21P1趴地板机采工作面设计说明书

1、第一章工作面概况第一节 工作面概况2号煤21P1工作面是在2103综采工作面因恶劣的地质条件而停产期间，为研究试验趴底板采煤机开采工艺而设计的工作面。该工作面是回收2号煤大巷南部区域边角煤，靠近井田南部边界，位于2号煤轨道大巷南翼，与*煤业公司井田相邻，西侧是国有空白区。地面相对位于*村南侧的河滩区域，以荒滩和农田为主，工作面穿过*河进入山林区，地面无重要建筑物。地面 标高+1459+ 1556米，井下标高在+1308+1260米。该区地质条件相对较好， 断层、陷落柱少，倾角小，比较适合该采煤工艺的研究试验。第二节 工作面四邻情况、采掘情况及影响范围工作面位置及井下关系表水平名称一水平采区名称

2、米区首米工作面地面标咼+1459 米+1556 米井下标高+ 1308+ 1260 米。地面的相对位置地面相对位于*村南侧的河滩区域，以荒滩和农田为 主，工作面穿过*河进入山林区，地面无重要建筑物。回米对地面设施影响将对*河水量会有明显影响，可能造成河流枯水。井下位置及相邻关系位于2号煤轨道大巷南翼，南面与*煤业公司井田相 邻，西侧为井田边界，与国有空白区接邻。倾斜长度（m）2640走向长度(m)80面积(m)51200第三节工作面参数走向长（m倾斜长（m）斜面积（m）煤厚（m） m容 重匚业储量（t）回采率（%可采储量（t）80640512000.871.35601349758330第四节

3、储量及服务年限、储量计算工作面可采面积：51200 m2采高： 0.87m煤层容重： 1.35t/m 3 工作面回采率： 97%可采储量二可采面积X采高X煤层容重X工作面回采率=51200X 0.87 X 1.35 X 97%=58330( t )、服务年限工作面的服务年限二（可采推进长度/设计月推进长度）=640宁72=9 （月）44第二章 地质概况第一节 煤层地质特征根据2号煤轨道大巷实际揭露，21P1工作面煤层结构简单，沉积较稳定 煤厚平均0.87m，煤层倾角变化不大，36°,平均4°,该层煤属特低灰、 特低硫、特低磷、高发热量、强粘结性的焦煤，是很好的炼焦用煤，为较

4、稳 定可采煤层。第二节 地质构造情况根据 2 号煤轨道大巷及皮带大巷实际揭露,该区未发现 1 米以上断层, 但落差在 0.5 米左右断层不能排除。在工作面中部即采区水泵房附近由于地 面相对为* 河道,且该处存在东北 -西南向断层裂隙,所以工作面存在淋水增 大的可能。第三节 围岩及其特征据现有资料显示,顶板多为泥岩或粉砂岩,泥岩可占到60%左右,厚度一般在1.70 m3.20 m,岩性以灰黑色、深灰色为主，裂隙不甚发育，浅部地 带具有风化裂隙,据煤矿调查,顶板为泥岩时,组成中等稳定的顶板。底板 多为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩可占到 60%-70%厚度在2.20m 3.50m, 般 可组成不稳定的底板

5、。附图 2-1 ：工作面煤层顶底板综合柱状图第四节 瓦斯、煤尘及自燃情况该工作面所在 2 号煤层，属低瓦斯煤层， 2 号煤回采工作面相对瓦斯涌出量为 3.01m3/t ，绝对瓦斯涌出量为3m3/min ；矿井相对瓦斯绝对涌出量4.47m3/t ，绝对瓦斯涌出量 8.46m3/min 。矿井无煤与瓦斯突出危险：煤层具有爆炸性，煤层自燃发火倾向属H级第五节 水文情况1、该工作面地表处于河滩地带，地面凹凸不平为山区，植被茂盛，*河属季节性河流，现阶段已基本枯竭，从工作面上方由东北向西南拦腰穿过。2、上覆含水层：山西组砂岩裂隙含水层位于 l 、2 号煤层以上，为煤层直接充水含水层， 含水层为较弱裂隙含

6、水层。3、工作面南部紧邻 * 煤业公司井田，存在部分采空区积水，但据资料 显示，积水区距离本工作面较远，一般不会对本工作面有大的影响。工作面 东部属于我矿老窑采空区，存在采空积水，但距离本工作面较远，一般不会 对本工作面构成威胁。4、 工作面回采高度为0.87m,距地表距离大于150m回采产生塌陷后 地表水及河道内水流会渗入工作面（主要为雨季） ，在回采过程中一定要密切 注意顶板的变化情况及顶板淋水情况,另一方面要积极采取有效的预防措施, 配备足够排水设备。第三章采煤方法第一节 巷道布置一、工作面技术特征21P1工作面，倾向长640m走向长80m本工作面采用倾斜长壁后退式机械化采煤方法。二、工

