2006工作面综采作业规程

第一章 概况

第一节 工作面位置及井上下关系

1、工作面的位置

2006采煤工作面位于二水平运输大巷的南部、20区皮带巷的西部，横跨22区和20区两个采区。工作面东起自20区皮带巷，西至二水平西二采区，工作面上部有22130和2004、2203工作面采空区，其下部尚未敷设工作面。

2、地面相对位置

地面地形复杂，沟壑发育。东部地势较高，属于一山梁脊部，向西地势走底，逐渐延伸到一个冲沟里，地表无水体。地面海拔标高638m~685m。

3、回采对地面的影响

该工作面位置地表无建筑物，地面地形复杂，沟壑发育。东部地势较高，属于一山梁脊部，向西地势走底，逐渐延伸到一个冲沟里，地表无水体。地面海拔标高638m~685m。

4、工作面范围钻孔情况：

工作面内有一个编号为12-4钻孔，钻孔揭露煤厚3.84m，煤层底板标高210m，封孔情况不详。

第二节 煤层

1、煤层厚度

开采煤层为二叠系山西组二1煤，煤层厚度0.5 ~ 8m之间，平均厚度3.5m（附煤岩层综合柱状图）。 煤层含矸1 ～ 2层， 矸石厚度0～1.5m，平均0.3m；煤层走向48~60°，倾角12~20°。容重1.4T/m3。工作面平均走向长度950m，倾向长度140~176m。开采深度420-480m。

2、煤层产状

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煤层倾角变化不大5～10度。煤层结构简单，遇见夹矸，含有FeS2结核，在回采过程中对煤质有一定的影响。

第三节 煤层顶底板

1、煤层顶板

伪顶：局部发育，岩性为黑、灰黑、深灰色页岩或砂质页岩，松软，厚度0.2~2.0m，平均0.5m。

直接顶：灰白色中厚层状中粒砂岩，以石英长石为主，次为云母及岩屑，硅质，泥质胶结，层面富含云母片。砂岩中局部有一层灰黑色页岩。砂岩厚度为8.6~21.5m，平均厚度为16.5m。

2、煤层底板

由黑色、灰黑、深灰色页岩或砂质页岩组成，页岩中黄铁矿结核，下部夹二0煤或煤线。底板厚度12.1~18.3m，平均13.8m。

第四节 地质构造

本采面基本为一单斜构造，其走向48~60°，倾角12~20°。受DF30断层影响上部煤层倾角大，下部（下巷部分）倾角小，在变坡地带，岩层较破碎，对工作面支护有影响。工作面东部及下巷部分断层较为集中，但断层落差不大，预计在0.3~2.0m之间，受断层影响，煤层稳定性变差，厚度会有所变薄。

第五节 水文地质

工作面主要充水水源为煤层顶板砂岩裂隙水和老空区水，具有潜在威胁的是奥灰水。顶板砂岩裂隙水本身含水性较弱，对工作面危害不大，但工作面上有22130和2004、2203采空区，特别是22130采空区对工作面构成一定的威害，采空区水压预计在0.4Mpa左右，但经过打钻探放水后，目

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前水压在0.16Mpa左右，工作面在回采过程中要密切注意采空区放水情况好老空区排水工作。工作面在回采前排水系统要完善，各项措施要严格执行，防止溃水发生。

第六节 影响回采的其他因素

根据原勘探报告，瓦斯相对涌出量1.546m3/T，绝对涌出量0.68m3/min，工作面回采至厚煤段时，瓦斯涌出量会明显增大。下巷由于临近断层，煤层瓦斯赋存状态复杂，局部瓦斯有突然增大现象，回采中要密切注意瓦斯涌出情况。

煤层爆炸指数19.87%，煤尘具有爆炸危险性。

第七节 储量及服务年限

工作面工业储量：650000吨 工作面可采储量 = 600000吨

工作面服务年限 = 600000×95%/16560=2.9年

第二章 采煤方法

该工作面煤层平均厚度为3.5m，煤层倾角12~20°，顶板易垮落，采用走向长壁后退式采煤法。

第一节 巷道布置

工作面上下顺槽使用U型钢和矿工钢支护，巷道断面规格：上巷净宽3.4m，净高1.8m；下巷净宽3.8m，净高1.8m。切眼断面规格：净宽2.6m，净高1.8m。（附2006工作面巷道布置平面示意图）

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2006回采工作面巷道布置示意图二二区皮带巷二二区轨道巷二06回风巷2006上巷水仓2203下巷区轨道巷二0区皮带巷面工作切眼水仓2006下巷

第二节 采煤方法及回采工艺

一、采煤工艺

2006工作面采用走向长壁采煤方法，全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。

二、回采工艺：

2006工作面平均厚度3.4m，煤质松软（硬度系数0.234），顶板较破碎，随采随落。该面位于无突出区，经河南理工大学鉴定，本面不存在突出危险，因此根据该工作面条件可采用综采放顶煤或综采工艺。当煤厚大于4m采用综采放顶煤工艺，设计机采高度2m，放顶煤厚度2～8.2m，采放比1：1～3。当煤厚小于4m时严禁放顶煤开采，采用综采工艺设计机采高度2米。

1、回采工艺顺序：

割煤→伸伸缩顶梁→移架→推前溜→拉后溜→割煤→伸伸缩顶梁→移架→推前

溜→放煤→拉后溜

2、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深600mm。

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3、装煤：采煤机螺旋滚筒配合SGZ7/400刮板输送机铲煤板装煤。

4、运煤：工作面采用两部SGZ7/400刮板输送机，运输巷采用1部SZZ7/200型桥式转载机，1部DSP1063/125吊挂型可伸缩胶带输送机。

三、采煤方法

1、采煤机的进刀方式。采煤机采用端头斜切式进刀，进刀段长度15m，采煤机截深0.6m。

附：2006工作面采煤机进刀方式图2-2所示。

1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身尚留有一段下部煤，见图2-2（A）所示；

2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直，见图2-2（B）所示；

3）再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，见图2-2（C） 4）将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，见图2-2(D)2、采煤机正常切割。正常切割长度为128.5m，采煤机以0～7.0m/min的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

3、工作面割煤及采煤机牵引方式。工作面采用双向割煤，往返两刀；煤机牵引方式为无链牵引。

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门915采区四车场低位钻场环形水仓72651018315081工作面411

图2-1 2006工作面位置及巷道平面布置

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A—开始 B—上行进刀，移机头 C—下行采煤 D—移机头，上行割煤

A—开始 B—下行进刀，移机尾 C—上行采煤 D—移机尾，下行割煤

图2-2 2006工作面采煤机进刀方式示意图

三、工作面正规循环生产能力

WLShγc(128.51.23.41.3995%)t692t

式中：W—工作面正规循环生产能力，T；

L—工作面平均长度，128.5m； S—工作面循环进尺，1.2m； h—工作面设计采高，3.4m；

γ—煤的视密度，1.39t/m3； c—工作面采出率，95%

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第三节 设备配置

一、设备配备情况

1、选用MG160/390-WD采煤机1台，主要技术参数如下。

采 高 1500～2920mm 电机功率 391KW 截 深 600mm 牵引方式 变流、变频无链牵引

2、液压支架的主要技术特征。

基本支架 ZF4400/16/25B

数 量 80架

初撑力 3915～3975KN 工作阻力 4357～4381KN 支护强度 0.73～0.75MPa 底板比压 0.29～0.72MPa 过渡支架 ZFG5000/18/27H

数 量 6架

初撑力 3946KN 工作阻力 5000KN 支护强度 0.74～0.77MPa 底板比压 0.01～0.2MPa

3、工作面刮板输送机2部，其主要技术参数如下。

型 号

前刮板输送机 SGZ7/400 后刮板输送机 SGZ7/400 电机功率

前刮板电机功率 400KW 后刮板电机功率 400KW 输送能力

前刮板输送能力 900t/h 后刮板输送能力 900t/h

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链 速

前刮板电机链速 1m/s 后刮板电机链速 1m/s 中部槽尺寸

前刮板中部槽尺寸 1500×1302×777mm 后刮板中部槽尺寸 1500×1020×275mm

4、桥式转载机1部，主要技术参数如下。

型 号 SZZ7/200

电机功率 200KW 输送能力 1000t/h 链 速 1.44m/s

中部槽尺寸 1500×960×874mm

5、可伸缩带式输送机1部，其主要技术参数如下。

型 号 DSP-1063/125 电机功率 125KW 输送能力 630t/h 带 速 1.9m/s

6、乳化液泵站

乳化泵型号 BRx200/31.5 公称流量 200L/min 额定压力 31.5MPa 电机功率 125KW

7、JD-11.4型调度绞车，其主要技术参数如下。

牵引力 9.8KN 绳 径 Φ12.5 绳 速 43.8m/min 容绳量 400m 滚筒直径 φ225mm

外形尺寸 1147×766×720(mm)

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8、JH-14型回柱绞车,其技术参数如下。

牵引力 140KN 绳 径 φ21.5mm 绳 速 6.06m/min 容绳量 120m

滚筒直径 φ380mm

外形尺寸 2500×720×785(mm)

9、JH-20型回柱绞车,其技术参数如下。

牵引力 200KN 绳 径 φ24.5mm 绳 速 0.13～0.5m/min 容绳量 260m

滚筒直径 φ440mm

外形尺寸 2950×920×910(mm)

10、JWB-8/1.27型（55KW）无极绳绞车,其技术参数如下。 钢丝绳静张力 80KN 绳 径 φ21.5mm

绳 速 0.5m/min；1.27 m/min 容绳量 1000m

滚筒直径 φ800mm

外形尺寸 2430×1510×1630(mm)

附：2006工作面设备配置总表及安装地点表2-1所示； 附：2006工作面设备布置平面示意图2-3所示。

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2006工作面设备配置总表及安装地点表 表2-1 项 目 型 号 基本支架ZF4400/16/25 液压支架 过渡支架ZFG5000/18/27H 采煤机 刮板输送机 桥式转载机 可伸缩胶带输送机 乳化液泵站 绞车 绞车 绞车 无极绳绞车

MG160/390-WD SGZ7/400 SZZ7/200 DSP1063/125 BRx200/31.5 JD-11.4 JH-14 JH-20 JWB-8/1.27 型（55KW） 1部 2部 1部 1部 1套 1部 1部 1部 1部 2006工作面 2006工作面 2006皮带平巷 2006皮带平巷 2006皮带平巷 2006上巷 2006下巷 2006上巷 2006上巷 前、后溜子 数 量 80架 6架 2006工作面 安装地点 备 注 11

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门刮板输送机桥式转载机无极绳绞车回柱绞车可伸缩胶带输送机15采区四车场低位钻场环形水仓97采煤机液压支架JD-11.4ZFG5000/18/27H(3架）10JH-20JWB-8/1.27(55KW)236518ZF4400/16/25B(80架）MG160/390-WD(一部）SGZ7/400(一部）SGZ7/400(一部）ZFG5000/18/27H(3架）SZZ7/200(一部）4JH-1411JH-14DSP1063/125(一部）

图2-3 2006工作面设备布置平面示意

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第三章 顶板控制

第一节 支护设计

一、液压支架支护强度验算 1、经验计算支护强度：

pt89.81hγ（89.813.42.4）kN/m20kN/m2

h—采高 γ—岩石平均容重

2、参考同煤层相邻采区相邻工作面2203工作面矿压参数资料，见表3-1所示，最大平均支护强度450KN/㎡。

3、选择工作面支护强度：

0KN/㎡＞450KN/㎡（同煤层15091工作面初次来压最大平均支护强度），由于本面采用放顶煤采煤法，计算支护强度较大，因此工作面支护强度应大于0KN/㎡，2006工作面最小支护强度按650KN/㎡，ZF4400/16/25B支架支护强度为0.73～0.75MPa，即730～750KN/㎡满足要求。

