1122采煤工作面作业规程(样本).doc

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1、第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系1122回采工作面是M12北翼工作面，其上部是原煤矿的采空区，于1993年8月份回采完毕。具体位置及井上下关系如表一所示。工作面位置及井上下关系表水平名称1660水平采区名称地面标高+1736井下标高+1660地面的相位置1122回采工作面的切眼端位于沙红公路东500m处，停采线位于军沙煤矿的风井以北50m处。回采对地面设施的影响预计本工作面的回采不会造成大面积塌陷区，但塌陷深度预计增加3m。目前在塌陷区内无任何建筑物和设施。井下位置及与相邻关系1122回采工作面是M12北翼的回采工作面，该面北起切眼，南至设计停采线，走向长度(m)300倾斜长度(m

2、)36面积()10800第二节 煤层本工作面设计开采煤层为M12煤，通过地质资料分析和掘进工作面揭露证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在2.0-2.3m之间。具体情况如表二所示。煤层情况表煤层厚度m2煤层结构较简单煤层倾角(度)37开采煤层12硬度煤种气肥煤种稳定程度较稳定煤层情况描述1122回采工作面所采煤层为上二迭系龙潭组M12煤，煤层结构简单，属于黑色、半暗型煤，具有条带状结构，线理状、透镜状结构，该煤层属低变质的气肥煤。煤层走向为15，倾向为80，倾角3739，平均38，多数情况下为38。 第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 顶、底板名称岩石名称厚度特征基本顶煤

3、层顶板为人工金属网假顶上面冒落的松散岩块。直接顶伪顶直接底灰色泥岩0.20.3深灰色，遇水易膨胀。老底灰色粉砂质泥岩7.911.5灰白色，夹似层状菱铁矿。第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响据1122掘进工作面掘进时揭露及地质资料显示，1122回采工作面回风巷道210m、运输巷230m,发育一条小褶曲，预计对该面的回采影响不大。但不排除在工作面内存在落差较小断层的可能性。 构造情况表 褶曲名称走向倾向倾角性质断层落差对回采的影响Z1090370.5m不大二、褶曲情况以及对回采的影响1122回采工作面北段位于清水河东部，清水河干流与王家庄小河汇合于中沙陀村，东流沿滥14断层出境。对煤层的

4、开采有一定的影响，开采时，要按规定留设好隔水煤柱，以免河流水溃入井下。第五节 水文地质一、水文地质勘探类型开采的煤层属二迭系龙潭组（P2L）含煤地层，由细碎屑岩、泥岩和煤层组成。出露于单斜谷地和缓坡地带，含水性差。该矿井上覆三迭系地层，地形起伏较大，小沟谷发育，大气降水易泄。二、其它水源的分析本矿原M12上水平于93年回采过，后来由于矿井涌水过大，排设备能力不足，导致原生产系统瘫痪。2003年10月已经把巷道积水探放结束，1122回采工作面与原采空区现留有10m的防隔水煤柱，预计到雨季来临时，受大气降水影响，可能会沿顶底板裂隙渗入1122回风巷，给回采工作带来一定的影响。三、涌水量预计该面正常

5、涌水量为15m3/h，最大涌水量30m3/h。工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=310/（1.0425）=3.1个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采面巷道布置概况1122回采工作面回风巷道和运输巷道布置方式在开采方案设计中已经作出了详细介绍，但在结合我矿生产实际，运输巷道在布置过程中提高沿倾斜长10m掘进巷道，巷道内布置刮板输送机，设置简易煤仓。回风巷道铺设轨道，上下两巷支护方式均为金属支护。二、采煤工作面轨道顺槽1122回采工作面回风顺槽为轨道顺槽，沿煤层底板布置，靠巷道中部敷设铁路。轨道顺槽采用12#矿用工字钢棚支护。工字钢棚棚距0.3m；巷道采用梯形断面，上净宽1.6

