1104综采作业规程.doc

1104面综采规程

兴仁县潘家庄镇兴隆煤矿

二0一一年六月十五日

目录
第一章 工作面概况 3
第一节 回采工作面及其周围采掘情况 3
第二节 煤层赋存及地质构造情况 3
第三节 工作面储量及可采期 4
第二章 采煤方法及回采工艺 4
第一节 工作面巷道布置方式巷道特征 4
第二节 采煤方法 5
第三节 回采工艺 5
第三章 顶板管理 7
第一节 工作面支护设计 7
第二节 工作面支护说明 9
第四章 通风系统及瓦斯管理 12
第一节 通风系统 12
第二节 瓦斯监测监控系统 12
第五章 生产系统及要求 14
第一节 运输系统 14
第二节 供电系统 14
第三节 排水系统 14
第四节 机电设备一览表 14
第五节 机电设备管理 15
第六章 劳动组织 26
二、正规循环劳动组织表： 26
第七章 综合防尘 27
第八章 工程质量管理 28
第一节 工程质量管理 28
第二节 工作面质量标准 28
第三节 文明生产管理要求 29
第四节 煤质管理要求 30
第九章 安全技术措施 30
第一节 一般措施 30
第二节：通风瓦斯管理 31
第三节、火灾、煤尘自燃、水灾管理： 32
第四节、移架工、移溜工、支柱工、清煤工操作规程： 32
第五节：机电设备管理与维修： 33
第六节、 顶板管理 35
第十一章：特殊作业的安全技术措施。 42
第一章 工作面概况
第一节 回采工作面及其周围采掘情况
1104综采工作面是我矿按照开采设计方案布置的第三个回采工作面。该工作面位于副井南翼，距离副井口1110米处，对应的地面标高为+1920—+1825m，工作面煤层底板标高为+1558—+1514m，盖山厚度为406—267m，地表形态属中高山地形，地表大部分为松杉树林和灌草木丛，无建筑物。沟谷中有泉水出露，冬季干旱，夏季常有涌水。工作面走向长590m﹙可采长度530米﹚，倾斜长176m，可采面积93280m2，工作面可采储量约34.2万吨。
工作面四邻关系：上﹙东﹚部至1102面保护煤柱线（20米煤柱），下﹙西﹚部隔20米区段煤柱与1106回风巷相邻，南至王家寨矿保护煤柱线，北至M1煤层运输下山保护煤柱线，回采对地面设施无影响。
附图1：1104综采工作面位置图

第二节 煤层赋存及地质构造情况
一、煤层赋存情况：
1、煤层情况
1104综采工作面所采煤层为M1号煤层，煤层赋存稳定，结构简单，煤层厚度1.1-3.5m，平均厚度2.8m，倾角5-7°，容量为1.35吨/m3，煤层中瓦斯相对含量为13.17m3/t，属高瓦斯煤层，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向属二类自燃煤层，所以回采当中要抓好防尘管理，并对采完的工作面及时密闭。
2、煤质
M1号煤层煤质为：属中灰、中硫、高发热量的无烟煤，煤质较软。
3、煤层顶底板岩性
直接顶：砂质粘土岩或砂质泥岩，稳定性好，随采随落。
直接底：粘土质粉砂岩或泥质粉砂岩，遇水易膨胀、产生底鼓。
附图2：煤层综合柱状图
二、地质构造及水文地质情况
1、地质构造情况
该工作面地质构比较造较简单，回风巷中遇见1条落差1.0米的断层，运输巷遇见1条落差1.5米的断层，均对开采影响较小。
2、水文地质情况
矿区内主要含水层有：长兴组岩溶含水岩组和茅口组与大厂层岩溶含水组。长兴组岩溶含水组位于M1号煤层之上50米，富水性弱至中等，与M1号煤层之间有龙潭组相对岩组隔水，对回采无影响。茅口组与大厂层岩溶含水组位于M1号煤层之下350米的深处，富水性强，对回采无影响。
本区年平均降雨量为1320.5mm，5—9月份为雨季，降雨量占年降雨量的80%以上，且多有暴雨。因此，雨季前必须对防治水工作进行全面布置落实，制定雨季防治水措施。
该工作面地表经流条件好，雨水能够沿周围的沟谷迅速排走。能够影响工作面回采的只有上部长兴组岩溶含水岩组，回采当中要做好防水排水工作。
综上所述，1104工作面水文地质条件属中等类型，正常涌水量2m3/h，对回采没有影响。
三、瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性
1、瓦斯等级：M1煤层瓦斯相对涌出量13.17m3/t，绝对涌出量9.92m3/min，属高级瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性：M1煤层煤尘无爆炸性。
3、煤层自燃倾向性：M1煤层属Ⅱ级自燃煤层。
第三节 工作面储量及可采期
一、储量计算

