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150212工作面作业规程7.16


山西煤销集团和顺运通煤业有限公司 150212 工作面作业规程 第一章
一、井上下位置

工作面概况 工作面概况

和顺运通煤业有限公司 150212 工作面位于该矿井田东北角,对应
地表为荒山丘陵,无建筑物。工作面东至矿井井田边界保安煤柱,南为采区 运输巷和回风巷,西至采空区(原 150210 工作面)边际煤柱,北为矿

井井田 边界保安煤柱。井下标高为+1220m~+1160m,对应地面标高为+1295m~ +1285m。 二、围岩特性: 围岩特性: 该工作面开采 15#煤层,煤层平均厚度 5.5 米。老顶为深灰色石灰岩, 厚度 8.61 米;直接顶由厚度为 2.04 米的砂质泥岩、厚度为 0.8 米的 14 号 煤和厚度为 4.2 米的泥岩共同组成。底板为黑色砂质泥岩,厚度为 3.3 米。 煤层顶底板具体情况见附图 1。 三、地质、水文地质情况 地质、 工作面煤层大致属于单斜构造,走向 56°,倾向 236°。煤层倾角平 均为 8°左右,实体煤容重为 1.4t/m3,无大的地质构造。 工作面正常涌水量为 10m3/h,最大涌水量为 15 m3/h。 地表无河流,工作面充水主要因素为放顶后,上部 K2-K4 灰岩含水层沿 裂隙破碎带涌出。 四、瓦斯、煤尘及自燃倾向性 瓦斯、 根据该矿瓦斯等级鉴定结果表明,该矿为低瓦斯,相对瓦斯涌出量为

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2.49m3/t,绝对瓦斯涌出量为 0.87m3/ min;二氧化碳相对涌出量为 4.4m3/t, 绝对涌出量为 1.54m3/min。 五、储量及服务年限 一、储 量: 走 倾 向 长 斜 宽 200m 切眼 80 m 16000 m? 5.5m 1.4 t/m3 12 万 t 10 万 t

可 采 面积 平 均 煤厚 容 重 地 质 储量 回 采 煤量

二、采煤工作面服务年限:5 个月

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第二章
一、采面巷道布置

采煤方法和回采工艺 采煤方法和回采工艺
第一节 采煤方法

工作面采用走向长壁布置,运输顺槽、回风顺槽、开切眼均沿煤层底 板掘进。运输顺槽采用锚网加锚索支护;回风顺槽采用工字钢棚支护;掘 开切眼时采用单体液压支柱加∏型钢梁支护。巷道布置具体见附图 2: 150212 工作面巷道布置平面示意图。 二、采煤方法 1、 根据煤层赋存条件, 确定本工作面采用走向长壁炮采放顶煤采煤法。 2、采高的确定:根据现有工作面巷道布置及煤层赋存条件,设计采高 下分层为 2.2 米,放顶煤高度为 3.3 米

第二节
一、放顶煤回采工序 放顶煤回采工序 回采

回采工艺

安全检查→打眼、装药→初次联网、安全检查→放炮→吹散炮烟→安 全检查、正式联网→移副梁、打临时柱→出下分层煤→前移主梁、支正规 支柱→打顶眼、放顶煤→维护加固支架→剪网放煤→收口→清煤→拆中柱 →移溜→支正式柱。 采高:正常回采期间,工作面使用 DW25-25/100 单体液压支柱配和 2.4 米∏型钢梁,其采煤高度 2.2 米。 循环进度:0.8m。 二、落煤方法 落煤方法 采用 MZ—1.5 型电煤钻结合 1.2 米麻花钻杆打眼,爆破落煤,落山侧 放顶煤。 炮眼布置方式及爆破方法: 1、炮眼布置方式:炮眼采用五花眼。眼距 0.8 米;眼深 1.1 米。炮眼 布置详见附图 3:炮眼布置图。 2、爆破方法:联线方式为串联,正向爆破。工作面放炮采用分段放炮, 每5米为一段,放完一段后再放另一段。起爆顺序为先底眼后腰眼和顶眼。
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采用 MFB-50 型发爆器起爆。 3、炸药种类:2 号煤矿许用炸药。 4、雷管种类:瞬发电雷管。 5、放顶煤炮眼间距为 800 ㎜、排距为 800 ㎜,即一采一放。











爆破原始条件
序号 1 2 3 4 名称 每循环放炮断面积 炮眼深度 炮眼数量 普氏岩石坚固性系数 单 位 ㎡ m 个 数量 176 1.1 400 7 2-3 序号 5 6 名称 工作面瓦斯情况 电雷管 2 级煤矿许用 乳化炸药 单位 ㎡/t 个 数量 0.86 400

Kg

200

炮眼布置及装药量
炮 名 眼 称 顶眼 腰眼 底眼 顶 煤 炮 眼 眼 深 ㎜ 1100 1100 1100 1500 眼 距 ㎜ 800 800 800 距 顶 ㎜ 600 1200 1000 400 750 距 底 ㎜ 炮眼角度 仰角 100 00 00 100 俯角 水平角 700-800 700-800 700-800 900 每循环炸药消耗量 (kg) 200 装药量/眼 卷 2 2 3 3 ㎏ 0.4 0.4 0.6 0.6 每 循 环 炮 眼数 100 100 100 100 封长 孔度 ㎜ 600 600 600 900

眼 距 × 排 距 =800 × 800 每循环雷管用量 (个) 400

每循环炮眼数 (个) 400

每循环水炮泥 用量(个) 400

封孔材料 黄土和水炮泥

4

预期爆破效果
序号 名称 单位 数量 序号 名称 单位 数量

1

炮眼利用率

%

80

4

炸药消耗量

kg/t

0.26

2

每循环进尺

m

0.8

5

雷管消耗量

b/t
3

0.87

6 3 每循环 爆破实体煤 m
3

炸药消耗量

kg/ m

0.37

352 7 雷管消耗量 b/ m
3

1.22

四、铺 、联网 工作面初采时要分段全长铺设单层菱形金属网,铺网从工作面上第一 根∏型钢梁开始,以后随着工作面的推进依次进行。金属网用 12#铁丝编 制,规格为 10×1 米。网孔规格为 25×25mm2。铺、联网方法:金属网两长 : 边平行于工作面,短边垂直于工作面。搭接长度 10cm,用 14#铁丝对折成 双股,并用专用联网钩人工联网,每 20cm 联一扣,一扣压另一扣的尾巴, 将网联接牢固。 五、装煤: 装煤: (1) 、放炮待顶板稳定后,及时查看顶、帮等情况,确认无隐患后伸 出对梁中的右梁挑起金属网护顶。 (2) 、装运:放炮落下的煤一部分靠自流进入溜槽,另一部分由人工 攉入溜槽内。攉煤工作业时必须在可靠的支护下进行,严禁空顶作业。 (3) 、移梁方式:放炮后及时去除伞檐,将顶板清平,然后将右梁前 移,临时维护顶板。移梁时要交错迈步进行,四人配合。两人扶柱两人移
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梁,并要安排专人观看顶、帮情况,发现险情及时通知作业人员撤到安全 地点。移梁前必须先加固周围支架并保证后路畅通。要先移柱后移梁,移完 梁后要保证单体柱升紧支牢,初撑力不低于 90KN。单体支柱要横成排、竖 成线,同时打好落山侧切顶帽柱。 六、放顶煤: 放顶煤: 采用单轮间隔放煤,即对梁前移后,对梁后部顶煤靠顶板压力自行垮 落(若顶煤不能自行垮落,则采用强制放顶) 。对梁间剪网放顶煤,第一轮 放单号架顶煤,第二轮放双号架顶煤,依次交替进行。放顶煤步距 0.8 米。 放顶煤前,要先加固附近支架,并保证后路畅通。然后将放顶煤处切顶密 柱回掉,支在不放顶煤支架间,再进行剪网放顶煤。顶煤一部分靠自流进 入煤溜,另一部分靠人工攉入煤溜内。 放煤口规格为:0.3×0.3m,网口剪成门帘式,上边不剪,下边距底板 0.3m。放完后及时收口,将网片放下并用铁丝联接牢固。 七、移溜: 移溜: 采用移溜器移溜。移溜时只能从一端向另一端(或从中间向两边)逐 段进行,不得从两端向中间进行。煤溜弯曲度不得大于4度,弯曲不少于 15 米,移溜前必须支好移溜戗柱。