6、m，下净宽2.8m，净高2.2m,断面积4.84。主要用于该工作面的回风和运料。轨道顺槽内布置有80的防尘管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动综保一处。三、采煤工作面运输顺槽1122回采工作面运输顺槽，沿煤层底板布置，运输顺槽采用12#矿用工字钢棚，工字钢棚棚距0.3m；巷道采用梯形断面，上净宽1.6m，下净宽2.8m，净高2.2m,断面积4.84。主要用于该工作面的进风和运煤。轨道顺槽内布置有80的防尘管路一趟、设置22kw刮板输送机4台。四、采煤面切眼切眼位于1122回采工作面的最北部，沿煤层底板布置。初掘时为梯形断面，采用12#矿用工字钢棚支护（刷大部分为单体支护），工字钢棚棚距0.3

7、m。净宽3m，净高2.0m，断面积5m2。五、联络巷联络斜巷：金属支护，梯形断面，净宽2.8m，净高2.2m，断面积4.84m2,巷道倾角37。通过联络巷使运输巷和回风巷、采面形成通风系统。六、溜煤眼在工作面运输顺槽内，在联络巷下部10m布置溜煤眼。运输巷靠近溜煤眼处设有煤仓，巷道断面尺寸与上下两巷相同，容量为50t。第二节 设备配置一、煤电钻煤电钻选用BZX-2.5，其主要技术参数如下：电机功率：2.5KW二、单体液压支柱的主要技术特征：1、基本支架型号为DZ2.5支撑高度：1.72.5m初撑力：90KN工作阻力：270KN支护强度：0.4MPa三、运输设备1、刮板运输机有两部，其中前部运输

8、机型号为SGD-420/（22）30（双链）电机功率：22KW运输能力：100t/h5、辅助运输设备选用0.75吨的矿车。第三章 顶板管理第一节 支护方法的选择一、 单体液压支柱支护强度验算1、根据本采面的矿压观测资料，该采面顶板周期来压步距12m，最大载荷40吨，最大顶板下沉量为150mm、合理支护，最大活柱容量800mm、合理支护密度1.86根/。2、根据该面放炮落煤进度及铰接顶梁长度，且顶板裂隙发育程度低，该面采用“齐梁直线”式布置，“三四排” 管理顶板、最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m、放顶步距1.0m、柱距0.6m、支护密度1.8根/。二、乳化液泵站（一）泵站及管路选型、数量乳

9、化泵选 和BRW80/70型两台,装备两泵一箱。输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。主要技术参数如下：乳化泵： 泵箱：型号：BRW80/70XR-WS610公称流量：80L/min610L公称压力：70MPa20MPa电机功率：37KW（二）泵站设置位置泵站安设在矿井地面工业广场。（三）泵站使用规定要保证泵站压力大于15MPa，乳化液农度3%-5%。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。第二节 工作面顶板管理根据已开采的1121工作面矿压观测资料，其煤层顶板为老顶来压明显，直接顶不稳定的二类顶板，1122工作面顶板为松散破碎矸石，顶板来压时，其动载系数一般在1.131.25，最大支护

10、强度120kN/m2。本工作中面的顶板管理采用全部跨落法。工作面配置60架单体液压支柱，上下端头各配置3架排头支架，共66架支柱，对工作面顶板实行全支护法管理。一、正常工作时期顶板支护方式支护要求：1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于12Mpa。3、爆破落煤后，要及时挂梁支护，防止长时间空顶。4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并支好支架。5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。二、特殊时期的顶板管理（一）来压及停采前的顶板管理：1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、

11、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作，由矿压部门在回风、运输巷道挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及回风、运输巷道所有单体支柱必须达到初撑力，特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态，及时采取措施预防冒顶。4、加强上、下端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护密度，确保排头支架与巷道搭接0.5m以上，防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理：本工作面尚未揭露断层，但是在回采过程中如果发现断层时必须加强过断层回采时的顶板管理工作：当工作面局部地段片帮较严重时，可超前做好临时支护及时支护煤壁；在顶板破碎的地段，为了

