9101综采工作面作业规程新改1

乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

乌化矿业有限责任公司一矿简介

乌化一矿位于乌海市海南区东南6km处，桌子山煤田白云乌素I勘探区第9～15勘探线之间，行政区划隶属海南区管辖，其地理坐标为：东经：106°55′43″～106°57′14″，北纬： 39°23′22″～ 39°24′38″

乌化一矿位于乌海市海南区拉僧庙车站东北方向约15km，东南距离由海勃湾拉僧庙、鄂托克旗至鄂尔多斯市东胜区的109国道约8.0km，西侧通过海（海南区）——公（公乌素）公路向北可至乌海市区，交通极为方便。

乌化一矿井田内共含可采煤层6层，其中，9-2、16-2为全区可采或基本全区可采煤层的主要可采煤层；5、8-1、8-2、16-1煤层为局部可采的次要可采煤层。其中由于5号煤层可采面积小，储量少，且大部受下部旧采空区的影响不可采，设计将其列入次边际经济的资源储量（2S22）暂不进行开采，即设计可采煤层共5层，包括8-1、8-2、9-2、16-1、16-2煤层。

各可采煤层属于1/3焦煤（1/3JM35）。用途的首选，洗选后的中煤和尾煤可以民用和火力发电。本区煤炭经洗选后宜作配焦用煤，也可用作炼焦用煤。

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第一章 概况 第一节 规程设计依据

（1）《煤矿安全规程》 （2）《煤矿工人操作规程》 （3）《煤矿安全技术操作规程》 （4）《煤炭工业设计规范》

（5）生产技术科提供《9101工作面地质说明书》

第二节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表

工作面名称 9101 采区名称 一采区 1068.65-1020.57 地面标高 1263.65-1215.57 井下标高 地面的相对 本工作面位于主井东侧至矿界860m，北至边界500m，西侧至边位 界984m，南至边界598m位于主副斜井的东侧和回风井东侧220m 置 回采对地面设施的影响 井下位置及与相邻关系 本工作面，北为8-1轨道大巷，西为9102回风顺槽，东、南为井田边界。 183m

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地表无较大影响 走向长度 943m 倾斜长度 面 积 172569m2 乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

第三节 煤层赋存特征

一、煤层情况： 煤层厚度 （ｍ） 可采指数 附：煤岩柱状图 二、煤质情况：

M 0.95 A 29.44 V 33.32 Q 26.61

第四节 煤层顶底板情况表

顶、底板名称 老顶 直接顶 直接底 岩石名称 细砂岩，砂质泥岩 细砂岩，砂质泥岩 砂岩 泥岩 厚度(m) 3 2.1 0.37 S 0.6 工业牌号 1/3JM 2.3-2.5 2.5 1 煤层倾角 稳定程度 4°～7° 5° 稳定 通过分析，直接顶较易跨落，回采过程中要及时支护。老顶较坚硬，根据邻矿白云乌素矿8103综采工作面的观察，直接顶初次来压步距为30米，老顶初次来压步距为30米，周期来压步距为20-25米。

第五节 水文地质

顺槽在掘进中遇到小断层两处本工作面水文地质条件较复杂，在回采过程中，采用在9102回风顺槽打释放孔防水至9103切眼在9103回风顺槽安设两台D85水泵进行排水。

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第六节 影响回采的其它因素

1、工作面煤层结构复杂，夹石厚度变化大，给回采带来很大影响。 瓦斯 CO2 煤尘煤炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 瓦斯相对涌出量0.45立米/小时 无 37.8 煤层自然发火期6个月 无 无 2、煤炭无自燃倾向性，在回采过程中需加强“一通三防”工作，确保安全生产。

第七节 储量及服务年限

一、储量计算 走向倾斜 斜面积长ｍ 943

工作面平均走向长943m，倾斜长183m，斜面积172569m2，煤层及夹矸平均厚度2.6m,其中煤层平均厚度2.3-2.5m，容重1.63t/m3,。按最大采高2.5m计算可采储量703218.6t。 二、工作面服务年限

工作面服务年限=可采储量/计划月产量 工作面服务年限=703218.6T÷75000 =9.37（个月）

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煤厚ｍ 容 重 工业储量回采可采储量ｔ/ｍ3 （ｔ） 率 （ｔ） 703218.6 长ｍ （ｍ2） 183 172569 2.6 1.63 731347.4 97% 乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

第二章 采煤方法 第一节 巷 道 布 置

一、工作面巷道布置

该煤层属稳定薄煤层，平均厚度1.2ｍ，结构简单。工作面运输顺槽、回风顺槽均沿煤层底板掘进，巷道形状为矩形，支护方式锚杆梁+锚索支护，9101运输顺槽净宽3.4m,净高2.7m,用于工作面进风、运输和运料；9101回风顺槽净宽3.4m,净高2.7m，用于工作面回风和运料。

工作面切眼规格为6.5m32.7m采用锚梁加锚索支护。

（附图：巷道布置图） 第二节 采 煤 工 艺

一、采煤工艺

根据地质情况及巷道布置，工作面采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化采煤法。 二、采煤方法

根据工作面情况，采煤机割煤方式为往返一次进一刀。 三、进刀方式：

采煤机斜切进刀，进刀位置为机尾顶板较好处斜切进刀（斜切进刀段长度为30米），下行割煤，截深为0.60m。 2、工序安排： <1>、采煤机割煤。

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<2>、采煤机下行割煤，采用及时支护方式，滞后采煤机5架开始移架支护顶板，移架方式采用分段依次顺序移架。

<3>、采煤机下行割煤到机头后，返空刀清理底煤，随采煤机上行，滞后采煤机15m-20m及时将工作面溜子推向煤壁，溜子弯曲不得小于15米，溜子移直、垂直弯曲度不得大于3°，每次移过0.60米。 <4>、检修：工作面割煤结束后，对工作面设备进行检查维修，为下循环做准备。 3、采空区的处理：

采用全部垮落法处理采空区。

（附图：采煤机斜切进刀方式图）

第三节 设备配置

9101综采工作面采用MG23125/571-WD型采煤机双向割煤,运煤采用DST/30/110输送机，工作面支护采用ZY3200/12/26型自移掩护式支架工作面采用SGZ－764╱630刮板输送机运煤，运输顺槽采用DSP－1063╱1000型皮带输送机运煤。

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工作面设备布置表

序设备名称 号 1 工作面刮板输送机 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 工作面采煤机 工作面支架 端头支架 转载机 破碎机 胶带输送机 移动变电站 调度绞车 移动变电站 乳化液泵站 1140V开关 SGZ–764/630 MG2*125/571–WD ZY3200-12/26 ZY3400/14/28 SZZ–764/160 PLM–110 DPJ–1063/1000 KBSGZY–500/10 JD-25 KBSGZY–1250 BWP-315/16 QBZ–80N 设备型号 量 1 1 125 6 1 1 1 1 1 1 1 11 部 台 架 架 部 台 台 台 台 台 台 台 数单位 备注 （附图：工作面设备布置图）

