某矿业煤炭回采率管理办法.docx

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1、某矿业煤誉回采事管理办法第一章工作面概况错误!未定义书签。第一节工作面位置及井上下关系错误!未定义书签。第二节煤层赋存特性错误!未定义书签。第三节地质构造3第四节水文地质错误!未定义书签。第二章采煤方法错误!未定义书签。第一节工作面巷道布置错误!未定义书签。第二节采媒方法及回采工艺错误!未定义书签。第三节工作面生产工序11第四节正规循环作业方式15第五节回采率计算16第三章顶板管理19第一节顶板支护设计验算、支架支护阻力的确定根据及支架布置方式19第二节上、下端头及安全出口支护布置及管理错误!未定义书签。第三节初采初放及未采顶板管理错误!未定义书签。第四节周期来压管理错误!未定义书签。第五节工

2、作面过特殊构造带安全技术措施错误!未定义书签。第四章生产系统29第一节运输系统29第二节通风系统错误!未定义书签。第三节供电系统32第四节供水系统49第五节排水系统50第六节照明及通讯操纵系统50第七节工作面安全监测系统51第八节工作面喷雾除尘与防灭火系统53第五章劳动组织及工作面要紧经济技术指标55第六章工作面管理及煤质管理58第一节工作面工程质量管理58第二节机电设备管理60第三节工作面“一通三防”质量管理65第四节煤质指标及煤质保证措施66第五节文明生产67第七章工作面灾害防治68第一节工作面灾害预防措施68第二节工作面自然灾害防治69第三节工作面避灾路线71第八章工作面安全技术措施74

3、第一节通常安全技术措施74第二节“一通三防”安全技术措施75第三节国产三机检修与保护安全技术措施错误!未定义书签。第四节各工种操作安全技术措施82第五节顶板管理及防片帮安全技术措施92第六节工作面交接班顶帮管理及敲帮问顶安全技术措施95第七节工作面过特殊地质构造带安全技术措施96第八节工作面处理大块煤（叶）安全技术措施97第九节机电运输管理安全技术措施97第十节后部溜检修与保护安全技术措施错误!未定义书签。第十一节移动变电站的迁移安全技术措施错误!未定义书签。第十二节工作面防架前漏阡安全技术措施IOl第十三节防倒架安全技术措施102第十四节处理咬架安全技术措施103第十五节防支架压死与处理支架

4、压死安全技术措施103第十六节防止工作面溜子上串下滑安全技术措施104第十七节工作面运输机紧刮板及收后部溜子的安全技术措施105第十八节防机头、机尾漂溜、起桥安全技术措施106第十九节防液管爆裂伤人安全技术措施106第二十节防治自燃发火措施107第二十一节大型设备起吊安全技术措施107第二十二节更换煤机截齿安全技术措施108第二十三节端头与排头架操作安全技术措施109第二十四节侧护板使用与保护安全技术措施109第二十五节辅运顺槽防片帮加强支护安全技术措施110第二十六节两顺槽安全隐患排查汇报安全技术措施Ill第二十七节两端头液压支架护帮板操作安全技术措施112第二十八节预防综放工作面冒顶专项措

5、施112第九章危险源辨识与预控措施113第十章作业规程学习及考试记录160附：图1-1-181304工作面井上下参照图图1-2-181304综放工作面上覆岩基厚度等直线图图1-2-281304切眼煤层素描图图1-2-381304胶运、辅运顺槽煤层素描图图1-2-481304综放工作面煤层等厚线图图1-2-581304综放工作面煤层底板等高线及储量计算图图1-2-681304综放工作面地层综合柱状图图2-1-181304综放工作面巷道布置平面图图2-2-181304综放工作面设备布置及两顺槽超前支护示意图图2-2-3工作面正规循环作业图表图2-2-4采煤机进刀方式示意图图4-1-181304工作

