1240采煤工作面采煤工艺课程设计

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1、 第一章 概 述一、采煤工作面位置及开采范围1、工作面位置及井上下关系该采煤工作面位于一水平一采区 ，开采3号煤层。采煤工作面东以开采边界为界，西与1205工作面相邻，本工作面编号为6116。工作面位置及井上下关系表水平名称3号煤层采区名称F6103综采面地面标高+1123.5+1244.9m井下标高+916.0+950.0m回采对地面设施的影响本面地表附近有二处民房及一座庙宇需要搬迁。井下位置及与四邻关系工作面西连6煤辅助运输大巷，东靠1号向斜和F38号大断层， 南、北均是未采区。走向长度/m873.3倾斜长度/m239.5面积/m22091602、 开采范围东为6116工作面回风巷，北距采

2、区边界10m为界，西为6116工作面运输巷，南以采区回风大巷为界。始采线为本工作面开切眼，终采线为距回风大巷20米停采线，工作面沿倾斜方向上山推进，推进长度为1032米，工作面长度为160米。二、采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系1、与相邻煤层的关系本煤层上无可采煤层，本煤层编号为3号煤层，位于山西组下部，层位稳定，下距9号煤层47.6米。3号煤层平均厚度为6米；9号煤层位于太原组上段下部，煤层平均厚度为3米，煤层稳定，属于可采，目前尚未开采，对本工作面没有影响。2、与相邻已采采区的关系本工作面为本矿第一个采煤工作面，相邻无采空区。三、采煤工作面与地面相对位置的关系工作面地面为农田，没有

3、需要保护的建筑物和构筑物，回采后将造成地面开裂、下陷，要及时充填，以防地面雨水灌入井下。第二章 地质概况一、煤层赋存情况该工作面北高南低，呈东西走向。煤层呈一单斜构造，煤层平均倾角为16。煤层较稳定。该煤层为黑色，块状，玻璃光泽，中宽条带状结构，以亮煤为主，境煤次之，夹暗煤及丝炭条状，为光亮型煤，煤质为贫煤，容重为1.3t/m3.。二、围岩的性质及其对采煤的影响工作面煤层伪顶为0.2米厚的碳质页岩 ，黑色不稳定，一般随着煤层而掉落；直接顶为8.4米厚左右的泥质细沙岩，碳质页岩互层，随着工作面推进而垮落；老顶为8.6米厚的灰色泥质页岩，砂页岩互层。直接底为灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬，厚度一般

4、在4.2米左右，对开采无影响。 附图1本工作面煤层综合柱状图。三、地质构造及水文地质情况本工作面没有构造，煤层赋存条件简单，稳定。1、工作面水文地质条件本工作面直接充水水源为上部砂岩裂隙含水层，6煤顶板至玄武岩底板地层厚度为18.5-63米，含砂岩1-4层，第一层砂岩（老顶砂岩）厚8.7-13.3米，本面砂岩含水层富水性弱，补给源不充分。掘进过程中本面两顺槽及切眼多处顶板淋水，两顺槽局部地段破底板砂岩掘进时也出现底板砂岩渗水现象，但对生产无影响。预测本面在回采时正常涌水量为每小时50-68立方米，最大涌水量为每小时111.5立方米。回采前必须安装好排水系统并确保动转正常。2、其他水源分析地面大

5、沟在雨季对本面进行间接补，水对回采影响不大。另据钻孔封孔情况分析，工作面回采至钻孔附近时，还要注意封闭不良钻孔导水，密切注意煤层出水和顶板淋水情况，并及时向矿调度和生产技术部汇报。四、瓦斯、煤尘和自然发火情况本矿井属于低瓦斯矿井，没有高瓦斯区域，自燃倾向性等级为级，属于不易自燃煤层，无自燃发火现象。煤尘具有爆炸性 第三章 可采储量及可采期6116采煤工作面开采范围内的可采储量及可采期。工作面可采长度：160米；综采放顶煤一次采全高，机采高度4.0米。煤层厚度：3 m，6116工作面煤层总厚度平均为1.5，容重240。1、可采储量： 873.3239.515.81.4=4626516.342T设

