采煤规程065-5东 - 图文

第一章 概 况

第一节 采煤工作面位臵及井上下关系

工作面位臵及井上下关系，见表1

工作面位臵及井上下关系 表1

水平名称 +275～+220 采区名称 东区065-5 回风巷 +275m 地面标高 541.3～567 井下标高 运输巷 +220m 古山三井东区东北部塌陷区北部边缘，东北部平缓地面相对位臵 山坡处 回采对地面设回采对地面设施无影响 施的影响 井下位臵在+220～+270东石门以东，东至六家煤矿井下位臵及相矿界煤柱，浅部以上阶段064-7-8-9为界，深部至邻关系 +220水平，临近六家矿矿界煤柱。 走向长度/m 610 倾斜长度/m 123 面积m2 75030

附图1：井上下对照图

第二节 煤层

工作面煤层情况见表2

煤层情况表 表2

煤煤层简煤层倾190～开采煤层 6-2煤层 褐煤 种 结构 单 向倾角 260 总厚度 22.7 f1～煤层厚度/m 煤硬度 稳定程度 稳定 分层厚 9 2 煤层情 该面煤层整体呈单斜构造，煤层与底板为整合接触。 况描述

第三节 煤层顶底板

煤层顶底板情况见表3

煤层顶底板情况表 表3

顶底板名称 岩石名称 厚度/m 特 征 老顶 无 煤或沙质泥直接顶 6.2 节理发育。 岩 煤或薄层泥伪 顶 0.2 节理发育，松散。 岩 底 板 砂岩 40 节理发育，松散。 附图2：地层综合柱状图

1

第四节 地质构造

一、断层情况及其对回采的影响见表4

断层情况表 表4

走向倾向名称 倾角（°） 性质 落差/m 对回采的影响程度 （°） （°） F12 N51°W NW ∠80 正 20～40 无较大影响 F N15°E NW ∠45 正 0～0.3 无影响 二、褶曲情况及其对回采的影响 该工作面范围内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。 三、其它因素对回采的影响

附图3：工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图

第五节 水文地质

一、含水层分析：

本工作面水文情况：1、064阶段采空区有大量积水，；2、老顶砂岩、砂砾岩裂隙水；3、065-3-4工作面灌浆水。 二、其他水源的分析：

1、钻孔导水；2、地表水补给。 三、涌水量

1、正常涌水量：16m3

/h 2、最大涌水量：50m3

/h

第六节 影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质因素见表5

影响回采的其它地质情况表 表5

瓦 斯 本井瓦斯量不大，按低沼气矿井管理。 CO2 无 CO2突出危险 煤尘爆炸指数 煤尘有爆炸危险性，煤尘爆炸指数51.06%，采煤机及各转载点需要喷雾降尘。 煤的自燃倾向性 煤层有自燃发火倾向，发火期为1～3个月，采后应及时密闭采空区，防止向采空区漏风。 其他危害 无 二、地质部门的建议：

1、064阶段向采空区注入的灌浆水和泥浆，要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则做好采前泄水工作。 2、六家矿铁路保护煤柱以里不允许放顶煤。 3、节辟理发育，煤层局部破碎。 4、隐伏构造带。

第七节 储量及服务年限

一、储量

1、工作面工业储量：ZC=L走×L倾×h×r+Z柱+Z遗

＝610×123×7.7×1.33+193648+122819 ＝1084000 式中：ZC－－工作面工业储量，t；

2

L走－－工作面走向长，m L倾－－工作面倾向长，m

h－－煤层厚度，m r－－煤容重，t/m

3

Z柱－－工作面上部煤柱储量，t； Z遗－－工作面上幅老塘遗留储量，t；

2、可采储量：Z=ZC×C＝108.4×93％＝100.8万吨 式中：C－－规定的回采率，％ 二、服务年限：

工作面服务年限 = 开采推进长度/设计月推进长度=（590/72）月=8.2月

第二章 采煤方法

采煤方法：

该工作面采用走向长壁后退式全部垮落法综采放顶煤的采煤方法。

第一节 巷道布臵

一、采区巷道布臵概况

该工作面位于井下+220m～+270m东石门东部，该工作面沿倾向布臵。二、工作面运输巷

工作面运输巷为实体煤巷道，采用梯形断面工字钢棚子支护，净高2.7米、上净宽2.7米、下净宽4.86米、净断面面积10.2m2

。位于＋228水平，做为进风巷和煤炭运出通道。 三、工作面回风巷

工作面回风巷为实体煤巷道，大部采用锚网、锚索、钢瓦、钢带支护、宽度4m，高度3.5m;局部采用梯形断面工字钢棚子支护，净高2.7米、上净宽2.7米、下净宽4.86米、净断面面积10.2m2

。位于＋275水平，做为回风巷和材料运入通道。 四、切眼

工作面切眼采用锚网、锚索和π钢、单体联合支护，净高2.7米、净宽7.5米、净断面面积20.25m2

，用于安装支撑掩护式低位放顶煤液压支架。 五、联络巷

联系工作面运输巷和回风巷，内设两道风门，掘进时作回风巷道；回采后维修回风巷有时兼做运货眼，净高2.0米、净宽1.8米 附图4：工作面及巷道布臵平面图。

第二节 采煤工艺

一、采煤工艺

1、落煤、装煤、运煤、顶板控制方式

（1）、落煤方式： 采用MG250/600－WD型双滚筒电牵引采煤机单向截割方式落煤。

（2）、装煤方式：工作面前部主要利用采煤机滚筒螺旋叶片的旋转以及推移刮板输送机时利用铲煤板来装煤；工作面后部的顶煤通过放煤支架尾梁的上下摆动和插板的伸缩装入后部刮板输送机内，其余部分通过拉移后溜时由铲煤板装入后溜。

（3）、运煤方式:工作面前部刮板输送机采用SGZ764/400型刮板输送机运煤；工作面后部采用SGZ764/400型刮板输送机运煤；运输顺槽采用SZZ764/160型桥式转载机运煤。

3

（4）、支护方式：工作面中部采用56部ZF4600/17.5/28；21部ZF4000/14/28B型放顶煤支架支护顶板；工作面上端头采用3部ZFG4600/18/28型过渡支架支护顶板；下端头采用1部ZFG4600/18/28;2部ZFG4400/17/29型过渡支架支护顶板。工作面上下顺槽的超前支护不得小于30米，采用单体液压支柱配合绞接顶梁支护巷道顶板。 （5）、采空区处理方式：全部垮落法 2、采高、循环进度、移溜、移架步距 （1）、采 高：工作面采高2.6米 （2）、循环进度：工作面循环进度为1.2米 （3）、移溜步距：0.6米 （4）、移架步距：0.6米

3、进刀方式、割煤方式、移架方式、支护方式、爆破说明书

（1）、进刀方式：采煤机采用上端部斜切进刀，留三角煤割煤方式。斜切进刀段长度15～25米，进刀深度0.6米。 （2）、割煤方式：

前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，采煤机往返一次进一刀，割煤与移架、推刮板输送机顺序进行，采煤机与移刮板输送机的间距为15～25m。采煤机割顶煤两刀后开始放顶煤，滞后放顶煤15～25米移后部刮板输送机。 （3）、移架方式：工作面采用追机移架的方式作业，即采煤机割顶后距前滚筒3m伸出伸缩梁，距后滚筒6～9m追机移架。

（4）、爆破说明书：当机头、机尾用采煤机割不透时，需要用打眼放炮的方法清三角煤。 附图5：爆破说明书

4、采煤工艺流程：

准备→割煤→移架→ 扫浮煤→ 移前溜→移后溜→割煤→移架→ 扫浮煤→ 移前溜→放顶煤→移后溜。 5、放顶煤工艺：

（1）、采放比：采煤高度为2.6米，放煤高度为6.4米，采放比1：2.46。 （2）、放煤步距：放煤步距为1.2米。

（3）、放煤方式：工作面采取由下向上“多轮间隔等量放煤”的方式；首先收缩插板，降低尾梁，使放煤口摆到合适位臵，反复摆动尾梁，等到有矸石放出时，打开插板封闭放煤口，防止矸石进入后部输送机，并将尾梁调整一致，严禁出现错差，然后进行下一部支架的放煤工作。 （4）、工作面排头、排尾各三部支架只采不放顶煤。初采时工作面推进10米左右开始放煤工作，距工作面停采线15米时停止放顶煤。 附图6：采煤机进刀方式示意图。 二、工作面正规循环生产能力 计算工作面每循环生产能力 W=L S M r c+Z

W=(123×1.2×7.7×0.93×1.33+678)t =2083t

式中： W ——正规循环生产能力，t； L —— 工作面平均长度， m； S —— 工作面循环进度 ， m； M —— 工作面采放高度， m；M=HC H—— 煤层厚度，m

4

C—— 工作面回采率，％ r—— 煤的视密度， t / m3

； Z——煤柱及上幅遗留煤量。

第三节 设备及材料配臵

工作面机械设备配备见表 表6 设备名称 规格型号 数量 单位 备注 采煤机 MG250/600－WD 1 台 ZF4600/17.5/28 56 架 ZF4000/14/28B 21 架 液压支架 ZFG4600/18/28 4 架 过渡支架 ZFG4400/17/29 2 架 过渡支架 刮板输送机 SGZ-764/400 2 台 工作面 转载机 SZZ-764/160 1 台 运顺 带式输送机 SD-1000 1 台 运顺 移动变电站 KBSGZY-1250/6 1 台 回顺 移动变电站 KBSGZY-630/6 1 台 运顺 乳化液泵 WRB200/31.5 2 台 一台备用 无极绳绞车 KWGP-60/600J 1 台 回风巷1台 破碎机 PCM-110 1 台 运顺 回柱绞车 JM2-14 2 台 回、运各一台 调度绞车 JD-25 2 台 运顺

1、采煤机

选用MG250/600－WD型双滚筒电牵引采煤机

（1）、适应采高：1800～3500mm 煤层倾角≤40° 煤质硬度f小于4 （2）、滚筒直径：￠1600mm 卧底量240mm 机面高度1460mm 截深671mm 过煤高度635mm 机器重量45t

（3）、牵引形式：交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引 牵引速度：0～8.3～13.8m/min 牵引力：670～350KN 啮合方式：摆线轮销轨式 （4）、电动机

截割电机 型号：YBC-250 额定功率：250KW×2 额定电压：1140V 额定转速：1470r/min 牵引电机 型号YBQYS-40（B） 额定功率：40KW×2 额定电压：～380V 额定转速：0～2470min 泵站电机 型号YBC-7.5 额定功率：7.5KW 额定电压：1140V 额定转速：1470r/min 冷却方式：水冷

5

2、前部刮板输送机

型号：SGZ-764/400型整体铸焊刮板输送机

输送量：800T/h 刮板链速度：1.05m/s 长度：124.5m 电动机： 型号：YBSDS- 200/100-4-8 功率：2×200KW 联接方式：锻造长环联接 紧链方式：闸盘紧链 4、转载机 型号：SZZ-764/160

长度39米 输送量：1000t/h

转速：1481/739r/min 电压：1140V 减速器传动比：1：30.1938

刮板链 型式：中双链 圆环链规格：φ26×92 双链中心距：120mm 刮板间隔：920mm 中部槽 规格（长×内宽×高）：1500×724×290mm 联接方式：锻造长环联接 紧链方式：闸盘紧链 3、后部刮板输送机 型号：SGZ-764/400型

输送量：800T/h 刮板链速度：1.05m/s 长度：124.5m 电动机： 型号：YBSDS-200/100-4-8 功率：2×200KW 转速：1481/739r/min 电压：1140V 减速器传动比：1：27.635

刮板链 型式：中双链 圆环链规格：φ26×92 中部槽 规格（长×宽×高）：1500×1256×335mm

电机功率;160KW 电机型号：YBSD-160/80-4/8 链速：1.33m/s 转速：1480/740r/min 爬坡角度：10° 传动比：1：22.98 紧链方式：闸盘阻链器紧链和伸缩机头辅助紧链 5、破碎机

型号：PCM110 通过能力：1000t/h 最大输入块度：长度不限x700x500mm 最大排出粒度：300（250、200、150）mm 传动比：3.97 电机型号：KBY550-110A 额定功率：110KW 电压：1140V 破碎主轴转速：370r/min 外形尺寸：3540x1785x1561～1711 6、顺槽皮带