6、面运输系统示意图图4-2-181304工作面通风、监测设备布置示意图图4-3-181304综放工作面供电系统示意图图4-5-181304综放工作面供、排水系统示意图图4-6-181304工作面通讯系统布置示意图图4-8-181304综放工作面防灭火及灭尘示意图图7-3-181304综放工作面避灾路线示意图图7-3-281304综放工作面反风避灾路线示意图第一章工作面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ITT表ITT工作面位置及井上下关系表工作面概况煤层8腺层盘区三工作面81304地面标高(m)9111131.6底板标高(m)724781工作面长(m)266工作面推进长(I

7、n)2629面积(m2)699314地面位置81304工作面地面对应位置南起深沟村以东，北临朱家川河，东为苏家里村旧址，西接南坡村。井下位置及四邻采掘情况81304工作面位于二号主辅运大巷以南，井田边界以北，81303工作面以东，81305工作面以西。回采对地面设施的影响回采区回采后地表将出现1050Cm宽的塌陷裂隙，地表建筑物将受到破坏。根据实测已有的建筑有：回撤通道往北190m处有水井5,往南283m处有朱家川河，工作面切眼对应地表有深沟村。储量计算块段面积(万HO煤厚(m)容重地质储量(wt)回采煤量Illb24.57.051.51260.8195.6122b-l19.94.551.51

8、136.7102.5122b-243.005.081.51329.8247.4合计87.45.511.51727.4545.6储量分析一各类煤柱：采区巷道保护煤柱60.9万吨；采区边角煤柱25.3万吨。其它：本面采区动用范围面积87.4万m2,动用采区煤量为727.4万。回采煤量(万t)本工作面平均煤厚为5.51米,属厚煤层,采区回采率应为75%,依此计算得回采煤量为545.6万吨。估计本工作面2010年12月下旬开始回采，2010年9月上旬回采结束。附：图1-1-181304综放工作面井上下参照图第二节煤层赋存特性工作面煤层赋存特性见表1-2-1表1-2-1工作面煤层赋存特性表煤层情况平均煤

9、厚(m)结构倾角6.270.3(0.3)1.3(0.1)0.9(0.1)0.8(0.4)2.0736煤质Md(%)Ad(%)St(%)Vdaf(%)CaO(%)Qnetd(MJkg)ST()煤类0.9330.110.7335.572.0422.031460气煤煤层顶底板情况顶、底板岩石名称厚度(m)岩性特征老顶粗砂岩3.81-9.26以长石、石英为要紧成分，平均6.53米；估计切眼处变薄，平均为4.65米直接顶砂质泥岩、含砾粗砂岩04.60工作面大部以深灰色砂质泥岩为主，切眼段为薄层含砾粗砂岩、炭泥岩、泥岩互层，厚度为2.93米。伪顶泥岩、炭质泥岩0.1-0.2局部发育，灰褐色，薄层状，易软化

10、,局部存在。直接底粉砂岩、粗砂岩0.77.91工作面大部分地段为粉砂岩及粗砂岩，切眼段为炭质泥岩，水平纹理，厚度为4.3米。影响回采其它因素煤尘具有爆炸性瓦斯根据2009年瓦斯鉴定结果我矿属高瓦斯矿井,81304面煤层原始瓦斯含量为2.213n?/t.r,按日产11200td计算,按照工作面开拓、备用面期间瓦斯解析员力预抽量瓦斯量占30%计算，估计81304面的瓦斯绝对涌出量12m7min)煤的自燃有自燃发火倾向性，发火期46个月地温平均地温梯度1.5-2oChm硬度(f)0.72附：图1-2-181304综放工作面上覆岩基厚度等直线图图1-2-281304切眼煤层素描图图1-2-381304

11、胶运、辅运顺槽煤层素描图图1-2-481304综放工作面煤层等厚线图图1-2-581304综放工作面煤层底板等高线及储量计算图图1-2-681304综放工作面工作面地质及水文地质地层综合柱状图第三节地质构造及回采过程中存在问题1、工作面所掘煤层为二叠纪煤层，煤岩层总体近南北走向，呈向西倾斜的单斜构造，煤层倾角为3。7。，平均4。左右。2、煤层厚度呈北厚南薄之趋势，回撤段较厚8.55In左右，切眼段较薄4.55m左右,平均厚度6.2米。煤层结构复杂，夹砰47层，岩性为泥岩及炭质泥岩，单层夹肝最大厚度0.70米。在81304胶运顺槽IOom至710m处82#煤中存在一层厚夹叶，厚度最厚2m03、煤

