炮采放頂煤回采作業(yè)規(guī)程完整

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1、 第一章地質概況 一.工作面平面圖與煤層柱狀圖 1.工作面平面圖,見圖1-1. 2.工作面綜合柱狀圖,見圖1-2 二.工作面概況： 4313采面位于我礦一水平四采區(qū)南翼下邊部，進風順槽設計長度650m，回風順槽設計長度699m ，切眼長130m，總回采面積87685m2。其進風順槽相鄰的4304工作面已回采，回風順槽靠近一、二水平邊界，采面上覆的2#煤層與3#煤層間距9～12m，2#煤層尚未開采。 該工作面地面位置在天神廟一帶，泗洲廟以北，地面高程847～979m，煤層底板高程377～412m，地表為丘陵溝谷，蓋山厚度450～590m，地表無村莊與建筑物。 三、煤層賦存

2、特征 項目 單位 全煤層 備注 煤層結構 簡單 含不穩(wěn)定夾矸一層 煤層 厚度 m 一般煤厚5.5～13.5m 平均9.5m 煤層下部含不穩(wěn)定夾矸 層,厚度0.2 5～0.7米 可采分層數 層 1 煤層傾角 度 1～8o 平均2.5o 煤層硬度 煤質 灰分 12.33% 揮發(fā)分 16.91% 容重 t/m3 1.32 自然發(fā)為期 瓦斯涌出量 m3/min 最大瓦斯涌出量 9 煤塵爆炸指數 % 23.85 四、采面圍 上部邊界 4313采面停采線

3、 煤層標高 377～412米 下部邊界 走向長度 進風順槽650米回風順槽699米 左部邊界 與回采的4304相鄰 傾向長度 120～130米 右部邊界 一、二水平邊界 采面面積 87685平方米 地面標高 847～979米 蓋山厚度 399～476米 五、頂底板巖石特征 表I-2 頂底板巖石特征 編號 主要巖性 厚 度(m) 強度 (mpa ) 裂隙(m) 老頂 粉砂巖，灰黑色、致密堅硬，夾薄層狀灰白色細砂巖 1.5～3.5m 直接頂 灰黑色、薄層狀、泥質膠結的粉砂巖 08～2.0m 3#煤 煤層屬半亮型煤，

4、呈似層狀、塊狀、粉狀，煤層結構簡單，局部的煤層中部有一層厚度0.05～0.3m的泥巖夾層。 平均9.5m 底板 深灰色、塊狀，或厚層狀細砂巖 厚度>0.8m 六、儲量： 煤層 可采面積(m2) 煤厚(m) 容重(t/m3) 回收率% 地質儲量 可采儲量 全煤層 87685 5.5～13.5 1.32 85 51.2萬噸 43.5萬噸 七、地質構造與水文情況 1、 地質構造 該工作面位于北山子向斜北翼、上峪口背斜南翼，總體為一單斜構造。煤層走向N—S，傾向W，傾角1～8 o，一般在1～4 o之間，平均2.5 o。在兩順槽、切眼與高位

5、瓦斯尾巷施工中未發(fā)現斷層構造。在工作面切眼中部有一背斜構造，構造樞紐線呈南—北方向，軸心位置煤厚8m左右，兩翼煤厚5.5～13.5m，并隨工作面推進兩翼煤層逐漸變薄，軸心起伏幅度最大2.2m，并向回順逐漸延伸，在回順N13點前40m處在順槽揭露；另結合本工作面坑透資料，和兩順槽寫實剖面與相鄰4304工作面回采地質資料對比分析，回順N13點至點前40m圍與進順C15點至點前18m 圍形成一底鼓構造區(qū)，預計該區(qū)域底鼓方向105 o，起伏幅度0.3～2.2m，煤層厚度與頂板穩(wěn)定性變化較大，影響工作面正?；夭?。 2、 水文情況 本工作面兩順槽在施工過程中，只在進順切眼前15～25米圍出現較大滴淋

6、水現象，根據周邊資料分析，水源為進順側上方4304采面采空區(qū)積水?；夭汕皯獙?304采空區(qū)積水進行探放。 八、瓦斯、煤塵情況 煤塵爆炸指數：23.85% 工作面掘進期間，據通風區(qū)提供的瓦斯資料，在正常通風條件下： 最大瓦斯絕對涌出量：9.0m3/min 最小瓦斯絕對涌出量：4.0m3/min 平均瓦斯絕對涌出量：7.0m3/min 九、問題與建議 1、本工作面煤層厚度與頂板穩(wěn)定性變化較大，回采期間應加強工作面的支護與頂板管理。 2、由于工作面煤層底板起伏變化大，掘進期間局部留有底煤，回采初期對留底煤區(qū)域應采取相應措施。 3、回采期間應對4304采空區(qū)積水進行探放,并密切

7、觀察突水預兆。 4、嚴格按規(guī)程要求作業(yè)，加強生產工藝管理，杜絕不合理的底煤丟失，提高資源回收率。 第二章 采煤方法與頂板控制設計 一. 采煤方法與回采工藝 1. 巷道布置示意圖(附圖) 2. 采煤方法: 根據巷道布置結合理工大學對4313采面采前煤與瓦斯突出危險性評價報告結論（工作面已在采前消除了瓦斯突出危險性），決定本面采用沿底板走向長壁炮采放頂煤采煤法; 單體兀型梁支護,尼龍網、芭棍、芭片剎幫護頂,全部垮落法管理頂板。 3. 回采工藝流程: 落煤(打眼、裝藥、放炮)—鋪網、移主梁、護頂—清煤打貼幫柱、背幫—移副梁放頂—放頂煤—清煤、回中柱、移溜、打中柱—端頭維護

8、、設備檢修、煤層注水。 （1）落煤——鉆爆法落煤; （2）裝煤: 爆破自裝,人工裝煤,放頂煤自裝; （3）運煤: 工作面一部SGW—150型可彎曲刮板運輸機,進順一部SGW—80T刮板運輸機,順槽三部SPJ—800型膠帶運輸機運煤至工作面溜煤眼; （4）支護: 工作面采用DZ22—30/100型單體液壓支柱,配合π—2400型長鋼梁進行對棚齊梁直線柱,邁步聯(lián)鎖交替支護,每對棚五柱,主梁一梁三柱,付梁一梁兩柱,對棚中心距0.6m,每3m留一寬0.6m的安全出口,排距1.0m,對梁中心間距0.15m; （5）鋪網,移主梁護頂: 放炮前,將放炮點三對棚子主梁下老塘側支柱回出打在相應的副梁中