12、有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，应采取及时打贴帮柱的方法维护顶板。第三节 尾巷及端头放顶管理一、工作面回风、运输巷道的超前支护1、支护要求：回风巷道超前支护采用单体液压支柱配铰顶梁支护，支护距离不少于30m；运输巷道超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，支护距离不少于20m.超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护，棚腿损坏时要及时更换。2、支护材料及支护密度：回风巷道使用两排铰接顶梁与DW25单体液压支柱配套支护，步距1.0米。运输巷道使用两排铰接顶梁与三排DW25单体液压支柱配套支护，步距1.0m。DW25型单体液压支柱参数初撑力：118-157KN最大工作阻力：250K

13、N支撑高度：2.51.7m。偏差小于100mm。支柱应支到实底，单体液压支柱初撑力不小于90KN；绞接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直。同一排中单体支柱不得混合使用。所有单体液压支柱三用阀方向一致，朝向两帮。两巷的支撑高度不得低于1.8m，行人道宽度不得小于0. 7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。二、工作面端头的管理上、下端头采用铰接顶梁配合单体液压支柱进行支护，根据端头空间大小采取相应的铰接顶梁支护端头顶板，当其与排头支架间隙小于0.5m时，应使用一对走向抬棚“一梁三柱”支护顶板，抬棚选用3.5m长的12号工字棚。上、下端头应支设切顶密集支柱，在排头架的掩护梁尾处支设一排，以便于维

14、护两端头的安全性。端头不得出现空载的铰接顶梁，上下出口要使用一对抬棚支护。端头支护的前移、支设应在端头支护完成并达到初撑力后方可进行。三、支护材料使用数量、备用数量回风巷道超前支护30m，需要两排计30棵单体支柱，30根铰接顶梁；端头支护需要9棵单体支柱，3根长顶梁；合计需要39根单体支柱，33根顶梁。工作面正常需要单体液压支柱350根，铰接顶梁240根。计算其备用量=35010%=35根。1122回采工作面备用支柱DW25单体液压支柱35棵，铰接顶梁35根，坑木5m3，小板材料5m3，3.5m长的12号工字钢2根。备用材料的存放地点，应保持距工作面50100m之间，在回风巷道中的外侧煤壁处。

15、材料分类摆放整齐，实行挂牌管理，标明材料名称、型号、数量等内容，并由专人负责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。第四节 矿压观测一、矿压观测内容1122回采工作面的矿压观测研究内容主要有：支柱阻力观测、支柱活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、巷道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及顶煤活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶煤的适应性和控制效果，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、观测方法工作面的矿压观测（

16、1）支架阻力观测利用圆图压力自记仪分别在工作面上、中、下部均匀布置8条观测线，观测支架前、后柱工作阻力的变化情况。测线布置：上下端头的排头架各1条、中间基本支架6条，即分别布置在3#,15#、30#,45#支架上。由矿压部门负责更换表纸，连续观测支架的初撑力、工作阻力。（2）支架活柱缩量观测用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线，在回柱后、移架回柱前测量活柱下缩量，根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置，即分别布置在3、15#、30支架上。（3）统计观测沿工作面煤壁方向每隔5架作为一观测剖面，矿压部门每天（班）统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况（包括梁

17、端距、片帮、冒高超过0.5m以上的区域及顶板破碎情况），同时统计支柱安全阀开启量（率）、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。2、上下两巷的矿压观测（1）巷道围岩变形观测利用移动观测站观测。在回风巷道超前工作面20m范围内，间隔4-5m安设4台顶板动态观测仪，监测巷道顶底板的相对移近量，用来推断顶板的运动过程和状态。动态观测仪的编号始终由煤壁起依次为1#、2#、3#、4#、当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时，需将其回撤，并重新支设在原4#动态仪的前面，同时调整各动态仪的编号，使其仍然从煤壁起依次为1-4#。各动态仪的挂处及1#动态仪至煤壁的距离，在观测时必须做好记录。观测次数一般1-2

