高档普采作业规程.doc(井沟煤矿修改稿).doc

第一章 概况
第一节 10101工作面位置及井上、下关系
10101工作面位于我矿一采区中部，为我矿第一个高档普采工作面，四周无相邻煤矿及采空区，井底车场下部，走向长度110米，倾斜宽104m。
附：巷道布置图
第二节 煤层
该工作面所采为太原组10#煤层，为我矿主采煤层之一，位于石炭太原组下部，从现有资料综合分析，本工作面煤层平均厚度3m，走向SW65°，煤层倾角4°—5°。
第三节 煤层顶底板
该工作面老顶为K2灰岩，厚度为5m左右，直接顶为泥岩，松软破碎，厚度为1m左右，直接底为泥岩，厚度1.5m左右，灰褐色。
第四节 地质构造
本工作面地质构造比较简单，基本为一单斜构造，由掘进中揭露，本工作面有少数节理，在回采时会有一定的影响。
第五节 水文地质情况
该工作面水文地质属简单型，由于煤层埋藏较浅，不排除有地表水通过导水裂隙渗入的可能，但需采取防止淋水措施。但该工作面不具有突水危害。
第六节 影响回采的其它因素
我矿为低沼气矿井，10#煤2008年鉴定绝对涌出量为1.8m3/min，相对涌出量为0.43m3/t，煤层自燃倾向性为Ⅱ类。
第七节 储量及服务年限
一、储量
面 积：11440m2
工业储量：46332吨
可采储量：31590吨
二、工作面的服务年限：3.5个月
第二章 采煤方法
根据10101工作面地质及煤层赋存情况以及我矿现有的生产技术水平，遵循“安全、经济、煤炭回收率高”的基本原则，确定本工作面的采煤方法是：走向长壁后退采煤法，工作面一次采全高。
采高的确定：工作面采高为2.5m，工作面跟顶开采,煤层厚度超过2.5m时，跟顶留底煤开采，煤层厚度小于2.5m时要及时更换与煤层厚度相适应的支柱。

第一节 巷道布置
工作面回进风巷沿煤层走向，采用平巷布置方式，顺槽与运输大巷之间采用胶带输送机直接搭接。
第二节 回采工艺
一、回采工艺及回、进风巷布置方式
本工作面采用高档普采的回采工艺，选用MG160/375W型采煤机落煤和装煤，SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运输。根据煤层赋存条件，顶底板性质及采煤机割煤特点，本着确保采面回采空间作业安全，力求减少顶板事故，提高回采率的设计思想，本工作面选用DZ28-25/100型单体液压支柱和HDJA-1200型铰接顶梁支护顶板，人工分段回柱放顶。

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二、回采工艺流程
（一）回采工艺流程
做切口一铺联网一割煤一挂梁一移溜一支柱—回柱放顶。
（二）工艺流程
1、做切口
工作面上、下切口为炮采，爆破落煤，人工攉煤，超前工作面进深1.2m。
上切口规格：长×宽×高＝3m×1.2m×2.5m
下切口规格：长×宽×高＝3m×1.2m×2.5m
串联爆破，每个切口一次起爆。用起爆器起爆，采用毫秒爆破。放炮次序由机头向机尾，上、下切口不得同时放炮。
放炮完毕后要及时移梁，在有支护的条件下攉煤，放炮与其它工序作业的安全距离不得小于30米。

101工作面切口处炮眼布置图：
爆破参数：

炮
眼
名
称
炮 眼 布 置
炸 药
雷 管
封 孔
位置(m)
方向(°)
间

距
(m)
深

度
(m)
循
环
数
量

个
一次放炮数

个

种

类
每孔用量

Kg
每循环用量

kg
号

数
每循环用量

发
材

料
封泥长度

m
距

顶

距

底

水

平

倾

斜

上行眼
0.3
2.2
70
90
1.0
1.2
6
3
～
5
矿用乳化炸药
0.3
1.8
1
～
5
段毫秒雷管
6
水炮泥和黄泥
≧0.5
腰眼
1.2
1.3
70
90
1.0
1.2
6
3
～
5
0.4
2.4
6
≧0.5
下行眼
2.1
0.4
70
78
1.0
1.2
6
3
～
5
0.5
3.0
6
≧0.5
每循环炮眼个数（个）
18
每循环雷管消耗量（个）
18
每循环总药量kg
7.2
每循环水炮泥数（个）
18

