，防止造成人员伤害或设备损坏，确保操作安全。

5、移架采取追机操作，采煤机前滚筒割煤后要及时移架支护顶板。 6、移架需要抬底座时，操作顺序依次：抬底座→移架→升架并收回平衡千斤顶、收底座千斤顶→保持升架3～5秒钟，使支架达到初撑力。

7、使用带压擦顶移架，少降快拉，移架过程中要时刻注意顶板、煤壁及架间电缆、管路等情况，移架或推溜过程中如果出现阻力过大时，不得强行操作，必须查明原因进行处理，以防损坏设备。

8、移架须抬底时，要使用专用千斤顶进行抬底。

9、移架要做到支架位置正、间距均匀、步距够、顶梁平、架档净、支架顶梁与顶板接触严密，满足支架规格质量要求。

10、平衡千斤顶的剩余行程不得少于200mm，严禁将平衡千斤顶完全伸出和收回。

11、推溜时，必须在运行中进行（机头、尾可在停机状况下进行），要严格执行顺序推溜的原则，从一头向另一头成组推溜，不准任意分段或由两端向中间挤推。

12、推溜时必须滞后采煤机滚筒10-15m，弯曲段不得少于15m，严防出现急弯。 三、端头操作工 1、操作前准备事项

（1)、 端头作业，必须有一名班长现场指挥，安排专人检查出口30m范围内的顶板支护情况,失效、缺损的单体柱、π形梁必须立即更换、加强。

(2)、根据顶板、煤壁情况，准备必要的支护材料。

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2、端头作业注意事项

（1）、采煤机割至机头、机尾之前，要将巷道煤壁侧的金属网和压条卸掉。若发现锚杆、金属网或压条进入出煤系统，发出信号，采煤机停止运转，闭锁工作面运输机、转载机，将其取出。

（2）、移机头、机尾前，必须先加强跨机头、机尾双抬棚支护，替掉影响推溜的单体柱，机头、机尾移到位后，及时补齐单体柱。

（3）、移机头、机尾时，要将采煤机停放在30m以外。移机头后，要保证其与转载机的合理搭接，机头与转载机的搭接高度不小于0.5m，减少带回头煤；移过的机头、机尾应与运输机成一条直线。

（4）、移机头机尾困难时，要注意观察、分析其受阻情况，发现问题，及时处理，待问题处理后，方可移机头（机尾）。

（5）、严禁人员跨越运行中的输送机，如需要从机头跨越时，必须先闭锁运输机，人员过去后方可解除闭锁开车，机尾行人只准从运输机后方通过。 四、拉移转载机

1、注意事项

（1）、工作面每推进2～3刀转载机拉一次。利用转载机的自移装置将转载机向前拉移。

（2）、拉移前要将落地段导轨前方及两侧浮煤、杂物清理干净，误事的单体柱替换掉。检查机头部是否擦帮、顶，将电缆、液压管路整理保护好；拉移转载机前，皮带机必须停止运转。拉移转载机时，转载机两端设警戒，确保转载机两侧没有人员，严防转载机掉道伤人。 2、移动步骤

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我矿采用无极绳绞车运输，11盘区一部，12盘区一部，120301第一回风巷一部。

3、运煤路线：

120301工作面刮板输送机——120301进风转载机——120301带式输送机——溜煤眼——12盘区4煤带式输送机巷——23盘区集中煤仓

4、辅助运输路线 ： 地面材料库——三号副斜井——11盘区3煤辅助运输巷——12盘区3煤辅助运输巷——120301第一回风巷—工作面

5、行人路线：

工作面行人时从液压支架立柱前通过，严禁从煤溜挡煤板与支架之间穿行，机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱之间，若因工作面煤溜窜头窜尾导致安全出口不畅或无安全出口时，积极组织摆机头（尾），行人时要停机过人。过转载机时要走行人过桥。

120301工作面——12盘区辅助运输巷——11盘区辅助运输巷——3副斜井——地面。入井时行人路线相反。 附图7：运输系统示意图

第二节 “一通三防”与安全监控

一、通风系统

该工作面根据采掘情况，确定为一进两回的通风方式，皮带顺槽用于进风，轨道巷为该工作面的第一回风巷，第二回风巷为瓦斯尾巷，以确保稀释工作面上隅角涌出的瓦斯。风量、风速必须保证符合煤矿安全规程规定。

㈠通风路线

新鲜风：地面→三号副斜井→11盘区3煤辅助运输巷 →12盘区3煤辅助运输巷→120301带式输送机巷→工作面。

污风：120301轨顺（第一回风巷）→120301回风顺槽（第二回风巷）→12盘区3煤回风大巷→11盘区3煤回风大巷→二号回风立井→排出地

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面 。

㈡通风方法：

矿井采用抽出式负压通风方法，采区采用分区式通风方式。120301综采工作面采用“一进两回”通风系统。 （三）风量计算

120301综采工作面需风量：

根据采区实际情况满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量.