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第三章 顶板控制 第一节 工作面支架支护说明

一、液压支架支护强度验算 支架工作阻力校核

1、 采用经验公式 据公式：

P?9.81KHrF

式中：

K—作用于支架上顶板岩石厚度系数取 7 H—最大采高取 2.3ｍ

r—上覆岩石容重取 2.5T/ｍ3

F—单架最大支护面积取 6.945㎡ P —支架工作阻力。2742.3KN。

2、 支架底板比压校核 据公式

N=（P+W）/S

式中:

P —单架承载7倍岩体重量4650KN W —支架自重106KN S —支架底盘面积3.816ｍ N —支架对底板比压1246.33KN/m2

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与支架参数对比

按7倍采高校核则2742KN＜3200KN ，按支架底板比压校核，8＃煤层底板比压为1500KN/m2＞1246.33KN/m2

工作面实际条件与支架参数对照表

项目 采高（ｍ） 工作条件 2.2-2.3 8

支架参数 1.2-2.6 乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

倾角（°2） 硬度（ｆ） 支护强度 底板比压 顶板类别 4°－7° 5－6 0.43MPａ 1.5MPa Ⅱ类 ≤15° 0.55MPa 1.58MPa Ⅱ类－Ⅲ类 据以上校核及工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZY3200/12/26型液压支架能够满足顶板控制支护需要的同时，也能满足底板比压要求，支架不会出现压垮，钻底现象。 二、乳化液泵站 1、泵站选型、数量 （1）理论计算

1202工作面倾斜长度183米，乳化液泵站距工作面最大距离100米，泵站至工作面最大高差h1=1.2米,上下巷最大高差h2=21米,泵站流量200L/min平均流速4.16m/s，管径φ32mm高压胶管, 沿程阻力系数：

680.25??0.11(?)dRe

?0.02?10?368??0.11(?)0.25

0.03211669.6

=0.021

式中：ε -管壁当量糙度值取0.02mm d-管直径取32mm Re-运动粘度兆米/秒 15°

Re-临界雷诺数

Re?VdV

Re?4.16?0.0321.141?10?6

=116669.6

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沿程阻力损失 LV2hf????d2g

183?1004.162hf?0.021??0.0322?9.8 hf=164

局部阻力损失： V2hj??2g

4.162hj?212?9.8

hj=18.5

泵站压力损失： h=hf+hj+h1+h2 =164+18.5+1.2+21 =204.7mmH2O=2.05MPa 支架工作压力：

1?Fh2?22d??

1?3488.62h2?2?1???0.32??3.14?2? =21.7MPa 泵站压力：Pb=（h+h2）k

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=（2.12+21.7）31.18 =28.1MPa （2）结论：

通过理论计算和实际观测及采煤工作面质量标准，确定9101面泵站压力最小值为30MPa，额定值为31.5MPa，选用一台BRW200/31.5型乳化液泵，能够满足工作需要，为保证工作面正常运转，再备用一台。 2、泵站设置位置

9101面乳化液泵站设置在9101运回风距工作面切眼100米处,移变列车靠工作面侧。 3、泵站使用规定

1) 开泵前，检查乳化液箱的液量是否大于箱体1/2，用浓度计检查乳化液浓度，确保乳化液浓度在3%-5%之间，严禁开清水泵。 2) 开泵时必须随时观察工作泵的运行情况及泵运转的声音，发现异常必须及时停泵处理。

3) 泵站及液压系统完好，不漏液。 4) 设专职泵工开泵，不得随意更换。

5) 泵在运转过程中，严禁进行液压件的维修、更换。

6) 定期清洗各级滤网、过滤器和管路，以保持清洁，乳化液箱每半月清洗一次。

7) 使用专用容器领送乳化液，运送过程中严格密封且完全过滤。 8) 泵站压力不得小于30MPa。

9) 要使用自动配比装置进行乳化液配比。 3、支护设备选择

9101工作面选ZY3200/12/26型掩护式液压支架,共125架,从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为 1～125 号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZY3200/12/26

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型掩护式液压支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 第二节 工作面顶板管理 一、顶板管理方法： 本采面采用全部垮落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填，工作面选用ZZ3200/12/26型液压支架支护顶板，共使用125架，工作方式为顺序移架，移架步距0.60m，支架中心距为1.5m，端面距不大于0.4m，工作面最大控顶距为4.886m,最小控顶距为4.286m。 二、工作面机头、机尾端头支护： 1、工作面上、下端头，机头、机尾各使用3架ZY3400/14/28型支架做为端头支架支护顶板。移架后及时将支架前探梁推出，移架时应及时收回前探梁，受转载机机尾、机头等所限，端头支架滞后工作面支架一个移架步距。 2、回采过程时，必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施。 三、工作面超前支护管理 1、两巷超前支护距离不小于20m，支护距离从工作面煤壁算起。但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。 2、两巷超前支护选用单体液压支柱配合“π”型钢梁。“π”型钢梁下支单体液压支柱，“一梁三柱”平行与工作面横向布置，间、排距均为1.0米， 3、超前支护段的支柱必须打成直线，单体液压支柱初撑力必须达到《煤矿安全规程要求》。 4、单体支柱必须相互连接防止倒柱伤人事故。 12

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5、打超前支柱时，必须4人配合作业，2人扶单体，2人上“π”型钢梁，要求密切配合，扶稳支柱，送液准确。 6、待上端头支架前探梁顶住超前支护的柱帽时，方可回撤超前支柱。回撤前必须“敲帮问顶”处理掉伞檐、片帮后，先拆除连接装置，然后在其它支柱掩护下用手把缓慢泄液后，抬出超前支护范围外沿帮依次放置好。 7、如遇顶板压力大、顶板破碎时，必须根据现场情况制定专门的安全技术措施确保工作面安全顺利的推进 8、两巷遇到超高段巷道必须超前工作面50-100m架棚支护，棚梁采用小头直径不小于18cm的圆木，棚梁长为3.2m,材质使用松木，棚腿采用最大高度为2.9m的矿用单体支柱，棚距为1m，柱距为3m,架棚高度为棚梁距底板2.4m，棚梁上方超高部分用1.230.130.15m的木板梁背紧刹严，木板梁的材质可采用柳木，待工作面推进到此段巷道可直接通过。 四、特殊条件下的顶板管理： （一）、初采期间的顶板管理 1、工作面初采前，由公司组织有关单位对工作面的机械设备、支护用品、生产工具、备用材料、通防设施，工作面两顺槽及切眼的支护状态等进行全面验收，认为具备生产条件，方可投产。 2、初采期间，公司成立初次放顶领导小组，组织三班盯岗，负责指挥现场放顶工作。质量小组负责对工作面顶板支护质量进行监测、监控、预报工作，发现问题，及时采取针对性措施。 3、工作面推采期间，技术人员负责对顶板支护质量进行监督，发现问题，要及时采取针对性的措施。 4、开采前，两顺槽超前支护距离不小于20m，支柱初撑力不小于50KN。 5、开采前，先将工作面溜子铺直、支架找直、架间距调整合适，保13

