连采规程

大同煤矿集团地煤公司东周窑煤矿

第一章 概 况

第一节 概 述

12#层402 盘区 工作面为连采工作面，圈定范围是西矿界，南至矿界，东

邻F5断层，落差为3.5米左右，北以1180轨道巷、皮带巷、回风巷为界，呈不规则形状。回采包括：5220-4巷、2220-4巷巷所圈部分。2220-4巷为运煤进风巷、 5220-4巷为运料回风巷。本区煤层较稳定，属于近水平煤层，煤厚均3.0-3.5米，本区上下边界标高分别为 1178、1184米。区内12#煤层设计可采储量总量为17万吨。计划2012年2月1日开工回采，服务年限5个月。 附图： 12 1#层 402 盘区 8220-4工作面平面图

第二节 编写依据

一、工作面设计及批准时间

工作面设计名称为大同煤矿地煤公司东周窑煤矿《12#层402盘区首采工作面设计说明》，批准时间为二○一一年五月一日。 二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《 12 #层402盘区地质说明书》，批准时间为二○一一年五月一日。 三、矿压观测资料

1、根据地质资料提供，本工作面煤层厚度变化较小，顶底板岩性时有变化，队组在掘进、回采中要作好巷道的顶板管理工作，交叉点进行锁口，切顶支护。 2、根据12层402盘区大巷掘进过程中对矿压监察的资料分析，巷道矿压显现不明显，巷道沿12#层底板掘进期间，采用锚杆、锚索联合支护下，可有效支护顶板。

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第二章 地面相对位置及水文地质情况

第一节 地面相对位置及邻近盘区开采情况

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一、 地面位置：

本工作面位于南端午村东面。 二、 井下位置：

该工作面东邻F5断层，南为本矿矿界，西邻2220大巷，北为实煤区。 三、 地面相对位置及邻近盘区开采情况

本工作面对应地面在南端午村东侧东石山上，井下位置为12#层402盘区，F5断层以西，周围为以前2号井开采破坏区域。

井上下对照关系情况表 盘区 地面标高 地面的相对位置建筑物、小井及其它 井下相对位置对采掘巷道的影响 邻近采掘情况对采掘进巷道的影响 402 1336-1355(m) 工程名称 井下标高 1176-1182m 本工作面对应地表无建筑物 没有影响。 没有影响。

第二节 煤（岩）层赋存特征

本区煤层产状大致为SN走向，倾角 0 °～ 6 °，煤厚 2.6 m～ 3.0 m，平均煤厚2.8 m。煤层结构：中间有0.06m夹石，坚硬性系数 ，各煤层间距： 12#层距11#层层间距10m～16m，12#层直接顶1－3m岩性为灰白色中、细砂岩互层，,老顶5－13m为灰色粉细砂岩互层，12#层距13#层层间距13m～22m，底板岩性为：灰色粉砂岩，泥质胶结。预测绝对瓦斯涌出量5.0 m3/min，全矿相对涌出量均在2.5m3／min，属低瓦斯矿井。煤层自然发火倾向为3～6个月，煤层爆炸指数35%，地温约10°左右。

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煤层特征情况表 项 目 单 位 煤层厚度(最小～最大/平均) 2.6～3.2m/2.9m 煤层倾角(最小～最大/平均) 0～6°/3° 煤层硬度 f 煤层层理 发育程度 煤层节理 发育程度 自然发火期 3～6个月 绝对瓦斯涌出量 5.0m3/min 煤尘爆炸指数 35% 煤层顶底板情况表 顶、底板名称 岩石名称 厚 度 基 本 顶 细砂岩 0～1.5m 直 接 顶 粉细砂岩互层 1.0～3.0m 伪 顶 无 直 接 底 粉砂岩 1.0～2.0m 老 底 中、细砂岩互层 15.0～20.0m 附图：煤层综合柱状图

指 标 发育 不发育 备 注 特 征 灰色及灰白色 灰白色 第三节 地质构造

本区属黄土半掩盖区，井田内的构造行迹以:NW向及SN向为主，地层总体 平缓，盘区东侧有1条小于35m的正断层，有一条节理，盘区内未发现陷落柱及岩浆岩侵入体，属简单类型。

断层情况表 构造名称 走向 倾向 倾角 性质 落差 对回采的影响程度 节理 断层 断层 断层 210° 140° 168° 256° 50° 258° 175° 69° 74° 58° 正 正 正 1.2-2 5-5.5 2.3 无影响 无影响 无影响 影响不大 第四节 水文地质

本区域水文地质条件简单，岩层含水、导水性差，地表水补给量不大，地下

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水贫乏，主要是河床风化裂隙水，其补给源是大气降水，巷道可能有少量积水， 掘进时注意坚持有掘必探，配备好排水系统，以防上部采空区积水从断层或裂隙下渗造成透水事故。掘进前方有小窑采空破坏区，破坏区没有大面积积水，只有低洼处有少量积水，工作面对应上覆11-1#层有部分采空区，采空区内低洼处可能有少量积水，对回采没有太大影响。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 5220-9、2220-9 巷道布置

一、巷道布置及掘进

402盘区轨道巷布置于12煤层，按设计要求沿12层底板掘进。掘进时巷道底板要截割平缓，严禁出现高低不平现象，当出现时，当班应及时退机修巷。 二、巷道规格尺寸

1、12#层402盘区2220-4、5220-4巷及联巷（沿12#煤层底板掘进时）：考虑到两巷分别将作为8220-4连采工作面运煤进风巷及运料回风巷均属回采准备巷道，且顶压、侧压都较小、维护时间不长，所以选用矩形巷道；根据将来铺设的运输机及通过各类设备及行人的要求确定巷道的尺寸如下：两顺槽要求矩形巷道，宽4.5m，高3.2m。（如原巷道不够宽度要进行扩帮，并及时支护处理） 2、根据各类设备的运输及行人的要求确定联巷的尺寸如下：原联巷共多条，宽4.5m，高3.2m。

第二节 矿 压 观 测

一、观测对象： 工作面所长久服务巷道部分（2220-4、 5220-4、各联巷） 二、观测内容： 工作面所长久服务巷道部分、锚杆支护段的锚杆锚固力、矿压显现较为明显和顶板破碎地段的顶板离层量。 三、观测方法

（一)顶板离层观测采用顶板离层监测仪观测 顶板离层监测仪的施工安装措施

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1、技术和组织措施

⑴、顶板离层监测仪的安装位置：自巷口开始，每100米在巷中安装一台顶板离层监测仪，若施工过程中其它地段矿压显现明显，在该段增加一台顶板离层监测仪。

⑵、顶板离层监测仪的孔深6米。

⑶、内基点安装位置在孔底，外基点安装位置与锚杆的末端深度相同：其误差不超10毫米。

⑷、安设顶板离层监测仪，必须将顶板离层监测仪固定牢固，必须将读数计采用螺丝固定牢固。

⑸、按规定周期设专人进行观测，填写现场牌板，出班后填写记录，当顶板离层量达到100毫米时必须先撤出人员，向值班人员汇报，值班人员向矿调度室反馈。

⑹、由队长负责顶板离层监测仪的施工、维护、使用、牌板吊挂记录等有关人员配备和落实安全措施。

⑺、技术员负责与技术部和有关领导联系安装和使用顶板离层监测仪有关事宜。并负责顶板离层监测仪正常使用中的数据整理、反馈。

⑻、监测人员必须认真负责，实事求是统计数据并将数据填写在记录牌板上，上井后如实填写《巷道顶板离层监测记录》表，技术员必须及时准备好《巷道顶板离层监测记录》表，认真进行整理数据。

⑼、顶板离层监测仪安设后的第一周要求每班必须记录一次；第二、三周要求每天读数记录一次；第四周以后(包括第四周)要求每旬读数记录一次。

⑽、对顶板离层监测仪数据，技术员至少每月进行一次顶板离层监测分析，并将分析结果绘制出《测点曲线图》，填《顶板离层监测分析反馈表》报技术部和总工程师审批。 2、安全措施

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⑴、安设顶板离层监测仪必须由队长或跟班队长负责指挥，技术员负责技术指导。

⑵、安设顶板离层监测仪时，现场负责人必须在安设顶板离层监测仪地点前后20米范围支护完好的安全地点设岗拦人。打眼和安设时均不准其他人员通行和运输。

⑶、打眼采用锚索钻机或液压锚杆机；安设顶板离层监测仪由人工采用锚索接力钻杆将顶板离层监测仪顶入，有关打眼作业必须严格按《作业规程》和《操作规程》的有关规定执行。

⑷、打眼和安设顶板离层监测仪时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，仔细检查打眼位置附近10米顶帮支护安全状况，不安全不作业。

⑸、安设顶板离层监测仪完毕后，必须将钻机、工具等放至安全的地点，以防损坏。

⑹、其它方面的有关安全严格按工作面规程和措施要求执行。

（二)锚杆支护质量检测：采用MSL-100锚杆拉力计每间隔100米要做一组锚杆拉力实验，并留有明显标记。

锚杆拉力实验安全措施

1、施工作业前，必须进行“敲帮问顶”的安全检查，将顶、帮的聋煤、活矸处理干净，确认安全后方可作业。

2、做锚杆拉力实验的锚杆，必须先紧固，然后拧下双帽中的一个上拉力计进行拉力实验。

3、进行拉力实验时，拉杆必须拧入锚杆25毫米以上，以防发生意外事故。 4、进行拉力实验时，上下拉杆和拉力器2米范围内，严禁有其他人员工作、停留和行走。

5、进行拉力实验打压时，锚杆下2米范围内，严禁有人工作，停留和行走。 6、进行拉力实验打压时，要一边观察所拉锚杆，一边观察压力表指针，压

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力达到8吨时，要及时停止打压，进行卸压。

7、拆除拉力器和拉杆时，必须先检查卸压情况，确认卸压后方可作业。 8、拆除拉力器和拉杆时，必须先检查托板完好情况，如有损坏先处理，确认安全后方可作业。

9、拆除拉力器和拉杆后，要及时将损坏的托板更换，没有损坏的托板要及时按规定拧紧。

四、数据处理：

1、锚杆拉力实验，锚杆锚固力不小于8吨，否则重新施工。 2、顶板离层量达到100毫米时，重新计算支护设计。

第三节 支护设计

根据《东周窑煤矿12#层402盘区5220-4、2220-4巷掘进地质说明》煤层顶、底板情况分析，确定 5220-4 、2220-4巷及联巷选用矩形断面，采用锚杆、锚索联合支护。具体参数选择如下：