工作面
走向长
（米）
倾向长（米）
斜面积
（平方米）
煤厚
（米）
容重
（吨/立方）
工业储量（吨）
回采率（%）
可采储量（吨）
530
176
93280
2.8
1.35
352598
97%
342020

二、可采期计算
Q可=Q1×97%=352598×97%=342020（吨）
A月生产能力=工作面长度×循环进度×日循环个数×采高×容重×月生产天数×正环循环率
=176×0.6×4×2.8×1.35×25×80%
=31933（吨）
T可采期==342020/31933=10.7（月)
第二章 采煤方法及回采工艺
第一节 工作面巷道布置方式巷道特征
一、巷道布置方式
本工作面巷道沿M1煤层顶底板掘进，巷道断面为矩形，锚、网、梁联合支护。
二、巷道特征表

巷道名称
断面形状
（宽×高）
支护形式
断面面积
长度(m)
1104运输顺槽
矩形
(4.0m×2.6m)
锚、网钢筋梁、锚索联合支护
10.4平方米
580
1104回风顺槽
矩形
(4.0m×2.6m)
锚、网、钢筋梁、锚索联合支护
10.4平方米
590
1104切割巷
矩 形
(6.2m×2.5m)
锚、网、钢筋梁、锚索联合支护
16.74平方米
176

第二节 采煤方法
一、采煤方法
该工作面采用单一走向长壁式采煤方法，综合机械化采煤，采煤机落煤，全部垮落法管理顶板。
二、采高确定
根据我矿现有的采煤方法及支护装备水平及煤层赋存情况，确定采高为1.75～3.5m。
三、落煤、装煤、运煤方式选定
工作面选用MG250/600—WD型采煤机落割煤--装煤，SGZ764/400型刮板运输机运煤。顺槽选用一部SZZ764/132型桥式转载机和一部DSJ80/40/2×55伸缩带式输送机运煤。
第三节 回采工艺
一、采煤方法
采用单一走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。
二、采煤工艺
工作面采煤工艺为综合机械化采煤，采用MG250/600-WD型双滚筒采煤机落煤、装煤，采煤机截深0.6m，工作面循环进度0.6m。采用SGZ764/400型刮板运输机运煤，ZY4000/17.5/38型掩护式液压支架支护顶板。施工顺序为：割煤→移架→移运输机。
三、割煤方式
割煤方式为双向割煤，往返一次进两刀。采煤机正常割煤时前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤，割煤的同时完成装煤。
四、移溜方式
采用跟机移溜的方式，移溜步距 0.6m，弯曲段长度不小于15m。移溜距离采煤机后滚筒不小于15m。移溜顺序为自下而上或自上而下，不得由两头向中间推移。

