采煤作业规程

第一章 采煤工作概况

一、采煤工作面的名称 2101综采工作面

二、2101综采工作面位置及开采范围 1、位置

工作面位于一采区十八尺皮带巷北侧，四周均为采动。 2、开采范围

2101综采工作面从切眼开始开采，推至距十八尺皮带巷50m处停采，工作面切眼长度为150m，顺槽推进长度为800m。

三、采煤工作面与地面相对位置的关系

2101采煤工作面开采范围与地面相对位置范围内为山地，无河流、村庄等自然地物。

第二章 采煤工作面的地质情况

一、煤层赋存状况

2010采煤工作面所采煤层为2#煤，煤层为西北——东南倾向，煤层倾角8°-10°，煤层厚度3.2——3.6m，平均厚度为3.4m，煤容重为1.40T/m3。

二、储量计算 块段号 1 煤柱

二、顶底板情况

顶板名称 岩石名称 厚度（m） 老 顶 直接顶 底板 灰岩 细砂岩 页岩 9.0 3.0 岩 性 特 征 走向长倾斜长(m) 750 50 (m) 150 150 112500 7500 3.4 3.4 1.40 1..40 面积(m2) 煤厚(m) 容重(m) 工业储量回采率可采储量(t) 535500 32970 (%) 95 (t) 508725 三、地质构造

1

1、褶曲：工作面整体呈马鞍形构造，煤层产状平缓。

2、断层：据掘进资料，该面掘进中揭露落差0.70---1.00米的正断层5条，落差0.80米的逆断层1条，对回采影响较小，预计回采中还将有小断层出现。

其它地质构造有待于生产过程中进一步揭露。 五、水文地质

1、根据掘进和探水情况，工作面涌水比较大，在回采过程中可能对回采造成一定的影响。

措施：

1、在工作面及巷道低洼处配备排水能力不低于30m3/h排水设备，加强排水。 3、回采过程中要加强观测，如工作面淋水或涌水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。。

六、其它地质情况 瓦斯等级：高

瓦斯相当涌出量：14.3m3/t 煤尘爆炸性：无 煤层自燃发火期：8个月

第三章 采煤工艺

一、采煤工艺的选择

根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法及工艺主要考虑了以下原则：

1、与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。

2、依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。

3、简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。

4、保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。

5、提高资源回收率，减少资源损失。

根据上述原则及开采技术条件，参照国内各大国有煤矿的高产高效生产经

2

验，设计采用走向长壁综合机械化采煤方法。

二、工作面参数的确定

煤层的赋存状况和开采技术条件，参照《煤炭工业矿井设计根据规范》的有关规定，并结合国内各国有大煤矿的生产和管理水平，确定综采工作面长度为150米，采高3.4m，回采率95%。

二、落煤方式 （一）采煤机的选择

工作面计划日产量为1200t/d,采煤机的选择应于工作面能力相适应，参照《煤炭工业矿井设计根据规范》的有关规定，并结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机的型号选用MG200/500-WD电牵引无链采煤机，截割功率为2×200KW，采煤机生产能力300t/h，滚筒截深0.6m。

（二）采煤机的截割方式

采煤机采用往返一次割两刀的割煤方式。 （三）采煤机进刀方式

进刀方式为往返割三角煤斜切进刀。现以机头为例：当采机割通机头后，停机将后滚筒摇起，前滚筒下降至底板。然后，反向沿运输机弯曲段逐渐进刀，行至距机头30米以上，两滚筒截深都达到0.6米时，将运输机弯曲段顶至煤帮成一条直线，并拉出机头四个支架。然后，采机换向，并倒置前后滚筒，向机头割三角煤，机头割通后，调整采机前后滚筒位置，向机尾割煤随后追机拉架、顶溜完成进刀。机尾做缺口进刀方式同机头。

三、装煤、运煤 （一）刮板输送机的选择

工作面刮板输送机能力要保证采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大截割能力，故选择与采煤机相配套的刮板输送机型号为SGZ764/320。