6、计采出煤量计算：按初次放煤步距20米，停采线前30米不放顶（煤），割煤回采率97%，放煤回采率80%计算：割煤采出量：873.3239.54.01.497%=1136131.861T放煤量：（873.3-20-30）239.5(15.8-4.0）1.480%=2605935.506T设计出煤量：1136131.861+2605935.506=3742067.367T工作面设计回采率：3742067.367/4626516.342100%=80.9%2、可采期限n=(873.3/4)/30=7.3月 第四章 巷道布置与生产系统第一节 巷道布置一、巷道设计及布置1、采区设计、采区巷道布置概况工作面

7、两条顺槽及切眼均沿煤层底板布置，两条顺槽相互平行。进风顺槽(辅运顺槽)通过联络巷直接与6#中央辅运大巷相联，构成工作面的辅助运输系统；回风顺槽（主运顺槽）与6#煤回风大巷相联，构成工作面的回风系统；主运顺槽通过顺槽溜煤眼与6#层中央主运大巷相联搭接，构成工作面的运煤系统。2、支护形式全断面共布置锚杆14根，顶板布置6根规格为182400mm 的等强杆体高强度无纵筋左旋螺纹钢锚杆；两帮各布置4根规格为182000mm的等强杆体高强度无纵筋右旋螺纹钢锚杆（备用规格为182000mm锚固端头带左螺旋麻花的等强杆体高强度无纵筋右旋螺纹钢锚杆）。2、锚杆支护附件顶板：选用W钢带配合钢筋塑料网（在顶板围岩

8、状况较差时可用钢筋网代替）护顶。W 钢带规格：厚度为 3mm，宽度为 250mm，长度为 5300mm。钢筋塑料网规格：8股钢筋，网孔规格为50mm50mm，网片尺寸为：2400 mm13000mm。钢筋网规格：钢筋直径为 6.5mm，网孔规格为 100mm100mm，网片尺寸为： 2600mm1200mm。两帮：顶板和两帮使用整体钢筋塑料网支护。 二、采煤工艺（一）采煤工艺方法选择：6116工作面采煤方法采用倾斜长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。正常生产工艺流程：进刀煤机割煤移架第一轮放煤返刀扫底（同时第二轮放煤）推前溜拉后溜清理。1、割煤工序正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割

9、底煤，采煤机为单向割煤，每割一刀煤，支架溜子推移一个步距0.8m，完成一次循环，往返一次割一刀煤。2、进刀方式 本工作面采用机头机尾割三角煤端部斜切进刀，截深0.8m，采煤机割到端头后，将前滚筒降下来，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机后滚筒4-6架开始移架，如遇到特殊情况可以追机移架，或超前移架；直到走完弯曲段进入溜子的直线段，然后沿着溜子向机尾方向依次将溜子推直；采煤机升起左滚筒沿溜子向机头方向运行割三角煤；割完三角煤采煤机割煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀。3、移架工序移架为依次顺序移架，一般情况液压支架滞后采煤机后滚筒4-6架的距离依次跟机移架；特殊情况，例如老顶来压、

10、顶板破碎，应追机带压擦顶移架，支架滞后前滚筒1-2架。移架步距0.8m。4、放煤方式放煤由两名专职放煤工负责，采用采、放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式；初次放煤在工作面顶板初次来压后进行，停采线前30m停止放煤。机头五架机尾五架不放顶煤。由两名专职放煤工按照135架、134架、133架8架、7架、6架（依次间隔递减）开始放煤，第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门。由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点严禁超过两处，防止压死后溜。5、推溜工序煤机返空刀扫底时，必须保证滞后采煤机不少于15m（约9节溜槽）的弯曲段距离。推溜步距0.8m。6、层位控制严格沿

11、煤底板回采，使工作面层位控制合理。如遇煤层底板有较大起伏的情况可依据情况，以工作面平直为原则适当调整层位。附图2为工作面巷道布置平面图及巷道断面图。第二节 生产系统一、运输系统采煤工作面用采煤机破煤后，用SGZ630/220前刮板运输机将煤运到运输顺槽，用SGB620/40型刮板输送机转载到SPJ650/22胶带输送机上运送到采区运输大巷运至采区煤仓（煤仓容量为500吨），利用水平大巷皮带运至井底煤仓用箕斗提至地面。放顶煤落煤后用SGB630/150C后刮板运输机将煤运到运输顺槽，通过转载机转载到顺槽皮带运输。材料运输：地面材料装罐车后通过副井井筒罐笼运至井底车场，通过水平辅运大巷运至采区辅运