12、层顶板岩性、岩相变化大。岩性由回撤通道地段的中厚层-厚层状砂质泥岩至切眼相变为薄层状粗砂岩、泥岩、炭泥岩互层，属层状碎裂结构顶板，强度低，稳固性差。4、煤层及顶板裂隙较为发育，在煤层起伏变化处发育强烈，造成顶板破碎冒落。5、在距主回撤1500米左右煤层遭受古河床冲刷，煤层变薄，顶板较为破碎。6.在81304胶运顺槽155米左右煤层遭遇底鼓现象，煤层变薄，顶底板较为破碎。存在问题：1、该区煤层夹肝较多，煤层结构复杂，煤厚变化大，层位对比困难，建议按规定层位进行回采，随时掌握层位变化，以保证煤质。2、根据实测已有的建筑有：回撤通道对应地表邻近有水井5钻孔、朱家川河流及忻保高速公路，切眼邻近有深沟村

13、与SK31号钻孔。回采过程中随时调查有无新增建筑及人员，提早做好搬迁与保护工作。3、工作面距主回撤150Om处至切眼段发育有古河流冲刷带，煤层变薄且起伏较大,回采时要及时调整层位；冲刷带岩性为中粒砂岩，裂隙发育，回采过程中顶板淋水增大,做好防排水措施，建议以100m7h排水能力设防。4、81304胶运巷道距主回撤155m处出现底鼓现象，影响范围45m,回采到该段时可能出现底鼓，导致顶底板破碎，建议做好顶底板管理，确保安全回采。5、该工作面煤底标高均低于奥灰水位标高(839m),在回采过程中如遇溶洞等大型导水构造有奥灰水涌出的可能，建议务必做好探水工作。6、该工作面主回撤至切眼煤层逐步变薄(4.

14、55m8.84m),建议回采过程中操纵好采高，综放综采相结合，提高煤质与回采率。7、该区瓦斯含量较大，加强通风及瓦斯排放，煤尘具爆炸性，严格加强洒水灭尘。第四节水文地质1、区内地表绝大部分为黄土覆盖，地形切割较为严重，沟壑发育。据钻探资料显示，第四系松散孔隙含水层富水性弱，同意大气降水补给，但排泄迅急，补给有限，对生产影响甚微。2、煤系砂岩含水层裂隙水为要紧充水水源，通过侧向补给,补给稳固，正常情况下,巷道表现为滴、淋水；3、涌水量估计：通过类比旁侧工作面的涌水情况，本工作面正常涌水量20m7h,老顶初次垮落最大涌水量100m7h,应设置不小于150m7h的排水设施。4、巷道有些地方为负坡回采

15、水易于汇积工作面,应设置适当排水工程及时排水。5、总体为水文地质条件简单。6、保德煤矿奥灰岩层顶面距8#煤层平均为IlOnb奥灰水位为+839m。根据地质资料显示81304综放工作面煤层底板标高均低于奥灰水位标高，在回采过程中如遇溶洞等大型导水构造有奥灰水涌出的可能，建议务必做好探水工作。第二章采煤方法第一节工作面巷道布置81304综采放顶煤工作面的上部为81303采空区，且在矿井的深部，因此为满足通风及瓦斯排放要求，工作面上巷使用两巷布置，81304一号回风顺槽(4.63.2m)承担着运料、行人及工作面回风任务，81304二号回风顺槽(4.63.2m)承担着采空区瓦斯排放任务；下巷使用三巷布

16、置，81304胶运顺槽(5.03.8m)承担着运煤、进风任务，转载机、破碎机、顺槽皮带机、移变与泵站布置在胶运顺槽内，81305一、二号回顺顺槽(4.53.6m)承担进风、运料与行人任务。巷道顶板使用锚杆、锚索联合支护，巷道规格、支护形式见下表；顶板破碎段使用锚杆、锚索及锚索吊挂Ir矿用工字钢棚，道木刹顶联合支护。表2-1-1工作面巷道支护巷道名称长()宽X高（In）支护形式81304胶运顺槽26295.0X3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网81304一号回风顺槽26294.63.2锚索+钢带+锚杆+金属网81304一号回风顺槽26294.6X3.2锚索+钢带+锚杆+金属网切眼正常段2248.8X3