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证工作面支架初撑力不小于24Mpa。 6、开采前，当机组不能割透端头时先开出工作面端头机窝，机窝内至少保证两排正规支柱，按要求支好端头支架，端头支柱初撑力不小于90KN。

7、开采前将支架柱鞋与推拉杆垫平齐，垫支架时，按以下要求操作： （1）、在所垫支架处煤壁侧，打两棵单体支柱撑住支架前板，支柱初撑力不小于90KN。

（2）、打好支撑支柱后，然后降立柱将支架柱鞋拉起，当支架柱鞋高于推拉杆15cm后打好平衡手把，将立柱控制手把回零位，用铁锹将破碎矸石或木鞋充填于柱鞋下面，充填好后，然后升立柱，使支架达到现定初撑力。如垫不好，再按上述要求重新进行。 （3）、垫好支架后，将煤壁侧单体支柱回掉。

8、开采前不够高的支架必须用木料穿顶或垫底座，使之达到要求。 9、支架上方穿顶时，先将降支架，用木料从顶梁前方往后穿，穿顶厚度应根据相邻支架的高度确定，穿好顶后升架，使顶梁与木料接顶严密。

10、穿顶后的支架垫架子时，按第7条执行，最后使该支架达到规定要求。

11、调整架子间距时，先将架间距大的下方支架降架（本架），然后打开此架侧护板，使本架左推到合适位置，然后升架，将侧护板手把回零，架间距控制在7～10cm，调整架间距时由此依次类推。 12、调整支架下滑时，把本架降架，下一架侧护板打开，将本架上调，然后打开平衡，使本架前板挑起并固定在顶板上，然后打开本架侧护板同收下一架支架侧护板，使支架后头下移，最后使支架调正升起。 13、初采期间，工作面端头支柱初撑力必须达到90KN，工作面支架初撑力不低于24Mpa。

14、采煤机割煤后，必须按规定及时移架，严禁空顶作业。

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15、直接顶初次垮落期间，造成顶板破碎、片帮处必须及时拉超前架支护顶板。

16、顶板破碎地段，必须跟前滚筒及时移架，割一架移一架，随割煤随维护顶板。

17、本面切眼起底量为0.5m，每循环必须保证工作面溜子上抬0～10cm。

（二）、初次来压及周期来压期间顶板管理

1、工作面安装准备形成生产系统后，要对设备逐台进行试运转，对出现的问题及时处理，经有关单位验收合格后开始生产。 2、初采前，必须按规程要求支设好端头和超前维护。

3、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班监督，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。 4、来压期间，采高要严格控制好，不得超高。

5、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于24Mpa。

6、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。

7、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证顶梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶。必要时应在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架顶梁上挑棚板支护。

8、因故不能及时移架，必须及时伸出伸缩梁护顶或在煤帮支设戴棚板点柱，柱距为1.5m。

9、顶板破碎时，带压移架，严禁把相邻的两架支架同时降下。 10、来压期间，应积极组织，加快工作面推进度，以尽快摆脱压力影响。

11、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。

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（附图：工作面支护平面、剖面图）

第三节 矿压观测

一、矿压观测内容

工作面顶板动态监测、支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测,以及支护质量动态监测。根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,超前支承压力影响范围和分布特点,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 （一）、工作面的矿压观测

1、工作面每10架安装综采液压支架压力观测记录仪1块，监测支架立柱的阻力情况，每5天进行观测一次。条件变化需要爆破时，要有保护压力仪的措施。每班工人在操作支架时都必须将支架升实,保证支架的初撑力。 （二）、巷道的矿压观测

1、 工作面回风顺槽、运输顺槽通过安设顶板离层仪观测巷道顶板情况。 三、支护质量监测

每旬由安质部和生产技术部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，由区队负责立即整改

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端

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面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、矿压观测时间要求

1、对工作面、两巷，整个生产期间都要进行矿压观测。

2、支护质量监测，整个生产期间都要进行矿压观测。

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第四章 生产系统 第一节 运输系统

一、循环产量： Ｑ﹦ＬMSrK

﹦18332.530.6031.63397%﹦434.01吨

式中：Ｑ--工作面循环产量 L--工作面长度：183m

M--采高:2.5 S--循环进度:0.60m r--煤层容重:1.63ｔ/ｍ3 K--工作面回采率:97% 二、运输系统

1、运煤：9101工作面刮板输送机—9101运输顺槽胶带运输机—9煤皮带巷—辅助水平煤仓—主斜井皮带机—地面。

2、运料：副斜井 —9#井底车场—辅助水平集中运输大巷—9#轨道上山— 轨道运输大巷—9101回风顺槽巷。 三、运输设备及运量

工作面刮板输送机SGZ-764/630型运输能力1000ｔ/ｈ 顺槽胶带输送机DSJ100/30/160型运输能力500ｔ/

第二节 一通三防

一、通风系统

新风：副斜井→8-1煤轨道上山→8-1煤轨道运输大巷→9101运输顺槽→9101工作面

立井→9煤运输上山→9-2煤皮带运输巷→9101运输顺槽→9101工作面

乏风：9101工作面→9101回风顺槽→8-1煤轨道运输大巷→回风横川→8-1回风大巷→地面

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二、风量计算及风速校验

1) 按9101回风巷回风流中瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳浓度不超过1.5%计算。

按9101回风巷回风流中瓦斯浓度不超过1%计算

据公式：

Q采1?100?q?k

式中：

q —瓦斯绝对涌出量 取5.75 m3/min； k —工作面瓦斯涌出不均匀的备风系数取 1.3；

Q采1—按9101回瓦斯浓度不超过1%计算需风量747.5m 3/min.

按9101回风流中二氧化碳浓度不超过1.5%计算 据公式：

Q采2?67?q?k

式中：

q －二氧化碳绝对涌出量 取0.89 m3/min；

k －工作面二氧化碳涌出不均匀的备风系数取 1.3；

Q采2－按9101回二氧化碳浓度不超过1.5%计算需风量 77.5m3/min.

按回风配巷风流中瓦斯浓度不超过1%计算

Q采3?100?q?k/1

式中：

q —瓦斯绝对涌出量 取5.75 m3/min； k —工作面瓦斯涌出不均匀的备风系数取 1.3；

Q采1—按9101回瓦斯浓度不超过1%计算需风量747.5 m 3/min.