型号：SD-1000 运输能力：630t/h 带宽：1.0米 电机功率：150KW 带速：1.9m/s 7、无极绳绞车 型号：KWGP-60/600J

允许最大倾角：15° 牵引力：60KN

6

8、液压支架 （1）、基本支架

基本支架参数表 表7

ZFG4600/18/28支架 ZFG4400/17/29支架 支架高度 1.8～2.8米 1.7～2.9米

初撑力 3960KN 3580KN

泵站压力 31.5Mpa 31.5Mpa

顶梁长度 4470mm 4190mm 支架宽度 1.43～1.60米 1.43～1.60米 工作阻力 4600KN 4400KN

支架重量 19吨 16吨 尾梁全长 2156mm 2550mm

（2）、过渡支架

过渡支架参数表 表8 ZF4600/17.5/28支架 ZF4000/14/28B支架 支架高度 1.75～2.8米 1.4～2.8米

初撑力 3960KN 3580KN

泵站压力 31.5Mpa 31.5Mpa

顶梁长度 4744mm 4190mm 支架宽度 1.43～1.60米 1.43～1.60米 工作阻力 4600KN 4000KN

Z

支架重量 17.6吨 14.7吨

尾梁全长 2401mm 2550mm 9、泵站

型号：WRB200/31.5（两泵一箱） 公称压力：31.5Mpa

公称流量：200L/min 电机功率：125KW 工作介质：含3～5%乳化油中性水溶液 10、移动变电站

型号：KBSGZY-630/6 KBSGZY-1250/6 11、单体柱、顶梁

单体、顶梁表 表9

7

复用率种类 规格 使用量 备注 /％ 铰接顶梁 HDJA-1200 160 99 DW31-180/100X 210 单体液压DW40-250/110 20 90 20根备用 支柱 DZ22-300/100 20 π型钢梁 DFB400/300 10 99 2根备用 第三章 顶板管理

第一节 工作面支护设计 一 、综放工作面液压支架合理的支护强度 1、采用经验公式计算

Pt =9.81×( N M r＋Hr煤 ) =9.81×（5×2.6× 2.5 ＋6.4×1.33）=402KN/m2

Pt =9.81×( N M r＋Hr煤 ) =9.81×（5×2.6× 2.5 ＋20.1×1.33）=581KN/m2

上式中 P2

t ——合理的支护强度，KN/m

N ——支架载荷相当于采高岩石重量的倍数取5； M——工作面采高取最大值2.6米； r——顶板岩石容重，t/m

3

，一般可取2.5t/m3

r3

煤——顶板煤容重取1.33t/m。

H——顶煤最大厚度，分层段取6.4米；实垛段取20.1米。

2、选用矿压观测中最大平均支护强度：

参考本煤层或邻矿同煤层矿压观测资料，预计工作面矿压参数。 预计工作面矿压参数参考表 表10 序 项 目 单位 同煤层实测 本面选取或预计 号 顶底板 直 接 顶 厚 度 m 7.1 5.1 1 条件 直接底厚度 m ＞15 40 2 直接顶初次垮落步距 m 10 9 初来压步距 m 次最大平均支护强度 KN/m2 3 来最大平均顶底移近量 mm 压 来压程度 周来压步距 m 12～16 12～16 期最大平均支护强度 KN/m2 600 500 4 来最大平均顶底移近量 mm 220 200 压 来压程度 一般 一般 平最大平均支护强度 KN/m2 500 500 5 时 最大平均顶底移近量 mm 160 160 6 直接顶悬顶情况 m 10 8 7 底板容许比压 MPa 0.1 0.2 8 直接顶类型 类 Ⅱ Ⅱ 9 老顶级别 级 Ⅱ Ⅱ 10 巷道超前影响范围 m 60 60 8

选取以上两项中最大值Pt，即为工作面合理支护强度。 3、验算选用的支架支护强度的合理性： （1）、验算基本架：

P2

1=F1/S1 P1=4600/7.629＝602KN/m P21=4000/6.795＝588KN/m

P1 〉Pt 故所选支架合理

式中：P2

1－－基本架支护强度，KN/m F1－－基本支架设计工作阻力，KN S21－－基本支架支护面积，m

P2

t－－合理的支护强度，581KN/m （2）、 验算过渡架：

P2

2=F2/S2 P2=4600/7.629＝602KN/m P21=4400/6.795＝647KN/m

P2 〉Pt 故所选支架合理

式中：P2

2－－过渡架支护强度，KN/m F2－－过渡支架设计工作阻力，KN S22－－过渡支架支护面积，m

Pt－－合理的支护强度，581KN/m2

4、工作面条件与支架适应条件比较

表11 项 目 工作面实际条件 支架参数 比较结果 采高（m） 2.4～2.6 2～2.8 适宜 倾角（ο） 19～26 15 增设防倒防滑设施 煤厚（m） 7.7 5～15 适宜 煤硬度（f) 1～2 1～2 适宜 底板比压（KN/m2） 0.1 0.43～0.82 适宜 支护强度（KN/m2） 538 588 适宜 顶板类别（级） Ⅱ Ⅱ 适宜 二、端头支护强度计算 1、端头单体支柱合理的支护强度 pt=9.81Mrk

=9.81×2.6×2.5×4=255KN/m2

p2t—工作面合理的支护强度,KN/m M—采高,m

r—顶板岩石重力密度,t/m3

k—上覆岩层厚度与采高之比，取4倍。 2、单体支柱实际支撑能力计算 Rt=K×R =0.85×180 =153KN

式中：Rt－－单体支柱工作阻力，KN K－－支柱阻力影响系数，取0.85

9

R－－单体支柱额定工作阻力，KN 3、工作面合理的支柱密度计算： n=pt/Rt

=255/153=1.67根/m2

式中：n—支护密度,根/m2

两对π钢控顶面积（1.0+0.6）×6＝9.6m2

实际使用单体数24根 24÷9.6=2.5根/m2

2.5>1.67符合要求 三、乳化液泵站 1、泵站及管路选型

选用两台WRB200/31.5型三柱塞泵，与RX200/16A型乳化液箱组成乳化液泵站，该泵站由两泵一箱组成。选用φ25mm高压管为进液管路，φ32高压管为回液管路。

乳化液泵站主要技术参数如下： 型 号：WRB200/31.5型 公称压力：31.5MPa 公称流量：200L/min 电机功率：125KW

工 作 液：含3～5％乳化液中性水溶液 2、泵站设臵位臵

泵站安设在回风顺槽上帮已布臵好的峒室内。 3、泵站使用规定

（1）、安装时，乳化液泵应水平放臵，以保持良好的润滑条件。 （2）、保证泵站压力不低于30MPa，乳化液浓度3～5％。当泵站压力达不

到30MPa时，应立即停泵，并通知有关人员进行检查，处理合格后再重新启动。乳化液使用自动配比器；每次加水或加油后必须检查一次乳化液浓度。

（3）、油位在泵运转时不应低于油标玻璃的下标或超过上标。

（4）、要注意箱体温度不宜过高，油温应低于80℃；液箱的液位不得过低，以免吸空，液温不得超过40℃。

（5）、加强支架与泵站的维修，杜绝液压系统的窜漏液。 第二节 工作面顶板控制 一、顶板支护方式

本工作面的顶板管理采用全部垮落法。 1、工作面正常期间顶板支护方式

工作面配臵77部放顶煤液压支架、6部过渡支架,共计83部支架支护工作面顶板。上、下端头使用单体支柱配合π型钢梁支护顶板。最大控顶距6.6米，最小控顶距6.0米。工作面采用追机移架的方式作业，即采煤机割顶后距前滚筒3m伸出伸缩梁，距后滚筒6～9m追机移架。

2、工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理

⑴、采取追机、带压移架的方式对顶板进行及时支护，冒顶区域不放顶煤。片帮严重时采煤机割煤前先移支架，再割煤，即移架→采煤机下行割煤→打开伸缩梁→打开护帮板→采煤机扫浮煤→移前溜→拉后溜→采煤机斜切进刀→移架（顶板完好后恢复放顶煤）。

⑵、工作面周期来压期间要加强顶板管理，严格控制采高不超过2.6米，加强支架初撑力的管理，保证支架支护稳定可靠，出现片帮及时移超前架，杜绝大面积片帮漏顶。

10

⑶、煤壁片帮或掉顶时必须及时前移支架维护顶板，及时伸出支架的伸缩梁和护帮板挤住煤壁，防止片帮范围进一步扩大。

⑷、严格执行“带压”擦顶移架制度。

⑸、在此期间禁止放顶煤，保证支架支撑有力，防止造成大面积冒顶或歪架、倒架。

3、移架顺序：

收支架伸缩梁（和护帮板）→降架→移架→调架→升架→打开支架护帮板（片帮处及时伸出伸缩梁维护顶板）。

4、移架方式

采取本架移架，当采煤机割煤后，移架时人员站在所移支架人行道内操作支架。

5、移架工艺

⑴、排头支架移架顺序：先移2#

支架，然后再移1#

支架，当1#

支架前移完毕再移3#

支架。

⑵、超前采煤机前滚筒3米收回护帮板（和伸缩梁），防止机组割护帮板（或伸缩梁）。

⑶、采煤机正常割煤时，滞后前滚筒3.0m及时打开支架伸缩梁维护顶板，滞后后滚筒6～9m移架，移架后打开护帮板，当出现片帮时要及时停机移超前架。

⑷、支架被升起后保持供液3～5秒，使支架达到额定的初撑力后方可将操作手把打回零位。

6、移架质量要求

⑴、严格按“采煤工作面工程质量标准及检查评分办法”中的规定

进行操作。

⑵、移架时应将邻架的推移千斤顶手把打到推移刮板输送机位臵。 ⑶、移架后，工作面工程质量应达到“三直、一平、两畅通” ⑷、支架初撑力不得小于24MPa，并执行二次注液制度。

⑸、支架中心距1.50米±100mm；支架直线性偏差±50mm；支架仰俯角不超过±7度；支架必须垂直于前部刮板输送机、煤壁；不得出现挤架、咬架现象；相邻支架不得出现明显的错差。 二、工序影响范围及平行作业工序间距

收支架伸缩梁、护帮板超前采煤机前滚筒的距离 不大于3.0m; 伸支架伸缩梁与采煤机前滚筒的距离 不大于3.0m; 伸支架护帮板与采煤机后滚筒的距离 不大于3.0m; 移架距采煤机后滚筒 6～9m; 放煤与移架的距离 不少于15.0m； 分段放煤的距离 不少于30.0m； 三、特殊支护形式

1、由于工作面不等长，当上、下端头处液压支架不能满足支护要求时，

使用2.6米π钢对接支护，π钢必须成对使用，交替迈步前移，端头支护的π钢与邻近支架和掘进棚的间距不得超过0.5米，移架前要事先加固临近π钢的支护。π钢单体排距1.2米，两对π钢间距600±100mm，一对π钢之间间距50±50mm。π钢必须保证一梁三柱。对接π钢之间间距100±100mm。π钢移窜步距1.2米。 2、损坏的π钢和失效的单体支柱必须及时更换。

3、移π钢时必须保证至少3人作业,所使用的单体支柱必须用防倒绳拴好。

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为防止矸石窜入工作面,靠放顶线的支柱里端要用拌子、笆帘等遮挡好。

4、运输顺槽的密集支护与支架尾梁插板平齐，回风顺槽的密集支护与过

渡支架尾梁平齐。密集支护间距300±100mm

5、工作面内的单体要迎山合适,迎山值197～375±50mm,底板松软时要给

支柱穿底鞋。

6、顶板压力较大时，可以采用丛柱加强支护。

7、上下回里处采用密集支护控制顶板，密集支护柱距300mm。撤密集支护时，必须根据工作面的循环进度情况，确定密集的回撤量。在回撤时必须在新形成的密集中留有不小于0.5m的安全出口，回撤密集时必须两人配合作业，并有专人进行现场监护，发现问题及时处理。新密集与旧密集间距1米。

附图8：端头支护示意图 四、支架稳定性、防止倒架方式 （一）、施工方法：

1、第一部、第二部、第三部支架之间用防滑、防倒油缸进行连接，移架后调整支架顶梁和尾部防止下滑。防倒油缸安装在顶梁上，防滑油缸安装在尾梁上。

2、合理控制工作面的回采层位，使工作面的层位稍高于运输道的层位，来控制工作面第一部排头支架的倾倒。

3、排头三部支架坡度要平缓，控制在15度以内。 4、及时调整工作面伪斜，保证伪斜角3°～8°。

5、及时调整支架的结构和支架状态；强化支架的管理与正规操作，加强

工程质量管理。

6、使用好液压支架本身的侧护板千斤顶和支架底调千斤顶及时调整支架。 （二）施工措施：

1、加强工作面支架工程质量管理，严格按标准施工。 2、严格控制采高，杜绝超高采煤。

3、加强工作面顶板管理，防止发生顶煤掉落现象，防止顶梁上方空顶。 4、工作面支架顶梁必须垂直煤壁；若调整时支架仰俯角不得超过±7°。 5、相邻两支架顶梁相错不得超过顶梁厚度的2/3。

