第一章 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 1
表 1 工作面位置及井上下关系表
水平名称 地面标高 地面相对位置 回采对地面 设施的影响 井下位置及 与四邻关系 -150水平 +93—+94.7米 采区名称 井下标高 地面为农田。 回采对地面设施无影响。 南三采区右四片采煤工作面北部为南三采区轨道上山、南部为南三采区未开拓区、西部为南三采区右三片采空区、东部为南三采区未开拓区。 皮带道：231米 下料道：251米 平均：241米 南三采区 -119～-148.5米 走向长度（米） 工作面长度（米） 136米 面积（平方米） 35184 第二节 煤 层
工作面煤层情况见表 2
表 2 煤 层 情 况 表
煤层厚度（米） 开采煤层 煤层情况 描 述 0.8米 3层煤 煤层结构 煤 种 复煤层 气 煤 煤层倾角（度） 稳定程度 10° 较稳定 该煤层平均煤厚0.8米,煤，上部以亮煤为主，中部为含炭较高的页岩，下部光亮煤。 第三节 煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表 3
表 3 煤层顶底板情况表
顶底板名称 顶 板 底 板 岩石名称 粗粉砂岩 粗粉砂岩 厚度m 0.8 0.15 特 征 灰色，组织致密坚硬，含完整的植物化石。 灰色，含砂较高，含有大的植物干。 附图：工作面地层综合柱状图
第四节 地质构造
一、断层情况以及对回采的影响：
断层情况及其对回采的影响见表 4
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 2 -
表 4 断 层 情 况 表
断层名称 F1 F2 倾角（°） 60° 60° 性 质 正断层 正断层 落差（米） H =0.6米 H=0.6米 对回采影响 影响较大 影响较大 二、褶曲情况以及对回采的影响
本回采区域为单斜构造，无褶曲影响。 三、其他因素对回采的影响
从已有的地质资料看，除切眼外断层外，没有其他因素的影响。
第五节 水文地质
一、水文地质及安全评估
南三采区右四片采煤工作面内无钻孔，该区域附近水文地质条件简单，无水害威胁。
二、其他水源的分析
本工作面下部为南三采区右三片采空区，采空区内无积水，对回采无影响。 三、涌水量
正常涌水量：回采时的涌水量为3m³/h。 最大涌水量：工作面最大涌水量为5m³/h。
第六节 影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况见表5
表 5 影响回采的其他地质情况
瓦 斯 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 本区域为低瓦斯区域，预计本区瓦斯含量为0.8-1.3m³/t 38 Ⅱ类 地温恒温带为每100米增长3℃，地温无异常区。 不属于冲击危险区域 二、冲击地压和应力集中区
从邻近采面回采情况看，没有冲击地压显现情况，可正常回采。根据生产技术部提供初次来压步距及周期来压步距，应力分布情况确定初次来压及周期来压时应力位置。预计初次来压持续时间为2个圆班，周期来压为1个圆班。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 3 -
三、地质部门的建议
根据本区地质条件，回采时注意切眼断层处顶板支护，局部顶板破碎，回采时应加强顶板支护，确保安全生产。
第七节 储量及服务年限
一、储量
工作面地质储量（至预计停采线）： 3.6万吨， 工作面回采储量（至预计停采线）： 3.5万吨。 二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度（平均）/月设计推进长度/12
=241/90/12=0.22年
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 4 -
第二章 采煤方法
工作面采用走向长壁后退式采煤方法，一次采全高。采空区顶板处理方法为全部垮落法的高档普采工作面。
第一节 巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况
南三采区右四片采煤工作面位于南三采区轨道上山南侧，上部为第三系、第四系，下部为5层采空区。 二、工作面下料道
1、支护形式：下料道南三采区右三片沿空留巷巷道；巷道布置在3层煤中，巷道采用三锚杆加钢带加一排锚索支护，锚杆的排间距为1.0×1.0米，锚索间距1.0米。
2、巷道净断面：由于3层煤顶板为中等稳定顶板，巷道是矩形巷道，净宽为3.0，净高为2.2，净断面积6.6方米。
3、管线铺设：靠上帮敷设电缆，靠下帮敷设2寸压风管路、2寸防尘管路。 4、巷道用途：工作面的入风、材料供应、行人等。 三、工作面皮带道
1、支护形式：皮带道沿煤层底板掘进；巷道布置在3层煤中，巷道采用三排锚杆支护，锚杆的排间距为1.0×1.0米。
2、巷道净断面：由于3层煤顶板为中等稳定顶板，巷道是矩形巷道，净宽为3.0米，净高为2.2米，净断面积6.6平方米。
3、管线铺设：靠上帮敷设2寸压风管路、2寸防尘管路，电缆靠下帮敷设。 4、巷道用途：工作面的回风、运输煤炭、行人。 四、工作面切眼
1、切眼净宽3.0米，净高2.0米，沿走向打设一排W钢带配三排锚杆，锚杆的排间距为1.0×1.0米，铺设刮板输送机、采煤机、单体液压支柱等设备进行回采。
2、该工作面切眼与下料道及皮带道垂直相交，沿煤层顶板施工。 附图：工作面位置及巷道布置图
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 5 -
第二节 采煤工艺
一、采煤工艺
（一）、采煤方法：该工作面采用走向长壁后退式采煤方法，自然垮落法管理顶板的高档普采工作面。
（二）、采煤工艺包括：双滚筒采煤机上（下）端头向下（上）割煤→移溜→下（上）端头向上（下）割煤→移溜→打设支柱→回柱放顶→清理浮煤。
1、割煤、装煤
割煤：采用双滚筒采煤机（MG80/200-TBW）螺旋滚筒截割落煤、装煤。循环进度0.8米，分两次割煤、推溜，每次割煤深度0.4米。割煤与推溜间距大于15m，即可按顺序推溜，推溜时必须多个单体同时操作或者使用推溜器，以防溜子出现急弯或脱节。
装煤：利用滚筒上的螺旋滚筒将煤抛至刮板运输机溜槽内。
运煤：采用SGZ630/150刮板运输机将煤运送到机头处SGW-40T溜子至皮带道的SDJ-150皮带机上运出。
2、支护
（1）支护采用外注式液压单体液压支柱配木板帽（长×宽×厚：400mm×120mm×60mm支护顶板，头、尾10m支护段范围内采用四、五排对柱管理，见五撤一，排距0.8m，柱距1.0m，工作面其余支护段范围内采用四、五排单柱管理，见五撤一，排距0.8m，柱距0.75m。
（2）支柱要垂直于顶、底板，且接顶有力、迎山有力，迎山角：6-8°迎1°。 （3）支柱打设必须成一条直线，其偏差不得超过±50mm。
（4）支柱打设，最大滞后采煤机后滚筒20m，否则必须停机补打支柱。 （5）如顶板破碎时，采用单体配两面平或半圆木支护顶板，确认安全后方可正常割煤。
3、回柱放顶
循环内第一次割煤采用下端头进刀时，第一次割煤后不回柱放顶，工作面上端头进刀第二次割煤后，采用分段回柱放顶，每段不小于30m，回柱放顶时必须按照由尾部向头部方向，由从空区向煤壁侧依次进行回撤，按回撤顺序打设正规支柱。当溜子推移够0.8m时打设正规单体、回撤末排闲置单柱。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 6 -
循环内第一次割煤采用上端头进刀时，第一次割煤后不回柱放顶，工作面下端头进刀第二次割煤时，回柱放顶按照由尾部向头部方向，由从空区向煤壁侧依次进行回撤，按回撤顺序打设正规支柱。当溜子推移够0.8m时打设正规单体、回撤末排闲置单柱。
4、清煤
推溜后及时将支柱间及溜子上部的积货清理干净并装溜运走保证工作面浮煤清净，且无大块煤矸。
5、顺槽
工作面向前推进时，皮带道及时回缩顺槽溜子，下料道超前支护巷尾末排柱和工作面末排支柱对齐。
（三）、采煤工艺说明及要求： 1、采煤机割煤的技术要求：
（1）割煤方式为双向穿梭式割煤，采用端头割三角煤斜切进刀方式：即采煤机在机头（机尾）沿工作面运输机弯曲段向机尾（机头）牵引进刀，使采煤机前、后滚筒截深均达到0.4m后停止牵引，进行推移运输机，使其成为一条直线，然后调整前、后滚筒，牵引采煤机向机头（机尾）割透三角煤，到机头（机尾）后停止牵引，调整滚筒，牵引采煤机向机尾（机头）通长割煤，端头斜切进刀距离不少于25m。机尾进刀程序与机头相同，机头和机尾相继完成一次割煤后完成一个循环。（如图所示）
（2）割机头（机尾）三角煤时，必须保证将三角煤割透，三角煤割不透，容易发生机头、机尾过渡槽起桥事故。
（3）顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜困难，同时顶底板不平会使支护达不到维护顶板效果。
（4）必须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，应及时停机更换截齿。
2、 对工作面刮板运输机的要求：
（1）刮板运输机在推移后必须保证成一条直线。
（2）必须保证刮板运输机的平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 7 -
（3）刮板运输机的机头、机尾推进度正常情况下应保持一致，严禁出现中部滞后两头超前的现象。移机头、机尾时附近人员躲避到5m以外的安全地点，移机头、机尾及回缩40T溜子期间禁止任何人停留，以防挤人和碰到支护伤人。机头、机尾移过后要及时恢复失效支护，维护顶板。
（4）推移工作面刮板运输机时，必须滞后采煤机后滚筒不少于15米，不得出现急弯，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。
附图：采煤机进刀方式示意图 二、工作面正规循环生产能力
W=LSHλC=136×0.8 ×0.8×1.35×0.97≈114t 式中：W—正规循环生产能力， t
L—工作面长度， 136m
H—采高， 0.8m λ—煤的视密度， 1.35t/m³ S—正规循环推进长度， 0.8m C—工作面采出率， 97%
第三节 设备配置及选型
一、设备配置及能力参数
表 6 工作面设备配置表
地点 下 料 道 皮 带 道 名 称 绞车 电 站 电 站 溜 子 乳化液泵 皮带机 采 面 采煤机 刮板机 型 号 JD-25 KBSGZY-315/660 KBSGZY-315/660 SGW-40T RBW80/200 SDJ-150 MG80/200-TBW SGZ630/150 台 数 一台 一台 一台 一台 两泵 一箱 一台 一台 一台 电压V 660V 660V 660V 660V 1140V 660V 1140V 1140V 功率KW 25KW 40KW 75W 150KW 200KW 1500KW 附图：机采工作面设备布置示意图
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 8 -
表7 MG80/200-TBW型双滚筒采煤机技术特征表 内容 截深 牵引速度 牵引方式 割煤效率 参量 0.6m 2-6m/min 自行牵引 120-360t/h 表8 SGZ630/150型可弯曲刮板输送机技术特征表 内容 输送能力 刮板链速 中部槽尺寸 参量 400t/h 1.1m/s 1500×590（内宽）×190mm 表9 SGW-40T溜子技术特征表
内容 输送能力 刮板链速 中部槽尺寸 参量 150t/h 0.86m/s 1500×620×180mm 表10 JD-25绞车技术特征表
型号 JD-25 牵引力 25KN 钢丝绳直径 18.5mm 容绳量 400m 绳速 1.25m/s 电机功率 40KW 总重 2700kg 表11 RBW80/200乳化液泵技术特征表
公称流量 80L/min 公称压力 31.5MPa 设备选型结论：以上设备可满足生产需要。 二、乳化液泵能力计算
南三采区右四片工作面长度136m，走向长度230m；泵站距工作面切眼的距离约为250m。选择乳化液泵时，初始公称压力为 F初始=18Mpa,流量为200/min，效率η=0.9。
根据公式：P=
18200=65.36KW。所以选取电机功率75KW液压泵，即
61.20.9BRW80/200乳化液泵符合标准。现在对乳化液泵进行管路损失计算。
1、管路选型与配置
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从串车泵站向工作面敷设1路φ25mm超高压胶管进液，1路φ25mm高压胶管回液，预选用BRW80/200型乳化液泵实行长距离供液。
2、压力损失的理论计算
胶管中的管路压力损失主要表现为沿程压力损失，圆管的压力损失计算公式如下：
Δpf=λ•L/d•ρν²/2
式中 λ—沿程阻力系数，它是雷诺数Re和相对粗糙度Δ/d的数； L—圆管的沿程长度； d—圆管内径； ρ—流体密度； ν—管内平均流速； Q—管内流量
已知L=250m，d=25mm, ρ=990-1000Kg/m³
BRW80/200型乳化液泵的公称流量为200L/min,两台乳化泵工作，由一路φ25mm高压胶管供液为工作面供液，则管内流速为：
ν=4Q/ПD²=(4×200×250/3.14×2.5²)cm/min≈10191cm/min=101.9m/min =1.7m/s
对于圆管流动Re=vd/v 式中 ν—管内平均流速；
d—圆管内径；
v—乳化液运动黏度查手册（取1.2mm²/s）
则 Re=vd/v=1.7×0.025m/1.2×10-6m²/s=35416＞Re=2000
液压胶管的临界雷诺数Re为2000，若Re＞2000时为紊流，以上计算结果故断定乳化液在胶管中的流动为紊流。
一般而言，沿程阻力系数λ是雷诺数Re和相对粗糙度Δ/d的函数。这里用勃拉修斯经验公式计算：
λ=0.31Re-0.25 =0.31/18.16≈0.017 则主胶管的沿程压力损失为：
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 10 -
2501.72Lν2 hf=λ=0.017≈0.25MPa
2dg20.0251000则乳化液泵道工作面切眼的压力为：
F=F初始- hf=(18-0.25) MPa=17.75 MP＞14.4Mpa。 压降在允许范围内，满足工作面初撑力的的要求。 所以选择BRW80/200乳化液泵满足要求。
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第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、支护设计
工作面采用全部垮落法管理顶板，末排支柱回撤后，顶板自然垮落。单体支柱选型为DZ-800型、DZ-1000型单体支柱。支护强度验算如下：
1、经验计算支护强度
（1）单位面积顶压，没进行矿压观测的可按下式计算：
P＝n×M×R/(Kp-1)=2×0.8（平均）×2.5/（1.3-1）=13.33t∕m2 式中：
n：考虑周期来压及支柱受力不平衡时的安全系数，一般可取2； M：采高按0.8m计算； R：岩石容重: 2.5 t∕m3；
Kp：岩石碎胀系数、应根据实测情况选定，无测定可取：1.3。 （2）支柱工作阻力计算：
Rs＝K1K2 K3Re＝1×0.75×0.95×30＝21.4T/根 式中：Rs:支柱实际可能达到的工作阻力T/根
R e:支柱额定工作阻力，30T/根 K1 :支柱下缩系数，单体液压K1＝1； K2 :支柱工作阻力系数0.6---0.9，取平均0.75； K3 :支柱完好系数，单体液压K3＝0.95;
（3）顶板的支护密度计算:
Q＝P/Rs=13.33÷21.4＝0.62根∕㎡ 式中：Q：支护密度；根∕㎡ （4）柱距计算：
α＝Mn/（Q× E大）＝4÷（0.62×4.8）=1.34m 式中：α：柱距，m；
Mn：支柱排数，应取最大控顶距时的最少支柱排数； E大：最大控顶距。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 12 -
结果：当α=1.34＞0.6m为保证本工作面的支护强度及安全生产，本工作面采用单柱支护，柱距为0.75m，排距取0.8m，符合支护密度要求，为加强头、尾支护，头、尾10m支护段采用对柱支护，柱距为1.0m，排距0.8m。
（5）合理控顶距的选择，采用“四、五排管理、见五撤一”的管理方式，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为4.0m。
（6）工作面采用单体配木板帽，每柱一帽。下料道和皮带道的超前支护采用单体配木板帽。
2、支柱选择：
单体选型必须做到支设最大高度小于单体支柱设计最大高度0.1m，支设最小高度大于设计最小高度0.2m，严禁超高使用。
A：支柱最大高度：
H大=（M大-b）×1.1=（0.81 -0.05）×1.1+0.1=0.936m 式中：H大——支柱最大高度（m） M大——煤层最大采高（m） b——顶梁厚度0.05 m B:支柱最小高度
H小=M小-S-b-a=0.77-0.01-0.05-0.1=0.61m 式中：H小——支柱最小高度，m M小——煤层最小采高0.78 m
S——放顶线支柱最大可缩量，取0.01 m b——顶梁厚度0.05 m a——支柱卸载高度0.1 m
故选择使用DZ-800、DZ-1000型单体支柱。 二、乳化液泵站
（一）、泵站选型、数量
乳化液泵型号为RBW80/200型，数量2台（一台使用一台备用）；乳化液泵箱一台（即两泵一箱）。
（二）、泵站设置位置
南三采区右四片工作面液压泵站布置在皮带道车场，距工作面切眼240米左
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 13 -
右。
（三）、泵站使用规定
1、乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，经过培训、考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。
2、乳化液泵、乳化液要处于水平稳固状态，泵箱位置要高出泵体100㎜以上。两台泵站要交替使用，一台工作，另一台必须及时检修使之处于完好状态。
3、压力保护装置必须牢固、可靠、齐全，损坏的及时更换，泵站的自动卸载阀严禁随意调整，其输出压力必须保持在18MPa以上。
4、液压系统不得漏液，损坏的管子及密封件要及时更换，截止阀必须装齐，U型销必须齐全并牢固，不得用其它物品代替。
5、泵站司机必须坚守岗位，发现异常情况应立即停泵，及时查明原因，处理完好后方可继续开泵。
6、开泵时首先要打开卸载阀空载启动，观察电机转向正确后，方可逐渐关闭卸载阀。
7、停泵前打开卸载阀空载停泵。拆卸供液系统必须停泵并将液压系统卸载。并切断电源。
8、每班必须随时使用配比仪对乳化液浓度进行检查，以保证乳化液浓度在2％--3％，并且每班至少三次的乳化液浓度检查，按规定填写乳化液泵站工作日志。
9、每次开泵前必须检查泵站的油位和液箱的液位，油槽内润滑油合格，油绳放置合理并有合格的过滤网。
10、乳化液箱中自动配液的液位开关灵敏可靠，自动配比，自动加水，泵站不得长流水。
11、巷道内供液管路吊挂整齐，工作面管路用铁丝绑在护管柱上，保证供液、回液畅通。对各管路不得挤压、硬拉，严防爆破损坏。
12、泵站乳化液箱每月清洗一次，过滤网每周清洗一次，乳化油箱必须加盖，不得敞口，防止污物进入泵箱及液压系统。
13、泵站应在完好状态下工作，发现异常及时停泵检查，处理好后方可工作。 14、检查泵站时，必须关闭截止阀，并要把相应电源开关打在停止位置上，并有专人看管，油泵加盖后，不准随意打开。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 14 -
第二节 工作面顶板控制
一、正常工作时期的顶板支护方式
工作面安装单体液压支柱（头、尾10m支护段对柱，工作面其余支护段单柱），对顶板实行全部支护垮落法控制。最小控顶距为4.0m，最大控顶距为4.8m。
采用追机移溜的方式保证对顶板进行及时支护，即上（下）端头向下（上）割煤→移溜→下（上）端头向上（下）割煤→移溜→打设支柱→回柱放顶。正常移溜滞后采煤机后滚筒不少于15m，并确保弯曲段长度不小于15m。
（一）支护结构尺寸要求：
1、排距为0.8m、柱距为0.75m，单柱支护。
2、头、尾10m支护段排距0.8m，柱距为1.0m，对柱支护。 3、单体为“四、五排”打设，见五撤一。 （二）工作面支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强单体的支护强度，确保支护质量，单体初撑力不得小于90KN。 3、工作面支柱严禁歪斜，否则，要及时调整，支柱要确保达到初撑力。 4、工作面支柱排成一条直线，误差不超过±50mm，工作面支柱柱距符合规定。 5、人员在工作面行走时，必须在第一、二排支柱内，同时注意观察硬帮煤壁活动情况及顶板落石情况，发现异常时，立即躲入有效的支护内。 二、正常工作时期的特殊支护方式
1、工作面及两巷冒顶处理方法及安全技术措施 （1）刹顶工作要由段长或值班副段长统一指挥。
（2）刹顶前必须敲帮问顶,人员站在安全地点用长把工具（不小于1.5m）处理完悬矸、危岩，要有专人监护,确定无掉顶危险后方可作业。
（3）刹顶前必须采取临时支护，严禁空顶、空帮作业。要看清退路，确保发生意外及时躲避。
（4）刹顶前应提前打好扶手,留好退路，装顶时要从冒顶的一端向另一端依次装顶，严禁两端同时作业，并派有顶板控制经验的工人监护顶板。