17、.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机头段1010.3X3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机窝段2210.3X3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网切眼机尾段1010.33.8锚索+锚杆+钢筋骨架网主回撤通道2665.64.0锚索+锚杆+钢筋骨架网珊钢带辅回撤通道2665.0X3.8锚索+锚杆+钢筋骨架网附：图2-1T81304回采工作面巷道布置平面图第二节采煤方法及回采工艺一、采煤方法的选择81304工作面平均煤厚度6.27m,倾角37,工作面沿煤层倾斜布置走向推进，沿8一2煤底板回采，采高通常操纵在3.8m,遇地质条件变化时，适当调整。使用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。二、工作

18、面设备配备综放工作面设备配套应根据下列原则进行：1、设备配套生产能力大于工作面设计生产能力；2、设备生产能力大于配套生产能力；3、设备可靠性大于配套工作可靠性；4、外围环节配套能力大于工作面配套生产能力；根据设备运输能力与落装煤能力的大小依次排序为：胶带运输机一破碎机一转载机一前后部刮板输送机一采煤机。另外，液压支架支撑高度与工作阻力务必符合工作面要求，乳化液泵站额定压力务必满足液压支架初撑力，喷雾泵站压力与流量务必满足采煤机等冷却喷雾水用量；电气设备务必灵活可靠满足各用电设备要求。皮带机布置在81304胶运顺槽内，作为要紧运输设备，设备列车布置在81304胶运顺槽，放在临时轨道上，由里往外依

19、次为电缆车、泵站、高压过滤站、泵箱、全自动清水过滤器、空压机、开关、平板车照明综保、操纵台、数据上传设备、移变与回柱绞车等。单轨吊挂长度为85m,临时轨道长度为160m。附：图2-2-181304综放工作面设备布置及两顺槽超前支护示意图各设备的要紧性能及其技术特征表：(1)采煤机选用JOY公司7LS6C-LWS638型采煤机，该煤机装机功率大，多电机平行布置，生产能力大，远距离遥控操作，运行平稳等特点。其技术特征表如下：表2-2-1采煤机要紧技术特征序号技术指标技术参数1截割高度2.54.5m2生产能力4000th3牵引功率2IlOkw1最大牵引速度30mmin5装机总功率2020KW6滚筒水

20、平中心距14.051m7长壁工作面适宜角度Sllo8有效截深865mm9电控系统FACEBOSS10额定电压3300V11煤机总重量108900Kg(2)刮板输送机选用中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的SGZ1000/2000型前部输送机，SGZ855/1710型后部输送机，该机使用中双链布置，电机可高低速转换，机头、机尾平行布置；水冷却；可正反转，链条强度大、寿命长等特点，其技术特征表如下：表2-2-2前刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率2100OKW2链条48mm152mm中双链3链速1.69ms4运输能力2500th5链中心距280mm6电压3300V7溜槽尺寸(长X

21、内宽X17501000372mm高）8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压马达紧链、液压伸缩机尾辅助紧链10连接方式哑铃销表2-2-3后刮板输送机技术特征表序号技术特征技术参数1刮板机功率2100OKW2链条48mm152mm中双链3链速1.69ms4运输能力2500th5链中心距280mm6电压3300V7溜槽尺寸（长X内宽X商）17501000372mm8冷却方式水冷9卸载方式端卸10紧链方式液压马达紧链、液压伸缩机尾辅助紧链10连接方式哑铃销（3）转载机选用中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的SZZ1200/525型转载机,其技术特征表如下：表2-2-4转载机技术特征表序号技术指标