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第三章 工作面支护与顶板管理

第一节 工作面支护 一、工作面支护设计 工作面支护设计
工作面采用 DW25--25/100 单体液压支柱,工作阻力为 294KN。额定 承载力为 300KN,底板比压 1.17MPa。顶梁用 2.4 米∏型钢梁。 1、顶板压力估算 (1) 、按四倍采高顶板岩性分析计算 据工作经验, 工作面支柱单位面积所受到的矿岩层单位面积 4-8 倍采高 岩体重量,根据采面综合柱状图知:顶板砂岩 6 米,容重 28KN/m3,加权 平均求顶板岩体容重为: R= 28×6.0+24×3.0+13.5×3.0 6.0+3.0+3.0 =23.4KN/m3 (2)顶板压力估算 P=4MR=4×2.2×23.4=205.9KN/m2 式中:P-----支柱的支护强度 M----采高取 2.2 米 R----顶板岩石平均容重 KN/m3 Q=PS=205.9×0.00785=1.62KN 式中:Q----顶板估算压力 S-----支柱的底面积,柱筒直径为 100mm 2、底板比压估算 P'=(Q+G)/S=(1.62+0.512)/0.00785
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=271.59KN/m2=0.271MPa 式中:P---底板比压 G----支架自重 0.512KN 3、安全性能比较 从 1、2 项计算数据知: P=205.9KN<294KN P'=0.271MPa<1.17MPa 4、支护密度设计 支护密度的确定就是确定支柱的排距和柱距,排距定为 1000mm 由此 按下列步骤确定柱距。 (1)柱距的确定 L 柱=PO/(K×L 排×P) 式中:PO---表示支柱平均工作能力实测 15t。 即为: 147KN K-----表示修正系数炮采取 1.15 L 柱=147/(1.15×1×205.9) =0.621 米 根据地质资料,本采面顶板有较厚的砂岩,回采时顶板破碎易冒落,很难 维护,因此,需要加大支护密度,缩小柱距,根据以往经验可以取 0.6 米,上下偏 差 0.05 米,故柱距 0.6±0.05 米,排距(中--中)1.0±0.05 米,支柱迎山有力。顶 梁应垂直工作面,遇地质变化时,支柱应穿鞋。 (2)确定支护密度

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h1=1/(L 排×L 柱) =1/(1×0.6) =1.6 棵/m2 式中:h---支护密度棵/m2

二、工作面支护
1、支护材料:本工作面采用 DW25--25/100 单体液压支柱配合 2.4 米 ∏型钢梁支架设齐头对梁上铺金属顶网支护形式。 2、支护形式:采用两梁六柱齐梁齐柱支护方式。 3、 工作面最大控顶距 3.2m, 最小控顶距 2.4m。 工作面支护详见附图 4: 150212 工作面支护示意图。 4、支护质量要求。 ①单体液压支柱的初撑力不得小于 90KN,不足的要进行二次注液。 ②单体液压支柱全部编号管理,不得缺梁少柱。 ③工作面支柱要横成排、竖成线。对棚距 600mm,偏差不超过±50 ㎜, 排距 1000mm,偏差不超过±50 ㎜(局部矿压较大可加柱) ;相邻支柱间不能 有明显错差。当工作面处于放炮和放煤时,均为齐梁齐柱。两侧梁头长均 为 200 ㎜,偏差不得超过 50 ㎜。梁头距煤壁不得超过 200 ㎜。 ④顶梁与顶板平行支设,其最大俯仰角<7°。 ⑤支柱支设应垂直顶底板,迎山有劲,迎山角 3°~5°,工作面支柱 必须全承载。 ⑥支柱必须打在实底上,柱头卡在梁凹槽内,如无梁支设时必须戴帽, 柱帽规格:300×200×50 ㎜。底板松软、钻底量大于 100mm 时必须穿柱鞋, 柱鞋规格:300×200×60 ㎜ 。 ⑦不得有泄(漏)串液的支柱,不得有空载支柱,不得出现液压支柱 有明显的自降现象,不得出现死柱。不得使用损坏的顶梁和失效的支柱, 一旦发现立即更换。
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⑧切顶线支柱齐全,挡矸有效。 ⑨单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。 ⑩单体液压支柱,在采煤工作面回采结束后或使用时间超过 8 个月后, 必须进行检修。检修好的支柱,还必须进行压力试验,合格后方可使用。 三、工作面两端头支护: 1、 工作面上端头支护采用 4.0 米长∏型钢梁加 DW25--25/100 单体液压 支柱支设成四对八梁 32 柱齐梁齐柱支护形式。机头处最大控顶距为 4.8m。 最小控顶距为 4m。 2、 工作面下端头支护采用 3.4 米长∏型钢梁加 DW25--25/100 单体液压 支柱支设成四对八梁 32 柱齐梁齐柱支护支护。机尾最大控顶距为 4.2m。最 小控顶距为 3.4m 3、机头、机尾两缺口规格为:长×宽=2.0×1.0m,高度为 2.2m。 四、超前支护 距工作面煤壁 20 米范围内的上、下顺槽要进行超前支护。超前支护采 用 DW25-25/100 单体液压支柱配 2.4 米∏型钢梁, 采用一梁三柱、 双排支护。 超前支护顶梁接顶严实,顶(帮)网无开裂。 上下安全出口畅通,满足通风、行人、运输要求。上下安全出口宽度 ≥0.7 米,高度≥1.6 米。 超前支护全部采用双排柱,排距 1.0 米。 五、特殊支护 根据具体情况,必须及时支设木垛、戗柱、密集支柱、丛柱等特殊支 护。 六、工作面支护材料

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支护材料使用明细表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 名称 ∏型钢 ∏型钢 ∏型钢 ∏型钢 单体支柱 单体支柱 单体支柱 坑木 方木 金属网 勾棚 规格 2.4m 2.4m 4.0 3.4 DW25—25/100 DW25—25/100 DW25—25/100 ¢160mm,长 2.4 米 长1米 10 米×1 米 单位 根 根 根 根 根 根 根 根 根 卷 根 使用地点 工作面 超前支护 上端头 下端头 超前支护 工作面及上下端头 戗柱及密集支护 戗棚 木垛 工作面及超前支护 工作面及超前支护 96 936 80 20 100 50 卷 200 根 70% 70% 0 0 1112 100% 使用数量 218 32 8 8 250 回收 率 100% 100% 100%

七、备用支护材料 备用支护材料必须码放在距工作面上出口 50 米以内。码放整齐,距溜 子或皮带不得小于 0.7 米。其数量和规格详见下表 工作面备用材料明细表 序号 1 2 3 4 5 6 名称 单体液压支柱
∏型钢

规格
DW25—25/100

数量 100 根 30 根 20 根 60 根 100 根 30 卷

2.4m

坑木 方木 勾棚 金属网

2.4 米,¢16cm 1米 10 米×1 米

第二节
一、采空区管理 采空区采用全部跨落法 二、工作面顶板管理

顶板管理

工作面回采期间采用三、四排管理,最大控顶距 3.2 米,最小控顶距 要采取强制放 2.4 米。 当最大控顶距超过 5 米时或悬顶面积大于 2×5m2 时,
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顶措施。 三、初采的放顶煤管理。 工作面移架后,对工作面进行全面检查,确认安全后,方可在工作面 后部两对对梁中间剪网放顶煤。工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤;放煤 口间距 1.8 米,放煤口距底板高度不得超过 30cm,严禁超高剪网放煤, 工作面放顶煤期间,严格控制放煤量,严禁支架悬空。放顶煤前必须对周围 支架进行加固,并清理好后路;放顶煤作业必须安排专人观看顶帮等情况; 放顶煤人员必须在安全地点放煤,不得正对放煤口。 四、初次放顶 1、成立以生产矿长为首的初放领导小组。放顶期间领导小组成员现场 指挥。 2、单体液压支柱初撑力不得小于 90KN。 3、初放前,切顶线支柱必须成一条直线,必须打好各种特殊支护。 4、现场人员必须时刻注意顶、帮等情况,如发现煤壁片帮严重、支柱 安全阀开启、顶板掉渣、发出断裂声、顶板淋水异常、支架变形,巷道超 前压力明显等情况时,跟班领导必须及时撤出人员,并汇报调度室,采取 措施进行处理,确保安全后,方可继续作业。 工作面初次来压和周期来压时,要加强工作面管理,发现异常及时处 理。