2、铺联网：
将金属菱形网片沿倾斜展开，长边对接，短边搭接0.2米，网与网之间通过自身联接，用联网钩拧扣旋转两圈把网联紧，拧扣间隔距离不大于0.2m。
网卷规格：4×1.4m，网孔：40mm×40mm。
3、机组割煤
采用工作面端部斜切进刀，双向割煤，往返两刀。进刀过程如下：
1） 煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤(见图2-1a)；
2） 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起,并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直致输送机直线段为止。然后将输送机移直(见图2-1b)；
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(见图2-1c)；
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(见图2-1d)。

采煤机进刀方式示意图
4、挂梁
采煤机割煤时，要及时追机挂梁，进行临时支护，挂梁滞后机组10-15米。
5、移溜
移溜采用推移千斤顶，由输送机一端向另一端或由中间向两端推移，不得由两端向中间推移，以免输送机在中部拱起。移溜滞后采煤机不小于15m。
6、支柱（见顶板管理部分）。
7、回柱放顶（见顶板管理部分）。

第三节 设备及支护材料配备
表3-1工作面设备及支护材料配备表
序号
设备名称
型号
单位
数量
容量
1
采煤机
MG160/375W
台
1
375
2
生产溜
SGZ630/220
部
1
220
3
顺槽溜
SGW-40T
部
1
40
4
乳化泵
BRW80/55
台
2
55
5
注液枪
DZ-6
把
12

6
煤电钻
MZ-1.2
台
2
2.4
7
单体液压柱
DZ28-25/100
根
800

8
绞接顶梁
HDJA-1200
根
784

9
π型梁
PL-3.6M
根
24

10
起爆器
MDB-100
台
1

11
综合保护
KB-32-127
台
1

第三章 顶板管理
第一节 支护设计
一、合理支护强度计算
1．该面采用走向长壁方法回采，三四档管理顶板，错梁直线柱布置，正倒悬臂支护顶板，用 2.8m长单体支柱和1.2m长铰接顶梁扶一梁一柱走向棚，走向排距为中—中1.2m，倾斜棚距中—中为0.7m
2．支护密度的计算依据：
α=η×Ｒt×Ｎ/(N×ｂ＋F)Pt
=0.92×250×4/(4×1.2＋0.3) ×253.6=0.71(m)
α-工作面柱距
ｂ-工作面排距为1.2m
F-梁端至煤壁距离为0.3m
Pｔ-工作面支护强度253.6kN/㎡
Ｒt-支柱额定工作阻力为250kN/棵
η-安全系数为0.92
N -工作面支柱排数为4
选择工作面的倾斜棚距为中-中0.7m。