18、小时观测一次，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每10-30分钟观测一次，观测时必须记录观测时间。同时回采至端头影响到动态仪时也必须加密观测。（2）巷道围岩表面位移观测利用巷道成巷期间设置的观测基点，并视情况补设部分基点，在回风、运输巷道分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区，用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮。第四章 生产系统第一节 运输系统一、回采工作面运输系统1122回采工作面1122联络巷1122运输机巷1122运输巷集中运输石门。二、辅助运输系统路线：主井底车场集中运输石门1051运输巷东部井底车场副井平硐地面。详见附图1:1122回

19、采工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。 第二节 通防与监控系统一、通风系统（一）风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算(1)按瓦斯涌出量计算Q100qk=1000.18236m3/min按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算需风量为36m3/min.2、按工作面温度计算Q60VSK= 60x 0.8x7.4x1.0355.2m3/min3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q4n430120m3/min4、按风速进行验算(1)按最低风速验算，各个采煤工作面的最低风量Q15S=157.4=111m3/min式中：S采煤工作面的平均断面积，7.4m2。（2）按最高风速验算，各个采煤工作面的最高风量

20、Q240S=2407.4=1776m3/min通过验算可以看出,111355.21776m3/min5、根据上述原则确定工作面实际需要风量为355.2 m3/min（二）通风路线主井井底车场集中运输石门1122联络巷1122运输机巷1122回采工作面1122回风巷集中回风石门总回风巷地面。详见附图1:1122回采工作面生产系统、通风系统及避灾路线图。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3-5小时检查一次，每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在：工作面回风出口以外10m处、回风隅角。瓦斯检查牌板应设置在回风巷道中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。2、

21、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在距回风出口5-10m安全监测系统的瓦斯传感器，瓦斯报警浓度0.8、断电浓度1.2%、复电浓度不大于0.8，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。传感器每隔7天调校一次。详见附图8:1122回采工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。三、综合防尘系统（一）防尘供水系统1122回采工作面的防尘用水，由地面人行斜井行人联络巷集中回风石门供给两巷和工作面的用水。详见附图8:1122回采工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。运输巷道

22、供水管路选用直径80mm的水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入巷道处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。回风巷道供水管路选用直径80mm的水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入巷道处安装闸门，给工作面除尘水幕供水。（二）防尘方式1、为保证防尘用水的清洁，在供水管路进入巷道的地点给每条支管路安设一过滤器。2、煤层注水：(1)由于1122回采工作面煤层比较潮湿，顶板破碎，采用煤层注水方式降尘不利于安全生产。故不再采用。3、爆破作业喷雾：要求喷雾嘴完好不堵塞，喷雾压力不小于2MPa，雾化程度高，在实施爆破作业后对落煤进行喷雾洒水。 4、使用水炮泥。在打眼放炮过程中，坚持使用水炮泥。5、运输

23、转载点喷雾降尘：（1）运输巷四部运输机机头各设一组喷雾头（2）装煤机处安设喷雾装置。6、回风巷防尘水幕：在回风巷道中距工作面煤壁30m处，安设第一道水幕，m处安设第二道水幕，水幕的喷雾喷头不少于5个，且雾化良好，覆盖全断面。8、巷道煤尘冲刷：对工作面回风巷道每班冲刷一次，进风巷道每月冲刷一次，工作面、支柱及其它部位每班冲刷一次。9、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、在工作面回风巷道、运输巷道均安装一组软质隔爆水棚。2、隔爆水棚安装质量要符合煤矿安全规程和防尘规范要求。3、棚区长度20.4m，每棚间距1.2m,隔爆水袋100L/个。4、每处