7、作面巷道布置工作面巷道原则上全部沿煤层布置，回风斜巷穿过2号煤顶板到1号煤,与1号煤回风大巷贯通。其断面及支护形式如下:巷道名称断面状掘进断面尺寸支护形式备注21P1皮带巷矩形3.6mX 2.05m锚网索喷有坡度要求21P1轨道巷矩形3.1mx 2.05m锚网索喷沿煤层21P1回风斜巷矩形2.6mX 1.85m锚网索喷有坡度要求21P1皮带顺槽矩形3.2mx 1.8m锚网索沿煤层21P1回风顺槽矩形2.5mx 1.8m锚网索沿煤层切眼矩形3.85mX 0.87m单体液压沿煤层附图3-1 :工作面巷道布置图及巷道断面支护图第二节采煤工艺一、工艺流程：进班检查-割煤（割煤距机窝 30m以上可开做已

8、割段机窝）-掺设跟机 支柱掺柱、攉煤移溜回柱放顶。二、施工工艺：破煤：采用 YRG3-100 型机组落煤，待滚筒全部切入煤壁后，在锚链牵引下进行 正常割煤，单向割一刀煤为一个循环，每一刀煤截深为0.80m。运煤：利用机组犁煤板和人工收煤方式将煤装入工作面 SGB-420/30 刮板输送 机送往21P1皮带顺槽800型皮带输送带，再通过21P1皮带巷800型皮带输 送带运往 2 号煤皮带大巷主皮带到煤仓。采高确定：根据地测资料，充分考虑煤质并兼顾机组过机高度等因素，故将采高确定为0.87m,机组滚筒（连切齿）直径为 0.75 0.87m。上、下机窝规格：机头机窝长 6m宽1.7m;机尾机窝长2.

9、5m,宽1.7m。 采空区处理：全部陷落法。工作面正规生产能力：W=LShrc=80 X 0.80 X 0.87 X 1.35 X 97%=73（t ）式中W正规循环生产能力：t ; L工作面长度：80mS正规循环推进长度：0.80m;h采高：0.87m;r 煤的视密度： 1.35t/m 3； c 工作面采出率： 97%第三节设备配置表2-1工作面设备配备表序号设备名称设备型号数量（台）容量（kw）用途1移动变压器KS-315/61320(KVA)向米面供电2高防开关PB2-6G1控制变压器3馈电开关DW-3503变电所低防开关4馈电开关DW-4001变电所低防开关5刮板运输机SGB-420/

10、30230采面、顺槽运输6煤电钻ZBZ-2.5Z21.2采面机窝钻眼7胶带输送机SJ-80 型280+40皮带顺槽、皮带巷8继电器JY 82-31瓦斯电闭锁9启动器QCZ-1202溜子开关10乳化液泵站1皮带顺槽11绞车JD-25225材料运输12启动器QBZ80N1绞车控制开关13甲烷断电仪TH-2003回风巷、工作面14电话防爆电话4上、下巷、2部皮带15机组Y RG3-1001100米面落煤16内绞JD-11.4KW314运料附图3-3 :设备布置图第四章 顶板控制第一节 支护设计一、根据工作面顶板岩性及相关技术资料，采面采用 控制顶板。二、工作面合理支护强度的计算：1、采面支护强度 P

11、t ：P t=kmy =7X 0.87 x 25=152.25 (kPa)2、支柱的有效支撑能力 PE：PE=KEPA=0.8 x 250=200kN3、采面支护密度 n:N= Pt / Pe=152.25/200=0.76 (根/m2)4、工作面支柱的柱距 a：a=1/nb=1/0.76 x0.80=1.05(m) 根据实际顶板情况及管理要求， 工作面支柱柱距取 式中 m: 采面平均采高 0.87m ；k : 采高厚度系数， k 取7；Y :顶板岩石容重取25KN/m；;KE: 支柱的有效支撑系数，单体液压支柱取 0.8； PA: 单体液压支柱的最大工作阻力取 250KN;b:工作面支柱排距

12、取0.80m等于机组一刀的进度。DW0单体液压支柱0.8m，符合计算要求800mm 柱距 800mm第二节 工作面顶板控制 工作面采用DW08型单体液压支柱控制顶板，排距 采用“45”排控顶方式，采面最大控顶距 4330mm最小控顶距3500mm工 作面人行道、材料道宽均为0.80m,溜子道0.8m,机道1.1m,以上各排支柱 排距允许偏差士 80mm柱距允许偏差+80mm切顶柱柱距不大于 0.45m。采面 端头、切顶柱等特殊支护柱距不得有正偏差。一、正常工作时期顶板支护方式2、两端窝头处使用n型梁掺设“四对八梁”进行支护，确保一梁四柱交 替迈步前进,其余段使用内注式单体液压支柱加木垫帽支护。