第二节 顶板管理
一、正常时期的顶板管理
本工作面基本支架采用HDJA-1200铰接梁——DZ28-25/100单体液压支柱支架，顶板防护网采用4×1.4m金属菱形网铺设，柱距0.70m，排距1.2m。
工作面采用3－4档管理顶板。最大控顶距5.7m，最小控顶距4.2m，放顶步距1.2m。工作面刮板输送机头、机尾超前档要超前工作面煤壁1.2m，最大控顶距6m，最小控顶距4.8m，放顶步距1.2m。
1、基本支护
(1)工作面选用单体液压支柱配合金属铰接顶梁配套支护顶板，支柱初撑力≥90ｋN。当工作面煤层厚度发生变化时，必须根据支护高度的改变，选用相应高度的支柱。
(2)支护形式
采用错梁直线柱布置，正、倒悬臂交错使用支护顶板，扶一梁一柱走向棚，支柱的走向排距为中—中1.2m，，倾斜棚距中—中为0.7m。端面距≤300mm。
正悬臂与倒悬臂梁子相错0.6m，正倒悬臂支架相间，单体支柱打在梁下,正悬臂支架的支柱打在距梁尾0.3m处，倒悬臂支架的支柱打在距粱头0.3m处。
(3)支护工具
①使用注液枪升柱；
②卸载把降柱。卸载把必须带留绳，留绳长度不小1.5m；
③工作面每个现场组配备一长把工具，其长度为1.5m；
④斧子，手把长度不小于0.6m。
2、特殊支护
⑴木垛：初放期间工作面两出口向内3-5m处各打一木垛，面内每隔15m打一木垛。木垛料规格为：1200 mm×150mm×150mm，木垛应要架设成方形，法头100mm，四角上线并打紧加紧楔。
⑵全承载支护
工作面回料至最小控顶距时，回出的单体，必须打在所回的棚与上一棚之间新切断线处。该柱不穿铁鞋但要升足劲，回出的梁子码靠于第三排支柱煤壁侧，多余单体应补至棚档与切断线齐，不许出现空载支柱。
⑶端头支护
工作面两端头均采用“四对八梁”的支护形式，使用3.6m长π型钢梁，每根梁下支设三根单体液压支柱，两梁一对交替迈步，同对两梁间距0.35m，迈步步距2.4m。对与对间距0.95m，端头支护在割煤过程中要保持一～两档超前，最靠边一对迈步棚布置在顺槽内。长钢梁必须将机头、机尾覆盖住。
（4）两巷超前支护：
两巷必须进行超前支护，分别在顺槽输送机两侧，用HDJB-1200型铰接顶梁扶双排架棚，一梁一柱。单体支柱初撑力不小于50KN，超前支护柱子的三用阀注液嘴沿走向向老塘方向布置超前支护长度不小于20m。
3、备用支护材料：
要求工作面料场备有ø150×2000mm圆木20根、ø160mm×1400mm的半圆木500块、枇子（木棍）1000根、2.8m单体50根、HDJB－1200型铰接顶梁50根，分类码放整齐，并挂牌标明。以上材料要送至距上出口50m处。
4、支护顺序与要求：
(1)端头支护：放完炮后要及时在超前的那根长钢梁梁头挂好铰接顶梁，铺好枇子金属网，打紧水平楔，挖好腿窝后在距铰接顶梁头100mm处打好柱子，攉完易炭后，将原来拖后的长钢梁下的单体慢慢卸载，将长钢梁老塘侧的铰接梁掐掉，再将长钢梁向前挪移2.4m到煤帮，在长钢梁下打齐3棵单体支柱，并在此长钢梁后倒挂 2个铰接顶梁至老塘切断线,并打好支柱。挪长钢梁时工作面溜子不准开。
(2)工作面支护：工作面内实行错梁支护（相错0.6m），采煤机从工作面下端头向上割煤，及时挂上倒悬臂梁，放好水平楔，在伸长的0.6m长度内均匀放好2根枇子，铺好金属网，将水平楔打紧。将工作面运输机头向前移0.6m后由下向上跟机将溜子顶到位并在倒悬臂梁下于电缆架后打安全柱。煤机割煤至上端头后，停机挂上倒悬臂，放好水平楔，在伸长的0.6m长度内均匀放好2根枇子，铺好金属网，打紧水平楔，再返刀至滚筒进满刀，同时由下向上将工作面溜子顶直，并将工作面机尾向前移0.6m，在倒悬臂梁下贴电缆架打安全柱。煤机进刀割三角煤至上端头，返刀至实茬后继续向下割煤；及时挂上正悬臂梁，放好水平楔，在伸长的0.6m长度内均匀放好2根枇子，铺好尼龙网，将水平楔打紧。跟机将溜子移到位，在正悬臂梁下贴电缆架后打齐正规支柱，然后把倒悬臂梁下安全支柱改为正规支柱。