五、采煤机进刀方式
采煤机的进刀方式为上下端头自开缺口、斜切进刀，进刀段长度不小于20m，进刀
深度0.6m。具体操作如下：
1、采煤机向下（上）割透端头煤壁后，按由上（下）而下（上）的顺序推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段不小于15m，然后调换两个滚筒的上下位置，向上（下）进刀，通过运输机的弯曲段使煤机逐渐截割入煤壁，达到正常截割深度0.6m，再按由上（下）而下（上）的顺序推移刮板运输机，使运输机成一条直线。
2、再次调换两个滚筒的上下位置，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
3、割完三角煤以后，调换两个滚筒的上下位置，采煤机空机返回进刀茬，随割煤随推移刮板运输机，进入正常割煤状态。
4、顶板及煤壁支护：采煤机割煤后，首先要及时进行移架支护顶板，将支架的前顶梁靠近煤壁，并将支架的前探板及护帮板打开支护好煤帮。顶板悬空或不平时要用坑木垫平，顶板破碎时要及时加网护顶，煤壁松软易片帮时，要及时打护帮支护。
5、移架：在采煤机过后10米内必需及时进行移架。移架时三人一组配合进行操作，要移完一架后再移另一架。移架后，架前端距离煤壁0.2米。
6、移溜：一般情况下，移溜和移架同步进行，先移架随后移溜。移溜时两人一组配合进行操作。移溜时距离采煤机不能太近，最低要保持15m以上的距离，以防溜子弯曲超过允许限度，溜子弯度不得大于3°，曲线长度不得小于15m。移溜后，溜子距离煤壁保持0.2m的空间。
7、上下安全出口及端头支护：采煤机割煤后，要及时进行上下安全出口及端头支护，支柱必须打在实底上，柱头顶梁四角卡在梁槽内，π梁接顶严实，支柱初撑力不小于90KN，支柱三用阀注液咀朝溜头方向，手把朝机尾方向，柱子迎山角度1-2°，支柱支设成直线成排成行。
六、采煤机安全操作注意事项
1、采煤机司机必须经过培训并取得操作资格证书，上机前必须认真阅读采煤机操作说明书，要树立安全第一的思想。
2、采煤机司机及工作人员必须穿戴整齐，不能穿戴宽松衣服和首饰，以避免因吊挂或者卷入产生的伤害。
3、在采煤机旁工作和操作的人员必须达到法律规定的年龄，并且经过安全技术培训。新工人必须在老工人的监督下才可在采煤机旁工作。
4、采煤机司机以外，禁止任何第三人操作采煤机。
5、操作采煤机前，必须检查所有控制装置和“紧急停止”装置是否能够正常工作，若有问题不得开机。
6、在启动采煤机前，操作人员必须确保在采煤机和运输机工作范围没有人员停留。
7、出现事故时，必须立即停止采煤机，并确保采煤机不会未经许可而被启动。等事故处理后才可安全启动。
8、采煤机和工作面运输机必须进行闭锁，采煤机必须安装能够停止工作面刮板运输机的“紧急停机”开关。
第三章 顶板管理
第一节 工作面支护设计
一、支架规格选择
根据M1号煤层赋存条件：煤层厚度1.8—3.5米，坡度5～7°。工作面支护选用ZY4000/17.5/38型掩护式液压支架，支护宽度为1.430～1.593米，支架初撑力为3092KN，工作阻力4000KN，采高1.750米—3.800米，支护强度为0.70MPa，支架中心距1.5米。
二、液压支架支护强度验算
1、支护强度计算
1104工作面对工作面的支护参数无法采用回归分析法进行计算，只采用传统的采高倍数法和估算法确定支架工作阻力进行计算。
①传统的采高倍数法（8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度）
q＝8×9.8×h×r =8×9.8×2.8×2.5
=548.8（KN/m2）=0.549MPa
h－采高 取工作面实际采高2.8m
r－顶板岩石容重 取2.5t/m3
②估算法确定支架工作阻力
这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为：
q=Kd*q冒
式中: ——工作面支架所需支护强度；
——基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般=1.1～1.8，取=1.3；
——冒落带岩层自重应力， q冒=@*h， 为顶板岩层容重，取25kN/m3，根据煤层结构，M1煤层=2.8/(1.3-1.0)cos5°=9.30m；
煤层支架工作阻力
q=1.3*(9.3*25)=0.303MPA=303KN/m2
2、工作面支护强度选择
根据以上两种计算方法，取最大值，本工作面计算支护强度为548.8KN/m2。
3、支护设备选择
支护强度确定后，根据配套尺寸、支架顶梁长度、空顶距算出支架工作阻力：
F=q*（Lk+LD）*B=3430KN
式中：F——支架工作阻力，kN；
——支架的支护强度, 700KN/m2；
——空顶距 0.34m
——顶梁长度 2.927m
——支架宽度 1.5m
根据计算结果，选用工作阻力4000kN的ZY4000/17.5/38型放顶煤液压支架，满足顶板管理支护强度需要。