6、移架时，应由两人配合操作，观察相邻两支架的顶梁、尾梁和侧护板，防止出现咬架、挤架、歪架现象。

7、调整工作面伪斜时，每调整一个大循环后必须推采2～4个正规循环，及时调整支架方向，保证支架垂直于前部刮板输送机。 五、上、下回里支柱的回收

支柱回收的方法是使用绞车回收，严禁人工回柱。

1、回柱前，维护好附近支护，找掉顶、帮活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。

2、回柱方法，使用卸载远距离操作，由下向上，由里向外，逐架回收。 3、注意事项：

（1）、人员不得进入无支护区作业,拴勾时保证有专人监护,拴链采用∮18

×64溜子链时,必须用元宝环且上紧M20螺栓。

（2）、回收棚子时必须保证至少两人作业，其中一人拴勾，一人专门观察

顶板，拉勾时使用专用打点信号，其余人员撤至安全地点。 （3）、上、下道的工字钢棚腿要超前煤壁替出，替换时采用单体将棚梁升

12

起，用绞车将棚腿回出。如棚腿被压死，要采用挑顶或卧底的办法，严禁用绞车硬拉或用炮崩。棚腿替出后要用单体进行支护，机组割至端头时要提前将单体回出。

（4）、绞车要支设牢固，钢丝绳和绞车要符合规定，回柱时人员躲到无崩绳、崩柱、甩钩、断绳伤人的安全地点。 六、特殊时期的顶板控制

1、初采、初次来压、周期来压顶板控制

（1）、初采期间，安排专业人员跟班，现场指挥作业。

(2)、采煤机自上向下割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，因切眼回采

帮锚杆长度为2.0米，采煤机截深0.6米，预计3～4刀能将回采帮锚杆全部收回。

(3)、回采前将工作面的金属帮网及回采帮托盘回收，采煤机放慢牵引速

度，待将帮锚杆回收完后，再正常割煤。

(4)、采煤机割帮锚杆时，司机要精力集中站在架内安全地点用遥控器操

纵采煤机，防止锚杆飞出伤人。

(5)、采煤机割头四刀时，机身前后5架范围内禁止有其他人员作业。 (6)、锚杆割下后必须及时拣出，捡锚杆时采煤机、前部刮板输送机必须

停止运转。

(7)、采煤机割煤后，必须及时带压擦顶移架，端面距不得大于340mm，采

高逐步调整至规定采高。

(8)、工作面初采期间自开切眼推进10米左右，下部21米开始进行放顶煤

工作，上部因保护铁路原因不放顶煤；推进20米时，下部55米可以放顶煤；推进30米时，工作面由下向上80米可以放顶煤；推进40米时，

工作面由下向上100米可以放顶煤；推进52米时，工作面可以全部放顶煤。

(9)、采煤机要割平顶底板，不留伞檐，达到三直（溜子直、煤壁直、支架直）。

(10)、本工作面为6－2煤层第三分幅，分层段无初次来压，但是上部45

米为实垛，有初次来压。初次来压、周期来压期间，两巷出口超前支护区内，应加强支护，确保安全出口畅通。周期来压布距为12～16米左右（根据东区065--4工作面来压步距推测）。 2、停采前的顶板控制

(1)、距停采线20m前，调整好伪斜，使两道尽可能垂直。 (2)、距停采线15m时，停止放顶煤工作。 (3)、距停采线12m时，进行回撤准备工作。

第三节 运输巷、回风巷的顶板控制 一、工作面运输巷、回风巷的超前支护

1、两道超前支护用单体支柱和1.2米铰接梁（或长钢梁）进行支护，距离煤壁20米范围内打双排柱，距离煤壁20～30米范围内打单排柱。根据工作面超前压力可以适当增加超前支护的数量。

2、超前支护内的人行道宽度不得小于0.7米，高度不得低于1.8米，不许

有杂物，巷道底鼓变形要及时清挖，确保人行道畅通。

3、施工前要进行敲帮问顶工作，找顶时人员要站在支护完整、顶板完好

安全的地方用长撬棍找净浮石、浮货，避免施工时帮、顶落物伤人。4、施工前要备齐所用的材料，并整齐地码放到合适地点，同时要清理附

近环境卫生，确保行人畅通。

13

5、搬运木料、单体等长料时要精力集中，防止碰伤人员或被物料拌倒，

两人抬长料时，要搭肩一致，由一人发出口令，一起用力抬起或放下，单体支柱初撑力不小于90KN；不得出现空载支柱；所有单体用防倒绳拴牢。

回下的物料要及时外运到指定地点，码放整齐。 6、超前支护内的单体支柱必须拴上防倒绳，严防倒柱伤人。

7、单体支柱要达到足够的初撑力，并随时检查单体支柱的支护情况，发

现有失效的单体，要及时更换。

8、回收工作要彻底，不许有丢失或遗漏，回下的材料要及时外运码放好，

不许乱扔乱放，工作完毕后扫净浮货，保证超前支护内无杂物。 9、对巷道顶板压力大，并且破碎地段要加强支护刹严帮顶。 10、保证上、下安全出口行人、通风畅通。

11、对于两顺的硐室，要在其进入超前支护时，对其顶板进行加强支护，

可打单体点柱或木点柱。

12、刹顶时人员不得通过，如要通过必须和作业人员联系好，迅速通过，

防止木拌等物坠落伤人。 二、安全出口的管理

1、上下安全出口必须保证宽度不小于0.7米，高度不小于1.8米，保证无

杂物，行人运输畅通。

2、在下出口作业时作业人员同转载机、茬面刮板输送机司机之间要相互

协作，替棚或窜梁作业时必须停机，同时由茬面刮板输送机司机负责现场监护，做到安全作业。

3、下道掘进棚距支架不超过0.5米，超过时使用单体支柱和π钢支护；上

道掘进棚距支架0.5米以上时增加单体支柱和π钢支护

4、支柱纵横成线，偏差小于±100mm；支柱架设到实底，并做到迎山合适；

三、支护材料的使用数量和存放管理

1、回风巷使用单体110根，绞接梁90根，π钢4根。 2、运输巷使用单体100根，绞接梁90根。

3、工作面回风巷材料场要常备有：4.0m刹杆20根，2.0m圆木20根，3.0

米圆木30根，小拌一车，DW31-180/100X单体20根，DZ22-300/100单体20根，物料要分类码放整齐。

4、备用材料由专人负责记录和管理。因生产需要使用后必须及时补足备

用数量。

附图9：工作面运输巷、回风巷及超前支护平剖面图 第四节 矿压观测 一、矿压观测要求

1、对工作面5#

、10#

、15#

、20#

、25#

、30#

、35#

、40#

、45#

、50#

、55#

、60#

、65#

、70#

、80#支架进行支柱阻力观测，以便掌握支架受力情况。支架初撑力合格率不低于80%。

2、对回风顺槽安设12组顶板离层监测设备。 观测内容：

（1）、支架循环末阻力、初撑力、支架最大工作阻力。通过观测支架阻力，可以确定工作面老顶初次来压及周期来压显现的步距及强度，从而掌握工作面的矿压规律。

（2）、观测锚杆顶板离层情况。 二、观测方法与处理

14

1、采用数据线将观测数据直接传输到调度室电脑内，由电脑自动进行保存和备份。

2、调度员负责及时将报警点的位臵、原因告知井下作业人员，井下作业人员及时采取措施，进行处理。

3、及时进行顶板动态监测分析和处理，开展矿压预测预报工作。

第四章 生产系统

第一节 运输

1、工作面煤由采煤机落煤、装煤， 经前部刮板输送机运至运输巷转载机再由皮带运出。

2、顶煤由支架后尾梁的插板控制落煤、装煤经后部刮板输送机运至运输巷转载机，再由皮带运出。

3、运煤路线：工作面前后刮板输送机→转载机（破碎机）→运输顺槽皮带→+220集中皮带→+220东皮带→+220大眼皮带→+195给煤机→+270斜皮带→270大眼→+241给煤机→主井皮带→地面 二、辅助运输方式及路线

1、工作面需用的材料、设备配件由付井通过回风道运输至指定位臵。 2、运料路线：地面→付井→+270大巷→+275东石门→回风顺槽指定地点。

附图10：运输系统示意图。 第二节 “一通三防”与安全监控

一、通风系统

1、 风量计算

风量选择及计算表 表12 计算依据 需要风量 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 82m3/min Q= 100×q×k1 按工作面温度计算 Q = 60×VSk32 630m/min 按工作面每班工作最多人数计算 260m3/min Q = 4×N 按炸药用量计算 Q = 25×A 79m3/min 决定风量 630m3/min 风 Q低≥60 V小S = 60×0.25×8.75=131 因为2100＞525>131,所以风量速 m3/分 符合规程要求. 校 Q高≤ 60 V3大S = 60×4×8.75=2100m/核 分 说明：以上各式中

Q ——工作面所需风量，m3

/分；

q ——工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，取0.68m3

/分；

一、煤炭运、装、转载方式及路线

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k1——工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，取 工作，采取措施，进行处理。 1.2；

k2——工作面备用风量系数，取1.2； N ——工作面同时工作的最多人数，取65人；

V ——工作面温度20°，查表取1m/s,V大取4m/s,V小取0.25m/s； S ——工作面平均通风断面积s = 8.75 m2

（实测） ； h ——工作面采高取2.6米；

A ——工作面一次爆破的最大炸药用量，取3.15kg。 2、通风路线

通风路线为：新鲜风流→副井→井底车场→+220东大巷→+220东石门→运输顺槽→工作面→回风顺槽→+275～320回风上山→回风总排→风井→地面。 二、防治瓦斯 （一）瓦斯检查

1、通风队要设专职瓦检员检查瓦斯，进行现场交接班。

2、瓦检员每班要对工作面、回风、入风及架间、高顶处的瓦斯进行检查，尤其是加强后部运输机机尾、上下隅角、割煤、移架等作业地点的瓦斯检查。

3、瓦检员对检查地点要加强检查，重点检查顶底板及煤壁裂隙瓦斯涌出情况和层流瓦斯，发现瓦斯超过1%立即停止割煤，进行处理。 4、工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；工作面回风巷风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止

5、采煤队长、技术人员、班组长、爆破工、电钳工和采煤机司机、瓦斯检查员必须携带便携式甲烷、氧气两用检测报警仪，随时检查作业地点的甲烷和氧气浓度，严禁超限作业。 （二）一氧化碳检查

1、专职瓦检员每班要对工作面、入风、回风及架间高顶处进行一氧化碳检查，尤其加强对工作面上隅角的检查。

2、瓦检员要加强对回风巷中高冒处的一氧化碳检查，发现异常及时向调度和通风队汇报。

3、当一氧化碳浓度超过《煤矿安全规程》规定时，必须停止工作撤出人员，采取措施进行处理。 （三）安全监控

1、在工作面回风巷距+270轨道上山片口10～15米处，安装甲烷传感器、一氧化碳传器、温度传感器各一台，回风巷距切眼10米处、上隅角各安装甲烷传感器一台，同时在上隅角由当班班组长悬挂便携式甲烷、氧气两用检测仪一台、便携式一氧化碳检定仪一台。

2、运输顺槽带式输送机滚筒下风侧10～15米设臵一氧化碳传感器一台、烟雾传感器一台。

3、采煤机设臵机载式甲烷检测报警仪。

4、甲烷传感器报警浓度为1%，断电浓度为1.5%,复电浓度<1%,一氧化碳报警浓度为0.0024%。

5、非专业人员严禁随意调试传感器。

6、安全监控系统的安装和使用，必须符合煤矿安全监控系统及检测仪器

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使用管理规范《AQ1029-2007》的规定，监测工必须每天检查安全监控传感器并按规定标校，保证数据准确、断电可靠，并做好记录。 三、综合防尘系统 (一)、防尘管路系统