（5）刹顶时，无关人员不得在冒顶区域的下方行走或逗留。
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（6）刹顶时，必须将工作面刮板输送机停电闭锁，并有专人看管闭锁。 （7）装顶人员协调一致，不得随意或误操作。 （8）刹顶按以下步骤进行：
①在煤壁侧挖柱窝，用合适单体做腿打牢板梁，并用小料刹紧煤帮。 ②然后在板梁上方装木垛将顶板接实，木垛要挤紧煤帮，以防片帮。 ③木垛之间用长料连接，保证木垛的整体性。 ④给单体注液直到升实顶板。
2、防止煤壁片帮及煤壁片帮的处理方法、措施
（1）割（推）煤后应尽快打柱、及时维护新暴露出来的顶板，不论顶板好坏，禁止全工作面割（推）完后打柱。
（2）工作面片帮深度超过1.2m时，要利用板梁或圆木，一端插入支柱的顶梁前端上方，另一端抵住煤壁，并利用单体液压支柱打贴帮柱。
（3）穿板梁时，要严格敲帮问顶制度，撬掉危岩悬矸，并将工作面刮板输送机停电闭锁，由有经验的工人移柱。并由专人观察顶板。
（4）在已发生片帮的地段，要停止割（推）煤。立即采取措施，加强断面维护，防止因片帮增加断面空顶面积而发生冒顶事故。 三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离
1、移溜与机组后滚筒距离不小于15m，溜子弯曲段长度不小于15m。 2、循环内机组第二次割煤与打柱必须保证20m内。 3、打柱的位置与移溜的位置距离不得大于15m。 4、放炮工序不能和其它工序平行。 5、单体支柱的使用管理
（1）段队设专人对工作面单体支柱清点清楚，损坏的支柱要及时更换，换下的要运到巷道指定地点，及时升井。单体支柱使用超过8个月或换新面时，必须进行检修，进行压力试验，合格后方可使用。单体支柱要上号，对号入座。
（2）新柱进工作面前要将支柱立起，注液放液三次，放净柱内的空气，检查三用阀安装是否牢固，防止打出伤人。
（3）三用阀注液口对向采空区，支柱手把朝向倾斜上方。
（4）注液要班班进行维修，保证不缺密封圈，不漏液，零部件齐全完好，
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如损坏及时更换，用完后要将和管盘放在材料道内，严禁乱扔乱放。
（5）注液前先将阀口冲洗，冲掉煤粉，再将注液插入三用阀中，进行注液，当支柱快接顶时，暂停注液，调整迎山角度到2—3°再进行注液，使支柱初撑力达到90KN。拿下注液，观察支柱3—5秒钟，发现卸载及时更换，防止倒柱伤人。单体支柱三用阀必须为防水三用阀。三用阀使用期不超过一年，使用的三用阀均应建立维修卡片、台帐，并逐个试压，严格把好三用阀配件进货关。在维修检测中，对部分零部件质量较差，阀体有伤痕、丝扣滑丝等影响安全生产而无修复价值的应及时报废。
（6）单体支柱不准超高支设，活柱要留有50mm的伸缩量，当采高过低，支柱活柱伸出部分不足200mm时，要更换小号单体或卧底使用，使活柱伸出部分在150mm以上。
6、单体支、回柱工
（1）支柱工严格按施工图中所规定的端头支护、超前支护尺寸进行施工，要保证支柱的数量、质量。
（2）打设支柱时，要保证每柱一帽，严禁打光头顶子。打设支柱时，首先要敲帮问顶，观察顶板情况，有危险时立即处理，用长把工具（不小于1.5m）将浮石去掉，待安全后方可支柱。
（3）支柱要接顶接底，必须达到初撑力。在顶板破碎处及有抽条石、鸡窝顶的地方挑上梁子，并用圆木或半圆木刹实，保证一梁两柱。
（4）支柱要上尺、上线、上号管理。
（5）打柱前要认真检查支柱，若有损坏、失效的支柱不得使用。
（6）工作面上、下巷巷尾，单体支护在顶板压力较大难以支护顶板以及悬顶面积超过10㎡时，要打丛柱维护顶板。
（7）新入井或修复后的支柱，在支柱打设前，应将内腔空气排尽，方法是注液卸载反复数次，直至排尽气体为止。
（8）注液前，应用注液对三用阀嘴进行冲洗，以免煤尘进入阀内。 （9）使用的高压管路和注液都要悬挂好，并检查管路系统是否处于完好状态（有无破损漏液等）及注液是否好使。
（10）超前支护必须打成直线，保证超前支护距离不小于20m。顶板完好时，
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打单体配带帽支柱；遇顶板不好处必须打一梁两柱棚子，每米一柱，并刹好顶板，支护长度不少于20m。上下巷安全出口，必须保证不小于1.6m高度。
（11）上、下巷巷尾回柱放顶必须在支护完整，头尾支柱移完后，确保作业地点安全的情况下进行，回柱前要敲帮问顶，挑落浮石，清理好作业地点的杂物，清出退路，确保退路畅通无阻。
（12）回柱工要两人一组协同作业，一人撤柱，另外一人观察顶板情况，发现不安全隐患，及时通知撤柱人员采取防范措施，不准单人撤柱。
（13）卸载手把系一条不小于2.5m长绳，远距离操作；撤柱时先挂好绳钩后卸载，待支柱下缩迅速拽倒支柱，顶板稳定后，方可拽出柱。撤倒的顶子要用绳套或长把工具拉出，绳套不短于2.5m，长把工具不短于1.5m，回撤人员要在软帮第三排支柱以内安全地点进行操作。
（14）回柱过程中若顶板突然来压，应立即停止作业，补打单体支柱、戗柱 或木垛，待顶板稳定后再回撤。
（15）严禁回柱人员进入空顶区取柱，要用绳套或铁钩（不小于1.5m）拉出，顶子被压住，应打上临时支护再进行处理。不得进入空区抠顶子。在回撤过程中，若有缺柱或有失效的支柱，应先补齐后，在完整支护下方可进行回撤。
（16）对顶板破碎处，必须打好临时支柱，在支护掩护下作业，不得冒险硬撤。对难以回撤的支柱，必须用木柱替出。
（17）活柱不落或被“压死”时，要打好替柱，再在柱脚顺回柱方向掏沟或用1.5m以上的长柄工具穿碎顶板，然后拉出支柱，最后回掉替柱。 四、特殊时期的顶板管理
（一）下料道处理巷尾悬顶措施：
根据《煤矿安全规程》规定：悬顶距离超过作业规程规定规定的，必须停止采煤，采取人工强制放顶或者其他措施进行处理。根据本煤层其他工作面回采时空区悬顶垮落面积为30㎡左右的规律，要求本工作面必须在空区悬顶面积达到30㎡时，在加强支护的前提下，开始进行强制放顶作业，特制定如下措施：
1、严格按照规定要求拆卸锚杆托盘。
2、当巷尾空区悬顶面积小于10㎡时，将第五排单体回撤后，打在第四排单体之间，形成密集切顶状态。
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3、当巷尾空区悬顶面积超过10㎡小于30㎡时，将第五排单体回撤后，在第三排和第四排单体之间紧贴第四排单体进行打设，使巷尾末排单体变为丛柱支护形式，每四棵单体为一丛柱。在空区悬顶达到25㎡时，开始在巷道内与硬帮煤壁一齐处开始进行第一次强制放顶作业。
4、当巷尾空区悬顶面积达到30㎡时，空区悬顶仍未垮落时，末排丛柱加打一棵单体，使末排丛柱变为五棵单体为一丛柱，进行加强支护；并继续在巷道内与硬帮煤壁一齐处进行强制放顶作业，并且每隔6个循环进行一次强制放顶作业。
5、当巷尾空区悬顶面积≥50㎡时，在进行上述强制放顶的前提下，在巷尾密集丛柱之间使用道木打设间距2.0m的木垛，进行加强支护，并且每推进8个循环打设一排如上木垛。
6、进行如上操作时，如有需要进行通风构筑物建设时，必须听从瓦检员的指挥。为保证工作面在强制放顶过程中的安全施工，具体措施如下：
强制放顶工艺 1、打眼工具
强制放顶时采用锚杆钻机打眼，打眼深度为3.0m，配置好风管、水管等。 2、炮眼布置
（1）工作面尾强制放顶时要求沿硬帮煤壁打一排3个强制放顶眼。 （2）工作面尾炮眼距轨道顺槽上（下）帮0.5米，由上帮向下帮呈一线布置，形成一排，炮眼间距1.0米，眼深3.0米，每眼装药量1.2kg，封泥长度不低于1.0米，并使用炮泥及水炮泥；必须正向装药、正向爆破。
3、爆破方法
采用串联预裂松动正向爆破，一次打眼，一次装药，一次起爆。炸药采用煤矿许用三级乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管。FD-150X型发爆器，正向起爆。
强制放顶施工顺序及注意事项
1、施工顺序：预先在尾部超前支护内选择打眼位置→安置打眼设备→打眼→装药、联线→撤出人员进行放炮→检查巷道内支柱发现崩倒及时补打。
2、注意事项
（1）由于是顶板预裂性爆破，当工作面推进4.8m（六个循环后），还未垮落时，可按上述顺序重新再次打眼、装药、爆破。
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（2）工作面尾部强制放顶放炮作业时，严禁其他地点同时爆破作业。 （3）预先在工作面尾部超前有效支护内完成装药、联线后，开始撤出人员进行放炮。
（二）过断层措施
根据地质资料分析，本回采工作面切眼内有f1、f2两个正断层。断层在工作面推进过程中必须在此范围内以爆破方式进行挑顶及拉底作业，由于断层附近顶板不稳定，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，特制定如下措施：
一）放炮措施及炮眼布置：
1、接好打眼所需的风管、水管、风钻等用具，在断层位置开始打眼，炮眼布置见图，放完震动炮后，按正规生产工艺组织生产，每一茬炮后割煤两刀。
2、炮眼布置
（1）炮眼布置：打眼时根据岩厚确定炮眼布置方式，一般情况下只打底眼。岩层厚度、硬度增大时，可增打上眼。
（2）底眼距底板200mm，上眼距离顶板100mm，三花方式布置。
（3）炮眼间距1000mm，炮眼水平角80°，垂直角度75°，眼深1000mm，装药量2卷/眼。
3、爆破说明
（1）炸药：3级煤矿许用乳化炸药 （2）雷管：1-5段毫秒电雷管 （3）起爆器：MEB-200型放炮器 （4）放炮母线：2芯放炮母线 （5）装药方式：采用正向装药
（6）封孔要求：封孔使用水炮泥和炮泥，封孔时先封200mm炮泥,然后装一块水炮泥，再用炮泥将孔封满填实。封泥不满的炮眼严禁爆破，严禁用煤粉、块状材料作封孔材料。
（7）联线方式：串联
（8）放炮个数：一次放炮不超过5个，一次装药一次起爆。 （9）炮眼间距及装药量应根据工作面断层揭露情况进行调整。 4、打眼说明
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（1）打眼前，先检查风钻及风、水管路情况。重点是润滑、活接连接、风水管路是否畅通、风管不得有跑漏风现象。当确信无问题时方准使用。
（2）打眼由三人一组，二人操作，一人掌握安全。
（3）打眼时，钎子不准上下左右移动，以免造成闷气断钎伤人。 （4）打眼时，工作人员衣袖口要扎紧，并系好钮扣。 5、放炮管理
（1）打完眼，要把风钻、管路、钎子撤到工作面上头（或下头）盘放整齐后，方可装药。
（2）装放炮前，班组长必须详细检查放炮地点的顶板、顶煤、煤壁和支柱情况，要求采煤机停放在距离放炮位置30m以外的安全地点。如发现不安全因素，必须立即解决，待处理好后方准工作。
（3）装配引药必须在顶板完好、支护有效、避开电气设备和导电体的放炮地点附近进行。严禁坐在火药箱上装配引药。装配引药数量，以当时当地需要的数量为限。
（4）炮眼深度，封泥及封泥量必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。 二）支护方式
1、上盘放顶，下盘卧底后，工作面采高控制在一米以内。 2、此段采用对柱支护，柱距0.75m，排距0.8m。 3、顶板接实。所有支柱必须有防倒绳。
4、此段采用炮采，超前工作面1.0m，支护到煤帮，留出煤机运行通道。 四）过断层安全技术措施
1、严格执行“敲帮问顶”制度，打眼前要注意观察顶板情况和煤壁片帮情况。工作面空顶处要及时进行支护，严禁空顶作业，作业时要有专人监护。
2、打眼时风钻前不准站人，眼定住后，要立即退到风钻后面。 3、风水管路接头必须保证牢固。
4、打眼放炮时，工作面所有设备必须停电，开关打零位闭锁。
5、用废旧皮带把放炮范围30米内的单体支柱及挡煤板内敷设的线路遮严，防止崩坏支柱和管线。
6、打眼及放炮必须严格按照《操作规程》的要求和炮眼布置图及爆破说明书
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进行。打眼时严禁套残眼或老眼。
7、放炮必须有专职爆破员担任，爆破员必须经过培训，取得操作资格证书，且持证上岗，严格按照规定进行操作。
8、爆破前必须把设备、人员撤到安全地点，带工队长必须安排专人在进回风两侧设好警戒，警戒距离距放炮地点不少于100m。
9、爆破工必须在警戒线外安全的掩护地点进行爆破作业，爆破工发出信号必须等5秒钟后再放炮。
10、放炮母线严禁使用明接头，放炮母线与电缆、信号线分开吊挂，并且母线严禁与导电设备及物体接触。
11、母线长度不小于警戒距离，符合规定要求。
12、起爆后如果未爆破，必须取下放炮器钥匙，将母线从放炮器上摘下，并扭结成短路，且必须等五分钟后才能进入采面内检查。
13、严禁一次装药分次起爆，严禁打眼与装药平行作业。
14、严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度及瓦斯管理制度，瓦斯浓度超限时严禁装药放炮。
15、放炮前，采煤机必须牵引到距离放炮地点30m外安全地点。若现场情况不能满足要求时，必须采取用废旧皮带遮盖等措施保护好采煤机。
16、放炮前后应坚持支柱进行二次补液，且放炮地点20m范围内必须洒水降尘。支柱初撑力不小于90KN。
17、放炮后若出现顶板破碎或冒顶事故，应按照要求及时进行处理。 五）其他要求
1、过断层期间必须按照地质资料认真分析工作面断层产状，及时调整回采工艺。
2、过断层期间要加强顶板管理，严格按照规程要求支护顶板。工作面采高、支柱方式应根据断层产状作相应调整，尽量减少破岩的高度。
3、严格按照工程质量标准进行支护，做到柱距、排距符合要求，所有支柱支撑有力。乳化液泵站的压力必须在18MPa以上，确保支柱达到初撑力要求。
4、班班坚持二次注液制度，支柱压力用压力表检测时不小于11.5Mpa。 5、检修班加强对采煤机、刮板输送机等设备的检修，确保正常生产。
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8、要加强现场组织管理，带班队长、小组长、安监员在开工前必须巡视工作面顶板、煤壁动态及全面的支护情况，发现问题及时处理并汇报队长，危险时，及时撤离人员。
9、全体人员必须学习本安全技术措施，严格按本措施和本工种《操作规程》要求作业。
第三节 下料道、皮带道及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
（一）下料道、皮带道的超前支护 1、支护要求：
（1）顶板完整时，下料道、皮带道的超前支护采用单体液压支柱配木板帽支护顶板，支护距离从工作面煤壁起不小于20m。
（2）顶板破碎时，下料道、皮带道的超前支护采用单体配两面平打设一梁两柱走向棚子，柱距为1.0～0.5m，并将顶板刹实，剎严。支护距离从工作面煤壁起不小于20m。
2、支护材料及支护密度：
（1）下料道超前支护使用两排DZ-2800型单体支柱配木板帽支护顶板，间距为1.0米，排距为2.2米。
（2）皮带道超前支护使用两排DZ-2800型单体支柱配木板帽支护顶板，间距为1.0米。排距为2.4米。
3、支护质量标准：
（1）两巷单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±50㎜。采用防倒绳把单体手把体连上，以防倒柱伤人。
（2）支柱应支到实底上，并做到有迎山角度（每 6°迎 1°），支柱初撑力不小于90KN。
（3）所有单体液压支柱三用阀方向，与巷道方向一致并朝向采空区。 （4）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。 二、工作面端头及安全出口的管理
(一)、工作面正常生产期间两端头支护形式
端头支护：工作面上、下端头支护为对柱，柱距为1.0m,排距为0.8m。
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巷尾支护：顶板完整时下料道采用4排12对单体配木板帽加强对顶板的支护，顶板不完整时下料道采用3排9对单体配两面平加强对顶板的支护；顶板完整时皮带道采用4排12对单体配木板帽加强对顶板的支护，（如工作面平、剖面图所示）。撤末排对柱后及时补打在前隔一排对应位置上，余下支柱外运至超前支护头打好。
（3）回撤上、下两巷单体之前要先清理加固好安全退路，并确保退路安全畅通。
（4）严格执行好“敲帮问顶”制度和“先支后回”制度。顶板破碎或压力较大时，必须打好临时护身柱，确保人员在安全的条件下作业。
（5）回撤单体支柱时，必须进行远距离操作，用长把绳（不短于2.5米）将单体液压支柱拉出，严禁堵塞道路。
工作面上、下巷安全出口的高度不低于1.6米，行人道宽度不能少于0.8m。 2、与其它工序的衔接关系
(1)工作面上下端头推移输送机后将特殊支护棚前移，不能超前或滞后。 (2)工作面刮板输送机机尾支护棚子前移或回棚时，采煤机、刮板输送机必须停电闭锁。
(3)人员通过上下安全出口时，提前检查行走路线顶、底、帮安全状况，严格执行敲帮问顶制度，确认安全后，方可通过。 三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面必须根据支护高度的变化选用相应高度的支柱（DZ—800、DZ—1000），必须做到支设最大高度应小于支柱设计最大高度0.1米，支设最小高度应大于支柱设计最小高度0.2米，严禁超高支设。
（1）支柱要建账统一管理，现场牌板与实物相符。
（2）支柱、板帽码放整齐，损坏的支护材料不得使用，损坏的单体及时更换升井。
（3）按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于轨道巷超前支护外顶板完好的地方，距轨道距离不少于0.5米，保持运输通道畅通。专人负责并挂好标志牌。
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第四节 矿压观测
一、矿压观测内容
南三采区右四片采煤工作面的矿压观测内容主要有：工作面单体液压支柱初撑力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱初撑力观测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，工作面初次放顶步距、基本顶初次来压步距及周期来压步距进行观测。顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。 二、矿压观测方法与内容
（一）工作面的矿压观测
采用单体测力计监测工作面支柱的阻力情况。每班工人在操作支柱时都必须将支柱升实，保证支柱的初撑力。每圆班由段队设专人对支柱的初撑力情况进行监测并记录。
（二）巷道的矿压观测
两巷的单体液压支柱采用单体测力计监测支柱的阻力情况。每班工人在操作支柱时都必须将支柱升实，保证支柱的初撑力。每圆班由段队设专人对支柱的初撑力情况进行监测并记录。
（三）支护质量监测
每旬由地测中心矿压组不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由队组负责立即整改。
监测内容要包括工作面支柱初撑力、煤壁片帮情况、端面冒落高度、采高等情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。加强矿压观测，成立矿压观测小组，切实掌握支护质量和顶板动态。两巷采用顶板离层仪监测顶板变化情况，开采前由深防办在两巷每隔100米安装一部顶板离层仪，下料道顶板离层仪第一部安设于距下料道入口约60m处，由外向内依次为第二…号；皮带道顶板离层仪第一部安设于距皮带道入口约50m处，由外向内依次为第二、三…号，安装后的顶板离层仪要安排专人每天进行测量并记录。
观测要求：
1、要求人员组织到位，观测仪器落实到位。
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2、对工作面整个生产期间都要进行矿压观测。 3、对两巷整个生产期间都要进行矿压观测。
4、每圆班测出的数据，及时整理、汇报，以便采取措施。
5、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，必须提醒工人采取措施。
第五节 工作面冲击倾向性评估
（一）地质概况
1、一水平南三采区位置及井上下关系
南三采区3煤层位于南三采区西部，北部为R16断层、东部为R6火成岩、南部为火成岩，西部为F2断层。下部为五层采空区，南山采区分5个工作面，目前已采2个，3个未采。地面为农田，地面标高为+93~+95m。井下标高，-120~-160m，采深213~255m。如图1.2、1.3所示。
2、南三采区煤层情况：3煤层，平均煤厚0.8m，上部以亮煤为主，中部为含炭较高的页岩，下部光亮煤。
3、南三采区顶底板情况 （1）3煤层
煤层基本顶：2.1m中砂岩，白色，分选良好，明显水平波状及交错层理。 煤层直接顶：0.8m粗粉砂岩，灰色，组织致密坚硬，含完整的植物化石。 煤层直接底：0.15m粗粉砂岩，灰色，含砂较高，含有大的植物干。 煤层基本底：2.45m中砂岩，白色，分选良好，下部变粗。 区域煤岩层柱状如图1.4所示。 4、南三采区地质构造概况 1、断层情况以及对回采的影响
本区域内为整体为单斜构造，煤层平均倾角为6°。F1正断层位于南三采区右二片下料道E2号点前4.2m（平距）处，H=0.13倾角60°走向N30°,倾向N360°
2、褶曲情况以及对回采的影响
根据巷道揭露情况，该工作面无褶曲构造。 3、其它因素对回采的影响
该工作面不受陷落柱影响。
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（二）影响冲击地压危险状态的开采技术因素及指数