24、隔爆水棚不小于18棚，做到经常清刷，保证水量。5、隔爆水棚距工作面50200m，并随工作面推进而移动。四、防治煤层自然发火技术措施（一）综合防灭火方式1122回采工作面所采煤层经贵州省煤田地质局实验室鉴定无自然发火倾向性，不再采取综合防灭火措施。（二）监测系统充分利用安全监测系统，进行预测预报工作。工作面生产时始终在工作面回风巷道内安装沼气探头，加强灾害的预测预报能力。详见附图2:安全监测设备布置系统示意图。对监测系统的数据及时进行分析，发现瓦斯浓度上升明显，有瓦斯超限现象时，要及时组织进行撤人和进行处理等。第三节 排水系统一、水源分析1122回采工作面的水源主要为12煤层顶板砂岩水，表现为顶

25、板淋水，与其它含水层无直接补给关系，可能直接造成局部淋水、涌水。最大涌水量10m3/h，正常涌水量5m3/h二、排水系统路线。1122运输机巷1122运输巷集中运输石门井底车场水仓95KW水泵主斜井地面污水处理站第四节 供电系统一、供电系统1、供电情况1122回采工作面设备供电，由地面变电站主斜井集中运输石门1122运输巷。详见附图9: 1122回采工作面供电系统示意图2、采煤工作面、各巷道中机电设备的负荷运输巷设备装机总容量为：120kW。第五节 通讯照明系统一、通讯系统及有关配置。1122回采工作面运输巷输送机头，1122回风巷各安装一台直通地面调度室的生产电话。见附图3:1122回采工作

26、面通讯系统示意图第五章 劳动组织和主要经济技术指标第一节 劳动组织一、作业方式1122回采工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8小时，一个圆班由三个生产班组成。每天检修时间保持2个小时以上。工艺过程：爆破落煤挂梁支临时柱攉煤支柱回柱放顶收上下巷。附图4：正规循环作业图表二、劳动组织1122回采工作面每班有两名带班班长负责组织生产，配有安全员、瓦检员、维修工、电工等相关工种的操作人员若干名，全班合计34人。详见下表：1122回采工作面人员配备见劳动组织图表。1122回采工作面人员配备见劳动组织图表一班二班三班合计班长1113安全员1113瓦检员1113打眼工2226放炮工1113支柱工2226

27、回柱工2226维修工2226攉煤工44412电 工1113回收工3339运料工2226干部1113合计23232369第二节 主要经济技术指标1122回采工作面的主要经济技术参数详见下表：主要经济技术指标表。主要经济技术指标表序号名称数量序号名称数量1面推进长度300m13可采期3月2面长36m14放煤步距1m3煤层倾角3715正规循环率34煤容重1.216日出勤905煤硬度117出勤率956煤层厚度2.218工作面效率10T/工7采煤高度2.219坑木消耗100/ m38地质储量2.5万吨20循环产量95T9可采储量2.2万吨10回收率9011日产量300T12月产量7500T第六章 灾害预

28、防及避灾路线1122回采工作面在回采期间，要严格执行本规定的通防、防治水、生产等部分的要求，发现不安全隐患要及时按规定处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。一、发生火灾、瓦斯煤尘爆炸避灾线路1122工作面1122运输巷1122进风联络巷集中运输石门主斜井地面。二、发生水灾的避灾路线：1122工作面1122回风巷集中回风石门总回风巷地面。详见附图5:1122回采工作面生产系统、通风系统及避灾路线图第七章 安全技术措施第一节 一般措施1、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1122回采工作面作业规程。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员都必须持证上岗

29、，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、事故分析制。各岗点要认真填写运转日志。3、工作面回采工程质量和顶板管理，要按照矿井质量标准化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，学习后人人签字进行考核，不合格不得上岗。5、加强工作面设备的管理，要按照设备完好标准进行校检和保养，保证设备处于完好状态。6、所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整，并保证完好可靠，正确使用，任何人不得以任何理由随意撤除，在生产过程中，发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。7、为防止重大事故的发生，工作面的各监测系统、通风系统、