9、間,該處放完炮后,要與時沿工作面傾向鋪網,邊鋪網邊移梁.移主梁時,先將煤壁支柱卸載,然后卸載中柱,兩人站在支護完好的付梁下,將主梁移至煤壁,升起梁下中心柱,再升老塘側支柱,逐架移夠三根主梁后,再在所移梁子的保護下清煤打貼幫柱(貼幫柱用與之成對的付梁下煤壁側單體支柱),然后按上述方法向同一方向逐架將主梁移到位.每移一架主梁要隨之打好貼幫柱,并用笆棍,笆片將煤壁剎嚴背實,要求煤壁上下進度一致,梁子垂直并頂實煤壁(質量要求附后).鋪網時網與網在接茬處相互搭接200mm,且每隔100mm用尼龍繩打一死結作單排連接,聯(lián)網必須在移副梁之前完成(網寬1.2m,網孔徑30mm×30mm, 網帶寬15～16mm

10、).頂梁上每200mm剎一根規(guī)格50×800mm的笆棍。清煤時要面向機尾,嚴禁騎溜子清煤;煤幫用笆片相互壓茬100mm橫放,笆棍每300mm剎一根將煤幫背實; （6）移副梁放頂與采空區(qū)處理:工作面采通后,由下向上把副梁 逐架前移進行放頂。移付梁時,先在老塘側打上帶帽戧柱,然后把副梁老塘側支柱卸載,用人工或拔柱器回出靠在煤墻將要移付梁位置處,然后將該付梁中柱卸載.兩人配合在其它相鄰梁子的掩護下,將該付梁前移并頂實煤壁,迅速升起老塘側支柱和煤墻支柱,然后回出所打的戧柱,打在下一架所要移的副梁的老塘側(卸副梁下老塘支柱,原則上一次只回一個,最多不準超過兩根,嚴禁回三根以上老塘側支柱,主梁每次前移1

11、.0m,付梁放頂步距1.0m,最大控頂距3.4m,最小控頂距2.4m); （7）放頂煤：采用分段、間隔，多輪次由上而下順序進行，堅持老塘低位放煤，放煤口規(guī)格300mm×300mm，間距600mm，每次間隔開口4到5個，放頂煤段保持10~12m的間距。放煤時，嚴禁在支架頂部或高位放煤，當有大塊煤或矸石堵住放煤口不能正常放煤時，可用鋼錘打碎，打不碎時，可廢棄此口，在附近另開口放煤.放完煤后對斜梁歪柱應與時調整，并對支柱二次注液以保證工作面支護質量; 1800 300～500 鋼梁 尼龍網 放煤口示意圖 300 工作面輸送機 1 4 3 2 單位：㎜

12、 說明: 開放煤口時按上圖所示每次開1、3 、5 、7四個口,然后再開間隔的2 、4 、6口進行多輪次低位放煤,見矸封口。 （8）清煤、回中柱、移溜、打中柱。放完頂煤后,與時補聯(lián)放煤口并清理工作面浮煤與老塘側網下壓煤,然后回掉將要移溜子的20m圍的中柱(回中柱與移溜距離20m),用液壓單體從下到上或從上到下依次移溜。溜子移過后要隨之補打中心柱,嚴禁從兩頭向中間移溜,嚴禁通條幫將中柱摘完進行移溜工作。移機頭時,必須事先將機頭缺口處前后所有單體二次注液,保證支柱初撐力達到設計要求,雙楔梁下銷子齊全,且插入量不小于100mm,機頭壓力大時要分次移機頭到位。溜子移直后與

13、煤壁保持0.2m距離。分次移機頭時每次不得超過0.5m,且機頭處支柱按分次移動距離進行分次整改支護; （9）工作面斜茬處,前斜茬必須保證每對棚5柱齊全,后斜茬(開幫處)必須保證2m圍工作面控頂距達到最大控頂距,以保證有足夠通風斷面.(即后斜茬必須有3對棚付梁暫時不前移); （10）端頭維護、設備檢修、煤層注水分別見頂板控制章節(jié)、供電系統(tǒng)、通風系統(tǒng)相關章節(jié). 二.頂板控制設計 1.頂板運動參數,見表2-1 2.支護用品的力學性質、技術特征。 本面選用DZ22-30/100外注式單體液壓支柱，其額定工作阻力30t,油缸直徑100mm,工作液壓332kg/cm2,支柱最大高度2240m

14、m,最小高度1440mm,工作行程800mm三用閥位置1983mm,底座面積109cm2,工作液體為2～3%的乳化液。重量55kg,適應采高1.7～2.1m配合,π一2400mm長鋼梁進行支護。 3.參數可行性分析 本工作面與4310工作面同屬3#煤層,底板巖性相同,采煤方法、落煤方法、支護方式、采空區(qū)處理、放頂煤方式均相同,因而可參考4310工作面礦壓觀測資料確定本工作面參數。 4. 采場控制設計 本工作面通過“支”、“護”、“穩(wěn)”三個方面對頂底板控制進行設計。 （1）“支”要求支架在其工作過程中能支住頂板所施加的壓力。 1).按工作面4到8倍采高計算 P=(4～8)hr

15、 式中h—采高 1.8m r—巖石平均容重2.5t/m3 則 PО=(4～8)×1.8 ×2.5=18～36(t/m2) 2).最大壓力確定：參照我礦北翼采區(qū)基本頂初次來壓，最大壓力Pt=27.5t/m2,本面取該值。 3).支柱實際工作阻力確定 P實=PОK1K2 式中PО—單體支柱工作阻力,30t/根 K1—實際工作阻力是單體的80～90%, 取85% K2—修正系數,取0.7 則 P實=30×85%×0.7=17.85( t/根) 4).工作面合理支護密度 N=Pt/P實=27.5/17.85=1.54(根/m2) 則合理柱距=5／1.54×3.4=0.