22、技术参数1电机功率525KW2运输能力3000th3长度50m4链速2.06ms5链类型2-042X146中双链6冷却方式水冷却7槽内宽1200mm8尺寸（长X内宽X高）2324715001200三9电压3300V10链的破断负荷2520KN11中板厚度40m12底板厚度25mm(4)破碎机选用中煤张家口煤矿机械有限责任公司生产的PCM400型锤式破碎机。其技术特征表如下：表2-2-5破碎机技术特征表序号技术指标技术参数1型号冲击式破碎机2功率400KW3电压3300V4破碎能力4000th5最大输入粒度长度不限X1200X900三6最大输出粒度300n7总体尺寸(长X宽X高)5621X322

23、017801930三8冷却方式水冷(5)选用中煤北京煤矿机械有限责任公司生产的ZFTlO200/25/42D型两柱放顶煤电液控支架支护，共156台，其中工作面144台，端头支架1台，排头支架7台，过渡支架4台。该支架支撑能力强，可实现邻架、成组顺序、手动操作等功能，技术特征如下表：表2-2-6液压支架技术特征表序号技术指标技术参数1支架型号双柱一掩护式2支护范围25004200n3支架中心距1750mm4工作阻力4000Inln时：10200KN5推移行程865mm6推移速度单台支架小于等于8s7操纵系统电液系统8中部支架重量33.8T(6)选用KMMAT泵业有限公司生产的k3505M高压泵站

24、，该泵使用电子卸载阀与手动卸载阀两种卸载方式，系统运行平稳；流量大、压力大，满足高速移架要求。技术特征表如下：表2-2-7乳化液泵技术特征表序号技术指标技术参数1额定流量439Lmin2额定压力37.5Mpa3总装机功率4315KW4电压1140V5重量2250kg6宽长高尺寸1504X30001510mm7冷却方式风扇冷却(7)选用KMMAT泵业有限公司生产的K16065泵站，该系统流量大，寿命长。技术特征表如下：表2-2-8喷雾泵站技术特征表序号技术指标技术参数1工作压力14.3MPa2额定流量522Lmin3总装机功率3X160KW4电压1140V(8)组合开关选用常州联力KJZ3-15

25、00/1140T3开关操纵泵站系统。其技术特征表如下：表2-2-9KJZ3-1500/1140-13开关技术特征表序号技术指标技术参数1工作电压1140V50Hz2真空接触器9400A+4300A3驱动器400A4隔离开关1800A5输入回路4路6操纵负荷回路1500A7操纵电机最大功率315KW选用组合开关选用常州联力KJZ3-1500/3300-11开关操纵三机与采煤机。其技术特征表如下：表2-2-10KJZ3-1500/3300-11开关技术特征表序号技术指标技术参数1工作电压3300V50Hz2驱动单元2450A+7400A3隔离开关1800A4输入回路3路5操纵负荷回路1500A6操

26、纵电机最大功率100OKW(9)江苏盐城生产的KBSGZY-2000/10变压器供给乳化液泵与喷雾泵，其工作可靠,寿命长，各类保护灵敏。其技术特征如下：表2-2-11KBSGZY-2000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1容量2000kvA50HZ2相数33绝缘材料等级H4短路阻抗4.88%5总重11500kg(10)选用顺特KBSGZY-3150/10/3.45变压器为工作面采煤机供电。表2-2-12KBSGZY-3150/10/3.45变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量3150kvA2电压10KV3.45KV3频率50HZ序号技术指标技术参数（三）中联生产的KBSGZ

27、Y-4000/10变压器为工作面后部运输机与破碎机供电，其技术特征如下：表2-2-13KBSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA2额定电压IOKV3频率50HZ5漏电保护多点序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA(12)中联生产的KBSGZY-4000/10变压器为工作面前部运输机与转载机供电，其技术特征如下：表2-2-14KBSGZY-4000/10变压器技术特征表序号技术指标技术参数1额定容量4000KVA2额定电压IOKV3I频率I50HZI第三节工作面生产工序使用双滚筒采煤机割煤、装煤，依次由前部刮板输送机、后部刮板输送机、破碎机、转