根据开采技术条件、开采历史，煤柱、停采线等这些开采历史和开采技术因素，确定响应的影响冲击地压危险状态的指数，从而为冲击地压的预测预报和危险性评价，冲击地压的治理提供依据。
Wt2Wii1n12Wi1n2imax
式中：Wt2——开采技术因素确定的冲击地压危险指数；Wimax——表2中第i个开采技术因素中的指数最大值；Wi——采掘工作面周围第i个开采技术因素的实际危险指数；n1——开采技术因素的数目。
序号 1 表12 开采技术条件影响冲击地压危险状态的因素及指数 影响因素 因素说明 因素分类 评价指数 好 0 中等 1 W1 保护层的卸压程度 一般 2 很差 3 hz≥60m 0 30m≤hz＜60m 1 工作面距上保护层开采遗留的煤柱的水平W2 距离hz 0m≤hz＜30m 2 hz＜0m（煤柱下方） 3 实体煤工作面 0 一侧采空 1 W3 工作面与临近采空区的关系 两侧采空 2 三侧及以上采空 3 Lm＞300m 0 150m≤Lm＜300m 1 W4 工作面倾向长度Lm 100m≤Lm＜150m 2 Lm＜100m 3 d≤3m，或d≥50m 0 3m＜d≤6m 1 W5 区段煤柱宽度d 6m＜d≤10m 2 10m＜d＜50m 3 td=0m 0 0m＜td≤1m 1 W6 留底煤厚度td 1m＜td≤2m 2 td＞2m 3 Ljc≥150m 0 100m≤Ljc＜150m 1 向采空区掘进的巷道，掘进头接近采空区W7 的距离Ljc 50m≤Ljc＜100m 2 ＜50m 3 Lmc≥300m 0 向采空区推进的工作面，工作面接近采空W8 区的距离Lmc 200m≤Lmc＜300m 1 2 3 4 5 6 7 8
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序号 影响因素 因素说明 9 W9 向落差大于3m的断层推进的工作面或巷道，接近断层的距离Ld 10 W10 向煤层倾角剧烈变化（＞15°）的皱曲推进的工作面或巷道，接近皱曲的距离Lz 向煤层侵蚀、合层或厚度变化部分推进的工作面或巷道，接近煤层变化部分的距离Lb 11 W11 因素分类 100m≤Lmc＜200m Lmc＜100m Ld≥100m 50m≤Ld＜100m 20m≤Ld＜50m Ld＜20m Lz≥50m 20m≤Lz＜50m 10m≤Lz＜20m Lz＜10m Lb≥50m 20m≤Lb＜50m 10m≤Lb＜20m Lb＜10m 评价指数 2 3 0 1 2 3 0 1 2 3 0 1 2 3 根据上表，用上式来确定采区周围开采技术条件对冲击地压危险状态的影响程度及确定其指数Wt2。
（三）开采技术条件影响的冲击危险指数计算
表13 采区开采技术条件确定的冲击地压危险状态评定指数
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 影响因素 W1 W2 W3 W4 W5 W6 W7 W8 W9 W10 W11 因素说明 保护层的卸压程度 工作面距上保护层开采遗留煤柱水平距离hz 工作面一侧采空 工作面倾向长度100m~150m 区段煤柱宽度d≤3m 留底煤厚度td=0m 向采空区掘进，掘进头接近采空区距离Ljc 向采空区推采，工作面接近采空区距离Lmc 向落差大于3m的断层推进的工作面或巷道，接近断层的距离Ld＜20m 煤层倾角剧烈变化（＞15°）情况，无 向煤层侵蚀、合层或厚度变化部分推进的工作面或巷道，接近煤层变化部分的距离Lb 一水平南三采区 3 0 1 2 0 0 0 0 0 0 0 Wt2=∑Wi/∑Wimax 0.18 根据上表开采技术条件导致的冲击地压危险指数可知，从开采技术条件看，一水平南三采区3层冲击危险指数分别为Wt2=0.18，＜0.3，因此无冲击危险。故不按冲击采煤工作面治理。
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第六节 皮带道沿空留巷
南三采区右四片回采工作面在回采时皮带道需沿空留巷，从开切眼处开始留巷直至停采线。采用切顶成巷方法沿空留巷，留巷宽度为3.0m。为确保切顶成巷施工安全，按如下进行操作： 一、巷道加固支护及挡矸措施
工作面皮带道加固支护措施主要分为三段：一是工作面皮带道超前支护措施，即采用锚索对巷道进行超前加固支护；二是工作面皮带道留巷段柱后0～50m范围，工作面皮带道留巷采用“单体液压支柱+可缩U型钢”对巷道进行加固支护及挡矸；三是工作面皮带道留巷段柱后超过50m范围，采用可缩U型钢对巷道进行加固支护及挡矸。
（一）锚索加固支护措施 1、锚索加固支护相关参数：
（1）巷道宽度为3000mm，为了确保留巷顶板的稳定，在工作面回采之前提前采用一排锚索对整条巷道进行加固，锚索垂直顶板方向布置。
（2）距离中线1050mm靠近回采侧打设一排锚索，锚索间距1500mm。 （3）每隔50米安设一套锚索应力计。
（4）锚索直径为21.8mm，长度4200mm；锚索托盘规格：长×宽×厚：250mm×250mm×16mm。
2、锚索施工工艺：
（1）钻孔施工：严格按照相关参数定设眼位，采用Φ32mm钻头施工钻孔，钻孔直径32mm，锚索外露长度不大于300mm；
（2）打设锚索眼孔够深时钻机要反复升落2～3次，以便把眼孔内的碎矸冲洗干净。
（3）必须保证锚索的锚固效果,每根锚索使用2条Z2360锚固剂进行锚固，用锚索钻机边推进边搅拌，搅拌时间15～20s后停止搅拌，等待2～3min后撤下钻机。
（4）预紧力施加：锚索钢绞线锚固完成后，分别将250×250×16 mm托盘（顶板不完整时，使用0.5米长U型短钢梁，中间透孔，做为托梁）安装在锚索上，然后把专用锁具穿过锚索钢绞线，最后用锚索张拉机对锁具进行张拉，张拉力值
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 29 -
应达到300KN后，锚索打设完成。
3、顶板预裂爆破钻孔施工
（1）以巷道中线为基准靠近回采侧1350mm处巷道顶板，挂线施工，沿工作面推进方向，间隔500mm打设一个预裂爆破孔，预裂爆破孔为单排孔，使用手持锚杆钻机超前进行顶板钻孔施工。
（2）用坡度规量钻机角度，炮孔向回采侧煤壁倾斜，与铅垂线夹角为15°并加固钻机，使用直径为50mm的专用钻头进行钻进施工，钻进深度为3000mm，严格按照操作规程准确操作钻机，保证成孔平直度。
（二）工作面采空区内留巷段巷道支护及挡矸措施
1、为了防止周期来压时顶板垮落岩石冲入巷道，工作面端头第3排单体后方0～50m范围内采用可缩U型钢、单体液压支柱组成的挡矸桁架；工作面端头第3排单体后方50m以外范围采用可缩U型钢支护。
2、随着工作面向前推进，在预留巷道内沿预裂爆破孔打设1排可缩U型钢及1排单体，单体紧贴可缩U型钢里侧位置打设，使其与可缩U型钢处于同一横向线上，紧贴可缩U型钢排单体距上帮单体排距2.5m，贴帮单体柱距1.5m。两排单体滞后支护距离为50m，可缩U型钢上端插入爆破孔内，铅垂打设，在底板抠不小于200mm深的柱窝，将U型钢底脚放入柱窝内，柱窝间距1.5m，靠U型钢空区侧挂6mm焊接钢筋网，钢筋网之间使用8号铁线连接，钢筋网空区侧码设一层装有煤粉的编织袋墙，并用刹杆绑铁线固定，刹杆间距为1.5m。单体回撤后的范围内可缩U型钢支护结构保持不变。
3、巷道稳定后，撤除单体支柱后，视留巷巷道变形情况和垮落情况，对巷道进行整形；如果有漏风现象严重时，可进行喷射混凝土密闭，待下一工作面使用。
4、预留巷道内每组可缩U型钢使用两个U型卡卡紧，U型卡间距 0.5m左右，U型钢进行编号管理。 二、爆破预裂切缝措施
顶板锚索+大托盘加固后，则巷道顶板形成稳定结构，工作面安装时，已提前按设计参数紧贴回采侧煤壁在顶板施工完爆破孔，回采时按规定距离进行预裂爆破，形成切顶缷压预裂切缝线，根据现场钻孔岩性，具体爆破预裂切缝措施如下：
1、预裂切顶卸压爆破采用三级煤矿乳化炸药，药卷规格Φ29±1mm×300mm，
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 30 -
预裂爆破孔眼底装药2卷，正向爆破，间隔0.2米空气柱，外侧再装药2卷，正向爆破，封孔时紧贴药卷外端装设1管水炮泥，然后紧贴水炮泥装设粘土炮泥，粘土炮泥长度不小于1.5m。
3、超前工作面50m范围外进行爆破，逐孔依次进行预裂爆破，形成切顶卸压沿空留巷预裂切顶线。采用电雷管引爆（5米长脚线），一次性起爆6个爆破孔。
4、双向聚能管外径为42mm，内径为34mm，管长1500mm，每个爆破孔内放置聚能管2根，聚能管捅到孔底，孔口用炮泥、水炮泥封孔，装药量及封孔长度见表。
表14 爆破设计参数表
单孔炸药 编号 单孔聚能管（m） 单孔装药量（卷） 重量（g） 1-6 1.5 4 800 （发） 2 （m） ≥1.5 单孔雷管量 封泥长度 合计：每次爆破6个孔，炸药量为4.8kg，雷管6发；正向爆破；串联连线。 三、顶板支护及挡矸安全技术措施
1、每班作业前，必须由专职安检员和班长或跟班队干一同进行敲帮问顶，撬下顶帮危岩活矸。撬危顶时，一人看安全，一人进行，撬危顶人员必须站在安全的地点，并事先找好安全退路，撬下顶、帮危岩，待顶、帮围岩稳定，确认安全后方可进行作业。
2、工作面皮带道留巷段柱后0～50m范围内，采用由超后单体液压支柱、可缩U型钢组成的挡矸结构对巷道进行加固支护及挡矸时，必须确保挡矸桁架之间连接牢靠，确保不发生因连接不牢而出现的漏帮事故；挡矸结构必须随工作面液压支柱挪移而紧跟架设；单体及可缩U型钢紧跟端头支护第2排与第3排单体间进行铺设。
3、采用桁架进行挡矸时，可缩U型钢支撑在距上一可缩U型钢1000mm位置，下端放入沟槽内，并将可缩U型钢上方焊接的200mm长，φ30mm的圆钢插入炮眼内，使其与贴帮单体处于同一横向线上；当挡矸桁架支护超过150m后，撤除单体液压支柱（单体滞后支护距离为150m），并将撤除的单体液压支柱移动至超后支护段的最前方，重新打设组成挡矸结构。同时，紧贴可缩U型钢的单体液压支柱
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 31 -
间距为1000mm，可缩U型钢间距为1000mm，两者成对布置。
4、工作人员在进行留巷挡矸支护时，人员必须在顶板安全、有效支护的范围内进行作业。
5、在架设桁架过程中，必须采用专用紧固扳手进行连接固定，确保连接构件达到设计预紧力，确保桁架能形成整体的受力结构。
6、每班作业前做到班班检查，及时更换失效支柱，对初撑力低的单体液压支柱，必须进行二次补液加压，确保支柱达到初撑力。
7、采用单体液压支柱进行加固支护时，当顶板较破碎、有离层现象出现时，及时挑设3.0m的大拌，形成一梁三柱的棚子支护。
8、在顶板来压过程中，必须加强巷道变形观测，当发现巷道变形量大或其它异常时，必须立即向上级领导汇报，并采用如加密单体液压支柱或补打锚索等措施进行处理。
9、必须按矿压监测的要求，定时进行矿压观测，当出现顶板移层，巷道变形量大时，必须对相关区域采用加密单体液压支柱或补打锚索的措施进行加强支护。
10、沿空留巷内随着U型钢的打设，巷道内浮货必须清到底板并清到两帮，做到无淤泥杂物。巷道内支护完整、锚杆锚索无断裂失效，如发现局部地区出现顶板下沉量大、片帮、底臌等现象，应补打锚杆、锚索或加密单体液压支柱进行加强支护。
11、加强支护期间，所有作业人员必须做好“三不伤害”、“自主保安”工作。凡进入作业场所的作业人员，都要严格执行措施中的各项规定，严禁违章指挥和违章作业。
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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
工作面采用MG80/200-TBW采煤机破煤、装煤，SGZ630/150刮板输送机运煤，皮带道采用一台SGW-40T溜子和SDJ-150皮带机运煤。
（二）辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用1.0t矿车、JD-25绞车一台，通过下料道运进、运出工作面。 二、推移刮板输送机方式
推溜步距0.4m，弯曲段长度不小于15m，推移方向为自下（上）而上（下）： 1、采煤机向下（上）端正常割煤时, 按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移刮板运输机，至距离采煤机后滚筒15m处。
2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部运输机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁,成一条直线。 三、运煤路线
运输方式：工作面采用SGZ—630/150刮板运输机→SGW-40T溜子→SDJ-150皮带→南三采区皮带上山→4105皮带下山→4105上仓皮带道→煤仓 四、辅助运输线路
运输方式：地面→斜井→井底车场→-150运输石门→三五层运输巷→南三前石门→南三采区轨道上山→南三采区右四片下料道
附图：运输系统示意图。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 33 -
第二节 “一通三防”与安全监控
一、通风系统
风量计算
表15 通 风 设 计 表
计 算 依 据 1、按气象条件： Q采=Q基×K采高×K采面长×K温 2、按瓦斯涌出量：Q采=100×C×K 3、按二氧化碳涌出量：Q采=67qk 4、按火药量：Q采=10A 5、按人员数量：Q采=4N 需 要 风 量 Q采=147.8×1×1×1=147.8m³/min Q采=100×0.36×1=36m³/min Q采=67×0.03×2=4.02m³/min Q采=10×4.8=48m³/min Q采=4×28=112m³/min 6.风速校核 4×60×S均≥Q采≥0.25×60×S均 4×60×2.5≥147.8≥0.25×60×2.5 应配风量确定：148m³/min
说明：Q采-------采煤工作面需风量
Q基-------不同采煤方式工作面基本风量 K采高-----工作面采高调整系数
K采面长---工作面长度调整系数 K温-------工作面温度调整系数
q---------工作面回风巷风流中平均二氧化碳涌出量
k---------工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数 A----------一次爆破炸药最大用量 N----------工作面最多人数
附通风设计：
采煤工作面的需要风量（高瓦斯矿井采煤工作面）单位：m³/min （一）南三采区：
1、工作单位名称：高一（二）队 2、作业地点：南三采区右四片 3、计算公式：
（1）按气候条件：Q采=Q基×K采高×K采面长×K温
Q基:147.8 K采高:1 K采面长:1 K温:1
Q采:147.8
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 34 -
（2）按瓦斯涌出量: Q采=100CK
C: 0.36 K: 1 Q采:36 （3）按二氧化碳涌出量：Q采＞67qk q：0.03 k：2 Q采：4.02
（4）按一次爆破炸药最大用量: Q采＞10A （二级、三级乳化炸药所选风量）
A: 4.8 Q采:48 （5）按工作面最多人数: Q采＞4N
N:28 Q采:112
（6）按风速进行验算:15S均＜Q采＜240S均
15S均＜147.8＜240S均
（7）选取风量:148m³/min
（二）高瓦斯矿井采煤工作面风量计算有关调整系数一览表:
表16 K采高----回采工作面采高调整系数
采高(米) K采高 ＜2.0 1 2.0—2.5 1.1 2.5—5.0及放顶煤 1.5 表17 K采面长----回采工作面长度调整系数
回采工作面长度 K采面长 80---150 1 150---200 1.0---1.3 ＞200 1.3---1.5 表18 K温----回采工作面温度与对应风速调整系数
回采工作面空气温度(℃) ＜20 20--23 23--26 26--28 28--30 回采工作面风速(n/s) 1 1.0—1.5 1.5—1.8 1.8—2.5 2.5—3.0 K温 1 1—1.1 1.1—1.25 1.25—1.4 1.4—1.6 （三）备注: Q基=60×工作面最大控顶距与最小控顶距的平均值（4.4）×工作面实际采高（0.8）×70﹪×适宜风速（1.0）=147.8m³/min
Q基-------不同采煤方式工作面所需基本风量 K采高------回采工作面采高调整系数。 K采面长----回采工作面长度调整系数。 K温--------回采工作面温度调整系数。 S均--------回采工作面平均断面。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 35 -
Kg----------准备面和回撤面按回采面的50%配风。
（四）工作面选取风量为148m³/min。 （五）、通风路线
1、新风：-150东翼运输大巷→三五层运输巷→4103南三前石门→南三采区轨道上山→南三采区右四片下料道→工作面
2、乏风：工作面→南三采区右四片皮带道→南三采区回风上山→三五层集中皮带道→二采区主回风巷→东四皮带上山→-150东三总回风道→4209总回风道→东风井
（六）、通风设施管理
1、为保证该面通风系统的正常稳定，通风系统风门必须连锁，严禁两道风门同时打开。
2、皮带道入口处两道风门之间安设KGE42型语音风门报警装置。 3、推车经过风门时必须设专人站在安全地点打开风门，严禁冲撞风门。 附图：通风系统图。 二、监测监控系统
（一）、瓦斯检查
1、瓦斯检查员必须巡回检查，对电气设备点、工作面及回风流、上下隅角、采煤机前后、单体之间进行瓦斯检查。瓦斯检查员检查瓦斯次数每班不得少于三次，并认真填写记录牌。
2、当工作面发生冒顶时，必须对冒顶区的瓦斯浓度进行检查，以确保瓦斯不出现积聚。
3、瓦斯检查员必须将检查结果及时填写到瓦斯检查牌板上。 （二）、瓦斯监测
1、南三采区右四片安装监控系统时，在工作面回风隅角处（采煤工作面切顶线的煤帮处）安装瓦斯传感器T1；在皮带道（回风）距工作面5-10m范围内安装瓦斯传感器T2；在皮带道回风口处里侧10-15m范围内安装瓦斯传感器T3；瓦斯传感器应垂直顶板悬挂，距顶板（顶梁）不大于0.3m、巷帮不小于0.2米（上隅角甲烷传感器距巷帮和老塘侧充填带不大于0.8米，距顶板不大于0.3米。）顶板坚固无淋水的地方。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - 36 -
2、回风隅角瓦斯传感器报警浓度T1≥1.0％，断电浓度：T1≥1.5％，复电浓度：T1＜1.0％；工作面瓦斯传感器报警浓度T2≥1.0％，断电浓度：T2≥1.5％，复电浓度：T2＜1.0％；回风巷瓦斯传感器报警浓度T3≥1.0％，断电浓度：T3≥1.0％，复电浓度：T3＜1.0％。
3、工作面每班要领四个便携式瓦斯检测仪，时将便携吊挂在工作面回风隅角瓦斯传感器相同的位置与传感器一同检测瓦斯浓度，回风隅角便携瓦斯报警值为1.0%，一个挂在南三采区右四片下料道巷尾密集支护内（距切顶线0.2m、距巷道侧壁不小于0.2m，距顶板不大于0.3m的顶板坚固无淋水的地方），另一个带在值班段长身上；由当班机组司机携带便携式瓦斯检测仪，时将便携挂在采煤机上，便携瓦斯报警值为1.0%，时刻检测采煤机割煤时的瓦斯涌出量。
4、当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定断电并安排撤人，及时查明原因，进行处理。
5、各班值班段长必须随时掌握工作面瓦斯浓度的变化情况。
6、工作面做壁龛放炮时，必须由值班段长或放炮员将便携、瓦斯监测仪器掩护好，严禁崩坏。
7、当作业现场瓦斯浓度达到设置断电浓度时，瓦斯监测仪器必须能够自动切断工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
8、监测线要求全线吊挂平直，严禁监测线落地，电缆接头使用矿用本安接线盒或冷补，严禁冷包或者明接头。
9、监测队负责瓦斯监控设备的安装、调试和维护工作，传感器要每隔15天调校一次。
（三）、人员定位系统
1、南三采区右四片回采工作面下料道入口与南三采区轨道上山相交处安设一台KJ128A型人员定位读卡分站，对采煤工作面作业人员进行实时监测。
2、人员定位读卡分站应安设在交叉口上方支护良好、无淋水、无杂物使用方便的地方；接线盒应放在干燥、无淋水的地点，人员定位系统监测线应吊挂在动力电缆的上方，保持间距大于200mm，监测线吊挂平直稍有垂度。
3、监测工每天对所管辖区域的人员定位读卡分站进行巡检、维护，发现问题及时处理并汇报给值机员。
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附图：瓦斯监测通信系统图。 三、综合防尘系统
（一）、防尘管路系统
1、皮带道供水管路选用直径2吋的水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入南三采区右四片皮带道处安装闸门，给消防用水、泵站、防尘水幕和各转载点供水。
2、下料道供水管路选用直径2吋的水管，每隔100m设一个三通阀门，在水管进入南三采区右四片下料道处安装闸门，给消防用水及工作面采煤机喷雾和除尘水幕供水。
（二）、防尘措施
1、各转载点的设备开动时必须洒水喷雾，并要定时洒水扫尘。
2、放炮必须采用湿式打眼，并用炮泥和水炮泥封孔。爆破前后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘，出货时要洒水。