4、支护设备选择：

2006工作面选用ZF4400/16/25B型基本架和ZFG5000/18/27H型过渡支架，其中过渡支架工作面两头各布置3架，从运输巷到轨道巷依次编号为机头机尾过渡架1～6＃，基本架1～80#号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表见表3-1所示，选用ZF4400/16/25B型基本架和ZFG5000/18/27H型过渡支架,在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

5、参考面矿压参数概况，预计本面矿压参数概况见表3-1所示。

通过对比、验算，证明选用ZF4400/16/25B型基本架和ZFG5000/18/27H型过渡支架能够满足要求。

二、乳化液泵站 1）泵站选型、数量

乳化液泵型号为BRx200/31.5，数量为2台，一台工作，一台备用；乳化液箱1台（即两泵一箱）；输液管路选用φ32高压胶管，回液管路选用φ38高压胶管，耐压40Mpa以上。 主要技术参数如下。

乳化泵型号 BRx200/31.5

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公称流量 200L/min 额定压力 31.5MPa 电机功率 125KW

参考面15091工作面矿压参数概况表 表3-1 序号 项 目 老顶厚度 基本顶厚度 1 顶底板条件 伪顶厚度 直接底厚度 基本底厚度 2 初 3 次 来 压 周 4 期 来 压 5 6 7 8 9 10 11 平 时 直接顶初次垮落步距 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类型 基本顶级别 轨道巷超前影响范围 运输巷超前影响范围 单 位 2006工作面 m m m m m m m KN/m m m KN/m m KN/m m m Mpa 类 级 m m 222本面选取或预计 19.3 2.2 0～1 6.2 4.3 15 25 650 0.084 来压明显 15 650 0.09 来压明显 400 0.06 5～10 18±3.5 2 Ⅱ 30 30 19.1 2 0～1 6.5 5 13 23～25 450 0.074 来压明显 12 430 0.06 来压明显 380 0.040 5～10 18±3.5 2 Ⅱ 30 30

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工作面条件与支架适应条件对照表 表3-2

项 目 采 高 倾 角 煤 厚 煤 硬 度 支护强度 底板比压 顶板种类 工作面条件 2.3m ≤9° 0～10 0.234 0.45～0.50 1.92 Ⅱ级 基本支架适应条件 1.6～2.5m ≤15° 5～10m ≤2 0.29～0.72 0.734～0.747 Ⅱ级 过渡支架使用条件 1.6～2.5m ≤15° 5～10m ≤2 0.29～0.72 0.734～0.747 Ⅱ级 2）泵站设置位置 泵站安设：在运输巷靠下帮侧，距工作面300m左右。 3）泵站使用规定

1、卸载阀整定值为31.5Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。

3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。

4、泵站压力不小于30Mpa，不大于31.5 Mpa，始终控制在这个范围内。

第二节 工作面顶板控制

工作面选用ZF4400/16/25B型基本架80架和ZFG5000/18/27H型过渡支架6架,对顶板实行全支护垮落法控制。最小控顶距为3.786m, 最大控顶距为4.686m。

一、正常生产时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤→伸伸缩梁→移架→移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架，正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作前移支架，即当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架→割煤→移输送机，移架步距为0.6m。

支护要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净”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3915KN KN。 3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6架，防

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止长时间空顶。

4、工作面出现片帮、冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。 5、工作面支架严禁歪斜、咬架和挤架；否则，要及时调整。 二、特殊时期的顶板控制 （一）来压及停采前的顶板控制

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、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。

3、工作面支架初撑力不低于3915KN，轨道巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于50KN；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

4、加强上、下端头顶板控制，打好双抬棚，确保一梁三柱，并挂好防倒绳。 5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板控制。 （二）过断层及顶板破碎时的顶板控制

根据三维地震勘探资料，本工作面上部切眼附近存在F2断层，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要求控制采高，断层处确保支架的初撑力达到要求，必要时编写有针对性的补充措施。当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要带压移架。

过断层及顶板破碎带时及时补充措施。 三、顶板控制的其他要求

1、上、下拐头固定专人用回柱绞车或人工放顶，下拐头滞后过渡支架尾梁不超过1.5m，上拐头滞后过渡架尾梁不超过1m，若下拐头因工作面出水增大需设泵窝时，另行制定安全技术措施。

2、推前溜要滞后采煤机15m进行，且只能单向进行，严禁停机时移溜；拉机头时必须停止溜子运转；移溜时必须操作两个以上前溜千斤顶，溜子弯曲段长度不小于15m。

第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制 1、支护要求

工作面轨道巷、运输巷的超前支护均采用单体支柱配合π型梁抬棚超前支护，双抬棚支护距离不少于30m，单抬棚支护距离不少于30m。

超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时扶棚，并用铺

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笆支护。

2、支护材料及支护密度

轨道巷使用三排单体支柱配合π型梁抬棚支护，上帮打一架抬棚，下帮贴两端打两架抬棚两抬棚间距0.5m，柱距0.7m，排距1.5m。

运输巷使用三排单体支柱配合π型梁抬棚支护，皮带两帮紧贴皮带吊绳各打一架，下帮贴梁端再打一架，柱距0.7m，排距1.2m和1.5m。

3、支护质量标准

（1）两巷单体支柱要打成一条直线，其偏差不得超过±100mm。采用防倒绳装置，把每根单体支柱连接起来，以防倒柱伤人。

（2）支柱应打在π型梁与工字钢梁的交叉处，并做到迎山有力（迎山角度为2°左右），支柱的初撑力不小于50KN。

（3）两巷的高度不得低于1.8m，行人巷道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。

（4）两巷单体支柱均穿铁柱鞋支护。

（5）超前支护范围内严禁乱放闲置设备及杂物。 二、工作面端头的管理

1、正常工作面生产期间两端头支护形式

1）工作面机头（机尾）与下巷（上巷）搭接处，下巷上帮（上巷下帮）煤墙侧与老塘侧各架设一对3.6m长π梁，抬住下巷（上巷）梁头，上端头上帮和中间各打3架单抬棚加固，下端头靠平巷转载机两帮打单抬棚加固，一梁三柱，抬棚必须架设牢固，与棚梁接触严密、迎山有力，单体柱初撑力不小于90KN。

2）机头（机尾）抬棚与下巷（上巷）棚梁头距离不大于0.3m，与过渡架顶梁间距不大于0.5m，每超过0.5m加打一对3.6m长大杆，单体柱初撑力不小于90KN。

2、与其他工序之间的衔接关系

端头支护的前移、支设应在端头大杆抬棚移架完成并达到初撑力后方可进行。 运输巷转载机尾到切顶排之间采取单体支柱配合π型梁支护，与端头π型大杆大棚及正巷维护单体支柱的间距不大于0.5m。

附：2006工作面支护平剖面图3-1所示。

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30m过渡支架基本支架30m15081上巷3786mm前 溜 后 溜A-A 最小控顶距AA4686mm4386mm采煤机300mmBBB-B 最大控顶距15081下巷30m30m

图3-1 2006工作面平剖面图

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第四节 矿压监测

一、矿压观测内容

2006工作面的矿压观测内容主要有：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，超前支撑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 1、工作面的矿压观测

工作面采用KJ327型矿山压力监测系统，工作面每12架装一个。该监测系统的工作原理：装在支架上的压力监测器通过连接在分站上的传感器，对支护设备的载荷、应力、应变、巷道位移、顶板离层受力、瓦斯浓度等物理量进行实时采集和记录，并将住处以无线方式发射到相临最近的分站上，如此接力传感最终发送到本监测区的主站，主站把来自分站的信息馈送到10Km远的地面传输接口，最终通过RS232接口传送到地面计算机，然后由生产科专业人员对数据进行处理。

2、巷道的矿压观测

上下巷的单体液压支柱的阻力观测由预备队负责采用单体测力计进行监测，检修班打完超前支护后由验收员对单体支柱的初撑力进行测量、记录。

三、支护质量监测

安检科质量办不定期地对工作面和两巷支护质量动态检查，对检查中存在的问题，由带队队干立即整改。

监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。

第四章 生产系统

第一节 运 输

一、运输设备及运输方式 1、运煤设备及装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机落煤，滚筒、工作面SGZ-7/400输送机铲煤板装煤，运出的煤炭运送到SZZ7/200转载机，通过2006工作面下巷巷DSP-1063/125吊挂式可伸缩胶带输送机运至20采区运输上山的皮带上直接运至井底煤仓，最后由主斜井皮带

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运出地面。

工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机中。 2、辅助运输设备及运输方式

工作面所需用的材料、设备等物质，采用1.0t矿车、平板车、花车、JH-20绞车、JH-14绞车、JD-11.4绞车、JWD-8/1.27型无极绳绞车或下巷JH-14绞车，通过四车场、轨道巷或运输巷运进、运出工作面。

二、推移刮板输送机方式

采用支架推拉千斤顶推移工作面前输送机，采用支架拉后溜千斤顶移动后输送机，移动步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机12～15m。输送机弯曲度不得超过3°～ 5°，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自下（上）而上（下）顺序进行。

1、采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推移前刮板输送机，再拉后刮板输送机，距离至采煤机后滚筒20m。

2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将工作面前输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。

3、SGZ7/400刮板输送机同工作面支架相连，利用支架推溜千斤顶进行推移。SZZ7/200转载机随工作面推进，用机头千斤顶拉移转载机，剩余长度不能再拉移时，开始缩短皮带。

三、运煤线路

煤由工作面SGZ7/400型前、后刮板输送机→下巷SZZ7/200转载机→ DSP-1063/125皮带输送机 →15区上山皮带 → 15区煤仓→东运输大巷→主井煤仓→主井皮带→地面皮带→地面煤仓。

四、辅助运输路线

材料由副1材料斜井→井底车场→西运输大巷→二二区平台车场绕道→二二区轨道平台→2006上巷→2006工作面。

材料由副1材料斜井→井底车场→东运输大巷→二0区平台车场绕道→二0区轨道平台→2006下巷→2006工作面。

附：2006工作面运煤、运料设备布置及路线图4-1所示； 附：2006工作面运煤、运料设备表4-1所示。

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门运煤路线915采区四车场低位钻场环形水仓7运料路线2651018315081工作面411图4-1 2006工作面运煤、运料设备布置及路线

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2006工作面运煤、运料设备表 表4-1 名 称 采煤机 型 号 MG160/390-W安装地点 名 称 型 号 安装地点 2006上巷 2006上巷 2006上巷 2006下巷 2006工作面 无极绳绞车 JWB-8/1.27 绞车 绞车 绞车 JD-11.4 JH-20 JH-14 刮板输送机 SGZ7/400 2006工作面 转载机 SZZ7/200 2006下巷 2006下巷 2006上巷 皮带输送DSP-1063/12刮板输送机 SZZ-40TX 第二节 “一通三防”与安全监控

一、通风系统 1、风量计算 1）按瓦斯涌出量计算

Q100100qk51.25781.3m3/min 0.80.8式中 ：

Q—工作面实际需要风量,m3/min

100/0.8—单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过0.8%，取100/0.8m3/min。

q—工作面预计平均瓦斯涌出量，q=5m3/min。

k—瓦斯涌出不均匀系数，综采工作面一般在1.1～1.25之间，本面取1.25 2）按工作面温度计算

Q60VS601.57.56680.4m3/min

式中：

V—良好条件下风速,V=1.5m/s。

S—为工作面最小控顶距时平均断面积， S=3.78×2=7.56m2。 3）按工作面每班工作最多人数计算

Q4N475300m3/min

式中：

N—两班同时工作的人数，取75人

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4）按炸药量计算

Q25A250.820m3/min

式中：

A—每次起爆的炸药量,A=0.8Kg 5）按风速进行验算

（1）按最低风速验算，采煤工作面的最低风量为

Q15S157.56113.4m3/min

式中：

0.25—《煤矿安全规程》规定的最小风速，单位m/s。 S—工作面平均有效断面积,S=7.56m2。

（2）按最高风速验算，采煤工作面的最高风量为

Q240S2407.561814m3/min

式中：

4—《煤矿安全规程》规定的最大风速,单位m/s。 S—工作面平均有效断面积,S=7.56m2。

通过验算可以看出，113.4 m3/min＜781.3 m3/min＜1814m3/min。 6）确定工作面实际需风量

根据上述原则，确定工作面实际需要风量为790m3/min。 2、通风设施

本工作面共有风门两组，分别位于：二0区平台车场绕道、液压泵站绕道。 3、通风方式

2006工作面回采时，由二0区皮带上山进风，采用“U”型上行全负压通风方式。 4、通风路线

1）新鲜风流：由风井→二0区皮带上山→2006下巷→2006工作面。

2）乏风流：由2006工作面→2006上巷→二二区回风巷→二二区轨道巷→二二区平台东绕道→二水平猴车井筒→一水平总回风巷→地面。

附：2006工作面通风系统图4-2所示。

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例进风流双向风门915采区四车场低位钻场环形水仓7回风流2651018315081工作面411