28、载机、皮带输送机运煤，使用液压支架支护，实现落煤、装煤、运煤、支护、回采过程的综放工作面作业系统。一、进刀方式本工作面使用端头斜切进刀，采煤机割到机头后，将左滚筒降下来，返回进行斜切进刀，同时液压支架滞后采煤机跟机移架，如附图a所示；直到走完弯曲段进入溜子的直线段，然后向机头方向依次将溜子推直，如附图b所示；采煤机升起左滚筒沿运输机机尾方向运行割三角煤，如附图C所示；割完三角煤采煤机割煤返回，然后进行正常割煤，完成采煤机的进刀如附图d所示。采煤机在机尾的进刀方式同机头进刀方式相同。溜子弯曲段长度为18m,采煤机全长为16.55m,端头斜切进刀总长度为51.1m。附：图2-3-1采煤机进刀方式示

29、意图二、放煤方式81304综放工作而开始使用一采一放平行作业双轮顺序放煤方式，即煤机从机头往机尾割煤时，从机头开始放煤，放到机尾停止；从机尾往机头割煤时，从机尾开始放煤,放到机头架停止；端头架与排头架不放煤。开启两个放煤口，间距10架放煤，利用放煤支架的后尾梁与插板放煤。在回采过程中，与科研院所配合不断总结经验，继续改进与完善放煤方式。三、生产工艺工作面生产工艺：煤机割煤一移架一推前溜一放煤一拉后溜。每割一刀煤，放一次煤，支架、前部溜子与后部溜子各推移一个步距为完成一个循环，往返一次割两刀煤。现以煤机从机头进刀处开始运行为例说明采放工艺流程：1、煤机割通机头返刀向机尾割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒

30、割底煤，并滞后煤机后滚筒35架开始移架，滞后煤机后滚筒很多于18m依次向机尾方向推前溜。2、当煤机往机尾割煤并移架后，两名专职放煤工开始从机头放煤，一名放煤工滞后移架10架向机尾方向放顶煤，另一名放煤工距离前一名放煤工至少间隔10架与其同时放煤。同时距最后放煤口15m开始拉后溜机头，并依次向机尾方向拉后溜。3、煤机割通机尾后，推前溜至距煤机后滚筒3米处（并保持18米的弯曲段），然后煤机右滚筒降下扫底煤，左滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀完毕后停下，再依次向机尾方向推前溜至机尾，推移前溜机尾。后溜子放煤到过渡架停止，然后拉移后溜机尾。4、煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机尾

31、方向割煤；割通机尾后返刀，调整左右滚筒位置，即煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机后滚筒35架移架；拉前、后溜机尾。重复机头向机尾工艺过程。四、工艺要求由于81304综放工作面地质条件较为复杂，工作面坡度37。，煤层平均厚度6.27m,为保证煤炭回收率与采煤速度的提高，结合本工作面实际情况，特制定如下工艺要求：1、割煤工作面使用7LS6C-LWS638型双滚筒采煤机割煤，上下端部斜切进刀方式。煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次割两刀煤。回采时沿8:煤底板割煤，采高操纵在3.80lm,顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁要齐直，不得出现割底板、留底煤、留伞檐现

32、象。假如遇到移架跟不上，前部溜负荷大或者顶煤没有放完时，采煤机要减速或者停止割煤，严禁空顶与超速割煤。如因巷道在掘进后留底煤或者打碎底板,要根据现场实际情况，使过渡段留底煤或者破巷道碎底板厚度操纵在最小范围内，并与巷道顶、底板平缓过渡好。2、移架工作面移架务必配备专职人员，由技术熟练的工人操作，移架步距为0.865瞑在正常割煤时，移架要滞后煤机后滚筒35架进行；当顶板破碎或者片帮严重时，移架要滞后煤机前滚筒12架进行，采取带压擦顶移架，必要时停机移架，并根据工作面实际情况，及时拉出超前支架，打出支架护帮板,操纵好工作面顶帮。工作面所有支架要移成直线，移架后支架要接顶严实，移架时不准停后溜。3、

33、推前溜在煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒1215架开始推前溜，依次按顺序推溜，推移步距为0.865m,推移后的弯曲段不得少于18m,最大水平弯曲1一2,垂直弯曲不超过3。严禁从两头向中间推溜，以免造成溜子中间鼓起搭桥，使支架发生咬架等事故；严禁紧随煤机推溜，以免造成推拉销折断；严禁停溜时推溜，以免造成溜子堆货严重，压死运输机。4、放煤“放煤”由专职放煤工负责，使用采放平行作业、一采一放双轮顺序由低到高分段放煤放煤方式；初次放煤在直接顶初次垮落后进行，直接顶初次垮落步距约20m；停采线前20m,即挂网前停止放煤。由两名专职放煤工滞后移架10架开始放煤，两放煤工间距至少10架，第一轮放顶煤的1312,