3、防尘水幕：在下料道距工作面煤壁50m内安设一道水幕；在下料道中部及下料道中距回风口50m处，各安设一道水幕；在皮带道中距工作面煤壁50m处，安设一道水幕，在皮带道中部及距入风口50m处，安设一道水幕。每道水幕的喷雾喷头不少于3个，且雾化良好，覆盖全断面。
4、采煤机割煤时，必须开启喷雾装置喷雾除尘。内外喷雾系统要防堵、防漏定期检查，使其达到良好的雾化和足够的压力；无水或喷雾装置损坏时必须停机。
5、对南三采区右四片皮带道的顶板及两帮的积尘每班冲刷一次，下料道的顶板及两帮的积尘每日冲刷一次，工作面及其它部位每班冲刷一次。
6、加强个体防护，工作人员要佩戴防尘口罩。 (三) 、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
1、在工作面下料道、皮带道各安装一组隔爆水棚，隔爆水棚水袋距工作面60～200m，并随工作面的推进而向外移动。
2、隔爆水棚必须安装在巷道的直线段内，距顶板和两帮距离不小于0.1米，距轨面不小于1.8米。
3、棚区长度不小于20m，每棚间距1.2～3.0m，按巷道实际断面计算，隔爆水袋水量按200L/㎡设计：轨道巷需要水量为200L/㎡×6.6㎡（断面）=1320L。
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皮带巷需要水量为200L/㎡×6.6㎡（断面）=1320L。
4、水内混入煤尘量超过5﹪时，必须立即换水以保证水质。 附图：隔爆设计图 四、防灭火系统
（一）监测系统
1、工作面进行回采时，回风巷一氧化碳传感器设在下料道中距第一个切眼口10～15米。
2、一氧化碳监测牌板检查内容包括：一氧化碳、瓦斯等各种有害气体和温度。 3、检查人员必须携带一氧化碳便携仪，将检查结果及时向通风区汇报，汇总后上报有关矿领导。
（二）防灭火措施 1、外因防火措施：
（1）回采面两道的消防供水管路可以和防尘管路共用，但必须保证供水系统稳定、可靠。
（2）严格杜绝火源。严禁将香烟、火柴等易燃物品带下井，严禁穿化纤衣服和戴电子表，严禁在井下拆卸矿灯；井下清洗设备使用过的棉纱、布头必须存放在带盖的铁桶内，有专人管理并及时升井，严禁乱扔、乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或峒室内。
（3）井下易燃物（如坑木、油料等）要放在远离电器设备及电缆的地方；井下油脂存放地点要求干燥整洁，无可燃物，两端20m范围内应采用不燃性材料支护，各机电硐室及配电点20m范围内严禁存放油脂；
（4）回采面两道如出现冒高点，施工单位要用不燃性材料接实，进行防火处理，检查人员实行挂牌管理，按规定定期进行防火检查。
（5）定期对消防器材和风水管路进行检查，并做好记录，发现问题及时处理；胶带输送机下的浮煤每班都要清理干净，胶带跑偏时应及时调整，防止胶带打滑和磨擦起火，不转的皮带滚筒要及时处理。
（6）乳化液泵、胶带输送机头、油脂、电气设备等存放地点附近20米范围内必须有2个干式灭火器，1个体积为0.5m³的消防沙箱以及长度不小于25米的消防软管等灭火工具；皮带必须使用阻燃皮带，机头不得堆放任何易燃物，皮带
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综合保护齐全。
（7）防止电气火花引起火灾，机电设备按照规定要求选用合格的熔断丝（片），正确使用漏电保护装置，以保证在电流短路、过载或接地时能及时切断电源。电器设备杜绝失爆现象，接线严禁出现“鸡爪子”、“羊尾巴”及明接头。
（8）电气设备着火时，先切断电源，在电源被切断前，只准用不导电的灭火器材灭火。凡首先发现火灾的人员都应采取措施快速、直接灭火，并立即报告调度室，说明事故发生的地点、性质和范围等情况，灾区人员迎着新鲜风流撤退。
（9）进风、回风巷必须畅通，绞车及其它物料的堆积不许超过巷道断面的1/3；当煤尘浓度接近30g/m³时，必须停止所有作业，进行洒水降尘；工作面及两道范围内严禁电焊。
2、内因防火措施：
（1）加强工作面设备管理，减少事故，加快工作面推进速度。
（2）根据现场需要，充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化碳的变化情况，实时检测巷道内一氧化碳气体变化情况，以掌握可靠的数据。
（3）利用埋设的束管监测系统进行监测采空区的各种气体变化情况，通过采样进行分析，瓦检员每天检查工作面及回风隅角CO浓度，并每周汇总上报，记录有档案，如发现异常及时上报通风区调度。
（4）任何人发现该区域各地点特别是回风隅角有煤油味或温度异常等自燃征兆时要立即向矿调度室汇报，以便及时处理。
（5）工作面在回采工程中，提高回采率，不得任意留顶煤开采，同时要把底板上的浮煤清理干净，减少采空区遗煤，上隅角坚持及时撤除锚杆锚索托盘，避免悬顶。
（6）监测中心在回风巷设好CO、温度等监测探头，检测探头的位置要符合规定，并按规定检查、校验监测仪器；对监测系统的数据及时进行分析，发现温度上升明显、CO浓度超过0.0024%或增加较快时，要及时汇报并采取有效可行的措施。
（7）加强通风管理，瓦检员每天检查工作面、隅角及回风流中的CO浓度。 （8）工作面回采结束后，必须在45天内对其进行永久性封闭，密闭墙都要严格按标准施工，确保每处密闭墙严密不漏风。
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（三）防灭火要求
1、在下料道和皮带道入口处内侧各设置一套防火门墙（由通风队负责），并储备足够数量的封闭防火门墙的材料，防火门墙的构筑应符合下列要求：
①、防火门墙必须采用不燃性材料构筑； ②、墙体厚度不得小于600mm；
③、墙体四周应与巷壁接实，其掏插深度不得小于300mm； ④、墙体无重缝、干缝，不漏风；
⑤、防火门门口断面符合行人、通风和运输要求。
2、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。
3、工作面及上、下巷发生火灾时，首先维持正常通风状态，进行直接灭火；同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面风量，以免形成火风压造成风流逆转。如果直接灭火无效时，则人员按照规定的避灾路线撤离，采取措施封闭火区，在确保安全情况下，尽量缩小封闭范围。封闭时，火源的进回风侧要同时封闭，否则先封闭上风侧，再封闭下风侧。
第三节 排 水
一、水文地质及安全评估
工作面内无钻孔，根据工作面上下巷实际揭露及南三采区右三片回采时工作面涌水情况，预计该工作面正常涌水量为3m³/h，最大涌水量为5m³//h。该区域附近水文地质条件简单，无水害威胁。
上下两巷无低洼点和淋水区域，无需设置水泵。 二、排水路线
该工作面正常涌水量和生产用水可自流到南三采区右二片及三片采空区。 三、防治水措施
1、工作面正常生产，顶板初次垮落及老顶初次来压后，涌水量可能增加；段队要注意观察涌水量情况，有异常及时汇报有关部门，采取相应措施。 2、在回采过程中，必须注意观察空区涌水量变化情况。防止突发的涌水，发
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现涌水量增加时，马上撤人，并向矿调度汇报。
3、在施工中如果遇到异常情况，如：顶板淋水、底板出水、煤岩壁挂红，挂汗、鸣叫、空气变冷、出现雾气、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等，必须停止作业。施工单位要及时上报有关部门，采取相应措施。如情况紧急，必须发出警报，撤出所有受水威胁地点人员。
4、发现煤岩变松软、潮湿以及炮眼渗水等异常情况，应停止放炮。如正在打眼时应立即停止钻进，并不许拔出钻杆，立即汇报调度采取相应措施。
5、工作面人员必须掌握如上述透水预兆以及本规程所规定的避灾路线、避灾自救的方法等基本知识。以便及早发现隐患，及时采取防范措施。
第四节 供 电
一、供电系统概况
供电方式：
1、如巷道布置图所示，南三采区右四片工作面MG80/120-TBW采煤机、 SGZ-630/150Z刮板机、照明综保1台、RBW80/200乳化液泵站两泵一箱；电源都来自南三采区KBSGZY-500/6移动变电站（1140V）；高压电源来自南三采区变电所。
2、南三采区右四片皮带道设备电源来自南三采区变电所，由KBSG-315干式变压器带馈电开关KBZ-400（660V）连接；其设备是SDJ-150皮带机1台、照明综保1台，低压电源来自南三采区变电所。
3、南三采区系统下料道设备电源来自南三采区变电所，由KBSG-315干式变压器带馈电开关KBZ-400（660V）连接；其设备是下料道JD-25绞车1台、40T溜子1台，低压电源都来自南三采区变电所。 二、安全技术规定
1、供电系统的设计，必须以其安全性、可靠性和经济合理性为设计原则。 2、系统内所有供电设施要严格按设计要求进行配备。 3、系统内所有供电设施的各种保护齐全、灵敏、可靠。
4、电站、开关其整定值均按供电设计进行整定，严禁随意调整。 5、电缆吊挂整齐，电气设备保持完好并上柱摆放。
6、每班检查各台电气设备的完好状态，杜绝失爆，各台设备均要上齐标志牌
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和整定卡。
7、风钻、照明综保每班试验一次。各种电气设备坚持使用煤矿规程规定合格的接地保护。
三、工作面设备参数表
表19 主要机械设备配备表 用 电 设 备 技 术 特 征 表 设备总台数 每台设备电机 3 额定电流(A) 起动电流(A) 设 备 名 称 MG80/200 -TBW 采煤机 SGZ-630/150Z 刮板机 电动机型号 额定 容量 (KW) 额定电压 (V) 功率因数 额定效率 4×YBCS2-40 YBCS2-22 1 2×40 22 1140 28 504 0.80 0.90 YBS-75 1 2 2×75 1140 47 658 0.80 0.90 RBW80/200 乳化液泵 YB2280M-4 2 1 75 1140 58 683 0.87 0.88 SDJ-150 皮带机 SGW-40T 溜子 JD-25 绞车 YBS-75 1 2 2×75 660 86.5 1035 0.85 0.88 YBS-40 1 1 40 660 46 276 0.84 0.88 YBJ-25 1 1 25 660 29 174 0.85 0.91 附图：供电系统示意图
四、其它详见《南三采区右四片供电设计报告》。
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第五节 通信、照明
一、通信系统
在南三采区右四片工作面刮板输送机机头、中部及机尾处安设控制载波电话，可用于送话和闭锁刮板输送机。皮带道40T溜子机头附近顶板完好处安装一台直通地面调度室的生产电话。 二、照明系统
南三采区右四片工作面下料道由移动变电站的照明综合保护开关引出照明线路向照明灯供电；皮带道由带式输送机机头处照明综合保护开关引出照明线路为皮带道和带式输送机机头的照明灯供电。上、下两巷每隔30米安装一处照明灯。
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第五章 劳动组织和主要经济技术指标
第一节 劳动组织
一、循环方式
日进5个循环，两个生产班各进两个循环，检修班进一个循环；循环进度为0.8m。
二、作业形式
采用“三八制作业”方式；采煤工作与检修工作在时间上的配合关系为“两班半采煤、半班准备”。 三、劳动组织
工人按专业分为若干组，跟随采煤机割煤而及时完成移溜、打柱、撤柱等各项工作，即为追机作业组织形式。
附表：劳动组织图表 四、循环作业组织措施
1、加强机电设备的检修，充分利用检修时间，检修好采煤机及其它电器设备，确保设备正常运转。
2、严格执行交制度和岗位责任制，班与班之间互相创造条件，积极组织搞好正规循环作业。
3、坚持正规操作，搞好质量标准化，杜绝各类事故的发生。
4、严格按照正规循环作业图施工，合理组织生产，实现正规循环作业。
第二节 作业循环
附图：正规循环作业图表
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第三节 主要经济技术指标
根据本工作面的地质条件及所使用设备等的现场实际情况，经过简要的经济技术分析，其各项经济技术指标如下表。
表20 主要经济技术指标表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17
项目 工作面长度 采高 煤层生产能力 循环进度 日循环个数 日产量 月进度 月产量 正规循环率 全队在册人数 回采工效率 坑木消耗 火药消耗 雷管消耗 乳化液消耗 油脂消耗 工作面回采率 单位 米 米（平均） 吨/平方米 米 个 吨 米 吨 ％ 人 吨/工 立方米/万吨 公斤/万吨 发/万吨 公斤/万吨 公斤/万吨 ％ 指标 136 0.8 1.08 0.8 5 587.5 90 13219 75 20 50 100 450 200 97
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第六章 煤质管理
一、煤质指标和要求
粘节性指数项目 数量 平均 精煤挥发份 37.35%—42.49% 38.75% 胶质层厚度 （1—8） 9-16mm 13.5mm 5-6 12.6%—23.68% 5.95%—12.83% 14.42% 8.74% 原煤灰分 精煤灰分 二、提高煤质的措施
1、特殊情况打眼爆破时尽量减少破坏顶底板厚度，以保证煤质。 2、采煤机割煤时，司机要控制好进刀幅度，不割顶、底板。 3、加强顶板管理，提高支护质量，杜绝冒顶事故的发生。
4、各转载点喷雾，采煤机内外喷雾做到开机开水，停机停水，降低煤炭的水分，以防水分超标。
5、加强工作面的排水工作，不允许刮板输送机拉水货；胶带顺槽顶板淋水量大的区段，要搭设防水棚防止水淋到皮带上；损坏的供、排水管路及密封要及时更换处理。
6、各转载点工人要加强岗位责任心，出现大块矸石(直径≥150mm的矸石不准上皮带)或其它杂物必须停机处理。
7、健立健全各工种煤质管理制度，矿、队共同负责该项工作，保证工作面拉出的煤时时优质。
三、提高煤炭采出率措施
1、工作面采高达到规定要求。
2、设专人清扫工作面和顺槽运输机溢出的浮煤。
3、在过地质构造时，适当地采取措施，避免留顶煤或底煤回采，以提高煤炭采出率。
4、工作面浮煤必须清理干净（2㎡内浮煤平均厚度不得超过30mm），生产过程中每循环都要清理浮煤，严禁停机后一次性清扫。工作面配够清煤工，清煤工配齐铁锹等工具，将散煤清理干净。
5、工作面收尾时不能随意增大保护煤柱，特殊情况经上级主管领导批准。
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第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
一、一般规定
所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》有关规定。严禁违章作业、违章指挥、违反劳动纪律。
1、坚持“安全第一、预防为主、综合治理” 的安全生产方针，坚决贯彻执行上级各项安全生产方针、，克服麻痹和侥幸心理，发现不安全因素立即处理，隐患不处理不准生产。
2、严格执行三大规程及上级有关安全技术措施规定，严禁“三违、三松”，所有工作人员都必须认真学习《南三采区右四片采煤工作面作业规程》，经考试合格后方可上岗工作。
3、各岗位人员必须经过专业培训，取得上岗证后方可持证上岗。
4、入井人员下井前一定要休息好，保持旺盛精力，严禁喝酒，不能带着思想情绪下井。
5、入井人员必须按照规定佩戴好安全帽、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草火柴等易燃品，严禁穿化纤衣服下井，严禁戴电子表或其它非防爆电子产品，井下严禁无故把矿灯熄灭和甩灯。
6、乘罐笼要站稳握牢，严禁嬉戏打闹，严禁把头、手脚或携带的工具伸出罐笼外面，严禁向井筒内扔东西。
7、乘人车时严禁拥挤，人车未停稳或已发出开车信号严禁再上下车，严禁在人车行进过程中爬上跳下。
8、行人只准走人行道，有车经过时行人提前在巷道较宽处暂停躲避，严禁与车同行。在大巷交叉口和拐弯处要注意警戒灯和语音提示，及时躲避来往电机车。在大巷中遇到电机车时要站立在巷道的一侧，待电机车通过后再继续行走，站立地点避开道岔。
9、严禁跨越运行中的钢丝绳和刮板输送机，翻越胶带输送机一定要走行人过桥。
10、轨道运输坚持“行人不行车，行车不行人”制度。
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11、过风门后要随手将风门关上，严禁将相邻两道风门同时打开。 12、作业时衣襟袖口要扎紧，以免被机器转动部件咬住而发生意外。 13、所有人员在工作面行走时，严禁走电缆槽和刮板输送机道，并时刻观察煤壁情况，防止片帮伤人。
14、工作面人员作业时，必须坚持敲帮问顶制度，人员进入机道作业时，采煤机和刮板输送机必须停电闭锁，相邻5柱单体严禁动作，并设专人观帮看顶，片帮超过规定时必须支设贴帮柱，严禁空帮空顶作业。
15、加强现场管理，狠抓薄弱环节，以预防为主，各工作岗位人员必须做到先检查、后工作，先排除隐患，后开工。坚决做到“四不生产”（不安全不生产，隐患不排除不生产，安全措施不落实不生产，措施不签字不贯彻不生产。）和“三不伤害”（不伤害自己，不伤害别人，不被别人伤害）。
16、坚持一事故一分析制度，做到小事不过班，大事不过天，按照“四不放过”原则（事故原因不查清不放过，事故责任者和职工没受到教育不放过，防范措施不落实不放过，责任人没受到处理不放过。）和要求分清责任，接受教训，制定出措施，杜绝同类事故的发生。
17、人员在拆接风管时，必须将风管内的压风放净，且在放风时人员不得站在正对风口处，更不允许用手或身体的其它部位放在风口处测试风压大小，防止压风或压风内的杂质伤人。
18、井下工作人员必须精力集中，做好自主保安和互保联保。 二、安全制度
1、交时，上班值班段长、班长必须向下班值班段长、班长交清工作面存在的安全隐患及本班的处理方法、进展程度，两班的质量验收员要根据“工作面质量标准”对工作面的工作质量进行验收，特别是支柱的歪斜度、刮板输送机的直线段、两端头的维护质量、工作面的卫生清理等。各岗点工交接时要对设备的运转情况、存在的安全隐患要立即处理，否则不得生产。
2、开工前，当班值班段长、班长、安检员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面工作。所有工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁、液压单体等的安全牢固情况，发现问题及时处理。隐患未排除前，班组长和安检员不得离开现场。
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第二节 顶板管理
工作面顶板支护采用DZ-800、DZ-1000型单体支柱，采空区顶板采用全部垮落法管理。
一、工作面初生产措施
1、工作面正式生产前，必须按本面规程规定上齐通风设施、安全检测设备及防尘隔爆安全设施，并保证其正常使用，以确保工作面风量、风速、气体监控、防尘及隔爆措施符合标准要求。
2、工作面开采前，要分工种进行培训，使全队职工熟悉掌握所用设备的结构、性能、原理，并做到会操作、检查、维护，会排除故障。初生产前要组织队有关人员，按“设备完好标准”对所用设备逐台进行检查验收，发现问题及时处理。
3、初生产前要将煤壁侧浮煤、浮矸、杂物等全部清净，防止埋有单体、工字钢、锚杆等金属物料。
4、初生产前要全面检查采煤机、运输机、泵站、绞车等设备的各个注油部位是否按规定注油（油量适中、油号正确、油质良好），然后方可试运转。
5、初生产前依次对泵站、皮带机、运输机、采煤机逐台送电试车，待无问题后，方可全部送电联合试运转。
6、送电试车前，必须全面检查电气设备，各种开关、电机、接线盒、电缆必须符合防爆标准，杜绝失爆现象。“一通三防”、“综合防尘”及运输等各种安全监控设施、设备齐全，并符合《煤矿安全规程》及有关文件的规定。
7、工作面供水正常，运输机、采煤机冷却水和喷雾水的压力、流量达到要求。上、下巷要保证通风、行人、运输畅通、整洁卫生，备用物料码放整齐，符合标准化要求，做到文明生产。支护用料在上、下巷距工作面出口大于100m以外存放备用。初生产前及正常生产期间必须配备足够的油脂、易损件、工具、材料等。
8、采煤机割煤前，要先将溜子推直。采煤机空转5～10min，无问题后方可带负荷试刀，试刀无问题后，才能正常割煤进行回采。
9、初采期间为保证支柱支护高度，必须沿顶底板进行回采，必须保证回采高度在单体支柱的有效支护高度范围内（回采高度为0.8m），必须对工作面支护进行有效监测，确保支护有效性，严防冒顶事故发生。
10、保证巷尾支柱的数量和支设的质量，乳化泵站压力不小于18MPa。
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11、初生产期间，段队领导要现场跟班，随时解决出现的问题；开采前，要完成两巷的超前支护的打设工作，保证超前支护长度不少于20m。 二、工作面初次放顶安全技术措施
根据本区域采面的初次放顶经验，工作面初次放顶步距为18～25m，为保证初次放顶安全，特制定安全措施如下：
1、初采时工作面所有设备均能正常投入使用，工作面支护、端头支护、超前支护必须按规定打设齐全。初放期间，泵站压力要达到18Mpa，使支柱以额定的初撑力支撑顶板，支柱接顶良好，无浮石。
2、初放期间，每小班必须选出责任心强、有经验的员工负责观察顶板情况，检查支柱的支护质量，发现有危险征兆及时发出信号，工作面所有人员必须立即停止作业，采取防范措施。若险情继续发展，应尽快撤人到上（下）巷安全地点，若来不及撤出工作面时，应立即抱紧支柱，以防顶板冒落时产生飓风造成人员伤害。险情过后加强支护后，再合理组织施工。