图4-2 2006工作面通风系统图

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二、瓦斯安全监测系统

1、瓦斯监测探头位置：

T1——在工作面上隅角安装：与后溜齐，并保证不滞后后溜，超前砌墙施工地点1m,距顶不大于300mm；

T2——距工作面上出口5～10m； T3——距上巷回风口以里10～15m；

T1、T2、T3距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。

2、监测系统型号KJ90NB，分站电源箱设在上巷与皮带巷交接处。信号电缆设在巷道一侧距顶300mm铺设；必须按要求在馈电开关（BKDZ-400F设在新鲜风流内）电源侧安装瓦斯超限自动断电装置；监测队必须在12#变电所对2006工作面使用的KBSGZY-1250/6/1.14和KBSGZY-500/6/0.66移变用高爆开关及低压动力馈电开关分别安装瓦斯超限自动断电装置,机电二队配合监测队安装，保证其设备各功能完好，动作灵敏可靠。

3、采煤机必须悬挂便携式瓦斯报警仪或使用机载瓦斯断电仪，瓦斯报警浓度≥0.8%，当瓦斯超限时，必须切断采煤机电源，同时停止作业。 附：。各地点瓦斯浓度报警、断电和复电值表4-2所示 附：。2006工作面安全监控系统图4-3所示

表4-2 各地点瓦斯浓度报警、断电和复电值如表

地 点 采面上隅角T1 采煤工作面T2 采煤回风流T3 ≥0.8% ≥0.8% ＜0.8% ≥0.8% ≥0.8% ＜0.8% 报警浓度 断电浓度 复电浓度 断电范围 工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备 工作面及其进、回风巷所有非本质安全型电气设备设备 工作面及其进、回风巷所有非本质安全型电气设备 ≥0.8% ≥1.0% ＜0.8% 25

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门T1瓦斯传感仪915采区四车场低位钻场环形水仓7瓦斯断电仪10-15m5-10mT3T2T12101836515081工作面411

图4-3 2006工作面安全监控系统

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三、瓦斯抽放系统 1、抽放系统概况

预算2006工作面回采期间瓦斯绝对涌出量5m3/min，工作面采用“U”型上行全负压通风，经计算配风量790m3/min,回风流瓦斯浓度将可能达到0.5％,为保证万无一失，还必须对工作面进行瓦斯抽放,工作面回采期间瓦斯治理以瓦斯抽放为主，主要采取超前工作面50m范围内本煤层钻孔抽放煤层瓦斯, 以低位钻场大直径长钻孔抽放采空区瓦斯进行综合瓦斯治理。

2006工作面利用东翼地面瓦斯抽放泵站进行抽放，该泵站2007年5月建成，安设在13回风井工业广场内，为两台SKA-520型水环真空泵，一用一备，其参数为：真空度16Kpa，流量250m3/min，转速400rpm，功率355KW。其干管为15大巷300mmPVC，干管1650m，13轨道上山、回风斜井、地面500mm钢管1800m，15专回上山300mmPVC管500m。

2、工作面抽放方案设计

2006上巷铺设1趟8吋PVC管，用于上巷本煤层钻孔抽放、低位钻孔抽放，抽放泵为东翼地面瓦斯抽放泵。下巷铺设一趟8吋PVC管用于下巷本煤层钻孔瓦斯抽放，抽放泵为东翼地面瓦斯永久抽放泵；上、下巷8吋瓦斯抽放管路并联与直径为12吋专回主管路连接，构成2006总体瓦斯抽放系统。

附：2006工作瓦斯抽放系统布置平面示意图4-4。 四、综合防尘系统

1、上、下巷供水管路吊挂整齐，每隔50m设一个三通阀门。在上、下巷距工作面上下安全出口不大于30m、距上下巷口不大于60m位置，按规定各设置一道水幕。 2、上、下巷距工作面60～200m适当位置各设一处隔爆水袋群，按规定巷道断面1㎡不少于200升水计算，2006工作面上巷断面积8.4m2 ，每袋盛水30L，隔爆水袋每处需要56个；2006工作面下巷断面积12.4m2，每袋盛水30L，隔爆水袋每处需要84个。

3、搞好设备文明卫生，定期清除设备和电缆上的煤尘。

4、工作面综合防尘措施有:煤层注水、湿式打眼，上、下巷设置扑尘网、采煤机内外喷雾、架间喷雾、转载点喷雾、工作面净化水幕、放炮使用水炮泥、定期冲刷工作面运输巷回风巷，个体防护等。

5、施工本煤层钻孔采用风排钻屑时，必须采取捕尘措施。在钻机的下风侧5～10m处全断面安装两道扑尘和喷雾设施。

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6、打钻时防尘参见《2006工作面瓦斯钻孔施工安全技术措施》。 附：12006工作面防尘系统图4-5所示；

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山61015专用回风上山7回风巷15081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门本煤层钻孔915采区四车场环形水仓7低位钻场钻孔26518315081工作面410

图4-4 2006工作瓦斯抽放系统布置平面示意图

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五、煤体注水设计 1、注水目的

煤层注水的原理即通过钻孔注入压力水，使其逐渐渗入煤体内部，一则增加了煤的含水率，加强了尘粉间的粘合力，增加了煤的塑性，采煤过程中不易片帮、漏顶；二则将原生的微细颗粒粘结成较大的尘粒，使之失去飞扬的能力，降低了煤尘的生成量，同时又减少了煤尘在空中停留的时间，加快了煤尘的沉积速度，使工作面作业范围内的煤尘大大减少（降尘率可达65%～75%）。第三，通过注水，增大煤体颗粒水分，可减缓其瓦斯的解析速度，从而减少工作面瓦斯的涌出量。

2、注水方案比较与选择

引进注水技术后，经过对其他单位的注水经验的比较分析，发现单一的浅孔注水效果不明显，不能有效控制煤尘和片帮,结合我矿工作面煤层实际情况，决定采用煤层浅孔注水和深孔注水相结合的方案。

3、泵站、管路及注水器的选型

根据以往注水经验，2006工作面注水泵选用7BG-4.5/160型煤层注水泵；输送管选用φ25mm高压管；封孔器选用MZF-20型（φ38mm、L=1200mm）棒式注水封孔器；封孔器与输送管，其间通过截止阀，控制注水时间。注水压力不小于4 Mpa，不大于8 Mpa。

4、注水孔参数确定

从注水经验来看，我矿采用浅孔注水和深孔注水相结合的方式，对防尘、改变煤层结构、控制煤层片冒、减少瓦斯绝对涌出量等方面效果都比较好。

浅孔注水眼技术参数（来源于15091工作面）：

1）浅孔注水孔用风钻配合φ42mm的钻杆打眼，单排眼布置；深孔注水孔采用ZDY-3200钻机配合75mm的钻头施工倾斜顺层长钻孔。

2）浅孔眼间距5m，眼深5～6m；深孔眼间距10m，深孔注水眼深不低于65m。 3）浅孔眼口距顶梁0.3m～0.5m，仰角6°～10°。 5、注水工艺

其工艺流程为：打孔→安置注水棒→启动注水泵→接注水→检查注水效果→停止 6、注水要求

注水工作以检修班为主，生产班为辅。若注水和采煤平行作业时，打眼、注水地点距采煤机距离不小于15m。每次注水两个眼，注水时间每眼不少于30min或以煤壁发潮、相邻钻孔出水为准。注水结束后进行效果检验，要求注水压力不小于4Mpa.

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例隔爆水袋群双向风门转载点喷雾915采区四车场低位钻场环形水仓7水幕2651018315081工作面411

图4-5 2006工作面防尘系统图

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7、注水泵使用规定

1）注水泵做到有用有备，保障供水正常。

2）设专人维修设备，保证完好、运做正常、清洁干净。 3）注水泵压力不小于4Mpa；

4）输液管路没有滴、漏、跑、冒水现象。

第三节 供水排水系统

一、设备选型

1、选用BQS15/30/4/B型潜水泵2台，其参数如下：

功 率 4KW 电 压 660V 扬 程 30m 流 量 15m3/h

2、选用IS100/125/80型离心泵2台，其参数如下：

功 率 11KW 电 压 660V 扬 程 20m 流 量 100m3/h

二、 排水方案：

由于预计回采时涌水量为5～10 m3/h，最大涌水量30m3/h。为优化排水设计，形成科学合理的排水系统，加强日常排水管理和人员配备，实现正常排水，在下巷施工一个环形水仓，工作面配备BQS15/30/4/B型潜水泵2台，IS100/125/80型离心泵2台，直径100mm排水管一趟，由2006上巷水仓经15皮带上山，2006下巷水仓经15皮带上山排到15区东大巷水沟，通过东大巷，自流到井底水仓。当排水中淤煤量大时，可在下巷外端设置沉淀池，然后再将水排出。

1、排水系统

（1）水经2006工作面→2006下巷水仓→二0区皮带上山→二水平区东大巷→二东一水仓→地面；

（2）水经2006上巷→二二区皮带上山→二水平东大巷→二水平区东大巷→二东一水仓→地面。

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2、排水设备能力配备

根据工作面最大涌水量30m3/h，在上、下巷水仓,各安装2台离心泵、两台潜水泵，并接一趟100mm管路，分别通至15区皮带上山排水沟，确保有足够大的排水能力。

3、人员配备和工作要求

每班安排专人排水，及时清挖泵坑，坚持检修和维护，保证顺利排水，严防水上溜子、皮带。

4、排水人员严格交制度和水情观测记录，发现异常情况应及时汇报。 三、供水系统

水由二五区变电所泵站→二水平东大巷→二0区皮带上山→2006工作面上、下巷→2006工作面。

附：2006工作面供排水、供风及供水系统图4-6所示。

第四节 供 电

配电点设于2006工作面皮带巷内，采用双回路6KV高压供电，一路来自15采区12#变电所Ⅱ回路6KV高压供至2006工作面配电点移动变电站处，经1台1250KVA移动变电站供电，1250KVA移动变压器变为1140V给转载机、工作面刮板输送机、采煤机、乳化液泵站负荷供电。另一回路来自15采区12#变电所Ⅰ回路6KV高压给一台500KVA移动变电站供电（电压660V），给低压动力供电，低压动力供电为乳化液泵、皮带机、绞车、水泵、照明等。自12#变电所动力变压器引出一趟660v电源，在500KVA变压器停电检修时，作为水泵及乳化液泵备用电源。工作面上下巷全部供电设备均受瓦斯电闭锁控制，工作面任一处瓦斯超限，上下巷非本质安全型电气设备全部断电。

附：2006工作面供电系统图4-7。 附: 2006工作面供电系统布置平面图4-8。

第五节 通信、照明

一、通信系统

从皮带下山引进两趟专用通讯线路，一趟经下巷分别在皮带头、乳化液泵站及配电点、平巷转载溜子头、各安设电话；另一趟经上巷分别在上巷两端安设电话。

二、照明系统

从信号综保中引用专用照明线路，分别在皮带头、下巷乳化液泵站及配电点、平巷转载机头安装专用防爆矿灯、下巷每隔10m安装一个照明灯，工作面支架每10架安装

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一个照明灯。 附：2006工作面照明和通信系统布置平面图4-9。