12、大巷，利用回风顺槽运至工作面。二、排水系统本工作面因为是沿倾斜下山回采，工作面涌水通过两顺槽排入采区水仓，最后排至井底水仓。三、供电系统采区变电所KBSG200/6引出一趟660V电源供监控分站。移变KBSGZY1000/6/1140引二趟1140V电源，一趟供液压泵站两台乳化液泵，另一趟供运输顺槽皮带、刮板运输机和工作面供前后煤溜及采煤机用电。本工作面所有用电设备的负荷列表统计，见下表。6116采煤工作面用电负荷统计表 设备名称规格型号使用地点数量规定容量/kw备注采煤机4MG200工作面1200KW前输送机SGZ630/220工作面割煤1110KW后输送机SGB630/150C工作面放顶煤

13、175KW乳化液泵BRW200/31.52125KW胶带输送机SPJ650/22运输顺槽122KW双速绞车JSDB13采面213 KW 调度绞车JD11.4采区运输大巷111.4 KW四、通风防尘系统1、确定风量6116工作面风量计算：根据“一通三防”管理规定中矿井风量计算细则所提供的采煤工作面的风量计算公式：按瓦斯涌出量的计算：Q采=100Q瓦K=1000.561.6=89.6m3/min式中:Q采采煤工作面实际需要风量；K工作面通风系数取1.6；Q瓦工作面瓦斯绝对涌出量，参照D1204工作面实测值和上年度瓦斯等级签定取0.56m3/min。按工作面风速计算：Q采=60VS=6019.245

14、54.4（m3/min）其中：V工作面平均风速m/s取1。注：“一通三防”管理规定矿井通风量计算细则取值。S工作面平均面积9.24m2平均控项距4.2采高2.2=9.24m2按工作面人数计算:Q采=4N=420=80m3/minN采煤工作面同时工作的最多人数取20按风速验算15SQ采240S根据计算及风速验算本工作面供风量取值554.4m3/min，满足需要。2、通风防尘系统（1）通风：新鲜风流：地面主副井井底车场水平运输大巷采区运输大巷回采工作面运输顺槽乏风流：回采工作面回采工作面回风顺槽采区回风大巷总回风巷回风井主扇风机地面（2）综合防尘：1、在运输顺槽各转载点设置灭尘喷头：皮带机头、转载

15、机、煤溜机头，保证其完好并正常使用。2、在风巷安设6道净化水幕，保证生产期间开启，使用正常，满足净化风流的要求。3、采煤机割煤时，其内、外喷雾必须保证使用，必须随时更换损坏的喷嘴和被堵塞的喷咀，严禁在内外喷雾不完好或不使用时开启机组割煤。4、工作面支架装备有移架，放煤喷雾，当工作面支架进行降柱、移架或放煤作业时，其喷雾系统应同步开启，保证降尘。5、工作面煤尘冲洗必须班班进行，超前维护段50m内班班冲洗，风巷超前维护段往外50100m每日冲洗一遍，100m以外每周冲洗一次，保证煤尘堆积厚度不超规定（厚度2mm，长度5m）。五、管路系统供水系统：1、从采区运输大巷静压水管引一1.5寸钢管至1240

16、工作面运输巷供采煤机、支架喷雾、煤溜机头、皮带机头、转载机头、隔爆水棚、巷道净化水幕及消防用水。2、从采区运输巷静压水管引一趟1.5寸钢管至D1204工作面回风巷用作消防、喷雾洒水及煤层注水。六、照明及通讯系统1、照明：机头，机尾，综采支架每隔两架有防爆照明灯进行照明2、通讯系统：使用KTH型矿用本安型电话3台，分别安置在皮带机头、转载机头、工作面前端头，通过地面TC416型48门数字程控交换机，与井上下各主要地点构成通讯联络网。第五章 采煤工艺第一节 采煤工艺的选择根据6116采煤工作面的煤层赋存情况和该矿的设备装备及职工的技术素质，采用倾斜长壁低位放顶煤一次采全厚综合机械化采煤方法，顶板管