16、95(m) 5)本面所選柱距0.6m,排距1.0m,對棚5柱支護,工作面支護密度N1=5/0.6×3.4=2.45根/m2 則支護強度 P1=N1P實=2.45×17.85=43.72t/m2 表2—Ⅰ頂板運動參數 序號 項 目 單位 同煤層實測 本面選取或設計 備注 1 頂底 板 條件 直接頂厚度 m 0.8～2.0 基本頂厚度 m 直接底厚度 m 〉0.8 1.5 2 直接頂初次垮落步距 m 8 無 3 初 次 來 壓 來壓步距 m 6.4 4 最大平均支護強度

17、 KN/㎡ 1.43 1.35 最大頂底板移近量 ㎜ 420 200 來壓強度 4 周 期 來壓步距 m 4—5 最大平均支護強度 KN/㎡ 130 130 來 最大頂底板移近量 ㎜ 200 200 壓 來壓強度 5 平 時 最大平均支護強度 KN/㎡ 120 120 最大頂底板平均移近量 ㎜ 100 100 6 直接頂懸頂情況 （2×5）㎡ 無 7 底板允許比壓 MPa 3.86 3.86 8 巷道超前影響圍 m

18、30 30 9 支柱額定工作阻力 T 30 20 10 柱距 m 0.75 0.6 11 最大控頂距 m 3.4 3.4 12 最小控頂距 m 2.4 2.4 13 排距 m 1.0 1.0 14 放頂步距 m 1.0 1.0 15 支護密度 根/㎡ 3.1 2.45 16 支護強度 T/㎡ 85.2 17 切頂方式 無密集 無密集 6).按煤炭部

19、頒發(fā)頂板分類試行方案計算。 P2=1.3×25=32.5t/m2 通過以上比較可見：P1>Pt ，P1>P , P1>P2 , N1>N 同時考慮到工作面回采時其它因素影響與同煤層實際回采時的情況，故本面選取柱距0.6m,排距1.0m完全滿足支護要求。 （2）“護”：包擴護頂、護底、擋矸、剎幫四個方面。 1)護頂：護頂要求所選取柱距能保證不能因尼龍網、芭棍、芭片強度不足而引起局部冒頂，尼龍網、芭棍、芭片的強度能托住兩棚間松散煤體的重量。在梁子上方，尼龍網下剎背直徑不小于50mm、長0.8m的芭棍，笆棍200mm一道，使頂板不吊包、漏頂。 2）護底: 工作面保證支護質量的重要條

20、件是支柱不鉆底,要求支柱對底的壓強不小于底板比壓,否則要穿鞋.我礦底板比壓3.86MPa反算柱鞋面積: S=10P實/Kc 式中 P實—支柱實際工作阻力(17.85T/根) KC—底板比壓(3.86Mpa) 則S=10×17.85×9.8/3.86 =453.18(cm2) 本面沿底板回采，工作面見底且底板較硬時支柱不穿鞋，在有底煤或軟矸處支柱必須穿鞋,柱鞋規(guī)格：450mm×200mm×100mm的木柱鞋或250mm×250 mm的鐵柱鞋滿足護底要求。 3）擋矸: 老塘回頂與放完頂煤后要與時對撕網、脫網放煤口等用尼龍繩補聯(lián)、封

21、堵,防止竄矸。 4） 剎幫: 用芭片、芭棍將煤幫剎嚴背實,嚴禁出現空幫、片幫現象,要求芭片相互壓茬100mm,自頂至底橫放,且每300mm剎一道芭棍. （3）“穩(wěn)”:要求支架具有抵抗來自層面方向的推力的能力,一旦頂板沿層面方向運動,支架能抵擋住,不至于被推倒.為防止復合頂板推垮型冒頂事故,必須提高支柱初撐力. 1).單體初撐力計算: 按復合頂板受力狀態(tài),為防止游離煤、巖體下滑所需初撐力。 PО=Khγ(cosα+1/f sinα)/n1 式中：k—安全系數1.3～1.5,取1.4 h—軟巖層平均厚度. (h=h全煤厚-h采高+h直接頂=3.9m-1.8m+2

22、m =4.1m n1—實際支護密度(2.45根/m2) f—滑動摩擦系數(0.3) γ1—煤巖層平均容重13.2KN/m2 α—煤層平均傾角2.5o K1—安全系數1.1 γ2—巖石密度25KN/m3 αmax—煤層最大傾角8o Lx—最小控頂距2.4m P0=1.4×4.1×13.2×(cos2.5+1/0.3×sin2.5)/2.45 =75.768×1.14/2.45 =35.39(KN) 按工作面支柱支護空間煤巖自重計算所需初撐力 G1=(h1.γ1+h2.γ2)cosmax =(3.9×13.2+2×2

23、5)×cos8 =100.46KN/m2 采空區(qū)上方懸頂重(按1m2懸頂計算) G2=h直.γ2cosα =2×25×cos8 =49.5KN/m2 綜合煤巖重: G=G1+G2/Lx =100.46+49.5/2.4=121KN/m2 支柱所需初撐力: P0=K1.G/n1 =1.1×121/2.45 =54.33KN 綜上所述并依據《安規(guī)》中有關要求工作面初撐力不應小于90KN 2). 支柱的迎山角按現場頂底板煤層傾角的實際情況,每7o迎1o.在實際操作過程中,以垂直頂底板法線為基準,將支柱柱頭上迎.(根據該工作面采高2m,煤層傾角1o-8o按實

24、際坡度每7o迎1o計算,支柱時應向傾斜上方上移0—35mm)移柱時必須向工作面和梁面的兩個上坡方向同時移,支柱升緊后,柱爪必須與梁面卡緊,頂蓋與梁面接觸嚴實。 根據《安規(guī)》第54條與上述分析知,本工作面所選支護形式與柱、排距可以滿足頂板控制過程中支、護、穩(wěn)要求。 5. 端頭支護 (1)采面機頭缺口采用DZ22—30/100單體支柱配合HDJS—1200型金屬雙楔頂梁進行支護。 (2)缺口尺寸與支護形式。 工作面機頭缺口寬度2.8m,超前煤壁3～5m,高度2m,平行運順布置8道雙鍥頂梁,順槽木棚梁下布置3道,距付幫0.3m處一道,木梁中間距順槽溜邊布置一道雙鍥頂梁,雙鍥梁間距0

25、.4m,采用正懸臂齊梁直線柱布置,切頂線滯后工作面切頂線兩排,并在最后一排頂梁下打齊戧柱,順槽木梁端頭與雙楔梁間距不大于30mm,雙楔梁與兀型梁間距400mm。 機頭缺口處靠近工作面輸送機煤幫側雙楔頂梁下打一排雙排柱,老塘側打一排雙排柱.形成一梁兩柱支護,并在所有支柱下墊底梁(規(guī)格為1000mm×200mm×100mm)和柱鞋保證機頭高度1.8～2m。 工作面機尾不做缺口,平行順槽布置3道鉸接頂梁,在距付幫0.3m處與木梁中間各掛一道。切頂線滯后工作面切頂線一排支柱,并在所有切頂排頂梁下打齊戧柱(采用正懸臂齊梁直線柱).，支柱打在距鉸接梁鉸接部0.3m處。 (1)上下安全出口的規(guī)格尺寸