一、5220-4、5220-4巷锚杆、锚索支护设计

1、用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算） （1）锚杆长度L的确定： L=l1+l2+l3

式中：l1—锚杆外露长度，考虑配合铁托板支护，l1取30mm，

l2—l2≥有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，我矿顶板围岩属于Ⅱ、Ⅲ类较稳定或中等稳定围岩，l2取值范围为400～1500mm。

L3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（l3=

d?4?tc?4d?2t）而得的公式估算：

?500mm=

20?5004?5

式中：d—锚杆直径，20mm；

σt—杆体材料的设计抗拉强度，υ20螺纹钢锚杆设计抗拉强度为

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500Mpa。

τc—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0 Mpa。

所以锚杆长度确定为L= l1+l2+l3=30+（400～1500）+500=930～2030mm，取最大值确定锚杆长度为2200mm。

（2）按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d

锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=

d?1.13Q?4d?2t，由P=Q得：

?t式中：Q—按我矿现场锚固力拉拔试验数据取6t=58800N；

σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420 Mpa。

d?1.13Q?1.1358800420?106??0.014m=14.0mm

t所以锚杆直径选择为20mm大于14.0mm可满足支护需要。 （3）、按悬吊理论计算锚杆整体参数

若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上，锚杆参数可按悬吊理论计算

锚杆间距根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定，即

Q≥KHD22γ 则： D≤

QK?H??

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式中：Q—锚固力，吨。现场拉拨试验5～10吨，取8吨 γ—软弱岩层平均容重，t/ｍ3，查表取2.5 K—安全系数，取K=2 H—冒落高度，取H=1.1 则： D≤

QK?H?? D≤

82?1.1?2.5 D≤1.09ｍ。

从计算结果可知，当软弱岩顶板厚度在0.5～1.04ｍ时，可采用2.2ｍ锚杆支护，取锚杆排间距为1.0ｍ31.0m。

通过验算，5220-4 、2220-4 巷及联巷选择υ20左旋螺纹钢锚杆可满足支护需要，选择锚杆排间距小于等于1.0m31.0m可满足正常条件下顶板支护的需要。

（4）锚索参数设计

考虑到12#层402盘区地质条件复杂，为提高顶板支护安全系数，采用锚索深层次悬吊加固浅层组合拱以进一步提高顶板支护的安全系数。采用锚索υ15.24mm。

①锚索长度的确定

为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，υ15.24mm钢绞线的最低破断载荷240.2KN，应用悬吊理论进行参数计算:

锚索长度:L= l1+l2+l3 L－锚索长度；

l1－锚索外露长度，取0.30ｍ；

l2－巷道顶板潜在破坏范围，取L2=2.0ｍ； l3－锚索伸入老顶长度，按l3=

d?4?tc计算

式中 ｄ—锚索直径为15.24㎜

σt—锚索钢绞线的抗拉强度，240.2KN的破断载荷作用在υ15.24㎜的钢绞线上相当于强度1317Mpa 所以σt取1317Mpa τc—钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa 代入数据得L3=0.5ｍ

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计算得：L=0.3+2.0+0.5=2.8ｍ

根据近年来锚索使用的效果分析，选择锚索长度6.0ｍ能锚固在稳定岩层中1.25ｍ以上，可以有效控制顶板。 锚索排间距及锚固力设计的确定 按悬吊理论验算锚索间距：

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，采用υ15.2436000mm的钢绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于稳定岩层中校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠锚索发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]

式中 L—锚索排间距，m；

B—巷道最大冒落宽度，取4.5m；

H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.5m； γ—岩体容重，25kN/m3； L1—锚杆排、间距，1m； F1—锚杆锚固力，80kN；

F2—锚索极限承载力，取240kN；

θ—锚杆与巷道顶板的夹角，按最小角度取，75°； n—锚索排数，取2。

L=23240/[4.532.5325-(23803sin75)/1]=3.80m 根据以上确定2排锚索，间距应不大于3.80m。

5220-4 、2220-4 巷巷及联巷确定为两排锚索（υ15.24㎜36000），排间距为200033000㎜；在施工过程中锚索预紧力必须达到80～100KN。 （5）两顺槽巷帮体支护

两帮采用玻璃钢锚杆加高分子塑料托盘护帮，玻璃钢锚杆的规格为Ф1632000mm，托盘直径3厚为150310mm,锚杆为每排两根，间距为1000mm，排距为1200mm；同时采用高分子塑料网护帮，用托板固定，网的规格为（8﹟）1500310000mm，横纵向搭茬不小于200mm，搭茬部分要用14﹟双股绑丝绑好，绑线间隔

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距离为300mm，搭茬部分必须用锚杆托板压实。

第四节 支 护 工 艺

概述：

8220-2工作面为回采原采区遗留煤体区域，采区巷道成型，部分巷道原有支护保存完好，但在交叉处支护不够（仅存有木柱切顶支护）。在回采期间应补加锚杆、锚索支护，根据顶板压力观察情况实际操作。在弯道拓角、扩帮处进行及时补打支护，锚索锁口。对整块煤体破袋开支巷时，要对支巷进行支护。 一、支护材料

顶板采用锚杆、锚索联合支护。选用锚杆规格为Φ2032200mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，使用直径3厚=250310mm铸铁托板；锚索选用长度为6000 mm，直径为15.24mm的高强度低松驰钢绞线，锚索托板使用直径3厚=250310mm铸铁托板。两帮打护帮锚杆并挂网，两帮采用规格为（8﹟）1500310000mm高分子塑料网、规格为Ф1632000mm玻璃钢锚杆及高分子塑料托盘护帮，托盘直径3厚为150310mm。

二、液压锚杆钻机钻孔打眼操作步骤

1、检查顶板情况，将零皮撬掉。

2、检查供水，锚杆机水接头是否连接牢固，并使其开关处于关闭状态。 3、将六方钻杆插入钻套的六方孔中。

4、将马达控制扳手压下一个小角度，让钻杆缓慢旋转，同时将支腿控制旋钮旋开一个小角度，慢慢升起钻机，但支腿不可供液太猛。

5、钻杆钻头抵达顶板后，打开小控制旋钮，调节水阀、马达控制阀，使转速和推进速度逐渐增大。

6、钻孔深度达到要求后，先关闭支腿水源，之后使支腿回落。

7、严禁在钻机下垫木料托板等，严禁用手触摸旋转的钻杆，同时操作者必须远离钻孔中心线，其他人员站于钻机中心线5ｍ以外。 三、锚杆（索）安装工艺 1、顶板支护锚杆的安装方法

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钻孔钻好后，将树脂药用锚杆一块顶入钻孔顶部，再用专用连接套将MYT-125/330型液压锚杆钻机和锚杆连接好，搅拌树脂药20±5s左右待凝固后取下钻机，凝固3min后将托板套入锚杆，用预应力垫片单螺母拧紧。 2、顶板支护锚索的安装方法

钻孔钻好后，将树脂药(快速凝固长药卷在上，中速凝固长药卷在下)，用钢绞线一块顶入钻孔顶部，再用专用连接套将MYT-125/330型液压锚杆钻机和钢绞线连接好，开始搅拌转速不要太快，以防甩开伤人，当外露300㎜左右时，不再顶入，搅拌20±5S左右并感觉转动困难时，立即停钻，凝固3-5min，等待15min后将钢板及专用锁具先后套入锚索末端，然后套上张拉千斤进行张拉，当拉力达到80-100KN时，取下张拉千斤。 3、护帮网的安装方法

钻孔钻好后，将树脂药用麻花头锚杆一块顶入钻孔最底部，再用专用连接套将ZM15D煤电钻和锚杆连接好，搅拌树脂药20±5s凝固后取下ZM15D煤电钻，凝固3min后，帮网采用长边顺巷前进方向布置，搭茬部分要用14﹟双股绑丝绑好，绑线间隔距离为300mm，搭茬部分必须用锚杆压实。 四、支护质量要求

1、永久支护距离工作面最大距离

(1)锚杆距工作面最大距离为2.12ｍ、最小距离小于0.5m，锚索距工作面最大距离为5.12ｍ，如果刚好为一个永久支护间距，则缩小支护间距100～200㎜，补支一排永久支护；支护后的锚杆距工作面最大距离不大于一个永久支护间距。 (2)护帮网距工作面最大距离为2.12米。帮网必须紧跟工作面，护帮网与工作面最后一排永久支护对齐。

2、顶锚杆支护要求

(1)严格按照中线和排间距布置锚杆，锚杆排间距误差为±100㎜。 (2)锚杆与顶板岩层夹角不小于75°。 (3)锚杆外露长度控制在10～30㎜。

(4)顶锚杆锚固力不低于80KN。 拧紧力矩：顶锚杆不小于100N.m。 3、锚索支护要求

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(1)严格按照中线和排间距布置锚索，锚索排间距误差为±150㎜。 (2)钢绞线与顶板岩层面夹角不小于87°。 (3)锚索外露长度必须控制在≤300㎜。 (4)锚索预紧力不低于80～100KN。 (5)锚索设计锚固力为100KN。 4、护帮网支护要求