回风顺槽：付井→+270大巷→+270轨道上山→回风顺槽各喷雾点→工作面（采煤机、支架、减速机）

运输顺槽：付井→+220大巷→+220东石门→运输顺槽各喷雾点 （二)、防尘设施

1、各皮带机头、转载点、溜子机头、煤仓口、破碎机等要按《平煤办发2009第12号文件》规定安设喷雾装臵，并有专人负责管理，运煤时必须保证正常使用，并且雾化良好。

2、采煤机必须使用内、外喷雾装臵，加强维护保证正常使用，雾化要好，割煤时必须先开水后开机，停机时必须先停机后停水。 3、爆破时必须使用水炮泥。

4、工作面进、回风巷，每7天至少冲刷一次积尘，不得煤尘堆积。 5、工作面进、回风巷距巷道片口20～40米安装全断面净化水幕，距工作面10～30米安装全断面喷雾降尘装臵。

6、采煤机割煤时，每隔5～10部架子设臵一道自动喷雾降尘装臵与采煤机联动，工作面放顶煤时，每2～5部架子设臵一道自动喷雾降尘装臵并与放煤联动。

7、个体防护：进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。（三）、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

1、巷道内物料码放整齐，不放入多余的闲臵设备和杂物。

2、工作面进、回风巷各设一组长不小于20米的隔爆水棚。并符合《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》AQ1020-2006的规定。 3、巷道净断面不得小于原设计断面的80%。 4、杜绝电器设备失爆，以防瓦斯爆炸。 四、防止煤炭自然发火技术措施 1、防治内因火灾措施

（1）、工作面上、下两道的防灭火管路系统必须及时延接到位，并保证管路畅通。防火灌浆系统：灌浆立孔→＋320东大巷→东＋270～320回风上山→东+275回风巷变成2.5寸铁管→回风巷→工作面上隅角。灌浆立孔→＋320付井车场→付井→+220车场→+220大巷→+220皮带道。 （2）、回采期间，沿回风道埋设2.5寸灌浆铁管，及时对采空区进行随采随灌浆工作（灌浆时可加入适量的凝胶）。要求埋入采空区的铁管长度以不泄浆为准，灌浆量以工作面下隅角支架后见浆（或清水）为准，灌浆时每班用量杯对浆液浓度进行测量，并做好灌浆记录。灌浆用土量由井口地测部门每月进行统计。

（3）、清水及消防管路延接到位，保证水量充足，回风巷每100米设支管和阀门，运输巷每50米设支管和阀门。

（4）、测风员每天对工作面的风量进行测量和调整，合理配备工作面风量，减少向采空区内部的漏风。加强两道的维修工作，特别是要加强回风巷道的维修，确保足够的通风断面。

（5）、合理安排工作面回采速度，月推进度不小于60米。

(6)、工作面移架落顶后，用挡风帘及时对上、下隅角封挡，工作面每推进20米后用草袋子装黄土（或粉煤灰）将上下隅角进行封堵，以减少

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向采空区侧漏风，同时还可以减少采空区注氮时氮气泄漏量,降低采空区内氧气浓度，防止采空区自然发火，封堵时必须按上下两道断面大小封堵严密，不得留有空隙。

(7)、提高回采率，减少采空区遗煤。 （8）、束管监测

利用埋在采空区的束管监测系统进行监测采空区各种气体变化情况具体操作如下：

①沿工作面切顶线方向均匀布臵采样点4～5个，自工作面上隅角向下每隔20～25米埋设采样器一个，其中上下隅角采样点距上下帮4米。②现场监测时通过采样泵将采样点气样分别采集到球胆内送公司通风管理部进行化验分析。

③采样周期每周1次，有特殊情况随时调整并及时汇报。 ④所有测定结果必须记入防火记录簿，并定期检查整理分析。 (9)、氮气防灭火

①注氮机型号：DM—400/8 氮气压力：≥0.8MPa 流量：400m3

/h

②采用下隅角注氮，将移动式注氮机设在+220绞车房硐室内，利用3寸钢管沿+220运输巷铺设，释放口开设在工作面下隅角采空区中。 ③氮气释放口必须高于底板，用1.5米高立管并用木垛加以保护。 ④具体实施工程执行《东-东065-5综放工作面采空区注氮防灭火措施》。

⑤工作面后部采空区注氮量应做好详细记录，注入氮气纯度应大于97%。

⑥瓦检员经常对工作面及其回风平巷中的O2、CO、和CH4进行检查，保证工作面风流中氧气浓度不低于18.5%，否则必须停止作业、撤出人员，同时汇报调度、停止注氮。

⑦根据具体情况，注氮方式采用连续与间断注氮相结合的注氮方式，防止自燃。

（10）该工作面的灌浆量、灌浆地点及泄水量要有详细记录，及时泄水防止溃浆事故的发生。

（11）、加大对自然发火的预防和检查力度，通风队派专人定期在上隅角处采集气样一次，送公司通风管理部化验室进行气体分析，以便出现问题时及时采取措施进行处理。出现特殊情况时及时采集气样进行分析。 （12）、工作面回采结束，30天内必须撤出所有设备及材料，并在35天内进行永久性封闭，及时向采空区灌注黄泥浆，直至灌满为止。 （13）、巷道高冒处要及时装帮装顶，插管后进行灌浆或凝胶。泥浆沉淀后定期补浆。封堵严密，防止漏风。

（14）、瓦斯检查员必须认真负责，严格执行巡回检查制度，每班检查高冒处的气体成分和空气温度、湿度的变化，发现异常及时向调度及通风队汇报。

（15）、井下非常仓库按照《矿井灾害预防与处理计划》的要求，备有足够数量的消防材料。 3、防止外因火灾措施

（1）、采煤工作面避免产生各类明火。

（2）、各地点放炮时必须使用水炮泥，无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破，并且放炮母线严禁失爆，严格执行“一炮三

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检”、“三人联锁”放炮制，避免产生放炮火花。

（3）、机电部门要加强电器设备检查，严禁电器设备失爆，避免产生电器火花，机械设备要灵敏可靠，避免产生摩擦火花。

（4）、加强巷道顶板及两帮维护工作，防止支架等金属设备挤压、折断或摩擦产生火花。

（5）、皮带机头处要设齐砂箱、灭火器、防火锹及不小于20米长软管等灭火工具，以备防火之用，并执行挂牌管理。

（6）、在工作面遇有夹岩时，要人工加大喷雾洒水力度。

（7）、机头机尾喷雾要灵敏可靠并且雾化好，要先开喷雾然后开机，停机后再关闭喷雾。

防灭火的具体技术及实施办法执行东-东065-5工作面防灭火设计。 附图11：通风系统示意图。 附图12：防尘系统示意图。 附图13：消火灌浆系统示意图。 附图14：安全监测系统示意图。 附图15：注氮系统示意图。

第三节 排水系统

一、设备选型

运、回顺排水设备均为防爆型潜水泵。 二、疏排水路线

回风顺槽→+275石门→+270大巷→+270主水仓→地面

运输顺槽→+220东石门→+220大巷→+220车场水仓→+270主水仓→地面

附图16：排水系统示意图。

第四节 供电系统

一、供电系统

工作面和回风巷用电由+270中央变电所引入6000V高压，经过一台移动变电站变为1140v供工作面设备使用；660v由+270变电所引进回风巷供回风巷设备使用；运输巷用电由220变电所引入6000V高压，经过两台移动变电站变为1140v和660v供运输巷设备使用。 ①电器整定计算

电器整定计算详见东-东065-5工作面供电设计。 附图17：回风巷供电系统图。 附图18：运输巷供电系统图

第五节 通信照明系统

一、通讯系统

1、工作面回风巷电器开关处、运输巷转载机头处及胶带输送机机头处各设电话一部，可与地面调度及各辅助单位直接联络。

2、各运输设备机头设KXT-1联合型信号载波电话，作为通话和联络信号使用。 二、照明系统

1、照明采用127v电压，工作面每15米安设一个矿用隔爆照明灯，皮带道每隔30米设照明灯。

附图19：通讯、信号、照明布臵示意图

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第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

一、作业方式

采用“三八”制作业制度，作业方式为“两班半采煤半班检修”，即一班、13 14 安网员 4 1 2 1 注氮司机 5 1 3 1 合计 124 30 64 30 表中序号为9～14六工种不做排休或采用承包制，除备注 此外每圆班为轮休制的有69人，需要27人替修，全队共需要人员151人。 三班、白班的后半班生产，白班的前半班检修。 二、劳动组织见表13

劳动组织图表 表13

出勤序号 工种 人数 一班 二班 三班 计 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 1 采煤机司机 9 3 3 3 2 推溜拉架工 6 2 2 2 3 端头维护工 18 6 6 6 4 茬面溜司机 3 1 1 1 5 转载机司机 3 1 1 1 6 胶带机司机 24 8 8 8 7 泵站司机 3 1 1 1 8 电气维护 3 1 1 1 9 两道管理工 6 6 10 机组包机工 23 1 21 1 11 班长 6 2 2 2 12 队干 11 2 7 2

第二节 正规循环作业

附图20：正规循环作业图表

第三节 主要技术经济指标

主要技术经济指标见表14 表14 序项 号 目 单位 指标 备注 1 工作面走向长度 米 610 2 工作面倾斜长度 米 123 3 工作面采高 米 2.6 4 放煤高度 米 6.4 5 采放比 1：2.46 6 煤层生产能力 吨/平方米 14.1 7 循环进度 米 1.2 8 循环产量 吨 2083 9 月循环率 ％ 85 10 月进度 米 72 11 日产量 吨 4166 12 月产量 吨 124980 13 工作面可采期 月 8.2 14 在册人数 人 164 15 出勤人数 人 115 20

16 出勤率 ％ 70 17 回采工效 吨/工 24.5 18 坑木定额 立米/万吨 6 19 火药定额 公斤/万吨 16.8 20 雷管定额 个/万吨 43 21 乳化液 公斤/万吨 150 22 截齿 个/万吨 15 23 油脂 公斤/万吨 54.5 24 直接成本 元/万吨 25 回采率 % 93

第六章 煤质管理

一、煤质指标和要求

工作面开采原煤煤质指标为灰分不高于30 %，水份不高于20 %、块率不低于36％。 二、提高煤质的措施

1、掌握煤层的构造及赋存状态，在回采过程中，尽量避免在采高范围内有夹石层。

2、在运输等方面条件允许的情况下，适当增加采煤机牵引速度，增加块煤率。

3、加强综放面顶板管理，采煤机割煤做到不破顶、不破底，以防止出现冒顶事故、减少灰分及含矸率。

4、在工作面和顺槽等处捡出的矸石，必须扔入采空区和废巷，不得和煤混运。

5、停机时，及时关闭各种设备的消尘用水阀门，以防煤的水分过高，顺

槽淋水较大时，要用塑料、风筒布遮挡好。

6、加强对液压系统的管理，防止跑冒滴漏现象的发生。

第七章 安全技术措施

第一节 一般规定

一、准备工作

1、开工前，班组长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。

2、各工种必须做好准备工作，认真检查作业地点顶板及周围环境、所管

辖设备的完好情况及各种信号、手把、按钮的灵敏情况，如发现问题必须立即处理，否则不得开工。

3、跟班队干、班长、安网员对支架的上窜、下滑、歪架、倒架和刮板输

送机的上窜和下滑情况进行详细的检查，发现问题及时制定出本班的调整方案。

二、交接班检查内容及规定

1、搞好本区域的文明生产，物料要码放整齐，做到巷道无浮货、无淤泥

积水。

2、严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》及本作业规程，严

禁“三违” ，作好自主保安。

3、严格执行各工种安全生产责任制，严格按照矿井质量标准化标准施工，

做到“三不生产，三不伤害。”

4、严格执行生产班组交接班制度，交班班组长在现场向接班班组长交代

本班生产、安全、设备运转等情况和存在的问题。

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5、施工中出现异常现象，及时向有关部门汇报。

6、跟班队长、班组长和各岗位人员在交接班时要详细交待清工作面内的

安全情况、工程进度情况、质量情况和各种材料、配件、工具的存放地点和数量，对本班未能处理的不安全隐患重点说明，并详细做好交接班记录，严格执行井下汇报制度。

7、跟班队干和班组长、安网员在工作中，必须按规程要求对各项工作进

行认真检查和验收，对不符合规程规定的工作，必须立即进行处理。8、开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，发现问题及时