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例供水路线风水双向风门排水路线排水915采区四车场低位钻场环形水仓7供风路线排排排水风2365风10水排15081工作面水风排411水风排水风风18

图4-6 2006工作面排水、供风、供水系统图

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12＃变电所250A50A/一般反时限3A/0.3sBKDZ-400F800A/100A 功率型BKDZ-400F800A/200A 功率型400A125A/一般反时限3A/0.3sMYP-95mm2-330mBKDZ-630F1500A/480A漏电甩7MYP-95mm2100A05一回路 一回路专用风机二回路动力侧200A06二回路双速开关4×315D245A双速开关4×315D245AMYP-95mm2MYPTJ 35mm2-6KV 340mMY-25mm2 150mMY-70mm2 340m断电点2MYPTJ 35mm2-6KV 630m实现电气联锁UCP-3×50mm2-80m×2UCP-3×50mm2-250m×2SGZ-7/2×200kw136m断电点1KBSGZY-1250/6/1.14高压侧：360A/120A漏电延时：0.1S低压侧：1800A/610AKBSGZY-500/6/0.66 2000A/450A QBZ-20055A(在用）BKDZ-400F600A/200A漏电甩BKDZ-400F600A/100A漏电甩MYP-35mm2 280mUCP-3×50mm2-80m×2UCP-3×50mm2-250m×2SGZ-7/2×200kw136m2817上巷10瓦斯监测电源BKDZ-400F900A/200A漏电甩MY-50mm2 80mBKDZ-400F水泵400A/100A漏电甩MY-35mm2 650mQJZ-315145A50mm21水泵水泵QBZ-80N 24A2MYP-35mm2BKDZ-630F1500A/400A 漏电甩QJZ-315 80A3乳化泵125kwQJZ-315240ABZZ-4MYP-95mm2-330m111835mm21910mm280m20双速开关 2×200 130A4环形水仓 水泵12乳化泵125kw回柱绞车 JH-205MYP-95mm2MYP-95mm26MCP-3×95mm2+1×25mm2+6×2.5mm2-250m采煤机390kw转载机200kw/60mBKDZ-400F600A/200A漏电甩至上巷MY-70mm2 180mBKDZ-400F900A/200A漏电甩MY-50mm2BZX-4QBZ-80 5A10mm2QBZ-200 65AMY-35mm221BKDZ-400F300A/50A漏电甩13QJZ-315 150AQBZ-80N 15A16mm2MY-50mm2 70m2723MY-35mm2MY-35mm2 700m 60m2422液压泵无极绳绞车 55kwQBZ-80N 24ABZZ-410mm2BZX-410mm225mm22526141516工作面上巷DSP-1063皮带机涨紧绞车JH2-5125kw/635m回柱绞车JH-20

图4-7 2006工作面供电系统图

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65m590m23272226252445m21282327222122262524136m15081工作面2014987654171015采区上山皮带巷1819140m11122311212350m1315161315171610142098765460m19181635m695m140m

图4-8 2006工作面供电系统布置平面图

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例双向风门照明灯915采区四车场低位钻场环形水仓7电话2651018315081工作面411

图4-9 2006工作面照明和通讯系统布置平面图

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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

2006工作面采用“三八”制作业制度，每班8h，两采一准，即八点班检修，四点、零点班生产，分段追机平行作业，生产班每班两刀。

工艺过程：采煤机割煤→移架→推移刮板输送机。 附：2006工作面正规循环作业图5-1。

面长/班时四 点 班零 点 班八 点 班图 例采煤机割煤移支架移输送机设备检修放顶煤 图5-1 2006工作面正规循环作业图

二、劳动组织

每班至少有1名跟班队长、2名班长负责组织安全生产，配有质量验收员、采煤机司机、输送机司机、维修工、支架工、电工等相关操作人员若干名。

附：2006工作面劳动组织图表5-1。

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2006工作面劳动组织图表 表5-1 序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17

工 种 跟班队长 班组长 支架工 采煤机司机 皮带司机 转载机司机 乳化液泵工 浮煤清理工 端头工 巷道维护工 仓库工 验收工 水泵工 运料工 注水工 打钻工 机电维修工 合 计 八点班 1 2 2 1 2 2 2 2 0 6 1 1 2 0 2 4 6 36 四点班 1 2 4 2 1 1 1 2 4 0 1 1 2 4 2 4 1 33 零点班 1 2 4 2 1 1 1 2 4 0 1 1 2 0 2 4 1 29 合 计 3 6 10 5 4 4 4 6 8 6 3 3 6 4 6 16 4 98 第二节 作业循环

1、一个循环包括割两刀煤，放煤一次，移架两次，推移前溜两次，拉后溜两次；生产班每班一个循环，每天三个循环。

2、循环进度1.2m，采高3.4m，回采率95%。

3、循环产量

T3.4128.51.21.3995%692(T)

4、正规循环率定为85%

5、日产量：

T日69232076(T)

6、月产量：

T月T日0.853020760.853052938(T)

7、日进尺3.6m。 8、月进尺91.8m。

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第三节 主要技术经济指标表

附：主要技术经济指标表如表5-2。

主要技术经济指标表 表5-2 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 项目 可采走向长度 倾斜长度 采 高 煤层容重 工业储量 可采储量 循环进度 循环产量 日产量 月产量 正规循环率 回采率 回采工效 最小控顶距 最大控顶距 坑木消耗 煤层生产能力 日进度 月进度 可采期 单位 m m m T/m3 万T 万T m T T T % % T/工 mm mm M³/万吨 T/㎡ m m 月 指标 579.5 128.5 3.4 1.39 35.2 33.4 1.2 692 2076 52938 85 95 16.97 3786 4686 10 4.49 3.6 91.8 6.3 第六章 煤质管理

一、煤质指标

该工作面煤层揭露平均灰份23.68%，水份2.6%，硫份1.66%。该面回采过程中灰份影响较炮采稍大，要求所产原煤灰份一般在28%以下，水份5%以下。

二、提高煤质措施：

1、加强顶板管理，严格工程质量，加强注水工作，防止冒顶后矸石混入煤中。 2、坚持“三拣四不上”，设专人拣矸，大块矸石停机拣出. 3、严禁荆笆、背木、炸药、雷管等杂物上溜子、皮带。

4、加强治水工作，严禁水上溜子、皮带、转载机，各转载点、采煤机、架间喷雾停

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机必须做到停机停水。

5、如遇煤层夹矸、断层或其他地质构造带时，另行编制措施，严格控制煤炭灰分指标，严格执行集团公司、矿下达的煤质管理规定。

6、加强后溜管理，当工作面无顶煤或有伪顶矸时，严格控制后溜运转，必要时可停止后溜运转，以防止后溜拉大量矸石，影响煤质。

第七章 安全技术措施

第一节 一般规定

1、每个职工进入新工作面前，必须按照规定要求学习本《作业规程》，掌握工作面情况，生产工艺及主要隐患处理措施，熟悉避灾路线，经考试合格签字备案后方可上岗作业。

2、严格现场交和安全检查制度，现场交安全、交质量、交生产、交设备等。每班开工前，带班队长、职转班长、安检员、瓦检员要对工作面安全情况进行检查，将隐患情况向当班职工讲清楚，并督促整改。不履行安全检查制度，职工有权拒绝作业。隐患不整改，工作面不得生产。当班的不安隐患当班必须处理，如确实当班处理不完时，要向下一班交接清楚。

3、各岗位工持证上岗，按《操作规程》要求操作。

4、严格落实各级安全生产责任制，每个职工要牢固树立“安全第一”的思想，坚持执行“不安全不生产”的原则。 5、坚持队干带班制度。

6、安检员、瓦检员定头包面，严格监督本《作业规程》执行。

第二节 顶 板

一、上、下拐头回放安全技术措施

1、放拐头前，先检查拐头及附近支架情况，发现危棚等不安隐患时，要立即处理，并对放顶点附近5m支架进行加固，确保加固有力，并清理好退路。

2、放拐头前，拐头两帮必须有一对错节抬棚，抬棚必须与巷道棚梁接顶严密，若不接顶必须用木楔打牢。必要时，每棚梁下加打至少两根单体柱加固，抬棚一梁三柱，每放两棚，错节抬棚外移一次。

3、回棚时，先回腿，再回中间柱，之后再回梁。放拐头可用人工配合绞车进行。人工回棚时必须设专人看顶监护，确保安全。拐头放完后，将老塘侧背设好，防止流煤，

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以便于瓦斯抽放。

4、用绞车回撤时，绞车“四压两戗”柱，必须齐全牢靠。信号畅通，回棚前，必须检查钢丝绳磨损情况，发现问题，及时处理，防止崩绳伤人。

5、绞车开动前，除一人躲至过渡架下不受崩绳危险的安全地点观察柱梁回撤情况，其余人员一律离开绳道躲至绞车以外或工作面安全地点，绳道内有人停留或作业时，严禁开车，并设专人把口，严禁人员进入。

6、放拐头过程中，若顶板突然来压，支架推磨有冒顶危险时，必须立即撤出人员，待压力稳定后，立即对支架进行加固，然后再进行作业。

7、放拐头必须由技术熟练、经验丰富的老工人操作。放拐头前，首先由瓦检员进行瓦斯检查，瓦斯浓度超过1%时，严禁回棚。下拐头尾巷长不得超过1.5m，上拐头不超过1m。

8、放顶时，严禁使用开口环拴柱梁回撤，钩头必须用保险绳拴在相邻支架腿上，其他依据生产科下发的《回棚安全技术措施》执行。

二、处理局部片帮、冒顶安全技术措施

1、正确使用工作面无线型矿山压力监测系统，若发现压力超过30MPa，应加强工作面防片冒工作。

2、片帮冒顶宽度小于1m、高度小于0.3m时，可用超前伸伸缩顶梁、拉超前架进行支护。

3、片帮冒顶宽度大于1m、高度大于0.3m时，拉超前架、伸伸缩顶梁后，煤壁距顶梁头小于0.5m时，可根据倾向长度选择合适长度的园木配合单体柱架倾向棚，顶部用荆芭背木背严背实，梁下至少打一根单体柱临时支护。

4、片帮冒顶宽度在伸伸缩梁拉超前架后仍大于0.5m时，必须构筑人工假顶。先在煤墙侧掏梁窝（深度不小于0.3m），然后沿走向方向架设（可根据片帮长度选择合适长度的圆木）圆木，圆木一头担在支架上（搭接长度不小于0.2m），一头放在梁窝内，圆木间距0.6～1m，随后在圆木顶上密集架设半圆木，荆芭、背木背严。之后，挖单体柱窝（距溜子距离不小于0.8m），用圆木配合单体柱梁加强支护。

5、在煤墙侧加固或做人工假顶时，必须坚持“敲帮问顶”制度，且设专人看顶监护，确保退路畅通。特别是构筑人工假顶时，必须先观察煤壁、顶板情况；事先处理掉活矸，确认安全后再进行工作。构筑人工假顶、看顶监护必须由技术熟练、经验丰富的工人操作，动作要快、稳、准，精神要高度集中。

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6、在施工地点必须备足各种支护材料，并在巷道一侧码放整齐。 7、若片帮、冒顶范围较大，另行编制专项安全技术措施。 8、若上、下巷发生冒顶事故，应采取以下安全技术措施：

1）当上、下巷发生冒顶事故时，首先由带班队长或职转班长现场观察事故情况，立即组织抢险，首先要加固好冒顶地点5m范围内的支架，处理好存在的不安隐患。

2）可利用前探梁做临时支护，挑住棚梁，然后用工字钢、圆木等支护材料配合荆芭对顶进行背设，前探梁及时前移支护。如顶部空顶，必须用荆芭、坑木等背实，严禁软关门。处理时必须先检查瓦斯浓度,在不超限情况下,方可悬挂便携式瓦斯报警仪,进行处理,处理好后，立即在巷道两帮打抬棚加强支护。