煤机割煤至下端头，停机机挂上正悬臂梁，放好水平楔，在伸长的0.6m长度内均匀放好2根枇子，铺好金属网，打紧水平楔，再向上返刀至滚筒进满刀，同时由上向下将工作面溜子顶直，并将工作面机尾向前移0.6m，同样在正悬臂梁下贴电缆架后打齐正规支柱，然后把倒悬臂梁下安全支柱改为正规支柱。完成一个整循环。正悬臂支柱打在梁下距梁尾0.3m处，倒悬臂支柱打在梁下距梁头0.9m处。金属网沿倾斜方向铺设，规格为：4×1.4m，倾斜压茬0.2m，走向压茬0.1m，用18#铁丝双股扣扎不少于2圈，扣距不得大于0.2m，沿工作面走向必须双排扣，网接好后及时向老塘拉起、吊好，不得影响工作面打眼、放炮、煤机割煤等工作。工作面连网必须保持连续。
(3)正规支柱和安全支柱打完后，要由专职补液工从一端按顺序进行二次注液，使初撑力达到90KN以上。
5、金属支柱管理：
(1)金属支柱在下井前，应在地面棵棵试压达到规定要求，方可下井使用，损坏、失效的支柱、顶梁、铁鞋及水平楔要及时更换，不更换不得继续使用。
(2)工区要配备铁管人员进行现场交接班，铁管员在回料前点清数交现场组人员。回料后，多余的单体要全部进行全承载支护，多余的梁子与回出的塘材全部在老塘排站立码放，不得横放底板上。回完后要复数，发现少数要及时查找，至查明原因为止。
(3)面上及两道支柱、顶梁、水平楔，必须实行四对号管理，建立井上下图牌板台帐，并负责及时补充更换坏料，换出的坏料要堆放整齐。回收部门应及时清理回收坏料，不得大量堆积坏料。
6、顶板管理：采用全部垮落法管理顶板。正常放顶期间，必须控制好控顶距，控顶距超过时禁止采煤作业。现场人员及时掌握好顶板变化，随时采取应急措施。
7、回料方式：
（1）工作面采用人工分段回料，二人一组，组与组之间拉茬距离不得少于15m。回料时，1人观察顶板，1人操作。于新切断线(即第3排支柱)煤帮侧用有2.0m以上留绳的卸载把降柱，使用不短于0.6m长的手把的锤砸水平楔和铰接顶梁圆销子，用尖斧勾出铰接顶梁。回料顺序是由下向上，从老塘向煤壁逐棚回出。回料地点15m范围内不准装药、和干其他工作。
（2）两道采用机械回料。使用JHZ－14型回柱绞车， 1寸新钢丝绳50m。回柱绞车必须打好牢固的压戗柱(四压两戗)。用哨子作信号，必须清楚。回料前必须先检查安全设施是否齐全，压迎柱是否松劲，绳道内有无人员，发现问题及时处理，开车司机避开绳道，躲在顶板及支架完好处操作，前方有可靠的掩体。起勾时，所有人员不得进入绳道内。两道的回料顺序为从老塘向煤壁逐棚回出。
二、特殊时期顶板管理
1、初采期间
(1) 初次放顶期间,工作面内每隔15m打一木垛。木垛四角上线并打紧加紧楔，每一角均要与顶板接实，应架设成方形，法头100mm。
(2)初放期间，矿组织初放顶板观察小组三班现场把关，工作面初放结束必须经总工程师组织有关人员现场会审同意后，方可认为初放工作结束。
(3)初放期间，工作面要加强顶板管理，整体工程质量必须达到优良品，工作面端面距超过300mm要增打戴帽点柱。现场人员及时掌握好顶板变化，随时采取应急措施,禁止空顶作业。
初次放顶措施另行编制。
2、末次放顶
工作面推进到距停采线5米时，将工作面工程整理达到优良品的要求，拆除生产溜，然后用回柱车回料放顶。放顶由工作面机头向机尾逐次放回，详细措施在工作面末次放顶时另行编制。
3、防止冒顶的安全措施
⑴开切口时要严防炮崩支架，放炮崩倒的支架要及时扶起修复，顶板破碎时，联炮眼数不超过3个，适当减少装药量，放一次炮维护一次，必要时提前挖好梁窝超前支护。
⑵顶空时要用剖板或坑木勾实顶板。
⑶顶板破碎地段机组每割一米停机移梁。
⑷顶压大或顶板破碎时，适当缩小基本支架间距，但不得小于0.6米，并在梁头下支设贴帮柱。
⑸如发生局部冒顶，要先维护好冒顶处上下支架，然后由外往里处理。
第三节 进回风巷的超前支护管理
进、回风巷超前工作面20m范围内必须加强支护，使用DW-250/100型单体液压支柱配合L=1米铰接顶梁进行支护，一梁一柱，靠工作面20米范围内，在棚梁下顺巷支设双排超前支护，支架必须设成一条直线。支柱初撑力≥50ｋN。
第四章 生产系统
第一节 运输
一、运输设备及运输方式
（一）、运煤设备及装、转载方式