处理。

第二节 顶板

一、两顺支架的回撤方法和要求

1、合理掌握上下进尺，防止刮板输送机上下串动，保证刮板输送机正常

推进并和转载机尾搭结合理，出货正常。

2、上、下端头工必须经常清理所负责范围内的浮货，维护好帮顶。上端

头电缆、高压胶管等必须吊挂整齐。保证端头文明生产，保证机头、机尾行人通道畅通。

3、推移机头、机尾时要检查好是否有刮卡现象，是否挤压电缆等，确定

无误再推移。

4、及时回收或改打单体支柱，回收时要观察好顶板，防止掉货伤人，且

附近不得有人通过。

5、拉过渡架时，要有专人在过渡架前的安全地点观察支架升降情况和顶

板状态，指挥操作，同时负责警戒，严禁任何人员通过。 6、严禁提前回单体。严禁两组支架同时降柱。

7、加强支架检修，防止自降，支架到位后，及时升起，同时调正顶梁，

达到初撑力。

8、如转载机偏离中线，向上或下帮靠移时，要用单体及时辅助调整。 9、锚杆托板和螺帽的回收采用气动扳手作业，回采帮螺帽可以提前2米进

行回收，顶锚杆螺帽在回里处进行回收。使用气动扳手必须严格遵守压风机操作规程，做好安全防护，防止螺帽卸下后，钢瓦、托板掉下伤人。

10、锚索头采用专用褪锁器进行回收，使用时，必须将褪锁器固定好，人

员躲在安全地点后，方可进行操作。锚索头褪下后，及时将托板取下，运到指定地点回收。钢瓦、托板、锚索头回收率70%。

11、因回风巷高度较高，作业时需要使用马凳，马凳要放臵平稳，防止摔

伤人员。作业过程中，禁止人员通过。 二、使用单体、注液枪的安全技术措施

1、使用单体前要检查单体，发现三用阀损坏、变形，单体漏液、弯曲、

活柱表面锈蚀、顶盖缺少两个以上小爪或手柄损坏，不得使用。 2、两巷及工作面支护用单体时，人员可使用液压枪或卸载把等工具近距

离操作单体。同时单体要按使用要求穿鞋、戴帽，并用防倒绳绑牢。发现卸液、损坏单体要及时更换。

3、在工作面及其它地点使用单体，支、压或推移设备（及其它物体）时，

必须远程操作单体，距离不小于5米，操作方法：用液压管一端接液压枪，一端接液压支架操纵阀，人员先操纵液压枪手把缓慢供液，单体承载后，停止供液，片阀回零，用铁线绑牢液压枪手把，单体也用铁线与液压支架等绑牢，人员撤到安全地点后操纵液压支架片阀供

22

液。回单体时，用长工具给单体卸压，人员躲开单体倾倒、反弹范围。 4、在工作面及其它地点使用单体，支、压或推移设备（及其它物体）时，

四、处理“死架”、“歪架”、“倒架”的措施

1、首先观察清楚挤架、歪架、咬架、倒架的现场情况，根据现场情况采必须选择合适的支点，即单体支柱两端顶卡在不易脱落的位臵上，如果支柱一端顶在煤帮上，煤帮较软，必须挖柱窝垫上铁鞋或木鞋。单体必须远程操纵。 三、防倒、防滑措施

1、工作面所有使用的单体液压支柱必须用防倒绳拴牢。

2、第一部排头支架移架时，要带压擦顶移架，再配合前、后部防倒、防滑油缸进行调正。

3、在支架的顶梁和掩护梁上设臵了侧护板千斤顶，在底座上设臵了底调千斤顶，能有效防止支架的下滑和倒架。

4、工作面要使用好排头三部支架的防倒防滑装臵，倾角增大时根据实际情况适当增加防倒防滑装臵的使用数量。下端头顶板条件不好时，可以适当增加防倒防滑装臵的使用数量。

5、合理控制放煤量，防止将顶煤放空，造成支架歪斜和下滑。 6、 采用由下向上移工作面刮板输送机的方式来防止工作面刮板输送机下滑。

7、跟班队干必须随时观测前部刮板输送机的上窜和下滑，保证上窜和下滑量控制在100mm以内，否则必须立即采取措施进行处理。

8、工作面进入大倾角时可以根据需要设臵前部刮板输送机与支架间的防滑油缸，即在支架前脚与斜下方前部溜槽间用锚链和油缸进行联结，移前部刮板输送机后给液，使前部刮板输送机受到向上的拉力，而控制下滑。9、前部刮板输送机防滑油缸的设臵数量以实际需要为准。

取可行性措施进行处理。

2、处理时不少于3人操作，其中一人操作支架，一人配合调架，另一人监护并观察支架顶梁和尾梁，防止操作时出现咬架，发现操作失误立即停止作业，待重新观察作出正确判断后再进行施工。

3、处理前，应停止前、后部刮板输送机，并停电设专人看管，应当将上下相邻支架的总片阀打到“零”位；必须对上下支架进行二次补液，保证初撑力满足要求。

4、处理时，由经验丰富的移架工进行操作，跟班队干或班组长盯在现场负责安全操作。

5、处理时，使用相邻两架支架的顶梁侧护板和尾梁侧护板，通过摆动尾梁、升降支架调整支架状态。

6、当支架出现挤架时，选取间隙较大的支架开始施工，移架时使用好每个支架的顶梁侧护板、尾梁侧护板和底调，调整每个支架的架间距，保证架间隙符合规定。

7、当支架出现咬架时，在咬架的支架上方先选取架间隙较大的支架开始移架，调整支架的架间隙。施工到咬架的支架时，要使咬架的支架上下两组架间隙足够大，采用单体支柱配合上顶上方的支架，收两组支架的侧护板千斤顶，当拉开支架间隙后及时升架，使支架顶梁平整。

8、当支架出现倒架时，向下倒架采取自上而下施工，要先从倒架上方选择支架间隙大的支架开始移架，移架时使用底调千斤顶和顶梁侧护板千斤顶，相互配合调整所倒支架；卸载该支架移架的同时，给前后侧护板千斤

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顶供液，同时收上一支架的侧护板，使支架顶梁、尾梁上移，升架前给上一支架底调千斤顶供液，向下顶推其底座，使支架底座下移调整支架。向上歪斜施工方法相反。当倒架严重时需要使用单体支柱配合调架，必须另行编制补充措施。

9、加强工作面质量管理，保证支架初撑力达到规定要求。

10、调整伪斜期间和调整结束后，及时调整工作面支架状态，保证支架与前部刮板输送机垂直。

11、移架时必须正确使用液压支架的侧护板和底调装臵。 12、移支架时要“带压”擦顶移架。

13、处理支架咬架、歪架、挤架和倒架时，必须保证液压管路完好。泵站压力符合要求。

14、进入前部刮板输送机内作业时，必须将前部刮板输送机、采煤机停电、闭锁安排专人看管开关。 五、移架、回柱措施

1、移架前必须认真检查支架各部位情况，各操作阀是否灵敏可靠，液压

管路是否漏液，各种连接销、死堵等是否齐全完好，发现问题及时处理，否则不得操纵支架。

2、移架前支架尾梁升起，插板伸出，并清理干净架间、架前浮煤、杂物，

电缆、液压管吊挂整齐，移支架时其下方和前方严禁有其他人员工作。3、移架速度要均匀，如果出现拉移困难时要立即停止移架，待查明原因，

处理好后方可移架；正常移架时支架要少降快移，以移动支架为标准；移架过程中应随时调整支架。

4、如果工作面片帮达700mm时，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。

5、移架前，必须将电缆、胶管等悬挂整齐，严禁挤坏发生事故。 6、移架时，不得出现挤架、咬架现象，相邻支架不得出现明显的错差。 7、移架工作业时要站在架箱内，边操作边观察周围情况，发现问题及时

处理。移架操作时，除操作人员外其他任何人不得在移架涉及的范围内过往和逗留，防止挤伤和掉块伤人。

8、支架移到位后要及时升起。本工作面ZF4000/14/28采用分体顶梁，移

架后及时调整平衡缸，使前顶梁与顶板接触严密。顶梁上方出现空顶时，必须用小料、刹杆将顶背实。支架升起后将侧护板伸出，调正支架，移架过程中要随时调整支架，移架后要使支架成直线并保持合适的架间距离。ZF4600/17.5/28升起后，及时打开护帮板，防止片帮。 9、支架升起时，应保持3～5秒钟再停止供液，以保证支架达到初撑力。 10、所有高低压管路必须排列整齐，操作阀组顺序一致，任何人不得随意

更改原操作系统以防止误操作。

11、乳化液泵停止供液时，任何人不准操纵支架，各操作阀必须及时打回

零位。

12、割煤时保证工作面顶底板平整，支架仰俯角不超过7度。

13、如果出现采高较低时，严禁移超前架，以防工作面出现压力异常将支

架压死或影响采煤机通过。

14、支架出现咬架、挤架、倒架时，应掌握好拉架顺序，防止硬拉硬拽造

成支架损坏。

15、支架出现串漏液现象要及时处理，严禁存在单腿销、铁丝代替销子、

销子不到位或无销子现象，以防高压管抽出伤人，必须使用标准的U型卡，及时更换破皮的高压管子。

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16、支架初撑力要达到要求；如果顶板破碎严重、冒落较高时，将相邻支

架升平即可，必要时采用木料刹顶。

17、升架时要注意侧护板的伸出情况，防止升架损坏侧护板。

18、支架立柱活柱保证伸出长度不低于200mm,及时调整机械加长杆，使活

柱伸出长度不超过最大可伸出长度。

19、拉移过渡架时，移架人员应首先观察端头顶板及支护情况，方可站在

安全地点操作支架。

20、拉移过渡架时，防止大块矸石从后部架间空隙或插板处滑入后部刮板

输送机。

21、所有支架安全阀必须确保合格完好。

22、支架歪斜时，必须及时用侧护板和底调千斤顶调架，防止发生倒架现

象。

23、工作面调架时如需使用单体液压支柱（单体长0.4米或0.6米），必须

将单体固定牢固，所有人员闪到单体滑移或崩柱波及不到的安全地点后，方可远距离供液，调架时必须放好警戒，严禁人员通过。 24、回撤支护的单体时，首先检查单体受力情况，对顶板压力较大的地方，

先加固顶板支护，方法：在顶板下打上点柱，同时检查所有单体捆绑 情况，确认无误后，使用长工具使单体支柱缓慢卸压，如在卸压过程

中，顶板也随着下沉，必须停止作业，对顶板重新加固，管理好顶板及支护，确认无误后，再回撤单体。

25、回撤单体时，人员不能正对单体受力方向、反弹方向，同时设专人观

察顶板变化，监护回撤单体人员。回撤单体前，用长撬棍及时敲帮问顶，同时人员要侧着身，工具敲击地点不能正对人体，找净回撤地点

帮顶浮石，清理好安全退路，及时将回撤的单体运走或码放在指定地点。

26、回撤压死的单体可采用挑顶或拉底的方法进行，挑顶或拉底均要严格

执行敲帮问顶制度，保证安全的作业环境。 六、工作面调斜方法

1、利用工作面伪斜来解决工作面刮板输送机及液压支架的防滑问题，具体方法是工作面溜子道超前回风道6～17米左右，使工作面刮板输送机与液压支架的上窜量和下滑量相等。

2、增加伪斜时，以机尾为轴，机头向前移动0.6米，割刀后分段移架要先挂好线，再移架。抹一刀后割一个整刀；减少伪斜时，以机头为轴，机尾向前移动0.6米。

3、调斜期间要加强工作面质量管理，保证支架初撑力达到规定要求。 4、调斜期间，及时调整工作面支架，保证支架与刮板输送机垂直。 5、调斜期间割煤要保证采高在规定范围内，保证支架的稳定性。 6、调斜期间要严格使用好防倒、防滑装臵。防止出现歪、滑、倒架现象的发生。

7、调斜期间移支架时要及时调整支架，防止移架、移溜时损坏千斤顶。 七、工作面冒顶、片帮处理方法

1、当顶板抽顶高度在0.3米以下，宽度在3部支架以内时，可用伸缩梁挑

大柈维护顶板，每组支架至少一根。

2、当顶板抽顶高度在0.3m以上，宽度在3部支架以上时，要用刹杆、木料、

柈子刹严接顶。

3、在刹顶之前，必须严格执行敲帮问顶制度，并按现场实际情况搭好跳

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板，确认安全后，方可作业。

4、刹顶前，必须先检查高顶处瓦斯，瓦斯浓度在1%以下时，方可作业，

作业时必须设班组长以上干部现场指挥，并指派有经验的老工人监护帮顶 ，发现异常立即停止作业，进行处理。

5、刹顶时，任何人不得擅自操纵支架，如确需动支架要待刹顶人员撤出

后，由专职支架工操作，防止误动作。

6、刹顶时，煤壁侧作业人员不宜过多，严禁一切与刹顶无关的人员停留，

保证作业人员的安全退路畅通无阻。

7、到机道作业时必须闭锁刮板输送机，未经联系任何人不得擅自打开闭

锁。

8、刹完的木垛靠煤壁侧必须找柱窝给上单体，以防拉架时木垛散花。 9、架前冒顶处以上20米、以下30米范围内严禁放顶煤。 10、采煤机在冒顶区下部割煤期间，上部严禁其它施工。