(1)严格按照规程规定的排间距打眼，锚杆横竖成线。

(2) 高分子塑料托板必须紧贴煤帮，帮锚杆托板垂直巷道布置。

(3) 高分子塑料网的连接，横纵向搭茬不小于200mm，搭茬部分要用14﹟双股绑丝绑好，绑线间隔距离为300mm，搭茬部分必须用锚杆压实。

(4)帮锚杆布置呈五花状，上下两排锚杆排距为1200㎜，间距为1000㎜，上排锚杆距顶板为500㎜，网上边距顶板200㎜。

(5)铺网时把网拉紧并紧贴煤壁。

(6)锚杆锚固前必须将锚杆眼内煤、岩粉清净，锚杆头螺纹部分或麻花体必须保证干净，不得有煤泥，保证锚固质量。

(7)锚杆外露长度控制在10～30㎜，帮锚杆锚固力不小于50KN。

5.临时支护

1、支护形式：

临时支护采用锚杆前探梁。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的四排锚杆上。 2、支护材料

前探梁：使用12#槽钢，4.5米长4根。 吊环：方形吊环 刹顶木：木板、木楔 3、吊环的固定：

用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣。 4、使用方法：

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用4.5ｍ长的12#槽钢配合方型吊环制成的滑移式前探梁作临时支护；用16个方型吊环(8个固定，8个交替使用)，4根4.5ｍ长的12#槽钢纵向搭在最靠近工作面的两排锚杆所固定的方型吊环上，能够前后滑移，并分别布置于各排锚杆中间。

前探梁最前端距工作面迎头不大于0.3米。当顶板来压或顶板破碎时要缩小临时支护空顶距并配金属网。当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用戴帽木支柱进行临时支护。 附图：巷道支护断面图。 附图：巷道临时支护平面图

第四章 施工工艺

第一节 施工方法概述

一、概述

1、8220-4工作面井田不规则，地质勘探程度低的特点，考虑到布置综合机械化采煤工作面投入大，准备时间长，设备互换性差等原因，采用大巷两侧直接布置连采工作面，使用房柱式采煤（旺格维利采煤法）实现快速生产。（以下简称房柱式采煤）

2、连续采煤机房柱式采煤实行掘采结合，8220-4回采工作面划分为4个采区，由于回采区域煤体分散不规则，在对每个采区进行回采时，更要根据实际情况制定相应的回采补充措施。横向联络巷间隔贯通每条煤房，支护采用锚杆、锚索联合支护。连续采煤机房柱式采煤分为煤房掘和回收煤柱两个阶段。

3、5220-4、2220-4巷根据红外指向仪沿12#层底板交替掘进，使用12cm15型连采机进行截割，CH818GLBC型电池式运煤车运煤、支护方式为锚杆、锚索联合支护。回采采用留置房柱双翼后退交替采进，支巷要求4.5米、高3.2米，采硐宽度6米、高3.2米、长度6米，采硐间留置3米煤柱支护，采硐不进行支护。房柱开采大巷留置15米安全煤柱，在采区采房回采完进行回采，煤柱回收一般分为双翼进刀或单翼进刀回收两种，采煤机从煤房里端后退式，依次按60度斜切进刀。

4、8220-4工作面，由于是对原有采区进行回采，遗留煤体呈现不规则，

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没有统一的规格范围，如遇近似三角形、多边形的煤体，回采拓角、扩巷时交叉点要加强支护，及时补打锚杆、锚索必要时加钢梁，采硐要根据具体情况缩短距离，加宽煤柱厚度。

第二节 巷道的施工工艺过程

一、施工过程

交接班后，跟班干部、班组长、安监员、瓦检员共同进入工作面进行“四

位一体”的安全检查，发现问题及时处理，只有确定工作地点安全可靠后，进行例行的各项检查工作：①支护的质量、数量是否符合规程要求。②瓦斯探头是否到位。③机组内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。④工作面是否有丢帮落底现象。然后延伸皮带并校正中线进行机组截割。每小班进行四个作业循环，每循环进尺2ｍ，每循环内的作业顺序是:当割至距锚杆2.12ｍ,必须停止掘进,将掩护式前探梁推入工作面，木板搭在前探梁之间；数量为八块。然后用木板、木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，由外向里支护，用预应力垫片及双螺母拧紧；将托板用锚杆悬吊在顶板上。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后方可继续向前掘进并以此循环。

二、支巷掘进施工工艺

1、落煤工序

在激光指向仪的导向下，确定连采机的进刀位置，沿激光指向仪的导向为标准的施工尺寸用连采机从顶板进刀，掘进2m后退机， 这一工序称为切槽工序。然后调整煤机到巷道另一侧，并以激光指向仪的导向为标准，来确定位置，开始割剩余部分的煤，这一工序称为采垛工序，并完成一个落煤循环。 2、装煤工序

在正常作业中，连续采煤机完成落煤后，运煤车空车尽可能及时运行到采煤机后面，梭车尽量靠左帮行使，煤机运输机机尾必须摆在左侧的梭车受料槽中间，采煤机司机开启采煤机装载机构，将割落煤体装载至运煤车。 3、运煤工序

梭车接煤后快速运煤至破碎机，破碎机转载至胶带输送机。 4、清煤工序

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在一个掘进循环完成以后，在打锚杆之前，由铲车清理巷道浮煤浮矸，做好 下一工序的准备工作。 5、支护工序

当连续采煤机掘进过程中，锚杆机司机利用铲车将锚杆、树脂等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备；当连续采煤机掘进完一个循环时，进行调机，把煤机退到顺槽巷道后方，用铲车把掘进浮煤清理干净，并将锚杆机经过联巷调到刚才掘进的巷道内进行支护。机退到顺槽巷后方，用铲车把掘进浮煤清理干净，把锚杆机跨巷电缆悬挂好，然后把煤机经过联巷调到另一条顺槽巷道进行掘进。

第三节 采施工工艺

连续采煤机采取后退回收煤柱，8220-4工作面根据工作面的煤体分布条件，多采用双煤柱单袋式回采，在煤体中开一条支巷，用锚杆支护（必要时补加锚索联合支护），该支巷称为煤柱中的袋，巷道两侧采硐布置区域为翼。根据煤体（煤柱）的宽度，煤体（煤柱）中可开掘单通道（支巷）或多通道（支巷），为保证安全，回收煤柱时应在待采煤柱采空区边缘和所掘通道口打上支柱或丛柱。

1、 落煤工序：

选用12cm15型连续采煤机完成落煤工序，采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。每完成一个截割循环，工作面向前推进约1米，然后退机在另一侧，向前再推进相同距离（中间不留煤壁）。这种截割循环反复进行，直至掘进进尺达6米，完成一个采硐，作业循环不大于7米。 2、 装煤工序：

在正常作业中，连续采煤机完成落煤后，运煤车空车尽可能及时运行到采煤机后面，梭车尽量靠左帮行使，煤机运输机机尾必须摆在左侧的梭车受料槽中间，采煤机司机开启采煤机装载机构，将割落煤体装载至运煤车。 3、 运煤工序：

面采用运煤车装煤，在运输过程必须遵循“行人不行车，行车不行人”规定，运煤车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，运煤车快速运煤至破碎机，破碎机转载至胶带输送机。运煤车双车交替运煤，设立专门回头候车位置进行装运交接，

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保证高效安全快速生产。 4、 清理浮煤工序：

巷道的浮煤由铲煤车配合人工清理，清除的浮煤必须上系统，禁止乱倒。淤泥和矸石，首先排至指定的地点，然后拉至地面，确保巷道的干净畅通。 5、 各个工种之间的配合:

在正规的循环作业中，连采机司机应在运煤车停稳开机装煤或割煤，运煤车空车应及时运行到连采机后面，等待装煤，以提高煤机的工作效率，煤机平行作业，破碎机应保证运煤车及时卸煤，破碎拉出，不影响生产。总之，各工种作业人员应互相协调尽可能安排合理作业，提高工作效率。确保工作面安全生产和设备的高效运转，从而实现稳产、高产。

第四节 管线敷设

一、管线吊挂方式

1、回采过程中所敷设的电缆、水管、风筒等全部统一按规定的位置吊挂。 2、管路必须按要求铺设，禁止用静压水管代替排水管。

3、通讯电缆、监测电缆、信号电缆、动力电缆从上到下依次吊挂在电缆钩上，并吊在顶一侧专用钢绞线上，距巷道顶板约0.3m，距帮约0.2m。 二、吊挂要求

1、风筒、电缆、水管用专用挂钩吊挂牢固，并且保持平直整齐间隔一致，电缆不得就地盘绕，必须用电缆钩吊挂。

2、风筒挂在巷道左帮与工作面距离不大于10m，电缆、水管与工作面距离保持在10-25m。

3、 2寸静压水管、4寸排水管吊挂在巷道左帮且端头距工作面不小于20ｍ，静压水管挂在排水管上方，最上面管路离地面高度为1.6m，各管路间隔为15㎝。水管接口严密，禁止出现漏水现象，静压水管每隔50m设置一个除尘阀门，并且随工作面推进及时延伸管路。

第四节 工作面主要设备配备技术特征

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一、 12CM15-10D连采机(久益采矿设备有限公司)

1、

主要部件

每套连采设备包括主机架，履带架和机尾，一套电气控制系统，两台直流电机和牵引减速箱。两条560mm宽履带；一套3.15米宽的装载组件；一台762mm宽的可升降并可左右摆动45度的中心运输机。两台水冷式45KW装载部电机；一套切割头机架；一套切割头减速箱；两套外滚筒及端盘；一套中央滚筒；两台水冷式170KW切割电机；一套遥控系统；冷却及19KW风机驱动的除尘系统；一套52KW驱动的液压系统。

2、

主要技术参数

采高： 2.6-4.6米 生产能力： >250吨/小时 供电电压： 1140V 总功率： 553KW

运输机过煤高度： 最大2.4米，最小1.06米 适应倾角范围： 纵向±17度，横向5度 截割滚筒宽度： 3.3米 总重量： 57吨

二、CH818GLBC型电池式运煤车（DBT美国公司）

1、

主要部件

每台车包括两台35马力的专用直流电机和减速机驱动的牵引部；16马力的

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液压系统；电气控制及照明系统；多功能ABC化学干粉灭火系统；重载可调节式座椅的驾驶室；美国钢制填充轮胎；3块8小时1210安培/小时双槽电池及电池装卸装置；