30、防尘系统、通讯系统，应时时保证其完好，并坚持正常使用。8、人员经常跨越的运输设备上方，要安装牢固的人行过桥，并悬挂醒目的标志牌。9、工作面管理人员要认真填写瓦斯牌板。11、严禁人员进入运转的运输机上方作业；必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板与煤帮，并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。12、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走，片帮掉顶的大块煤歼要及时处理。13、溜煤眼放煤工放煤时，人要站在远离放煤口的地方操作，人离开时要关闭放煤口，严禁自动放煤。15、矿压观测人员要配合采煤班加强矿压观测工作，掌握工作面顶板活动规律，进行来压预报，正确指导生产，工作面安装观测压力的压力表必须维修、保

31、养好，不得遗失，损坏的要及时更换。第二节 顶板管理一、工作面接顶1、严格执行敲帮问顶，人站在安全地点用长把工具处嘿完悬歼、危岩，要有专人监护，确定无掉顶危险后方可作业。2、采取临时支护猎施，严禁空顶、空帮作业。3、接顶前应提前打好扶手，留好退路，接顶时要从冒顶的一端向另一端依次接顶，并派有顶板管理经验的工人监护顶板。5、接顶时不得操作或维修接顶的支架，人员不得在冒顶区下的溜槽里行走或逗留。6、接顶用单体液压支柱时，应用葫芦或绳链生根，以防歪倒，并远距离供液。8、要专人操作支架，并与接顶人员协调一致，不得随意或误操作支架。二、两巷维护（一）回柱1、回柱应先清理好退路，用长把工具将单体液压支柱放液

32、后用回柱器拉出，然后再撤铰接顶梁，严禁人员进入老塘作业。2、上下两顺槽回柱与放煤口相齐，最多滞后不得超过两排，严禁超前回撤。上下瑞头不得出现空载顶粱。3、维护工在前移抬棚时，应提前打紧所有水平销挂好防飞链，采取可靠的措施防止棚梁坠落，挪移棚梁严禁人员在其下方行走或站立。严禁拉移活动支架。5、回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况，支柱受煤帮压力较大时，人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。6、放顶线打好密集支柱，一般不少于2棵，人要站在受力方向的反方向。7、回料时要有专人在安全地点观察顶帮，看好退路。8、回柱或改柱时，严格执行先支后回的制度，人要

33、站在支护完好的安全地点。第三节 防治水为防止工作面涌水，在轨道、运输巷道内的局部低洼处提前施工泄水沟。第四节 “一通三防”1、加强通风管理，确保工作面的风量达到360min，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的，应立即进行整改，整改完结后再恢复生产。2、确保工作区域内空气成分满足要求，正常情况一下氧气不低于20%，二氧化碳不高于0.5%，其他其体浓度符合规程规定。3、各班长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面瓦斯浓度的情况，必要时按要求组织人员撤离。4、各班长、电钳工及工作面内单独工作人员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便携式瓦斯检测报警仪，对

34、工作面瓦斯进行监测。5、认真执行设计的综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。第五节 运输管理一、运输重物及大件1、设备上下井装车时，要派专人进行检查完好后可装车。2、装车时，要安放平稳，封车牢固可靠，无滑动部位，不超高超宽。3、井下提升运输设备大件前，要对轨道、巷道、绞车驱制动装置、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查，确保无误后方可作业。4、运送要选择符合要求的拖运工具和索具。5、用手拉葫芦起吊重物，其吨位必须大于重物的重量。要先试吊高度100200mm，无误后再起吊。6、起吊和拖运时，吊索捆缚和受力点应系在设备大件上的吊装部位，吊索的转折处与设备接触部位，应用软质

35、垫件，严禁把设备的外凸处手柄当作吊装绳用。7、捆绑易变形的部位时，应采取措施防止其变形。设备上的滑动部位应予以固定，以防滑动碰坏和碰伤人员。8、没备在起吊施之时，一般不得中间停止作业，设备到位或中间停止时，应放置能固。对重心高的设备，应采取防摇动或倾倒的措施后，方可拆除起重机、械或索具。9、运输起吊设备时，禁止任何人随同设备同行升降，禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地方通过和逗留，不得将头或手脚伸到可能被压、挤的位置。10、用棚梁或承力点起帛设备时，要预先对棚梁或承受力点进可行可靠的加固，确保安全后方可起吊。11、利用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前，要对绞车的负荷、