本工作面使用MG160/375W型采煤机割装煤，SGZ630/220型工作溜经SGW-40T型刮板输送机运煤到SPJ-650型胶带输送机到运输大巷。
二、运输系统
1、运煤系统
工作面——10101运输巷——运输大巷——主运输巷——煤仓——主斜井——地面。
工作溜型号SGZ630/220,胶带运输送机号SPJ－650，顺槽溜型号SGW-40T。
2、运料系统
地面到副斜井――井底车场――10101材料巷――工作面。
第二节 一通三防与安全监控
一、通风系统
（一）、风量计算
（1采煤工作面按气候条件确定需要风量
Q采1=Q基本×k采高×K采面长×K温（m3/min）
式种：Q采-采煤工作面的需要风量,
Q基本-不同采煤方式工作面所需的基本风量, m3/min；
K采高-采煤工作面采高调整系数，（查表1、采高2.5米），系数取 1.1；
K采面长-采煤工作面倾斜长度调整系数，（倾斜长度60m、查表、倾斜长度<150米） 取1.0；
K温-采煤工作面温度与对应风速调整系数，（查表、温度140～150）取 0.9；
Q基本=60×V采×S采max×70%（m3/min）
式中： V采1采煤工作面适宜风速，取V采1≥0.8 m/s；
S采max 采煤工作面最大控顶距时净断面积，m2；
S采max采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－运输机、支架、（支柱）、梁子等所占的面积，m2；
Q基本-工作面控顶距4.0m,工作面实际采高2.5m,工作面有效断面70%，适宜风速（取V采1≥0.8m/s）；
Q基本=60×0.8×4.0×2.5×0.7=336（m3/min）
Q采1=336×1.1×1.0×0.9=332.6（m3/min）
（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量
Q采2=100×q采CH4×k采CH4 （m3/min）
Q采1-采煤工作面供风量336m3/min，瓦斯浓度0.04%；
q采CH4=336×0.04÷100=013
K采-最高瓦斯涌出量0.27，平均瓦斯涌出量取0.2；
K采CH4-瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.35；
Q采2=100×0.2×1.35=27(m3/min)
（3）按采煤工作面温度选择适宜的风速计算需要风量：
Q采3=60×V采3×S采平均
式中： V采3-采煤工作面风速，（温度140～150,风速取0.8m/s）
S采平均-采煤工作面断面积最大和最小控顶距净断面积的平均值，m2 ；
S采mas-采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－运输机、支架、（支柱）、梁子等所占的面积，m2；
S1采平均-最大控顶距5.7 m，采高2.5 m，
S1采平均＝5.7×2.5×0.7=9.97（m2）
Q基本=60× V采3×S采平均
Q采3=60×0.8×9.97= 478.5(m3/min)
（4）、按采煤工作面同时作业人数计算需要风量
每人供风≮4 m3/min，Q采4 ＞4N
N-同时作业人数30人，
Q采4=4×30=120（m3/min）
（5）按采煤工作面风速进行验算
15S采平均＜ Q采 ＜240S采平均
S采平均-采煤工作面断面积最大和最小控顶距净断面积的平均值，8.4m2；
15×7.0=105( m3/min) 240×7.0=1680(m3/min)
105＜ Q采＜1680
根据以上风量计算，确定该工作面配风不低于478.5 m3/min，在以后的开采过程中，如工作面温度有所升高，或有毒有害气体浓度增大，则及时补充措施，调整风量达到生产需要。
（二）、通风路线
新鲜风流：主斜井----主运输道----10101运输顺槽-----工作面。
乏风：工作面-----10101回风顺槽-----主回风道-----总回风巷-----副斜井-----地面。