2、

主要技术参数

装运能力：17m3 最大有效载荷：16.5吨

外形尺寸：10.46m(长)*3.1m(宽)*1.66m(高) 转变半径：3.53m(内)，7.71m（外） 电池电压：128VDC 电池容量：1560安/时 充电次数：1500次 空载速度：7.5Km/小时 满载速度：5.5/小时 三、488型蓄电池铲车

1、

主要部件

每台车包括：电气控制及照明系统；两套1000安时蓄电及液压电池更换操作系统；一台12.3KW泵电机驱动的液压系统；一台33.6KW带有行走电机的驱动部和最大889mm24层实芯充填轮胎；容积3.2立方米10吨的铲斗；带有双触发器的9公斤灭火装置；一台防爆电池充电机。

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2、

主要参数：

外形尺寸：8.66m(L)*2.92m(w)*1.27m(H) 最大卸载高度：1244mm

转变半径：3.58（内），7.11（外） 爬坡能力：12% 电池电压：128VDC 推板宽度：2844mm

行走速度：7.5KM/小时（空载），5.5KM/小时 四、1030型给料破碎机（DBT美国公司）

1、

主要部件

每台机包括：双联齿轮泵驱动的液压系统；带有五个除尘喷头的自动除尘系统；带有8喷头9公斤的灭火装置；6.5立方米的煤斗；由两台减速机和两台液压马达驱动的运输机；一台75KW电机驱动的破碎机以及液压马达驱动的履带行走装置。

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2、

主要参数

总长度：9754mm 机体宽度：3785mm 行走高度：1454mm 卸料高度：1200mm 总功率：131KW

运输能力：1000吨/小时 重量：16.3吨 行走速度：14m/min

第五章 生产系统

第一节 通风系统

1.通风方式：

回采二区、回采三区、回采四区必须形成负压通风系统后，方可开采。工作面配备11KW局部通风机两台，风筒使用抗静电阻燃风筒，直径为600mm。通风机安装在风机安设在2220巷，距第五联巷开口处不大于10m位置，通风机必须实现“三专两闭锁”和“双风机、双电源”自动切换。要求①风机稳设位置在皮带正上方，顶板支护完好，无明显炸帮，以防损坏风机风筒。②风机按标准要求

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吊挂，离地高度大于30cm，风机两侧上消音器。风筒吊挂在巷道延伸方向一侧的顶板上，使用专用钢绞线吊挂。要求风筒吊挂必须平直，无破口，接好反压边，接头严密不漏风，风筒拐弯处上弯头，不拐死弯，逢环必挂，以防影响风量。

2.工作面风量计算

按《煤矿安全规程》规定，回采工作面实际需要风量应按工作面瓦斯涌出量，作业人员的供风量及回采巷道最低风速验算，然后取其最大值，由于采用机械化回采不消耗炸药，因此按工作面最多30人计算回采工作面所需风量，以巷道最低最高风速所需风量进行验算。 （1）、采煤工作面的需要风量

①、按气温、风速等劳动气象条件计算： Q采=Q基本3K采高3K采面长3K温，（m3/min） 式中：Q采——采煤工作面的实际需风量,m3/min

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，取m3/min

即Q基本=Qaf3I+6030.25Shd =19232+6030.25314.4=600m/min

3

式中：Qaf——局部通风机实际吸风量, m3/min； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

0.25——有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shd——局部通风机安装地点的有效面积，14.4 m2。 原式=60031.530.831.0=720m3/min (2)、按CH4、CO2涌出量计算：

（1）Q采=1003q采3K CH4 m3/min 式中：Q采——采煤工作面的实际需风量, m3/min

q采——采煤工作面回风巷风流中的平均瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，取0.38 m3/min（或0.5m3/min），

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K CH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数 取2.5 原式=10030.3832.5=95 m3/min （或原式=10030.532.5=125 m3/min） (3)、按人数计算：

每人供风≦4m3/min：q采＞ 42N m3/min 原式= 4 3 22 =88 3/min (4)按风速进行验算：

6030.25S﹤Q采﹤6034s（m3/min）

式中：S——工作面平均断面积， 取14.4m2 原式=6030.25314.4﹤Q采﹤6034314.4 即：216﹤720﹤3456

经过计算确定按工作面温度选择适宜的风速得出最终结果取720m 3/min为本回采工作面的配风量。 3、 通风系统

通风线路：地面→主副斜井→402轨道、皮带巷→2220-4胶运顺槽、5220-4辅运顺槽

5220回风绕道→402回风巷→501总回风巷→东周窑风井→地面 404回风联巷→ 苜蓿湾风井

第二节 瓦 斯 防 治

1、回采工作面必须设专职瓦斯检查员，每班至少对工作面、回风流、风机吸风处检查二次，做到瓦斯检查“三对口”。

2、工作面电气设备安装瓦电闭锁装置，一旦瓦斯超限，切断工作面内所有电气设备电源。

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3、严禁出现无计划停电停风，严禁瓦斯超限作业，因检修停电等原因而停风时，必须撤出人员，切断电源，将开关打到零位；恢复通风前必须检查瓦斯，只有在风机附近20米以内风流中的瓦斯浓度低于1.0%时，方可人工开启局部通风机。

4、施工地点设专人检查瓦斯，若风机停运转，必须将所有电源（风机开关除外）切断，检查瓦斯浓度低于1.0%时，方可启动局部通风机恢复工作；如发现瓦斯超限，必须排放瓦斯，按照《排放瓦斯措施》执行采区回风系统及其他地点内的停电撤人工作，待排放瓦斯浓度低于1.0%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电。

5、通风区监测队负责安装安设风机开停传感器，监测装置必须按要求进行调校保持准确可靠，探头必须按标准要求吊挂到位。

6、队组上岗干部及流动电钳工必须配带瓦斯便携仪，以便随时检查瓦斯。 7、回采工作面的瓦斯检查牌板安设在距其工作面50～70m处，其它地点设在检查点处。

第三节 综 合 防 尘

1、2220-4、5220-4顺槽除尘管路线路：

2220运输巷→2220-4运输巷

地面静压水池→主斜井→402皮带巷

5220辅运巷→5220-4辅运巷

除尘管路的安装必须随巷道的进度距工作面保持在50米以内。服务巷道距工作面50m和距回风口50m处各安装一道净化水幕，净化水幕覆盖全断面，确保正常使用。巷道每周至少冲洗一次，易产生粉尘飞扬的地点，应根据实际情况随时冲洗。破碎机头、皮带头、刮板机头、转载点必须安装转载喷雾，转载喷雾数量根据实际情况而定。净化水幕喷嘴方向应迎向风流，并向上与风流方向成45°角。转载喷雾装置喷嘴方向应与皮带的落煤方向垂直巷道辅助隔爆水棚设在距工

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作面60～200m范围内。水棚的用水量按巷道断面积计算，水棚的排间距应为1.2m～3.0m，辅助棚的棚区长不少于20m。回采服务巷道辅助隔爆水棚设在距工作面60～200m范围内。根据巷道断面积计算水棚的用水量，2220-4、5220-4巷隔爆棚水量不少于2880L（14.4㎡3200 L/㎡）。水棚挂钩位置要对正，相向布置（钩尖与钩尖相对）挂钩角度为60±5度，钩尖长度为25mm。

水棚之间的间隙与水棚同支架或巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m，棚边与巷壁之间的距离不得小于0.1m，水棚距离巷道轨面不应小于1.8m，棚区内各排水棚的安装高度应保持一致，棚区巷道需挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致。

隔爆水棚应挂牌管理，隔爆水袋应进行编码管理。 附 防尘系统示意图

第四节 防 灭 火

自燃火灾的预测预报工作

1、回采进工作面以及高冒区的气体成份每班检查二次。 2、对回采工作面及可能发热的地点每周至少取样分析一次。 3、对异常点随时检查、取样化验分析，及时掌握异常点的变化动态。

4、化验报表由通风区长或技术主管进行签字审核，每月要有一份火情分析报告。 5、工作面必须使用阻燃皮带。

6、保证消防管路系统的完善（与防尘管路系统共用），水源总阀门接在进风巷，距进风巷口前后10米范围。

7、皮带头必须按照规定放置消防器材。

第五节 安 全 监 控

1、监控系统使用天津中煤电子信息有限公司生产的KJ—86N型系统。 监测监控线路

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2、地面监控室→副斜井→402皮带巷→2220、5220顺槽巷→2220-4、5220-4顺槽巷

3、监控设备名称及数量

KJ86-F 多功能监控器(两台) KGT15 设备开停传感器（四台） GJC4 甲烷传感器（四台） GTW-500/45 一氧化碳传感器 （一台） GKD127V 馈电传感器（两台） KJ86U 电源扩展器（两台） KGT15 风门开关传感器（二台）

JHH—4 接线盒（数量根据实际情况而定） GFD6 风筒传感器（两台）

附回采工作面监控系统断电控制图、监控设备布置图 传感器安装位置、报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围

①回采工作面甲烷传感器、一氧化碳传感器，安设在距工作面5米以内无风筒的一侧，甲烷报警浓度为≥0.8%，断电浓度为≥1.3%，断电范围是工作面及其回风巷中全部非本质安全型电气设备，复电浓度为＜0.8%。一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%，

②回采工作面回风处的甲烷传感器安设在距回风绕道口10～15m处，总回风处的甲烷传感器安设在5220巷距回风绕道口10～15m处。甲烷报警浓度为≥0.8%，断电浓度为≥1.3%，断电范围是工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备，复电浓度为＜0.8%。