26、 a上下安全出口的寬度0.7m,高不低于1.6m b機頭缺口處靠近順槽輸送機第二道雙楔梁下支柱支設位置適當后錯與其它支柱形成寬不小于0.7m的人行通道。 6. 超前支護 (1) 上下兩巷超前支護距離 上下兩巷超前支護距離均為20m;打超前點柱時點柱應打在順槽U型支架拱梁正下方,點柱與鋼梁間打上木楔,支柱必須進行連鎖。 (2)超前支護的材料與支護形式 工作面在進、回順超前煤壁3～5m換棚(進風為缺口煤壁向前5m)。.進順超前使用Φ20cm×3.0m圓木，回順超前使用Φ18cm×2.4m圓木,架設一梁三柱的木梁鐵腿棚替換U型支架,替換后的木梁鐵腿棚在兩順距順槽正付幫各0.3m處和木梁中

27、間各架一道HDJS—1200型金屬鉸接梁抬住木梁，棚距0.6m，高度不低于1.8m，人行道寬度不小于0.7m。 (3)順槽支架的替換順序和方法 A．替棚之前必須超前被回支架2m套一梁三柱的木梁鐵腿棚,然后在超前單體支撐U型棚梁的前提下用套管或扳手卸掉卡欄螺絲(卸卡纜時嚴禁人員正對卡纜螺絲),人工回出支架腿,然后緩慢卸載單體取掉棚梁.取棚梁時,作業(yè)人員不得少于3人,人員扶住棚梁,且應站在棚梁斜上方安全支護下。 B．替棚劈幫過程中必須以手鎬落煤為主，嚴禁放炮。劈幫時，必須保證梁上笆片，笆棍護頂嚴密。 C．順槽替棚時，人員使用導鏈或拔柱器回出U型棚腿，導鏈或拔柱器掛在支護可靠，支撐有力的支架

28、棚梁上。 7.工作面支護平、剖面圖 見圖II-2, II-3. 8.工作面支護用品的用量,消耗量,備用品的規(guī)格,數量與管理。 (1)支護用品的用量,消耗備用表, 見表II-1. (2)每班設一專人管理柱梁物料,物料碼放整齊,不得影響通風行人,并懸掛標志牌,存放于回風口以外50m處.單體入井前必須按規(guī)定試壓合格后方可入井。 (3)待回收的柱梁、機電設備等分類碼放在進風平臺適當位置,且不得影響通風、運輸與行人。 三．臨時支護 1、臨時支護采用單體支撐1.2m半圓木或1.2m長π型梁進行(半圓木用一根φ1.6cm×2.4m圓木加工四塊而成)。 2、在頂板破碎或煤質松軟時,必須以手鎬落

29、煤為主,人員站在有可靠支護的安全地點挖梁窩移梁,梁子一次移不到位時, 可用1.2m長半圓木打帶帽點柱作為臨時支護與所移梁子交替支護用品消耗、備用表 2-1 名稱 規(guī)格 回收率 循環(huán) 用量 消耗率 復用率 備用 單體 支柱 DZ22-30/100 DZ28-30/100 100% 1253 0 100% 100 30 π型梁 π—2400 100% 433 0 100% 50 坑木 Ф18cm×2.4m 60% 0.4199m2 60% 40% 2m3 柱鞋 450×200×100mm 100% 0 100% 100

30、 芭棍 φ50mm×800mm 頂 50% 幫 70% 507 85% 50% 70% 2000 芭片 1.0m×0.5m 50% 180 80% 50% 1000 尼龍網 1.2m×8m 1.2m×6m 0 158 100% 0 500 鉸接頂梁 HDJA—1000 100% 23 0 100% 雙楔頂梁 HDJS—1200 100% 72 0 100% 前移,一次前移距離不大于0.5m,在移夠三根主梁后,方可清煤打貼幫柱,剎好幫頂后再逐架移梁,此時每移一架主梁與時打

31、上貼幫柱;在煤壁開通前,嚴禁回老塘側副梁下支柱.若竄完付梁煤壁開通后,煤幫發(fā)生片幫,每對梁必須有一根移入片幫處頂實煤壁進行超前維護,或用1.2m半圓木打帶帽點柱進行超前維護控制頂板,片幫處用圓木、板皮、芭片等接頂并剎嚴背實。 3、撤除臨時支護只有在該處主副梁全部移完,頂板穩(wěn)定,兩方退路暢通時,才能用卸載手把將半圓木下的單體支柱按先支后回的原則逐架卸載,回出半圓木,當該臨時支護在該區(qū)段起關鍵作用時,嚴禁回撤該臨時支護。 2400 。 。 。 。 。 1800 1000 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 B—B最小控頂距 1800

32、 200 3400 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 。 A—A最大控頂距 1000 600 圖2-4 2400 1200 1800 500 A—A 1200 1800 A A 4、臨時支護平、剖面圖2-4 第三章工作面生產系統(tǒng) 一.工作面設備 1、工作面設備布置圖 2、工作面

33、設備規(guī)格、數量、技術特征 1).SGW—150運輸機(工作面) 鋪設長度: 130m 輸送能力250t/h 電機功率: 2×75kw 中部槽規(guī)格1500mm×630mm×190mm 2)SGW—80T運輸機 鋪設長度：80m 輸送能力150t/h 電機功率：2×40kw 中部槽規(guī)格：1500mm×630mm×190mm 3)SPJ—800皮帶輸送機（三部） 運輸長度：260m+400m+180m輸送能力：400t/h 帶速：2m/s 傳動滾筒直徑: 500mm 帶寬: 800mm 電機功率: 2×30kw

34、 聯(lián)軸節(jié): YL—400 輸送帶類型: 尼龍橡膠 5) DZ22—30/100型單體液壓支柱 最大高度: 2240 mm 最小高度: 1440mm 工作行程: 800mm 額定工作阻力: 294KN 初撐力: 90KN 油缸直徑: 100mm 6)XRB50/125泵站 型號XRB50/125 額定工作阻力: 12.5mpa 額定流量: 50L/min 電機功率: 75kw 配套泵箱: XRXTA 3.工作面設備的維護保養(yǎng) 1)機電設備的檢查、檢修、維護、保養(yǎng)必須由專職人員進行。專職人員在使用前對設備各部件進行詳細檢查,發(fā)現

35、問題與時處理,電氣設備嚴禁帶電檢修搬遷。 2)各類設備在使用過程中,如發(fā)現異?，F象,必須停止運轉,待查明原因,排除故障后再使用。 3)液壓聯(lián)軸節(jié)指定專人維護,按規(guī)定注油,在易熔合金塞熔化后,要立即更換,不得用其它物品代替。 4)各類電纜妥善保護,司機和機電檢修工,每班應對其外皮損傷情況進行檢查,發(fā)現問題與時處理。 5)各種電氣設備和保護接地裝置與局部接地裝置都應與主接地板連成一個總接地網,各設備達到完好標準。 二、運輸系統(tǒng) 1)運煤系統(tǒng) 工作面運輸機→順槽輸送機→工作面溜煤眼→北二皮帶輸送機→18#溜煤眼→西大巷→北大巷→主平峒→地面 2）運矸系統(tǒng) 進順平臺→進斜→北二軌下→