36、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核，确保无误后方可操作。拉移时两头专人在安全地点站岗，看好生根回头轮，严禁人员进入绳道和拉坏生根、滑轮所能波及的范围。12、装车、提升运输、起吊、拖运时，必须由班长或安全员统一指挥。二、运输机1、运输机启动前，应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。2 运输机启动后，注意观察其运行状态，运行是否平稳，声音是否正常，运输机的链子、刮板连接环、分链器等要求完好不缺，牢固可靠。3、运输机运行时，司机不得离开岗位，若要离开必须停机闭锁。4、运输机电机和减速箱的通风和冷却系统要保持良

37、好，电机减速箱工作温度不得超过75。5、运行中的运输机设备严禁人员跨越。人员在运输机内作业时要停机闭锁并派专人看管。6、运输机一般不得重载停车，严禁大块煤、矸影响运输或破碎时，应停机进行处理。7、人员在检查、维修运输机时，应首先将护帮板打紧，并用长把工具敲帮问顶，以防片帮伤人。若顶帮破碎要采取临时支护措施。8、处理运输机设备时，要执行停电挂牌制度。维修检查运输机底链时，一定要用木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。9、因条件所限不能用闸盘紧链器紧、掐链子时，可用单体支柱。但必须注意：两颗单体支柱距离不能小于5m。单体文柱的生根必须牢固，并用可靠索具索牢单体支柱。单体支柱必须两个爪打着刮板。供液时远

38、距离，人员必须躲离单体支柱滑脱所涉及的范围，并严禁人员在此范围行走。10、在用运输机运料、工字钢和立柱时，要由班长统一指挥，将所运物料固定好，并派专人在运行路线上看管闭锁，取料时要停机闭锁专人看管，超长超重物料不得用运输机运送。第六节 机电管理一、 煤电钻1、用煤电钻前，先检查检漏、检漏闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置；检查煤电钻和启动器的接地保护是否良好、检查手柄绝缘是否良好、开关是否灵敏可靠。如有问题必须采取有效措施进行处理。2、打眼前先检查电煤钻钻头、钻杆等无问题后方可打眼。3、认真检查煤电钻电缆有无破皮漏电，检查煤电钻的外壳、后罩、风叶等是否完好，并进

39、行试运转。4、打眼前必须先定好眼位，打眼时必须掌握好角度。5、打眼前必须看好中心线。6、打眼前必须先对工作面进行敲帮问顶及找掉工作。支架是否牢固可靠、有无伞檐，只有待隐患全部排除后方可进行打眼工作。7、打眼前必须检查工作面有无拒爆、残爆等隐患，如有必须先处理完后方可打眼。8、打眼时不准戴手套打眼，轴推力不宜过猛，用力要均匀。9、打眼人员必须把毛巾和袖口扎好。10、当瓦斯浓并达到1%时，严禁使用电煤钻打眼。11、回采工作面打眼时，严禁将眼口对准单体柱和溜槽，炮眼眼口必须朝上。12、回采工作面打眼时，采面溜槽严禁溜煤，防止矸石、煤块、材料、柱梁等砸伤打眼人员。13、如瓦斯涌出异常、有透水和煤与瓦斯

40、突出预兆时，必须停止打眼工作，但不能抽出钎子，立即撤出人员，及时向矿调度汇报。14、由下往上施工坡度大于25度斜巷打眼时，必须有专职人员检查通风、信号、人行道、隔板、护头板、帮、顶等安全情况，无隐患后方可进行打眼、专职安检人员和打眼人员必须系好牢固可靠安全带。18、煤电钻电缆从开关引出后，严禁出现接线盒。19、煤电钻使用完毕后必须停电，并把电缆和煤电钻盘放在支架完整、无淋水的安全地点。二、泵站1、启动泵站前，应首先进行检查，保证各部件无损伤、各连接螺丝紧固、润滑油位正常、液位适当、密封完好、乳化液配备合理、自动配比装置完好、各种保护齐全可靠、运转方向为正向。2、泵启动后，如有异常要立即停泵检查