第三节





观 测

1、支柱初撑力大于 90KN/棵。 2、坚持“初撑力第一”的观点,思想上、组织上、措施上、技术上、 作风上重视矿压监控,严格按规定执行。 3、矿压监控应纳入日常生产技术管理,建立健全工作面支护质量、顶 板监测及矿压预报制度。不实行矿压监控,严禁回采。 4、建立健全全员、全过程、全方位的“三全”"质量保证体系,确保 监控工作落实到实处。管理人员必须带表进面,亲自抽测,组织现场整改, 严把质量关。 5、严格按照“初放期间强化监控、正常生产选测监控,重点区、异常
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段、特殊点重点监控”的原则。本工作面正常情况下均匀布置 5 条监测线, 每条监测线 2 个点,即初排支柱和末排支柱。 6、正常放顶期间,每班队长认真监测这 5 条矿压监测线,并把真实数 据填在班评估记录上。 7、每班要对工作面矿压做好两次监测工作,第一次为进入工作时,由 跟班领导和当班队长对上班的工作面初撑力进行不定棚验测,发现有不合 格的及时安排进行二次补液,并把不合格的棚号记下,按本单位相关制度 对上班责任人进行处罚;第二次为当班中,跟班领导和当班队长对 5 条监 测线进行监测,对不合格支柱进行二次补液,并记录在班评估记录上。 8、初放期间是顶板事故的多发期,要求支柱初撑力测定率达 100%。 9、监测人员应切实做到“检测、补改、验测、填报、处理”五个过程, 监测数据必须真实可靠,发现问题及时整改,排除隐患。

第四节 乳化液泵站
1、150212 工作面乳化液泵站位于东翼采区 6 号联络巷内。 液压管路:泵站→6 号联络巷→150212 工作面运输巷→工作面 2、泵站及管理要求: (1)泵站司机必须严格执行操作规程,必须配带乳化液浓度计且认真 填写乳化液浓度检查记录。 (2)正常回采期间,泵压压力 18~20MPa,乳化液浓度达 2%~3%,有 配比和检测手段,泵站周围不得有积水、积物、杂物。 (3)油箱必须有过滤网,正常情况下油箱盖必须盖好。 (4)泵箱的自动给液装置应配备齐全完好,严禁开空泵。 (5)开泵前检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。 (6)注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐。 (7)注液枪使用时枪口不能对着人。 (8)液压管路无跑冒滴漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。 (9)更换液压胶管或液压密封,应停油泵或关闭断路阀。 (10)泵压由检修工调定,正常情况下只准开一台泵,另一台泵备用, 若有损坏及时修复。
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第四章





系 统

第一节
一、运煤系统

运输系统

本工作面原煤采用溜子结合皮带运输,材料运输采用矿车运输。 150212 工作面—工作面煤溜--→150212 工作面运输顺槽--- 顺槽煤 溜、皮带→东翼采区运输大巷—皮带→主井底煤仓→主井→地面 二、运材料路线 地面→副井→东翼采区轨道大巷→2 号联络巷→东翼采区回风大巷→6 号联络巷→150212 工作面运输顺槽→150212 工作面 运输系统图详见附图 5

第二节
一、通风系统

通风、防尘、 通风、防尘、压风与安全监测系统

(一) 通风路线: 150212 采煤工作面为 U 型全负压通风, 其通风路线为: 新鲜风流: 地面→副井、 主井→东翼采区运输大巷、 轨道大巷→150212 工作面运输顺槽→150212 工作面 乏风风流: 150212 工作面→150212 回风顺槽→东翼采区回风大巷→总 回风巷→回风斜井→地面 (二)风量确定 1、按气象条件 Q 采=Q 基本×K 采高×K 采面长×K 温 =388×1.2×1.0×1.0=465.6 m3/min 式中:Q 采——采煤工作面的需要风量(m3/min) ; Q 基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速 =60×2.8×2.2×70%×1.5=388 m3/min

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K 采高—回采工作面采高调整系数,放顶煤面取 1.2; K 采面长—回采工作面长度调整系数,取 1.0; K 温——回采工作面温度调整系数,取 1.0; 因为该采煤工作面为放顶煤工作面,回采工作面长度为 80 m,且回采 工作面温度 23℃,采煤工作面风速在 1.0~1.5m/s 之间, 则:K 采高=1.2,K 采面长=1.0,K 温=1.00~1.25(本计算取 1.0) 。 2、按工作面温度适宜风速计算 Q 采=60×V 采×S 采 =60×1.5×4.3=387m3/min 式中: ; Q 采——采煤工作面的需要风量(m3/min) V 采—采煤工作面风速,m/s;根据查表,该工作面适宜风速取 1.5m/s; S 采——采煤工作面的平均断面积,m2;该工作面最小控顶距为 2.4m,最 大控顶距为 3.2m,取平均值 2.8m,采高 2.2 米, S 采=2.8×2.2×70%=4.3m 2 3、按工作面同时作业人数和炸药量计算 每人供风≥4 m3/min:Q 采≥4N=4×60=240 m3/min 每千克炸药供风≥25 m3/min Q 采≥25A=25×4.8=120 m3/min N—工作面最多人数,60 人 A—一次爆破炸药最大用量,取 4.8Kg。 4、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 瓦采×K 采通=100×0.87×1.5=130.5 m3/min 式中:Q 采——采煤工作面的需要风量 m3/min
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q 瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量 m3/min K 采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 炮采工作面 K 采通=1.4~2.0(本计算取 1.5) 。

经比较以上计算结果,按气象条件计算结果 465.6m3/min 为最大值。 5、按风速进行验算: 60×0.25S<Q 采<60×4S m3/min 60×0.25S =60×0.25×4.3=64.5m3/min 60×4S=60×4×4.3=1032m3/min 64.5<465.6<1032 式中: S 采——采煤工作面的平均有效断面积,原因同上取 4.3m2 经比较以上计算需风量,并根据按风速进行验算结果得知, 150212 采面需要风量为:465.6m3/min。 通风系统详见附图 11。

“三条生命线” : 二、 三条生命线” 防尘供水(防灭火尘系统) 防尘供水(防灭火尘系统) 压风管路系统 、通讯系统 尘系统 、压风管路系统 、
(一)防尘供水、防灭火系统 地面净化水→副井→主副井联络巷→东翼采区运输大巷、东翼采区回 风大巷→150212 运输顺槽、回风顺槽→150212 工作面 地面净化水→副井→主副井联络巷→东翼采区运输大巷、东翼采区回 风大巷→150212 运输顺槽、回风顺槽→150212 工作面 皮带运输机机头安设喷雾,运输顺槽距采面 10 米、30 米各安设一道水 幕。运输、回风顺槽供水管每 50 米接一个三通阀门。
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(二)压风管路系统 地面压风机房→主井→东翼采区运输大巷→150212 工作面运输顺槽、 回风顺槽→150212 工作面 (三)通讯系统 1、采面泵站、运输顺槽溜子机头外 20 米各设一部矿用防爆电话,直 通调度室及井上、下各地点,与外界构成通讯系统。 2、信号系统采用 BZZ—4 信号综合保护开关 127V 供电,主要用于采 面溜子及皮带运输机铺设专用信号。 详见附图 6。

三、安全监控系统 安全监控
工作面采用 KJ90 型安全监控系统。 本工作面共安设三台甲烷传感器,在回采工作面上隅角悬挂一台 KG9701A 型甲烷传感器(其报警浓度为≥1%,断电浓度为≥1.5%,复电浓 度<1%, 断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备) 在回风顺槽距工作 , 面 10 米内悬挂一台 KG9701A 型甲烷传感器(其报警浓度为≥1%,断电浓 度为≥1%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备) , 在回风顺槽口向里 10-15 米处悬挂一台 KG9701A 型甲烷传感器(其报警浓 度为≥1%,断电浓度为≥1.5%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及其回 风巷全部电气设备) , 传感器悬挂位置: 距帮不小于 200mm, 距顶不大于 300mm, 垂直悬挂。 传感器必须每 10 天校验。 传感器布置详见附图 7。

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第三节 排水系统
排水设备:WJQ-15 型水泵,安装于 12 工作面泄水巷临时水仓内;配 备两台,一台工作,一台备用。 排水路线: 150212 回风顺槽→150212 泄水巷→5 号联络巷→东翼采区轨道大巷副 井底大巷→中央泵房→地面

第四节 供电系统
1、供电方式:采用采区变电所集中供电,采掘用电分开。 工作面采用 660V 电压供电,由采区变电所经过 MY—0.66/1.14×70 型 橡套电缆、KBZ—400 型馈电开关引至工作面配电点。 详见附图 8 2、供电线路:东翼采区变电所→4 号联系巷→东翼采区运输大巷—— 150212 运输顺槽——150212 工作面 3、工作面设备配电及总功率: (1)工作面电气设备配备:MZ—1.5 型电煤钻 2 台; ZZ8L—4.0KVA 型煤电钻综合保护装置2台; XRB2B—80/200 型乳化液泵2台,一台工作,一台备用;乳化液箱1台; 工作面配备 SGB—620/40T 型刮板运输机1部; 运输顺槽配备 SGB—620/40T 型刮板运输机1部和 SSJ—800 皮带运输机1部;潜水泵:WJQ-15 型水泵。 (2)工作面总功率为:237kw。