（二）装煤

采煤机割煤的同时，利用机组滚筒叶片和输送机铲煤板自行装入运输机。 （三）运煤

采用SGZ-764/320型可弯曲刮板运输机、SZB---730/200型转载机和

3

DSP-1080/1000型皮带机运煤。

（四）移溜

采用ZZ-4000改装型液压支架的推溜千斤顶推溜，随采机割煤、追机拉出10个架后，开始顶溜。顶溜步距0.6米，弯曲段长度不得小于15米。顶溜时，必须同时操作3~5个架的推溜千斤，推移运输机时要使之处于“平、直、稳”的运行状况，严禁停机顶溜。推移机头、机尾时，必须摆顺电缆、管线等，操作时禁止人员通行。严禁使用液压单体顶推运输机电机、减速器等传动部位。

四、采煤工作面顶板支护 （一）支架的选型

本工作面选用ZZ-4000改进型（提高了推溜力）支撑掩护式支架。 据查ZZ-4000改进型支撑掩护式支架技术参数为：

支撑高度1.8-3.6米；工作面阻力Q支=4000KN；中心距1.5m；顶梁长度3.415m；支护面积F=5.45m2，支护强度q支-=0.73MPa；初撑力（泵压力30MPa）3078KN；以上参数是否符合现场要求，试验算如下：

1、支护强度和工作阻力： （1）支护强度由经验公式知： q=K1×H×ρ×10-5（MPa） 式中：q——支护强度，MPa

K1——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取5-8，现取k=8 H——采高，现取3.4米

ρ——岩石密度，取ρ=2.5×103kg/m3 故：q=8×3.4×2.5×103×10-5=0.68 MPa （2）支架有效工作阻力Q： Q=q×F×103

式中：F——每架支护的面积，5.45m2 故：Q=0.68×5.45×103=3706KN 可见，q支＞q Q支＞Q 两项指标符合要求。 2、初撑力

4

初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响，一般取初撑力为（0.6-0.8）倍的工作阻力，现取0.8，即Q初=0.8×3488=2964.8（KN）＜3078（KN）；

可见符合要求。

由上可知 ，本工作面选用ZZ-4000改进型支撑掩护式支架是可行的。 （二）移架

移架时采用本架操作，移架方式为单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架时将支架部分卸载,带压擦顶移架。支架工作方式为及时支护方式，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒2～3架开始移架。顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架。移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态，移架步距0.6m。

（二）工作面两端头及两巷超前维护方式 1、两端头维护方式：

（1）两端头均采用单体密集柱形式维护。回采中，若端头第一个支架外侧护板距保险帮小于1.5米时，采用单排密集柱进行维护；大于1.5米，采用双排密集支护；（2）密集柱采用3.5米或3.15米液压单体柱，每米3根，根根戴帽，柱帽选用长度为600mm的π型梁，柱帽平行于巷道布置。采用单排密集时，单体柱要与端头支架后柱对齐。采用双排密集时，后排单体柱与端头支架后立柱对齐，且靠保险帮侧的单体柱必须贴帮加打；前排与后排间距0.6米，且与后排交错布置。

（2）在移设密集柱时，要遵循先支后回的原则，每一个循环移一次，严禁超前回密集。移密集时，严禁操作端头三个支架。贴帮柱齐全可靠，并有两人以上协作进行。

2、安全出口的维护

两端头安全出口采用戴帽点柱或π型梁棚支护。当端头支架外侧护板距保险帮小于1米时，采用戴帽点柱支护，柱帽选用长度600mm的π型梁，支设时，紧贴保险帮加打，柱距0.9米，柱帽平行于巷道；当外侧护板距保险帮超过1米时，用π型梁棚子支护，一梁两柱，其中一根贴死保险帮，π型梁视现场具体情况选用相应长度的短梁。安全出口必须保持在高1.8米，宽0.7米以上。回采过程中，当出口不够要求时要进行拉底、劈帮，届时另补措施。

5

3、两巷超前维护形式：

（1）原巷道支护形式（见附图）、运输顺槽、回风顺槽均为矩形断面，宽3.6m，高3.0m。运输顺槽顶板采用锚杆、锚索、槽钢钢带联合支护：顶锚杆采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆，锚索采用φ17.8×5200mm钢绞线锚索，钢带采用长3.4m，眼距为1.0米四眼槽钢钢带。每隔1.0m布置一条槽钢钢带，2、3眼位交替布置φ20×2400mm的螺纹钢锚杆，其余眼位布置φ17.8×5200mm的钢绞线锚索。正巷两帮挂规格为1.1×2m钢筋网，网外每隔1米布置1条长2.13米、眼距为900mm的三眼位钢筋钢带，分别用三根φ16×2000mm的圆钢树脂锚杆锚固。其中，第二眼位每隔5根改打一根φ17.8×5200mm的钢绞线锚索。第一排锚杆距顶400mm加打。