17、理为全部垮落法。工作面煤层平均厚度3m，其中采煤机滚筒割煤2.20.1m，放煤厚度3.8m，滚筒截深0.8m。采煤机割煤一刀，放煤一轮为一正规循环，其循环进度0.8m。工作面长度110m，放煤区段长102m。这样有利用提高机械化水平，增加产量，降低吨煤成本，有利于工作面的资源回收及顶板控制，保证安全生产。 附图3为采煤工作面平面及剖面图第二节 采煤工艺一、破煤1、采用滚筒采煤机落煤：工作面采用4MG200型双摇臂割煤机，依靠驱动轮与齿轮的啮合沿工作面移动。随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤（前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤），从而完成了割煤工序，采煤机滚筒直径1.4m，割煤高度2.20.1m，采煤时，应

18、遵循以下规定：严格执行采煤机司机技术操作规程及岗位标准。严格控制采高在2.2 0.1m范围内，不准有飘刀挖底，超高现象发生。采煤机司机割煤时，必须精力集中，相互配合，严防滚筒碰到支架前梁，尤其在斜切进刀时，司机要时刻注意。机组司机在操作采煤机割煤时，应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态，若出现异常，立即停机，将隔离开关打到零位，摘开离合器，闭锁大溜，进行检查，处理后方可重新开机。割煤过程中，机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况，如发现问题及时采取措施，采煤机割过后，紧跟前滚筒打出片帮板，对工作面所暴露的顶板进行临时支护。机组在割煤过程中，司机一定要掌握好负荷与速度的关系，严禁开快车，应

19、将机组的运行速度控制在2m/min范围内。机组在运行状态中，严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物。在机组附近进行破炭工作时，必须停机，切断机组电源，摘开离合器，闭锁大溜，将片帮板背紧煤墙，专人监护顶板，方可作业。严禁机组在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。机组割煤时，应注意机组履带的涨紧及拖拉情况，防止损坏电缆、水管。机组司机随身携带便携式瓦斯报警仪，并随时注意瓦斯浓度，当机组前后及机身20m范围内，瓦斯浓度超过1%，则立即停止采煤机，闭锁大溜，及时通知班长，只有当瓦斯浓度降至1%以下，方可开机。机组开机时，必须严格执行喊话、点动、再开机的岗标作业程序进行开机作业，严禁随意开机。机组在斜

20、切进刀时，机组司机必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/min以内。2、采煤机的进刀方式为端部斜切进刀法，采煤机在工作面端头约25m30m的范围内斜切进入煤壁的进刀方式称为端部斜切法。当采煤机割煤接近工作面上端，前滑靴移动到输送机的过渡槽上时，将前滚筒逐渐降低，后滚筒逐步升高，以保持其正常的截割。 前滚筒进入平巷后，将采煤机稍微后退，并翻转挡煤板，然后使前滚筒一边转动一边下降到底板，后端滚筒升起，采煤机开始反向割煤，此时前滚筒把上一刀的底板余煤割净。当采煤机继续向下割煤即可顺着输送机弯曲段斜切入煤壁，到前后滚筒完全切入煤壁后（距回风平巷一般为25m30m），继续牵引采煤机;与此同时，将输送机直

21、线段和弯曲段推至煤壁，当采煤机割至端头后，前滚筒降低至底板，采煤机反向牵引清理浮煤至弯曲段，这时调高前滚筒，降低牵引速度，割掉端头三角煤，采煤机至端头后，并调换两滚筒上、下位置，便可开始第二循环的采煤。二、装煤综采工作面的装煤方式机组滚筒旋转时，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。后溜与支架底座间的浮煤，在放煤结束后，拉后溜作业前，由放煤工装入后溜。支架与前溜之间的浮煤及支架间的浮煤，由清煤工人清入前部大溜中，其操作注意事项；A、清煤工必须等前部大溜推出去，支架停止动作以后开始清煤。B、清煤工作业时，必须随时注意煤墙及顶板情况，保证支架护帮板全部背紧煤墙