41、处理，严禁带病运转，严禁反向运转。3、当工作面管子破裂时，要立即停泵处理。开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5钞钟开泵。4、检修或更换泵的机械液压元件时，必须把开关的隔离手把打到零位，严禁带压操作。5、泵的卸载阀整定值不超过18MPa,供液压力不低于15Mpa。严禁随意调整安全阀的整定值。6、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。第七节 其它措施 一、火工品的装运、做引药及装药、连线放炮及瞎炮残炮处理的安全措施：1、炸药、雷管必须分装分运、雷管必须由放炮员亲自运送，炸药由放炮员或在放炮员监护下由熟悉运送炸药的

42、有关规定的人员运送。2、运送炸药、雷管的人员不得与其他人员同行，中途严禁停留。3、炸药、雷管必须分装在耐压、抗撞击、防震、防静电的两个非金属容器内，严禁将其装在衣袋内。4、运达工作地点后，放炮员必须把炸药、雷管分别存放在专用的木箱内，并加锁锁好，钥匙严禁转交他人；严禁乱扔乱放。5、任何人员严禁敲击炸药箱或坐卧在炸药箱上。6、当班消耗的炸药、雷管，必须经当班的班长签字后，放炮员到炸药库办理领退手续。7、装配引药时必须遵守下列规定：（1）装配引药时必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近干燥地点。装配引药的数量应与当时需要量为限，不得多做。（2）装配引药时，必须防止雷管受振

43、动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）雷管只允许从药卷的顶部装入，严禁用雷管代替木、竹棍扎眼，雷管必须全部插入药卷内。严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将雷管脚线扭结短路。8、有下列情况之一者严禁装药：（1）通风不良、瓦斯涌出异常、有透水和煤与瓦斯突出预兆时。（2）巷道退路不畅通，有煤、矸或其它杂物堵塞巷道断达1/3时。（3）采面工作面有伞檐，煤面突出达400mm，上下安全出口不畅通，工作面支架不吃劲或不符合安全要求时。（4）工作面空顶面积超过作业规程规定，顶板有离层危险，工作面迎头20米范围内支架有变形、折断时。（5）巷道前方面过老巷、

44、老窑、断层或采空区情况不明时。（6）炮眼规格明显缩小，有明显的压力显现，炮眼内出现裂缝等现象。（7）炮眼深度、角度，位置不符合作业规程和爆破说明书规定时。（8）工作面在打眼时。（9）电气设备、电缆未撤离装药地点时。（10）工作面突然来压出现异状时，（11）煤体最小抵抗线小于500mm，若体最小抵抗线小于300mm时。（12）装药工作由放炮员负责，班长或有关人员要对装药做好辅助工作。（13）装药时，必须将炮眼内的粉尘全部清理干净后，再用木、竹棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，各药卷必须彼此密接。（14）每个炮眼必须封泥填实严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。（15）炮眼深度小0.6米时，严禁装药放炮。（16）必须实行正向装药，严禁反向装药。（17）装药后必须把雷管脚线悬空，严禁将雷管脚线同导电体、放炮母线、运输设备、电气设备相接触。（18）严禁装好药后再补打炮眼装药。（19）装药工作不得与其它工作在同一地点同时进行。（20）装药后必须对迎头彻底进行清查检查一遍，剩余的雷管、炸药必须收捡好，分别装箱上锁后放到警戒线以外的安全地点。8、连线、放炮措施：（1）放炮前，脚线的连接工作可由经过专门培训的班长协助放炮员进行。放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。连线时，首先连接各炮眼之间的线路，放炮时再与放炮母线连接。（2）首先检查各炮眼之