轨道顺槽顶板顶板采用锚杆、锚索、W钢带联合支护：顶锚杆采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆，锚索采用φ17.8×5200mm钢绞线锚索，钢带采用长3.4m，眼距为1.0米四眼W钢带。每隔1.0m布置一条W钢带，每条W钢带第2眼位及每隔一根钢带1、4眼位布置一根φ17.8×5200mm的钢绞线锚索，其余眼位布置φ20×2400mm的螺纹钢锚杆。副巷两帮挂规格为塑钢网1.1×2m，

其余眼位全部采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆。锚杆间排距为900×1000mm，1、3眼为锚杆时，打成75°角锚杆。

（2）两巷超前维护方式（见附图9）

两巷在距工作面煤壁20米范围内实行超前维护。

两巷均采用在原支护间套打一架一梁两腿的单体矩形棚。棚梁选用3.4米的π型梁，棚腿选用3.5m或3.15m液压单体柱，单体柱打在两端梁头下，并保持一条直线。两巷距工作面10米范围内，正巷靠转载机边，副巷距保险帮（或煤帮）0.9米处各加打一排中间柱，构成一梁三腿，以加强维护，但必须保证两巷有足够的行人通道。

顶板压力大时，超前维护距离要视现场情况加打至30米—50米。 （3）加打超前支护的有关要求：

①加打超前支护由检修班负责，操作时必须五人协作进行，作业前要敲帮问顶处理好顶板活石、额头、滚帮等不安全隐患。

②作业时，一人负责抱柱子，两人扶持上梁，一人负责送液，并有一人监护

6

顶帮情况，各工序要协调配合，上梁升柱过程中严禁人员通过，以防掉梁倒柱伤人。

③若巷道较高时，还必须使用工作台扶持上梁。

④所加打的单体支柱必须打在实底上且要迎山有劲，钻底量超过100mm时必须穿鞋，三用阀平行于巷道，液嘴朝向落山，所打单体支柱必须用软硬连接双防倒装置（软装置为细钢丝绳，硬装置为可调拉杆式），将其相互连接，编号管理，打成一直线。

⑤顶板不完整的地方要用破板或板梁勾顶，使梁接顶严密。

⑥所有支柱必须接顶严实，达到初撑力90KN（≥11.4MPa）以上，此项工作由当班验收员进行监督。有断梁折柱或泄液的单体柱，必须及时更换、补液。

⑦为保证两巷的超前维护距离班班不小于20米，检修班加打超前维护要视圆班推进度进行加打，数量要够。另外，出煤班回棚后要把所回取的中间单体支柱及时补打在外面的棚梁下，始终保持10米范围内超前维护中间单体支柱齐全。（工作面两端头及两巷超前维护示意图见附图10）

（三）、特殊条件下的顶板支护：

1、在回采中，若顶板破碎、有滚帮时，首先带压超前拉架，实行超前维护。若滚帮较大，提前拉架并打出护帮板后仍有0.34米以上空顶时，必须在支架上穿梁支护（梁选用细头φ≥180mm的优质红松圆木），每架两根，间距0.7米，梁的一端顶死煤壁，一端搭在支架前梁上不少于400mm。

穿梁工作必须三人以上协作进行，并有专人监护，由班长统一指挥，人员要精力集中，相互配合，首先在空顶处靠煤帮侧加打临时戴帽点柱维护顶板，柱帽平行于煤帮放置，柱距0.7米。然后撤离人员，慢慢降架至合适位置，人员站在临时支护下穿梁，穿好后人员撤出，然后慢慢升架，并及时伸出护帮板将梁挑紧，作业中，严禁操作与本架相邻的左右3个架。