③风筒传感器安装在风筒末节上。

④甲烷、一氧化碳传感器应垂直吊挂，距顶板或顶梁不得大于300mm,距巷

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道侧壁不小于200mm。

安全技术措施

①总回风巷的风门设置风门开关传感器，当两道风门同时打开时能发出声光报警信号。

②馈电传感器必须设置在被控设备总开关的负荷侧。 ③安全监控设备吊挂管理牌板。

④监测电缆要吊挂整齐，若与动力电缆在同一侧时，应吊挂在距动力电缆100mm以上的地方。

⑤监测电缆接线盒要做到“一紧、两全、三无”，即接线盒内部螺丝及喇叭嘴压紧；螺丝、平垫、弹簧垫要全，金属堵盖、金属圈、胶圈要全；无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，且接线盒盖螺丝要密封，金属堵盖要抹凡士林油。

⑥工作面甲烷传感器管理说明牌板，吊挂在距工作面30m处（同瓦斯检查牌板一起），甲烷传感器、一氧化碳传感器管理说明牌板，随传感器移动，吊挂在传感器正下方。

⑦风门开关传感器两台，分别安装在风门上方。

⑧风门开关语音报警器安装在风门附近顶板支护好的地方。

第六节 运输系统

（一）运输系统设备的选择

选用CH818GLBC型电池式运煤车和KSPJ-800型胶带输送机及40溜 运煤 。

（二）运输系统

1、主运输系统

工作面煤→采煤机→梭车→破碎机→2220-4、5220-4顺槽→2220、5220顺

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槽→402皮带巷→主斜井

→地面

2、辅助运输系统

地面→副斜井→402轨道巷→辅助运输回风巷→工作面。

第七节 供电系统

1、工作面供电

工作面供电线路为：临时变电所→工作面连采机及其配套设备、水泵、皮带、照明、局部通风机等。1、1140V：连采机、破碎机 2、660V：皮带、40溜子、局扇（煤电钻、照明、信号127V） 3、660V：局扇（专用） 2 、连采回采工作面供电整定计算 一、

变压器容量的选择

1、连续采煤机，锚杆机、给料破碎机变压器容量计算 负荷统计：

连续采煤机：∑Pe煤机＝23170+52+2326+19+2345＝553KW 锚杆机： ∑Pe锚杆机：＝150KW 给料破碎机：∑Pe破碎机：＝131KW

所以 ∑Pe＝∑Pe煤机+∑Pe锚杆机 +∑Pe破碎机＝553+150+131＝834KW

SB=

Kx?Pedjcos?

式中SB－变压器计算容量K

?Pe－由该变压器供电的设备总功率

Kx＝需用系数

cos?dj－加权平均功率因数

对于连采工作面：cos?dj＝0.65

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Kx＝0.4+0.63

Pae?P＝0.4+0.63

170834＝0.52

SB=

?Pe?Kcos?djx＝

834?0.5220.65＝669.77KVA<800KVA

所以选用容量为800KVA的变压器可行。

2、连采机、锚杆机、破碎机电缆选择

（1） 按允许负荷电流选择电缆截面

Ig＝

Kx?Pe?10UeCos?dj3（A）

3Ig－实际流过电缆的工作电流 A

KUx＝需用系数 0.354

e－电动机的额定电压, 1140V

－电动机的加权平均功率因数，0.65

3cos?djIg?0.522?834?103?1200?0.65＝322.48A

选用电缆为UCPQ3395+1325电缆可行 （2） 按机械强度计算：

根据机械强度需要及允许距离选用电缆为mcp-3395+133534电缆即可 （3） 按正常运行允许的电压损失选择电缆截面 变压器电压损失

?△Ub3Ib?Z b△Ub－变压器的电压损失V Ib－变压器的负荷电流A

Zb－变压器阻抗

Zb?U2％UPSb2=5.68％3

SS120021250?1000＝0.06543（Ω）

变压器负荷系数Kf?bbe＝

565.081250＝0.452

变压器负荷电流Ib?Kf?Ize＝0.4523601＝271.7A

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?△Ub3Ib?Z＝1.7323271.730.06543＝30.79V b△U2＝

Kf?Kt?P?Lg?10e3??Ve?Sg??djKf?Kt?P?Lg?10e3＝

0.7?1?553?200?100.53?1200?95?0.83＝16V

△Ug＝

??Ve?Sg??dj

式中：△U K

Ktfg－干线电缆的电压损失

－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般为0.7-0.8 －同时系数，供电系统中 同时工作的电动机总功率与所有电动机总功率之比。

?LPe－电缆负荷的总额定功率KW

g－干线电缆的长度

?－电导率 铜取53，铝取32

Ue－额定电压V

S?g－干线电缆截面（mm）

－电动机的加权平均效率，是各电动机的功率与效率的乘积之

2

dj和与总功率之比，一般为0.8-0.9 ??117?30.79?16?53?1200?95?0.8L?＝731.2369m g30.7?1?663?10

3、连采机，锚杆机、破碎机用KBSGZY-800/10移动变电站过电流整定计算 负荷总功率834KW (1) Ie

＝

P3Ucos?＝

834?103＝603A

3?1140?0.7过载保护：

Iao≥1.1Ica=1.1?603A=663.3A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

1.1—考虑负荷计算误差的可靠系数。

移变低压侧馈电额定电流为1000A，即Iao＝0.6*1000=600A≥575A

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（2）、短路保护整定：

Ias≥INt+ΣINIe=105*6+357=987A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。

移变低压侧短路保护整定为：Ias=1*1000=1000A≥987A。 （3）灵敏度校验 Ks＝

II2＝

as16341000＝1.63>1.5 合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A。

Ias—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。 附图：供电系统图

第八节 供、排水系统

供水水源取自地面静压水池。

供水路线：地面静压水池→主斜井→402皮带巷→2220-4运输巷

地面静压水池→主斜井→402皮带巷→5220-4运输巷

工作面进水管使用2寸管，固定在顺槽顶板上，按照标准吊挂，静压水管每隔50m加装一个洗巷阀门，每隔300m加装一个闸阀。

排水路线

工作面排水管使用4寸管，布置在5220-4顺槽左帮。

工作面水→2220-4胶运顺槽→5220-4辅运顺槽→402皮带巷→主水仓→地面

工作面水→5220-4辅运顺槽→402皮带巷→主水仓→地面

两条巷配备4KW水泵两台。

附 供排水系统图

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第九节 照明通讯系统

（一）照明系统

工作面在破碎机处安设1盏照明灯，在每个胶带机机头50m范围内安

设4盏照明灯，在移变硐室安设三盏照明灯，在交接班地点安设两盏照明灯。

（二）通讯系统

1、在工作面、皮带机头和破碎机处各安设一部程控自动防爆电话。

2、工作面通讯设施主要是防爆电话，放在破碎机和皮带机头上，用防爆电话实

现和胶带机机头及区队办公室的联系，对胶带机机头的联系直接拨四位号码。

第六章 劳动组织与主要技术经济指标

第一节 生产组织

1、实行“四六”制作业方式，三个班掘进和回采,一个检修班。循环进度为2m，生产班每班完成4个循环进度，三个班一日共完成12个循环进度。 2、工作面采用掘进与支护平行作业的循环方式：

回采时:

回采时，采硐按日进2个采硐计算，每月按22天生产算。

日产量：3.2363636＝691.2T

月掘出煤量：223691.2＝15206.4T

第二节 循环作业

为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。

附：正规循环作业图表

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第三节 主要技术经济指标

劳动组织表 序 号 班次 工 种 早班 1 2 3 4 5 采煤机司机 梭车司机 支护人员 铲车司机 破碎机胶带机司机 电工 钳工 其他辅助工 下料员 机电副队长 技术副队长顾问 技术员 跟班副队长 书记 队长 合计 2 2 4 3 出勤人数 检修班 （2）夜班 2 2 4 3 管理人员 合计 1 1 8 1 3 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 1 0 12 3 3 0 20 1 0 12 2 3 3 2 1 1 12 2 3 3 2 1 1 68

第七章 安全技术措施

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第一节 一 通 三 防

1、加强局部通风管理：

(1)局部通风机指定专人负责管理，保证正常运转，不得随意停机。 (2)风机和工作面的电器设备必须有风电、瓦斯电闭锁装置。 (3)风筒接头要严密无破口,逢环必挂且吊挂平直。

(4)风机安装在风机安设在2220巷，距第五联巷开口处不大于10m位置，风筒出口距工作面小于10米。

2、瓦斯员必须严格执行《煤矿安全规程》中的各项规定。认真填写井下牌版和随身记录手册，并按要求进行汇报。

3、按时工作、坚守岗位，严格请假制度和井下班长现场管理。以及出入井签字

制度，不得空班漏检。

4、严格控制风速、严禁无风、微风作业。 5、每月测风三次。 6、局扇严禁无故停风。 7、必须使用三专两闭锁。

8、保证通风工程质量。保护通风设施、严禁破坏。 9、无用的贯眼要及时密闭，以防产生漏风和循环风。 10、严格按照《煤矿安全规程》要求安设监控设备。 11、瓦斯检查制度

⑴工作面每班必须有专职瓦检员，每班至少不小于二次检查。

⑵不准空班漏检，发现瓦斯超限要立即停止作业切断电源，撤出工作面所有人员，并向矿调度室和通风区汇报处理。

⑶坚持瓦斯记录签订，每班的瓦检记录，必须上报填表。 一、通风：

1、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。风机安放在距地

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板大于0.3m的地方，周围要清理干净无杂物堆放。全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量。

2、局部通风机配接抗静电、阻燃风筒，风筒出风口到掘进工作面的距离不得大于5m，风筒间必须采用反压边联接，逢环必挂，吊挂平直，转弯处必须使用转向风筒,发现破口及时修补，防止漏风。

3、局部通风机与工作面所有电器间必须安有风电闭锁装置，且风机上应安设消音器，风机停止运转时能立即自动切断掘进工作面中及其回风侧的一切非本质安全型电源，必须撤出该工作面所有人员。

4、使用局部通风机通风的掘进工作面，应保持24小时通风，不得停风；因检修、停电等原因停风时必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有局部通风机及其开关附近 10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%，停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和CO2浓度不超过1.5%，方可人工开启局部通风机。