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主 要 设 备 配 备 表
设备名称 型号 台数 技术特征
电压 660V;低压 127V; 容量 4.0KVA 功率 1.5KW;电压 127V; 电流 9A

煤电钻综保

ZZ8L-4.0KVA

2

煤电钻

MZ-1.5

2

潜水泵

WJQ-15

2

15KW

刮板机

SGB-620/40T

2

采面 1 部,机巷 1 部。 功率 50KW;溜宽 620 ㎜ 功率 37KW;流量 80L/min 公称压力 20P 容积 640L; 卸载阀门压力范围 10-30Mpa

乳化液泵

XRB2B80/200

2

乳化液箱

XRXTA

1

皮带机

SSJ-800/22

1

功率 22KW;带宽 800 ㎜

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第五章
一、作业形式: 作业形式:

作业形式 作业形式和劳动组织

采用“两采一准” 的作业形式。每日 2 个循环,循环进度 0.8 米。全 天采用“三八”制工作制度。 每循环正常出煤量:394 吨(折合为每米 493 吨) 。 下分层:80×2.2×0.8×1.4×95%=187 吨, 放顶煤:80×3.3×0.8×1.4×70%=207 吨。

采煤工作面月生产能力: :
394×2×25=19488≈19700 吨

采煤工作面生产工效:
当天产量/一圆班出勤人数=(788)/103=7.7t 1、生产班任务 打眼、放炮、出煤、移架、联网、放顶煤和移溜等工作。 2、检修班任务 负责设备的检修和维护、安装、端头支护、两巷超前支护等工作。 3、循环作业图表。见附表 循环作业图表。 作业图表

二、劳动组织形式及劳动组织表: 劳动组织形式及劳动组织表:
1、根据工作面具体条件并结合本矿具体情况,本工作面采用“两班生 产,一班准备”的作业形式,即每班完成工作面一个循环进尺,一循环进 度为 0.8 米,日进两循环,月平均推进度为 40 米。 劳动组织为专业工种与综合工种相结合分段作业形式。 详见附图 9。 2、劳动组织表。

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工作面劳动组织表
序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 10 班次 工种 22 采煤工 溜子司机 泵站工 打眼工 班 长 验收员 运料工 维 修 放炮员 安全员 瓦斯员 电工 皮带司机 跟班队干 24 2 1 4 2 1 2 3 1 1 1 1 1 1 45 1 13 1 1 1 2 5 1 0 1 6 14 24 2 1 4 2 1 2 3 1 1 1 1 1 1 45 合 计 02 48 4 3 8 5 2 6 9 2 3 3 3 2 3
103

各工种出勤时间表 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24

。 三、主要经济技术指标表(见附表) 主要经济技术指标表(见附表)

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第六章 煤质管理
一、煤质指标 煤质指标表
Mad% 0.7 Ad% 11.25 Vdaf% 16.83 St.d% 14 Qgr.dMJ/Kg 48.9 煤种 瘦煤

二、提高煤质的措施 1、打眼放炮时要严格按设计要求打眼,遇有煤层松软时,要适当减 少装药量。 2、回采时,要严格按放顶顺序放煤。放完煤后要及时按要求补网。 以防放出矸石,对大于 20 ㎝矸石溜煤司机要将其捡至落山侧。

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第七章

安 全 技 术 措 施
一 般 规 定

第一节
一、培训规定 培训规定

施工前 10~15 天,由施工队组织、施工队技术员(编写人员)负责传 达贯彻批准的《150212 采煤工作面回采作业规程》 ,作业人员考试合格方可 下井作业;不合格者补考,补考合格后才能下井作业。工人学习、考试成 绩记录在《150212 采煤工作面回采作业规程》贯彻、考试记录表上。 施工前,由工队组织所有工人进行一次避灾演练,让所有工人熟悉各 种灾害避灾路线。 进入工作面前,必须由跟班领导、班组长、安全员对工作面进行全面 检查,确认安全后,方可允许工人进入工作面进行作业。 二、采面初采初放安全技术措施 (一) 、初采措施: 1、 初次采煤前,工作面所有支架全部必须检查一遍,将排距、柱距 不符合规定的全部整改,工作面不准缺梁少柱,所有支柱必须进行二次注 液,初撑力不得小于 90KN。 2、 初采前,在工作面挂一条线,按线把立柱打成直线,并把溜子调 平调直。 3、 工作面空顶、片帮处必须支护好,顶板要背实、背严。 4、 采煤时不许放大炮,要严格控制装药量,必要时用镐刨。 5、 初采期间,沿底板开采,采高要达到 2.2 m,不得留有底煤。 6、 初采前上、下两安全出口必须符合要求,安全出口支护齐全牢固 可靠。 7、 初次来压步距为 15~20 米。初采来压前,立柱必须穿鞋,防止
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陷入底板。 (二) 、初放措施: 1、初放前,切顶线密集柱必须齐全并成一条直线,在密集支柱工 作面一侧, 支上向老塘倾斜的戗柱; 沿工作面每 6~10 米增加一个木垛, 木垛四周加戗柱固定。各种特殊支护必须齐全。 2、初放前,必须加强上下安全出口维护,确保安全出口不低于 1.6 米,宽度不低于 0.7 米。 3、超前支护必须符合要求,上下顺槽 50 米内巷道要加强维护。 4、初放前,保证支架的完好,初撑力不小于 90KN。 5 放顶前,必须对作业地点附近支架进行加固;清理好退路,确保 后路畅通。 6、放顶人员必须站在有掩护的安全地点进行作业,并安排专人观 看顶、帮等情况,发现险情,及时通知作业人员撤到安全地点。沿工作 面倾斜方向自下而上顺序回柱。 7、初放期间加强工作面质量管理,发现问题及时处理。若顶板坚 硬不落,必须进行强制放顶,强制放顶时,必须沿老塘打一排戗棚,梁为 木梁(2.4 米) ,腿用单体柱,一梁三柱。 8、顶板全部垮落后,经矿验收后才可正常采煤。

第二节

顶 板 管 理

一、顶板管理一般规定
1、开工前班长必须认真检查煤壁、支架、顶板等情况,确认安全后方
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可作业。 2、严格执行敲帮问顶制度。进入工作面作业时,必须经常进行敲帮问 顶。活煤、矸必须用长柄工具及时处理调,作业人员必须站在有掩护的安 全地点。 3、及时前移主梁,严禁空顶作业,严防冒顶伤人。移梁必须四人作业, 二人移梁,二人扶柱,严禁单人作业,并安排专人观看顶帮等情况。 4、架设支架时要注意顶板和临近支架状况,发现异常立即进行处理。 5、严禁支架超高和空顶作业。 6、坚持“先支后回” ,禁止“先回后支”或“边回边支” ,严禁在控顶 区内摘梁盗柱,改棚时要做到先支柱、后改棚。 7、及时移梁,端面距不得超过 300mm。梁头距煤壁超过 300 ㎜时,应 打顺山抬棚,一梁三柱,梁用木头梁,柱为单体液压支柱。 8、严禁在空顶区、漏顶区作业,压力明显、支架变形的地方,严禁停 留。严禁在工作面睡觉、打闹。 9、支柱柱顶与顶梁面接触,严禁点、线接触。 10、每棵支柱必须使用防倒钩。 11、严禁采面超高,采高应控制在 2.2m 以下 二、顶板破碎或局部冒顶时的顶板管理 1、严禁空顶作业,坚持敲帮问顶制度。 2、当顶板破碎或出现冒落情况时,必须立即停止作业,采取措施维 护好顶板,确认安全后,方可继续作业。 3、勾木必须保证质量,支架升起后不仅要挤紧勾木,而且要使支架 ∏型梁与顶板坡度一致,以保证支架的稳定性。 4、处理冒顶必须是老工人三人配套,一人观顶一人操作一人运 料,工长及安检员要现场把关,必须停溜勾顶。 5、处理冒顶事故必须先用长柄工具处理完活矸,然后进行勾顶工作。
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6、处理冒顶必须从两端开始,逐架向中间进行。勾顶前要支好临时 支护,周围支架不得卸载或进行其它与勾顶无关的工作。所有人员严禁空 顶作业。 7、处理冒顶时,操作人员须在支架保护下进行,严禁上支架顶梁上 方或在无维护的情况下进行勾顶工作,作业前先加固周围支架,然后用带 帽单体支柱顶起金属网并戗牢煤帮,由两边向中间逐架用板木破板勾好顶, 也可贯钎通过。 8、工作面回采期间要时刻注意支架支护情况,如有异常及时汇报请示 处理。 三、铺联网: 铺联网: 1、工作面先联网后放炮,操作前必须进行“敲帮问顶”工作。 2、铺联网时要停止溜子运行。 3、铺网片要两人作业,联网人员要站在有掩护的安全地点操作,要 有专人观察顶板情况。发现漏网、片帮等危险情况时要先进行处理,处理 好后再进行联网。 4、出现顶板破碎或冒顶时,必须用接顶材料接实顶板。 5、联网工作必须保证质量,不准偷工减料。 四、放炮落煤: 放炮落煤: 1、放炮落煤采用正向爆破方式,必须严格按照爆破图表进行。 2、放炮时,要对电缆 、液压管路、溜子机头等设备进行妥善保护。 处理瞎炮、残炮时必须在放炮员、班组长及安检员直接指导下按《煤矿安 全规程》第 341、342 条规定处理。