34、第二轮放到见肝后关门。由于工作面较长，放煤工务必根据后溜中的煤量操纵放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜。放完煤后伸出插板务必成一直线，高度距后溜槽沿300500mm05、拉后溜拉后溜在滞后放煤点15m进行，拉移步距0.865m。煤机从机头向机尾割煤时先拉后溜机头,依次从机头向机尾在运行中拉后溜；煤机从机尾向机头割煤时先拉后溜机尾。溜子弯曲长度不得小于18m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或者由中部向两头拉移后溜，后溜停止运转时不得拉移。五、采放比工作面平均煤厚6.27m。采高3.8m,平均放煤高度2.47m,采放比：1：0.65。六、放煤步距的确定放煤步距由割煤步距、

35、采高、煤层厚度、架型共同确定:该面割煤步距为0.865m,每割煤一刀放煤一次,确定放煤步距0.865mo七、采、放煤技术要求1、采煤机割至机头、机尾时，工作面顶板到顺槽顶板务必有一过渡段，以满足液压支架支护要求。2、端头割煤时从工作面顶板到顺槽顶板逐步降低采高，直到与顺槽顶板衔接，同时保证过渡段的平缓，以利于液压支架接顶严密，过渡段长15m,过渡段坡度小于3；同时工作面与两顺槽底板过渡段长度为20m。3、割机头、机尾三角煤时，务必保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，三角煤割不透，容易发生机头、机尾过渡槽翘起事故。4、煤机司机要掌握好才层位，正常割煤时采高操纵在3.8m,其它情况

36、另行制定安全技术措施。同时在回采过程中严格按照规定层位回采见煤层综合柱状图。5、顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或者不平会使推溜产生困难，同时顶底板不平使支架几何形状不好，仰俯角太大容易发生空顶冒顶或者采煤机滚筒割顶梁事故。6、务必保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。7、工作面遇有坚硬夹石或者较大断层时，如能降低采高通过则降采高通过；否则要编制专项安全技术措施并严格按照措施执行，不得用采煤机强行截割。8、前后部刮板输送机机头务必有两名看守人员，防止大块煤在机头堆积与阻卡破碎机。9、割煤时务必保证刮板输送机的推移平整，不得出现飘溜、凹溜或者

37、局部起伏太大的现象。10、刮板输送机在推移后务必保证成一条直线。IK刮板输送机务必保证推移步距为0.865m,以确保截深、产量与工程质量。12、推移运输机时，不得出现急弯，除弯曲段其余部分不准出现弯曲。13、液压支架的移架步距应保持在0.865m,以确保截深、产量与工程质量。移架时，保证支架到位，梁端距应保持在550mm左右。14、拉架时务必使支架保持一条直线。15、工作面液压支架务必及时拉架，距采煤机后滚筒35架拉架，假如顶板压力较大或者有冒顶危险时，应及时跟机（跟前滚筒）拉架，以防止顶板继续冒落。16、移架过程中如发生顶板破碎冒落时，应及时超前拉架，以防止顶板继续冒落。17、移架时，要保证

38、支架移到位，梁端距应保持在55Onlm左右。梁端距过小会造成采煤机滚筒割支架顶梁，梁端距过大会造成空顶或者冒顶。18、移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架现象，需在移架过程中及时调整。19、推移工作面前刮板输送机时，务必距采煤机后滚筒18m后进行；拉移工作面后刮板输送机时，务必距放煤点15m进行。20、若推溜困难时，不应强推硬过，务必查明原因将问题处理后再推溜。21、回采至巷道顶板破碎段与高冒区（已使用11#矿用工字钢梁、道木架棚锚索固定支护段），采煤机割到机头割通时，当机头推出后迅速拉出端头支架升出护帮板挑住道木棚。22、由于工作面坡度、落差大，容易发生刮板运输机下窜即向机头方向窜动