3）冒顶段严禁任何人员经过，如发生重大冒顶事故，造成巷道堵塞，应立即撤出工作面所有工作人员，另行编制安全技术措施。

三、上、下巷替棚及修护安全技术措施 1、上、下巷替棚安全技术措施:

1) 上、下巷从安全出口开始，由里向外逐棚用2.8m半圆木（或圆木）配合1.4～1.6m圆木（或半圆木）做梁交叉护顶或采用4m长半圆木（或圆木）做梁，两帮用单体柱做腿，交叉处打走向抬棚支护，替换掉原有的工字钢棚。要求每替换一架抬棚位置必须按超前支护要求打好抬棚。替换长度保持在安全出口外5m范围内。

2）替棚时要严格坚持“先支后回”的原则，即必须在原支架处先套上新棚，再回旧棚（架2.8m和 1.4m圆木或4m半圆木时，每根圆木下打两根单体支柱临时加固）。

3）替棚前，由班长先检查替棚范围5m内的支架情况，若压力较小、顶板完好，可直接去掉两帮抬棚，套上半圆木，然后回掉工字钢棚，替换掉5棚后，重新背好帮，补齐两帮抬棚。若顶板压力较大，可先在替棚点两帮用2.6m长∏梁配合单体柱，打错节抬棚，每替两棚，错节抬棚外移一次。当替换够一架抬棚位置时，必须补齐两帮抬棚。

2、职转班长或带班队长时，必须将上、下巷检查一遍，发现问题及时处理。 3、修棚需要分段作业时，分段间距不小于30m。每段只设一个头，两个修护修护段中间严禁有人工作或通行，需要行人时，修护人员必须停止工作，待人员通过后才能继续作业。

4、修棚时，应先用单体柱和π形梁打抬棚，加固所修棚前后5m内的支架，严防冒顶事故发生。

5、修棚时，要安排有经验的老工人专职看顶，设一名班长现场指挥，负责安全。

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修棚前一定要仔细检查修棚附近10m范围内顶板、支架情况，确认安全，并清理出退路后方可作业。

6、修棚、替棚前必须备足各种支护材料，清理好道路，施工时，必须严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。

7、处理上、下巷局部漏顶段时，班长必须安排两名以上人员配合处理，严禁一人单独作业。

8、特殊情况另行制定专项措施。 四、沿空留巷专门制定安全技术措施

第三节 防治水

1、定期对皮带上山水沟、泵坑进行清理，水泵做到有运转有备用，保证双电源，其中一趟专线，确保排水设施完好正常使用。

2、2006作业规程与公司下发的《曹跃公司水文地质管理办法》、《2009年度曹跃公司防水预案》等一并贯彻执行。

3、在生产过程中，严格坚持“有疑必探、先探后采”的原则，发现问题必须采用物探和钻探法进行探测验证，必要时采取注浆加固或停产等措施处理。瞬变电磁异常区是工作面在生产过程中防治水的重点区域,此处生产时要有专人观察水情变化及顶底版来压情况,发现突水征兆,立即停止生产并向调度室汇报。

4、在工作面回采过程中，必须加强工作面及上、下巷的水情观测工作，特别是对工作面及上、下巷的渗、淋水点附近及三维地震断层附近的水情监测工作，发现有出水征兆：顶板淋水突然增大、底板渗水增大或出现新的渗水点、底鼓、挂汗、空气变冷、出现雾气等异常情况时，立即停止生产向调度室汇报。如果水量增大,立即组织人员撤出工作面。

5、工作面上、下巷开泵窝时，措施必须经地测科同意，否则不得施工。 6、在工作面上巷淋水大的地段，必须制定专项安全措施，进行探放水工作。

第四节 爆 破

工作面回采如果需要放炮时，另行编制专项放炮安全措施。

第五节 “一通三防”及安全监控

一、通风安全

1、风量符合本规程规定且保持稳定。

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2、风门必须连锁完好，严禁同时打开两道风门。严禁推车撞击风门。工作面风门由预备队负责看管维护，损坏后通知通风队及时维修。

3、在回采过程中，若发现风量突然减小或停止，必须立即切断电源，撤出人员并向调度室汇报，听候指示。

4、保护好通风、监测、防尘设施，不经通风部门许可任何人不得损坏、变更通风或监测设施。风门及密闭前后5m范围内，严禁堆放物料、设备等杂物。

5、跟班队长、职转班长必须携带便携式瓦斯报警仪，并经常检查工作面、上隅角瓦斯及工作面易积聚瓦斯地点的瓦斯情况。上隅角按规定悬挂并正确使用便携式瓦斯报警器。

6、风门前后杂物、浮煤清理由预备队负责。

7、加强工作面上下巷修棚工作，对巷道变形严重，必须及时安排人员进行修护，保证巷道有效通风断面。

8、预备队要加强通风巷道管理，加强日常检查和维护，确保通风断面符合规定要求。

二、防治瓦斯

1、严格按《煤矿安全规程》和《2006工作面瓦斯综合防治方案》、《2006工作面瓦斯防治专项安全技术措施》的相关规定执行，并严格执行瓦斯抽放管理工作。

2、通风队每班派专职瓦检员对工作面上隅角、上下巷低位钻场（高位钻场）、仓库硐室、上下巷电气设备及其附近20m范围内等地点的瓦斯进行检查，对安装的甲烷传感器进行对照，每班检查四次，并及时把瓦斯情况向当班班长、跟班队长及有关单位进行汇报，发现问题及时向通风调度和矿调度室汇报，并积极采取措施处理，其它依照《煤矿安全规程》第149条有关规定执行。

3、瓦检员要切实履行自己的职责，严格执行井下现场交制度，严禁空班漏检，弄虚作假。

4、回风流中瓦斯浓度超过规定值时，断电装置必须能自动切断规定范围内所有非本质安全型机电设备，施工单位立即停止工作撤出人员到安全地点，同时向调度室汇报，听候指示。其它按《煤矿安全规程》136、138、139条执行。

5、瓦斯检查牌悬挂在上下巷距工作面50m以内，所有机电设备点必须挂瓦检牌板。 6、设计并安装2006工作面瓦斯抽放系统，对工作面本煤层及老塘采空区瓦斯进行抽放，具体要求按照《2006工作面瓦斯综合治理方案》执行。

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7、加强瓦斯监测探头的正确使用和看护，移动探头要按矿规定方法进行操作，严格禁止人为破坏监测监控设备。

8、加强电器设备防爆检查，保证电器设备100%完好，杜绝失爆。

9、加强工作面、老塘采空区和上隅角瓦斯管理，埋管处要用煤袋堵实堵严，严格控制老塘漏风。

10、加强两巷维护背设，对变形严重巷道，要及时清修落底加固，确保通风断面，严防风速过大，煤尘飞扬，引发事故。

11、加强工作面及上下巷运输设备的管理，杜绝各种磨擦和碰撞火花的产生。 12、加强工作面工程质量管理，杜绝片帮流煤和架间流煤引起瓦斯大量涌出。 三、防治煤尘

1、各运输转载点喷雾、采煤机喷雾、架间喷雾和后溜喷雾必须保持完好，并坚持正确使用。

2、上、下巷供水管路吊挂整齐，每隔50m设一个三通阀门，保证畅通不漏水，并按矿规定时间和次数清扫或冲刷沉积煤尘。

3、防尘设施的使用和维护，按矿防尘设施使用管理规定执行。

4、在上、下巷距上下安全出口及上下巷外口向里不大于30m，按规定位置各设置一道水幕。

5、上、下巷距工作面60～200m适当位置各设一处隔爆水袋群，按1㎡不少于0.2m3

计算，2006工作面下巷断面积8.4m2，每袋盛水30L，隔爆水袋每处需要56个，上巷断面积12.4m2，每袋盛水30L，隔爆水袋每处需要84个

6、搞好设备文明卫生，定期清除设备和电缆上的煤尘，防止煤尘堆积。 7、加强个人防护，所有施工人员应佩带口罩。

8、加强工作面煤体注水工作，以降低煤尘，防止煤壁片帮、冒顶。

9、在湿式打钻有困难时可采用干式打钻，但现场必须采取捕尘措施。在钻机的下风侧5～10m处全断面安装两道扑尘和喷雾设施。

四、防治火灾

1、各机械设备要认真管理，严防漏油，并经常清除积油，备用油脂要按批准数量加盖密封。

2、擦洗机器用过的棉纱、布头等必须放在盖严的铁桶内，集中后由专人送到地面处理，严禁乱扔乱放。

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3、各运输机头和电器设备附近禁止堆放易燃材料，皮带头和配电点处应各配备砂箱一个(不小于0.2m3)、灭火器两台；消防铁锨一把，并经常检查，保持随时能用，操作司机必须能正确使用。

4、皮带机头、机尾滚筒、托滚转动灵活，及时清除积煤，严禁皮带打滑硬磨。皮带滚筒下风侧10m范围内必须安装烟雾传感器。

5、各电器设备电缆必须保证完好，严禁电器失爆，严禁明线头、羊尾巴、鸡爪子，以防产生电器火花，引起火灾，采取措施预防电缆放炮和着火燃烧。

6、加强CO气体检查，在回风流中，若发现异常，立即汇报有关领导和部门。 7、加强打钻时防灭火措施，发现钻孔温度升高或冒烟等发火征兆，及时停风并供水或封堵钻孔，并严格按2006工作面制定的打钻措施执行。

8、工作面及上下巷通风断面符合正常通风要求，合理调整配风，尽量减少采空区漏风，防止采空区浮煤自燃。

9、工作面严禁动火作业、电焊，避免产生各类明火；下井人员严禁携带烟草和点火物品。

10、坚持使用与高突矿井等级相符的炸药、雷管，放炮必须使用水炮泥和黄土封孔，严禁使用煤粉封孔，并严格执行“一炮三检”“三人连锁”放炮制度，避免产生放炮火花，放炮时必须使用水炮泥。

五、安全监控

1、必须按通风安全监控系统图规定位置安装瓦斯传感器并及时移动，探头悬挂和移动由当班班长负责，并在安检员和瓦检员的监督下进行，悬挂位置符合规定。施工单位派专人看护传感器。

2、严格按安全监控系统图的规定装监测设备。报警浓度、断电浓度、断电范围及复电浓度必须按《2006工作面作业规程》要求设定，严禁任意调整。区队不得私自变更供电线路的接线点，以免影响瓦斯监控断电系统。供电系统发生改变时，机电科必须出具书面通知单和供电系统图，区队不得私自更改。

3、监控设备必须正常使用，严禁甩掉监控设备不用或调整监控范围。

4、监测队必须保证监控设备及电缆完好，信号正常传输，控制灵敏可靠。瓦检员每班必须用光学式瓦斯鉴定器与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测队值班室，当两者读数大于允许误差时先以读数较大者为依据，及时采取安全措施并与调度室联系，调度室通知监测队对探头进行调校，有关单位必须在8小时内对各种设备调校

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完毕。

5、安全监控设备必须定期调试、校正和进行断电实验，每周至少一次，甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每10天必须使用校准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试，并作好记录备查。

6、每天必须对安全监控设备及电缆进行检查。

7、监测系统的报警值、断电值、复电值及探头悬挂位置按照上述有关规定执行。 8、预备队每班必须派专人看护探头和监管监测设备，当瓦斯浓度达到0.5%前，及时通知工作面停止生产，采取措施，待瓦斯浓度满足安全生产条件方可进行施工生产。

9、安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在处理故障期间工作面严禁一切生产活动。

10、安全监控设备在井下连续安全使用超过6个月，必须将井下部分全部运到井上进行全面检修。

11、矿井安全监控系统、甲烷断电仪必须装有备用电池，当电网停电后，保证工作时间不小于2个小时，低于1小时，更换电瓶。

第六节 机电及运输

一、割煤安全技术措施：

1、开机前，必须做好准备工作。检查各部位是否符合要求，螺栓是否紧固，手柄是否灵活可靠，油位油压是否正常，电机是否接通冷却水，否则不准开机。

2、采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故暂停时或操作人员离开时，必须打开隔离开关和离合器，采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，打开其磁力起动器的隔离开关并打闭锁，启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可接通电源。