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3、钻眼及装药时严禁开溜,钻完眼后及时将电钻及电钻线拉出工作 面放整齐。 4、工作面放炮时,严格执行“一炮三检”及放炮“三人联锁”和放 炮撤人设警戒制度(三联锁人员:班长、放炮员、瓦斯员三人) ,放炮距离 直巷不低于 50 米,弯巷不低于 30 米。警戒距离直巷不小于 80 米,巷道拐 弯后不小于 40 米。放炮后执行《煤矿安全规程》第 340 条,无问题后方可 送电工作。 5、放炮前必须开动溜子和皮带。 5、前移右梁并支好支柱后,攉煤工方可进行作业;支柱必须支在实 底上且支撑有力,顶梁必须接顶良好。攉煤工要站在工作面支架下攉煤, 严禁空顶作业,煤帮不得留有伞檐。 五、移架放顶煤: 移架放顶煤: 1、移架要分段同向作业。每次移架时,两段间隔必须保证 15 米以上 距离。 2、移架时必须对支架进行全面检查。发现隐患先处理后移架。移架 时梁下不准闲杂人员通行。 3、移架前要先加固相邻支架,并保证后路畅通。 。 4、移架工作只准隔架进行。严禁相邻两架支架同时移架。 5、移架时必须设专人观看顶板。 6、支柱 (1)支柱要迎山有力,迎山角 3~50,即垂直顶底板上端向上山方向 移 10~18 ㎝,升紧打牢,初撑力不低于 90KN(18Mpa) 。

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(2)每根支柱都必须有防倒链,链一端固定在柱顶端,一端用挂钩挂 在顶网上,防止倒柱伤人。 (3)支柱的阀口必须朝向一致,平行煤壁。卸载阀口朝向机尾,液口 朝向机头,落柱放液时,人员应站在机尾方向有支架掩护的地方。 (4) 所有支柱全部编号管理, 牌号清楚, 有漏液的支柱必须及时更换。 (5)放炮前,支柱必须保护好,防止放炮崩坏单体柱。 (6)升柱时要挂线,使柱成一直线,偏差不超过 50 ㎜。 7、前移∏型钢梁: (1)前移∏型钢梁时,四人要分工合作,紧密配合。 (2)依次摘掉梁下单体支柱的防倒链。 (3) 先回老塘侧的支柱, 回掉后放在安全地点, 然后两人回另外两柱, 将支柱降到适当位置,使梁始终与柱不分离,并保持平稳。 (4)支柱落到适当位置后,两个回柱人员扶稳两根支柱,另两人快速 前窜梁至位置后,仍使梁落在两根柱窝上。 (5)两人扶住梁,另两人升柱,先升中间柱,再升老塘柱,最后把右 梁靠近老塘侧的支柱打在煤壁侧,完成主梁移动,立柱要升紧支牢。 (6)接着按(4)前移左梁。移溜时,将中间柱移至煤壁侧升紧。 (7)前移的∏型钢梁头要保持一直线,偏差不得超过 50 ㎜。 (8)钢梁前移后,端面距仍过大时,则应支护顺山棚子。采用木梁铁 腿,一梁三柱支护,防止空顶时间长造成冒顶。 (9)∏型钢梁必须编号使用。在每根梁上可用漆标出位置,打柱时易 成直线。

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9、 剪网放顶煤时, 网口宽度不得超过 30×30cm, 距底板不超过 30cm。 严禁任何人将身体的任何部位伸入放煤口内。 10、落山放煤不得与煤帮放炮在同段同时作业,必须错开 15 米间距。 放煤前,先将放煤口落山切顶帽柱移至上一循环放煤口处,升紧支牢,然 后才能进行放煤,必须保证先支后放。 11、放煤前必须对放煤地点周围 5 米内的支架进行维护,确保安全后 方可作业。加强后路维护,保证后路畅通。 12、放煤时,瓦斯员要经常检查放煤口和放煤空间的有害气体含量, 如有异常,必须立即停止放煤进行处理,处理好后方可继续作业。 13、放煤过程中要随时观察顶板情况,放煤口出现矸石或断裂角大于 90°或老塘悬顶面积较大时,应及时停止放煤并封口。放煤段出现顶板活 动剧烈、支架变形、煤壁片帮、瓦斯、淋水增大等异常情况时,要立即停 止作业,采取措施进行处理,情况紧急时,先把人员撤到安全地点。 14、工作面出现煤层松软,切顶线前移时不放顶煤。发现顶板局部压 力大时, 必须采取加支帽柱、 戗柱、 木垛等措施。 处理网包可剪 0.3m×0.3m 的小孔适当放煤,处理完网包后再联网支护。 15、使用液压枪时枪口不准对人,以防液压枪伤人。 六、回柱放顶措施 1、回柱工作必须 3 人配合作业,一人在安全地点观顶,两人回柱。回柱工 作,必须由里向外、先支后回。放顶与打眼等工作安全距离不小于 30 米。 2、 回柱前应对周围 5 米内的支架进行加固支护, 回柱应先清理好退路, 保证后路畅通。回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完

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好的安全地点。 3、回柱时应首先检查顶板、煤壁、支护等情况,人员必须站在可靠的安 全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮、冒顶所能波及的范 围内。 4、回柱时用长把工具将单体液压支柱放液后回柱,然后再撤顶梁,严禁 人员进入老塘作业。 5、遇有压死柱时首先打上临时支护,然后采取挑顶或卧底措施,严禁 用绞车硬拉或炮崩。 6、回柱时,不得跨在运转的刮板机或站在运输机头尾上作业 7、上、下顺槽回柱滞后不得超过一排,严禁超前回柱。 8、严格执行“敲帮问顶”制度,及时用长柄工具处理掉活顶活帮。 9、根据我矿以往经验,结合该工作面实际情况,该工作面老顶来压步 距为 25~30m。老顶来压前,要加强工作面支架、两巷落山密柱及安全出 口特殊支架的支护工作。工作中随时注意支架和顶板的变化情况,要有专 人观面,发生异常立即鸣哨报警撤人。 10、 加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,正确 指导生产,工作面安装观测压力的压力表必须维修、保养好,不得遗失,损坏 的要及时更换。 11、回密柱前,首先要检查落山角顶帮、瓦斯情况,顶板破碎或压力 大时要设临时支护,必须使用长柄手把缓慢开启密柱卸载阀。作业时要保 证退路畅通。 12、新支设的切顶密柱要留有 0.6 米的安全出口,待放完顶后及时补

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支安全出口处的切顶密柱。

七、支护品的使用与管理
1、班队长要班班检查,及时更换,保持支柱、顶梁完好,失修、失效 的支柱和顶梁要及时更换。 2、同一工作面,不同类型或不同性能的支柱不得混用。 3、支柱、顶梁编号管理,牌号清晰。 4、回柱前,应攉净工作面浮煤并挖到实底。 5、回完柱、由管理人员验收后,方可收工。 6、对窜矸等原因埋住的柱、梁,回柱工处理不完不予验收。 7、刮板机司机应精力集中,防止柱梁拉出工作面。 8、工作面在用单体完好,发现有漏液、自动卸载、外观缺损的支柱, 及时运出工作面,并升井进行维修。 9、用单体推移刮板输送机时,严禁单体超长使用。 10、新下井的支柱必须经耐压试验,合格者方可下井。支柱要反复注 液,待排出柱腔内的空气再使用。 11、活柱升起,顶盖接触顶梁或顶板时,不得立即停止供液,待初撑 力达到要求时再取下注液枪。 12、工作面必须保持一定数量的备用料,分类码放整齐,并挂牌标注 规格、数量、不得随意挪用,数量不足必须及时补齐备用数量。