三、支护密度核定
根据工作面支护、运输设备情况：ZY4000/17.5/38型掩护式液压支架，支护宽度为1.423～1.600米，SGZ764/400型刮板运输机每节溜槽长度1.5米，确定工作面液压支架布置间距为中～中1.5米。
四、支护方式
由于该工作面顶板为砂质粘土岩，属于较稳定稳固顶板，层理发育，故选用ZY4000/17.5/38型掩护式液压支架支护顶板，无须铺设顶网护顶。当顶板破碎时，应采取增加金属网及时护顶，漏顶时采用坑木摆垛接顶、垫平。
第二节 工作面支护说明
一、工作面支护形式
根据支护设计，工作面使用ZY4000/17.5/38型掩护式液压支架支护顶板，支架布置间距为中～中1.5米，既每1.5米布置一架。支架采用齐梁直线式布置，移架步距0.6m。液压支架支护宽度为1.423～1.593米，最大控顶距5140mm，最小控顶距3140mm，放顶步距0.6m。
附图3：工作面支护图
二、工作面端头支护
1、工作面上下端头采用ZY4000/17.5/38型掩护型液压支架支护顶板。
2、当工作面最上端支架上侧护板距上巷下帮大于0.5 m或最下端支架下侧护板距下巷上帮大于0.5 m时，必须沿走向支设单体配铰接走向顶梁进行支护， 每条顶梁下均支设液压支柱；圆销要用锤由下而上打紧、贯满，顶板不平处用木料穿实。
3、转载机尾及时牵拉，不得滞后面溜头电机占用人行道，上下平巷必须与工作面端头同步放顶，严禁随意扩大控顶距。
三、上下安全出口超前支护
1、工作面上、下巷安全出口超前支护均使用DW3.15型单体液压支柱配合1.2m长的铰接顶梁进行支护，超前支护长度为20米，安全
出口高度不得低于1.8米，采用双排布置。
2、上安全出口﹙回风顺槽﹚2排支柱距离巷道上下煤壁0.8米，人行道在巷道中间，宽度为1.5～2.0米。
3、下安全出口﹙运输顺槽﹚2排支柱要打在转载机两侧，距离转载机边缘0.3米靠工作面一侧要留有0.7米的人行道。
当人行道一侧煤壁顶板破碎时，要在人行道靠煤壁一侧再增加一排支柱。
4、如顶板破碎或有构造等情况时，应在铰接顶梁上增加使用长度3.5m 的“π”型钢梁﹙或3.5米的坑木﹚支护，棚梁间距0.6米。
四、两巷封口管理
1、工作面上下两巷封口支护均采用单排液压支柱配合短“π”型钢梁进行，隔绝采空区，防止人员入内。
2、封口支柱采用高度DW3.15米的单体液压支柱，短梁采用长度0.4m的“π”型钢梁，柱距0.3米。封口柱与支架后顶梁边缘对齐，不得超前或滞后。
五、煤帮管理
1、采煤机过后，应及时移架、移溜，将采煤机前方的护帮板顶紧上部煤壁，防止片帮和造成顶板冒顶、人身事故。
2、当工作面煤壁下部有片帮危险时，应在煤壁打贴帮支柱，支柱距离为1.0米，并用坑木沿工作面方向横摆护好煤壁。
六、初次放顶
1、当工作面推进5米顶板没有自行跨落时，应采取放炮强制放顶措施。
2、强制放顶措施采取提前在工作面打眼，随后在采空区装药放炮。既当工作面推进5.0米时，开始在靠工作面煤壁顶板上打一排炮眼，炮眼间距为1.0米，深度2.0米。打眼时打眼工必须站在支架下面安全的地方进行工作。
七、初次来压、周期来压或工作面存在悬顶时，煤帮打贴帮柱，上下出口补打临时柱，局部压力大的地方，补梁加柱，支柱初撑力不得低于90KN，必要时打木垛。支架初撑力不得低于3092KN。工作面必须及时移梁，顶板来压时必须停止工作，待来压或垮落后再进行工作。
八、移溜、移架、放顶工艺
采煤机割过煤后，移架、移溜、放顶工艺要随采煤机过煤后逐段进行作业，与采煤机间距应保持在15米以上。放顶时要及时检查顶板情况，有局部压力集中或有悬顶时，必须提前加强支护，顶板破碎时要及时铺设顶网进行支护。
九、支护材料配备及管理
1、矿设专人负责掩护式液压支架、单体支柱、铰接顶梁、管理，并班班交接清点登记，经三班负责人签字上表。
2、操作液压支架、单体支柱必须使用液压枪，泵站压力不得低于30Mpa，乳化液浓度达到3-5%，回单体支柱时必须使用专用卸载手把。
3、运送液压支架、单体支柱严禁摔打碰撞。
4、不得使用单体支柱移溜或起吊设备。
5、支护材料配备表

名称
规格及型号
单位
使用数
备用数
合计
单体支柱
DW2.5
根
60
10
70
DW3.15
根
164
20
184
π型梁
4.0m
根
16
2
18
3.5m
根

66
66
0.4m
根
30
20
50
铰接顶梁
1.2m
根
100
50
150
金属网
10×1.0m
卷
若干
50
50
液压支架
ZY4000/17.5/38
架
120

120
方木

根
若干
200
200
垫木

块

200
200

6、备用品存放及管理：在回风顺槽距工作面40~100m的范围内为存放备用品地点，材料堆方不得超过巷道断面的三分之一，不影响通风，行人安全，材料堆放整齐，并挂牌说明，兼职人员管理。
十、两巷回收
随着工作面的推进，两巷的锚杆、金属网、锚梁、锚索托板、螺丝、管路、轨道必须及时回收。
锚杆、金属网、锚梁回收率必须保证在80%以上；回收时，三人一组，人员站在安全地点，专门观察顶帮情况。
回收要求：回收后的物料要及时运到指定地点码放整齐，严禁堆放在巷道内；测风站附近10m内，风门前后5m内不得堆放物料；物料的堆放不得影响通风和行人
十一、支护监测
（一）工作面测点布置：从运输巷端头第一架开始，每间隔10M布置一个测点，直到回风巷端头。
监测项目：采面支架的初撑力和工作阻力；采空区顶板垮落情况。
（二）两巷超前测点布置：从工作面煤壁开始60M内为监测区域，每20米设一个测点。
监测项目：高度、支护损坏状况，顶帮状况；超前距离；超前支柱状况（柱帽、钻底量、间距、支柱工作阻力）。
（三）端头测点布置：从工作面煤壁至封口柱之间范围内任选五根柱子。
监测项目：高度、顶帮状况；支柱状况（柱帽、钻底量、间距）；封口柱间距；支柱工作阻力。
监测要求：每班监测两次，割煤期间一次，交接班一次；测点设置相对固定，并挂测点标志牌；两巷测点固定，随工作面推进而布置测点；验收员要认真观测，结果及时上报，经矿负责人审核处理，将数据结果报表交由回采队组指导现场。