36、北二平臺→西大巷→北大巷→主平峒→地面 3).運料系統(tǒng) 地面→主平峒→2305中巷→北大巷→西大巷→北二軌下→4313回斜→4313回順→工作面 4)其它系統(tǒng) 工作面設兩部,乳化液泵兩臺 三、供電系統(tǒng) 1)供電方式: 工作面主要采煤設備由北二變供給,供電系統(tǒng)電壓等級660V,采用干線式供電. 2)供電系統(tǒng)見供電系統(tǒng)圖. 3)電纜敷設必須按《安規(guī)》467—469與472條規(guī)定執(zhí)行,同時遵守礦機電科規(guī)定的電纜吊掛間距1.0m的規(guī)定. 四、供液系統(tǒng) 1)供液設備: 由XRB50/125泵供液(二泵一箱) 2)設備安置: 乳化液泵按機電科設備布置圖安設. 3)管路設備: 沿進風

37、順槽付幫用無縫鋼管向工作面供液,工作面使用16×2×6高壓管,槍線為10×2×10高壓管,工作面每6m設一槍管. 4)供液系統(tǒng)圖.(附后) 5)乳化液的加入量按2%～3%的濃度加入. 6)供液管路維護,保養(yǎng): 乳化液泵站各部件完好無損,清潔整齊,管路系統(tǒng)不漏液,過濾裝置齊全,各部潤滑符合標準,泵站司機必須經培訓合格后,持證上崗,并隨時用濃度檢測儀檢查乳化液濃度,與時加水加油,并與時檢修保證至少有一臺泵正常運轉,另一臺備用. 7)泵站壓力: 18Mpa(注水時可降至5Mpa) 8)供液管路: 工作面供液總管必須用尼龍繩懸掛于溜邊老塘側支柱上,距底板200mm處,槍線跨越溜子時,必須用尼

38、龍繩分別綁于溜子兩側支柱手柄與頂網上. 無縫鋼管 XRB50/125 泵站 16×2×6 10×2×10 供液系統(tǒng)圖 五.通風系統(tǒng) 1. 通風系統(tǒng)圖與通風路線 1).通風系統(tǒng)圖 2)通風路線 進風: 北進風井 主平峒→北大巷→西大巷→北二軌下→4313進斜與聯(lián)巷→4313進順→工作面 回風: 工作面→4313回順→4313回斜→北二回下→北 瓦尾 回風立眼 二總回→北乙回上→北主扇 2、工作面配風量 1) 按瓦斯涌出量計算 通風部門提供的4313工作面瓦斯絕對涌出量9.0m3/min,其中瓦尾可稀釋

39、瓦斯量為: 依公式:QCH4=Q×C% QCH4—絕對瓦斯涌出量. m3/min Q瓦 —風量（瓦尾風量按300m3/min計算） C% —風流中瓦斯?jié)舛龋ㄍ呶餐咚節(jié)舛劝?.5%管理，按2%計算） 即 QCH4= Q×C%=300×2%=6m3/min 則 4313工作面實際瓦斯絕對量為9m3/min—6m3/min=3m3/min 按瓦斯涌出量計算工作面的風量為 Q 1=100g.k1 式中 g—瓦斯涌出量(3m3/min) Q1=100×3×1.6=480m3/min 則 工作面風量按瓦斯涌出量計算為 Q瓦+Q1=3

40、00m3/min+480 m3/min=780 m3/min 2)按工作面采煤最多人數計算 Q2=4NK2式中 N—工作面最多人數(80) K2—配風不均衡系數(1.1～1.5) 則Q2=4×80×1.30=416cm3/min 3)按采面溫度條件計算 Q3=60.V.S 式中V—風速(1m/s) S—平均斷面(5.22m2) 則Q3=60×1×5.22=315.2m3/min 4)按炸藥消耗量計算 Q4=25×0.6=15m3/min 按上述計算,綜合本面瓦斯等其它因素,本面風量確定為780m3/min 5)風速

41、驗算 60Vmin×Smax=0.25×60×6.12=91.8m3/min 60Vmax×Smin=4×60×4.32=1036.8m3/min 由風速驗算，本工作面配風量為780 m3/min符合《安規(guī)》中有關采面風速的規(guī)定要求。在開采時，通風區(qū)要根據采煤量大小、工作面瓦斯、煤塵等具體情況調整配風，使其達到理想狀態(tài)。 3、綜合防塵措施 1)供水系統(tǒng)：地面→主平峒→北大巷→西大巷→北二軌下→4313進斜與聯(lián)巷→4313進順→4313工作面 2)打眼使用風煤鉆,放炮使用水炮泥,放炮前后灑水消塵。 3)各運點設置靈敏、可靠、有效的噴霧裝置。 4)工作面作業(yè)人員必須戴防塵口罩和防塵

42、帽. 5)每班對進回風巷道灑水消塵。 6)在距溜煤眼前5m處,進回風巷距工作面50m以各設一凈化風流水幕,回風距工作面30m處設一道放炮噴霧。 7)在進回風巷距工作面50～200m處安設隔爆水棚。 8)放頂時,由專人向老塘灑水消塵,放頂煤后要與時灑水滅塵。 4、預防瓦斯突出措施 1)施工隊積極配合通風區(qū)的突出預報工作,通風區(qū)將預測情況與時通知施工隊以便采取措施。 2)本面防突工作嚴格按《4313采面防突措施》要求執(zhí)行。 3)建立可靠的通風系統(tǒng),進回風巷不得設置阻礙風流的障礙物,保證風量,有異常情況時立刻匯報礦調度與通風調度。 4)工作面所有人員必須配戴隔離式自救器,并熟悉其使

43、用方法。 5)工作面設置專職瓦檢員,有突出預兆時,瓦檢員有權停止回采工作,并協(xié)助班組長組織人員按避災路線撤出,并迅速向礦調度和通風調度匯報。 6)全隊所有施工人員必須熟悉并掌握突出預兆，如有煤炮聲,瓦斯忽大忽小,溫度忽高忽低,煤壁外移，夾鉆、卡鉆、頂鉆等異?，F象時,不得強行作業(yè),由班組長組織人員撤出工作面并與時匯報礦調度、隊部,以便采取措施。 7)放炮堅持“一炮三檢”和“三人聯(lián)鎖”放炮制,嚴禁放糊炮、明炮。(“一炮三檢”是指裝藥前、放炮前、放炮后由瓦檢員檢查工作面瓦斯?jié)舛?。“三人?lián)鎖放炮制”是指放炮前放炮員將警戒牌交給班組長，由班組長派人警戒，下達放炮命令，并檢查頂板與支架情況，將自己攜