主井
付 井
变电所
101回风顺槽
通风系统及监控系统

T2

主运道

T1

T0
101工作面
101运输顺槽

主回风道

进风流 回风流 调节 风门
传感器 T 隔爆水棚
二、防治瓦斯措施
1、普采工作面生产期间，通风科必须按计划配足风量，并根据瓦斯涌出具体情况，随时进行动态调整、确保配风合理。
2、生产期间，每班必须设1名经过培训合格并取得资格证书的专职人员担任瓦检员，且持证上岗，巡回检查。
3、瓦检员必须严格执行现场交接班制度。严格执行瓦斯检查制度的各项规章制度，严禁脱岗漏检，虚填谎报瓦斯数据。严禁瓦斯超限作业。
4、在回风巷安设瓦斯自动监测报警断电仪，实现瓦斯电闭锁。必须保证瓦斯报警断电仪正常连续运行。
5、各班班长必须携带便携式瓦斯检查仪。
6、瓦检员必须加强对工作面上隅角及回风巷的瓦斯检查工作，开机割煤必须随时检查，严禁瓦斯超限作业。
7、当回风巷风流中的瓦斯浓度达到1％或CO2浓度达到1.5%时，必须停止作业。
8、当工作面风流中的瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作面设备的运转，当瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。
9、每班开工前，生产单位必须派专职电工对工作面回风巷所有电器进行详细检查，杜绝失爆。
10、每班瓦检员必须对回、进风巷掘进过程中出现的巷道顶空处瓦斯情况做详细检查，发现异常，立即汇报。
11、在回风巷内上隅角、距工作面≤10m处、距回风口10～15m处分别设置甲烷传感器与通风调度瓦斯监控室联系。
三、煤尘防治管理措施
1、生产单位必须加强灭尘管路的维护，确保支架供水，无灭尘水不准生产。
2、回风流的净化水幕保证喷头齐全，开启时水雾能封闭巷道全断面，并使用好。
3、生产单位与通风共必须加强各自所管辖范围的煤尘管理工作，通风区按规定安排人员冲扫进风巷煤尘，生产单位负责工作面和上、下出口往外20m及各转载点附近20米的煤尘冲洗，杜绝煤尘积聚。
4、工作面和回、进风巷必须有完善的防尘设施，包括以下几个方面：
⑴合格的水质，即悬浮物不超过150mg/L，悬浮物直径不大于0.1mm。
⑵进回风巷供水管路为2〞管，且每隔50米接出一个三通并加阀门。
⑶采煤机采煤时内外喷雾装置必须可靠、通畅。外喷雾水压不小于1.5Mpa。其它地点喷雾水压不小于0.4Mpa。
⑷各转载点必须安设喷头，并确保开机开水。
5、各转载点在设备运转期间必须开启喷头，割煤期间，回风巷喷雾水幕必须开启。
6、通风区在回进风巷必须安排人员每半月至少测一次煤尘浓度，并将测定结果上报有关单位。
四、防灭火措施
1、提高采煤回收率，减少采空区丢煤。
2、保证采面正规循环，月推进度不小于50米。
3、工作面采完后要及时进行永久性封闭，封闭时要留观测孔。
4、减少井下可燃性材料的使用，控制可燃物的堆放。
5、严禁将剩油、废油泼洒在巷硐室内。
6、严禁电器设备过负荷运转，消灭失爆，杜绝明火。
7、进风巷的浮煤要定期及时清理，防止浮煤太多磨损底皮带。
第三节 供水、排水系统
一、排水系统
回风顺槽有积水时，安装临时泵将水排入临时水仓，再由临时水仓排至井底水仓，直至排出地面。
二、供水系统
地面静压水池――主斜井――运输大巷――各转载点及工作面用水点。
第四节 供电与通讯系统
一、供电
由中央变电所10KV输送至采区移动变压器再由移变1140V经DW350型矿用隔爆馈电开关分送至各用电地点。工作面供电电压等级为1140V、127V、660V，1140V用于采煤机组及工作溜子，127V作为煤电钻及信号用电，660V用于顺槽运输设备及乳化液泵站。各设备分别由BKD200及DW83-120开关控制。
二、通讯和信号
各运输转载点安设声光信号以指挥运输设备运行；工作面及运输顺槽出口要安设直通于调度室的防爆程控电话，并保证通讯畅通。
第五章 劳动组织及主要技术经济指标表
一、作业形式
1、循环方式
工作面采用正规循环方式，一采一放，日循环数4个，循环进度0.6米。
2、作业形式
作业形式为“三、八”制，两班采煤，一班检修准备

(三)循环作业图表：

3、劳动组织
劳动组织表
序号
工种
班次
圆班
早
中
夜
1
跟班队长
1
1
1
3
2
班长
1
1
1
3
3
组长
1
1
1
3
4
机电维护工
1
1
5
7
5
机组司机
2
2

4
6
泵站司机
1
1

2
7
综合工
16
16

32
8
巷道维护工

2
2
9
溜子司机
2
2

4
10
验收员

1
11
放炮工
2
2

4
12

材料员

1
1
13
梁柱验收员
1
1

2
14
保管员

1
1
15
大链管理员

1
1
合计

28
28
13
70
第二节 主要技术经济指标表
技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
煤层生产能力
T/M
2.22
12
回采率
％
95
2
在册人数
人
93
13
回采工效
吨/工
9.7
3
出勤率
％
75
14
坑木消耗
立方/万吨
5
4
应出勤人数
个
70
15
火药消耗
千克/万吨
425
5
循环进度
M
0.6
16
雷管消耗
个/万吨
1300
6
循环产量
T
170
17
乳化液消耗
千克/万吨
480
7
圆班循环数
个
4
18
油脂消耗量
千克/万吨
120
8
日产量
T
680
19
截齿消耗量
个/万吨
120
9
正规循环率
％
85
20