① 按瓦斯涌出量计算： Q采=100×q采×KCH4

=100×0.96×1.128 =108.288 m/min 式中：

Q采—回采工作面实际需要风量，m/min；

q采—掘进时工作面巷道中（或二氧化碳）的平均绝对瓦斯涌出量，取1.128m/min，

KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）取1.128。

工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算： Q

②按工作面的最多工作人数计算: Q＞4N=4×24=96m/min

式中:N-回采工作面同时工作的最多人数18人 ③按良好的气候条件计算：

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 =453.6×1.0×1.3×1.1=648.7m/min 式中：

Q采—采煤工作面需要风量，m/min

Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m/min

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60×工作面控顶距×工作面实际采高×工作面有效断面×适宜风速（不小于1m/s）＝60×6×1.5×70%×1.2＝453.6m/min 工作面空顶距取6m；

K采高—回采工作面采高调整系数查表取1.0 K采面长—回采工作面长度调整系数查表取1.3 K温—回采工作面温度调整系数1.2 ④ 风速验算: S=(5.3+6)÷2×1.2=6.78m

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Q采＞15S=15×6.78＝101.7 m/min Q采＜240s＝240×6.78＝1627.2m/min 15S＜Q采＜240S

工作面核定风量取648.7m/min

即取648.648m/min为此综采工作面的需配风量。 故120301回采工作面所需风量为648.7m/min 附图8：通风系统示意图 二、通风设施

1、为了使120301综采工作面风量满足《规程》要求，且120301综采工作面采用“一进两回”通风系统，为此必须在120301第一、第二回风巷距总回风5—10m处安装两道调节风门，来控制120301综采工作面的回风。

三、通风管理的规定

1、每三天对井下回采面测风一次，确保回采工作面风量满足生产需要。 2、通风科负责对120301回采面通风系统进行管理，当改变通风系统时，必须制定措施，报送公司通风处审批。

3、回采工作面必须采用独立通风。

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4、两个回风巷之间的每个联络巷，必须砌筑永久性密闭墙，需要使用时拆除联络巷的永久性闭墙。

5、采煤工作面投产前，必须由矿总工组织相关部门对采煤工作面通风、防尘、监控等系统进行验收，不符合规定的不准生产。

6、在120301皮顺、回风巷巷道中都要建立固定的测风站，并要有鲜明的标志。测风站均应设置测风记录牌板。要注意检查核定测风站的断面积、位置。 四、风门管理规定

1、每一组风门不得少于二道。 2、回风巷风门间距不得小于5m 。

3、风门的构筑质量必须符合一通三防实施细则的管理规定。 4、风门前后5m 以内的巷道必须支护完好，不得有空帮、空顶。 五、防尘设施

矿井在生产过程中，由于产量的增大，煤尘会增大，为此要采取综合防尘措施：

1、对煤层采取注水，从根本上解决煤尘大的问题。（具体见第二节、第三节）

2、采煤机载割机头必须使用内外喷雾，内喷雾装置的使用水压不得小于2Mpa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5Mpa。如内喷雾装置不能正常使用喷雾，则外喷雾必须覆盖滚筒，水压不得低于4 Mpa，无水时必须停机。

3、转载点和其它各转载点必须设置洒水喷雾装置，保证出煤时能正常运行。且操作开关设在行人侧，转载点的喷雾装置，水压不低于0.39 Mpa并保持恒压，每个喷嘴流量不小于4L/min。

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4、回风巷每100米必须设置一道全断面水幕，回风口10-15米处安装一道全断面水幕，作业时必须打开水幕降尘。

5、巷道内每隔50米设一洒水三通阀门，每隔200米设一组隔爆水棚，每天冲洗一次巷道积尘。

6、工作人员要做好个体防护，配戴防尘口罩。

7、液压支架割煤时必须打开架间喷雾，移架时要保证放煤口喷雾完好，液压支架移架喷雾和放煤口喷雾，压力不低于1.5 Mpa，架间喷嘴的流量不小于5L/min。

8、工作面20米范围内,每班冲洗一次。

9、所有防尘设施，每班由跟班队长，机电工维护，队领导负责每天督促检查，坚持正常使用。

10、施工过程中，队组必须注意保护隔爆水槽，并及时加足水量，保证隔爆水槽不缺水且水量充足，损坏的水槽要及时更换。

11、采煤机开机作业时必须先打开内外喷雾装置及工作面水幕、转载点喷雾，开机先开水，无水严禁开机作业。 12、隔爆水槽的规格质量

①隔爆水槽用水量按巷道面积计算为200L/m2 ②水棚排距为1.2—3m，且在直线巷道内。 ③水棚区长度不小于20米。

④水棚高度距顶梁、两帮之间不小于0.1m，距轨面不小于1.7m，

水棚应保持统一高度。水棚区内的巷道断面应与前后各20m巷道断面一致。 ⑤水棚位置：首列水棚与工作面的距离必须保持60—200m与巷道叉口转弯点的距离保持50—70m。

⑥水棚挂钩采用直径4-8mm的圆钢，挂钩角度≥65度，钩长2.5cm，相向吊挂。

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/ulbh.html