44、帶的放炮命令牌交給瓦斯檢查員，經檢查瓦斯煤塵合格后，將自己攜帶的放炮牌交給放炮員，放炮員發(fā)出放炮口哨進行放炮，放炮后三牌各歸原主。) 8)確保電器設備無失爆,保護裝置齊全,不許帶電檢修和搬遷電氣設備。 9) 通風區(qū)根據《安規(guī)》149條規(guī)定,在回風巷距工作面10m處,回風底彎道距回風口10～15m處,以與瓦斯尾巷口10~15m處各設一個瓦斯自動檢測報警斷電裝置的瓦斯探頭,。依《安規(guī)》第168條規(guī)定，各探頭的報警濃度、斷電濃度、復電濃度、斷電圍如下： 甲烷傳感器 報警 濃度 斷電 濃度 復電 濃度 斷電圍 T1 ≥1.0% CH4 ≥1.5% CH4 <1.0%

45、 CH4 工作面與進回風巷全部非本質安全型電氣設備 T2 ≥1.0% CH4 ≥1.0% CH4 <1.0% CH4 工作面與回風巷全部非本質安全型電氣設備 T3 ≥2.5% CH4 ≥2.5% CH4 <2.5% CH4 工作面全部非本質安全型電氣設備 10)各班組長、放炮員,電工必須攜帶便攜儀。 六.煤層注水 1、設備配備和工作面供液系統(tǒng)共用一個系統(tǒng)。 2、注水系統(tǒng)管線布置圖與供液系統(tǒng)圖相同。 注:截止閥與封孔器間用φ10×2×10總成管聯(lián)接 3、注水壓力與標準 1)注水壓力控制在5Mpa以。 2)注水標準:以煤壁完全濕潤為原

46、則,當注水孔周圍與頂板充分出水時,該孔注水即可完畢。 4、須知 1)注水時封孔器必須配壓力表,以便隨時掌握注水壓力,防止損壞注水器。 2)注水時,人員嚴禁正對注水孔注水.其它和注水工作無關人員不準靠近正在注水的注水孔。 3)注水時應有專人看護泵箱,保證泵箱水量始終保持在一半以上。 4)工作面停水時不得注水。 5、注水孔布置示意圖（圖3—5） 沿工作面每隔2m打一注水孔,孔深3m.向上與水平面成30o夾角;進風缺口布置2個注水孔,一布置在缺口的上角,上仰30o并與工作面煤壁成45o角,另一個垂直缺口煤壁打在缺口中央;進風順槽正邦巷在U型支架卡欄處布置10對孔(對孔間距2m)進行超前

47、注水.工作面每推進1m,注水一次,并做好注水記錄。 1500 1800 3000 ～ ～ 回順 3000 2000 30° 煤壁 45° 進順 七、通訊、信號系統(tǒng) 1、工作面串聯(lián)兩部。 2、工作面與順槽各溜子、皮帶間設雙向電鈴信號,規(guī)定如下:一次長鈴—停車;連續(xù)二次鈴—開車；對兩順槽的鉸車所用信號，在開停基礎上，增加連續(xù)三次鈴—倒車松繩；連續(xù)亂鈴—掉道或有事。斜巷絞車信號規(guī)定如下：一點停、二點開、三點放、四點慢拉、五點慢放。 第四章爆破 一、鉆眼工具和爆破器材： 采用風煤鉆打眼,RMⅢ型煤礦許用乳化炸藥

48、,毫秒延期電雷管爆破落煤,水炮泥,黃泥封口,正向爆破,MFB-100發(fā)爆器起爆。 二、炮眼布置方法與炮眼布置圖 1、炮眼布置為三花眼,眼距1.0m,眼深1.2m,裝藥量上眼200g,底眼400g,上眼距頂板0.4m,底眼距底板0.3m,底眼下扎20 o ,炮眼與煤層夾角75o～80o. 2、炮眼布置圖75o～80o 1800 1000 1200 300 1100 1800 1200 400 液壓管路 400 液壓管路 三、炮眼裝藥結構圖和放炮聯(lián)線方式 1、裝藥結構圖: 炮泥 水炮泥 腳線 雷管 藥卷

49、 注: 炮眼長度1.2m封泥長度不少于眼深一半. 2、工作面放炮采用單聯(lián)單放方式,每次只許放 一炮,拆一米幫,放一炮,支護好頂板后再放下一炮. 四、循環(huán)炸藥雷管消耗量計算 1、每循環(huán)裝藥量 Qx=130×0.6=78kg 2、按裝藥量公式計算 Q′=ghLI =0.42×1.8×130×1.2=117.94(kg) 式中：g—單位炸藥消耗量；h—采高 L—采面長；I—眼深 每循環(huán)雷管用量為260發(fā)。 五.爆破說明書與消耗量表: 序號 項 目 單位 數量式說明 1 打眼 工具 型號 風煤鉆 臺數 臺 2 2 炮眼

50、特征 循環(huán)數目 個 260 平均深度 m 1.1 循環(huán)眼總長 m 286 3 炸藥 種類 煤礦許用RMⅢ型乳化炸藥 炮眼裝藥量 kg 上眼0.2底眼0.4 循環(huán)用量 kg 117．94 4 雷管 種類 毫秒延期電雷管 循環(huán)用量 發(fā) 260 5 封泥 炮泥 黃泥 水炮泥 個 260 封泥長度 m 大于眼深一半 第五章 循環(huán)作業(yè)方式與勞動組織 一.循環(huán)作業(yè)方式: 1. 作業(yè)方式: “三班”作業(yè)制,兩采一準。 2.循環(huán)方式: 根據工作面地質條件和本隊實際情況,采用晝夜1個循環(huán),每采一遍

51、幫,放一遍頂煤，移一次溜子為一個循環(huán),循環(huán)進度1.0m,放頂步距1.0m。 2. 正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表見表5-1 二.勞動組織 勞動組織以煤壁打眼放炮,移梁支護、放頂，切頂線放頂煤為中心,各專業(yè)工種綜合作業(yè)方式. 勞動組織表見表5-2. 三.產量計算: 循環(huán)產量 1).循環(huán)采煤產量: Q1=130m×2m×1m× 1.32t/m3×95%=326(t) 2).循環(huán)放頂煤產量: Q2=130m×(9.5-2)m×1m×1.32t/m3×85%=1094(t) 3).循環(huán)產量: Q=Q1+Q2=326t+1094t =1420 (t) 6.日產量: Q日=1420×2×9