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第三节 防 治 水
1、加强职工水情、水患知识学习,提高职工防治水意识和抗灾能力。 2、 工作面或两巷发现有透水预兆 (挂红、 挂汗、 空气变冷、 出现雾 气、 水叫、顶板淋水加大、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味时等 异状)时,必须停止作业,并采取措施,立即汇报调度所;情况紧急时, 按避灾路线撤出所有受威胁人员。 3、工作面在回采期间,加强技术管理。要安排专人对工作面淋水、顶 板冒落、煤壁片帮等观测,有异常情况时,必须及时向矿调度所汇报。 4、初放期间,地质部门应派专人观察井上、下水位、水量情况,加强 工作面突水特征的观测研究,特别是工作面涌水量变化时,应及时取样分 析,总结资料,判断水源,并汇报矿领导及有关单位,提供准确可靠的水 文地质资料,指导安全生产。 5、本工作面在回采时尤其在初次放顶期间,要加强顶板管理,严防顶 板抽冒。一旦出现漏顶,必须立即进行处理。漏顶事故未处理好,严禁作 业。 6、本工作面在初次放顶期间,要尽量加快推进度。 7、加强两巷安全出口管理, 人行道宽度不小于 0.7m, 高度不低于 1.6m,确保在工作面出现异常情况时,后撤线路畅通。 8、在避水灾路线沿途的每一拐弯处要设置“水灾避灾路线安全提示 牌” ,并保证其固定性。要求区队长带领所有工人实际行走一趟避灾路线, 以保证在工作面出现险情时,能安全撤出危险区。 9、工作面在回采期间,回风顺槽排水设施、设备要齐全完好。必须安 排专人排水,开泵人员严禁脱岗,备用完好水泵不少于 2 台。

第四节 一、爆破安全措施

爆破及火工品管理安全措施 爆破及火工品管理安全措施

1、 爆破工作必须由专职爆破工担任, 爆破工必须经过培训并持证上岗。
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爆破作业必须严格执行“一炮三检制”和 “三人连锁放炮制” 。爆破工必 须依照爆破作业说明书进行爆破作业。 2、必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。煤矿许用炸药级别不得 低于二级。不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必 须交回爆炸材料库。当班未用完的爆炸材料必须上交爆炸材料库保管。 3、 爆破工必须把炸药、 雷管分开存放在专用的保证材料箱内, 并加锁, 严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放置在顶板完好、支架完整,避开机械、 电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。 4、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也 不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管 抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。 5、 装配起爆药卷时,必须遵守下列规定: (1)必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作 地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量, 以当时当地需要的数量为限。 (2)装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚 线绝缘层。 (3)电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。 电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷 上。 (4)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭 结成短路。

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6、 装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,再用木质或竹质炮棍 将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。 有水的炮眼,应使用抗水型炸药或防水袋。 装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输 设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。 7、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥。严 禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。 无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。 严禁裸露爆破。 8、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求: (1)炮眼深度小于 0.6m 时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、 刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于 0.6m, 但必须封满炮泥。 (2)炮眼深度为 0.6~1m 时,封泥长度不得小于炮眼深度的 1/2。 (3)炮眼深度超过 1m 时,封泥长度不得小于 0.5m。 (4)炮眼深度超过 2.5m 时,封泥长度不得小于 1m。 9、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破: (1)工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支架有损坏,或 者伞檐超过规定。 (2)爆破地点附近 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 1.0%。 (3)在爆破地点 20m 以内,未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面 1/3 以上。

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(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、 透老空等情况。 (5)工作面风量不足。 10、爆破前,必须将机电设备、电缆、工具等移出工作面,不能移出 工作面的设备和支架必须进行保护。 爆破前,班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所 有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置 警戒牌、栏杆或拉绳。 11、 爆破母线和连接线应符合下列要求: (1)爆破母线必须符合标准。 (2)爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接 头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输 送机等导电体相接触。 (3)爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。 (4)爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在工作面的两侧。如果 必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持 0.3m 以上的距 离。 (5)只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道、金属管、金属网、 水或大地等当作回路。 (6)爆破前,爆破母线必须扭结成短路。 12、爆破必须使用发爆器。严禁 1 个采煤工作面使用 2 台发爆器同时 进行爆破。发爆器必须采用矿用防爆型(矿用增安型除外) 。

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13、每次爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发 爆器打火放电检测电爆网路是否导通。 发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数, 并进行防爆性能检查,不符合规定的严禁使用。 14、 爆破工必须最后离开爆破地点,并必须在安全地点起爆。起爆地 点到爆破地点的距离不低于 50 米。爆破人员必须设置挡身板进行躲炮。 15、发爆器的钥匙,必须由爆破工随身携带,严禁转交他人。不到爆 破通电时,不得将钥匙插入发爆器内。爆破后,必须立即将钥匙拔出,摘 掉母线并扭结成短路。 16、爆破前,脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工 进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。 爆破前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。 爆破工接到起爆命令后,必须先发出爆破警号,至少再等 5s,方可起 爆。 装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下,当班留有尚未爆破的装药 的炮眼时,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 17、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查工和班组长 必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残 爆等情况。如有危险情况,必须立即处理。 18、 通电以后拒爆时,爆破工必须先取下钥匙,并将爆破母线从电源 上摘下,扭结成短路,再等一定时间(至少等 5min) ,才可沿线路检查,找 出拒爆的原因。

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19、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应在当班处理 完毕。如果当班未能处理完毕,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交 接清楚。 处理拒爆时,必须遵守下列规定: (1)由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。 (2)其他情况下,在距拒爆炮眼 0.3m 以外另打与拒爆炮眼平行的新炮 眼,重新装药起爆。 (3)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉 出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方 法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。 (4)处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收 集未爆的电雷管。 (5)在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

二、火工品管理
1、领取的炸药、雷管应分装分运,严禁乘坐矿车、皮带、溜子运送。 2、运送炸药期间,听从放炮员指挥,中途禁止停留,不得掉队。 3、当班用剩的炸药、雷管必须上交回材料库,严禁乱扔、乱放。 4、爆破材料箱必须放在顶板完好,支架完整,无淋水,避开机械、电 气设备的地点。 5、严禁电雷管脚线,放炮母 线同运输设备、电气设备等导电体接触。

一通三防” 第五节 “一通三防”管理措施
一、通风管理
1、加强通风管理,测风员必须坚持测风制度,保证风量能满足生产需 要。及时进行风量调节,保持系统稳定。测风报表必须经矿长助理兼“一
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通三防”科科长、总工程师审阅签字。 2、测风站内及其上、下 10m 范围内不得堆放杂物、材料。 3、爱护通风设施。不得随意撞坏风门,严禁两道风门同时打开,严禁 人为破坏或取消风门闭锁装置,发现风门损坏,及时向调度室和通风科汇 报。 4、回采工作面严禁串联通风,严禁出现无风、微风、循环风现象。 。 5、 工作面两巷出口及机风巷有效通风断面积不得小于设计断面的 70%。 两巷内严禁乱堆乱放杂物,风巷材料码放符合要求,严禁超高超宽。 6、加强工作面通风管理,尤其工作面上隅角瓦斯治理及监测。

二、瓦斯管理 瓦斯管理
1、瓦斯员必须经培训合格后持证上岗。 2、瓦斯员必须严格执行交接班制度,严禁空班漏检,迟到早退。 3、瓦斯员每班必须至少检查三次瓦斯浓度,并做到 “三对口” 。严格 执行“一炮三检”制。 4、瓦斯日报表必须经矿长助理兼 “一通三防”科科长、总工程师和 矿长签字。 5、采面风流中瓦斯浓度达到 1%时,必须停止打眼;爆破地点 20 米范 围内风流中瓦斯浓度达到 1%时, 禁止爆破, 采面风流中瓦斯浓度达到 1.5% 时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,查明原因,进行处理。 7、工作面内,体积大于 0.5m3 空间内局部聚集瓦斯浓度达到 2%时,附 近 20 米内必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。 8、 严格采面上隅角瓦斯管理。 上隅角必须提前回放, 应超过放顶线 500 毫米,使上隅角形成圆弧,防止瓦斯积聚。爆破后、放煤过程中要经常检 查放煤口的瓦斯浓度。 9、严禁在停风或瓦斯超限的区域内进行机电检修工作。
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10、采面必须正确使用瓦斯自动报警仪,伸入“空洞”内检查瓦斯, 严防“空洞”瓦斯积聚。 11、瓦斯员严格执行巡回检查制度和请示报告制度,每次检查瓦斯结 果,都必须通知现场工作人员。