10
月循环个数
个
100
21

11
月产量
T
17000

第六章 煤质管理
一、严格按照作业规程的要求管理顶板，减少流矸和漏顶事故的发生，大于200cm的矸石，各转载点要及时拣出，放存矸峒。
二、割煤时，正常下严禁滚筒割顶底板岩石。
三、处理矸石，提高煤质，要做到“三拣四不止”。
四、混入煤中的破板、铁钱等杂物必须及时拣出，统一管理，运出地面。
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
一、总则
1、各工种严格执行《煤矿安全规程》，加强自保、联保、互保意识，工程质量保持优良。
2、加强科学管理，严格执行交接班制度，岗位责任制、设备维修制及停电挂牌制等有关制度。
3、机组司机、溜子司机、泵站司机、绞车司机必须持证上岗，严禁未经培训和未带相应证件的人员进行操作。
二、工程质量的要求
1、工作面正式投产前，必须对巷道工程、工作面安装工程进行验收，验收合格后方可生产。
2、工作面要求达到“三直、一平两畅通、安全、完好、浮煤净”，柱距不超过规定的±100毫米，排距不超过±100毫米。
3、所有工作面支柱要支在实底上，迎山有力。
4、顶梁要垂直工作面布置，梁头不超出±20毫米。
5、工作面及回进风巷不得使用失效及有缺损的支柱，不得使用损坏的钢梁，漏液柱全工作面不得超过三根。
6、单体柱防倒措施：采用细钢丝绳将单体柱栓住，并用钩子与顶网连接，在卸柱时将钩子摘下，支起后及时挂起。
第二节 顶板
一、顶板管理
1、工作面控顶范围内顶、底板移近量不大于100mm。
2、工作面顶板不出现台阶下沉。
3、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于200mm，当冒落高度超过时，要及时勾顶，接实顶板。
第三节 防治水
防治水工作人员每周要对井上、下水患进行一次排查。发现隐患及时采取措施进行处理。
地面防治水采取的措施：
1使用机械及时排除矿区内低洼处的积水。
2为防山洪或潜水流入井下，构成水害隐患或增大矿井排水量，可在井田上方垂直来水方向沿地形等高线布置排洪沟、渠拦截洪水和浅层地下水，并通过安全地段引出矿区。
3如因采掘活动引起矿区范围内地面沉降、开裂、塌陷等，经查明是矿井进水通道时，应用黏土或水泥填堵，对较大的溶洞或塌陷裂缝，下部填碎石、上部盖以黏土分层夯实，且略高出地面，以防积水。
井下防治水措施：
1．对可疑地点进行探水钻施工，一旦查明水患，必须采取措施放、排水
2．在工作面回风顺槽低洼处安装7.5KW排水泵，接通2寸排水管，以便把积水及时排至中央泵房。工作面若发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、底板鼓起、漏水或其它征兆）时，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
3．遇有水害威胁时人员按照避灾路线撤离现场上井。
4．工作面若发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、底板鼓起、漏水或其它征兆）时，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。