5、风筒吊挂必须平直，逢环必挂，风筒完好无破口，接头严密不漏风，拐弯圆滑，迎头风筒严禁落地。

6、局扇实行挂牌管理，写清供风地点和风机编号、功率、风筒长度、负责管理人员姓名、检查时间、风机吸风量、有效风量等。

7、局扇不得随意停开，如遇突然停风，所有人员必须及时撤出工作面到新鲜风流中，并设置栅栏严禁人员进入，切断工作面电源，恢复正常前必须检查瓦期浓度。 二、防瓦斯：

1、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止掘进机掘进和电钻打眼，并切断电源，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。

2、工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

3、工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%

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时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

4、对因瓦斯浓度超过规定被切断的电气设备必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电开启。

5、工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施进行处理。

6、若工作面回风联络巷未贯通，回风流进入其它生产工作面时，风流中瓦斯和CO2浓度都必须小于0.5%，以及其它有害气体都必须符合《煤矿安全规程》第100条中规定，方可工作面生产。

7、瓦斯监测探头必须设在工作面迎头5米无风筒一侧，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm处，并随工作面掘进，由当班付队长负责移动和保护。瓦斯监测监控装置必须由专人管理，每隔7天必须对瓦斯传感器进行一次调试，要求各项指标符合要求，确保其正常运行，工作面必须实现瓦斯电闭锁。

8、工作面严禁微风、无风作业，严禁瓦斯超限作业。

9、局部通风机供电实行“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路），工作面实行风电闭锁、瓦电闭锁，停电范围包括工作面所有非本质安全型电气设备。 三、综合防尘：

1、巷道掘进过程中，工作面和运输转载点必须安装洒水管路，每隔50米安装一个三通阀门，以供喷雾洒水，每周至少清洗一次巷道。

2、工作面割煤时必须进行喷雾洒水,工作人员戴防尘口罩。 3、巷道应安设两道风流净化水幕，进行全断面喷雾洒水。 4、巷道内浮煤及设备电缆上的煤尘必须清理干净。

5、各转载点、卸煤点必须设置喷雾洒水装置并保证能正常使用。 四、防灭火：

1、巷道洒水管及消防水管，每50米接一个三通阀门，且必须保证充足的水量。

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2、及时清理巷道杂物，井下使用的废油脂和用过的棉纱等可燃物必须存放在盖严的铁桶内，不得随处乱放。定期由专人送到地面处理。

3、建立严格的防火制度,井下严禁带火种下井和井下吸烟及一切明火作业。 4、所有入井人员必须携带自救器入井。

5、工作面必须按规定配备齐全有效的消防器材，并放于规定位置管理好，严禁随意乱放和丢失，对于过期失效的器材必须更换。

6、井下有火灾时，首先采用灭火器材直接灭火，并迅速报告总调度，并通知受火灾威胁地区人员迅速撤离危险区域；当电器设备着火时，应首先切断电源，再进行灭火。

7、必须加强机电设备管理，预防电器设备失控着火。电器设备高级备20米内严禁存放易燃易爆物品，移变处要有良好的通风。

8、严禁明火作业，严禁带电检修电器设备或查找故障原因。 9、严禁皮带打滑强行启动。

10、若油类着火时不得用水灭火，应立即用干粉灭火器灭火，若用水灭火时必须有充足的水源由火的边源开始灭火。

附图：通风系统示意图

第二节 顶 板

一、顶板管理安全技术措施

1、严格执行开工前的“作业区域班组开工准入评价表”检查制，即由上岗干部、班组长、安监工、瓦检员共同进入工作面，对工作面进行安全检查，发现不安全隐患必须立即处理，确认工作环境安全可靠后，方可开工。

2、支护前、后严格执行“敲帮问顶”制度，并贯穿施工全过程，必须用长度不小于2ｍ的专用长柄工具敲帮问顶，撬掉活矸，发现有零皮、马棚、伞檐等处理并确认安全后，方可开工。

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3、安装前探梁，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥、2人安装前探梁上刹顶木。

4、严禁空顶作业，使用普通锚杆机支护时最大空顶距不超过2.12m，必须在有正式支护或临时支护掩护下打眼，钻眼时必须按事先确定的眼位标志钻进。 5、打眼时，工作人员服装要穿戴整齐，严禁戴手套扶钎杆。 6、接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔同心。

7、钻孔前，必须按规格要求定好孔位，确定孔深，做好标记，锚杆方向与顶板岩面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向与巷道周边垂直。

8、锚杆眼必须按规定角度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面、裂缝打眼。 9、支护时，坚持由外向里，先中间后两边逐根进行支护，严禁在一排锚杆支护未完工的情况下进行下一排的支护工作。上托板时必须使用前探支护；一个人站在专用铁凳上安装，另一个人拧螺母，严禁空顶下作业。

10、当班跟班班长必须指派有经验的工人巡视所掘巷道的顶板支护及其巷道顶板的变化情况，巡视人员发现顶板有压力或破碎问题时，应及时通知跟班班长随时组织补打锚杆、锚索。如遇危急情况，必须及时撤出巷内所有人员撤到14#层412盘区进风巷，并向矿调度、队值班人员作详细汇报。

11、钻孔过程以及锚杆、锚索钻注和挂网过程中，跟班班长必须指派专人随时观测顶板及煤帮的变化情况，发现危急情况人员立即撤出危险区域。

12、使用树脂锚杆时必须戴防护手套，避免与皮肤接触。破损的药包，必须立即处理。严禁树脂药包接触电缆。

13、顶板来压预兆

托板压烂，变形严重；顶板有“闷炮”声，巷道掉渣、片帮严重，顶板破碎，顶板下沉离层有裂缝，打眼时卡钎杆。

遇上述情况时，工作面必须立即停止工作，采取措施进行处理架设临时木点柱、增大锚杆的支护密度、减少空顶距离、采取锚索棚支护，并紧跟工作面，遇危急情况立即撤离危险区。

14、当顶板破碎时必须割够一个支护间距支护一排锚杆并挂顶网。 15、支护帮网时必须先支护顶板，后支护两帮，严禁顶、帮同时支护。 16、支护帮网时必须将机组截割头退后支护位置5ｍ以外并按下紧停按钮，人

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员位于宽敞处进行支护，以避免因突然片帮而无法躲闪，严禁在机组两侧进行护帮网支护。

17、预应力锚索钢绞线必须使用经过增加粗糙度处理的钢绞线，严禁使用不加短节的钢绞线。

18、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够，钢带变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时必须及时补打。

19、钻眼时，必须保证孔的深度与钢绞线长度相适宜。

20、在张拉千斤顶给锚索施加预应力时，所有人员必须离开所施工的锚索2ｍ以外，以防意外。

21、支护帮锚杆和挂网前，必须检查工作面地点前后10ｍ范围的顶、帮情况，处理掉片帮、伞檐后，确定安全无误后方可进行作业，其他人员远离施工地点5ｍ以外。

22、工作人员在超高的地点打眼和铺网时，工作人员必须搭设工作台，工作台要牢固可靠，经上岗人员确认安全后，方可进行作业；严禁人员站在机组上工作。所有工作人员要相互照应，达到自保与互保。

23、打眼和挂网要在皮带运输机、转载机停止的情况下工作，且皮带运输机、转载机开关打到零位，机组并按下“总急停”按钮，并挂有人工作，禁止送电牌。

24、严禁人员站在机组两侧进行“敲帮问顶”工作。

25、当工作面遇地质构造时，必须立即停止掘进将护帮网支护至地质构造后。 26、每班管理人员根据打眼观察锚索锚固位置的岩性，必须保证锚索锚固在稳定岩层中1200㎜，否则加长锚索线长度；

27、将外露的钢绞线切断，应遵守如下规定： (1)钢绞线的外露长度应保留在≤300㎜范围内。

(2)切断钢绞线前，除操作人员外，周围5ｍ范围内严禁站人。

(3)操作时，必须两人配合进行，一人用力分开钢绞线，另一人把持切断器。 (4)钢绞线切断前外露长度超过0.5ｍ时，必须切断后在附近0.3ｍ处另补一根钢绞线，严禁截断外露长的部分而不从新补打。

28、过断层加强支护安全技术措施：

（1）、当顶板破碎或压力增大时；必须多支护锚杆与锚索梁（即用6ｍ的钢

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绞线配套3.5ｍ的12#矿用工字钢支护顶板）；

（2）、遇断时，必须在断层的上下盘支护锚索梁。

（3）、当顶板破碎压力增大或遇断时，必须将支护间距缩小为800㎜并割够一个支护间距支护一排锚杆。

(4)、过大于1米以上的断层时根据要求另写专项措施。 29、处理冒顶时的安全措施：

(1)处理冒顶时，队长、上岗干部、跟班队长必须现场指挥，抽调至少2人以上的老工人配套作业，1人工作，1人监视顶板，发现有跨落浮矸、片帮预兆时，要将人员立即撤到安全地点。

(2)顶板冒落高度超过1ｍ时，支护顶板前要先检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。 (3)处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘以1.2ｍ间距打不少于3排戴帽点柱，防止冒顶区域扩大。

(4)处理冒顶时，首先用2.5ｍ以上长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸，顶板处理好后，及时支设戴帽点柱临时维护顶板，如可以打锚杆时由外向里逐排补打，然后再补打锚索。如支棚时由外向里逐架支设，用半木、板皮构顶维护。

(5)施工中要有专人监护顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。

(6)处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯和一氧化碳等有毒有害气体变化情况，有问题要立即停工撤人，先组织排放有毒有害气体。

(7)如遇顶板有淋头水，停止作业汇报调度室，经地测科和小窑管理科检查无问题后，方可施工。锚杆必须支护一套，紧固一套，加强顶板管理，在顶板淋水段必须缩小锚杆排间距为800㎜。如发现顶板压力大，顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里进行施工。