2、当工作面冒顶超过300mm高时，要及时勾顶。待顶板稳定后，由班长指挥派有经验的老工人观顶，首先敲帮问顶，彻底处理危岩、活石、片帮等隐患并及时加固冒顶四周的支护，经瓦检员、安全员检查许可后，方可进行勾顶。勾顶前，必须备足物料，架设可靠的临时工作台，找好退路，同时关闭附近支架的高压截止阀，并将采、运二机闭锁。勾顶时，大工勾顶，二工备料，有经验的老工

7

人观顶，所有人员必须听从跟班队长的现场统一指挥，精力要集中，动作要迅速，配合要得当，一旦发现异常，立即撤出人员至安全地点。

五、采空区顶板处理 （一）顶板管理方法

工作面采用ZZ-4000改进型支撑掩护式支架维护顶板，采用立即支护形式，采空区顶板随着支架前移全部自行垮落。

（二）、最大、最小控顶距及放顶步距

由ZZ-4000型支架顶梁长度3.415米和综采工作面最大端面距0.34米，可确定本工作面的最大控顶距为4.355米，最小控顶距为3.755米，放顶步距为0.6米。

第四章 通风系统

本工作面采用正巷和副巷进风，尾巷回风的两进一回的通风系统（通风系统图见附图11）。

1、新鲜风流：

工作面副巷→工作面

地面→南华沟进风井→南大巷→十八尺北配巷

工作面正巷

2、乏风风流：

工作面→正巷与尾巷的联络风管→工作面尾巷→南十一回风井→南五区总回风巷→要子庄回风井→地面

二、风量、风速计算： 1、回采工作面所需的风量

（1）按瓦斯涌出量带尾巷公式计算 QW=100QCH4×KCH4＋Q尾/C%×KCH4 =100×3.549×1.38＋1.521/2%×1.38 ＝489.762＋104.949 ＝594.711m3/min

8

式中：QW—— 工作面所需风量m3/min QCH4——回风流绝对瓦斯涌出量m3/min Q尾—— 尾巷排瓦斯量m3/min

C%—— 尾巷瓦斯最高允许浓度未抽放取2% KCH4——瓦斯涌出不均衡系数，取K＝1.38

说明：工作面瓦斯绝对涌出量为5.07m3/min，尾巷瓦斯涌出量约为1.521 m3/min。

（2）按井下适宜的气候条件计算： 综采工作面最宜风速为0.8——1.6m/s。 根据Q=60×L×M×V×K

=60×4.055×3.4×1.5×0.7=817.488m3/min 式中：L—平均控顶距4.055米 M—工作面采高3.4米

V—工作较适宜风速，取1.5m/s K—有效断面系数，综采取0.7 （3）按工作面同时作业人数 Q=4n=4×60=240m3/ min

（4）因为综采工作面炸药消耗量少，所以炸药消耗量计算略。 根据上述计算结果，工作面配风量取900 m3/min。 2、风速验算

V=Q/（60×L×M×K）=900/（60×4.055×3.4×0.7）=1.55m/s

经计算符合《煤矿安全规程》中采煤工作面允许风速0.25—4m/s的规定。

第五章 采煤工作面生产组织

一、循环作业图表 1、循环方式：

端头斜切进刀，一刀一个循环，循环进度0.6米。 2、循环产量:

Q循=LHBP=150×3.4×0.6×1.40=428.4（吨） 式中：L——工作面长度，取150米

9

H——工作面采高，取3.4米 B——循环进度，取0.6米 P——煤的容重，取1.40t/m3 3、日产量：

Q日=4Q循=4×428.4=1713.6（吨） 4、月产量：

Q月=30Q日=30×1713.6=51408（吨） 二、劳动组织 1、作业方式

采用“三八”制作业，一个班检修，两个班出煤。 2、劳动组织形式

出煤班以正规循环作业为前提，以工种和工序为中心相结合的追机作业方式。检修班负责设备检修、维护保养及大型设备的更换，同时负责两巷超前维护和回取工为出煤班创造良好的安全生产条件。

序号 工种 检修班（人） 乙班（人） 夜班（人） 圆班（人） 1 跟班副队长 1 1 1 3 2 班长 2 2 2 6 3 验收员 1 1 1 3 4 采机司机 4 3 3 10 5 支架工 6 3 3 12 6 运输工 5 3 3 11 7 电气工 5 3 3 11 10