3、初放期间，每小班必须保证端头及超前支护符合要求，巷尾支护必须打对柱，以保证巷尾切顶力，保证支护质量。若巷尾悬顶推进方向长度达到或超过8m时，巷尾撤下的支护必须补戗在末排柱上。
4、初采时当工作面推进10m时，沿工作面切顶线末排柱倾向每隔10米打设一棵直径160mm圆木作为信号顶子，并在圆木中间砍一个缺口深为圆木直径的1/3，每推进三个循环打一排信号顶子，直到初次放顶结束，信号顶子不撤。
5、40T溜子尾达到最大控顶距时，必须及时回缩至最小控顶距内。 6、初放期间，必须加强顶板管理，机组割煤后，及时打柱支护，割煤后顶板脱落处，必须及时打柱刹顶。
7、初放期间，必须严格执行现场交制度，交待清楚顶板来压情况。顶板来压时，要停止作业，将工作面人员撤到安全地点，待顶板来压过后，方准合理组织施工。
8、当工作面自切眼软帮煤壁平均推进10m时，若直接顶不垮落，必须将下巷尾密集支护末排每对对柱均加打一颗戗柱。
9、初采期间，应加强工作面工程质量管理，采高控制在0.7～0.8米，严禁超高，沿顶底板进行开采，确保工程质量班班达到“三直、一净、两畅通”。
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10、加强端头顶板管理，严格按规程支护方式支护并确保支护质量；上巷切顶排及时回撤放顶，并严格执行“先支后回”制度。
11、工作面推进30m后顶板还没冒落，必须采取人工强制放顶（另报措施）。 12、当整个工作面直接顶全部充分垮落，老顶初次来压后，经矿有关部门现场鉴定，确认该面初放已经结束，工作面方可按正常回采时有关规定执行。
13、初放期间，矿、区成立初次放顶领导小组，段队组织段干跟小班指挥，以保证兑规作业及放顶安全。
队初次放顶领导小组： 组长：宋英明 组员：
矿初次放顶领导小组： 组长： 张后生
组员：任玉民 刘绍文 李春林 姚海泉 谢宝鹏 三、工作面初次来压及周期来压措施
根据老顶初次来压步距的一般规律和本区其它采面的回采情况，初次来压步距确定为30～35m，周期来压步距为初次来压步距的1/3左右，为保证初次来压及周期来压顶板管理安全，具体措施如下：
1、工作面由切眼推进30m后，在老顶来压期间，工作面必须加强顶板管理，顶板管理的各项措施落实到位，严格兑规作业，严禁空顶作业。
2、在初次来压前，要保证工作面支柱的支撑力，提高工作面总支撑力。缺口及超前支护打齐。
3、初次来压明显时，工作面放炮、机组割煤、打设支柱等，顶板运动的工序都要暂停，待来压过后，顶板稳定时，方可重新作业。
4、超前支护齐全完整，做上、下缺口时，放炮后，及时打好临时支护，严禁空顶作业。
5、在工作面回采过程中，发现顶板下沉速度变大，且顶板下沉量大，支柱载荷普遍增大时，此时将发生老顶初次折断垮落，老顶初次来压时，必须严格兑规作业。
6、老顶初次来压期间，每班必须设专人负责工程质量，严保支护质量及兑规
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作业。
7、初次来压及周期来压直接影响工作面的顶板管理，生产管理。现场人员必须在回采中掌握好来压规律，由生产科组织对现场进行矿压观测，对来压进行预测预报。周期来压时，要执行以上相应规定。其它方面执行好初次放顶有关加强顶板管理的规定。
8、初放措施执行到初次来压结束。
9、工作面直接顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报。 10、工作面支柱必须达到初撑力。下料道、皮带道超前支护单体支柱初撑力不低于90KN，特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力及支柱状态，确保整体支护强度，预防冒顶；加强上、下端头顶板控制。 四、卸锚杆托盘措施
1、在工作面开采时,下料道内顶板预先打设的锚杆要随着工作面推进及时卸掉托盘（卸锚杆托盘必须在巷尾密集支护的第3排与第4排之间进行。但如果此范围内顶板破碎，为保作业人员安全，可以不卸），以便利于回采后顶板垮落,以免造成悬顶从而使隅角范围增大瓦斯积聚；皮带道因沿空留巷，顶板锚杆托盘不进行拆卸。
2、巷道中卸掉锚杆托盘的范围内，如果在回采动压影响下出现破碎，必须提前将带帽点柱改为棚梁支护，棚距为1.0米；并用木料将顶板背严刹紧。
3、采用力矩板手或卸锚杆机卸锚杆时，按照“由下而上、由里向外”的顺序进行，作业人员不得正对锚杆下方，预防顶板来压压崩螺帽伤人。必须两人操作，其中一人观察顶板状况，如果顶板下沉明显，应停止拆卸锚杆，顶板较破碎地点，禁止拆卸锚杆。
4、拆卸锚杆前，必须保证拆卸锚杆区域附近10米范围内单体的初撑力，并对其区域进行敲帮问顶，处理浮石和罩头后方可施工。严禁人员在无支护下提前拆卸锚杆托盘、螺丝、钢带。
5、顶板超高处，人员站在木方做的板凳（高度为0.8～1.0m）上进行操作时，板凳必须做到平稳、牢固可靠。
6、如果工作面发现顶板来压等现象，锚杆拆卸危险、困难时，段队必须及时向矿生产科汇报，待生产科对现场情况进行鉴定后，方可决定不卸锚杆。
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五、工作面及两顺槽支护质量要求
工作面工程质量要求“三直、一净、两畅通”（煤壁直、刮板输送机直、支柱直，上下安全出口畅通）。
1、交或验收工作面支柱和溜子时，一定要进行拉线。 2、工作面支柱与刮板输送机之间的浮煤必须清净。
3、工作面煤壁平直，与顶底板垂直；伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不得超过200mm；伞檐长度在1m以下时，其最大突出部分不得超过250mm。
4、工作面上下安全出口高度不低于1.8m，行人道宽度不小于0.8m，宽度不够时要及时进行调整；单体不准超高使用更不准出现坐垫现象。
5、乳化液泵和液压系统保持完好，不漏液、不窜液，泵站压力不小于30MPa，乳化液配比浓度必须达到3%-5%。
6、刮板输送机机头与40T溜子搭接合理：为保证底链不拉回头煤，搭接高度控制在350mm。
7、两顺槽内架设超前支护棚时，不得将管线夹在单体支柱与煤壁之间，以便于维护管线。
六、工作面防片帮、冒顶措施
（一）、防止片帮、冒顶安全技术措施
1、生产技术部门做好顶板变化情况的现场资料收集分析工作，超前进行地质预报；深防办做好矿压观测工作，及时、准确进行周期来压预报。
2、工作面周期来压期间，必须严格按要求加强顶板管理，工作面尽量做到顺平顺直，防止局部片帮过大产生冒顶。
3、断层带附近、顶板破碎带按最小控顶距管理顶板，合理组织劳动工序，加快工作面推进速度。
4、因采高变小采煤机难以通过时，严禁利用机组割岩，必须放震动炮，炮眼最小抵抗线不得小于500mm。放炮时，断层内顶板破碎带的顶眼应保持水平方向尽量减少对顶板的扰动；适当加大眼距，防止顶板震动过于破碎而冒落、漏空。
5、要加强支柱、液压系统的检修，确保支柱和液压系统完好，无漏、窜和自动卸载现象。乳化泵压力不小于18Mpa，以确保工作面支柱初撑力和支护强度必须达到规定要求。
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6、工作面及上下出口压力较大时，必须加强该处的支护，保持畅通；端头悬顶面积不得超过10㎡时，可根据情况按要求采用加密支护等措施加强端头支护。
7、严格执行“敲帮问顶”制度。每班开工前，跟班队长或班长要检查工作面的煤壁、顶板状况及上下安全出口的支护及水文地质情况，发现问题要及时进行处理。
8、备足半圆木等备用支护用料（不少于2m³），存放距离距工作面出口外不小于100m，物料码放整齐，保证通风和行人要求。
（二）、片帮冒顶处理措施
1、工作面出现冒顶时，架棚前，瓦检员要认真检查冒空区的瓦斯浓度。瓦斯浓度超过1.0﹪时，必须先采取措施进行处理，待瓦斯浓度稳定在1.0﹪以下后，方可进行片冒处理。
2、处理片帮冒顶时，班组长必须现场跟班指挥，派有经验的工人观察顶板，确认压力稳定后，方可进行作业。作业前必须准备好支护材料，清理好人员安全退路，设专人监护顶板及安全。作业时要保证专人支护，专人送料，专人监护，专人架棚或接木垛。并保持退路畅通。
3、处理片冒期间采煤机和运输机必须停电闭锁。采煤机应停放在距离冒顶区不小于20m顶板完好、坡度较缓的地段，停电，滚筒离合器打开，同时必须坚持“敲帮问顶”。
4、严禁人员在煤壁侧附近从事与处理冒顶作业无关的工作，确需在煤壁侧工作的，必须事先进行临时支护（带帽点柱，柱距1.0米），临时支护必须牢固可靠。
5、片帮冒顶处理方法 ：
（1）发生冒顶事故后，先将人员撤离危险区域，并向调度室汇报，通知有关领导。
（2）发生冒顶事故后，要对冒顶区电缆、设备及有可能发生瓦斯超限的区域进行停电。
（3）待顶板稳定下来后，处理冒顶时首先加固冒顶区上、下区段支柱，单体支柱顶长梁支护（一梁两柱），防止冒顶区扩大。
（4）处理冒顶区时，首先要先清理好退路，设专人观察顶板情况，用长把工
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具处理净浮石，打上临时支护后，人员方可到冒落区处理冒落的矸石，处理大块矸石必须用大锤砸碎或用风镐支碎，严禁用放炮的方式蹦碎，将碎石扔到采空区。
（5）处理完够打一排支柱的空间时，应及时打设支柱并带长钢梁，空隙用木头刹实刹严，要保证支柱有足够的初撑力。
（6）处理冒顶时，安排专人观察顶板，及时发现问题。工作人员也需加强自保意识。施工过程中要及时清理冒落的矸石及杂物，使用的木料、板皮要码放整齐，给施工人员留好退路。
（7）如片冒堆积煤矸量小，可开启输送机直接出货，但应注意防止矸石挤堆或矸石掉出砸到设备、电缆，输送机开启时冒顶区下方禁止有人，上方应有人与输送机司机保持联系。当片冒量大造成压溜，人工处理应注意加强职工安全防护和自保，防止意外受伤。
（8）片冒量较大时，要先将液压支柱间浮煤矸清除，保证工作面风流畅通。 七、打设锚索安全施工措施
1、检查开孔周围的情况，选顶板完整的地方开孔。
2、打钻眼前检查钻机控制开关是否处在关闭位置，油雾器是否充满质量良好的润滑油。
3、检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上之前要吹干净，管头与钻机连接要牢固，并用专用“U”形销固定，防止脱落伤人。
4、使用时要经常检查，发现异常情况，及时停机处理。
5、打锚索时，要两人进行，一人把钻打眼，一人开钻机，开钻机时，先开风，再开水，最后开钻机；停钻时，先停钻，再停水，最后停风。严禁干打眼，打眼时，要缓慢推进装置，将钻杆接顶，开钻缓慢钻进50-100mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。
6、钻进时，要求握力均匀，严禁顶弯钻杆，防止断杆伤人。
7、钻眼时，不要用手摸旋转的钻杆，操作者的衣服袖口要扎紧，衣扣扣齐，严禁戴手套。当钻眼完毕或接换锚杆时，收气腿，严禁用手握气腿，防止挤伤人员手指。接换钻杆时，不要挪动钻机，以保证钻机同钻眼同心，接换钻杆，换钻头必须使用管钳子。
8、领钎人员的衣服袖口要扎紧，衣扣扣齐，严禁戴手套，以防缠绕伤人。领
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完钎后，及时撤离到钻机5m远的安全地点，防止断钎伤人，并且负责监察施工地点附近的顶帮，发现异常及时通知作业人员撤离作业地点，退到顶板完整的安全地点，待确认安全后，方可继续作业。
9、锚索孔径大于锚索钢绞线直径6-8mm时，钢绞线锚固端头必须加缠绕12号软铁线0.5m，保证钢绞线锚固端同树脂药卷充分搅拌，增强锚固力。
10、钻孔完毕后，必须用水将孔冲洗干净，然后回撤钻杆，拿来相应长度索绳放入药卷，用索绳将药卷轻轻顶到眼底，将钻机、搅拌锚具、索绳连接牢固，然后均速开钻，将药卷充分搅拌；搅拌时间为不少于40s，完毕后用钻机推顶，等待时间15至20min，方可撤掉钻机；上好锚索托盘和锚索，紧固锚具，初次预紧力达到150KN，待40min后，在进行张拉上紧，复紧达到300KN扭力矩。张拉力达到300KN为合格，达不到300KN扭力矩时，必须在距此锚索周围200mm范围内顶板重新补打一套锚索。
11、张拉时，千斤顶必须与钢绞线，索线同一轴线，操作人员必须注视油泵压力表指数，油泵压力超过锚索设计张力的20%或压力表指针急剧上移时，停止张拉，油缸回位到底时，应立刻停止供油。
12、张拉时，除操作人员外，千斤顶5m范围内严禁站人，操作人员将千斤顶与钢绞线索绳充分铰紧后，必须撤到5m外安全区域操作，要求千斤顶与油泵之间必须大于7m，张拉完毕或换位张拉时，回撤千斤顶时，操作人员必须在临时支护下提前握好千斤顶，以防紧楔器提前松脱而摔到底板摔坏千斤顶。
13、在皮带上部打设锚索时，需使用平木板横铺在皮带架子上搭设好工作台，工作台要平整、稳定。严禁直接在皮带上作业。
第三节 防治水
1、本工作面涌水主要为基岩裂隙水，预计工作面涌水量最大为5m³/h。 2、根据地测部门提供的最大涌水量及正常涌水量资料，值班段长、班长、安检员要注意在工作面回采期间发现涌水和工作面空气变冷，顶板淋水加大，顶板来压、底鼓、挂红挂汗、水发浑、有水叫声等异常情况时，必须停止作业，查明原因，并汇报调度室，同时将工作面所有人员撤至安全地点。
3、上下巷内水沟必须设专人清理，保证水流畅通。
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4、上下巷内防尘消防水管，必须设专人检查维修确保每个接头不漏水。 5、工作面上下巷内低洼点处，如果积水过多（长度超过5米，深度超过0.2米），必须及时采用水泵将积水排出。
6、及时清理低洼处的煤泥，以保证低洼处水泵正常运转。
7、检修班要加强设备检修，保证通过低洼处设备正常运转，从而快速通过低洼处。
8、工作面机组停机时，机组内外喷雾及电机冷却水必须停止，单体泵站管路严禁长流水。泵管必须完好不漏液。
第四节 爆 破
一、打眼
1、打眼工应熟悉设备性能和使用方法，掌握作业规程炮眼布置、爆破说明书以及支护等有关规定，经过培训、考试合格后，持证上岗。
2、打眼前，首先检查风煤钻、管线是否完好；否则，不准操作。打眼时，管线必须悬挂好，不准拖在刮板输送机上。
3、打眼时必须两人操作，一人手持风煤钻进行打眼，一人在其后方控制风量阀门并负责拉移管线。
4、打眼开始前应详细检查爆破地点顶板、支护是否完好，煤壁有无伞檐、片帮危险，如发现不安全因素应处理后方可工作。
5、炮眼不准打在旧眼、残眼内、煤(岩)裂缝或节理上,禁止站在输送机上打眼,禁止用手或戴手套扶托钻杆。
6、风煤钻在使用中要精心维护,不得随意甩扔，搬运风煤钻时，必须卸下钻杆,要手提风煤钻手把，严禁在底板上拖拉风煤钻。严禁用输送机运送风煤钻、风水绳和钻杆。
7、遇有下列情况之一者应立即停止打眼，并向上级汇报，经妥善处理，确认安全后方可工作。
(1)风流中瓦斯浓度达到1.0%。 (2)有煤与瓦斯突出征兆。 (3)有透水预兆。
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(4)顶板来压，煤壁片帮严重时。 (5)支护不齐全，不牢固时。 二、爆破
1、爆破员必须经过培训，考试合格，取得操作资格证后，持证上岗。 2、段长对井下爆破作业直接负责,并对爆破员的领料单进行检查、签字,确定当班使用炸药为三级煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用瞬发电雷管。
3、爆破员向班长接受任务后,认真填写领料单。其内容包括当班使用炸药和雷管的品种、数量。持领料单到火药库领取炸药和电雷管，检查领取的炸药、雷管品种、数量及其是否与雷管编号相符,是否已经过期或严重变质。
4、操作程序
领取工具→领取爆破材料→运送爆破材料→存放爆破材料→装配起爆药卷→检查炮眼、瓦斯→进行处理→装药→撤离人员、设警戒→检查瓦斯→连线→做电爆网络全电阻检查→发出信号→起爆→爆破后检查→撤警戒→收尾。
5、打眼爆破前，应检查爆破地点顶板、煤帮、支护情况，缺柱少梁及时补齐，电缆、水管、液压支柱、通信、照明设施等要妥善保护好。装药时爆破员要使用炮泥和水炮泥。
6、封泥长度：
（1）炮眼深度为0.6—1.0米时，封泥长度不得小于炮眼深度不得小于炮眼深度的1/2。
（2）炮眼深度超过1.0米时，封泥长度不得小于0.5米。 （3）炮眼深度超过2.5米时，封泥长度不得小于1.0米。 （4）光面爆破时，封泥长度不得小于0.3米。
（5）有2个或2个以上自由面时，煤层最小抵抗线不得小于0.5米，岩层最小抵抗线不得小于0.3米。
7、炸药、雷管要分别距工作面50米以外，用专用箱分放并加双锁，两箱间隔20米以上；并置于支护完整、顶板完好、无积水、避开电器设备的安全地点，爆破时必须放置在警戒线以外。如当班有剩余要及时返回火药库。
8、爆破时，必须对爆破地点上下20米范围内煤帮、顶底板煤尘进行冲刷。爆破地点20米范围内瓦斯浓度达到1.0%时严禁爆破。严禁明火爆破、放糊炮、裸
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露爆破和短路母线爆破，采用串联方法连线，严禁反向爆破。
9、爆破前必须在通向爆破地点的各通道设警戒，距爆破地点距离不得小于100米。担任警戒人员切实负责，只有爆破地点来人通知方可撤警戒。
10、严格执行“一炮三检”和“三人联锁”爆破制度，坚持“自联自放”，谁装药谁爆破；工作面爆破前，爆破员、班组长、安检员都应在现场。爆破前必须把采煤机牵引到距离爆破地点50米以外的安全地点，并停止工作面输送机。
11、每次爆破后，待炮烟吹散后方可进入爆破地点。进入爆破地点时要检查顶板、煤帮、支柱情况，有不安全因素应立即处理。爆破员要认真检查工作面内残暴、拒爆情况，防止机组通过时引爆。
12、工作面若出现底鼓、压顶、过断层需要爆破时：
（1）若需拉底（挑顶）0.5—1.0米厚度时，打一排眼，眼距1.0米；超过1.0米时，眼距、炮眼密度为1个/㎡，每眼装药量为0.3 Kg；炮眼深度为1.0米，炮眼水平角度为85º。
13、爆破前必须对支柱及各种管线进行有效的保护，严禁崩坏。 14、出现下列情况时，严禁爆破：
（1）爆破地点20米范围内风流中，瓦斯浓度达到1.0%时。 （2）爆破地点20米范围内，有煤尘堆积飞扬时。 （3）工作面风量不足或风向不稳定时。
（4）工作面控顶距离超过规定，支柱损坏、支护不全、工作面有明显来压现象时。
15、从成束的电雷管中抽取单个时，不得手拉脚线硬拽。应将成束电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，并将脚线扭结成短路。
16、装配引药时必须遵守下列规定：
（1）必须在顶板完好，单体完整，避开电气设备和导电物体的地点进行。严禁坐在火药箱子上装配引药。炮头数量以工作面的炮眼数量为准。
（2）将成管火药上盖打开，将电雷管由药卷的顶部装入后盖好上盖，然后用电雷管的脚线将药卷缠住。并将电雷管脚线扭结成短路。
（3）必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。 17、装配引爆药卷数量以当时需要的数量为限。火药箱子内严禁放除火工品
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以外的其它杂物。
18、装药前，用掏耳勺清净眼内的煤粉。然后用木质炮棍将药卷轻轻推入眼内，不准冲撞和捣实。并用水炮泥、炮泥封好，封孔长度不小于0.5米。
19、装药后，必须把雷管脚线悬空并短接，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接触。
20、放炮必须使用放炮器，严禁放糊炮，严禁动力放炮。放炮器的钥匙，必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，爆破后立即将放炮器钥匙拔出，摘掉放炮母线并扭结成短路。班长、值班段长协助放炮员做好放炮工作。联线、检查线路只准放炮员一人操作。
21、放炮前，班长必须清点人数，确认无误后，方可下达放炮命令。放炮员接到放炮命令后必须先发出放炮警号，至少等5秒后方可起爆。
22、给电以后拒爆时，爆破工必须先取下放炮器钥匙，并将爆破母线从放炮器上摘下，扭结成短路，再等5分钟后方可沿线路检查，找出拒爆原因。
23、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待清楚。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，可重新联线起爆。
（2）在距拒爆炮眼0.3米以外打另一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，严禁将炮眼残底加深，严禁用打眼的方法往外掏药。
（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。
第五节 “一通三防”与安全监控
一、瓦斯防治
1、严格执行瓦斯检查制度，每班检查不少于3次，严禁空班漏检。 2、严格执行“一炮三检”制度，发现问题及时处理。
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3、工作面必须安设瓦斯自动检测断电报警装置，并且悬挂位置必须符合要求。工作面放炮时，由值班段长或放炮员将传感器移至安全地点并掩护好，炮后重新移设至规定位置悬挂，安瓦员现场监督检查。冲洗巷道时，必须掩护好传感器，防止被水淋湿损坏。
4、加强通风管理，防止瓦斯积聚，严禁超限作业。爱护通风设施，保证足够风量。