3、工作面遇有夹矸或硫化铁夹层，应制定补充措施后，放震动炮处理，不得用采煤机强行截割。

4、开动采煤机时，必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa。如果内喷雾不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时，必须停机。

5、更换截齿或滚筒时，煤墙侧上、下3m以内必须护帮护顶，严防片帮冒顶，保证人员安全，然后切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面溜子进行闭锁。

6、机组司机要二人协同作业，严禁一人操作，运行中要密切注意顶板，煤壁、支

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架和电缆、水管情况，发现问题及时停机处理。

7、煤墙侧有人清煤或加固等工作时，必须坚持“敲帮问顶”制度，并设专人看顶帮监护，同时要注意割煤机运行方向，割煤机经过时要及时躲避。

8、采煤机在运行过程中，司机要密切注意采煤机运行前方5m范围内，发现煤墙侧采煤机附近有人工作或停留时，必须停止采煤机运转，待人员撤离后方可继续前进。

9、采煤机必须按规定悬挂便携式报警仪，报警点、断电点均为0.8%，断电范围为采煤机本身。采煤机上的便携式报警仪，必须悬挂于采煤机机身老塘侧。若发生煤墙片帮，瓦斯涌出异常等突出征兆时，必须立即停止采煤机运转，撤出人员。

10、割煤若遇到矸石带时，必须采取放松动炮处理。 二、放顶煤安全技术措施

1、放煤要求：放煤由顶板压力、支架反复支撑等方式进行松动，支架回收插板，尾梁摆动放顶煤。该工作面煤质松软，顶板较破碎，采用双口双轮等量顺序放煤法，把工作面基本架按相邻两架为一组进行分组，每组同时放出约一半煤后，关闭放煤口；第一轮放过5组以上时，再放第二轮，直至工作面顶煤放完。

2、安全技术措施

（1）放煤前要检查液压系统、喷雾管路是否正常，确认无问题后，方可进行放煤作业。

（2）上、下端头过渡架严禁放顶煤。

（3）放煤时，放煤量必须掌握均匀，防止过载压死溜子，对窜入的大块矸石必须及时停机拣出，防止运输途中绊坏尾梁、千斤顶及管路。

（4）放煤时，工作面支架后面严禁有人进入或作业，如确需进入支架后面工作，必须停止后溜运转，再次启动前，必须由专人通知溜子司机。

（5）放煤时要严格控制放煤量，以防瓦斯大量的涌出，同时在放煤口回风侧5m内必须悬挂便携式瓦斯报警仪，一旦瓦斯超限，必须停止放煤工作。 （6）放煤时，必须坚持喷雾降尘，喷雾装置不完好或无水时禁止放煤。 （7）回摆尾梁时必须收回插板，放煤结束后必须升起尾梁，伸出插板，各操作手把归零位。

三、移架安全技术措施：

1、支架工在操作前，要认真检查支架的完好状态，发现胶管、阀组漏液，千斤顶弯曲、推前溜连接头立销弯曲、缺涨紧销等情况要及时处理。

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2、移架前先将支架前浮煤，活矸清理干净，要检查煤壁、顶板、尾梁、插板等情况，发现问题及时处理，保证正常移架。

3、支架工在操作液压支架时，要站在前后柱间面向煤壁操作阀组，严禁用脚蹬在支架底座前操作。移架时，支架正前方严禁有人，移架过程中要及时调整支架，防止出现咬架，挤架，倒架，拌断后溜链条等事故。

4、支架推移时，若阻力过大，要及时查找原因进行处理，严禁硬拉硬推，防止损坏千斤顶或支架。严禁用后插板辅助移架。

5、升架后，支架与顶板接触严密，使支架达到初撑力后，必须将操作手把归零位。 6、支架必须挂线移设，使支架保持一条直线，前后偏差不超过±50mm。 7、工作面片帮严重时，必须超前伸伸缩顶梁，超前拉架；片帮过大的，必须用单体柱配合半圆木或π梁进行超前支护。

8、严格控制采高，防止支架不接顶或倒架、死架的发生。

9、支架检修更换损坏的零部件时，必须关闭本架截止阀，并在相关千斤顶卸载的情况下进行。

四、移溜安全技术措施：

1、移溜要在溜子运行中进行，不准停机移溜。

2、移机头时，必须与溜子司机、转载机司机、采煤机司机联系好，停机移溜。 3、移溜人员应在架箱内作业，防止因锚链、刮板损坏弹崩伤人，移溜时要注意保护好电缆和水管。

4、移溜时，要用两个以上推溜千斤顶同时推移，溜子弯曲段长度不小于15m。 5、移前溜时，严禁人员进入煤壁，拉后溜时人员严禁进入支架后方。

6、移溜时，要注意与相邻千斤顶配合，并观察溜子移动情况，防止错口。 7、移溜时，要采用多次移溜方式进行，严禁一次移到位。 五、预防和处理倒架、咬架、挤架和死架安全技术措施：

1、加强工作面工程质量管理，始终保持工作面“三直、两平、两畅通”。 2、在移架时，要利用侧护板和单体柱调整支架，保证支架迎山有力，架间中心距始终保持在1.25m。

3、相邻支架侧护板高差不超过2/3，拉架时要密切注意相邻支架的侧护板情况；由于相邻支架侧护板不能过多降架，而使支架拉不动时，可用单体柱辅助拉架或降低相邻支架侧护板高度，防止出现咬架。

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4、支架前后柱活柱高度不得小于0.4m，并注意前后柱泄载阀情况，发现因顶板压力大而造成泄载阀渗夜，必须及时在支架下方打点柱加固，防止压死架子。

5、处理支架倒架、咬架、挤架，可用单体柱在辅助拉架中调整处理。用单体柱调架时单体柱可打在前后立柱外侧，一人站在前后柱中间拉架，一人随支架移动升单体柱，升柱人员严禁站在单体柱下方和前方，升柱时要均匀升柱 ，严防单体柱弹崩伤人。处理时，职转班长必须现场指挥，确保安全。

6、处理死架，可用松顶或卧底法进行处理，若顶底板均为岩石需要放炮时，另行编制专项安全技术措施。

六、斜巷运输安全技术措施：

1、信号规定：一停、二上、三下、四慢上、五慢下。 2、串车规定：每次提升只准挂一个车，严禁超挂车辆。

3、连接方式规定：提升或下放平板车时，必须按规定使用平板车专用销子，专用销子必须使用专用闭锁，否则不准开车。

4、各斜巷“一坡三挡”齐全完好，且经常保持关闭状态，只有当提升或下放车辆时方可按操作规程打开或关闭保险装置。

5、严格执行“开车不行人，行人不开车”制度，提升或下放车辆前，在进入运输区域的各道口必须设专人警戒。警戒人员必须躲至躲避洞内，没有躲避洞的要选择安全的躲避地点。五、六车场绞车坡提升前，车场内工作人员一律躲至躲避洞。提升时，严禁人员进入车场。

6、信号把钩工注意事项：

1）必须熟悉所在工作地点的基本情况，本岗位信号装置、通讯装置、防跑车装置等安全设施的性能及使用方法。

2）时，要认真检查信号装置、车辆及连接装置，保险绳、绳卡子、钩头等完好情况，检查是否齐全可靠，特别是要查看老钩头15m以内的钢丝绳是否有打结、磨损、锈蚀、变形和断丝情况，检查运输巷道内是否有行车障碍，是否有人工作或停留，如果不符合要求时，及时处理，确认无问题后，方可正式提升。

3）运输前，必须提前检查信号装置，通讯装置，防跑车装置是否完好，齐全。 4）严禁使用开口环栓柱梁，必须链条配合锚固锁等其他形式回柱梁。

5）开车前，信号把钩工必须检查车辆连接情况，保险绳挂好。若发现车辆连接不良或装载设备超重、超宽等有翻车危险时，严禁发出开车信号，待处理后方可运输。

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7、摘挂钩安全技术措施

1）必须等车停稳后，挡车杠，阻车器复位后方可进行摘挂钩，严禁车辆在未停稳时摘挂钩。

2）操作时站立的位置应符合下列要求：

（1）严禁站在道心内，头和身体严禁伸入两车之间进行操作，以防车辆滑动碰伤人员。

（2）必须站在道轨外侧，距外侧轨道200mm左右进行摘挂钩， (3)在单道操作时，一般应站在信号位置一侧或巷道较宽一侧。

(4)摘挂完毕需越过车辆时，必须从车辆运行上方越过，严禁从车辆运行下方越过。 3）如果遇到摘不开，挂不上车时，必须发信号松绳再挂钩，严禁蹬车操作。 4）每次挂钩完毕，必须对车辆各部位、钢丝绳、连接装置等再详细检查一遍看是否完好正确，确认安全后，打开挡车器进入躲避洞、信号室或其它安全地点，方可发出开车信号。

8、信号发出注意事项：

1）信号装置必须声光齐全，灵敏可靠，声光任何一项不正常时，均应停止使用，检修正常后方可作业。

2）收信号不明确时，不得发出开车信号，同时可用电话或对讲信号等方式查明原因，并且废除本次信号，重新发送。只有在看清听清信号后，才能发出开车信号。

3）信号发出后，信号工手不得离开停车按钮，认真观察车辆、钢丝绳运行情况，发现异常情况，及时发出停车信号，查明原因后，再重新发信号开车。

4）信号发出后，发现车辆运行方向与信号方向不一致时，立即发出停车信号，待查明原因后，再发出开车信号。

5）信号发出后，不得随意废除本信号，除非遇到特殊情况，方可废除本信号。 6）信号工严格执行“三准三不发”。（看准、听准、发准信号，连接装置不可靠或连接方式不正确不发、改变信号时使用方法未联系好不发、信号未看准、未听清不发）。

9、绞车工注意事项：

1）每班前，必须检查以下内容，发现问题及时处理，未处理严禁开车。 (1)绞车“四压两戗”柱是否齐全、地角螺丝是否齐全牢固。

(2)调度绞车及无机绳绞车护绳网和护身板，回柱绞车齿轮护罩是否完好。 (3)调度绞车及无机绳绞车刹车装置是否灵敏可靠，按钮是否灵活。

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(4)钢丝绳、绳卡子、保险绳和钩头等是否完好。

2）绞车司机必须精力集中，听清信号，前开、回车、停止及时准确，信号听不清严禁开车。

3）绞车工听清开车信号后，必须回信号，待信号工再发信号确认后，方可开车。 4）绞车开动后，绞车工手不离停车按钮，不离开刹车手柄，保证停车及时。 5）绞车开动后，若发现绞车突然负荷过重或拉不动或下放车辆钢丝绳过松时，必须及时停车，待查明原因进行处理后，方可继续开车。

6）回柱绞车制动时，严禁带电刹车。 10、人力推车安全技术措施：

1）一次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m；坡度大于5‰时，不得小于30m。

2）推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车时，发现前方有人或有障碍物时，重坡度较大的地方向下推车及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人员必须及时发出警号。

3）严禁放飞车。巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。 11、处理掉道车安全技术措施：

1）车辆掉道时，必须及时停车，斜巷内掉道时，必须撑紧钢丝绳，然后将绞车制动，绞车司机严禁脱离岗位，未得到通知严禁开车。然后由职转班长从上向下现场检查了解情况，严禁下信号工或其它人员自下而上到现场观察，并立即设警戒把口，严禁他人进入倾斜巷道内。检查完毕，确认安全后，方可组织人员进行处理。