11、冒顶或片帮区域控制稳定后，及时下行割煤，且在割煤期间禁止移架；

割煤至下端头或顶板稳定区域反刀至上端头后，再前移支架，防止大块煤矸堵塞采煤机上部，影响拉煤。

12、加强防滚矸的管理，人员严禁进入立柱外侧机道。人员需进入机道时

必须采取相应安全技术措施 八、采、放煤安全技术措施 （一）、割煤

1、采煤机司机必须持证上岗，开机前司机必须清净机组前、后5米范围内

人员，防止甩块伤人，严禁非操作人员随意开动采煤机。

2、开机前采煤机司机必须首先检查工作面顶板、煤壁、隔离网的安全情

况，确认安全后方可进行下一步工作。

3、、采煤机试车前，首先检查机组各部联接螺栓，不得松动，油管不漏油， 水压合适，截齿是否齐全，各操作手把、旋钮、按钮位臵是否正确，

动作是否灵敏可靠，拖缆装臵是否完好，检查正常后，用载波电话发出开机信号，待收到允许开车信号后方可试车，试车声音正常，才能允许正常开机。

4、割煤时，必须严格控制采高，支架采高控制在2.4～2.6m左右。 5、割煤时，必须超前滚筒3米收回支架伸缩梁，严防机组割支架并维护好

顶板。保持煤壁平直与顶底板垂直。

6、割煤时，时刻注意电缆、煤壁、支架等，若有异常情况立即停机处理。 7、割煤时，司机要根据顶底板实际情况和工作需要，及时调整滚筒位臵，

防止出现破顶、留顶、割架、破底、留底等现象，保证工作面平直。 8、机组割顶滞后前滚筒3米及时伸出支架伸缩梁。 9、有下列情况之一者不得开机： （1）无水；

（2）工作面有片帮、冒顶危险； （3）刮板输送机停止运转。 （4）遥控器和各按钮不灵敏。 （5）采煤机故障没有排除。

10、司机换班时，必须将采煤机滚筒退出煤壁，调速手把打零位，切断电

源，并打开磁力启动器的隔离开关，关掉总水阀。 11、采煤机司机割刀时，必须在支架内人行道行走。

12、采煤机在割到上端头处遇有锚杆时，必须提前将上端头处的人员清净，

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上滚筒5米范围内不得有人停留或作业。锚杆割下后，及时将机组和前部刮板输送机停止，将锚杆拣出。 （二）、放煤

1、在放顶煤前，要先检查后部刮板输送机是否正常，支架放煤插板、尾

梁的管路是否完好,发现问题及时处理。

2、要适当控制放煤量,防止压住后部刮板输送机,如果顶煤不往下落时,

要反复升降尾梁,当见到矸石立即关闭插板。 3、放煤人员必须严格注意放煤情况,防止掉块伤人。

4、放煤时先收支架尾梁插板，然后操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位

臵，以便能使顶煤直接进入后部刮板输送机。

5、放煤过程中两轮放煤者之间应保持在20部支架以上，掌握好放煤情况，

见矸即止。

6、工作面排头、排尾三部支架只采不放顶煤。初采时工作面推进10米左

右，下部21米开始进行放顶煤工作，上部因保护铁路原因不放顶煤；推进20米时，下部55米可以放顶煤；推进30米时，工作面由下向上80米可以放顶煤；推进40米时，工作面由下向上100米可以放顶煤；推进52米时，工作面可以全部放顶煤。距工作面停采线15米时停止放顶煤。

7、放煤工放煤时要控制好煤的块度大小，对大块要利用支架的尾梁插板

将大块切断， 也可以反复升降支架的尾梁挤压大块煤使之破碎。 8、放煤作业要与移架作业、采煤机割煤作业相互配合好。 9、对于工作面顶板条件不好极为破碎地段，不许放煤作业。 10、严禁随意无节制的点式放顶煤。

11、放煤完毕后滞后放煤口15米，由下向上拉移后部刮板输送机，使之脱

离放煤口，避免顶板矸石窜入。

12、放煤工放煤时正常使用好喷雾装臵进行喷雾降尘。

13、放煤工应按照规定放煤，保证顶煤回收率，不得任意丢失顶煤。 九、初次放顶及收尾措施

1、初次放顶期间，安排专业人员跟班，现场指挥作业。

2、采煤机自上向下割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，割煤后及时伸

出伸缩梁。

3、采煤机割煤后，必须及时追机擦顶移架，端面距不得大于340mm，采高

逐步增至规定采高。

4、采煤机要割平顶底板，不留伞檐，达到三直（溜子直、煤壁直、支架直）。

5、直接顶初次垮落期间，两巷出口超前支护区内，应加强支护，确保安

全出口畅通。

6、必须保证工作面液压支架垂直顶底板，接顶严密，支架立柱活柱行程

不小于200mm，不大于900mm，移架后必须达到初撑力。

7、加强工程质量管理，保证支架支护状况良好，防止出现歪架、咬架、

挤架现象。

8、收尾时东-东065-5工作面两道不等长,回风巷较运输巷长16米,接近

采终前20米时,适当抹机尾,使工作面与两道尽可能垂直。抹机尾时,以机头为轴,机尾正常推进,工作面推溜时必须保持平直,过渡段不准超推。

9、随着调角的开始,工作面机头会逐渐下滑,因此,必须采取如下措施:

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(1)、向运输道下帮靠转载机,使之与茬面刮板输送机搭接长度合理。 (2)、加强工作面工程质量管理,保持\三直一平\、\两畅通\工作面及

时移架,保持顶板完好。

(3)、移1#

支架时使用好防倒、防滑装臵,防止下滑。 (4)、按由下向上的顺序推溜。

10、必须在距采终20米时将工作面调整到位。

11、距采终15米时,后部停止放煤,将采高调整到2.6米,顶底板找平。 12、适当抬高81#

、82#

、83#

支架处的底板,使之与回风巷接触点平缓,有利

于装车平台的安装和液压支架的回撤。 十、周期来压措施

1、采煤机要割平顶底板，不留伞檐，达到三直（溜子直、煤壁直、支架直）。

2、周期来压期间，两巷出口超前支护区内，应加强支护，确保安全出口

畅通。

3、必须保证工作面液压支架垂直顶底板，接顶严密。支架立柱活柱保证

伸出长度不低于200mm,及时调整机械加长杆，使活柱伸出长度不超过最大长度。移架后支架必须达到初撑力。

4、加强工程质量管理，保证支架支护状况良好，防止出现歪架、咬架、

挤架现象。

5、现场人员必须加强自身保护，密切注意观察顶板、煤壁和采空区的变

化，发现异常应立即撤到架内安全地点，并向跟班队干及调度汇报。6、工作面采高严格控制在2.6米，严禁超高采煤。 7、严格控制端面距，防止超宽。

8、及时调整支架架间距，防止出现挤架现象。 9、采取带压擦顶移架，提高移架质量。

10、工作面片帮、冒顶区域，支架伸缩梁始终保持伸出状态，增加支护面

积。

十一、过断层、仰采安全技术措施

1、过断层时，工作面顶板尽量割平，使溜子平缓，以防相邻支架错差超

过规定。

2、液压支架各部位，必须密封良好，防止漏液，以免工作面底板遇水松

软陷架，造成移架困难。

3、采煤机割过断层后，应及时伸出伸缩梁护好工作面新暴露的顶板，防

止发生顶板事故。

4、工作面的浮煤碎矸应及时清理干净，严禁支架底座出现台阶。 5、仰采时，由于角度较大，采煤机在自重作用下，割煤时偏离煤壁，减

少截深。因此采煤机截割时每刀煤尽可能减少落差，留底量控制在50mm左右，确保工作面顶、底板平整，以免移架戗底，尽量保持采煤机和刮板输送机的稳定性。

6、割煤后及时伸出伸缩梁，打开护帮板，防止片帮煤伤人。

7、为防止支架向采空区倾斜，前立柱应尽可能的斜向煤壁，确保支架与

煤壁的正确关系，防止采煤机滚筒割到支架前梁。

8、加强仰采时的技术管理和安全管理，为防止片帮煤伤及人员，所有人

员必须在人行道内行走。

9、仰采时严格控制采高，以防片帮严重端面距超过规定。

10、由于仰采时采煤机、溜子及支架的各部位的连接容易造成损坏，必须

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加强设备的维护工作。

11、放煤时严格执行“多轮间隔顺序放煤”制，掌握好每循环放煤量，避

免受仰采影响使支架上方顶部放空。

十二、综放工作面安装、撤面另行制定安全技术措施

第三节 防治水

1、在工作面回采前，及时与通风队联系，采取探放水等技术手段，对上

幅灌浆水进行排放。回采前在上幅最低点进行探放水，确认是否有积存泥浆。钻孔每组3个孔，成扇形布臵，保证钻孔与上幅运输巷低点相透。

2、清理巷道，挖好排水沟，做好排水设备及管路的安设工作，保证排水

工作顺利。

3、在打钻地点或附近安设专用电话。

4、测量和防探水人员必须亲临现场，确定主要探水孔的位臵、方位、角

度、深度以及钻孔数目。

5、钻进时，发现煤岩松散、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，

以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。 6、钻孔接近老空，预计有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查

工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告调度室，及时处理。

7、探放采空区积水，只准打钻放水，探放水时，必须撤出探放水以下部

位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。

8、做好职工对透水事故的预防教育工作，如发生水灾时按有关避灾路线

撤离到安全地点。

9、做好机电设备特别是电机的防淋水工作，保证设备的正常运行。 10、工作面或巷道有挂汗、挂红等透水预兆时，必须停止作业，立即报告

调度室，及时采取措施，撤出所有受水威胁地点的人员。

11、运输顺槽和回风顺槽必须设专人看管水泵，看泵人员必须井下交接班。

第四节 爆破

1、当机头、机尾用采煤机割不透时，需要用打眼放炮的方法清三角煤 。当两顺底鼓时，需放炮拉底。

2、炮眼位臵应根据三角煤的大小、拉底的位臵确定，但炮眼深度不得小

于0.6米，装药量不大于0.4千克/孔。 3、工作面放炮作业时，必须使用水炮泥1支/孔。 4、打眼、装药、放炮严格按照爆破说明书作业。

5、打眼时必须随时注意帮顶情况，有异常情况必须立即停止打眼，进行

处理。

6、各班必须由放炮员亲自到火药库领取火药和雷管，电雷管必须由放炮

员亲自运送并保管，炸药应在放炮员监护下由其他人员运送。当班使用剩余的火药、雷管必须交回火药库，严禁乱藏、乱放。

7、火药和雷管要分别存放到火药箱、电管箱内，并上好锁，钥匙由放炮

员保管，火药箱、电管箱放到回柱绞车外，且两箱安全距离不小于10

29

米。

8、放炮前必须对放炮地点周围的电缆和其他设备进行有效保护，否则严

禁放炮。

9、放炮前必须由班组长布臵警戒人员到距放炮地点35米以外的安全地点

警戒，放炮后由班组长亲自撤回警戒。

10、炮眼封泥长度不得小于《煤矿安全规程》329条的规定。

11、放炮要严格执行《煤矿安全规程》的规定，必须使用煤矿许用炸药及

煤矿许用电雷管，不同型号、不同厂家的雷管、火药严禁混用。 12、放炮时必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。 13、凡在工作面及两巷放炮作业时，作业地点20米范围内，风流瓦斯浓度

达到1%时，严禁放炮作业并通知瓦检员进行处理。

14、放炮前对液压支架亮柱、单体亮柱、缆线等易损物要用挡皮挡好。 15、煤壁侧打眼作业时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，并给好临时支