52、0%=2556 (t) 7.月產量: Q月=2556t/日×30日=76680 (t) 序號 工種 班數×人數 合計 備注 1 采煤放頂煤 2×60 120 2 溜子司機 2×4 8 3 皮帶司機 2×3 6 4 泵站司機 3×1 3 5 電鉗工 2×1 2 6 檢修工 13 13 班長3人 7 灑水工 3×1 3 8 看工具 3×1 3 9 打眼放炮工 2×3 6 10 看單體 3×1＋1 4 11 端頭維護工 1×12 12 班長2人

53、12 放煤工 2×2 4 13 質量檢查員 2×1 2 14 班長 2×4 8 15 礦壓觀測 2×3 6 16 看料工 2×1 2 17 隊干勤雜 7 7 合計 208 表5-2 勞動組織 第六章經濟技術指標 序號 名稱 指標 序號 名稱 指標 1 工作面走向長 進順 650m 16 回采率 85% 回順 699m 2 工作面傾斜長 120--130m 17 含矸率 10.5% 3 煤層厚度 平均3.9m 18 灰份 9.32%

54、 4 煤層傾角 1o～8o 19 出勤人數 207 5 容重 1.32t/m3 20 出勤率 90% 6 煤層生產能力 19．3萬t/年 21 回采工效 3.66t/工 7 采煤方法 走向長壁炮采 22 火藥 0.39kg/m2 8 頂板管理 全部垮落法 23 雷管 0.8/m2 9 采高 1.8m～2.0m 24 坑木 0.00556m3/m2 10 循環(huán)進度 1.0m 25 芭片 1.44片/m2 11 循環(huán)產量 596t 26 芭棍 3.2根/m2 12 日產量 596t 27 尼龍

55、網 1.17m2/m2 13 月產量 16092t 28 單體丟失率 0 14 月推進度 30m 29 鋼梁丟失率 0 15 正規(guī)循環(huán)率 90% 第七章質量要求 一.<<采煤質量標準化與考核評級方法>>中的有關規(guī)定: 1. 質量管理工作 1).堅持支護質量和頂板動態(tài)監(jiān)測,并有健全的分析和處理責任制; 2).堅持開展對工作面工程質量和頂板管理與規(guī)程兌現情況的班評估工作; 3).開展工作面地質預報工作,每月至少有一次預報,并有材料向有關部門報告; 4).有合格的作業(yè)規(guī)程和管理制度。 2. 頂板管理 1).工作面控頂圍,頂底板移近量按

56、采高≤100mm/m; 2).工作面頂板不出現臺階下沉; 3).機道梁端至煤壁頂板冒落高度不大于200mm,端面距不大于300mm。 3. 工作面支護 1).單體支柱初撐力不小于90KN; 2).支柱全部編號管理,牌號清晰,不缺梁少柱; 3).工作面支柱要打成直線,其偏差不超過±100mm,柱距不大于±100mm,排距不超過±100mm; 4).底板松軟時,支柱要穿柱鞋,鉆底量<100m。 4. 安全出口與端頭支架 1).上下兩巷安全出口高度不低于1.6m,寬不小于0.7m; 2).兩端頭超前20m圍支架完整無缺,順槽替棚超前缺口煤壁2m,距正、負幫各0.3m處掛好絞接頂梁

57、,且替完鐵棚后,順槽正負幫均剎嚴背實，當兩巷壓力大時，超前距離增至30～50m。 5. 回柱放頂 1).控頂距符合要求. 2).采空區(qū)采用全部垮落法管理,當老空出現(2×5)m2的懸頂時,在該處老塘切頂排打齊戧棚或戧柱,當懸頂面積超過上述規(guī)定時要采取措施,強制放頂. 3).切頂線支柱數量齊全,支護有力,無空載支柱. 6. 兩巷與文明生產 1).巷道凈高不低于1.8m,行人側寬度不小于0.7m； 2).支柱完整，無斷梁折柱,無空幫空頂； 3).巷道積水長不得超過5m,深不超過0.1m,無浮煤,雜物堆積； 4).材料、設備碼放整齊，并有標志牌。 7. 機電設備 1).乳化液泵

58、站和液壓系統(tǒng)完好,不漏液,泵站壓力不小于18Mpa，乳化液濃度不低于2%～3%,并有現場配比和檢測手段； 2).工作面輸送機頭必須與順槽輸送機搭接合理,底鏈不拉回頭煤； 3).順槽刮板輸送機撐架,托輥齊全完好,膠帶不跑偏,電纜懸掛,管道鋪設符合規(guī)定,開關要上架,電纜要盤好.閑置設備和材料要放在安全出口50m以外的安全地方.電器設備上方有淋水時,要有防水設施； 4).工作面和順槽輸送機機頭、機尾要有壓柱,小絞車有牢固壓柱或地錨,行人通過的順槽輸送機機尾處要加蓋板,行人跨越輸送機的地點要有過橋； 5）.在順槽膠帶輸送機拐彎裝置處向后安設長15m,高不低于1.8m柵欄，防止人員接近發(fā)生意外事

59、故。 8. 安全管理 1). 工作面不出現歪斜柱,嚴禁使用變形鋼梁; 2). 支柱迎山有力,不出現邊續(xù)3根以上迎山角或退山角過大; 3). 支柱高度與采高要相符,不超高使用; 4). 在用支柱完好,不漏液,不自動卸載,外觀無缺損; 5). 工作面管線多余部分要盤好掛起,注液槍不用時要插在遠離工作面運輸機的支柱手把,不得橫拖亂拉，嚴禁注液槍對人； 6). 柱網聯(lián)鎖要隨工作面支柱的卸載、支設與時摘除掛起，保證聯(lián)鎖的可靠性。 二.各工序質量要求 1.打眼: 眼深與角度符合規(guī)程要求,打眼時鉆桿不要擺動,要將眼孔打圓。 2. 裝藥: 黃泥、水泡泥封孔，且長度最少在眼深的一半以上,雷管

60、外露的腳線要短接并掛起。 3. 放炮: 爆破效果好,提高放炮自裝率,工作面不留瞎炮殘爆。 4.鋪網:相鄰網與網之間搭接200mm,且每100mm用尼龍繩打一死結聯(lián)緊,網要鋪平鋪展不留網卷和空網區(qū),網下垂直長鋼梁每200mm剎一道芭棍。 5.移主梁:主梁要移平,且垂直煤壁,進度符合循環(huán)進度要求。 6. 清煤打貼幫柱:貼幫柱打在實底上且垂直頂底板。 7. 移付梁放頂:付梁和主梁平行,且進度一致并頂死煤壁,主梁和付梁中對中間距150mm。 8. 放頂煤:放煤口開在溜子上沿,尺寸0.3m×0.3m頂煤要放凈見矸封口。 9. 清煤移溜子:溜子要移平、移直, 工作面達到“三直一平兩暢通”,