据公式

2) 按工作面温度计算

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Q?60VS

式中：

S - 工作面的平均断面13.2 m2;

V－工作面平均风速取值1m/s，温度18°－20°; Q -工作面需风量792m3/min.

据公式

3) 按气象条件计算风量

Q基本＝60×S×70%×ｈ×V 式中:

S - 工作面的控顶距4.886 m; ｈ -工作面实际采高2.2 m; ｖ -适宜风速取1m/s;

Q基本－不同采煤方式工作面需风量451.5m3/min.

据公式

Q采?Q基本?K采高?K采面长?K温

式中:

Q基本－不同采煤方式工作面需风量451.5m3/min; K采高 -回采工作面采高调整系数1.5; K采面长 -回采工作面长度调整系数1;

K温 -回采工作面温度与应风速调整系数1; Q采 -回采工作面量需风量792m3/min.

4) 按工作面每班最多人数计算

Q?4N

式中：N—工作面同时工作的最多人数 59人 Q—工作面人员所需风量236 m3/min. 结论：

通过以上计算9101综采面供风量初选为792m3/min。

5) 按风速验算

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按最低风速，工作面最小风量 Q>15S=252.43

按最大风速验算，工作面最大风量 Q<240S=4038.84 定论：

由以上验算可知风量选用792m3/min符合规定要求 （附图:通风系统图） 三、瓦斯管理 （一）、瓦斯检查

1、通风队设专职瓦检员，进行现场交接班

专职瓦检员负责对工作面及回风流的上、下隅角，采煤机前、后支架之间及其它瓦斯容易积聚的地点进行瓦斯检查。瓦检员及时填报瓦斯报表和遵守汇报制度，每班由瓦检员检查瓦斯和有害气体，发现问题立即采取有效措施进行处理，并汇报调度。 2、现场管理

跟班队长、班组长、电钳工必须携带便携式甲烷检测报警仪，采煤机自带机载式甲烷断电仪 。 3、上隅角瓦斯积聚的处理措施

当上隅角瓦斯积聚浓度超过1.0%，采用挂风幛，设挡风板等方式吹散上隅角瓦斯，使瓦斯浓度小于1.0%。 四、瓦斯监测

1、采煤机自带机载式甲烷断电仪，报警点为1.0%，当报警仪达1.5%

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时，采煤机自动断电停止作业。

2、工作面上隅角设置甲烷传感器, 报警值为1.0%，断电值为1.5%的低浓甲烷传感器，距工作面煤壁10米以内设置甲烷传感器, 报警值为1.0%，断电值为1.5%的低浓甲烷传感器，工作面回风口10－１５米处设置甲烷传感器,型号为 KJ101-45B，报警值为1.0%，断电值为1.0%的低浓甲烷传感器，

采煤机、上隅角、工作面、回风流复电值为0.99%。

3、瓦斯断电闭锁和故障闭锁：当任何一只甲烷传感器所测瓦斯浓度达到断电值时，或安全监测监控设施故障时，切断工作面及回风顺槽内所有非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当瓦斯浓度＜1.0%，且安全监测监控设施故障解除后，自动解除电气闭锁。 4、一氧化碳传感器：

距工作面10处设置一氧化碳传感器，报警浓度为≥0.0024％CO，带式输送机滚筒下风侧10-15米处设置一氧化碳传感器，型号为GTH500，报警点位24PPm。 5、风速传感器设置：

工作面回风口10－１５米处设置风速传感器，型号为KGF2型测量范围0.25m/ s—4m/s

风速传感器应设置在巷道内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。当风速低于或超过《煤矿安全规程》的规定值时，应发出声、光报警信号。 6、温度传感器设置：

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工作面回风口10－１５米处设置温度传感器，温度传感器的报警值为30°C。 7、烟雾传感器设置：

带式输送机滚筒下风侧10-15米处设置烟雾传感器，当巷道空气中含有烟雾时，发出报警。 8、传感器的吊挂位置：

传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板不大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm,应安装在维护方便，不影响行人和行车的位置。

9、甲烷传感器及便携式甲烷报警仪由矿安全监测中心统一调校，每10天进行一次瓦斯断电闭锁试验，并按规定校调传感器。 10、监测监控分站：9101工作面使用设在8#变电所附近的KJFT监测监控分站，电源取自9102车场17#开关上。

11、每班班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损坏，确保监测监控 设备正常运行。

12、每班在拉架、顶溜子，严禁将监控监测束管、各类传感器及缆线损坏。回撤密集支柱时及时将各类传感器移至安全点，待回完密集后，移回至规定位置。

13、9101回风门处安设一台KGE8型风门传感器，一台KJ101-GD型远程断电器。9101风门内安设KJ101N-F1型监控分站二台。9101运移变处安设KGT8型机组开停传感器一台，KJ101-GD型远程断电器一台，9101皮带机头硐室内安设KGT8型开停传感器一台。

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五、综合防尘系统 1、防尘供水系统：

9101工作面的防尘用水：地面500立方水池—立井—轨道上山—轨道运输大巷—9101运输顺槽巷—9101工作面。

地面500立方水池—立井—轨道上山—轨道运输大巷—9101回风顺槽巷—9101工作面。

运输顺槽巷和回风顺槽巷管路选用φ50mm的水管，每隔50ｍ设一个三通阀门,给防尘水幕、各转载点、泵站及工作面机组喷雾供水。 2、防尘措施

（1）、采煤机内外喷雾，要求喷雾嘴完好不堵塞，内喷雾压力不小于2Mpa外喷雾压力不小于1.5Mpa,雾化程度高，特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。

（2）、转载点的喷雾及工作面各部输送机机头、机尾各设一组喷雾头。

（3）、煤尘冲刷，运输顺槽和回风顺槽超前支护50m范围内每天清洗一次。

（4）、个体防护，进入工作面和回风巷工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。

（5）、工作面应每10架设置架间喷雾，每2天进行清洗一次支架。 （6）、在运输顺槽巷和回风顺槽巷距工作面200米各安装一组隔爆水棚。

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六、安全措施

1、 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，保障防尘用水的水量和水压符合要求。

2、加强通风系统管理，确保工作面风量不得小于792m3/min。 3、确保工作区域空气质量满足要求，氧气浓度不得低于20%，二氧化碳浓度不得超过1.5%,其它气体符合规程规定。