第三节 防 治 水

一、支巷掘进时必须严格执行“先探后掘”措施，并密切注意顶板淋水及煤壁渗水情况，如有异常及时向有关部门汇报，并及时安泵排放巷道低洼处积水。

1、巷道低洼处，在非人行侧掘出水泵窝，水泵窝规格要求按技术科要求施工，并配备潜水泵进行排水。

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2、工作面必须有备用的水泵。

3、掘进时，必须坚持“有掘必探、先探后掘”、“长探短掘”的原则。执行12#402盘区 8220-4工作面“先探后掘”安全技术组织措施。

二、探掘安全技术组织措施：

1、探巷钻具：技术科配备的专用钻机。

2、钻孔要求：钻孔孔径为42mm，每个钻孔探测深度为70米，

3、每孔钻探深度为70米，向前掘进40米，留30米隔水煤柱，然后再探再掘，以此循环，探掘长度必须保证留设煤柱不小于30米。

4、施工钻孔前必须由队长组织全体员工学习本安全技术组织措施。 5、钻机在入井前必须对其机械及电器设备进行检查，钻机运输必须严格按《设备材料运输安全措施》执行。

6、钻机在安装前必须观察顶板支护是否牢固，严格实施“敲帮问顶”制度，安装必须平稳、牢固、周正，电气工作必须严格执行停送电工作票制度。

7、钻机放到要求的位置后，要用按要求做好的三角板检查钻机所稳角度是否达到要求，如果钻机角度没达到要求，重新调整钻机。

8、施工钻孔时必须配备瓦检员、安监工各一名，随时观察煤层渗水情况，监测作业地点瓦斯浓度、有害气体异常涌出及钻孔涌出气体、水流的温度情况，如发现异常立即停钻并及时汇报矿调度室、本单位值班室及有关领导。

9、钻工必须注意力集中，随时观察孔内情况，开、关机时要互相关照，口令要统一，严禁在工作地点打瞌睡。

10、连接与拆卸钻杆时，工作人员精力要集中，所用工具要操作规范，以免误伤自己或他人。

11、严禁无水干钻，要先送水后开钻；钻进过程中要注意控制钻机速度、钻进深度，在处理事故时严禁强拉硬扭。认真、准确地记录好每一次钻孔深度。

12、工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异状时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室；发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。

13、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地

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质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的声响；顶板来压；人感到发昏。必须停止作业，撤出人员。

14、钻孔施工时必须注意煤层软硬、孔内涌水情况及瓦斯情况，如发现异常或与采空区探通，立即停钻并及时汇报矿调度室、本单位值班室及有关领导。

15、钻孔与采空区钻通后，若无水，迅速用圆锥木楔封孔。若有水，必须立即停钻，但却不可拔出钻杆。迅速向矿调度室、本单位值班室及有关领导汇报，并迅速撤出所有人员。

16、当出现钻孔倾角与煤层坡度不符，探在顶底板时，必须及时调整钻孔倾角重新开孔保证探测深度。

17、当遇到构造时，由地质及技术部门根据构造揭露情况，调整探巷角度，编制过构造安全组织措施。

18、探掘前必须执行“四位一体”安全检查，确认工作地点顶板、煤壁、支护、瓦斯等无安全隐患后方可开工。钻孔施工过程中必须有一名经验丰富的安监工、一名瓦检员和跟班干部在现场，以确保安全施工。

19、在每次开钻之前必须严格检查各种钻具，确保完好无损。

20、在钻进过程中严禁机器周围站人或堆放物料，以免发生意外事故。钻进过程中若发现钻杆有摆动或其他异常现象时立即停钻检查，待查明原因处理问题后方可重新开钻。

21、开工前及生产过程中每班由上岗干部、班组长、安监工严格、准确掌握各钻孔深度及生产过程中各钻孔深度，和掘进进度，预留钻孔深度不得小于30米，否则严禁掘进。交班时由跟班干部将本班掘进进尺和现有探孔的深度，准确汇报队值班室和矿调度室。

22、每次钻探完毕后，必须将每次探孔深度、位置、详细记录报技术部探放水组。

23、每班必须携带圆锥木楔，以备及时封孔。

24、每次探孔结束后，要用油漆在顶板和煤帮上滞后工作面1米处标注各钻孔深度和日期，以便进入工作面的所有管理人员随时掌握剩余探孔的深度。

25、要求巷内排水管路必须紧跟至工作面，排水系统畅通，同时工作面随时备有一台潜水泵以备急用。

26、队组要在工作面钻孔附近配备压力计以便瓦斯员检查钻孔内外压力情

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况。

27、队组要在工作面钻孔附近配备封堵钻孔用的木楔（数量为钻孔数的二倍），需要永久封堵时由队组提供砂子、水泥、黄土以备封堵钻孔之用。

28、瓦斯员必须配戴CO便携仪。

29、瓦斯员加强瓦斯检查频率和次数和进行全过程瓦斯监护。

1）钻探过程中，每次拔出钻杆时瓦斯员必须及时进行瓦斯检查和测定钻孔内外压差情况。

2）日常掘进过程中瓦斯员每班对钻孔进行六次检查。

30、巷道两帮钻孔离开工作面超过3米时；由队组在瓦斯员的监护下进行封堵。

31、瓦斯员要及时向探巷队组询问是否有探通的迹象。

32、凡边探边掘巷道发现瓦斯、一氧化碳等其它有毒有害气体超限时，先断电撤人，再汇报。现场发现异常情况、不安全隐患，瓦斯员首先要及时断电撤人，然后再汇报落实采取进一步措施。并派救护队员到现场进行检查落实情况采取进一步措施。救护队员必须全副武装并配带好所需检查的各种仪器。

33、需永久性封堵的钻孔用水泥砂浆进行封堵，封堵长度大于2米。 34、凡边探边掘巷道，必须配有专职瓦斯员和安检员。 三、发生钻孔瓦斯异常或与小窑和采空区探通时采取步骤

由于本巷前方可能有小窑破坏区，在钻探的过程中可能与小窑探通，如发现此情况应采取步骤

（一）与小窑和采空区探通时采取步骤

1、发现探通由上岗干部负责组织工作面断电撤人到盘区进风巷的上风侧。 2、瓦斯员、上岗干部向通风区调度、矿调度汇报。

3、通风区值班区长指示救护队员佩带呼吸器进入隐患地点进行钻孔气体、压力检查。

4、瓦斯员向通风区调度、矿调度汇报情况，由总工程师指示对钻孔进行永久性封堵。

5、由瓦斯员检查工作面瓦斯、一氧化碳等其它有毒有害气体浓度，符合《规程》要求时方可恢复生产。

（二）发生钻孔瓦斯异常时采取步骤

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1、瓦斯员发现CH4、CO、压差异常→立即断电撤人（人员全部撤到盘区轨道巷，该巷的上风侧）→汇报→矿调度、通风调度。

2、通风区根据具体情况采取措施、上岗干部、救护队员入井→指示瓦斯员现场进行封堵处理、采取进一步处理措施。

3、通风区调度根据情况→汇报矿调度→汇报相关领导→指示→通风调度→指示→瓦斯员、上岗干部、救护队员采取进一步措施。

第四节 机电 一、机电方面的安全技术组织措施

（1）所有电气设备必须防爆，否则严禁使用。

（2）严禁任何人带电检修、搬迁电气设备（包括电缆和电线）。检修或搬迁电气设备前，必须切断电源，并采用与电源电压相适应的验电笔检验，经确认无电后，还必须检查瓦斯，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。停电时，所有开关手把必须打到“零”位并闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行这项工作的人员，才有权取下此牌并送电。检修至少两人作业，不准单人作业。

（3）供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。不准随意更改供电负荷，确需更改时，必须重新审批。

（4）电缆、水管必须吊挂整齐平直，开关必须上架。电缆必须采用电缆钩或皮带条吊挂，并严格按《煤矿安全规程》第468条、第469条规定执行。

（5）连采机及其它设备检修时，必须将机组停在支护完好的安全地段，确实做不到时，必须先加强该处支护，确认安全后方可检修。截割头检修时，必须将机组退后5米，防止工作面炸帮伤人，且要将截割头落地并停电后方可检修。

（6）更换设备时，必须编制专项措施，采用顶板打专用锚杆方式起吊设备。起吊锚杆不少于2组,每组不少于2个锚杆,起吊设备的吊链必须与锚杆采用链环固定牢固。起吊时，人员必须撤至安全地点，设备附近2m范围不准有人，确保安全。

（7）井下各电气设备的各种电气保护装置必须安设齐全，且必须灵敏、可

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靠，严禁甩掉不用。各电气设备保护不灵敏，不可靠、不齐全或缺少保护时，必须停止工作并向区、矿值班领导汇报，待处理至符合要求后，方可继续工作。

（8）电气设备的检查、维护和调整工作，必须由专人负责，高压电气设备维修和调整工作，必须由主管部门负责。

（9）每次开工前，检修工必须对所有电气设备进行检查，发现问题及时处理，严禁设备带病运转。

（10）一切容易碰到的、裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动、传动部分（靠背轮、链轮、胶带、齿轮和胶带输送机的滚筒等）都必须加装护罩或金属网遮拦，以防人员意外碰触，发生事故。

（11）必须加强油脂管理，做到“三专三过滤”。

（12）检修人员在处理机电故障时，如必须站在能运转的机电设备（如胶带输送机、刮板输送机等）上作业时，则必须停止该机电设备的运转，并将其开关手把打至“零”位并闭锁，以防发生事故。

（13）各电气设备必须稳设在支护完好、顶、帮完整且无淋水的安全地点。工作面有淋水时，必须采用旧风筒或旧皮带将机组的电气部件遮护严密，以防其受潮接地。

（14）煤电钻综保、风电闭锁每班作业前，必须进行一次跳闸试验；每天必须对低压检漏装置和照明综保的运行情况进行一次跳闸试验，发现问题及时处理。

（15）各类司机及检修工必须是接受正规培训的合格人员，并持证上岗按操作规程规定作业。

（16）各施工人员必须严格按《煤矿安全规程》第71条、第76条、第77条、第444条～第449条、第451条、第457条、第467条～第469条、第472条、第480条～第484条、第486条、第488条～第490条有关规定以及《煤矿机电设备检修质量标准》中运输设备部分、采掘设备部分、机电设备部分有关规定作业，严禁违章蛮干。