5、加强上隅角瓦斯管理，必要时两端头支柱须提前回掉一排及设风障吹散，如仍有瓦斯超限，必须采取措施处理。
6、运输巷须按规定安设瓦斯断电仪，在隅角处须悬挂瓦斯报警仪。
7、管理好风门，两道风门不得同时打开，有损坏的风门及时向通风区汇报。 8、加强对巷道维修及采面上下出口及两巷动压区的支护管理，保证其断面满足最大风量的需求。
9、工作面所有人员必须加强学习，掌握瓦斯管理、顶板控制及采空区管理的有关知识，提高自身防范能力。并且入井必须佩带自救器，而且熟练掌握使用方法。 二、综合防尘
1、各转载点设齐洒水喷雾装置并保持完好，做到开车喷雾；下料道、皮带道各设两道净化风流的水幕；喷雾水压达到要求。
2、上、下两巷必须保证水源、水压，定期冲刷巷道壁，减少煤尘堆积、飞扬。 3、采用湿式打眼，严格使用水炮泥，使其封口长度不小于0.5米。爆破地点周围20米范围内在爆破前后要洒水。
4、两巷杂物、片帮煤及时清理运走，以确保正常的通风断面。 5、做好个人防护，工作面内作业人员必须佩带防尘口罩。
6、下料道、皮带道内确保隔爆水袋齐全完好，并保证水质好、水量足。 7、每班跟班队长或班长都必须检查各种防尘设施完好情况，发现损坏必须及时维修。
8、各种防尘设施的安装维护都要有明确的负责人，严格执行交制度。 9、加强防尘设施管理，使用好各种防尘、降尘设施，不得拆除损坏，保证防尘用水量和水压符合要求。
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三、防灭火
1、入井人员不许携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服下井。 2、不带电检修、搬迁电器设备，防止引起电火花，产生火灾。
3、加强机电设备维护与管理，消灭一切外因火源，机电设备包机到人，责任到人，杜绝电器失爆。
4、加强设备的维护与保养，及时添加和更换润滑油，防止机械摩擦生热，保持良好的散热环境。
5、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚和煤尘超限。 6、严格按照前述要求，加强放炮和火工品的管理。
7、运输巷皮带附近必须放置2个干式灭火器并保证灭火器的完好。并且带式输送机机头前后两端20米范围内必须用不燃性材料支护。
8、工作面必须保持沿底推进，不留底煤，同时采空区侧的浮煤必须清净。如果发现井下着火，首先要切断电源，采取一切可能方法灭火并迅速和调度室、区值班人员联系，以便通知其它人员避灾。如火势太大，无法扑灭，要迅速带上自救器，有组织地沿避灾路线撤退，并通知任何一个可能受火灾威胁的人。 四、安全监控
1、工作面回风巷内要按规定安设瓦斯探头。对回采巷道的瓦斯浓度进行可靠连续监测，如果浓度超限报警时，立即采取措施进行处理，不得盲目生产。
2、所有的监控设备必须按期调试、校正，以使其真实反映工作面气体状况。发现损坏及时向有关单位汇报，及时维修。
3、工作面采煤机上必须安置完好的便携式瓦检仪，且必须正常工作。 4、工作面探头位置、数量、断电浓度及范围等由监控部门按瓦斯监控管理细则规定安装、设定及调校并要专人管理。
5、当发现风速异常时，通风区要及时采取措施进行处理，确保风流稳定。 6、任何人不得随意挪动、堵塞探头，影响其正常工作。必须在瓦斯检查员或监控部门专职电工的监督下挪动，且在移动过程中要轻摘轻挂。
7、工作面或其它工作地点安设的甲烷传感器出现突然停电、显示不正常、损坏等故障时，必须由现场跟班队长（或班长）用随身所带的便携式甲烷检测报警仪检查工作地点20m范围内的瓦斯情况，无异常后将便携式甲烷检测报警仪悬挂
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在原悬挂甲烷传感器的位置，进行连续监测瓦斯，并及时向调度室和信息监测中心汇报。
8、工作面在拆除、改变或检修与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线时，必须事先向信息监测中心和调度室报告数量及吊挂位置，征得信息监测中心和调度室的同意后方可进行。
9、瓦斯超限断电后、只有待其浓度降至复电浓度（小于1.0%）后方可人工复电。
第六节 运 输
一、人力推车规定
1、井下人力推车时，一人只准推一辆车。巷道坡度≤5‰时，同向推车的距离不得小于10m，巷道坡度在5‰和7‰之间时同向推车的距离不得小于30m，巷道坡度≥7‰时，严禁人力推车。
2、推车时必须时刻注视前方，在开始推车、车辆掉道、发现有人或障碍物时、接近拐弯处、巷道交叉口、风门处、或在坡度较大处向下推车时，推车人必须及时发出信号（大声喊叫或吹哨）。
3、推车工手不能放在车两帮上，而应握住固定在车的把手，以防被挤压；人员不要站在轨道中间，应该偏向一侧以便来车时能及时躲避；停车时必须使用木楔或阻车器等将车辆阻住，以防跑车。 二、绞车
1、绞车司机应经过培训，考试合格后方可持证上岗。 2、严格执行“行车不行人”“行人不行车”制度。
3、 绞车使用前先空转试运行，检查保险闸与离合器是否可靠，传动装置有无异常，发现问题必须及时处理。绞车的稳固必须有“四压两戗”六个顶子。
4、严格执行“一坡三挡”，即：平巷必须有阻车器；变坡点下20米，设一道保险门子；下山到平巷前20米设第二道保险门子。绞车运行中绳道不准有人；放车时，应与把钩工配合好，随推车随放绳，禁止留有余绳，以免车过变坡点时突然加速崩断钢丝绳，提升矿车时，车过变坡点后，应停车准确，严禁过卷或停车不到位。
南三采区右四片采煤工作面作业规程 - -
5、提升重载物体时，必须与提升绞车所允许的提升载荷相符；不相符时不拉车。注意绞车运行情况，发现下列情况时，必须立即停车，采取措施，待处理好后方可运行。
（1）有异常声响、异味、异状。
（2）钢丝绳有异常跳动，负载突然增大或突然松弛。 （3）压柱松动，电机有异常，有严重咬绳、爬绳。 （4）突然断电或有其它险情时。 6、把钩工操作顺序：
（1）运行前，联环→挂钩头→挂保险绳→发开车信号；停车后摘保险绳→摘钩头→摘大环。
（2）每次挂钩完毕后必须认真检查牵引车数及连接和装载情况；开车后要目送车辆运行，并正常使用挡车设施，发现异常时发紧急停车信号。
（3）牵引车数量超过规定、连接不良、装载物料超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁发出开车信号。
（4）摘挂钩时严禁站在道心，严禁头部和身体伸入两车之间进行操作；必须站在轨道外侧进行摘挂钩，距外侧钢轨200mm左右。
（5）在单道操作时，一般应站在人行道侧；在双轨道操作时，应站在双道之间进行摘挂钩，若双道之间安全间隙达不到《煤矿安全规程》要求时，则应将空车道车辆推出摘挂钩位置，再进行摘挂钩。
（6）严禁摘跑钩。
7、反向拉车必须使用鸭嘴。并且穿销齐全可靠。 8、车辆掉道时：
（1）平巷段不准用绞车上道。
（2）斜巷段绞车不许摘钩头，上道时要注意绞车跳绳伤人；车辆倾斜下方严禁有人，下车场人员应躲到安全地点，严禁人员行走。
（3）如确需中间摘钩，车下方必须用地梁或戗柱挡好，再用溜子链或标准绳扣子把掉道车锁在轨道上，并且要锁牢固。摘钩车不准上道，上道车必须与大绳相连。
（4）采煤机、运输机机头等大件掉道时，必须用牢固可靠的起吊棚起吊上道，
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起吊所用的手葫芦、绳头、钩子等必须具备足够的安全系数，起吊人员应站在物件的上侧作业。
9、不准任何人蹬车，不准打飞轮放车。
10、倾斜巷道卸车时，绞车司机闸把要刹实，把钩工不得摘钩头，车辆下方必须打好十字梁和撑木，再用溜子链或标准绳扣子把卸货车锁在轨道上，并且要锁牢固，车辆倾斜下方严禁有人。
11、车提上去后必须关好保险门子。
12、绞车司机开车时应做到四注意：即注意滚筒开动、停止要迅速，不许急剧开车和停车；注意电机开动时两制动器不准同时闸住；注意下放重物时严禁打飞轮，施闸控制不超速；注意钢丝绳乱时先停车后处理。
13、绞车司机必须做到开：绞车不完好不开；钢丝绳打结、断丝超限不拉；安全设施不全不开；信号不齐不清不开；超挂车不开。
14、利用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前，要对绞车的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核，确保无误后方可操作。拉移时两头专人在安全地点站岗，看好固定滑轮，严禁人员进入绳道和拉坏滑轮所能涉及的范围。
三、所用绞车钢丝绳验算。
（一）南三采区四片下料道JD-25绞车
对应坡度分别为：8°，进行计算。已知：配用18.5mm的钢丝绳，钢丝绳破断拉力总和P=180000N，
最大静拉力Pmax=Mg(sinα+ f1cosα)+qLg(sinβ+ f2cosβ) M=12047 式中：P — 最大静拉力
M — 最大提升质量
计算拉车数时按6000kg（每个件车4t、其中平板车2t，件车重量按20颗单体，每颗单体100KG，共计2t。）
g — 重力加速度，取10m/s2
α、β— 斜巷中产生最大拉力处得倾角，本巷道为8°
ƒ1— 容器在轨道上运行时得实测阻力系数，无实测时可取0.01 ~0. 015，取
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0.012
ƒ2— 钢丝绳在运行时与托辊和底板间的阻力系数，若钢丝绳全部支撑在托辊上其值为0.15~0.20；若钢丝绳局部支撑在托辊上，其值为0.25~0.40；若钢丝绳全部在底板上运行，其值为0.40~0.60，取0.15
q — 钢丝绳百米长度重量，Kg/m，18.5钢丝绳为125.4g/100mm L — 斜巷中产生最大拉力处至滚筒切点处的钢丝绳长度，取50m F — JD-25绞车牵引力18000N
故绞车牵引力最大载重量为12047Kg，即120KN。
钢丝绳安全系数Ma=P/Pmax＝钢丝绳安全系数Ma=P/Pmax＝180000/6.5＝27692
故钢丝绳安全系数符合要求。 根据钢丝绳和钩头计算钢丝绳最大拉力 Qq—钢丝绳全部钢丝断裂力之和，180KN 钢丝绳安全系数6.5 钩头最大拉力为60KN
Fjmax=180000/6.5=27.6kN<60KN 所以选用钢丝绳计算最大拉力 27.6KN= Fjmax（sin8°+cos8°f1） Fjmax =182KN
所以钢丝绳最大拉力为182KN。
根据两者比较选择钢丝绳最大拉力为绞车最大拉力，即120KN。所以南三采区四片下料道选用JD-25绞车经计算符合要求。
（二）南三采区轨道上山JD-40绞车
最大坡度8度，选用21.5钢丝绳。已知：配用21.5mm的钢丝绳，钢丝绳破断拉力总和P=223000NN，
最大静拉力Pmax=Mg(sinα+ f1cosα)+qLg(sinβ+ f2cosβ) M=17857Kg 式中：P — 最大静拉力
M — 最大提升质量，支柱和平板车16500kg，平板车其他重件每车3500kg，
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矿车饱车每车2000kg。
g — 重力加速度，取9.8m/s2
α、β— 斜巷中产生最大拉力处得倾角，本巷道最大坡度为8°
ƒ1— 容器在轨道上运行时得实测阻力系数，无实测时可取0.01 ~0. 015，取0.012
ƒ2— 钢丝绳在运行时与托辊和底板间的阻力系数，若钢丝绳全部支撑在托辊上其值为0.15~0.20；若钢丝绳局部支撑在托辊上，其值为0.25~0.40；若钢丝绳全部在底板上运行，其值为0.40~0.60，取0.17
q — 钢丝绳百米长度重量，Kg/m，21.5钢丝绳为154g/100mm L — 斜巷中产生最大拉力处至滚筒切点处的钢丝绳长度，取100m F — JD-40绞车牵引力25000N
故绞车牵引力最大载重量为17857Kg，即178KN。
钢丝绳安全系数Ma=P/Pmax＝钢丝绳安全系数Ma=P/Pmax＝223000/5＝44.6KN
故钢丝绳安全系数符合要求。 根据钢丝绳和钩头计算钢丝绳最大拉力 Qq—钢丝绳全部钢丝断裂力之和，223KN 钢丝绳安全系数5 钩头最大拉力为6t，60KN Fjmax=44.6kN<60KN 所以选用钢丝绳计算最大拉力 44.6KN= Fjmax（sin8°+cos8°f1） Fjmax =297KN。 所以钢丝绳最大拉力为297KN。
根据两者比较选择绞车最大拉力为绞车最大拉力，178KN。所以南三采区轨道上山选用JD-40绞车经计算符合要求。
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表21 拉放车数表
坡度 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 23 JD——11.4 岩 8 4 3 2 1 煤 11 6 4 3 2 空 11 8 6 4 2 岩 14 6 5 4 3 2 2 1 1 1 1 1 JD——25 煤 18 10 8 6 5 4 3 3 2 2 1 1 空 18 10 8 6 5 4 3 3 2 2 1 1 岩 18 12 8 7 5 4 4 3 3 2 2 1 JD——40 煤 20 18 14 9 8 6 5 4 4 3 3 2 空 21 20 15 10 9 8 6 5 5 4 4 3 1、半煤岩货按岩煤平均数取整 注： 2、料车配车数同岩石车数 3、平巷配车数同岩石车数 绞车型号 JD—40绞车 JD—25绞车 JD-40 JD-11.4 JD-11.4 最大设计绳坡度 长 8° 8° 2° 2° 2° 280m 280m 400m 100m 100m 设计绳径 21.5mm 4 18.5mm 21.5mm 15.5mm 15.5mm 18 8 8 21 11 11 4 4 4 6 1 拉车数 饱车 7 空车 10 大件 1 南三采区轨道下山 南三采区右四片下料道 南三运输石门 南三运输石门 南三运输石门 备注
四、起吊运输重物及大件安全技术措施
1、大件设备上下井装车时，要派专人进行检查完好后方可装车。 2、装车时要装平稳，牢固可靠，无滑动部位，不得超高超宽。 3、运送设备和大件要选择符合要求的起吊、运输工具和索具。
4、用吊链起吊重物，其起吊重量必须大于重物重量，要先试吊高度100～
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200mm，无误后再起吊，起吊点必须选择牢固、可靠、支护完好的地方。
5、使用多个手提葫芦起吊时，必须使用吨位相同的手提葫芦，同时起吊、下放设备时，几个手提葫芦步骤必须同步，防止吊链受力不均匀，造成吊链损坏。
6、捆绑易变形的部位时，应采取防摇动或倾倒的措施。
7、设备在起吊托运时，一般不得中间停止作业，设备到位或中间停止时，应放置稳固。对重心高的设备，必须采取防摇动或倾倒的措施。
8、起吊设备时，禁止人员在被起吊的设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地方通过和逗留，不得将身体伸到可能被压、挤的位置。
9、装车、运输和起吊时，必须由专人统一指挥。
第七节 机 电
一、一般规定
1、每班对工作面供电系统检查一次，每天对电气设备防爆性能检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电气设备失爆。
2、确保安全供电，要做好电气设备的维护保养工作，保证电气设备的完好率达95%，防爆率为100%。
3、供电线路必须吊挂整齐，开关上架，线路及设备必须包机到人，实行挂牌管理。
4、接地系统必须按要求敷设和压接，严格执行电工操作规程和安全措施，不得带电检修或移动设备。
5、所有电气设备都必须防爆，三大保护齐全，严格做到“三无”、“四有”、“三全”、“两齐”、“三坚持”的要求（无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，有过流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫圈、有密封圈和挡板、有接地装置，电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐，防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全，坚持使用检漏继电器、坚持使用照明和信号综合保护、坚持使用甲烷断电仪等保护装置）。
6、任何机电设备不得带病、超载运行，所有设备各种操作手把、按钮及保护设置齐全、灵敏、可靠。
7、严禁井下配电变压器中性点直接接地。
8、检修电气设备时严格按照有关规定，停掉设备电源和上一级馈电电源，相应开关手把打到零位，并悬挂“有人工作，严禁送电”牌，设专人看守，坚持谁
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停电谁送电的原则。
9、检修开关时要严格执行停、验、放电程序。使用同电源电压相适应的验电笔检验，确认无电后必须检测瓦斯，只有在其巷道风流中瓦斯浓度在1.0%以下时，方可进行导体对地放电。
10、电气设备严格按照整定值进行整定，低压馈电线上应有漏电闭锁保护。 11、声光信号必须灵活完好，通信系统必须保证畅通。
12、任何电气设备都要有良好绝缘，易碰着电气设备及外露转动部件要有防护罩，以免出现意外事故。
13、工作面设备正常生产时必须实现联动，外部设备不启动，上一级设备不得启动，防止过负荷运转。
14、失爆：电气设备的外壳失去了耐爆性或隔爆性。为防止出现失爆现象，生产过程中严禁出现以下现象：
（1）隔爆接合面严重锈蚀，有较大机械伤痕、凹坑，连接螺钉没有压紧等。 （2）因碰撞等原因使外壳严重变形，隔爆外壳上的盖板、接线嘴、接线盒的连接螺钉折断、螺扣损坏，连接螺钉不齐全，未拧紧、无垫圈等。
（3）未经批准随便在壳内增加元件或部件，使某些电气距离小于规定值，造成经外壳相间弧光接地短路，使外壳烧穿。
（4）连接电缆没有使用合格的密封圈或没有规范使用，未用的电缆接线孔没有合格地封堵挡板。
（5）接线柱、绝缘套管烧毁，使两个空腔连通，内爆压力过高。 （6）隔爆外壳因焊缝开焊、有裂纹。
15、井下供电线路的检查、维护，只能由专职维修人员进行；严禁在井下私接、私拆电话线路及电话机；通信电缆不得随意截取，要随着采面的推进盘挂好，在线接头处截开并及时回收。
16、井下通信电缆不得同动力电缆绑在一起，分挂在巷道两侧。高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，同电压等级的电缆之间的距离应不小于50mm，不同电压等级电缆之间的距离不得小于100mm，电缆吊挂点间距不得超过1.5m，使用专用电缆钩吊挂，严禁使用联网绳、铁丝等吊挂。多余电缆在巷道内“8”字形盘绕时，盘绕半径不得小于规定要求。
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17、高压电缆连接装置使用相匹配的“Ω”卡固定，低压电缆连接装置使用双股8＃铁丝固定在巷帮上，严禁电缆受力。200A以上连接装置必须按规定打好短路接地极。
18、加强电缆管理，严禁过负荷运转；所有机电设备管理实行包机制，明确责任，包机到人，留名挂牌；搞好工作面日常油脂管理工作。各种油脂要专桶专用，专人负责，严禁两种不同牌号的油脂混合使用。 二、采煤机使用安全技术措施
1、采煤司机必须经过培训，取得操作证后方可持证上岗。
2、开机前，必须检查各操作手把的定位销是否可靠插入销孔，如若不然，必须将其插入孔内，以免损坏齿轮。
3、每次开机前，采煤机司机必须先检查刮板输送机溜槽、齿轨的紧固和完整情况，确定无误后方可开机。
4、开机前，必须检查机器附近（尤其是在截割滚筒前后）5m范围内有无人和障碍物，确认无人和障碍物后方可正常启动。
5、采煤机割煤时，距离采煤机5m内除操作人员外，不允许有其他人员停留。 6、采煤机必须先供水后启动，停机时必须先停机后停水。
7、正常情况下，不允许随意打开各部件盖子，尤其是液压泵箱的上盖，以保持油池内油液的清洁度。
8、操作时认真观察机器各部件的工作状况，特别是滚筒的截割位置，防止滚筒割顶割底、碰支柱顶梁、丢顶和飘底等现象的发生。
9、工作中应经常检查机器的油位、油温和运转声响，发现异常温升或声响，应立即停车检查原因，在未查明原因之前，不得开机。
10、司机操作过程中应根据工作面条件和输送机的运行情况，选择适当的牵引速度，不要盲目开快车，以防止闷车。
11、截割电机齿轮没有停止前不得脱开或合上离合器，非紧急情况，不得用隔离开关停电机。长时间停机时，必须脱开截割部离合器。
12、换班时，必须将离合器手把拨至“离”的位置，隔离手把拨至“分”的位置，两滚筒处于非工作状态。
13、采煤机工作时，司机应随时检查机身外的和水管，防止别卡，如发
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现漏油和漏水情况必须及时处理。
14、机器长时间停机后开机，或更换液压元件后，必须用手压泵进行充油，排除液压回路中的空气。
15、正常情况下，不准带负荷启动或停机，不能频繁启停采煤机电机。 16、采煤机割煤时，要指定专人负责看护电缆、水管拖移情况，工作面倾角大于15°时，电缆夹要采取防滑措施，电缆弯折段采取人工防护。
17、采煤机牵引到两端头时，工作面出口5m内不准有人工作或停留，以防甩出杂物伤人。
18、采煤机滚筒上缠绕的锚杆等杂物必须及时处理掉。处理锚杆或杂物时要停采煤机、刮板输送机，并停电闭锁。
19、有人员进入硬帮侧工作时，必须先要敲帮问顶，以防片帮、掉矸伤人，并打设带帽点柱作为临时支护，并设专人观帮看顶。人员在靠近滚筒5m内区域工作时，必须断开滚筒离合器，且要切断采煤机主回路的隔离开关。
20、对于超前支护的支柱，当采煤机割煤时，要调整好滚筒高度，防止割支柱顶梁。