各班长必须认真履行瓦检员手册签字制度，必须携带便携式瓦斯检测报警仪，工作面回风隅角要悬挂一台甲烷检测报警仪，对工作面瓦斯进行检测。

4、经常做到管线除尘和清洗巷道。 防治煤层自燃发火技术措施： （一）、供水系统

运输顺槽巷和回风顺槽巷选用φ50的水管供水，每50ｍ安设一个三通阀门给各转载点喷雾水幕和泵站供水。 （二）、监测系统

对监测系统的数据及时进行分析，CO浓度增加较快时,要及时组织撤人防灭火，并及时通知调度、值班领导。 （三）、综合防灭火措施

1、加强通风管理确保工作面的风量、风速达到指定要求。 2、确保工作区域空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20%二氧化碳不得超过1.5%,其他气体符合《煤矿安全规程》规定。 3、各班班长、跟班队长及流动电钳工必须携带便携式瓦斯监测报警

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仪。

4、工作面回采结束后,45天内及时封闭巷道防止采空区气体涌出。 （四）、特殊时期的防灭火要求

1、本工作面煤有自燃发火倾向，在正常的回采期间，应尽量保持设计的推进速度，在临时停产期间，要加大综合防灭火措施。 2、调整通风系统，确保通风系统合理，稳定可靠。

第三节 排水系统

工作面及顺槽巷道内涌水量约为60m3/h，最大涌水量不超过100.0m3/h，本次修改设计考虑增加一定的富裕系数，按正常涌水量以72.0m3/h计算，最大涌水量以120m3/h计算。选用BQS-50-120型潜水泵5台（3台工作2台备用），水泵工作参数：流量120m3h、扬程50m、功率37kW。三趟用φ10834mm排水管路经8-1煤轨道上山、辅助进风井排至主水平16煤主、副水仓。

第四节 供电系统

一、工作面简介

工作面铺设一套MGZ125/571-WD采煤机，一部SGZ-764/630溜子，一部SZZ-764/160转载机，一台PLM110破碎机，2台WRB200/31.5乳化泵，2台KPB-315/16喷雾泵。 二、负荷统计 名称 机组 溜子 转载机 破碎机 规格 MG23125/571-WD SGZ-764/630 SZZ-764/160 PLM-110 27

单位 数量 部 部 部 台 1 1 1 1 单击功率 总功率 （KW） 571 630 160 110 （KW） 571 630 160 110 乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

乳化泵 喷雾泵 WRB200/31.5 KPB-315/16 台 台 2 2 125 110 250 220 附：工作面供电系统图

第五节 通讯、照明系统

1. 通讯系统

顺槽转载机机头处及皮带机头处各安设电话1部，回风巷距离工作面50m位置设置一部电话。入井人员携带人员定位仪，在9101运输顺槽、回风顺槽各安设1个人员定位系统分站，型号为：KJ101。对入井人员进行监测。 2. 照明系统

9101运输巷内设置Z3Z8--2.5型照明信号综保3台，每间隔20m设照明灯一盏。转载机机头、皮带硐室处共安设KXH型声光组合信号装置4台。工作面内设置架间照明系统，每10架安设一组照明灯管。

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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

1、循环作业方式

采用两班生产、一班准备，日进2循环，每循环进度为0.60米。

（附图：循环作业图表）

2、产量计算

工作面日生产能力=工作面长度3循环进度3煤层厚度3容重3回采率3日循环数

=18330.6032.231.63397%38=3472吨 3、劳动组织方式：

为“三八”工作制，每班工作8小时，采用追机作业劳动组织形式。

4、劳动组织关系：

各班设一名跟班队长、班组长、验收员组织配合专业工种共同来完成本班生产任务。

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工作面劳动组织

出勤人员 夜班 检修班 中班 夜检修中班 合计 23－7 7－15 15－23 工种 班 班 跟班付队长 1 1 1 3 验收员 1 1 2 班长 2 4 2 8 机组司机 3 3 6 移架、移溜工 4 4 8 刮板机司机 2 2 4 皮带司机 2 2 4 清煤工 3 3 6 小班电工 1 1 2 小班泵工 1 1 2 超前维护工 5 5 机组检修工 5 5 支架检修工 4 4 刮板机检修工 5 5 电器检修工 9 9 皮带检修工 6 6 泵检修工 2 2 运料工 8 8 队干部 4 9037÷6=105 办事员 1 材料员 1 250 20 90 合计 0

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班次

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第二节主要经济技术指标

详见工作面主要技术指标表－9

主要经济技术指标表－9

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19

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指标名称 工作面走向长度 工作面倾向长度 煤层倾角 容 重 循环进度 循环产量 日产量 日循环个数 月产量 可采期 最大控顶距 最小控顶距 定 员 出勤人数 回采工效 回采率 采高 可采储量 面积 单位 ｍ ｍ ° T╱ｍ3 ｍ T T 个 T 月 ｍ ｍ 人 人 T╱人 ％ ｍ T ｍ2 指标 943 183 4°～7° 1.63 0.6 381.93 3055.44 8 82496.99 6.63 4.886 4.286 105 90 25.89 97 2.2 522970.4 172569 备注 平均走向长度 按27天计 平均采高 乌化矿业有限责任公司一矿 9101工作面作业规程

第六章 煤 质 管 理

工作面开采原煤煤质指标原则上为灰分不高于38%，含矸率不高于4%，在回采其间尽量减少矸石进入正常煤流。

1、利用班前会开展煤炭质量的宣传教育，不断提高全员、全过程的质量意识。

2、认真执行矿制定的煤质管理办法和各项煤质保证措施。 3、采煤机除内外喷雾外，其余冷却水都必须有管路引出到溜槽外，不准混入煤流。

4、工作面两巷不准有积水。

5、两巷煤壁、底板上不能留有木楔、铁丝、石块等杂物。 6、严禁随意割顶、割底，加强工作面回采期间顶板控制防止冒顶流碴。

7、工作面支架拉架时采用及时移架方式，片帮严重时采用超前支护方式，防止顶板掉碴。

8、及时排水，防止水流入集中运输皮带。

9、提前作好工作面过断层技术设计，尽量缩短断层影响工作面走向长度，保证工作面能顺利快速通过断层。

10、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。

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第七章 危险源辩识与风险评估 第一节 各工种危险源及管控措施

一、MG2*125/571-WD型采煤机司机 危险源：

1、没有检查工作地点的顶板情况而发生漏顶事故伤人。

2、设备不完好有漏电现象发生、水路不畅产生粉尘使人员患职业病。 3、瓦斯检查不到位，瓦斯积聚造成瓦斯或煤尘爆炸。 管理措施：

1、机组司机每班检查巷道及顶板情况,发现问题及时处理, 处理片帮时必须使用长柄工具,站在安全的地点,由外向里逐步处理。 2、跟班队长在日常工作中不定期监督员工的敲帮问顶情况。 3、机组司机接班后必须检查机组的闭锁装置、设备的防护罩，如发现不完好，必须立即汇报整改。