第四节 爆破
1、打眼工进入工作地点，必须首先检查工作面支架及煤帮顶板情况，发现不安全因素先处理再打眼。
2、打眼工应站在安全地点进行作业，打完眼后将电钻、电缆拉出工作面5米以外的安全干燥地点盘放整齐，并切断电钻电源。
3、做药引必须在顶板完好、支架齐全、无导电的地方做好，严禁随装随做。
4、装药要滞后打眼5米，装炮地点不得有电缆、电钻。装完炮后将小线扭结悬起，不得拖在溜子上，不得与任何带电体、导电体接触。
5、放炮前班组长、安监员要全面检查，发现问题及时处理，否则不准放炮。放炮时要设好警戒，其他人员撤到70米以外的安全地点。放炮距离不小于30m。
6、放炮时必须严格执行“三人连锁”和“一炮三检”制度，放炮员严格执行火工品的领取制度、使用、清退制度。
7、处理瞎炮（包括残炮）必须在班、组长指挥下进行，并在当班处理完毕。如当班处理不完，放炮员必须与下一班放炮员交代清楚。
处理瞎炮必须遵守下列规定：
1)由于联线不良造成瞎炮，可以重新联线放炮。
2)在距瞎炮至少0.03米处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮。
3)严禁用镐刨或从炮眼中取出原炮眼中放置的引药或从引药中拉出雷管，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼方法往外掏药。
4)处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须将未爆的电雷管收起。
8、严禁倒打眼和放糊炮。
9、放炮时，放炮员必须发出警号，至少再等5秒可起爆，放炮器的钥匙，放炮员必须随身携带，不得转交他人，不到通电放炮时，不得将钥匙插入放炮器，放炮后必须立即将钥匙拨出，摘掉母线并扭结。放炮母线的联结和检查及通电工作只许放炮员一人操作。
10、炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有明显瓦斯涌出，煤层松散等情况时，必须报告班长、队长及时处理。
11、放炮前，机器和电缆等必须加以可靠的保护。
12、如工作面采用炮采的回采工艺形式，打眼装药与联线、放炮工序同上所述。
第五节 运输
一、绞车司机必须持证上岗，严禁无证操作。
二、使用绞车时，当班班长必须亲自检查绞车周围的顶板及支护情况、绞车稳固情况、绞车各部件及刹车装置是否齐全紧固、钢丝绳的缠绕及钩头是否完好、信号系统是否灵敏可靠，发现问题及时处理，确认无问题后方可开车。
三、运输采煤机、输送机等大件，必须用钢丝绳捆绑牢固，并制定专门的安全技术措施。
四、小绞车运输，每次只准挂一辆车，严禁超挂。
五、工作面回进风巷，各部绞车必须有可靠灵敏的声光信号。信号规定“一停二提三放”，信号工、绞车司机、挂钩工必须密切配合，发现问题打乱铃，信号不清，严禁开车。
六、往矿车上装料时不能超高超宽。
七、回风巷各部绞车平台端必须安设阻车装置，所有阻车装置必须处于常闭状态，车过时打开，过后关闭，摘挂钩工换钩头时必须等车停稳，打好掩后进行。
八、各部绞车钢丝绳到最大长度时，滚筒至少缠三圈。
九、严格执行行车不行人，行人不行车制度。
十、人力推车必须遵循下列规则：
1、一次只准推一辆车，同向推车的间距，在坡度不大于或等于5‰时不得小于10米;坡度大于5‰时，不得小于30米;坡度大于7‰时，禁止人力推车。
2、推车时必须时刻注意情况，发现有人或有障碍物时，必须及时发出信号。
十一、绞车在放车时必须送电操作。
第六节 机电
一、采煤机操作规程
(一)、开工前的准备工作
1、仔细了解上一班机组的工作情况，便于本班正常工作。
2、检查滚筒截齿，发现缺齿及磨损的应及时补上或更换，不准缺齿割煤。检查各操作手把位置是否合理，检查各部位螺丝有无松动现象。
3、详细检查工作面的采高及顶、底板情况。
4、检查工作溜及信号系统是否完好。
5、检查喷雾、冷却装置的喷嘴有无堵塞，发现堵塞要及时清洗。检查防滑设施是否安全可靠。检查电缆有无破口、松动和漏电等不完全现象。
6、检查并加注润滑油及液压油，使之油量适当，润滑良好。
7、空负荷点动车，无误时方可工作。
(二)、正常运行
1、检查工作溜及导向管的接茬。
2、牵引割煤前先供水，无水不得开机。
3、向周围其他人员及开溜工发出开机信号，工作溜运行后方可开机。
4、开机时先启动主电机，然后将离合起器手把转到工作位置使滚筒正常运转后，再进行牵引工作。
5、将牵引部调速手把由“0”位逐渐平移地调到需要的速度。
6、司机要随时观察顶板的情况，观察机道有无障碍物，随时调整割煤高度及牵引速度。如发现异常必须立即停机检查。停机时必须先将调速手把转至“0”位，再推开离合器手把。
7牵引割煤时应经常注意滚筒、牵引链、底托架、弧型挡煤板和各压力表情况及运转声响。
8、高压表常压130公斤/平方厘米时需适当减速。操作要做到稳而不停止。不要盲目开车，尽量防止闷车。
9、按钮箱门的红灯亮需减速牵引，如零速时红灯亮则不需牵引，立即查明原因。
(三)、停机
1、停止工作时应先停牵引部，后停其它操作手把及电源。并将离合器所有手把打到零位闭锁。
2、关闭洒水，扫清浮煤，详细检查机组各部件的完好情况。
3、机组要停在顶板完好支架齐全的地方。
4、将本班情况向班长及下一班机组工作人员交清。
(四)、其它
1、采煤机司机必须持证上岗。
2、严禁在停止割煤时牵引机组。
3、采煤机司机不能乱动调速手把。调速手把向一个方向旋转不能超过一周，启动电机和停止之前将手把转到零位。
4、采煤机司机不能随便打开防爆箱盖子。
5、液压油怕水，进水后使油乳化变质，影响液压元件寿命，割煤时严禁喷雾水进入油池。
6、定期对采煤机各部件进行检修维护。
二、机电设备管理
1、机电设备装置、供电系统、电缆管路吊挂严格按设计施工。
2、加强机电设备的管理、电气设备严禁失爆，所有设备必须达到完好标准。
3、严禁带电检修和移动电器设备，检修电器设备必须停电，并工进行放电试验，并在开关上挂上“有人操作，严禁送电”警示牌，并设有专人看守，防止送电伤人，严格按停送电制度进行。
4、严禁用其它金属物体代替保险丝和易熔合金片，严禁拉掉各处检漏电器开关。
5、人员需跨越溜子或皮带的地方，必须安设行人过桥，无过桥时人员跨越必须停机。
第七节 其它
一、对设备质量的要求
1、乳化液泵站液压系统完好，不漏液，压力≥18MP，乳化液浓度达到2-3%，输送机机头必须与转载机搭接合理，底链不拉回煤。
2、井下供电要做到“三无、四有、二齐、三全、三坚持”。
三无：无鸡爪子、无明接头、无羊尾巴。
四有：有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。
三全：防护装置