21、采煤机牵引速度要适宜，煤量适中，当刮板输送机停止运转时，采煤机要及时停机，防止压死刮板输送机。
22、工作面过断层和压薄构造时，不准用采煤机强行截割岩石，必须按爆破说明书的要求施行爆破作业。
23、坚持使用采煤机内外喷雾装置，做到无水不开机，停机之后再及时停水。内外喷雾的压力分别不低于2MPa和1.5MPa，且喷雾流量与机型相匹配，当内喷雾不能正常使用时，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损害时必须停机。
24、采煤机在使用时，制动器要保持完好，动作灵敏可靠，并充分利用该装置的可靠性，防止采煤机下滑，严禁甩掉不用。采煤机在上行开采时，要慢速牵引，减小牵引阻力。
25、检修采煤机安全技术措施 ：
（1）检修采煤机或更换零部件时必须先将采煤机停在顶板条件良好的地方（顶板完整，煤壁不片帮、无淋水），作业前必须切断采煤机电源，断开滚筒离合器，刮板输送机停电闭锁。
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（2）在工作面打开采煤机盖检修设备时，要挂布棚，防止煤块或杂物掉入机体内。
（3）检查、检修设备前要先检查停机地段的顶板和煤壁，顶板比较破碎或煤壁有片帮危险时，要进行敲帮问顶找掉“活矸和伞檐”，必须打设间距为1.0米的带帽贴帮点柱，同时采煤机前后10m范围内严禁操作支柱。确保该处施工时顶板、煤壁支护安全。
（4）将采煤机检修地点及机身上的浮煤全部清净，并将采煤机滚筒降至距离底板100mm位置，以便于更换齿靴、截齿和喷嘴等和检查摇臂的油位。
（5）将工作面刮板输送机闭锁按钮和采煤机本身闭溜按钮打到闭锁位置，使工作面输送机处于停电闭锁状态。
（6）将采煤机急停按钮打到闭锁位置，并把本身隔离开关打到分闸位置，使采煤机处于停电闭锁状态。将采煤机的滚筒离合器拉出，使之处于分开状态。
（7）检查采煤机油位或给采煤机各部位加油前，必须将加油口附近的杂物清理干净；加油要使用专用的油桶，严禁不同种类的油桶混用，加油过程中油的流速要控制适中并尽量保持均匀，油池内的空气要及时排出，尽量减少加油过程中的外泄量；加油完毕要将加油孔附近外泄的油液清除干净。
（8）设备检查、检修过程中要将拆除的各种螺丝、接头、垫圈及各种工具、材料使用专用的工具袋进行存放，以防进入设备内腔影响检修和设备运转质量。
（9）设备检查、检修完毕后，检修工或司机要清点施工所用的材料和工具并将施工现场的杂物清理干净，确认所有从事施工的人员全部撤离到安全地点后方可按照送电试机程序进行试机。
（10）更换管路或管路接头密封及带压的液压件时，必须采取措施将管路及液压件内的压力释放，并在油液冷却后方可施工，检修时严禁使用规格不相符的“U”型卡、铁丝代替“U”型卡或“U”型卡单腿使用。
（11）检查、检修电气元件时要严格按照停电、验电、放电、挂停电牌等操作程序进行作业，并将各电器元件的固定牢固、压线螺栓上紧。
（12）检修过程中要注意对所拆除的管路、缆线的接头采取措施进行编号，以便于提高检查、检修的质量和效率。
（13）进入采煤机滚筒端面进行检查检修时，要先采取扩帮等措施并加强该
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处的顶板、煤壁的支护，并保证滚筒端面距煤壁的距离不低于800mm。 三、刮板输送机使用安全技术措施
1、司机必须熟悉掌握工作面输送机的工作原理和操作技能，并经过培训，考试合格后，方可持证上岗。
2、40T溜子机尾处设置行人过桥，方便人员绕过40T溜子机尾跨越至南三采区右四片皮带道人行道。要求人员在进入上、下缺口作业时，必须先停机、停溜，两人一伙协同作业。
3、开机前必须检查各部件的完好情况，检查信号闭锁是否灵敏、可靠，并在正常位置，保证无异物阻碍运行，防护装置齐全牢固，确认无误后方可开机。
4、每次启动电机前必须先供水，停机后才能断水。
5、时首先空转一圈进行完好检查，检查链条，刮板及螺丝等有无缺少、损坏、变形等，检查各传动装置是否有异常声音，发现问题及时停机处理。
开机之前，应发出预警信号，使工作面人员清楚设备即将运转，先断续启动，隔几秒后再正式启动。
6、正常运转过程中，保证减速箱最大外表温度低于90℃，否则必须停机处理；减速箱不能有异常噪音、震动及过热，传动柱上的螺栓应紧固完好。
7、链轮轴承完好无损，润滑良好，没有过热现象。
8、链条无扭曲，连接环无损坏，连接螺栓没有丢失和松动现象，刮板无变形损坏及磨损超限，“E”型螺栓没有损坏。
9、开机前先检查转载机桥身部分和桥身弯曲过渡段有无异常情况，40T溜子行走小车与胶带机尾搭接是否平衡可靠。
10、每次开机时先点动，观察机器的运转方向是否正确，确认无误后再正式启动。若遇启动困难，需停机找出原因处理好后再行启动。
11、当输送机运行时，任何人不得翻越输送机，同时也不允许逗留在卸载端、机尾端以及机身其它危险地段。严禁人员站在运行中的刮板输送机挡煤板上工作或行走，以防片帮伤人。在刮板输送机上用风镐处理大岩块时，刮板输送机必须停电闭锁。
12、刮板输送机运行过程中，严禁任何人站到煤壁一侧进行其它工作。 刮板输送机运转时不能拆卸两端头的护板。在拆掉护板的情况下不许开动机
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器，若要开动应在有关人员严格监视下进行。
13、工作面推移刮板输送机要至少滞后采煤机后滚筒10节板，保证刮板输送机不出现急弯，刮板输送机弯曲段不得小于15m，严防推断溜槽哑铃销和连接销子。
14、工作面推移刮板输送机时要求两人配合操作，始终保持在连续4～5柱范围同时推溜。
15、推移刮板输送机应在刮板输送机运行中进行，除机头外，停机时不准推移刮板输送机。
16、推移工作面刮板输送机机头和机尾时，必须将机头和过渡槽前的浮煤、杂物清理干净，以防止机头飘起，损坏过渡槽。
17、严禁工作人员乘坐刮板输送机，严禁使用刮板输送机运送物料。 18、检修工更换工作面刮板输送机或40T溜子刮板和链条以及检修机头机尾链轮时，检修、处理故障时，必须切断电源，闭锁控制开关，挂上停电牌。
19、当人员在工作面上、下缺口进行作业时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，浮石或罩头要用不小于2m的长把工具远距离撬掉，且在进行作业前要找好通路，以防发生意外时人员可以尽快离开。要求人员在进入上、下缺口作业时，必须先停机、停溜，两人一伙协同作业。
20、当机组运行至距工作面尾部（头部）距下料道（皮带道）回采侧煤壁超前支护单体5m范围时，工作面溜子、机组、40T溜子必须停电闭锁，人员必须在有效支护范围内进行回撤单体，或进行其他作业（清货、挑梁等），否则不允许进行其他作业。
21、采煤机上必须安装能停止刮板输送机运行的闭锁装置，便于司机能够及时停机停溜。工作面及顺槽内设备必须联控，实现集中控制，作业期间各部司机密切配合，按顺序操作。
22、设备运转过程中司机要加强责任心，各转载点有大块煤、矸堵塞时，应立即停止沿线设备运转，并采取措施及时处理。
23、刮板输送机发生断链时，如果断的是上链要把溜槽上的浮煤人工清理干净，使断链处的链条全部露出，根据断开的长度增加短节链条临时接住链条，然后启动输送机将短节链条带到机头处掐掉，最后再完整地接链，保证链接环立放。如果断的是下链，要先打开溜槽观察窗寻找断链位置，其余处理方法同上。
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24、刮板输送机掐接链条措施
（1）、将待掐接点停在靠近机头位置，将阻链器放在过渡槽的预设孔中，阻好刮板链；
（2）、根据需要进行反转启动，目测链条松紧度，制动闸盘，并迅速切断电动机电源，使刮板链处于静止松弛状态，进行掐接链作业；
（3）、待掐接作业结束后将制动闸松开，完成作业；
（4）、接链时要注意链条不得扭劲，保证接链环处于立直状态； （5）、链条接好后，进行全面仔细检查，确认无误后，方可联系开机。 （6）处理断链、掐接链条时，要有跟班队长或班长在现场统一指挥。作业期间要停机启动闭锁装置时，设专人看护按钮，防止刮板输送机误动作。
25、刮板输送机更换和安装溜槽安全技术措施：
（1）必须拉空输送机、清净附近的浮煤、矸，切断溜子电源并停电闭锁。 （2）人工拖运待安装溜槽至工作面指定地点。 （3）按照规定摘开工作面刮板运输机链子。
（4）用千斤顶或单体支柱把固定板与溜槽连接部分开，然后将机尾与固定板放置到指定地点，在此过程中要注意好个人安全，由班长统一指挥，负责安全工作。
（5）按方向把应安装的溜子槽放置到合适位置，并做到底链不出槽，溜板不错节，防止扭链、刮板安反，并做到溜槽与固定板、机尾连接牢固，平整。紧链时做到底链不出槽，溜板不错节，刮板链不扭结。
（6）班长派人送电，紧链试运转无误后方可正常启动刮板运输机。 （7）工作面在安装溜槽期间杜绝空顶作业现象。安装溜槽期间单体支护应严格执行先打后撤。
26、刮板输送机更换刮板链安全技术措施
（1）工作面更换刮板链之前，应按工作面更换长度备足所需刮板链，更换之前应提前运到位。
（2）更换刮板链时，按作业规程规定支护好，杜绝空顶现象。
（3）首先在溜头摘开刮板链，并把双股链从链轮上拿下，切断溜子电源，开关上锁。
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（4）在溜尾摘开刮板链。
（5）由人工拖动，把工作面刮板链摘开若干段后外运装车，再由人工拖动把应换刮板链铺在溜板内，防止扭链。
（6）在溜尾接上刮板链，紧溜头链，班长负责送电，使工作面刮板链松紧适度。
（7）在试运转过程中，发现刮板链扭链，刮板安错方向及时处理。 27、刮板输送机更换溜头头壳、固定板安全技术措施 （1）拖运待换溜头头壳，固定板至工作面指定地点，待换。
（2）按照规定摘开工作面刮板运输机链子，并把双股链从链轮上拿下，切断溜子电源，开关闭锁。
（3）用千斤顶或单体支柱把固定板与溜板连接部支错节到较为容易取出坏固定板为止，然后把头壳与固定板、头壳与减速机连接螺丝卸掉，卸掉链轮、半轴，然后取出头壳与固定板放置到指定地点，在此过程中要注意好个人安全，由班长统一指挥，负责安全工作。
（4）按方向把应换的头壳与固定板放置到合适位置，依次安设好减速机、半轴、链轮，并做到头壳与固定板、头壳与减速机、固定板与头壳连接牢固，平整。紧链时做到底链不出槽，溜板不错节，刮板链不扭结。
（5）班长派人送电，紧链试运转无误后方可正常启动刮板运输机。 （6）把换下的头壳与过渡板拖运出工作面，装车升井。 （7）工作面在更换头壳与固定板期间杜绝空顶作业现象。 四、胶带输送机使用安全技术措施
1、胶带顺槽内按照规定安设照明灯，保证照明正常，便于胶带输送机的检修；胶带输送机尾轮处要安装护罩；液力偶合器不得使用可燃性传动介质。
2、胶带顺槽内靠近机头及机尾等位置安设行人过桥，行人翻越胶带输送机必须通过专用过桥，过桥要使用穿销固定在胶带架上（为保证安全生产需要，所有过桥均要保证有600mm～700mm的过煤空间，顶部的行人空间不小于1m）。
3、所有过桥与搭载运输设备必须固定，固定使用螺栓或“U”型卡固定，螺栓必须上满扣，严禁不固定放置在运转设备上方；胶带顺槽顶板淋水点较多，出水量较大时，必须搭设防水棚，防止煤流进水。
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4、开机前应首先检查传动装置，各滚筒是否完好，胶带机机头附近及贮带仓是否有人工作，各种安全设施，安全保护、信号闭锁是否齐全灵敏可靠，检查各部油位是否符合规定，清煤器是否完好，胶带张紧程度是否适当，胶带接头是否符合规定，检查胶带周围是否有杂物磨刮胶带，各种托辊是否齐全，否则不准开机。
5、胶带输送机司机开机前用电铃预警后，开机前先点动试运行一次，确认无异常情况后，方可正式启动；胶带机运行过程中司机应该监听传动装置，检查各滚筒是否有异常声响，观察胶带机运行情况，当出现跑偏现象时应及时调整，发现异常问题，立即停车处理。
6、停机前应将胶带上的煤拉空，避免出现带重负荷启动发生断带事故。正常情况下严禁胶带倒转，严禁胶带拉运其它物料或人员乘坐。
7、胶带输送机每缩短50m左右，储带仓满后要收胶带卷。先使胶带连接处停在适当的位置并断开，将胶带一端（不回收端）使用专用夹板固定在胶带机大架上，防止甩带，将回收端胶带接头连接到卷带装置，然后多次点动胶带机主滚筒从储带仓中抽出胶带，张紧绞车也配合点动放松钢丝绳，利用卷带绞车将储带仓内的胶带卷起，移走胶带卷后连接好剩余的胶带，再进行试运转。操作过程中张紧绞车和主滚筒要同步转动，避免胶带受拉或打折。卷接胶带时要有专人指挥，严禁用手触摸张紧绞车的钢丝绳，胶带一定要卷紧并且包扎好及时运走。
8、如果因堆煤、跑偏、烟雾、防滑、温度等保护动作停机后，切不可轻易开机，应首先查明原因处理后才可开机；如使用胶带输送机运送物料，需要编制专项运输措施。
9、在胶带顺槽内行走时，衣着要利索，袖口、裤角、衣襟要扎紧。胶带机运行时严禁向托辊注油或处理故障，严禁直接用手去拨弄托辊；经常清理机头及储带仓附近浮煤，清理卫生时必须停止胶带机运行，并打好闭锁，严禁在胶带机运行时靠近转动部件。
10、机头卸煤点每班设专人看管，遇有紧急情况立即打信号停机；胶带在运转期间，严禁人员在没有采取防护措施的情况下从胶带上拣矸或杂物。
11、为便于控制物料运输，胶带输送机在使用时，必须保证制动装置处于良好状态。
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12、拉移胶带输送机尾安全措施：
（1）拉移胶带输送机尾前，40T溜子及胶带输送机要停止运转，并闭锁。 （2）拉移胶带输送机尾前先要将机尾缓冲架附近的浮煤、杂物等清理干净，用四根合适长度的单体支柱在两侧架起40T溜子机头，使其与胶带输送机尾缓冲架相分离，分离高度不得低于200mm。
（3）提前在距离拉移后胶带输送机尾预到达位置10m外的巷道行人侧架设好单体戗柱，单体戗柱下垫设专用锚固座。将胶带输送机尾倒数第一节缓冲架底座用Ф26×92mm的链条连接好，并将链条另一端与连接在专用锚固座上的液压千斤顶相连接，通过操作千斤顶实现胶带输送机尾的前移。
（4）当胶带输送机尾处于下山段时，拉移胶带输送机尾前先松掉张紧绞车，使缓冲架前胶带落底，防止缓冲架下滑。当坡度较大、底板光滑时，采取防滑措施防止胶带输送机尾下滑。 五、锚杆钻机使用安全技术措施：
1、开眼位时，钻速不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进眼30毫米左右时，方可逐步加快钻速，加大推力，进入正常钻孔作业，否则禁止加压，防止钻杆穿出伤人。
2、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢转速，使钻机靠自重平稳地带着钻杆回落，其他人员远离钻机防止钻机倾斜伤人。
3、套钎钻孔时，必须使用配套的钎头、钎杆，否则禁止作业。
4、钻孔前，严格执行敲帮问顶施工，必须确保顶板与煤帮的稳定，进行安全作业。
5、禁止钻机平置于地面。因为钻机放置地面，一旦通气误操作，气腿突然伸出，会造成意外。
6、钻孔时，禁止用戴手套的手去握钻杆。
7、开眼位时，禁止架设在浮货上作业，必须安设在硬地上，扶稳钻机后进行开眼作业。
8、钻孔时，其他人员与钻机保持2.5米以上距离，应匀速加大气腿推力，避免因推力不均而造成的钻孔速度慢，卡钻，断钎，崩裂刀刃等事故，防止造成人员伤害。
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9、钻机回落时，手不要扶在气腿上，以防伤人。
10、钻机加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把持摇臂。特别是突加载和卸载时，操作者更应注意钻位，合理把持摇臂手把。
第八节 迁移设备列车安全技术措施
1、迁移设备列车之前，将设备列车段四组合开关、移动变电站切断电源，断开接地极。
2、提前在预停放位置轨道上安设好临时阻车器，并清理好轨道沿线影响车辆通过的杂物，检查好轨道，不符合标准处及时整改。
3、迁移设备列车前仔细检查各牵引绞车、钢丝绳、钩头及绞车压戗柱等安全设施，仔细检查车辆各部位连接是否牢固，连接销子是否有防脱销保护，牵引前首先试验绞车制动、信号、按钮等情况，确认无误后方可牵引列车。迁移过程中绞车一律使用慢速牵引，严禁使用快速档。
4、设备列车段及车辆有下滑趋势的下方位置严禁站人，设备列车在牵引过程中，要指定专人检查电缆线路，列车组前后各设一人监护（列车运行下方不允许有人），工作人员之间使用泄露通信及红灯、电铃联系，确保列车安全平稳移动。
5、随列车迁移，在列车外将多余的高压电缆盘绕在电缆车上，防止拉坏电缆和电气设备；迁移时，严禁超挂车，严禁损坏电缆和电器设备，列车周围及钢丝绳道内严禁站人，防止断绳伤人。列车迁移过程中无关人员要躲到安全地段远距离看护，看护人员在列车迁移过程中严格执行“行车不行人”制度。
6、巷道坡度大时，迁移设备列车时可将各列车分组移动，根据巷道坡度连接牵引列车数量，分辆迁移完毕后再重新进行连接。为保证连接安全，使用锚链将平板车车轮与轨道锁死。
7、列车迁移到位后按规定要求加设阻车装置，及时恢复供电设备接地装置。迁移设备列车过程中，机电段长、班长必须在场指挥协调工作。
第九节 其 它
一、两巷文明生产
1、巷道内必须保持卫生清洁，各种材料必须分类集中码放整齐，并挂牌管理，不得乱扔、乱放。各种管线悬挂整齐。
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2、下料道、皮带道必须保持清洁，不得乱放材料杂物，使用中的设备材料，不准占据人行道，淤煤、浮石要及时清理干净。
3、工作面的坏柱、及换下的坏件应及时运出，按规定的要求码放整齐准备回收，同时不得妨碍行人和通风。
4、巷道无积水、淤泥、浮煤、浮矸。 二、两巷的维护
1、加强对巷道的维护，发现巷道变形、棚子失效、锚杆支护失去作用，不能有效支护时，应及时柱棚或打点柱维护。
2、要经常安排专人将顶板上易脱落的岩石处理掉，以免伤人。
3、区领导及巷修段要经常检查各巷道，对巷道顶板破碎、支柱失修等应及时采取措施处理并向区、矿调度室汇报。
4、工作面往外至泵站范围内的巷道由段队负责，其它地段由巷修段处理，确保巷道完好、畅通无阻。
三、坑木代用品的管理及备用品存放要求
1、工作面所有支护用品必须备足备齐，摆放于工作面下料道50m以内的地方，码放整齐，并设置标志牌。
2、巷道内的生产备用料（如板帽、两面平、炮泥等）的备用量不小于5天的用量。
3、单体支柱的备用量不少于在用量的10％，各种液压管路备用量不少于在用量的5％。
4、单体液压支柱的管理，每班配齐专职管理人员，制定奖罚措施，实行层层包好的管理办法。把每班的丢失、损坏和现有数目等填写清楚。
5、专管人员严格执行现场交接制度，把当班情况向下一班交接清楚。 四、油脂管理
1、油脂下井前，必须经过化验，符合标准方可下井。
2、向工作面运送油脂要有专人负责，使用专用容器及工具，油桶要严格密封，不准敞盖。向工作面运送油脂应使用密封塑料桶，桶上应明显的标记，并写清油种、油号。不同牌号，不同种类的油桶严禁混用。
3、井下存放油脂应在煤尘小，不淋水，安全妥善地点，不得把油脂容器放在
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电气设备附近。油脂存放处离电器设备距离不少于50米。
4、所用的油脂必须符合各项要求，不合格的油脂坚决不能使用。 5、油脂要分类码放，并挂标志牌。
6、油脂要设专人管理，注油时要仔细清洗注油器及注油地点，防止煤粉进入机体，同时对不同牌号的油要用专用油抽子，油抽子用完后要及时分类放在油抽箱内。
7、更换下来的旧油应及时回收升井交油库，严禁乱丢乱放。 8、油脂存放处应设有可靠的灭火器材，如：砂箱、干粉灭火器等。 9、认真填写加油、换油记录。 五、单体支柱的使用管理
1、验收员对工作面单体支柱清点清楚，损坏的支柱要及时更换，并及时升井。单体支柱使用超过8个月或换新面时，必须进行检修，进行压力试验，合格后方可使用。单体支柱要上号，对号入座。
2、新柱进面前要将支柱立起，注液放液三次，放净柱内的空气，检查三用 阀安装是否牢固，防止打出伤人。
3、三用阀注液液口对向采空区，支柱手把朝向倾斜上方。
4、注液要班班进行维修，保证不缺密封圈，不漏液，零部件齐全完好，如损坏及时更换，用完后要将和管盘放在材料道内，严禁乱扔乱放。
5、注液前先将阀口冲洗，冲掉煤粉，再将注液插入三用阀中，进行注液，当支柱快接顶时，暂停注液，调整迎山角度，再进行注液，使支柱初撑力达到90KN。拿下注液，观察支柱3—5秒钟，发现卸载及时更换，防止倒柱伤人。三用阀维修期不超过一年，维修的三用阀均应建立维修卡片、台帐，并逐个试压，严格把好三用阀配件进货关。在维修检测中，对部分零部件质量较差，阀体有伤痕、丝扣滑丝等影响安全生产而无修复价值的应报废。
6、单体支柱不准超高支设，活柱要留有100mm的伸缩量，当采高过低，支要更换小号单体或卧底使用，使活柱伸出部分在200mm以上。
7、单体支柱的管理，每班配齐专职管理人员，制定奖罚措施，实行层层包好的管理办法，制定班交接填卡制度，把每班的丢失、损坏和现有数目等填写清楚。
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六、单体支、回柱工
1、支柱工严格按施工图中所规定的端头支护、超前支护尺寸进行施工，要保证支柱的数量、质量。
2、打设支柱时，要保证每柱一帽，严禁打光头顶子。打设支柱时，首先要敲帮问顶，观察顶板情况，有危险时立即处理，用长把工具（不小于1.5米）将浮石去掉，待安全后方可支柱。
3、支柱要接顶接底，必须达到初撑力。在顶板破碎处及有抽条石、鸡窝顶的地方挑上梁子，并用圆木或半圆木刹实，保证一梁两柱或三柱。