4、跟班队长及时将接班后检查和整改情况，填写到交接班记录本上。 5、机电技术员、电工班长和包机人每天检查设备的安全保护装置，发现不完好，及时检修。

6、机组司机每班检查工作面的瓦斯情况，发现问题及时处理。 7、司机及时根据顶板情况合理调整采高，防止因采高过高造成工作面漏顶发生。

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二、超前支护工

1、没有检查工作地点的顶板情况而发生漏顶事故伤人。 2、窜π梁时作业人员配合不一致，π梁掉下砸伤人员。 3、超前支护失效或不符合要求。

4、未检查上、下顺槽的安全出口或检查不到位。 5、防倒绳未系牢或单体支柱不垂直于顶、底板。 管理措施：

1、工作面接班后必须由跟班队长对上、下顺槽50米的巷道进行敲帮问顶，发现问题立即处理。

2、超前支护工回撤单体支柱时，不少于3人作业，一人负责对顶板、附近单体支柱完好情况进行检查，两人进行作业。 3、保证安全出口高度小于1.8m，宽度不小于0.7m。

4、前后巷超前支护不得少于20米，支柱必须达到初撑力要求，并安设防倒装置。

5、防倒绳必须系牢靠，并将绳子的两端头与顶板锚杆和帮网连接牢靠。

三、ZY3400/14/28；ZY3200/12/26型液压支架工 1、没有检查工作地点的顶板情况而发生漏顶事故伤人。

2、在移支架时人为的不及时或支架存在问题，还有移架时有他人通

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过，顶板漏碴造成人员伤亡。

3、顶底板过于起伏、端面距过大或过小。

4、支架出现倒架、咬架、相邻侧护板的高差超过侧护板高度2/3，工程质量不符合要求。

5、架前作业时，前探板未打出。 管理措施：

1、支架工进入工作面作业前必须检查工作面的顶板和煤帮，发现顶板鳞皮、煤壁片帮时，必须立即处理。

2、液压支架工(推溜工)在检修完毕收护帮板前，必须先通知架前作业人员撤离，待人员撤到安全地点后，方可收回护帮板。

3、支架工接班前必须检查工作面底板起伏和端面距大小情况，当底板不平整、局部支架的端面距超过340mm时，必须及时补架调整。 4、支架要垂直于顶、底板，支架无歪倒，不超过±5度，顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角不超过±7度，支架顶梁接触严密 ；相邻侧护板的高差不得超过侧护板高度2/3。

5、支架工到架前作业时，必须打开前探板，并指定专人监护。 四、维修工

1、瓦斯检查不到位，瓦斯积聚造成瓦斯或煤尘爆炸。

2、设备检修时没有断电或是断了电没有挂停电牌造成人员触电伤亡

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事故。

3、起吊大件时连接不牢固，大件掉下或滑落伤人。 4、使用工具不当或工具不匹配。

5、选择起吊梁不牢固及起吊地点有片帮、活石。 管理措施：

1、作业前必须检查现场瓦斯情况，符合要求后方可作业。 2、设备检修时必须严格执行“停送电”制度，严禁带电作业。 3、多人进行起吊操作时，起吊、下放设备必须同步，用力均匀、缓慢起吊，由专人指挥。

4、起吊设备时必须选择安全的地点，选择牢固的起吊梁进行起吊作业。

5.作业中现场负责人必须检查各吊链的受力情况，发现受力不均匀时，应该指挥操作人员及时进行调整；如果发现吊钩、链环有异常响声时，操作人员应立即停止操作，并按撤离路线撤离。

6、维修钳工必须使用合适的工具，工具准备不全、不合适不得进行检修作业。

五、WRB200/31.5A型乳化液泵司机 1、电机无护罩造成人员伤亡。

2、没有检查工作地点的顶板情况而发生漏顶事故伤人。

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3、泵压超过规定值后崩管伤人。

4、未接到信号开机，误启动设备伤害维修人员。 5、乳化液浓度低，不符合规定要求，损坏设备。 管理措施：

1、液压泵司机到达泵站后，与交班司机现场交接班，并主动向上班司机了解设备运行情况、出现的问题及处理结果。

2、司机随时观察顺槽移变列车50米巷道的顶板、煤帮情况，发现问题立即处理，无法处理的必须向跟班队长进行汇报

3、开泵前必须观察附近有没有检修人员作业，接到工作面用液开车信号后，通知电工送电，将开关手把打至“运行”位置。

4、用浓度计测定乳化液的浓度是否在3%-5%之间，不符合时予以调整。

5、更换液压管件应先停泵，释放残余压力。

6、电动机及附近20m以内风流中瓦斯达到1.0%，必须停止运转，切断电源，待瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可再送电开泵。 六、电器检修工

1、瓦斯检查不到位，瓦斯积聚造成瓦斯或煤尘爆炸。

2、设备检修时没有断电或是断了电没有挂停电牌造成人员触电伤亡事故。

3、停电后未使用同等级别的验电笔进行验电。

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管理措施：

1、电器设备检修必须在支护良好，周围环境瓦斯浓度1.0%以下时工作，电气作业应不少于2人，1人监护，1人作业。 2、严禁带电检修，搬迁电器设备，电缆和电线。

3、停电后用与电源电压等级相适应的验电笔检验，检验无误后，再进行导体对地完成放电（在瓦斯可能积聚之处必须进行检查，瓦斯浓度在百分之一以下时才准放电），装有接地装置的设备，停电后必须将相应的开关手柄打到“接地”位置。 七、SGZ-764/630型刮板机司机

1、没有检查工作地点的顶板情况而发生漏顶事故伤人。 2、瓦斯检查不到，瓦斯积聚造成瓦斯或煤尘爆炸。 3、人员在刮板机上行走或乘坐造成伤亡。 4、开机未发出信号。 管理措施：

1、作业前检查顶板完好、无离层煤、破碎带，两帮无片帮迹象。 2、试机前必须先检查瓦斯，在作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m风流中的瓦斯浓度达到1.0% 时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

3、刮板机在运行时严禁在刮板机上行走或乘坐。

4、刮板运输机司机启动前必须发出开机信号，待有关人员撤离到安

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全地点后，使其空转一周，观察刮板运转情况，发现刮板跳动或刮板倾斜、短缺变形等问题时，应停机处理。 八、DSP-1063/1000型皮带机司机

1、瓦斯检查不到位，瓦斯积聚造成瓦斯或煤尘爆炸。 2、人员在皮带机上行走或乘坐造成伤亡。 3、水路不畅产生粉尘使人员患职业病。

4、机电设备的安全保护、防护罩损坏和警示装置缺失。 管理措施：

1、开机前必须先检查瓦斯，在作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m风流中的瓦斯浓度达到1.0% 时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。 2、严禁人员在皮带机上行走或乘坐。