过200mm，控制好采高，保证断层处顶底板平缓过渡，不出现台阶状。

（3）支架工随时注意顶板情况，顶板破碎或有漏顶预兆时，及时用圆木和板梁将顶板勾严，保证支架接顶严实。

（4）当断层位于机头或机尾时，要加强两端头处的顶板维护管理。 （5）爆破过断层需另补安全技术措施。 2、过断层、无炭柱安全措施

（1）过无炭柱采用钻爆法施工方法，打眼采用7655型或高频风钻，风钻由2个配合操作，1人扶钻杆定眼位，1个操作风钻，无水不准作业。

（2）装药采用矿用3#浮化炸药，毫秒延期电雷管引爆，封泥采用炮土和水炮泥，并按《煤矿安全规程》第329条规定进行，打眼与装药不准平行作业。掏槽眼不准交叉打透。

（3）放炮采用发爆器和绝缘母线串联一次起爆，发爆器必须防爆完好，水线不得有破口，放炮母线拉足100m，处理拒爆严格按《煤矿安全规程》第342条相关规定执行。

（4）放炮员必须持证上岗，并按其操作规程执行。放炮前必须由班长安排专人警戒，警戒距离大于放炮母线长度。

（5）严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。

（6）放炮完毕，必须指派有经验的老工人用长柄工具敲帮问顶，处理浮岩、活石，然后将前探梁逐根移到工作面煤壁，上好棚梁构好顶，紧固锁卡，用木楔打紧背牢，然后进行下一步工作。

（7）施工过程中，若出现漏顶，必须采用架棚支护木垛方式封帮接顶，构顶前必须先把周围障碍物清理干净，确保退路畅通，并及时加固漏顶前后5.0m范围内原有支护，再用长柄工具先派有经验老工人由外向里处理干净顶帮活矸，待顶板稳定后进行构顶。构顶前必须备足物料，并指派专人监护顶、帮变化。

（8）过无炭柱时，采用净口为2.6m的矿用11#工字钢棚子支护，（大切眼时另补措施），棚距为1.0m，岔角0.5m，6×6攀帮构顶，最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.2m，循环进度为1.0m。

（9）过断层时，采用拉底或挑顶的方法平缓过渡，严格按中腰线施工，支护形式与过无炭柱时相同。

16

六、预防水、火、瓦斯、煤尘、煤层自燃等事故的措施 1、防治水措施

（1）回采过程中，要做到停机停水，避免液压管路系统跑、漏液现象，以减少水源。

（2）回采中要加强观测，如工作面淋水或采空区涌水量增大等异常情况出现时，要及时汇报矿调度和采区调度。

（3）在工作面及巷道低洼处配备排水设备，加强排水。 2、预防火灾措施

（1）皮带头配备合格、有效、足量的沙箱、灭火器等消防器材。 （2）回采过程中，严格按规定要求回采，不得随意留煤柱。 （3）要及时清扫工作面及两巷浮煤，不得有积尘存在。

（4）井下严禁存放汽油、煤油等有挥发性的易燃易爆气体，井下使用的棉纱、布头和润滑油等必须存放在盖严的铁桶内，严禁扔、洒在巷道、库房、采空区内。

（5）井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟知本职工作区域内灭火器材的存放地点。

（6）加强对工作面所有电气设备的管理，杜绝失爆，严禁明火、带电作业。 3、防瓦斯措施

（1）工作面要经常保持卫生干净，风流畅通，防止瓦斯积聚。

（2）要避免各种火源产生，并且皮带巷、工作面电源要实行瓦斯电闭锁。 （3）在两巷按规定要求设置足量的隔爆水槽，棚区长度不小于20米，吊挂水袋水量按200L/m2，水槽距工作面60-200米，并挂有管理牌板。