三、综合防尘管理
1、采面必须有完善的防尘管路系统,并保证设施完好可靠,水量、水 质符合要求。 2、各运煤转卸载点必须安装喷雾洒水装置,并坚持使用。 3、工作面运输、回风顺槽距工作面 30m 以内必须安设两道防尘净化水 幕,水幕应封闭全断面,灵敏可靠,雾化好,使用正常。 4、运输、回风顺槽分别安装一组符合要求的隔爆水棚,水量充足,定 期进行维护,不得随意破坏。 5、坚持放炮前后喷雾,出煤洒水,定期冲刷两巷,防止煤尘堆积。 6、采用湿式煤电钻打眼,坚持使用水炮泥。 7、工作人员佩带防尘口罩,做好个人防护。

四、防灭火管理
1、运输、回风顺槽内供水管路齐全,供水畅通,每隔 50m 要有一个三 通阀门。 2、严格使用漏电综合保护,严禁强行送电,严禁带电检修电气设备, 以防产生火花。 3、维护好机电设备、电缆防止过负荷、短路及机械设备摩擦过热。 4、使用过的棉纱等易燃品必须放在盖严的铁桶内,不准乱扔乱放。严 禁将剩油、废油泼洒在井巷和峒室内。 5、 工作面及各皮带机头必须配备灭火器和沙箱、 高压水管等消防器材。 6、提高煤炭回收率,减少老塘丢煤。 7、在采面老塘侧应挂挡风帘,以减少向老空区漏风。 8、采用采空区注水,防止自然发火。
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9、加强监测上隅角气体采样化验分析工作,正常时每周一次,异常时 每天或每班一次,若发现 CO 超过 0.0024%,必须立即采取有效措施进行处 理,并向通风调度和总工程师汇报。 10、采面结束后,必须尽快构筑永久密闭,时间不得超过 45 天。 11、一旦发生火灾,应尽量组织直接灭火,并将情况及时向矿调度室 汇报,火灾严重时,应由跟班队长、班组长、安全员等迅速组织人员带上 自救器,按避火灾路线撤离。

五、安全监测管理措施
1、甲烷断电仪应安装在便于人员观察调试、检验、支护良好、无滴水、 杂物的进风巷道或硐室内,其距离巷道底板不少于 300mm,并加支架或牢固 地悬挂。 甲烷断电仪的供电电源,必须取自被控开关的电源侧,严禁取自被控 开关的负荷侧。由于瓦斯浓度超限而被切断电源的电器设备,必须在瓦斯 降到规定的浓度之下,方可人工复电。 2、甲烷传感器应垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下 300mm 处, 且距巷帮不少于 200mm 处,防止冒顶及其它机械损伤。电缆吊挂平直,悬 挂点间距不超过 3m,电缆不应于风水管路同侧,否则必须挂在风水管上方, 并保持 0.3m 以上的距离,高低压电缆的间距应大于 0.1m。 3、甲烷传感器同电缆的连接,必须按照甲烷传感器出厂说明书的规定 执行,电缆同电器设备的连接,必须使用同电器设备性能相符的接线盒。 甲烷断电仪(包括电缆、主机、传感器、管理牌等)安装后,由所在地点 的施工单位负责保管、使用,如有损坏追究当班区(队)长、班(组)长 的责任。甲烷传感器只准班(组)长在“三合一”人员的监护下按前述规 定移挪,严禁擅自移动或停用。 4、甲烷断电仪(包括电缆、主机、传感器、管理牌等)安装后,当班 瓦检员每班必须检查甲烷断电仪及电缆是否正常,并使用便携式甲烷检测 报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,当两者读数误差 大于允许误差时,必须向通风调度汇报,查明原因,采取措施。 5、拆除或改变与甲烷断电仪关联的电器设备的电源及控制线,检修与
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甲烷断电仪关联的电器设备,需要甲烷断电仪停止运行时,必须报告矿通 风科和调度室,并制定安全措施后方可进行。 6、甲烷传感器在入井前必须按照说明书要求进行地面调试,在投入运 行前的最初两天内,进行第一次调校,以后每十天必须使用校准气样和空 气样调校一次,每十天必须对甲烷超限断电功能进行测试。 7、每天至少对井下甲烷传感器要进行一次巡回检查。发现问题及时处 理,井下无法处理时,应在 24 小时内更换、并有记录可查。

第六节
一、机电管理措施

机电、运输管理安全措施 机电、运输管理安全措施

1、行人通过的顺槽运输机尾要加盖板。 2、行人跨越的刮板运输机、皮带处要有过桥。 3、必须保持工作面的运输机平直,运行平稳。 4、严禁乘踏刮板运输机,严禁人员乘座皮带。 5、严禁用刮板机、皮带运料和人;严禁用刮板机运送炸药、雷管。 6、运输机电机附近的浮煤应及时清理,积水应及时排净,确保电机正 常运转。 7、各种电器设备的综合保护、闭锁装置必须齐全,动作灵敏、可靠; 杜绝失爆现象。 8、机电设备安设处要无淋水,顶板稳定完整。设备表面要清洁干净。 喷雾回风侧 5m 范围内不得有电器设备。 9、 ,严禁带电检修、搬迁电气设备。 10、刮板运输机司机、皮带司机要经过培训,持证上岗,严格按操作 规程操作。 11、刮板运输机司机要经常检查电机温度,发现电机有过热现象需及
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时停车。 12、工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置,发出 信号点的间距不得超过 15m。 13、开车司机严禁站在正对机头的位置,开车时集中精力做到“手不 离按钮,眼不离机头” ,必须确认信号,按规定信号开车。开车时,发出开 车信号,确认人员已离开机器转动部位,点动 2~3 次试车后,才准正式开 动,发现异常情况及时停车处理。 14、防爆电器设备入井前,应检查其“产品合格证”“防爆合格证” 、 、 “煤矿矿用产品安全标志”及安全性能。检查合格并签发合格证后,方准 入井。设备要挂专责牌,每天有专人检查、维护,确保完好。煤电钻使用 前必须设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤 电钻功能的综合保护装置。煤电钻每小班使用前,必须对煤电钻综合保护 装置进行一次跳闸试验。 15、电缆、信号线、管路必须按要求吊挂整齐,开关要上架并靠帮安 设。 16、检修输送机及在输送机靠帮一侧工作时,输送机应停止运行。输 送机检修时,必须将前级开关断电,并挂停电牌。 17、严禁拆开、敲打、撞击矿灯,升井后必须立即将矿灯交还灯房。 18、井下电工必须配带瓦斯便携仪。 19、现场应悬挂供电系统图。 20、皮带机、刮板机必须有可靠的液力偶合器,并装入适量水介质。 易熔塞齐全可靠,防爆片齐全、可靠。 21、煤电钻必须每半个月升井检修一次,合格后方可下井。 22、严格执行停送电制度。严格执行“谁停电,谁送电”原则。 二、皮带机、刮板机管理措施: 1、皮带机: (1)安装皮带机时,做到平、直、稳。皮带机头机尾滚筒、托滚灵活可 靠,轴承润滑良好、机尾清扫器应牢固、有效、保护装置齐全,信号可靠。 (2)每天必须安排专人维修皮带机,确保皮带机运转完好,发现问题 及时处理,严禁带病运转。
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(3)司机持证上岗,做到懂结构、懂原理、懂维修。操作严格按照操 作规程操作。操作过程中发现问题,立即停机处理。 (4)皮带运行前,应认真做好如下检查: a 司机工作地点的支护情况。 b 各种保护装置是否齐全、液压耦合器是否漏油,油量是否充足 c 机头机尾的牢固情况,机头机尾的滚筒、托滚架是否与皮带机的中 心线垂直 d 机身、机头、机尾范围内是否有障碍物,皮带接头的完好情况、皮 带是否跑偏等 e、机头设置灭火装置 2、刮板机: (1)铺设刮板机时,要做到平、稳、直,刮板等构件齐全,链条松紧 适当,避免运行中的链条跑偏,飘链、掉链、卡链。机头、尾要固定牢固 牢靠。坚持使用易熔塞。必须安装清晰、灵敏、可靠的信号系统,并坚持 正确使用。 (2)定期进行检查、维修,确保完好。使用前进行检查,发现问题停 止使用,机器运转时发现故障或预兆时,应立即停车处理。 (3)刮板机司机持证上岗,保证司机懂结构、懂原理、懂维修,操作 严格按照操作规程操作。操作过程中发现问题,立即停机处理。 (4)刮板机严禁运送人员和材料。 (5)刮板机运行前,应认真做好如下检查: a 司机工作地点的支护情况 b 检查刮板机运行范围内有无阻碍物,刮板机上是否有人 c 机头机尾的牢固情况,机头部分液压耦合器和减速器,齿轮和链条的 磨损情况 d 机身的链条与刮板的连接螺栓牢固情况,是否卡链 e、启动前必须发出信号,试运转后方可正常启动,并观察电动机启动 正常否,确保安全运行。 f、掐接链条时,操作人员要密切配合,并应躲开链条受力方向,以免 断链伤人。接链条时,避免链条扭花。
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g、严禁人员乘坐刮板机和跨越正在运转的刮板机,严禁用刮板机运材 料,严禁人员在溜槽、中行走。 h、及时清理机头、机尾和两侧的浮煤。 三、工作面推移刮板输送机时应注意以下事项: (1)清理完浮煤,对凸出底板及时处理。 (2)推移刮板输送机顺序:由上向下或由下向上或由中间向两头。严禁 从两头向中间推移刮板输送机。 (3)推移刮板输送机时,应保持刮板机不少于 15m 的弯曲长度 (4)采用单体液压支柱推移刮板输送机。 (5)推移刮板输送机机头时,严禁推在电机和齿箱上,以防损坏设备。 (6)推移刮板输送机后,刮板机应成一直线,溜槽接口严密,无错茬。 (7)顶板破碎压力大段,推移刮板输送机时应架设加强柱,以防冒顶 事故发生。 (8)移溜时,若推不动时,要及时查找原因,不准硬推。 (9)推移刮板输送机时发现断链或链子出槽时,应停止推移,处理好后 再推移刮板输送机。 (10)移溜要停溜子,人员要站在防止移溜伤人的安全地点。 (11)溜子移好,机头、机尾固定牢固可靠,确认链条及溜子上无障碍 物、无安全隐患时方可按规定进行试运转。 四、绞车管理措施 1、绞车司机必须持证上岗,严格按《操作规程》操作。 2、绞车使用前必须安装齐全可靠的声光信号,并保证信号清晰。绞车 司机应听清信号后方可开车,注意观察,手不离闸把,绞车启动应慢。 3、绞车使用前应检查压柱、地锚螺丝、挡绳板、闸皮、钢丝绳及绳头 等构件,发现问题及时汇报处理。 4、斜巷运输必须使用保险绳、标准防脱插销,保险绳长度应符合核定 提升车辆总长度。提升物料时,物料严禁超宽、超高、超重。 5、斜巷严格执行“行车不行人,行人不行车”制度,严禁蹬钩上下。 6、绞车必须带电操作,严禁放飞车。 7、不得在能自动滑行的坡道上停放车辆。斜巷悬车必须采取可靠的措
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施,并且绞车司机不得离开绞车,并闸死滚筒,严禁摘钩头处理。处理斜 巷中矿车、叉车等掉道时,必须在掉道地点下方支设 2 根戗柱。严禁摘钩 头拿道,严禁动力复轨。作业人员严禁站在车辆两侧及下方,掉道地点下 方不得有人作业或逗留。 8、斜巷运输材料要捆绑牢固,以防运输中窜料。 9、斜巷运输时,必须设置可靠的“一坡三挡” “一坡三挡”在拉送 。 车和存放车及悬车时都必须使用,保险挡必须常闭。 10、斜巷绞车在正常停车后(指较长时间停止运行),应闸死滚筒,确 需离开岗位时,必须将车放到平巷停稳,并切断绞车电源。 11、斜巷每隔一定距离应安装一地滚,具体距离以钢丝绳不拖底板为 准。 12、装、卸物料(包括长料)时,人员必须互相配合好,喊清保安口号。 13、斜巷运输每次只准提升一个矿车。 五、泵站 1、启动泵站前,应首先进行检查,保证各部件无损伤、各连接螺丝坚 固、润滑油位正常、液位适当、密封完好、乳化液配备合理、自动配比装 置完好、各种保护齐全可靠、运转方向为正向。 2、泵启动后,如有异常要立即停泵进行处理,严禁带病运转,严禁反 向运转。 3、当工作面管子破裂时,要立即停泵处理。开泵前必须向工作面发出 信号,等 5 秒后再开泵,若泵不打压,必须立即停泵处理或查看工作面是 否有异常情况。 4、 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。 5、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管液压 元件应保持清洁。