护。

16、煤壁侧作业必须设专人监护帮、顶，同时作业地点前后5组液压支架

严禁任何人擅自操纵。

17、放炮后由班组长、放炮员亲自检查放炮效果，发现残炮、瞎炮立即处

理。距残、瞎炮300毫米打一平行眼，重新起爆，否则不许作业。 18、遇辉绿岩时，当岩石硬度f≤4可直接用采煤机截割，当岩石坚硬应打

眼放震动炮，不可用机组强行截割。

（1）震动炮眼采用岩石电钻或凿岩机进行打眼，眼距1.0米，眼深1.2米，

每孔装药量0.6kg。

（2）爆破时必须保护好各种设备及管线。

（3）爆破和警戒距离均为35米。

（4）爆破时必须停止刮板输送机和采煤机。

（5）其它安全技术措施执行本规程中有关爆破的条款。

19、严格遵守《煤矿安全规程》第314、317、320、321、324、325、326、

327、328、329、330、331、332、333、334、336、337、338、339、340、341、342条的规定。

第五节 运输

一、前、后部刮板输送机和转载机安全措施

1、工作面前、后部刮板输送机和转载机开机前，应首先检查确认传动装

臵附近无杂物；管线吊挂整齐；各种螺丝齐全紧固；盖板完好；油量、冷却水符合要求；信号齐全清楚；闭锁灵敏。

2、前、后部刮板输送机司机在启动设备前，必须用语言信号通知工作面

工作人员，待收到开机信号后，先点动两次，无异常后方可启动。 3、启动运行时注意观察其运行状态是否平稳，声音是否正常，运输机的

链子、刮板、分链器要完好无缺，牢固可靠。

4、转载机信号规定为二点开、一点停；皮带信号规定为四点开、三点停；

前、后部刮板输送机信号规定为喊话联系开、一点停。

5、出现紧急情况时，采煤机司机可以使用闭锁按钮闭锁前部刮板输送机。

其他人员采用工作面每隔15米设臵的信号与前部刮板输送机司机联系停机。

6、紧急停机后必须查明原因，方可用信号联系开机。 二、使用刮板输送机运输设备、材料时的安全措施

1、用茬面刮板输送机运大件时，必须把大件放平，垫稳，不得刮卡，并

30

用导链链条将大件固定在溜子链上，防止大件下滑，刮板输送机要点动开，发现异常及时停机。

2、拉运物件时，必须使用信号联系清楚方可拉运。

3、拉运物料时沿途要设观察人员，防止损坏设备、碰伤人员。 4、向外拿单体、木料时，必须停机闭锁，先拿单体或木料的后头。 5、当运送单体支柱或其它物料时，可采用8#

铁线将被运送物料固定不少

于两道，并跟随人员观察运送情况，发现异常及时打点停止刮板输送机运转，进行处理。

6、采用导链吊拉大件时，吊拉大件下方禁止有人，施工人员必须在大件

的上方，防止大件滑脱伤人。

7、在工作面卸或装大件时，要进行敲帮问顶，摘除伞檐危帮，打开护帮

板挤住煤壁，并安排专人观察上部情况，发现问题及时通知施工人员撤出，待处理完毕后再施工。安装、拆卸大件时，其上方严禁有人施工。

三、操作运输、转载、破碎设备，并禁止人员随意跨越的措施

1、前、后部刮板输送机和转载机运行时，司机不得离开岗位，若要离开

必须停机。

2、茬面刮板输送机和转载机一般不得重载停车，严禁特大块煤、矸通过

采煤机或破碎机，有特大块煤、矸影响运输或破碎时应停机处理。 3、转载机运行时，严禁任何人跨越，人员若在转载机上通过时必须停机

并在过桥上行走。

4、工作面前、后部刮板输送机司机应站在1#支架下方的安全地点操作，

严禁正对前、后部刮板输送机机头操作。

5、移架前必须先将推拉缸、架间底座前方及上方的浮煤和杂物清除干净。 6、各台设备司机必须经过本岗位的安全技术培训，并经考核合格后持证

上岗作业。

7、推刮板输送机时要清净移溜缸处人员，防止框架弹起伤人。

8、移机头、机尾应用专用推溜装臵进行，如需使用单体液压支柱移溜时，

必须使之打正方向，两端固定牢后方可使用，防止升柱时单体弹出伤人，对于妨碍机头、机尾前移的支柱应提前进行替换，替换时必须做到先打后撤。

9、机组割至下端头后扫浮煤上行15米后，按由下向上顺序推移前部刮板

输送机。

10、推溜步距0.6米，必须分2～3次推到位，保证溜子弯曲段不小于15米，

推溜缸必须全部伸出，保证除弯曲段外溜子成直线。

11、为防止后部刮板输送机下滑，按由下向上顺序拉移后部刮板输送机。 12、每循环拉移后部刮板输送机必须滞后放顶煤工作15米以上，按由下向

上顺序拉移后部刮板输送机。

13、拉后部刮板输送机机头时，必须清净机头附近的浮货。 14、拉移后部刮板输送机时，严禁人员进入支架尾部。

15、移溜作业前，操作人员必须观察好周围的安全情况，以及其他人员的

作业情况，作业过程中，作业人员必须处于安全地点进行操作。 16、皮带输送机司机必须是经过培训、熟悉和掌握所使用的皮带输送机的性能、结构、工作原理，了解操作规程及维护保养制度，并经考试合格持有皮带输送机司机操作资格证的人员担任。 17、认真检查传动装臵中各部螺栓是否齐全、牢固。

31

18、检查通讯、信号系统是否畅通；操作按钮是否灵敏可靠。 19、点动皮带输送机无问题后试运转1圈，细听各部声音是否正常。检查所有联结卡子有无损坏现象。

20、运行中注意听清信号，信号不清不准操作。

21、经常注意电动机、减速机的运转声音，如发现异常响声，应立即停机检查，处理后方准重新启动。 四、井下绞车运输安全措施 （一）、调度绞车

1、使用绞车前，认真检查绞车闸皮、顶子、钢丝绳、一坡三挡、声光信

号是否齐全可靠。工作前要安排好警戒人员，发出信号后方可开车。放车时必须带电作业，严禁放飞车。 2、有下列情况之一，司机有权拒绝开车： （1）信号不清；

（2）超过规定的拉放车数； （3）提放物料超重、超高、超宽；

（4）线路不畅通或安全设施不全及沿途支护不好。

3、不得随意停开车，出现阻力过大时不能硬拉，应及时停车处理，防止

断绳事故发生。

4、斜巷拉放车时，必须严格执行“行人不行车，行车不行人”及斜巷运

输的具体规定，按规定正确使用好“一坡三挡”，提放车时严禁人员蹬车。

5、绞车司机不得擅自离开绞车，绞车处于工作状态时，两手不得离开制

动闸和离合闸。

6、摘挂车时，严禁车未停稳就摘挂钩，每次挂钩完毕，必须对车辆各部

位、保险绳等连接装臵再详细检查一遍，确认安全后，方可发出开车信号。

7、信号点规定为：一点停车，二点拉车，三点松绳，四点慢拉，五点慢

松绳。

8、人力推车时，人员不得站在车的两侧，要注意两帮及前方道路，过风

门时要设好警戒，严禁同时敞开两道风门。当巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车或放车。人力推车时，两车间的安全距离：当坡度小于或等于5‰时，不得小于10米；坡度大于5‰时，不得小于30米。 （二）、对拉25KW绞车

1、使用绞车前，认真检查绞车闸皮、钢丝绳、压柱、声光信号是否齐全

可靠。

2、工作前要安排好警戒人员，清理净绞车运行区域人员后发出信号方可

开车。放车时必须带电作业，严禁放飞车。

3、绞车功率和钢丝绳规格必须符合要求，不能随意更换过粗或过细的钢

丝绳。

4、装卸车时，应用楔子把车阻牢，卸料时卸下的材料码放整齐。卸料时

要协调一致，搭肩一致，由一人发出口号，同时用力。

5、信号点规定为：一点停车，二点向外拉车（里面绞车松绳），三点向里

拉车（外面绞车松绳）。注：外面绞车为走向皮带机头处绞车，里面绞车为转载机头处绞车。

6、严格遵守《古山三井对拉绞车使用管理规定》中的规定。 （三）、无极绳绞车

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1、严格按规定确定绞车在工作时的挂车数量，严禁超载挂车。

2、认真检查绞车张紧装臵、各部滑轮、压绳轮、开关、信号等是否正常，

发现问题处理后方可开车。

3、绞车司机不得少于2人，其中1人开车，另一人手持信号机跟车行走。 2、处理破碎机内大块时必须闭锁转载机。 3、严禁用放明炮的办法处理大块。

4、处理堵眼时人员不得进入眼内，处理人员应站在给煤机侧面，用钩子

处理。当必须采用爆破方法进行处理时，必须遵守《煤矿安全规程》4、信号点规定为一点停车，二点向绞车硐室方向拉车，三点向工作面切

眼方向拉车。

5、无极绳绞车的断绳保护装臵必须经常进行检查，确保动作灵敏可靠。6、使用无极绳绞车时严格遵守《无极绳绞车操作规程》的有关规定。 （四）、回柱绞车

1、使用绞车前，认真检查绞车钢丝绳、压柱、声光信号是否齐全可靠。2、回收棚子和拉移变电列车时，绞车勾头必须使用∮18×64溜子链、元

宝环、M20螺栓进行连接。

3、使用绞车运送大件前，必须先检查绞车基础，声光信号，钢丝绳及联

接件是否符合要求，确认一切合格后方可使用。如果使用滑轮要用锚链、元宝环、M20螺丝挂在牢固的棚梁上，绞车绳运行范围要设好警戒，使用好信号。

4、回柱时，必须使用专用信号，严禁采用晃灯作为信号。

5、信号点规定为：一点停车，二点拉车，三点松绳，四点慢拉，五点慢

松绳。

五、大块煤矸卡住运输、转载、破碎设备及堵眼的处理方式和安全措施 1、当工作面拉出大块煤岩在机头卡住时，下端头人员要立即停机，并闭

锁转载机，然后用大锤破碎大块煤岩，处理完后，方可打开闭锁，正常开机，不准边开机边处理大块。

330条的规定。

第六节 机电

一、一般规定

1、杜绝电器失爆，设备要完好。

2、严禁带电作业、带电检修、搬移电器设备或电缆等，严禁甩掉保护。 3、保证各处通信信号畅通无阻，按钮灵敏。 4、电气工作必须由电工按操作规程作业。 5、严格执行电气设备操作规程。

6、所有电气设备均应上架，设备责任到人，并悬挂责任牌。 7、移动变电站必须每天进行一次漏电实验，并做好记录。 二、设备检修和维护

1、设备进行检修时，必须停机，进入机道作业时，必须严格执行“敲帮

问顶”制度，同时对作业现场进行有效支护后方可作业，并设专人进行现场监护。

2、对所检修的设备开关要停电、闭锁并挂停电牌，并与相关设备的司机

或周围相关环节的工作人员联系，对相关设备开关停电、闭锁并挂停电牌。

3、在打开机盖、油箱进行拆检、换件或换油等检修工作时，将机盖上的

浮货清扫干净，并必须注意遮盖好，严防落入煤矸、粉尘、淋水或其

33

他异物等；注意保护设备的防爆面结合面，以免受损伤；注意保护好拆下的零部件，应放在清洁安全的地方，防止损坏、丢失或落入机器内。

4、严格执行设备检修制度，认真做好班检、日检、周检、月检计划，保

证每天不少于4小时强制性检修，必须建立工作面所有设备检修记录本，由各组组长做好记录，

5、电气设备检修必须严格执行停送电制度，严禁设备带病作业。 6、检修时必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%

时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。

7、在检修开关时，不准任意甩掉原设备上的各种保护装臵，不得任意改

变原有端子的序号，严禁随意调整开关的整定值。

8、供电系统发生故障后，必须查明原因，找出故障点，排除故障后方可

送电，禁止强行送电或用强送电的方法查找故障。

9、检修完毕后，必须通知周围相关人员后，方可送电，并严格执行“谁

停电、谁送电”的原则。

10、乳化液泵站司机必须认真检查泵站的压力变化情况，发生主管路漏液

或损坏应及时更换。

11、乳化液泵站司机检修或更换高压胶管时，必须停机。乳化液配比浓度

3～5%，要经常使用仪器检查乳化液浓度。泵站压力30Mpa。各种滤网、过滤器要经常清洗。

12、液压系统检修时，必须对检修部件正确卸压，并关闭上一级截止阀。 13、检修完毕后要清点工具及剩余材料、备品配件，特别是运转部位不得

有异物，同时打扫作业现场。

14、拉移回风变电列车前，必须清除附近的杂物及障碍物，检查好回柱绞

车的稳固状况，拉移时必须在变电列车与绞车两端设岗，严禁无关人员进入拉移区段或在拉移区段停留。看电缆人员必须提前发出信号，避免将电缆拉断。拉移前必须切断工作面所有用电设备的电源。拉移上下坡时，变电列车必须均匀布臵3个固定装臵，防止跑车。每班由电气工负责拉移变电列车。托缆车与电缆要固定牢固，防止损坏电缆。 15、移转载机前，要先检查机头处巷道帮顶情况，注意电机和电缆，若有