（4）在回风巷距工作面10米范围内，距回风管口10-15米，距尾巷口15米以及排瓦斯专用尾巷风管外30米各各安设一台瓦斯探头并实现全电压断电。

（5）当班瓦斯员必须按要求随时检查瓦斯，发现超限要立即汇报通风区调度并采取有效控制措施。

（6）严格按《煤矿安全规程》第136-139条、149条、169条的规定执行。 4、防煤尘措施

（1）坚持使用好喷雾泵，水压达到4MPa，采煤机与喷雾泵必须实现联锁。

17

（2）两巷必须每周洒水降尘一次，转机巷出煤班班要进行冲洗。 （3）接触粉尘的工作人员要戴防尘口罩。

（4）各类防尘设施必须设专人管理、维护，若不能发挥正常的作用时，必须及时修复或更换。

（5）采煤机安设有效的内外喷雾装置。割煤时，内喷雾压力不得小于2MPa。外喷雾压力不得小于1.5MPa；内喷雾不能正常使用时，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机，进行更换处理。

（6）严格按《煤矿安全规程》第154条、第155条的规定执行。 （7）各转载点必须安设有效的喷雾灭尘装置（包括风管口净化水幕）。 七、提供煤质的措施

1、回采中，对顶板破碎地段要加强维护，防止漏顶事故。

2、工作面采机喷雾、架间喷雾、两巷净化水幕及运煤系统各转载点喷雾，严格执行“开机开水，停机停水”制度，以降低煤炭水分。

3、采机司机必须严格控制采高，严禁割顶、挖底，以确保煤炭灰分不超标。 4、严格控制废坑木、铁锚杆、铁器、火药、雷管等非煤物品混入原煤中，两巷设垃圾站，将杂物及时回收在垃圾站，并定期清运垃圾站。

5、端头工严格把关，当运输机内混入粒度大于300mm的矸石时，必须停机闭锁，将其拣出甩入落山。两端头清理卫生时，严禁将浮矸清到运输机内。

6、当工作面过断层等地质构造或工作面发生漏顶时，由采区调度及时通知煤质科，并配合运输区及矿调度，按矿有关规定执行煤、矸分装分运措施。

7、煤质工作设专人负责，分班记录工作面煤质情况。 8、煤库上口必须安装篦子，孔径300mm×300mm。

9、严格执行《煤质管理办法》及有关规定，严格按矿下达的逐月煤质计划加强原煤生产过程的煤质管理工作。

10、工作面及两巷有积水时，要及时安泵排出。严禁将水排上皮带，带入煤库。

第七章 避灾路线及示意图

1、若发生火灾、瓦斯及煤尘爆炸时防护措施

（1）当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，人员应迅速背向爆炸方向，脸朝下卧

18

倒并立即戴好自救器，用衣服遮盖身体。待冲击波过后，在跟班队长、安全员的带领下立即迎新鲜风流沿避灾路线撤离，并及时汇报矿区调度。

（2）当井下发生火灾，现场人员就近取得消防器材和灭火材料，避开烟雾，用直接灭火的方法迅速将火扑灭。若发生电气火灾时，必须先切断电源，然后进行灭火，严禁用水、泡沫灭火器直接扑灭。若火势大扑不灭时，所有人员要迅速戴好自救器，迎新鲜风流沿避灾路线撤退，并及时汇报矿、区调度。

2、发生水灾时预防措施

（1）在施工过程中，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘，、先治后采”的探放水原则。

（2）在施工过程中，发现有透水预兆时，所有人员必须立即停止作业，采取措施并及时汇报矿、区调度。

（3）当井下发生水灾时，作业人员应根据避灾路线尽快进入地势较高的巷道撤离。

3、发生顶板事故时防护措施

当工作面发生冒顶事故时，人员就近从两巷撤出至安全地点，如若影响正常通风时，必须撤至有新鲜风流的地方。

4、避灾路线

（1）当工作面发生水灾时的避灾路线：

工作面→ 副 巷→十八尺材料巷→南大巷→南华沟进风井 →地面

正 巷→十八尺皮带巷→南大巷→南华沟进风井 （2）当工作面发生顶板事故时的避灾路线：

工作面→ 副 巷 →安全地点 若通风系统破坏

十八尺材料巷→地面

正 巷

（3）当工作面发生火灾时的避灾路线：

工作面→ 副 巷 →北配巷→南大巷→南华沟进风井→地面

正 巷 （4）当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线：

工作面→ 副 巷 →北配巷→南大巷→南华沟进风井→地面

正 巷

19

20

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/c8kd.html