61、設備完好浮煤凈。 10. 其它事項:對棚中間距600mm,對梁中心距150mm,排距1000mm,采高2m。最大控頂距3400mm,最小控頂距2400mm。 11. 工作面煤墻側支柱手把統(tǒng)一向老塘，中柱與老塘支柱手把統(tǒng)一向煤墻。 12. 作面煤墻側支柱三用閥注液嘴統(tǒng)一向老塘，中柱與老塘支柱三用閥注液嘴統(tǒng)一向煤墻。 三．煤質管理： 1、含矸不得大于10.5%,灰分不大于9.23%。 2、工作面回采時嚴防漏頂,幫頂必須剎嚴背實，嚴禁超循環(huán)開幫，網的搭接`連接符合要求。老塘煤放凈后網與時補聯(lián),嚴禁放矸。 3、工作面沿底板回采,不留底煤。（底煤在2m2圍厚度不得超過30mm。） 4、溜

62、爆眼上口設300mm×300mm的篦子,周圍設欄桿,欄桿高1.5m,運輸機上拉過的矸石必須揀出后裝車運走。 5、嚴格“三揀四不上”制度。 6、加強工作面聯(lián)網質量。 7、嚴格按規(guī)程規(guī)定開“放煤口”。 8、嚴格“見矸封口”制度。 第八章 安全技術措施 一. 一般規(guī)定 1. 入井人員必須學習《作規(guī)》、《安規(guī)》、《操規(guī)》,并考試合格,否則不得入井。 2. 每一入井人員必須穿棉制服裝,戴好安全帽,并隨身佩戴礦燈和隔離式自救器，所有人員上下井時嚴禁趴、跳車和坐礦車。 3. 所有入井人員都應堅持交接班制度,各工種崗位責任制,工程質量驗收制度,安全活動與事故分析制度,隊干跟班制度,單

63、體鋼梁管理制度,材料管理制度,勞動考勤制度與炮采放頂煤綜合工種作業(yè)指導書等。 4. 各班開工前由班長負責對各個系統(tǒng)仔細檢查,發(fā)現不安全隱患與時組織人員進行處理,處理不了的與時向礦調度與隊值班匯報,在隱患處理好后方可開工，所有人員干任何工作時都要在安全可靠的支護（包括臨時支護）下進行，嚴禁進入無支護空間，嚴禁空頂作業(yè)。班長對本班所有工人安全負責,茬長對本茬的工人安全負責. 5. 本規(guī)程涉與到《安規(guī)》、《操規(guī)》等有關文件條款與容在學習時一并貫徹傳達，工作面初采期間應制定專門初采初放措施。 6. 本規(guī)程在實施過程中若有不明確處，應立即停止作業(yè)，匯報礦總工與調度室，由總工負責組織礦有關技術人員現

64、場調查研究，制定針對性措施后可繼續(xù)施工。 二.打眼放炮工作 1. 打眼工,放炮員必須經過培訓,考試合格后,持證上崗。 2. 打眼時扎緊袖口,嚴禁帶手套,嚴格按爆破說明書和炮眼布置圖作業(yè)。 3. 裝藥時,炮眼煤屑掏凈,按要求黃泥水炮泥封孔,腳線短接。 4.井下放炮必須由專職放炮員擔任,執(zhí)行開溜放炮.放炮現場必須執(zhí)行“一炮三檢”和“三人聯(lián)鎖”放炮制度,放炮警戒距離距放炮點兩邊各30m(巖石炮兩邊各75m),設雙向警戒(警戒由班長設,炮后該班長親自解除警戒)，放炮地點在30m（巖石炮75m）以外，放炮母線嚴禁有明接頭，嚴禁短線放炮。 5.工作面剎背不實，支護不當，柱梁未聯(lián)鎖,臨時支護不到

65、位時,嚴禁裝藥放炮,放炮后與時扶起崩倒的支柱,并與時移梁支護.當發(fā)生片幫、漏頂與煤體發(fā)生變化時,要減少放煤數量,或只打眼不裝藥,以手鎬落煤為主，放巖石炮時，必須用芭片護好附近支柱。 6.從成束的電雷管中抽取單發(fā)電雷管時,不得手拉腳線,硬拉管體,應將成束的電雷管理順,拉住前端腳線將其抽出,單管抽出后,必須將腳線扭結成短路。 7.裝配引藥必須在頂板完好,支架完整,柱梁網聯(lián)鎖避開電氣設備和導電體的放炮點附近進行。 8.嚴禁明火,普通導爆索或非電導爆管放炮,嚴禁放糊炮、明炮,當瓦斯?jié)舛冗_到或超過1%時嚴禁放炮。 9. 放炮采用單聯(lián)單放,放炮器的把手,鑰匙必須由放炮員保管,嚴禁轉交他人.每放完一

66、炮,炮器打到斷開位置,母線和炮器接線柱必須分開.工作面只準使用一臺炮器放炮。 10. 工作面處理瞎炮殘爆時,按《安規(guī)》342條執(zhí)行。 11. 打眼放炮工必須執(zhí)行《安規(guī)》318～342條規(guī)定。 12. 運送火藥與雷管必須嚴格執(zhí)行《安規(guī)》314條規(guī)定。 13. 放炮距離撤人、停電區(qū)域同時執(zhí)行《4313采面防突措施》有關規(guī)定。 14. 其余執(zhí)行《操規(guī)》“電鉆打眼”“放炮員”規(guī)定。 三.采煤、攉煤、放頂煤 1.開工前必須堅持敲幫問頂制度,檢查周圍支護情況,發(fā)現不安全因素與時處理。 2.支設支柱時,要先將其它支柱聯(lián)鎖,嚴禁使用壞的,失效與自卸支柱。 3. 攉煤過程中要面向機尾時刻注意安全,嚴禁騎溜子攉煤,當溜子上有大矸石或其它硬物通過時必須向下一茬示警,提醒注意安全。 4.放煤前后要對支護不當或變形支架與時整改,嚴禁在支架頂部或高位放煤，放煤后與時封堵補聯(lián)放煤口,以防竄矸(放煤口封口方法:當頂煤放完后,有矸石下落時,與時用芭片堵口,并用尼龍繩補聯(lián)；碎矸多,開口大時,應用尼龍繩將放煤口縮小,用芭片芭棍堵口使矸石不得放出.) 5. 放完頂煤后,工作面所有支柱應進行二次注液。