擦帮擦顶现象必须提前处理，禁止硬拉。

16、移转载机时，要注意拉移量，避免拉过；拉移时，转载机两侧不得有

人作业和逗留。拉移完毕后转载机尾轮与后部刮板输送机机头齐。转载机每次拉移量0.6米，即割一刀移一次转载机。严禁超过此距离，防止转载机尾被压住。

17、移转载机时，要使两侧的千斤顶拉力平衡，同时要检查拉链情况及联

接情况，发现问题及时处理。拉移时人员要闪开拉链的抽动范围，防止断链伤人。

18、缩皮带机尾时，要提前将底板找平。拉移皮带机尾时，要将转载机头

吊起，减轻皮带机尾拉移时的阻力。拉移到位后，要将皮带机尾调正方向，使皮带运行平稳。严禁在皮带机尾下垫木料等，防止损坏皮带机尾。

19、换大件前必须对施工地点的支护状况进行检查加固，煤壁要用大拌刹

好别严，严禁空帮作业，作业过程中派专人监护帮顶。

20、起吊前检查好起重工具，选择与重物相匹配的起重机，严禁超负荷起

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吊。

21、起吊大件过程中，所有起重人员必须选好站位，防止大件摆动伤人，

6、高压胶管破皮、断丝，必须及时更换，防止断管、鼓管伤人。 四、设备检修与使用 严禁任何人将身体任何部位伸入大件下方，严禁任何人站在大件可能倾倒的方向。

22、换支架立柱、推移缸时，至少三人同时作业，人员严禁站在立柱要倾

倒的方向，利用起重机起吊时，由施工负责人统一指挥，防止误动作伤人。

23、缩皮带时把皮带机、转载机开关打零位，拆下的皮带件运到指定地点

码放整齐，拉运铁管、挂辊时要闪开皮带正面，防止伤人。 24、在转载机上作业时，必须将破碎机开关打零位；检修破碎机时，必须

将转载机和破碎机开关同时打零位闭锁。

25、人员在检查维修前部刮板输送机时，应首先将支架伸缩梁伸出，护帮

板打开，以防片帮伤人。 三、支架检修

1、改管换阀时，必须将本架停液，将高压侧卸载，任何时候不得将高压

管对向自己或他人。

2、加强支架检修，保证支架完好，特别是立柱、顶梁、前梁等必须完好，

使支架达到较好的支护顶板及护帮效果。杜绝跑、冒、滴、漏，支架完好率应达到90%。

3、不同型号的U型销不得混用，严禁用铁丝代替。

4、维修或更换支架前、后部液压系统前，必须通知刮板输送机司机，停

止刮板输送机运转，并将隔离开关打到零位闭锁。

5、施工人员操作时不少于2人一组，一人操作一人监护并协助施工。

（一）常规要求

1、所有设备必须按规定进行检修。

2、各种设备的油脂按使用要求进行使用，不得把不同的油脂混合使用。 （二）设备检修操作特定要求

1、要求工作面刮板输送机机头、机尾、转载机、胶带输送机有明确的责

任人，每班升井后填写检修记录，以备查用。

2、生产班，工作面输送机机尾责任人要时刻注意减速机油温、冷却水、

运转是否正常；机尾电机、减速机处不能有浮货。 3、转载机负责人要注意减速机温度、噪声、刮板链张紧程度。 4、检修班除完成上述各项要求外，每班要检查减速机油位，升井后填写

记录并注明负责人。

5、检修班要检查各链轮的油位并注意破碎机注油的情况。

6、生产班，胶带输送机机头负责人要时刻注意减速机及液力联轴节的温

度和油位，检查减速机、电机的冷却水是否正常。 7、运转中传动装臵声音不能异常。 （三）采煤机检修措施

1、采煤机检修工作由包机组维护工进行操作。

2、机组正常检修位臵在距机尾20～40米顶板完好处。检修时要伸出伸缩

梁，打开护帮板，防止片帮伤人。

3、检修前必须护帮护顶，将采煤机切断电源，打开采煤机隔离开关和拉

出离合器，并对工作面前部刮板输送机实行闭锁。

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4、进入机道检修时，必须先观察顶板和煤壁安全情况，进行敲帮问顶，

打开支架伸缩梁、护帮板维护好顶板，并采用木料、刹杆进行拦挡，防止上方片帮、滑块伤人。

第七节 其他

一、两巷文明生产

1、巷道支柱完整，无断梁折柱，无空帮空顶，刹杆摆放整齐牢固。 2、巷道无积水，材料设备定位码放整齐，并挂牌，设备杂物距轨道间距

不小于400mm。

3、行人侧距轨道宽度不小于700mm。 4、轨道符合标准要求。

二、防止压刮板输送机以及压刮板输送机处理措施

1、工作面刮板输送机必须保持直线，严禁工作面刮板输送机出现两个弯

曲段。

2、工作面割煤前，必须先对刮板输送机进行运转，将刮板输送机内的煤

拉净，方可割煤。

3、工作面前部刮板输送机不运转时严禁割煤，后部刮板输送机不运转时

严禁移架、放煤。

4、割煤、放煤时，采煤机司机和放煤工要控制好采煤机牵引速度和放煤

量，防止转载机煤量过多经常停溜或压死转载机。

5、如果刮板输送机被压住，应及时通知当班维修工检查刮板输送机情况，

找出原因，采取适当措施处理。

6、如果后部刮板输送机被压住，首先检查支架尾梁插板是否插入溜槽内，

如插入，应及时收回插板，再进行运转。

7、若因溜槽内煤太多而压住刮板输送机，则采取从刮板输送机上将煤攉

下的办法，减轻刮板输送机负荷。 三、防止滚煤（矸）伤人措施

1、采煤机及刮板输送机运转期间，严禁人员进入机道；放煤期间严禁人

员进入支架后方操作。

2、如需进入机道时必须停止采煤机、刮板输送机的运转，并安设专人观

察工作面上方状况。

3、追机伸伸缩梁及移支架时，监护人员必须仔细观察上方情况，发现滚

煤、矸时及时躲避。

4、大块煤矸必须停止采煤机、刮板输送机的运转进行处理。 5、控制采煤机割煤高度，严禁超高采煤。

6、采煤机割煤后及时伸出伸缩梁支护顶板，避免空顶造成顶煤冒落。 7、转载机正对前部刮板输送机机尾出货口处设臵加高挡煤板（高度不低

于1.8米），人员通过时必须低头至挡煤板以下，防止煤矸滑落伤人。8、工作面倾角超过25度时，悬挂挡矸网。具体实施办法另行编制补充措

施。

四、运输巷、回风巷替棚安全技术措施

1、运输巷采用3.0×3.0米工字钢棚子支护，回采时视工字钢梁与支架的

间距确定是否替棚。

2、如需替棚，采用适宜长度的π钢对工字钢梁进行替换。 3、替棚时必须保证先架棚后撤工字钢梁，π钢梁间距1.0米。 4、π钢梁必须保证至少一梁三柱。

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5、替棚时，必须停止工作面刮板输送机和转载机后方可作业。 6、工字钢棚腿使用绞车回出。棚腿被压死时采用挑顶或卧底的办法，严

禁采用绞车硬拉或用炮崩。

7、替棚后必须将帮顶刹实背严，严禁出现空帮、空顶。 8、回风巷替棚采用运输巷替棚的安全技术措施。 五、防止溃浆、透泥的安全技术措施

1、工作面回采至灌浆段时，要严格执行“有疑必探，先治后采”的措施。2、工作面回采过程中，发现有透水、透泥预兆时，要立即撤出人员，查

明情况确认安全后方可恢复生产。

3、加强工程质量管理和顶板管理，防止支架歪斜或超高回采。 六、其它安全技术措施

1、使用工作面液压支架吊件时，必须事先检查好帮顶，且保证连接牢固

可靠，确认无问题后方可进行，并设专人观察顶板和煤壁。 2、两顺槽巷道套修、返棚工作严格执行敲帮问顶制度，必须事先加固附

近的棚子，背实帮顶，棚腿要架设在实底上，棚子间要打好两道撑木，倾斜巷道要找好迎山，套修后巷道内的煤矸要及时清净。

3、两顺槽巷道套修、返棚工作严格按由外向里顺序进行，套修时保证一

架一架逐架进行，严禁一次多架大面积作业。

4、拉底作业时，必须先检查帮顶及支护状况严格执行敲帮问顶制度，找

净帮顶浮石险块，仔细检查架棚状态，支护不好的应予以加固，构件不齐的必须补齐，确保支护完好有效。

5、变形严重的棚子应打单体或木顶子，并拴好防倒绳。回风巷锚杆、锚

索失效应及时架棚或打木点柱。

6、作业时，拉底人员应保持足够的安全距离，防止相互间造成伤害。 7、用开门车出货时，必须将开门车固定好方可出货，不得挖开门车下铁

道的底。用皮带出货时，拉底人员应面朝皮带机尾方向，作业时注意皮带上的大块、杂物，防止滑落伤人。不准跨越正在开动的皮带，不准坐在皮带架子上。

8、回风顺槽必须经常备有一定数量的刹杆、大柈、小柈以及单体。以上

材料由两道管理人员经常检查发现数量不足时及时补齐。

9、本规程同《煤矿安全规程》和《煤矿工人技术操作规程》一并贯彻执

行，当工作面条件发生变化或需进行特殊作业时，必须制定补充安全措施。

第八章 灾害应急措施及避灾路线

一、灾害应急措施

1、当工作面发生顶板、瓦斯、煤尘爆炸、火灾、水灾等灾害时，现场人

员应立即将灾害时间、地点、灾害程度及受灾害威胁的人员等向调度室汇报清楚，以便及时调动矿山救护人员救援和撤离受灾害威胁的人员。

2、当工作面发生灾变时，现场人员应尽可能就地取材，控制灾害，将灾

害控制在最小范围内。

3、当工作面发生灾变时，现场人员应沉着冷静，有序抗灾或撤离灾区。 4、当无法撤离灾区时，应及时采用现场物料构筑临时避难场所，发出有

规律的救援信号，等待援救。

5、当发生水灾时，人员应沿最短路线向高处撤离灾区。

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6、当发生火灾及瓦斯事故时，应及时佩戴好自救器按避灾路线撤离灾区。 材和条件及时采取措施，尽量减少人员伤亡和采场损失。 7、进行避灾时，沿途应做一定的标记，以便救护人员及时营救。 8、当发生灾变时，应尽量保持体力和节约使用矿灯。 二、事故发生后的处理程序

1、必须立即组织营救受灾人员，组织撤离或采取有效措施保护危害区域

内的其他人员。营救行动必须迅速、准确、有序、有效；实施现场急救与安全转运伤员，并指导和组织人员采取各种措施进行自身防护、自救、互救。

2、迅速控制事态，并对事故造成的危害进行检测、监测，测定事故的危

害区域、危害性质及危害程度，及时控制危险源。

3、消除危害后果，做好现场恢复。针对事故造成的现实危害和可能危害，

迅速采取切实可行的措施，将事故现场恢复到相对稳定状态。 三、应急救援的方针及原则

1、统一指挥的原则：所有现场救护人员必须听从现场指挥负责人的安排。2、保护人员安全优先的原则：在保证救援人员安全的前提下，实施救援。

在救援过程中做到以人为本、统筹兼顾、主次分明、重点突出。 3、防止和控制事故蔓延优先的原则：必须采取一切可能的手段首先控制

事故，然后防止事故蔓延，最后消灭事故。

4、保护环境优先的原则：在实施救援过程中，应先对已被破坏的环境进

行有效的控制，然后改善环境，使其达到安全化；不要因急于救援继续破坏原来的环境，从而造成新的事故的发生或增加救援难度。 5、自救、互救的原则：事故发生后，在救援人员没有达到前及救护过程

中，事故地点及附近的职工应迅速组织自救、互救，利用现场一切器

6、事故损失控制最小原则。

三、避灾路线 1、遇到水灾时的避灾路线：

人员由事故地点到回顺（运顺人员由切眼进入回顺）→+270～320回风上

山→+320大巷→+320车场→副井→地面 2、遇到火灾、瓦斯、煤尘灾害时的避灾路线：

人员由事故地点到运顺（回顺人员由切眼进入运顺）→+220集中运输石门

→+220大巷→+220副井车场→地面 附图21：避灾路线示意图。

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