3、设备试运行正常后，打开胶带机头的喷雾灭尘装置。

4、运行过程中任何人员不得接触胶带运转部位，严禁重负荷频繁启动皮带。

5、皮带运输机的装置灵敏可靠，防护网齐全、完好。

第二节 主要危险、有害因素的危险性分析及存在场所 一、冒顶、片帮及其它地压灾害：

（一）冒顶、片帮及其它地压灾害类型及危害

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回采过程中，工作面、回采巷道、采空区等受岩石压力和采动压力的影响，都有可能引发片帮、冒顶及其它地压灾害。其灾害类型主要有：采场顶板、采空区局部或大范围垮落；工作面、巷道或硐室的冒顶、片帮等。

（二）冒顶、片帮及其它地压灾害的原因

1、巷道设计有缺陷：巷道布置在应力集中区或布置在软岩中，煤柱设计不合理或未保护完好等，容易发生巷道变形、失修。

2、支护方式不当或支护设计不合理，支护不及时、强度不够；支护质量不符合要求；规程、措施及安全管理制度得不到有效落实等，容易造成工作面、巷道冒顶事故。

3、矿井深部开采，受矿井开采深度的增加和回采动压的影响，部分巷道顶板压力大，顶板破碎。 （三）冒顶片帮及其它地压危害分析 采煤工作面：

（1）工作面液压支架初撑力较低，支护效果差，容易发生冒顶事故。 （2）采煤工作面控顶面积大，如支护质量差、支护强度不够，容易发生冒顶、片帮事故。

（3）超前支柱的初撑力不足，没有进行二次注液，支护强度不够不能有效的支护顶板，容易发生冒顶、片帮事故。 二、瓦斯：

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（一）瓦斯灾害的类型及危害 1、瓦斯爆炸：

瓦斯浓度达到5%～16%,氧气浓度在12%以上,当遇到火源(瓦斯最低点火温度650-750℃)或火花(瓦斯最低点火能0.28mJ),就会发生爆炸。瓦斯爆炸会产生高温火焰(温度可达2000℃)、爆炸冲击波(最高达1.2MPa),并造成矿井空气成分改变。高温火焰造成人员皮肤、呼吸器官和消化器官粘膜烧伤,并造成电气设备毁坏,形成二次火源,引起火灾。爆炸冲击波可造成人员创伤直至死亡；造成设备毁坏、支架破坏、顶板冒落、破坏通风系统。瓦斯爆炸使氧气浓度降低,造成人员窒息；分解出的有毒有害气体使人中毒死亡,并产生新的爆炸性气体,存在二次爆炸的可能，引起煤尘爆炸。 2、瓦斯燃烧：

含有CH4、H2和重烃时的瓦斯，当瓦斯浓度（超过16%）、氧气浓度(不低于12%)较高时，遇到火源会产生燃烧事故。瓦斯燃烧的危害：导致作业人员烧伤或中毒窒息、烧毁作业场所的电气设备与支护体、引发连锁灾害（冒顶、火灾等）。 3、瓦斯窒息：

瓦斯无色无味，不易被人发现，当氧气浓度低于一定时,人就感觉呼吸困难、窒息、直至死亡。 （二）瓦斯灾害致因分析

1、矿井通风异常。主扇风机因故障或供电系统不可靠，备扇不能及

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时启动运转，造成一个采区或全矿井停风；通风设施使用不正常，造成采煤工作面风流短路；不合理的串联通风。

2、超通风能力生产。采掘工作面头布置较多，生产能力超过矿井通风能力，致使采掘工作面风量严重不足，局部通风机出现循环风。 3、工作面生产布置过于集中，配风困难；通风网路结构复杂，甚至出现角联风路，在微风区域出现瓦斯积聚。

4、预防措施不当。采面回风隅角风量小，没有采取通风措施进行稀释。

5、明火或电火花。明火放炮、糊炮、放空心炮、炮眼未填炮泥、用动力线放炮，放连珠炮、炮眼里有煤粉、炸药或雷管质量差等；电器失爆，漏电保护、接地保护、过流保护失效；静电火花，电缆被击穿产生火花、机械摩擦火花等都能引起瓦斯燃烧或爆炸。

6、瓦斯监控系统不可靠，瓦斯断电仪失效或瓦斯传感器出现故障。 （三）易发生瓦斯事故的场所

采煤工作面回风侧、采煤工作面回风隅角、采空区、盲巷、高冒区等容易形成瓦斯积聚,都可能引发瓦斯事故。 三、粉尘

（二）导致粉尘灾害的主要原因

1、无防尘措施或措施不落实，工作面和其它巷道风速过大或过小，未采取湿式打眼 、煤层注水。

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2、工作面无喷雾洒水装置，机组无内外喷雾装置，放炮不喷雾；沉积在巷道四周煤尘不定期清理；转载点无喷雾降尘装置或不起作用。 3、放炮未充填炮泥或封炮泥长度不够数，违章放炮，未使用煤矿安全炸药或煤矿许用的毫秒延期电雷管；进、回风巷无喷雾降尘设施。 4、电气火花、明火引爆煤尘。违章放炮、电器设备失爆，漏电保护、接地保护、过流保护失效；静电火花，机械摩擦火花，冲击产生火花；瓦斯爆炸引起煤尘爆炸。

5、个人防护措施不到位，作业人员未戴防尘帽或防尘口罩，不按规定监测粉尘浓度等。 （三）易发生粉尘事故的场所

可能发生粉尘灾害的场所主要有：工作面、回风巷道、有沉积煤尘的巷道、运煤转载点、煤仓口、溜煤眼等。 四、火灾

（一）火灾危害的主要原因 1、内因火灾发生的原因

主要是工作面丢煤多、回收率低，乱采乱挖 、没有采取预防性综合防火措施，工作面推进速度慢，回采结束未及时对采空区进行封闭，通风负压高、漏风多，出现孤岛煤柱等造成的。 2、外因火灾产生的原因

（1）存在明火。井下工作人员吸烟，带火种下井如火柴、打火机等，

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电、气焊，使用电炉，灯泡取暖等违章作业。

（2）电气火灾。电气设备失爆、电缆不阻燃、短路等引起火花，引燃可燃物。

（3）静电火花。设备或工具表面电阻超过300MΩ时，产生静电火花引起火灾。

（4）违章放炮。不按规定放炮或不按放炮说明书执行，如放明炮、糊炮、空心炮以及用动力电源放炮、不装水炮泥、炮眼深度不够等都会产生明火而导致火灾。 （5）瓦斯爆炸引起火灾。