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第七节
一、两巷与文明生产

“三条生命线”及其他 三条生命线”

1、两巷文明标准:巷道净高不低于 1.6m,两巷文明清洁整齐,专人承 包,无积水、污泥、杂物,管路吊挂整齐,材料分类码放整齐挂牌管理, 图板、安全标语齐全清晰醒目。 2、 “四图”齐全:指工作面设备布置及两巷支护示意图、生产系统(通 风、机电、运输、排水及安全监控等)图、正规作业循环图和避灾路线图。 3、四图悬挂位置:运输顺槽内顶板完整、无淋水滴水的地方。 4、管线吊挂整齐,行人侧宽度不小于 0.7m。 二、三条生命线 1、严格按照上级有关规定建设三条生命线。 2、通讯系统电话距工作面不超过 50 米。 3、防尘管路必须使用能饮用的净水,必须紧跟工作面,在躲避硐口留 设阀门,供人员使用。 4、在工作面运输、回风顺槽每隔 40 米做一个躲避硐,躲避硐规格: 2.5×3×2.2m。压风管路必须在躲避硐内绕一圈后再引入工作面,躲避硐 内必须留有 8 个供工人呼吸的风口,风口必须安设减压阀。压风管路距底 板 1 米。

第八节 第八节
一、避灾路线: 、避灾路线: 1、火灾及瓦斯煤尘事故: 火灾及瓦斯煤尘事故: 煤尘事故

避灾路线

作面一旦发生火灾及瓦斯、煤尘灾害事故时,由班长、安全员立即清 点人数,汇报调度,切断电源沿避灾线路撤出。 150212 工作面→运输顺槽→东翼运输大巷→3 号或 1 号联系巷→东翼轨

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道大巷→副井底车场→副立井→地面 2、水灾及顶板事故: 水灾及顶板事故: ①150212 工作面→运输顺槽→东翼运输大巷→3 号或 1 号联系巷→东翼 轨道大巷→副井底车场→副立井→地面 ②150212 工作面→回风顺槽→东翼采区回风大巷→2 号联络巷→东翼采 区轨道大巷→副井底车场→副立井→地面 3、发生各种灾害时,都要相互摆灯、喊话、发出信号,将人员迅速撤 离危险地带。避灾路线详见附图 10。 、 二、其他未叙事项均按《煤矿安全规程》《操作规程》和矿有关规定 执行。

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经 济 技 术 指 标 表
单 位 m m m m ㎡ 度 万吨 万吨 % T/m3 m m T/工

项目 走向长度 倾斜长度 煤层厚度 采高 回采面积 煤层倾角 工 作 面 指 示 工业储量 可采储量 回采率 容量 日进 月进 回采工效 支架类型 支柱数量 顶梁数量 顶板 管理方法 最大控顶距 最小控顶距

数量 200 80 5.5 2.2 16000 。 8 12 10 85 1.4 1.6 40 7.7
单体柱+∏型梁

项目 放顶步距 管 理 回柱方法

单位 M

数量 1.6
人工回柱

老空处理 Kg/ 万吨 Kg/ 万吨 M3 / 万吨 Kg/ 万吨 发/ 万吨 根/ 吨 Kg/ 吨 m T 个 T %

全部跨落

机油 乳化液 坑木 火药 雷管 小板 金属网 作业方式 循环进度 循 循环产量 环 指 日循环数 标 日产量
正规循环率

200 360 13.5 2661 5596 12 1.9 三.八 0.8 394 2 788
95

顶 板



1112 250 全部跨落

m m

3.2 2.4

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附图 1: 运通煤业东盛矿 150212 工作面 15 号煤层柱状图; 附图 2: 运通煤业东盛矿 150212 工作面巷道平面布置示意图; 附图 3: 运通煤业东盛矿 150212 工作面炮眼布置图; 附图 4: 运通煤业东盛矿 150212 工作面支护示意图; 附图 5: 运通煤业东盛矿 150212 工作面运输系统图; 附图 6: 运通煤业东盛矿 150212 工作面压风、防尘供水、通讯系统 “三条生命线”综合示意图; 附图 7: 运通煤业东盛矿 150212 工作面传感器安装位置示意图; 附图 8: 运通煤业东盛矿 150212 工作面供电系统图; 附图 9: 运通煤业东盛矿 150212 工作面正规循环图; 附图 10: 运通煤业东盛矿 150212 工作面避灾路线图; 附图 11:运通煤业东盛矿 150212 工作面通风系统图。

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