13、3、 最后一排支柱,保证切顶支柱间距不大于450mm。4、 采煤工作面端口第一排支柱距巷道支架的距离不得大于0.5m,当超过0.5m时必须使用n梁沿掺设，一端用单体液压支柱支护，另一端必须搭接在 过河抬梁上并加以稳固。二、工作面特殊时期的顶板支护1、采面初次来压前，严格执行好21P1采面初采安全技术措施。2、采面若遇顶板破碎时,其区域附近 5.0m 范围内必须将柱距缩小且不 得大于0.7m，破碎处视采面具体情况，增掺点柱作为加强支护。3、若采面底板较软或支柱出现钻底现象时,软底和钻底区域的支柱必须 使用木踩子。4、根据对周边采区矿压观察情况，周期来压距离为 20-25m,若出现沿采 面倾向12

14、m左右悬顶时，采用人工放顶措施，届时另制定专项措施进行处理。第三节 端头及两巷的顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的超前支护采面上、下出口煤壁以西20m范围内按0.8m间距打设超前液压支柱配合n型梁。每根单体柱必须使用不小于 25m的连锁装置（超前煤壁20m滞后切顶线5m,并覆盖整个端口）二、工作面安全出口的管理采面上、下出口超前支护不得小于 20m每根单体柱必须使用防倒链，确 保单体柱不会倾倒伤人。机头端口处转载溜机尾必须及时回撤，不得滞后工 作面切顶柱3个循环。出口处浮煤必须及时运出，堆积高度不得高于高于工 作面煤溜机头溜槽。三、支护材料得规格数量及管理支护材料得使用及备用表：名称型号使用量

15、备用量单体液压支柱Dw080100单体液压支柱Dw060100单体液压支柱Dw1062060单体液压支柱Dw-2416020n梁HDC-2800808木垫帽350X 200X 150mm1 1000100踩子木踩子：300 x 120x 60mm0100所有备用支护材料堆放点距上、下出口处不得小于20m堆放处不得有淤 泥、积水，且保证顶板完好。材料堆放整齐，不超过巷道断面的 1/3，不影响 运输、通风及行人，所有备用支护材料必须挂牌管理。附图4-1 21P1采面平面正规布置及支护示意图第五章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式工作面使用SGB-420/30型刮板输送机，皮带顺槽使用

16、800型皮带输送机 加1台SGB-420/30型刮板输送机，皮带巷使用 800型皮带输送机。二、运煤路线工作面出煤-21P1皮带顺槽转载溜-800型皮带输送机-皮带巷 800皮 带输送机t 2号煤皮带大巷皮带机煤仓主斜井皮带机运至地面。三、材料运输路线地面材料装车-副斜井-+2号煤车场-2号煤轨道大巷-21P1轨道巷- 21P1 回风顺槽。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=100qk=100< 0.48 X 1.5=72 (mVmin )式中 Q 采煤工作面所需要的风量，72m3/min ；q 采煤工作面回风巷风流中绝对瓦斯涌出量，3

17、m3/min ；k采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，K采瓦取1.5 ;( 2)按工作面适宜条件计算Q=60vS=60X 1.0X 3.741=225(m3/min )式中S 采煤工作面最大断面(采高X最大控顶距)，3.741m2;采煤工作面适宜风速， 1.0m/s ；(3) 按工作面每班工作最多人数计算：Q=4n=4X 30=120 (mVmin )(4) 按一次爆破最多使用炸药量计算：Q=25A=2豕 2.7=67.5 (nVmin )式中 A 采煤工作面一次爆破最多使用的炸药量 2.7Kg;(5) 按最低风速验算：a. 工作面最小风量：Qmin=15S=15< 3.74仁56 (ml/m

18、in )b. 工作面最大风量：3Qmax=240S=24®3.74仁898m7min )59.6m3/min < Q采w 898mVmin(7) 确定工作面实际需要风量 :工作面实际需风量为 250m3/min 。2、通风路线采面通风方式为“U通风。工作面通风系统的拟定及路线：新风-2号煤皮带大巷-21P1皮带巷-21P1皮带顺槽-21P1工作面- 21P1回风顺槽-21P1回风斜巷-1号煤回风大巷-回风斜井-地面。二、瓦斯防治1 、瓦斯检查瓦斯检查必须严格按要求进行设点检查，填写牌版和手册，并向地面监 测部门汇报。2、瓦斯监测T0悬挂在工作面距回风出口 35m的煤壁侧。T1悬