4、支柱要上尺、上线、上号管理。
5、打柱前要认真检查支柱，若有坏的、失效的支柱不得使用。入井超过八个月的支柱必须升井修复后使用。
6、新入井或修复后的支柱，在支柱打设前，应将内腔空气排尽，方法是注液卸载反复数次，直至排尽气体为止。
7、注液前，应用注液对三用阀嘴进行冲洗，以免煤尘进入阀内影响性能。 8、使用的高压管路和注液都要悬挂好，并检查管路系统是否处于完好状态（有无破损漏液等）及注液是否好使。
9、两道超前支护必须打成直线，保证长度不少于20米。顶板完好时，打单体带帽支柱，遇顶板不好处必须打一梁两柱棚子，每米一柱，并刹好顶板。上下巷安全出口，必须保证不小于1.6米高度。
10、回柱放顶必须在支护完整，单体移完后，确保作业地点安全的情况下进行，回柱前要敲帮问顶，挑落浮石，清理好作业地点的杂物，清出退路，确保退路畅通无阻。
11、回柱工要两人一组协同作业，一人撤柱，另外一人观察顶板情况，发现不安全隐患，及时通知撤柱人员采取防范措施，不准单人撤柱。撤柱后应保证末排支柱与液压单体顶梁末端对齐。
12、卸载手把系一条不小于2.5m长绳，远距离操作；撤柱时先挂好绳钩后卸载，待支柱下缩迅速拽倒支柱，顶板稳定后，方可拽出柱。撤倒的顶子要用绳套或长把工具拉出，绳套不短于2.5米，长把工具不短于1.5米，回撤人员要在软帮第三排支柱以内安全地点进行操作。
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13、回柱过程中若顶板突然来压，应立即停止作业，补打单体支柱、戗柱或木垛，待顶板稳定后再回撤。
14、 严禁回柱人员进入空顶区取柱，要用绳套或铁钩（不小于1.5m）拉出，顶子被压住，应打上临时支护再进行处理。不得进入空区抠顶子。在回撤过程中，若有缺柱或有失效的支柱，应先补齐后，在完整支护下方可进行回撤。
15、对顶板破碎处，必须打好临时支柱，在支护掩护下作业，不得冒险硬撤。对难以回撤的支柱，必须用木柱替出。
16、活柱不落或被“压死”时，要打好替柱，再在柱脚顺回柱方向掏沟或用1.5米以上的长柄工具穿碎顶板，然后拉出支柱，最后回掉替柱。
17、分段回柱时，每段的开口和收尾必须选择在顶板较好支柱完整的安全地点，并尽量将顶板情况相近的地点分在一段，但分段长度不得小于30米，并打好段与段之间的密集护尾支柱。严禁采用平均分配分段长度的方法确定每段的开口、收尾位置。
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第八章 灾害应急措施及避灾路线
一、灾害应急措施
1、灾害发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，对灾害的类型和发生地点作出正确和科学的分析，然后要立即采取自救与互救措施，位于灾区的人员先要尽快撤离灾区；波及区域的人员在接到通知后也要及时撤离。
2、撤离时，遇险人员必须在本班跟班队长(跟班队长不在，由班长或有经验的老工人代理)的组织与带领下，按通风人员、救护或救灾人员指引的避灾路线迅速地进入新鲜风流中，撤离危险区。撤离时，应两人以上同行，要互相帮助，互相照顾，不准单独乱跑。
3、安全撤离时要正确佩戴好自救器；快速，但不要慌乱，尽量低行。当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成事故范围扩大。
4、在发生火灾事故，通路因冒顶阻塞，或无法撤离时，灾区人员应考虑下述方法避灾自救：
（1）迅速进入附近避险硐室，利用棚腿、棚梁、风筒、衣服等堵严入口，阻止一氧化碳等有害气体侵入。
（2）避险人员要沉着、冷静，尽量减少动作；并要在避险室外悬挂一盏矿灯或其它明显标志，以便救护人员发现。避灾地点若有风管，可设法打开管路，以便向避险人员输送新鲜空气。若附近情况变化，发现有危险时应及时转换地方。
5、当工作面发生突水时，如有可能，在场人员首先应在跟班队长或班组长的指挥下，尽可能就地取材，采取加固工作面等措施，堵住出水源头，防止事故扩大，为进一步有效开展防治水工作赢得宝贵时间；并立即向矿调度室汇报突水地点水量和时间等情况。 二、自救方式、抢救方法
1、当发生火灾事故，无其它巷道躲避或来不及撤离时，脸朝下扑倒在巷道底板或水沟里，并用湿毛巾堵住嘴和鼻子，以避开火焰扑面或防止高浓度有害气体的伤害；与此同时，迅速取下随身携带的自救器，必须在极短的时间内佩带好自救器，利用自救器进行呼吸；佩带好自救器后，即可安全撤离。如遇意外情况，应到安全地点。
2、在避险过程中，一定要发扬团结友爱的精神，严格遵守纪律、听从指挥，
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发现有人受伤，要及时救治，主动照顾好受伤人员，并派有经验的老工人(至少两人同行)出去侦察。经过探险，确认安全后，方可组织大家有秩序地向井口退出。如果矿灯都熄灭了，应沿着运输轨道或者摸水管、绞车钢丝绳走。若有可能，争取尽早与地面取得联系，以便早日得到救护队的援救。
3、当发生水灾撤离时，若迷失方向应朝着风流通过的上山巷道，向上一水平或地面撤退，千万不能往低处跑。
4、当发生水灾时，灾区内的人员无法撤离时，要沉着冷静，分析水情，了解周围巷道情况，然后沿着附近巷道向上撤离，若上山顶板巷道完好，支护牢固时，在此处等待救援。
5、在等待救援期间，要树立战胜灾害的信心，不要惊慌失措，尽量少活动或不活动，以减少体力消耗，延长待救时间；没有食物供应，可适量喝些干净水，并注意观察水位情况，如果没有电话，可以通过敲打管道等办法，间断地发出求救信号，及早地让外人发现。
6、当发生火灾或瓦斯爆炸时，在撤退途中听到或感觉到爆炸声或有空气震动冲击波时，应立即背向声音和气浪传来的方向，脸向下，双手置于身体下面，闭上眼睛，迅速卧倒，头部要尽量低，有水沟的地方最好躲在水沟上或坚固的掩体后面，用衣服将自己身上的裸露部分尽量遮盖，以防火焰和高温气体灼伤皮肤。 三、自救器使用方法 ：
1、将自救器从佩戴侧移到正前方。 2、拉开挂钩，取下上外壳，展开气囊。
3、拔掉口具塞，把口具放入口中，口具片应放在牙齿和嘴唇之间，用牙齿咬住口具的牙垫，并紧闭嘴唇。
4、逆时针转动瓶阀手轮，然后用手指按压补气压板，气囊迅速鼓起，将鼻夹夹住鼻孔，用嘴呼吸。
5、使用时，如果发现气囊在呼气后不太鼓，或在吸气后感到憋气，应该及时向气囊补气。可按动补气压板，气囊鼓起后停止补气。也可以用力吸气，气囊吸瘪后由补气压板压迫补气杆自动补气。 四、避灾路线
1、当工作面发生灾害时的避灾原则：
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（1）避水灾时，应用最短时间，选择标高高于水灾地点的巷道尽快撤至地面； （2）避火灾（瓦斯、煤尘爆炸）灾害时，应用最短的时间，走最短的路线，尽快撤至进风风流中。发生火灾（瓦斯、煤尘爆炸）灾害时，灾区人员应尽快佩戴好自救器。
1、工作面避水灾路线
工作面→南三采区右四片下料道（皮带道）→南三采区轨道上山→4103南三前石门→三五层运输巷→-150东翼运输大巷→副井（斜井）→地面
3、工作面避火灾（瓦斯、煤尘爆炸）事故路线
发生火灾（煤尘、瓦斯）事故时，处于灾害地点回风侧的人员若能及时穿越灾害地点进入进风流，则按进风侧及皮带顺槽人员避灾路线避灾；若不能穿越灾害地点，按照规定的避灾路线迅速避灾：
（1）处于灾害地点进风侧（工作面及轨道顺槽）人员的避灾路线： 工作面→南三采区右四片下料道→南三采区轨道上山→4103南三前石门→三五层运输巷→-150东翼运输大巷→副井（斜井）→地面
（2）处于灾害地点回风侧（工作面及皮带顺槽）人员的避灾路线： 工作面→南三采区右四片皮带道→南三采区轨道上山→4103南三前石门→三五层运输巷→-150东翼运输大巷→副井（斜井）→地面
4、工作面（因主要巷道发生火灾）反风后避灾路线：
工作面→南三采区右四片下料道（皮带道）→南三采区轨道上山→4103南三前石门→三五层运输巷→-150东翼运输大巷→副井（斜井）→地面
5、压风自救 ：
当作业场所发生事故或有害气体突然涌出等危险情况时,现场人员来不及撤离,可就近利用压风自救装置实行自救。打开门盖,取出呼吸面罩带上,钮开进气阀,通过供气量调节装置对压风管路提供的压风根据需要进行调节,再通过气动减压阀,进行减压和消除噪声,然后由积水杯将不清洁的压风变成清洁的呼吸空气,供给现场人员呼吸,达到稳定情绪、实现现场自救目的。
目 录
第一章 概 况 ........................................................................................................................... - 1 -
第一节 工作面位置及井上下关系 ....................................................................................................... - 1 -
第二节 煤 层 ........................................................................................................................................ - 1 - 第三节 煤层顶底板 ............................................................................................................................... - 1 - 第四节 地质构造 ................................................................................................................................... - 1 - 第五节 水文地质 ................................................................................................................................... - 2 - 第六节 影响回采的其他因素 ............................................................................................................... - 2 - 第七节 储量及服务年限 ....................................................................................................................... - 3 -
第二章 采煤方法 ......................................................................................................................... - 4 -
第一节 巷道布置 ................................................................................................................................... - 4 - 第二节 采煤工艺 ................................................................................................................................... - 5 - 第三节 设备配置及选型 ....................................................................................................................... - 7 -
第三章 顶板控制 ....................................................................................................................... - 11 -
第一节 支护设计 ................................................................................................................................. - 11 - 第二节 工作面顶板控制 ..................................................................................................................... - 14 - 第三节 下料道、皮带道及端头顶板控制 ......................................................................................... - 22 - 第四节 矿压观测 ................................................................................................................................. - 24 - 第五节 工作面冲击倾向性评估 ......................................................................................................... - 25 - 第六节 皮带道沿空留巷 ..................................................................................................................... - 28 -
第四章 生产系统 ....................................................................................................................... - 32 -
第一节 运输 ......................................................................................................................................... - 32 - 第二节 “一通三防”与安全监控 ......................................................................................................... - 33 - 第三节 排 水 ...................................................................................................................................... - 40 - 第四节 供 电 ...................................................................................................................................... - 41 - 第五节 通信、照明 ............................................................................................................................. - 43 -
第五章 劳动组织和主要经济技术指标 ................................................................................... - 44 -
第一节 劳动组织 ................................................................................................................................. - 44 - 第二节 作业循环 ................................................................................................................................. - 44 - 第三节 主要经济技术指标 ................................................................................................................. - 45 -
第六章 煤质管理 ....................................................................................................................... - 46 - 第七章 安全技术措施 ............................................................................................................... - 47 -
第一节 一般规定 ................................................................................................................................. - 47 - 第二节 顶板管理 ................................................................................................................................. - 49 - 第三节 防治水 ..................................................................................................................................... - 56 - 第四节 爆 破 ...................................................................................................................................... - 57 - 第五节 “一通三防”与安全监控 ......................................................................................................... - 60 - 第六节 运 输 ...................................................................................................................................... - 63 - 第七节 机 电 ...................................................................................................................................... - 69 - 第八节 迁移设备列车安全技术措施 ................................................................................................. - 80 - 第九节 其 它 ...................................................................................................................................... - 80 -
第八章 灾害应急措施及避灾路线 ........................................................................................... - 85 -
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