第四章 通风系统及瓦斯管理
第一节 通风系统
一、风量计算：
1、按工作面同时工作最多人员计算。
工作面工作人员最多取40人，每人每分种需供4m3/min。则采=40×40=160m3/min。
2、按瓦斯绝对涌出量计算
q绝=q相T/1440=11.443×1277/1440=10.148. m3/min
Q采=100q绝=100×10.148×1.3=1319.2m3/min
式中：q绝为采面瓦斯绝对涌出量；q相为矿井相对瓦斯涌出量 ；K为风量备用系数；T为采煤工作面最大日产量。
4、按工作面温度计算
Q采=60VSKＬ=60×1.0×7.14×1.0=428.4m３/min
S=HBP=2.8×3.4×0.75=7.14m2
式中:
H-平均采高，2.8m；
B-平均控顶距，3.4m；
P-有效通风断面系数，取0.75；
面长系数取1.0。
5、按风速验算
②风速在0.25～4m/s验算
V小=Q采/（60×S大）=1319.2/（60×9.99）=1.35m/s＞0.25m/s
V大=Q采/（60×S小）=810/（60×4.56）=2.96m/s＜4m/s 符合要求.
根据计算和验算，确定1104综采工作面配风量为1319.2m3/min，取Q采=1319.2m3/min。
二、通风系统：
1、新鲜风流
副斜井→M1皮带下山→1104工作面运输顺槽→1104综采工作面
2、回风流
1104综采工作面→1104综采面回风顺槽→1104回风绕道→回风井→地面。
附图4：通风系统示意图

第二节 瓦斯监测监控系统

①安全监测探头由专业人员负责安装，使用单位管理，由施工单位随工作面推采将探头移至规定位置。
②传感器必须挂牌管理，瓦斯传感器说明牌标明使用地点、负责单位、报警点、断电点、复电点、断电范围、标校时间、标校人员及标校气样浓度。
③瓦斯传感器每7天对仪器的零点、精度、报警点、断电点、断电范围进行一次标校。
④拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运转时，须报告矿调度室，并制定安全措施由矿总工程师批准后方可进行，任何人不得私自撤除监测电源线。

工作面安全监控设备情况表
设备种类、型号
瓦斯传感器
风速传感器
一氧化碳传感器
数 量
4
1
1
安设位置
回风隅角、进回风顺槽距工作面小于10米处及距回风口10-15米处
控制区域
断电范围为工作面及两顺槽风流中所有非本质安全型电器设备。
电缆敷设要求
监测电缆与其他动力电缆保持0.3ｍ以上的距离，固定电缆用吊钩悬挂，悬挂点的距离为3ｍ。
电缆型号
矿用阻燃信号电缆

瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道壁不小于200mm。
3、瓦斯断电仪安装使用
1104综采工作面必须安装瓦斯断电仪, 瓦斯断面仪安装在向1104综采面供电分路开关上。对工作面、运输顺槽、回风顺槽中非本质安全型的电气设备进行控制。
4、瓦斯监控系统报警、断电、复电浓度规定
瓦斯报警浓度为≤1%，断电浓度为≤1.5%，复电浓度为＜0.9%。
5、监控系统管理：监控系统所需设备仪器的安装，由监控室专人负责安装，瓦斯员负责监督管理。

第五章 生产系统及要求
第一节 运输系统
一、运输系统：工作面采用SGZ764/400刮板运输机运煤，运输顺槽采用SZZ764/132桥式转载机和DSJ80/40/2×55伸缩胶带输送机运煤。运料采用绞车、矿车运输。
1、运煤路线:工作面溜子→运输顺槽桥式转载机→运输顺槽皮带机→M1皮带下山→主井煤仓→主井皮带机→地面煤场
2、运料系统:付井→1104回风顺槽→工作面
附图5：运煤、运料系统图
第二节 供电系统
1104综采面采用2台矿用隔爆性移动变电站进行供电。在运输顺槽敷设2趟95平方毫米的电缆，一趟向采煤机供电，另一趟向工作面溜子、转载机供电，供电电压为1140V。另外再敷设1趟电缆向乳化液泵站、喷雾灭尘泵站、胶带输送机等设备供电，供电电压为660V。
附图6：供电系统图
第三节 排水系统
工作面水文地质条件简单，正常涌水量为2立方米/小时，在运输、回风顺槽下帮。各挖一个临时水仓，各配备2台4.0KW潜水泵和敷设一趟2寸管路排水，将积水由管路直接排至副井水仓或直接上井，保证工作面正常生产。
第四节 机电设备一览表
1、根据生产提供有关资料及我矿现有设备进行设计，井下均采用1140V、660V电源。
2、设备、负荷统计表