2）处理掉道时，严禁用绞车硬拉上道，必须在跟班队长统一指挥指挥下，用导链、千斤顶或撬杠就地上道。拴导连处支架必须用抬棚或点杆加固。

3）处理斜巷掉道时，严禁人员站在车辆下方，并在下口附近设专人警戒，严禁人员自下而上进入倾斜巷道，严禁人员站在钢丝绳附近，防止车辆滑动挤伤人员。

4）处理重车掉道时，必须采取可靠防倒措施，吊倒链或打两根护身点杆，防止车辆倾倒伤人。

七、工作面刮板输送机、转载机及皮带运输管理及机电安全技术措施

1、各机电设备实行包机管理制度，由队长成立以包机责任制为中心的机电管理制度，并认真落实。本班防爆检查电工后，必须对电器设备检查一次，并经常进行检查，严禁出现电气失爆，保持设备完好。入井电气设备必须经机电科防爆检查合格后方

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可入井。队里每天安排一名防爆检查电工，对所有电气设备、电缆、五小电器（要上架、上板）详细检查一遍，发现问题立即停产处理，并按事故进行追查分析，责任落实到人。

2、各机台岗位工种，必须持证上岗，并严格执行现场交制度，后必须按照《操作规程》规定对机电设备进行检查（检查内容必须包括防爆情况），发现问题及时处理。

3、各机电岗位工种，必须严格按《操作规程》和《质量标准化》要求进行操作，维护好机电设备，严禁机电设备带病运转。特别是工作面溜子和转载机，司机在启动设备前，将设备巡视一遍，确保无人员站在溜子上或跨越溜子、没有在溜子上拖运物料；确保设备完好，溜子上无柱梁等杂物、无飘链、无卡滞，运转正常，否则不得启动设备。

4、严禁带电移动电器设备和检查机电设备，停电检修设备时必须在开关上挂有“有人操作，不准送电”的停电牌，打好闭锁，坚持“谁停电，谁送电”制度。

5、加强机电设备和人员的管理，所有机电工必须持证上岗，严格按班检、日检、周检、旬检和月检制度对所有机电设备进行检修和维护，所有设备必须达到机电设备完好标准，否则不得使用。

6、各种保护装置、安全设施必须正常使用，总馈电开关的检漏功能由检修班专人每天试验一次，并作好记录，所有电气设备不得超负荷使用。

7、井下所有电气设备必须保持完好，开关台台上架，严禁失爆，并严格执行《操作规程》。

8、加强对上下井设备的跟踪管理，防止中途丢失，建立机电设备台账，掌握生产过程中的设备运行及完好状况。

9、电缆悬挂，距底板高度不得低于1.5米，吊点间距不超过3米，不得用铁丝吊挂，管路铺设符合要求。

10、电工在打开开关之前，要先用随身携带的甲烷检测仪检验瓦斯浓度，打开开关后首先要进行验电。把开关把手打到闭锁位置，并验电，放电。坚持两人作业：一人操作，一人监护。

11、严禁带电检修或移动电器设备，检修电器设备前必须停电，开关把手打在闭锁位置,验电、放电，并挂有“有人操作不得送电”的警牌，并设专人看守，坚持“谁停电谁送电”，防止误送电伤人，检修完成送电前必须处理遗留在开关内的所有工具和材料。

12、严禁用其他物品代替保险丝。所有电器设备保护装置必须按设计进行整定，并

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保证其灵活可靠，

13、所有电气设备要上架上板。各个机电设备保护必须坚持正确使用。

14、供电电缆要按规定悬挂整齐，严禁堆放、缠绕、挤压和砸埋，对受放炮危害的电缆，放炮前必须进行保护性遮盖，各种电缆必须按规定接线或冷补。

15、所有机电设备保护装置必须按设计进行整定，并保证其灵敏可靠。坚持正确使用照明综保、煤电钻综保和皮带综保。并按规定进行试验、汇报，发现问题立即整改。移动配电点及皮带头要各配两个以上干粉灭火器和0.2m3沙箱一个。

16、每部溜子的机头、机尾必须打牢固可靠的压柱，压柱严禁打在电机或减速器上。各设备的部件齐全完好，溜子不缺刮板，严防溜子飘链。

17、工作面运输机头必须与转载机搭接合理，卸载高度不低于750mm，底链不拉回头煤，必要时安排专人清理回头煤坑。

18、行人跨越皮带、溜子的地方，必须设置过桥或过道（高度不小于1.5m）。 19、严禁在溜子机头正前方坐卧或停留，后溜未停电闭锁或未与溜子司机联系的情况下，严禁人员进入支架尾梁下方工作或停留。

20、工作面溜子、皮带严禁坐人和运送物资。特殊情况皮带运送柱梁等物资时，另行编制措施。

21、工作面架间、皮带机头、转载机头、配电点、小上山、车场等处按规定装设照明装置。工作面应设置能够闭锁溜子的语音信号，每隔10m一个。

22、液压系统完好，不漏液，泵站压力不小于30MPa，不大于31.5MPA，乳化液浓度3-5%。

23、运煤系统信号必须齐全完好，灵敏可靠，有声有光。溜子挡煤板、刮板、螺栓齐全完整，刮板不弯曲、不扭斜，链条松紧适宜，工作面溜子哑铃销子等齐全完整、紧固；

24、更换大件设备（包括：电机、减速机、齿轮等），需用倒链时，两端必须固定牢固，严防打滑；起吊点支护稳固可靠，起吊时，重物下方和可能滚落的方向严禁站人，且人员躲开倒链的甩动方向。 八、液压泵泵站管理措施

1、液压泵启动前，对泵的油位和乳化液箱的水位进行检查，坚持使用乳化液自动配比仪，严格掌握好配比浓度(3％～5％)。坚持泵空载启动，严禁泵反转。

2、保持泵站清洁，定期清洗过滤器及乳化液箱，乳化液箱要有箱盖，且不得随意

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打开，严禁杂物进入箱内。

3、两台泵应交替运转，每台泵连续工作时间不得超过八小时。

4、泵站压力定为30MPa，任何人不得随意私自调整压力，为保证液压系统的回液率，严禁用高压乳化液水管冲工作面，减少液压系统的跑、冒、滴、漏。泵站维护人员必须严格监视泵箱水位，防止吸空。

第七节 其 他

一、煤体注水安全技术措施

1、打眼前，必须检查瓦斯浓度，瓦斯浓度超过0.8%时，严禁打眼。

2、打眼注水前，必须坚持“敲帮问顶”制度，先检查顶板、煤壁、支架情况，确认安全后，并设专人观察顶帮的情况下，再进行打眼、注水工作。

3、打眼、注水时，人员严禁站在溜子内工作。打眼时必须设专人看顶监护，发现溜子拉大块煤或矸石、煤墙、顶板有片冒危险等不安隐患时，必须通知有关人员撤至安全地点，待处理好不安隐患后，再进行打眼、注水工作。

4、打眼、注水时，要悬挂好电缆和水管，防止掉入溜子内拉断或拉伤人员。 5、注水工作结束后，必须将电缆盘好 ，放置上、下巷安全地点。 6、其它依照《2006工作面煤层注水安全技术措施》执行。 二、钻孔施工安全技术措施

1、安装钻机前，应先检查巷道支护及通风等情况。发现问题及时处理，要对钻孔附近巷道加固，并清除杂物，疏通钻场积水。

2、钻机要安放平稳，打钻前，应上紧底脚螺丝，各机械转动部分要设防护栏、保护罩。严格按操作规程要求操作，保证设备完好。

3、工作人员衣帽穿戴必须整齐，袖口扎好，防止钻机伤人，钻进时动力头及钻杆下方后方严禁站人。

4、工作人员要精力集中，传清信号，并准确送电。

5、卸钻杆时，人员不得和牙钳站在同一方向上，严禁牙钳伤人。

6、严禁在施工点附近拆卸、敲打矿灯，敲打铁器等，防止产生各类明火花。 7、在钻孔下风侧1m左右处悬挂便携式瓦斯报警仪，便携式报警达到0.6%时，立即停止打钻。钻场内CH4≥0.8%时，停电并停止工作，待处理后瓦斯降到0.8%以下时，方可送电进行打钻工作。

8、通风队要派瓦检员检查瓦斯，发现瓦斯超限，立即停止作业。

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9、每班开工前，施工人员必须对电器设备检查一遍，发现问题及时解决，机电科按规定派专职防爆检查员对该地区电器设备进行监督检查，保证完好，严禁失爆，发现失爆，立即停产处理。

10、严格按打钻参数要求进行施工，并做好各项记录，及时上台账。

11、打钻时如发现顶钻、喷钻、卡钻现象或发现夹矸、断层、水、瓦斯异常等情况，要立即停止钻进，但不得拔出钻杆，应查明原因，进行处理，做好原始记录，并向有关单位和领导汇报。当喷孔严重时，要立即停电撤人，并通知钻孔下风侧人员立即撤到新鲜风流中。

12、打钻时要严格匀速钻进，特别是在进入煤层顶板前后，要慢速钻进，以免钻头顺着顶板下滑，使钻孔倾角减小，在打钻过程中若钻进困难，不准强硬加力，应慢慢推进。

13、在打钻过程中要根据煤层赋存条件，及时调整钻杆的仰俯角，确保钻孔在未遇到渣包的情况下，打到设计的深度。

14、巷道内卫生要经常保持清洁，所有钻具、设备及材料都必须码放整齐，保证巷道退路畅通。

15、打钻必须有队干在现场指挥，并严格按操作规程执行。 三、工作面综合安全防护措施

1、通风管理部门必须在本工作面，建立牢固可靠的反向风门，并采取措施确保通风系统稳定可靠。

2、监测队必须对该工作面监测系统进行检查，安装位置、报警点、断电点、断电范围及复电点的设置必须符合《煤矿安全规程》规定,并每周定期调校,保证测值准确、灵敏可靠。

3、本工作面必须按《作业规程》规定要求，在上下巷设置隔爆水袋，切实作好综合防护工作。

4、预备队负责在工作面上巷距离安全出口25～40m处安设一组数量为45个的压风自救系统，由此向外至五车场上平台口每50m一组5个压风自救系统，有人员工作的地点，按实际工作人员进行安装，反向风门外安设一组10个压风自救；工作面下巷距工作面50～100m，安装一组压风自救系统，数量为45个，由此向外每50m安装一组压风自救系统，数量为每组5个；另各泵窝、转载机头等有人员工作的地点安装一组压风自救系统，数量为2～5个。压风自救装置单个供风量不小于0.1m3/min。压风自救装置随

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工作面的推进及时拆除或移动，并做好日常检查维修，保证性能完好；如果供风不足或无风时必须停产。

5、进入该工作面的所有人员必须随身佩带隔离式自救器，并能正确熟练使用。 6、所有进入该工作面的人员，其所属单位，必须对职工进行作业规程知识再培训，掌握各项安全措施、熟悉工作面情况、牢记突出应急预案和避灾路线等知识。

7、当工作面出现煤与瓦斯突出预兆时，必须停止作业，撤出人员，切断工作面及上下巷的所有电源，汇报矿调度室，再研究制定补充措施。

第八章 灾害应急及避灾措施

第一节 灾害预兆及应急措施

一、煤与瓦斯突出征兆及应急措施 1、煤与瓦斯突出征兆 1）地压显现预兆：

煤炮声、支架声响、煤岩开裂、掉碴、底鼓、煤岩自行剥落、煤壁颤动、钻孔变形、塌孔、顶钻、夹钻、钻机过负荷等。

2）瓦斯突出预兆：

瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温异常、打钻喷瓦斯、喷煤粉、哨声、蜂鸣声等。

3）煤层结构及构造预兆：

煤层层理紊乱、煤层强度松软或不均质、煤暗淡无光泽、煤层厚度增大（特别是软分层厚度增大）、煤层倾角变徒、挤压褶曲、波状隆起、煤体干燥等。

2、煤与瓦斯突出应急措施 1）及时报告

由预备队跟班领导以最快的速度，通知工作面所有人员撤离，并及时向调度室电话汇报，调度室值班人员按《曹跃公司煤与瓦斯突出应急救援预案》要求，通知相关领导及科室负责人。

2）断电

调度室接到该面煤与瓦斯突出预兆报告时，立即通知监测队远程切断该面及两巷所有非本质安全性电器设备电源。若发生突出，必须根据受威胁区域范围情况，切断相应范围内非本安型电器设备的电源。