22、，确认支护可靠后方可作业。C、清煤工必须面向机尾，随时注意大溜的运行状况，以防止大溜涌出大炭或其它物件伤人。D、清煤工作业时，与支架动作地点距离不少于15m，与采煤机的距离不少于20m。三、运煤1、采煤工作面的运输方式采煤机构割下的煤，由工作面可弯曲刮板输送机经转载机和可伸缩带式输送机运到采区运输大巷运至采区煤仓。2、采煤工作面输送机的选择根据工作面采煤机型号和运输能力，前输送机选用SGZ630/220可弯曲刮板运输机运输采煤机落煤后的煤炭，后输送机选用SGB630/150C可弯曲刮板运输机运输放顶煤落煤后的煤炭。四、工作面支护1、工作面支架选型工作面使用支架为ZF2200/16/24B型中间

23、架（87组）ZFG2400/16/24排头（尾）架（6组）放顶煤综采支架，其主要技术性能见表。ZF2200/16/24B型支架技术性能表额定工作阻力2200KN额定供液压力31.5MPa额定初撑力1808KN支架最高/最低高度2400/1600mm支架中心距1.2m支架支护宽度11901330支护面积13.6m2对底板平均比压0.20.3MPa推溜力、拉架力121/265KN操纵方式本架推溜步距600mm支架平均支护强度0.510.56MPa适应煤层倾角102、移架：本面使用ZF2200/16/24B型放顶煤支架，操作方式为手动本架操纵，采用单架依次顺序随机移架及时支护的方法管理顶板。如顶板破

24、碎前滚筒割过后及时移架，严防冒顶，移出的支架要符合以下规定：工作面支架前梁接顶严密。移出的支架要排成一条直线，偏差不得超出 50mm。支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角7。相邻支架间不得有明显错差（不超过顶梁侧护板高的2/3）支架不挤，不咬，架间空隙不超过200mm。支架工在操作支架移架时，除注意顶板，煤墙状况外，还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置，以免移架过程中，插板拌后溜刮板及链。移架时，必须保证后溜不随支架前移。3、推前溜：液压支架推移，千斤顶活塞行程600mm，推溜步距0.6m，移前溜时，滞后采煤机后滚筒1215m，推移时必须将前溜移成一条直线，同时符合以下规定：大溜要移成一条直线，

25、偏差不得超过 50mm。推前溜要从一端顺序作业，工作面必须有34组的支架推移千斤顶同时动作来完成前溜的推移工作。弯曲段溜槽不少于15米。推前溜到位后，支架工将支架推移手把复零位，以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。除机头机尾可以停机推移外，中部槽要在刮板机运行中推移，不准停机推移。五、采空区处理采空区处理方式采用放顶煤落煤顶板全部垮落法进行处理。1、放煤：根据本面支护的特点及切眼尺寸支护情况，机组割完第10刀煤后，即支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处，开始放煤。放煤在工作面移出架后由专职放煤工进行放煤，采用割放平行作业。 煤步距及放煤顺序：采用顺序单轮逐架放煤法，一刀一放，放煤步距0.8m，

26、放煤作业滞后移架作业15m。初次放顶煤：工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准，采取以下措施：A、开采前工作面采取退锚措施，加快顶煤的破碎。B、反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁流入后溜中。C、在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后，必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。正常放煤：放煤操作：操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大炭堵住，则可伸缩插板将大碳破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板。2、拉后溜：拉后溜，由固定在支架底座侧面的拉后溜千斤顶与联接装置的配

27、合来完成拉后溜作业。拉后溜必须滞后放煤点15m后进行。拉后溜时，其弯曲过渡段不得小于15米，不能出现急弯。拉溜完毕，手把复零位，形成一条直线。严禁停机时进行拉后溜作业。其余执行推前溜的规定。第六章 生产技术管理一、循环方式工作面循环作业，即是完成破煤、装煤、运煤、支护、顶板管理等基本工序并周而复始地进行的作业过程。本工作面采用单向割煤推进方式。每班割2刀，放煤2次，每班两循环，昼夜循环个数为6个，一个循环进度为0.6米。日产原煤2471吨，按正规循环率85%计算，月产原煤63010吨，月推91.8m（月工作日按25.5日计算）。二、作业形式本工作面的作业形式为四六工作制，三采一准作业形式。三、