序号
设备名称
设备型号
功率
台数
使用地点
1
采煤机
MGTY250/600
600KW
1
工作面
2
转载机
SZZ764/132
132KW
1
运输顺槽
3
采面运输机
SGZ764/400
400KW
1
运输顺槽
4
乳化液泵
BRW315/31.5
200KW
2
运输顺槽
5
清水泵
BPW315/10
75KW
2
运输顺槽
6
照明综保
BZZ—4.0
4.0KW
1
运输顺槽
7
煤电钻
ZM-15T
1.5KW
2
工作面
8
胶带输送机
DSJ80/40/2×55
110KW
1
运输顺槽
9
皮带涨紧绞车

11.4KW
1
运输顺槽
10
潜水泵

4KW
4
上下端头
11
合计

1818.4 KW

第五节 机电设备管理
一、一般规定：
1、要求工作面设备检修做好日检、周检、月检及填写好台帐。
2、认真执行各种设备的安装操作规程，采煤机、转载机、刮板运输机、皮带、泵站、等设备在开机前必须进行检查，确认无异后方能开机。
3、严禁出现失爆。
4、提高各设备司机的责任心，严格执行交接班制度和岗位责任制。
5、新工作面验收机电设备时，要对工作面范围内的所有机电设备进行全面验收，每台皮带上各种保护装置是否齐全，上下托辊是否运转正常，溜子搭接等细节工作的验收。
6、机电设备必须加强组织管理，实行严格的包机制。
7、必须经常组织本队机电工和职工学习各种机电操作规程。
8、机电设备在运行过程中，各设备司机必须按操作规程要求操作，加强对设备的检修和维护，有问题及时处理并汇报，严禁出现失爆，检修班检修，结束后，必须保证不少于一个循环的试运转，没有问题后方可收工
二、泵站的使用与管理
1、泵站司机必须经专业技术培训，取得合格证并持证上岗，非专职人员不准操作。严格执行《煤矿安全技术操作规程》中“乳化液泵站司机”的规定。
2、起动泵站前，首先检查各部件有无损伤，各连接螺栓是否紧固，润滑油位是否正常，密封是否完好，液箱液位是否满足要求，配比是否合理，各种保护是否齐全，确认无误后方可开机。
3、泵起动后，要注意观察泵的运转方向，注意监听，发现异常，立即停泵处理，严禁带病运转和反向运转。
4、泵站司机不得擅离岗位，精力要集中，注意停开泵信号，开停及时，不得任意开、停泵。
5、当工作面出现管子破裂时，要立即停泵处理，再次开泵前必须确认呼叫停泵人的命令后方可开泵；开泵前，必须向工作面发出开泵信号并等30秒后开泵。
6、检修泵站或更换液压元件及液压管路时，必须停电闭锁、挂牌作业，并设专人看管。采用正确的方法卸载，泵的卸载阀、安全阀的整定值，不得在井下随意调整。
7、加强液压系统的卫生清理，液压系统中各过滤网、过滤器齐全并定期清理，保持液箱盖常闭，严禁管路堵塞及漏液串液。严禁不经过滤网直接向泵箱内倒入乳化油。
8、泵箱应设自动给液装置，防止吸空。
9、坚持正确使用乳化液自动配比仪，乳化液浓度严格控制3～5％，严禁用不合格水配液，要有乳化液配比检查和监测手段。
10、检修或更换泵的机械液压元件时，必须把开关的隔离手把打到零位，严禁带压操作。
11、泵的卸载阀整定值不超过31.5Mpa，供液压力不低于30 Mpa.，严禁随意调整安全阀的整定值。
三、提升运输措施
（一）安全技术措施
1、提升运输各岗位工包括信号工、把钩工、绞车司机等，都必须经培训考核合格，持证上岗，现场悬挂各种操作牌板。绞车司机、把钩信号工严格执行《煤矿工人技术操作规程》中绞车司机之规定。
2、使用声光信号，信号灵敏可靠，车房要有照明，操作按纽上架，配齐座凳。
3、绞车司机开车前首先检查绞车的制动系统是否有效，钢丝绳是否排列整齐，断丝是否超限，绞车固定是否牢固，滑头及保险绳是否符规定，信号是否灵敏可靠等。发现问题及时进行处理。
4、提升钢丝绳及保险绳实行“日检制”，坚持小绞车管理制度，并有检查记录。
5、提升过程中发现提升钢丝绳、连接装置、绞车等出现异常情况应立即停车处理，处理挤绳、咬绳、爬绳严禁一人操作。
6、严禁放飞车，严禁在有空绳时开车，严禁排绳乱时开车，严禁信号不通时开车，严禁绞车不完好时开车，严禁超挂车时开车，严禁绞车固定不合格时开车，严禁挡车设施不完好时开车，严禁车辆装载不合格时开车，严禁连接装置不合格时开车。
7、任何情况下都不准把斜坡作为停（存）车场，提升区段内严禁摘掉滑头、保险绳和连接装置装卸或推车。
8、行车时，提升区段内严禁行人，严格执行“行车不行人”制度。
9、提升信号规定：“一声”表示停车，“二声”表示提车，“三声”表示松车，“四声”表示慢提车，“五声”表示慢松车，“六声”表示询问，“乱点”表示有事故或有情况。对拉绞车以提升的绞车为准，外面的绞车提车时，必须给里面的绞车司机打松车信号，等里面的司机给外面的司机打提升信号后，外面的司机才可以开车提升。同样，里面的绞车提车时，必须给外面的绞车司机打松车信号，等外面的司机给里面的司机打提升信号后，里面的司机才可以开车提升。
10、必须由专人负责维修挡车设施，及时清挖基础内脏杂物，保证挡车设施齐全、完好，严禁将各类挡车设施不用或木楔塞住。
11、运送超长物料时必须使用专用车辆和连接装置，捆绑牢固防止运行脱落。
12、使用对拉绞车时必须做到：
1）对拉距离不得超过绞车容绳量，必须使用同型号绞车，运行区段内必须设地（天）滚，其装设数量和位置以不磨绳为准。
2）司机必须熟悉对拉区段内轨道路线情况，严格按正规操作程序操作。
3）提升过程中，提升区段严禁行人或作业。
4）绞车必须使用保险绳。
四、采煤机的使用与管理
采煤机的操作
(一)准备工作