39、，造成割煤困难，为防止上述现象发生，根据生产实际情况，及时对工作面进行调整。23、工作面初次放顶煤，应在工作面初次来压后即可放煤，之前严禁乱动尾梁、插板及放煤按扭，防止发生意外事故。24、放煤工应加强责任心，放煤时注意观察后溜中煤流量，遇到砰石急剧增加时应及时停止放煤，将尾梁摆起，插板伸出。25、放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，将大块破碎，并上下摆动尾梁使顶煤破碎、充分冒落。26、放煤时要加强煤质管理，保证含肝率及灰分不超标。放煤严禁漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。加强顶煤的回收，提高回采率。27、应严格操纵割煤与放煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。八、支护方式1

40、、控顶距的确定液压支架移架步距为0.865m,端面距为0.55m。控顶距分为最大控顶距与最小控顶距：最大控顶距Lmax=Ll+L2+S最小控顶距Lmin=L1+L2其中：L1顶梁长度，为4845mm1.2端面距，取550mmS截深，为865mm。最大控顶距Lmax=4845+865+550=6260mm最小控顶距Lmin=4845+550=5395mm2、支架操作的基本要求(1)快：移架及时、迅速，做到少降、快拉。(2)正：支架定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。(3)够：每次移架要移到位，支架移过后要成一直线。(4)匀：支架间距要按规定保持均匀。(5)平：要使顶梁与底座平整地与顶底板接触，力求

41、受力均匀。(6)紧：使顶梁紧贴顶板，移架后支架务必达到足够的初撑力。(7)严：架间空隙要挡严，侧护板要保持正常工作状态。(8)净：将底板上的浮煤，浮砰清理干净，保证支架与刮板输送机顺利前移。第四节工作面正规循环作业方式一、工作制度与作业方式工作制度使用“三八”制作业，其中一班，半班检修半班生产，另外两班全班生产。二、工序安排使用正规循环作业方式：即割煤、移架、推前溜、放煤与拉后溜为全过程，采煤机前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式。日进12刀，截深O.865m,日进10.38m；生产班每班割煤5刀，检修班每班割煤2刀。具体安排如下：早班：8：00-16：00为检修班；中

42、班：16：00-24：00为生产一班；夜班0：008：00为生产二班。生产过程中岗位工执行动态点检，如有疑难问题检修工随时下井处理。三、生产日劳动定额的确定1、采煤机每班进刀数的确定N=K(60T-t1)/(NLV+t2)=IX(608-20)/(1X266/5+40)Q5(刀)其中：T:每班工作小时数，8小时；t.：工作面设备班间保养及准备时间，20分钟；t2：每刀的辅助时间，40分钟；K：割煤方式系数，单向割煤取2,双向割煤取1；v：采煤机割煤实际运行平均速度，5米/分；1.：工作面长度，266m。2、每班劳动定额生产班每班产量：Ql=LSM197%N+(L-Ll)SM285%XN=266

43、O.8653.897%1.515+(266-19.25)O.8652.4785%1.515=9786.511(t)其中：Mr-煤机割煤厚度，取3.8m；山一放煤厚度，取2.47m；Y一容重，1.51t111.工作面长度，266m；S-截深，0.865m；N一每班循环刀数，5刀；1.一不放煤支架段长度,取11XL75=19.25。检修班每班产量：Q2=LSM197%N+(L-L1)SM285%XN=2660.8653.897%1.51X2+(266-19.25)0.8652.4785%1.51X2=3914.60(t)注：采煤机割煤高度3.8m,回采率按97%计算，放煤回采率按85%计算。3、每日劳动定额：Qa=2Qi+Q?=2X9786.5+3914.60=23487.6(t)4、每月劳动定额Q全月二N全乂Qj=28X23487.6=65.77(Wt)附：图2-4-1工作面正规循环作业图表第五节回采率计算1、工作面初次来压前采出量：Ql=LlLM197%=602663.897%1.51=8.88(Wt)其中：Ql-工作面初次来压前采出量；M一煤机割煤厚度，取3.8叱