第五节 运 输

运输安全技术措施

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1、人员上下班乘坐人车时，必须遵守矿有关规定，不准扒车、蹬车、跳车和乘坐车头，上车时必须待人车停稳后，人员方可依次上车。

2、 铲车的刹车、警铃装置必须完好，刹车装置不完好严禁使用。梭车、铲车在井下行驶时，严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定。

3、各工种司机在操作设备时,不得随意将身体伸出驾驶室外,严禁高速行驶,拐弯时要提前发出警报。

4、人力扛物运料时,重件要多人合作,统一口号,步调一致；单人作业时,扛物不要过重,力所能及,同时要小心谨慎。

5、装卸车要安排专人负责，按顺序装、卸车。

6、对于重件装车、卸车，必须要挂设好三角支撑架，用相应的吊链起吊进行装、卸车。对易摆动或滚动的物件要用方木支稳、铁丝固定。

7、装车必须装满、装实，装车宽度、高度不得超过装车的要求，设备材料装好后，要用钢丝绳、铁丝等物件绑扎牢固。

8、大件需要多人抬起装卸车时，人员必须足够，同心协力，信号一致，向同一个方向卸料。

9、严禁人货混装，严格执行“行车不行人、行人不行车”规定。 10、在装卸物料，抬管子时要一人先抬起一端，然后另一个人再抬起另一端以防止挤手。

附图：运输系统示意图

第六节 其 它

一、一般安全技术措施

1、严格执行《煤矿安全规程》《煤矿工人技术操作规程》及矿下发的有关规定。

2、各工种必须定期进行培训，考试合格后持证上岗。

3、各类司机必须按信号开停机，信号不清一律按停机处理，开机过程中，

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听到不清楚信号，必须立即停机。

4、严格执行现场交接班制度，对工作面的情况必须交接清楚。

5、坚持上岗挂牌制度，严格执行安全生产“三不”原则，实行“安全确认制”确保安全生产。

6、所有人员必须配齐完好的劳动保护用品。

7、行人跨越胶带输送机时，必须走行人过桥。严禁任何人站在胶带输送机上作业，如需踩在其上作业时，必须将胶带输送机的开关手柄打至零位并在操作司机监护下进行作业。

8、施工图表、牌板必须按要求上齐。

9、除尘洒水时不得冲洗电气设备，若有淋水应立即用棉纱擦净。 10、四位一体安全检查必须贯穿于各工序之前，敲帮问顶制度贯穿于各工序全过程。

11、每次打锚杆前，班组长必须先检查风水管接头的连接情况，避免高压风水管崩脱伤人。

12.班前会时每位员工都必须认真进行安全培训学习，并在上岗干部的带领下做好安全宣誓。

13、入井前每位员工都必须佩带好自救器、矿灯等，并检查完好情况，妥善保管。入井后必须本人按规定携带，不得随意丢放、损坏。

14、开工前，全队所有员工必须行走避灾路线，并且每位员工必须熟知避灾路线。

15、、机组等设备换大件设备需要拆卸、安装时，必须提前在所对应部位的上方顶板打专用起吊锚杆，其锚固力必须达到80KN/根以上。同时起吊物下方用方木垫衬严实稳当。起吊物件时，起吊物下方严禁有人员逗留或通过。

16、前探梁使用的方型环必须备用特殊情况下使用的规格（备用大环、小环以适应巷道上下山掘进），备用吊环10个，施工上山巷道与下山巷道时必须有可靠的防滑装置。

17、备用刹顶木、大木楔的数量必须齐全，整齐码放在联巷内。 18、每个方型吊环必须与顶锚杆固定牢固，将螺母螺扣带平。

19、其它未提及部分仍按《煤矿安全规程》、《操作规程》及集团公司和矿的

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有关规定执行严格执行。

二、煤质

1、巷口必须设置煤质管理牌板。

2、每班必须安排一名煤质管理员挂牌上岗，不得以休息、请假为名空岗。 3、掘进过程中严格按照设计要求施工，严禁超设计割顶、割底。

4、皮带头、尾各放杂物桶一个，杂物桶满后必须及时清退到盘区杂物仓。 5、工作面使用的待出井物料，必须在指定地点整齐码放，严禁在巷道内乱仍乱放。

6、工作面生产的各类杂物必须及时放入杂物桶内，不许在巷内乱仍乱放，严禁任何杂物上皮带随煤流出井。

7、严格执行喷雾洒水制度，必须做到开机开水、停机停水。

8、洗巷水、巷内积水必须由专用水管排到指定地点，严禁排到上皮带随煤流出井。

9、大于300mm的大块煤、大块矸石，必须搬掉，打碎，严禁和煤流一起送走。 10、严格执行矿有关清退规定，对木楔、锚杆、托辊、H架、托板、废皮带头、钢丝等必须及时回收，严禁丢失或上皮带随煤流出井。

13、掘进巷道设备撤退完，必须及时清理巷道内杂物。 14、严禁用皮带拉运物料、大型设备和非煤杂物。

第八章 灾害应急措施及避灾路线

一、灾害预防

（一）、火灾事故发生时的措施

1、一旦井下发生局部火灾，应视现场通风、瓦斯情况，能直接灭火的直接灭火，将火势控制在最小范围，不能直接灭火时，在现场跟班干部的带领下把受火灾威胁的人员按避灾路线撤离危险区域，同时向调度室汇报火灾情况，等待命令。

2、在工作面发生火灾直接灭火无效时，及时按避灾路线撤离火区。 （二）、处理瓦斯、煤尘灾害事故：

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1、瓦斯、煤尘发生事故时，人员迅速背向空气振动方向，脸部朝下卧倒，与此同时，要迅速取下自救器戴好，等振动过后，全体人员沿着避灾路线迎着新鲜风流快速撤离险区，到达安全地点；如果受灾人员处于灾害地点下风头，无法撤到进风大巷时，应从回风巷尽快撤到地面。

2、若巷道堵塞无法撤离时，要选择适合地点构筑临时避灾峒室，做好标记，发出信号等待救援。

（三）、处理水灾事故：

1、发现出水预兆，立即向上山方向沿避灾路线撤离，到达安全地点；同时通知附近人员一起撤离。

2、如果避灾路线被隔断，受灾人员立即寻找靠近大巷位置最高的地方暂时躲避，同时敲打水管和轨道，发出呼救信号。

3、如果人员被堵开皮带工要利用一切能通风的管路向被堵人员临时供风。 （四）、顶板事故的预防和处理

1、当发现冒顶预兆时，当时又难以采取措施防止顶板冒落时，要迅速离开危险区域，撤退到安全地点。

2、遇危险时要靠煤帮贴身站立或到支护完好处避灾。

3、发生冒顶事故，有人被砸伤、埋压或堵塞时，等冒落稳定后，要立即查清遇难者的位置，人数和被埋压情况，用急救箱进行抢救；如被控地点有电话，遇险人员应立即电话汇报情况。否则，遇险人员应立即采用呼叫、敲打（严禁敲打对自己威胁的支护、物料和岩块）等方法，发出有规律、不间断的呼救信号，以便营救人员了解灾情，组织力量进行抢救。

4、事故发生后，遇险人员要听从班组长和有经验的老工人的指挥，在保证安全的前提下，积极开展自救和互救。被煤矸、物料等埋压的人员，不要惊慌失措，在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法脱险，以免造成事故的扩大。未受伤或轻伤的人员，要采取切实可行的措施设法营救被埋人员，并尽可能脱离险区或转移到较安全地点等待救援。

5、冒顶后人员互救时，应暂停向冒落区附近的机电设备供电，防止抢救时人员触电。

6、营救被埋人员时，营救人员应首先检查和维护好冒落点及其附近的安全，

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以保障营救人员在救灾的安全，并有畅通、安全的退路。

7、冒落范围不大时，如果遇险人员被大矸石压住，可用液压千斤顶等工具把大块岩石支起，再将遇险人员救出，切忌生拉硬拽。

8、如果顶板沿煤壁冒落，矸石块度比较破碎，遇险人员又靠近煤壁位置时，可沿煤壁由冒落区从外向里掏小洞，架设梯形棚子，边支护边掏洞，直到把遇险人员救出。

9、遇险人员要迅速组织起来，听取班组长和有经验的老工人的指挥，团结协作，尽量减少体力和隔堵区的氧气消耗，有计划地使用饮水、食物和矿灯等，做好较长时间避灾的准备。

10、维护加固冒落地点和人员躲避处的支护，并经常派人检查，防止冒落近一步扩大，保障被堵人员避灾时的安全。

11、如人员被控地点有压风管，应打开压风输送新鲜空气，稀释被隔堵空间的瓦斯含量，并要注意保暖。

12、如果发现被堵塞人员时，要利用现有压风管路尽快向堵塞区域供风。 13、抢救时，必须先采取加强支护措施，后抢救。必须认真观察顶板和两帮情况，若有二次冒落危险时，必须采取措施立即维护，抢救必须坚持由外向里依次进行。

14、清理堵塞物料时，要防止伤害遇险人员，严禁用镐刨、锤砸等方法扒人破煤。

15、井下发生冲击地压事故时，人员不准乱跑，背向冲击波方向，戴好自救器，匍匐前进，逃离危险地点，向调度室值班人员作详细汇报，等待命令。

二、避灾路线

(一)矿井正常通风时

工作面→2220-4胶运顺槽→402轨道巷、皮带巷→主井、副井→地面

(二)当矿井反风时：

工作面→→2220-4胶运顺槽5220辅运巷→5220回风绕道→402回风巷→501总回风巷→东周

窑风井→地面

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