28、工序安排1、割煤：工作面检查结束后可开始割煤。2、装煤：在割煤的同时机组滚筒旋转，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。3、运煤：机组割下煤及支架放下的煤分别落入前、后运输机运至端头卸载汇入工作面转载机，进入顺槽皮带，再运入外部皮带直至地面。4、移架：采用单架依次顺序随机移架及时支护的方法管理顶板。如顶板破碎前滚筒割过后及时移架，严防冒顶。5、推前溜：在移架后由液压支架推移前溜，推溜步距0.6m，移前溜时，滞后采煤机后滚筒1215m，推移时必须将前溜移成一条直线。6、放煤：根据本面支护的特点及切眼尺寸支护情况，机组割完第10刀煤后，即支架的尾梁全部离开锚网

29、支护顶板处，开始放煤。放煤在工作面推前溜后由专职放煤工进行放煤，采用先割后放作业方式。放煤步距及放煤顺序：采用顺序单轮逐架放煤法，一刀一放，放煤步距0.6m，放煤作业滞后于推溜作业。正常放煤：放煤操作：操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大炭堵住，则可伸缩插板将大碳破碎，放煤结束后，升起尾梁，伸出插板。即可完成一个循环。四、劳动组织6116工作面劳动组织表工种定员工种定员合计工种定员一二三四直接工种机组司机22228支 架 工22228放煤工2226转载机司机22228端头维护工2226清 煤 打 矸2226队 长11114合 计137131346辅助工种皮带司机11

30、114泵 站 工11114皮带维护工11114电气维护工13116质 检 员11114合 计575522总 计1814181868五、循环图表六、主要经济技术指标工作面主要经济技术指标见表所示： 6116 工作面经济技术指标序号项 目单 位指 标备 注1煤层编号#62煤层厚度m3平均3煤层倾角16平均4煤容重t/m3240平均5工作面长度m1606可采走向长度m1607设计采高m4.08工作面回采率%809采煤机截深mm80010循环进度m/循0.811循环产量t/循3390.5512日循环数个513日产量t16952.7514工作面月推进度m10827天15工作面月产量t457724.252

31、7天16回采工效t/工15117可采期月7.318在册人数人11219出勤人数人8020出勤率%71.421坑木M3/万t0.522油脂Kg/万t5023乳化液消耗Kg/万t10024采煤机截齿消耗个/万t325落装煤机械化程度%100第七章 采煤方法图的设计与绘制采煤方法设计的最终成果要反映在采煤方法设计图中，这是指导生产的重要图件，是必须完成的最主要的设计图纸之一。一、采煤方法图的内容1、采煤工作面平面图2、采煤工作面断面图第八章 安全技术措施一、总则1、各工种严格执行煤矿安全规程和煤矿安全技术操作规程的有关规定。 2、作业规程是指导区队安全生产的指导性文件，必须每月组织职工学习一次，做到

32、有活动、有记录。3、本规程仅涉及与工作面安全生产密切相关的部分，其它未尽事宜按照煤矿安全规程和煤矿工人技术操作规程执行。4、凡是本规程前面部分已经明确的内容，一般不再次重复。5、工作面开始回采前，对职工进行一次作业规程贯彻并考试，要贯彻到每个职工，并有记录。所有职工经考试合格后方可入井作业。6、对待威胁安全的问题，坚持“三不生产”、“四不放过”的原则，一抓到底。7、新工人进面工作，要在老工人师傅的带领下，实习六个月后才能单独操作设备。非本工种人员严禁随意操作该设备，尤其是支架放煤操作部分，非专职放煤工，严禁扳动放煤操作手把。8、人员进入工作面严格执行敲帮问顶制度，做到三不伤害，做好自保和互保工

33、作。9、所有电气设备检修要停电闭锁，并挂“有人检修，严禁送电”牌，并有专人监护，坚持谁停电谁送电的制度。10、各岗位、各工种都必须持证上岗，按章操作。二、割煤安全技术措施1、采煤机操作人员要经过培训，熟悉设备的性能，考试合格者方可操作，必须持证上岗。2、不准用采煤机牵拉、推顶、托吊其它设备物件。3、每班司机必须配备两个，否则不准开机运行；采煤机停机后，采煤机操作位置必须至少留一名司机，以防止采煤机误动作时能及时停机。4、在无冷却水、喷雾水或水压、流量达不到要求的情况下，不准开机运行。5、遇坚硬夹层超过采煤机硬度指标，不准强行截割。6、根据采高要求，将工作面顶、底割平，煤壁割直，伞檐长度要符合煤