1、打开水阀，调节好左右水路水量。
2、截割部机械离合手把处于“合”位置。
3、将隔离开关手把由“分”拨到“合”的位置。
4、牵引手把处于零位。
5、控制采煤机的真空磁力起动器合闸。
(二)采煤机的操作程序
1、输送机运转平稳后，打开供水截止阀，启动采煤机，待滚筒转起来后，再给牵引，速度应由小逐渐加大到所需的牵引速度，然后匀速牵引。
2、采煤机运行时，司机应随时注意设备有无异常声音，各部温度、仪表显示、电缆拖移，输送机内有无大块矸石、物料等带动采煤机强迫运行等情况，发现问题要及时停机处理。
3、主司机站在端站位置，身体距机身500mm左右，随机组运动前移，随时观察刮板输送机、电缆拖移装置、机组声音，各部温度是否正常。根据煤层顶板情况及大溜运载情况，随时调整机组割煤速度，严格控制采高在3.0＋0.1米范围以内。机组运行中，滞后前滚筒一组架及时打出逼帮板。
4、前滚筒司机站在截割部或端头处进行操作，调整好滚筒的高度后，要在支架前后立柱之间行走。机组运行中，及时把前滚筒前一组支架逼帮板收回。随时注意前滚筒运转情况，根据实际及时调整前滚筒的高度，保证顶板平直，发现电缆槽中有大块煤矸时，要及时处理。
5、后滚筒司机根据底板情况调整后滚筒的高度，保证割出的底板平直。随时注意电缆、刮板输送机的运行状况，发现挤卡、堵涌煤或出现特殊紧急情况，立即向主司机发出紧急停机信号，及时闭锁刮板输送机或停机防止事故发生及扩大。
6、机组距端头（尾）5m时，降低牵引速度，一名副司机操作调速健，另一名副司机负责操作前滚筒调高手把，正司机站在端头架间观察指挥，当前滚筒深入巷道半个滚筒，停止牵引。
(三)停输送机
将停输送机开关或急停按钮开关打到“停”的位置，输送机即停止运行。此时输送机处于闭锁状态，即只能停不能开输送机，输送机再次起动时须解锁。
操作注意事项
1、采煤机司机必须经过专业技术培训取得合格证者方可持证上岗，无证不得操作，操作时，严格按采煤机使用说明书、《煤矿安全技术操作规程》中“采煤机司机”及《煤矿安全规程》中有关规定执行。
2、开机前仔细检查煤机各部位，要求螺丝紧固，滚筒截齿锋利，机身上控制按钮灵活可靠，油位正常，冷却、降尘管路畅通，电缆卡子连接良好。确认完好后发出开机信号，人员躲至安全位置方可送水、送电，压力正常后开机。
3、严格遵循先送水后送电，先断电后断水的原则，割煤时，必须同时打开内、外喷雾，严禁无水或水压不足开机，严禁带负荷停止或起动煤机。
4、采煤机运行时，除与煤机作业有关人员外，煤机上下5m范围内不准有其他人员逗留。
5、工作过程中，中间手控和两端液控不能同时操作。
6、采煤机不截煤和处于维护滚筒时，截割部离合器必须处于脱离状态。
7、司机换班时，须将截割部离合器脱离，滚筒处于非工作状态，牵引手把回零。未遇意外情况，尽可能不采用“急停”措施。
8、在煤机运行中，注意油温及机器运转声音，发现运转异音或发热现象，须立即停车，查明原因并及时处理。
9、操作时，煤机司机应有3人明确分工，协调作业，严禁单人操作。司机要随时煤机运行状态及周围环境，注意滚筒位置，要防止割顶、割梁、割底等，严禁割支架前梁、运输机铲煤板，应时刻注意电缆、水管拖拽情况，不得出槽、挤塞或被卡住，发现及时立即停机处理，采煤机、刮板输送机停电闭锁。