（6）机械磨擦及物体碰撞产生火花引燃可燃物，进而引起火灾等。 （7）地面火引入井下引起的火灾。 五、水害

(一)水害类型及危害 水害的主要类型有：

1、地表水：本矿井及小煤井在浅部开采时，由塌陷形成的地表裂隙，尤其是在河床下开采形成的裂缝，每当7、8、9月雨季来临山洪爆发，地表水沿裂隙溃入井下，形成矿井最大涌水量。 2、顶板含水层水：第Ⅶ含水带富水性弱， 3、断层、封孔不良钻孔、采空区及小煤井积水等。

矿井水害会造成淹工作面、淹采区、淹水平，甚至淹矿井，导致人员

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伤亡、财产损失。 六、放炮（爆破作业） 放炮事故的主要原因： 1、人的不安全行为

（1）相关人员不穿棉布衣服，穿化纤衣服下井（引起静电火花）； （2）野蛮装、卸、搬运爆炸物品；

（3）爆破器材与材料管理混乱，由于采掘面距地面爆炸材料库较远，使剩下的炸药或雷管不交回库房，在井下乱扔乱放；

（4）违章作业。如在采掘工作面做装配引药；未按爆破作业图表和说明书、作业规程进行打眼、装药、封泥；爆破工未安照规程要求连线、短母线放炮、未使用发爆器、采用固定母线或未用母线联线引爆；裸露放炮；违章处理残炮、瞎炮；装药过程中误操作；躲炮时间和安全距离不够，信号与警戒不当；

（5）未执行 “一炮三检”制度和“三人联锁放炮”制度。 2、物的不安全状态

（1） 雷管和炸药贮存不当，贮存单元达到或超过危化品重大危险源的临界值。

（2 ）爆炸材料或爆破器材不合格。未使用煤矿许用炸药、电雷管；使用的炸药安全等级与矿井瓦斯等级不匹配；未使用起爆器或起爆器不符合矿用标准。

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（3） 雷管等爆炸材料接触静电、杂散电流或其它导电体。 3、爆破作业环境不良

（1） 爆炸材料库使用失爆和不合格的电器设备。如未使用防爆照明灯具。

（2）爆破材料运送的过程中所经过地点发生其它意外事故（支架倒塌、冒顶等）。

（3）由于摩擦、撞击、滑动、震动、混放、挤压等原因或外部点火源、高温等因素引起爆炸。 七、电气伤害

主要危险、有害因素的危险性分析

因电气设备和设施缺陷（选型不当、分断能力不够、电缆过载、不阻燃等）可能引发的电气事故包括：电源线路倒杆、断线、过负荷、短路、停电、人员触电、电气火灾、电火花、设备失爆等，电气火花和设备失爆有可能点燃瓦斯，造成火灾或瓦斯、煤尘爆炸事故。 1、开关断路器容量不足危险性分析：因开关、断路器遮断容量较小，不能分断短路电流，瞬间因短路故障产生大量的热能而烧毁设备及电缆，引发火灾事故，造成部分用户或全矿停电、停风、停产，严重时能导致人员伤亡，财产损失。

2、煤矿电源或线路不符合规定危险性分析：无双回路可靠电源或变压器容量不足，事故状态时，不能保证矿井安全负荷供电，易发生矿

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井停电、停风、停产事故，造成财产损失和人员伤亡。

3、继电保护装置缺陷危险性分析：未装设继电保护装置、采用淘汰产品、开关柜闭锁未装设或失效，造成误操作、短路、出现越级跳闸、误动作造成无故停电，扩大事故范围。 4、井下电气火花事故的危险性分析

（1）井下电气设备安装、维修不当、失爆，电火花点燃瓦斯，造成火灾或引起瓦斯爆炸事故。

（2）井下带电电缆破损、拉脱、电缆绝缘下降，造成短路、接地，引发电气火花。

（3）电气设备保护失灵，设备、电缆过载、过热引发电气火花。 5、人员触电事故的危险性分析

（1）绝缘手套、绝缘靴、验电笔等器具破损、绝缘程度降低，验电笔指示不正确。

（2）闭锁装置不全、失效、警示标志不清，人员误入。

（3）电气设备保护装置失效，设备、电缆过流、过热不能断电，使其绝缘程度下降或破损。

（4）接地系统缺损、缺失，保护接地失灵，设备外壳、电缆外皮漏电。

6、静电危害事故的危险性分析

井下能产生静电的设备和场所：各类排水、通风、压气管路，由

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于内壁与高速流动的流体相摩擦，使外壁上产生大量的静电电荷，在对地绝缘较好的管壁上产生的静电电压，可达300V以上，塑料等非导体材料管道，更易产生静电。静电放电火花会成为可燃性物质的点火源，造成爆炸和火灾事故；人体因受到静电电击的刺激，可能引发二次事故，如坠落、跌伤等。 八、机械伤害

在操作机器、采掘设备、移动设备或在机械周围工作时，外露的转动部件防护设施不齐全或不起作用，机械设备不完好，在操作或检查、检修维护过程中，对设备性能不熟悉，不执行操作规程，错误使用工器具，个人防范意识不强，容易发生对操作人员及周围人员的人身伤害。 九、起重伤害

煤矿在大型设备、材料的起吊、装卸、搬运、安装、撤除等过程中，起吊机械、绳索、扣环选择不当，固定不牢，指挥或判断失误，甚至违章操作，极易造成人身伤害，同时损坏设备。 十、中毒、窒息

井下有毒、有害气体：煤矿井下的有毒、有害气体主要有一氧化碳、氮氧化物、二氧化硫、硫化氢等，它对人体都是有害的，如果超过一定浓度，还会造成人员中毒或窒息甚至死亡。

食物中毒：职工食堂如果采购和食用腐烂变质、过期的食物，容易造成食物中毒。

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中毒、窒息场所：可能发生中毒、窒息的场所主要包括：爆破作业工作面、炮烟流经的巷道、炮烟积聚的采空区、炮烟进入的硐室、盲巷、通风不良的巷道，采空区、职工食堂等。

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第八章 安全技术措施 第一节 通用安全技术措施

一、工作面安全制度

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》和《9101工作面作业规程》严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。坚持支护质量与顶板动态监测，并予指导生产。岗位工必须是经过培训、考试合格人员，并持证上岗。坚持班评估制度，即班组全员安全质量评估。实行质量检查验收制度，并与经济奖罚挂钩。实行现场交接班制度和岗位评估制度。 二、安全技术措施

1、入井人员必须戴安全帽，随身带自救器和矿灯，严禁携带烟草点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。

2、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制和事故分析制。电工及维修工要认真填写运转日志（检点卡）。非专职人员或非值班电气人员不得擅自检修或操作电气设备。

3、工作面回采工程质量和顶板控制，要按照国有煤矿《安全质量标准化标准考核评级办法实施细则》以及以安全、标准化、整理、清洁、准时、素养为内容的各项要求严格执行，做到动态达标安全生产、文明生产。

4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后人人签字并进行考试，不合格不得上岗。

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