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3）突出时安全警戒设置

救护队接到通知后立即派人到主副井口、回风井口及其周围50m范围内检查瓦斯，武装保卫部立即在以上地点设置警戒，熄灭警戒区内一切火源，严禁一切机动车辆和无关人员进入警戒区域。

4）撤离

该工作面出现煤与瓦斯突出预兆或发生突出后，班组长、瓦检员、安检员立即组织人员以最快速度撤退到压风自救系统处并打开阀门，并迅速打开隔离式自救器并佩戴好，撤退到安全地点。

5）避灾

如果工作面人员自救器有效时间不足或撤离途中被堵时，要到井下各作业点专门设置的压风自救系统装置处暂避，并设法与外界取得联系以待救援。

6）制定措施

调度室接到突出预兆报告后，按通知顺序通知矿总工程师、主管领导及相关部室，制定防范措施，由救护队携带必要的装备到现场侦察。救护队现场观察前任何人不得进入该工作面。抢险救灾期间，必须保持原有的通风状态，不得随意停风或反风，不准随意启动灾区电器开关，不得敲打矿灯或扭动矿灯开关。

7）预案的解除

根据救护队现场侦察结果，总工程师及相关领导、部室对工作面进行突出危险性分析评估，确认无突出危险后，作业人员方可进入工作面。在恢复作业前必须采取针对性防突出措施，并经措施效果检验有效后，才可按“四位一体”防突措施组织施工。

8）本措施未提及的内容按有关规程、规定执行。 二、火灾预兆及应急措施 1、火灾预兆 1）人的直接感觉

(1)巷道出现雾气或在支架和巷道壁表面出现水珠。 (2)在巷道风流中出现煤油、汽油或松节油味。 (3)发火地点附近的煤炭温度，空气温度和水温高升。

(4)当空气上有毒有害气体浓度增加时，人在井下工作中感觉不适，如头痛闷热或身体疲乏、恶心等。

2）矿井空气成分的变化

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(1)一氧化碳出现，并逐渐升高。 (2)二氧化碳逐渐增多。 (3)氧气浓度降低。 2、火灾应急措施

1）立即通知灾区人员，按避灾路线撤出灾区，如有瓦斯煤尘爆炸危险时，应将所有受威胁人员撤到安全地点，尽快探明火源地点，范围和发生火灾原因，并采取相应措施，防止火灾或有毒有害气体向人员集中的巷道延。

2）要探明发火地点查明发火原因，然后积极组织人力，物力进行直接灭火，火灾初期用沙子，黄土、水、干粉式或泡沫式灭火器灭火器灭火，也可直接挖除火源彻底灭火。

3）检查瓦斯浓度与风流的变动，如有瓦斯爆炸危险时，通知灭火人员撤离安全区。 4）如果工作面发生瓦斯燃烧或采空区自然火，直接灭火无效时应迅速采取切断火区电源、短路，区域性反风，减少采空区着火点供养，然后及时封闭隔绝灭火。

5）无论是正常通风或增减风量、反风，风流短路，隔绝风流及停止主要通风机运转等，都必须做到：

(1)不能使瓦斯积聚，煤尘飞扬，造成爆炸事改。 (2)不能危及井下员的安全。

(3)不能使超限的瓦斯通过火源或不使火源蔓延到瓦斯积聚的地方。 (4)有助于防止火灾扩大，控制火势。

(5)在火灾初期，火区范围不大时，应积极组织人力物力控制火势，直接灭火，直接灭火无效时，应采取隔绝灭火法封闭火区，封闭火区时，应采取必要的措施防止瓦斯爆炸。

(6)必要时应将排水，压风等管路临时改为消防管路。

(7)井下各地点配备的灭火器材数量符合规定，使用方法及管理办法严格按照说明书执行。

(8)封闭火区时，应采用进回巷同时封闭的方法，火区封闭后应经常检查封闭的严密程度，保持两端压力平衡，防止向火区供养。

三、突水预兆及应急措施 1、预兆

1）煤层或岩层挂红出杆。

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2）空气变冷出现雾气。 3）能听到水叫声。

4）顶板淋水，短时间内明显增大。 5）顶板来压。

6）底板鼓起产生底板裂隙并出现渗水。 7）水色变浑发臭。 2、应急措施

1）撤出灾区及受到透水威胁地点的所有人员，应遵循“由低到高”的原则。 2）井下发生水害时，在水害地点工作人员及知情人要及时向矿调度室汇报，矿调度室及时向矿防水指挥部汇报，指挥部及时组织人员进行水害处理工作。

3）地测部要分析出水原因，查明水源和通道，提出水害处理方案，突水区要保证排水管路正常工作，机电科要保证排水设备的提供。供应科要保证水管处理过程中的物资供给。矿调度要保证指令及时下达。

4）因地制宜，有效地阻水，防止二次透水，扩大事故范围。 5）必须保证排水设备不被水淹。

6）在有流砂涌出时，应建筑滤水墙。有瓦斯从水淹区域涌出时，应制定排除瓦斯的措施。

7）组织救灾人员奔赴现场，抢险救人。 四、顶板事故预兆及应急措施

1、预兆断裂声、掉渣、尘雾大，支架下沉、发声、淋水及增大、瓦斯突然增大等。 2、应急措施

1）发生顶板事故后，首先应加固冒顶处的巷道，防止事态扩大，清理好退路，以备撤退，待顶板稳定后，设专人看顶，用准备好的坑木，按“井”字绞接实顶帮，并背严背牢，同时对支架进行补液，加强支架的稳固性。

2）抢救冒顶遇险人员时，首先直接与遇险人员联络，来确定遇险人员所在的位置、人数，如遇险人员所在地点通风不好，必须设法加强通风。在抢救中，必须时刻注意救护人员的安全，若觉察到有再次冒顶的危险时，首先应加强支护，有准备地做做好安全退路，在冒顶区工作时，要派有经验的人员专门观察周围顶板的变化，注意冒顶情况在清理矸石时，要小心地使用工具，以免伤害遇险人员。

五、瓦斯、煤尘爆炸预兆及应急措施

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1、预兆

当瓦斯爆炸时就要消耗大是的氧气，使附近的空气瞬间大量流向爆炸点，据亲身经历过瓦斯爆炸的人回忆，瓦斯爆炸前感觉到附近空气有颤动的现象发生，还会发出嘶嘶的空气流动声，这可能是爆炸前爆源要吸入大量氧气所致，这就是瓦斯爆炸的预兆。

2、应急措施

1）全力抢救遇难人员并引致安全地点。

2）组织救护队探明事故地点，范围和气体变化情况，查明有无引爆火源，并立即组织灭火，切断灾区电源，防止连续爆炸。

3）如无再次爆炸危险时，应迅速恢复巷道通风设施，进行正常通风，使有毒害气体符合规定，为抢险救灾创造条件。

4）发生突出事故时，不得停风或反风，防止风流乱扩大灾情，如果通风系统和通风设施被破坏，应设置临时风障，风门或安装局扇恢复通风，为处理事故创造条件，并采取预防风流逆转措施。

5）突出引起火灾时，应采取综合灭火，惰气灭火，如突出引起回风井口瓦斯燃烧，应采取隔氧措施将火扑灭。

6）排放突出区域瓦斯时，要检查回风流经过的火区情况，有条件时避开火区，排风井口50m范围内不得有火源存在，并设专人监视。

7）如有二次突出危险时，应撤出人员。

第二节 矿工自救与互救准则

1、井下发生灾害后，现场人员应迅速组织自救和互救，利用现场一切器材和条件，及时采取救护措施，尽量减少人员伤亡。

2、因事故造成自己所在地点有毒有害气体含量增高。可能危机人员生命安全时，必须及时正确的佩带自救器。或接至在压风自救处，佩戴自救器，迅速撤出。

3、在受灾地点或撤退途中发现受伤的同志只要他们一息尚存，就应积极抢救，并搬运到安全地点。

4、必须遵守“三先三后”法则，即对窒息或心跳停止不跳的伤员，先复苏后搬运，对出血伤员，先止血后搬运，对骨折伤员，先固定后搬运。

5、在灾区内避难待救时，所有遇难人员应服从领导分配，积极承担起自己的工作，精心照料伤员和其他同志，共同度过难关。

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第三节 避灾路线

进入工作面的每一个职工都要严格执行“三大规程”和“矿井灾害预防及处理计划”中关于灾害预防的规定。

工作面包括两巷突然发生自然灾害时，必须停机断电，人员要沉着冷静，一方面现场扑救，另一方面迅速向调度室汇报情况，当灾情较大，危及人员生命安全时，全体人员应在跟班队长和班长带领导下，以最快速度撤到安全地点，清点人数向矿调度室汇报。

一、水灾避灾路线 1、处于出水点上侧的人员

从出水点→2006工作面上巷→二二区皮带上山→二水平西大巷→二水平候车井筒→一水平大巷→一水平副井→地面；

2、处于出水点下侧人员如果距出水点近，能完全跨过出水点的，应尽量跨过出水点，从上巷撤出，否则立即

从工作点→2006工作面下巷→二0区皮带上山→二水平大巷→二水平候车井筒→一水平大巷→一水平副井→地面。

二、火灾、煤尘瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出避灾路线

工作面包括两巷发生以上灾害时，应迅速判明发生灾害点位置，灾情较小时上风侧人员要切断电源，积极组织救灾；灾情严重危及人员安全时：

1、处于灾害上风侧人员

从灾害点→2006工作面下巷→二0区皮带上山二水平大巷→二水平副井→一水平副井→地面。

2、处于灾害下风侧人员应，佩戴自救器

从灾害点→2006工作面上巷→二二区皮带上山→二水平大巷→二水平副井→一水平副井→地面（注沿途进入安全地方前不准摘掉自救器）；

其它作业地点人员按通知要求立即撤离，撤退路线由调度室根据火灾、煤尘瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出应急预案通知。

附：2006工作面火灾、瓦斯煤层爆炸、瓦斯突出避灾路线和避水路线图8-1。

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23415 采 区 巷 道 名 称15轨道上山15081轨道巷59切眼15皮带上山10615专用回风上山7回风巷1115081皮带巷15采区五车场8图 例撤撤15采区四车场低位钻场环形水仓水突水点撤撤火灾、煤与瓦斯突出及煤尘爆炸时撤退路线撤撤水撤水水撤撤撤水突水时撤退路线水双向风门爆火灾、煤与瓦斯突出及煤尘爆炸地点7281水撤撤撤水9水36撤撤水510撤撤水撤4撤撤水撤撤水撤撤水爆撤撤水撤11水水15081工作面撤

图8-1 2006工作面火灾、瓦斯煤层爆炸、瓦斯突出避灾路线和避水线路图

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附： 《2006工作面回采作业规程》编制资料来源和依据 1、《煤矿安全规程》相关条文 2、《操作规程》相关条文

3、《2006工作面供电系统图》 来源：义煤集团曹跃公司机电部 4、《2006工作面机电设备安装图》 来源：义煤集团曹跃公司机电部 5、《2006工作面回采地质说明书》 来源：义煤集团曹跃公司地测部 6、《2006工作面瓦斯综合治理说明书》 来源：义煤集团曹跃公司通风队 7、《曹跃公司2011年度矿井灾害预防措施与处理计划》 8、《义煤集团公司防治煤与瓦斯突出实施细则》

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作业规程学习和考试记录

负责人： 传达人： 贯彻时间：

参加人员 参加人员 姓 名 工 种 成 绩 签 字 姓 名 工 种 成 绩 签 字

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在册人数： 备注： 实到人数： 不及格人数： 缺习人数： 作业规程补充学习和考试记录

负责人： 传达人： 贯彻时间

参加人员 参加人员 姓 名 工 种 成 绩 签 字 姓 名 工 种 成 绩 签 字

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应到人数： 备注：

实到人数： 缺习人数： 69

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《2006工作面作业规程》 复查记录

复查时间: 复查地点: 参加人员: 复查意见: 复查人员签名:

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