10、割煤时，司机应站在安全地点，使用长把工具辅助操作，防止片帮和煤机甩出的煤块伤人。
11、严格控制采高在规定范围以内，做到顶底板平整、煤壁齐直，禁止随意割底或留底煤。
12、严禁在煤机机身处推溜。运输机停止运转后，必须停止割煤。煤机故障未排除、工作面有片帮、冒顶危险时不得开机。
13、移架距煤机后滚筒18m以上时，应停止牵引煤机，防止大面积空顶。
14、煤机割至工作面两端头时，应放慢速度，司机集中精力，时刻注意前方，严禁人员正对滚筒切割方向，防止甩出物品伤人。
15、工作面两端头帮部锚杆应超前回出，严禁锚杆、托盘及其它杂物进入煤流中，一旦发现锚杆等杂物进入煤流中，必须把煤机和运输机停机闭锁后，将其拾出。
16、煤机必须设专人管理，定期检修，定期加油，严禁带病作业，需检修泵箱打开上盖时，上方必须吊挂蓬布。维修煤机后要清点工具，以免遗失在煤机内引起故障。
17、煤机维修或更换截齿时，必须停电闭锁，摘掉离合器。
18、处理煤机前大块煤矸时，一定要停机停溜闭锁。
19、牵引过程中，当两只低压表大于0.5MPa时，须更换精过滤器。
20、采煤机必须设置便携式甲烷检测报警仪。
21、煤机检修时应提前造好条件，选择顶板完整地段，护好顶帮，对煤机上下三组范围内的支架进行冲洗，将滚筒降至底板上，煤机上方悬挂好帆布蓬，并使煤机和刮板输送机停电闭锁。
22、将煤机内外喷雾装置列入重点日检内容，严格按规定标准检修，并加强电缆卡子的检修，杜绝煤机电缆受力。
23、煤机司机在工作中要精力集中，认真操作，随时注意观察顶板和煤机前后方的情况，以免拉断电缆卡子等问题，以便及时停机处理。
五、液压支架的使用与管理
1、支架工必须经专业技术培训，取得合格证并持证上岗，非专职人员不准操作。严格执行《煤矿安全技术操作规程》中“ 支架操作工”的规定。
2、工作面每棵立柱均应安装压力表，及时掌握顶板压力和初撑力。
3、割煤后要及时移架，移架前要认真检查，确保支架各部位完好，清理好架前架间浮煤、杂物，电缆、管子吊挂整齐，确认无问题后方可操作。移架时，支架应少降快拉，带压移架，被移支架上边三架及下边六架范围内严禁止有人逗留或作业。
4、移动支架时要慢慢供液移架，如果出现拉移困难时要立即停止移架，待查明原因，处理好后移。
5、如果出现采高较大或顶板破碎时，要首先处理好顶板然后方可移架，移架前要观察好周围的顶板和煤帮。
6、如果出现采高较低时，严禁拉超前架，以防工作面出现压力异常将支架压死。
7、支架出现窜液后，应及时处理，严禁带病工作，严禁出现单腿销、铁丝销和无销现象，当班损坏的液压元件必须及时更换，防止管路泄漏。
8、移架时要利用好侧护板，防止出现倒架、挤架、咬架等现象，并观察架间管线，防止受挤、受拉。
9、支架出现倒架、挤架、咬架等现象时，应掌握好拉架顺序，及时处理，禁止硬拉硬拽，造成支架损坏。
10、工作面片帮严重或顶板松散等情况下，应及时拉超前支架并伸出护帮板护顶，顶板破碎时，割一架移一架。
11、移架时，操作人员在架箱内面向煤壁操作，并