34、矿安全质量标准化标准规定。7、采煤机司机割煤时，要精力集中，经常注意顶、底板、煤层煤质变化及运输机的负荷情况.8、工作面遇到构造需要抬刀时，抬高的幅度要适当，防止猛抬猛落，造成推移运输机困难和支架仰俯角过大。9、采煤机割煤至上、下端头时，严禁人员过往，防止发生意外。10、采煤机司机更换部件及其附近10米内有人工作时，必须停电闭锁，并停运输机。11、采煤机司机要坚持“八不割”的操作原则，即无水不割，顶板破碎支架移架跟不上不割，运输机有大的矸石、物料未处理不割，风量不足不割，瓦斯浓度超限不割，停运输机不割。要保持工作面顶、底板割平。12、采煤机所用电器，液压保护装置必须保护灵敏可靠，不准甩掉。在特

35、殊情况下，需制定安全技术措施并报总工程师批准，但绝不允许在无保护状态下长时间运行。13、在发生危及人身安全，设备安全和其它紧急情况下，可采用紧急停机断路器手把或按遥控器上的急停按钮，使机器在任何地点马上停机，检查后处理不好不准运行。14、坚持采煤机正常检修，不准带病运行。15、采煤机在每班正常停机后，应将滚筒降至水平偏下位置。16、检修采煤机必须切断电源、打闭锁。17、必须认真阅读并理解采煤机上的象形符号标签和文字说明。18、在启动机器和操作任何控制装置前，操作者应读过机器操作手册和基本维护手册，并受过适当培训，完全熟悉所有的控制装置。19、在修理或更换部件之前，一定要从机器上切断全部电源。2

36、0、防爆外壳部件的防爆性应在完成检修后加以确认，并在以后定期检查。21、采煤机不得以任何方式与拖曳电缆进行临时性连接，否则会造成严重后果。22、采煤机司机跟机作业时，要做好自保，防止煤壁片帮、掉矸和滚筒割煤时甩出的煤块伤人。23、不能改变、拆除或短接紧急停机装置。紧急停机后并没有切断电源，千万不能在通电时工作，或进行任何检修维护工作。三、移架、推前溜、放煤、拉后溜等安全技术措施1、支架工、放煤工必须经过培训，合格者方可上岗操作，严格按本工种操作规程及岗位责任制执行。支架工负责移架、推前后溜子。放煤工专负责放煤。2、接班时，要对支架的完好情况、管路吊挂等进行检查，如有零件损坏，管子埋、挤、压等情

37、况要及时处理。3、支架管路所有接头必须使用“U”型卡，不准用铁丝代替，禁止“U”型卡单腿使用。4、移架前必须将支架内的浮煤、浮矸及杂物清理干净，同时观察该支架周围人员、电缆、水管、油管、顶板、煤壁等情况，确认一切安全后方可操作支架。5、支架出现漏窜液等问题要及时处理。6、移架时注意观察检查后尾梁及插板的伸缩状态，防止移架时尾梁插板插入后溜中造成事故。7、工作面移架时要移足步距，支架升起后要等35秒钟，使支架初撑力不低于规定值的80%，移架要坚持按线移架，保持支架平、直、稳。8、移架后，支架接顶要严实，保持良好的支护状态。9、移架要及时、迅速，做到快降快移快支，以免造成冒顶。10、移架、推前溜、

38、拉后溜和放煤时，操作人员应站在支架中部箱体上，严禁站在两支架间操作，以防止架间掉矸，崩销和千斤顶伤人。11、当出现片帮过大或顶板破碎时，应及时移超前架支护顶板，防止漏顶扩大造成冒顶。12、移架时必须保持支架顶梁在同一平面上，相邻支架严禁出现明显的高低差，要利用好侧护板，防止挤架和咬架。13、支架移过后应及时升高尾梁，伸出插板确保距后部溜子溜槽高度为300mm500mm。14、在用活动尾梁和插板放煤时，应防止插板卡运输机的现象。15、在推前溜和拉后溜时要推拉够步距，溜子要保持平直稳，弯曲度不超过3。16、在移架推前溜拉后溜等作业时，各操作阀使用完毕后，手把都要恢复到“零”位置以防止误动作。17、

39、推前溜一次推不到位，应该将溜子收回，煤机及时返回，将浮煤清扫干净，防止溜子飘起。拉后溜前，后溜前方如堆煤较多，要用铁锹将其铲入后溜中。推拉机头机尾时，运输机前方和电机前后、左右的浮煤杂物必须清理干净，沿巷道底板拉移，防止上爬或下落，每次拉移要移足步距。18、人员需进入支架尾梁下方作业时，严禁踩在拉后溜千斤顶与支架底座的缝隙间，拉后溜千斤顶严禁动作，以防拉溜装置挤伤人员。且后部溜子必须停电闭锁。19、拉后溜必须由专人负责，拉后溜时必须遵守拉溜原则，沿移架方向按序拉溜。不准任意分段或由两端向中间拉溜，拉溜一次必须到位，达到一个步距。20、收拉后溜在移架之后其弯曲长度1015米，收溜过程中时刻注意弯

40、曲状况，严禁出现溜槽急弯现象。21、拉溜工作必须在后溜运行状态下进行，不准停溜时拉后溜。22、收拉后溜头尾时，必须清理干净机头尾及过渡槽外侧浮煤杂物，防止机头尾飘起和损坏过渡槽。23、严禁用后溜带料，任何人员不准进入后溜空间作业。24、为防止后溜上窜或下滑必须根据实际情况及时调整收溜方向。25、在移架推前溜拉后溜等作业时，各操作阀动作完毕后手把都要打到停止位置以防止误动作。四、更换前、后部输送机链条安全技术措施1、运行破裂链条到机头架方便的工作位置。2、缩回张紧机架，释放链条的张紧。3、切断电源。4、通过拆下两个垂直连接环来取下破裂的链条，同时切断与附近未破坏链条相同的连接环，这对于需要保持链

41、条匹配长度尤为重要。5、检查磨损和损坏链环周围0.5米的链条，如有必要必须更换。6、使用垂直位置上每股链条的两个链条连接环装上新链条，如果有若干个连接环需替换，两个替换段应在长度上匹配。7、如果取下刮板，重新拧紧时要确保扭矩达到推荐数值。8、如果断链在底链，首先将链引到顶部再处理。9、如果刮板机在艰苦的环境下工作，需要及早更换连接环。五、更换前、后部输送机刮板安全技术措施1、运转破裂刮板到机头架上工作位置，如果损坏的刮板在刮板机底部，运转时要小心。2、切断电源并闭锁刮板输送机。3、用两根单体向相对方向顶住附近的刮板或用相应规格的吊链拽拉链条使链条变松，再从链条上取下刮板。4、用单体顶链条时，单

42、体必须顶到牢固的位置，并拴好防绷绳，防止单体绷出伤人，升单体时采用远程送液的方式将单体顶到位。5、替换刮板，并重新拧紧螺栓。6、在刮板上作记号，以便工作一周后检查拧紧状况。7、刮板必须按推荐的间距替换。8、工作时发现破裂、损坏和丢失的刮板，必须立即更换补齐，防止由于刮板和链条的损坏，影响生产或造成人员伤亡。附图1 煤层综合柱状图附图2 采区巷道布置图及顺槽断面图 附图3 采煤工作面平面及剖面图参考文献：1 采矿学 徐永圻主编 中国矿业大学出版社 2003年2 通风安全学 张国枢主编 中国矿业大学出版社2000年3 矿井通风 黄元平主编 中国矿业大学出版社 1986年4 井巷工程东兆星 吴士良主编 中国矿业大学出版社 1989年5 矿井通风 黄元平主编 中国矿业大学出版社 1986年6 矿山压力及其控制钱鸣高 石平五编 中国矿业大学出版社 2003年7 井巷设计 淮南煤炭学院井巷设计编写组 1985年8 矿山机械 程居山主编 中国矿业大学出版社 1997年9 矿井开采设计 孙宝铮 刘吉昌主编 中国矿业大学出版社 1986年10 矿山压力及其控制 钱鸣高 石平五编 中国矿业大学出版社 2003年11 中国采煤方法 陈炎光 徐永圻主编 中国矿业大学出版社 1990年