19、挂在21P1回风顺槽工 作面回风出口以东w 10m处；T2悬挂在21P1回风顺槽出口(回风斜巷入口)以西1015m安全地点。报警浓度：T。、T2均1.0%;断电浓度：To、Ti> 1.5%, T2> 1.0%;复电浓度：To、T2均小于1.0%;断电范围：T。、T2为采面及回风巷内全部非本质安全型电气设备电源。此外，采面两巷距穿口以西距工作面煤壁 1520m处各安设一台直通地 面调度室的本质安全型电话，采面电话机位置随采面推进顺移。三、综合防尘1 、防尘管路皮带巷及轨道巷及采面两巷各安设一趟 50mn镀锌静压水管，21P1皮带 巷及21P1皮带顺槽每50m21P1轨道巷及21P1回

20、风巷每100m设一个三通阀， 并在各阀上配备冲洗粉尘装置。2 、防尘措施运输巷落煤点及各转载点必须设置喷雾洒水装置。 21P1 皮带顺槽和回风 顺槽位于采面出口以西30m处各安设一组防尘喷雾。3、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施采面两巷按相关要求各安设 2 组隔爆水棚。第一组距巷道开口处 50-75m， 第二组距工作面煤壁30m第二组随工作面推移而同步外移。第三节 自救、人员定位系统一、压风自救系统分别由2号煤皮带大巷和2号煤轨道大巷压风管路连接敷设一条 DN50钢 管进入皮带顺槽和回风顺槽，并每隔 50-100米安设供风三通阀门，作为工作 面风源。采面上、下端口以西 30-50 米安设一组压风自救系统

21、，此处以西 200 米处再安设一组压风自救系统。二、供水自救系统回采工作面每隔200mv500m安装一组供水阀门。特殊情况或特殊需要时，按 要求的地点及数量进行安装，宜考虑在压风自救就地供水。应在饮用水管处或在各 个供水阀门处安装净水装置，以满足饮用水的要求。饮水阀门高度：距巷道底板一 般1.2m以上。饮用水管路，埋设深度50cm以上。饮用水管路尽量水平、牢固，安 装。供水阀门手柄方向一致。供水点前后2m范围无材料、杂物、积水现象。宜设 置排水沟。采面上、下端口以西 30-50 米安设一组供水自救系统，此处以西 200米 处再安设一组供水自救系统。三、人员定位系统 各个人员出入井口、采区、采煤

22、工作面及掘进工作面等重点区域出入口、 限制区域、爆破区域出入口等地点必须设置读卡器，并能满足监测携卡人员 出入井、出入重点区域、出入限制区域的要求。第四节 供 电一、供电系统 采面设备由采区变电所供电。第五节 排 水根据地质资料显示，该区域内本无大的水患，但在采掘过程中可能有顶板淋水增大现象，容易产生积水，故需在 21P1 皮带顺槽内皮带机尾， 21P1 回风顺槽工作面出口处需安设水泵进行抽水。两巷水泵分别采用18.5KW的潜水泵两台，一台使用，一台备用。两巷分别敷设一趟 DN75钢管作为排水管道至 2 号煤皮带大巷和轨道大巷， 在突发水害事故不能满足排水能力时， 可以使用 压风、供水管道作为

23、排水管道作为应急使用。附图 5-1 ：供电系统图附图 5-2：通风、运输、监控、通信、自救系统图第六章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式本工作面采用“三.八”工作制，采用“ 4-5”控顶，每日推进度为2.4m二、劳动组织表6-1劳动组织表序号工种班次合计一二三1割煤司机22262端头支护工22263溜子司机22264打眼放炮工11135皮带司机22266排水检修工1 （兼）1 （兼）1 （兼）7掺柱工444128攉煤工444129移溜工4（兼）4（兼）4（兼）10班长111311跟班队长11131213合计19191957第二节 采面重点工序盯防职责 表6-2 米面重点工序盯

24、防职责采面重点工序盯防职责工序名称盯防责任人割煤、掺跟机柱值班队长采面支柱整改班长靠机组、展移“四对八梁”、换切齿值班队干移溜、掺柱班长负责，安瓦员监护安全回柱放顶两长一员必须在现场米面放炮安瓦员超前支护安瓦员或值班队干设备故障处理及更换值班队干统指挥第三节作业循环表5-3作业循环表时间采长16 18 20 22 8101214机尾 104m9207采面机头0m进班检查、准备I|割煤机割煤收浮煤 回柱放顶 掺跟机支柱、改柱|移溜支护丨做护巷磴丨 打机窝第四节经济技术指标表5-4工作面主要技术经济指标见表序号项目单位指标1工作面长度m802工作面可米倾斜长度m6403采高m0.874煤层生产能力

25、T/m21.175工作面回采率%976循环进度m0.807昼夜循环个数个38循环率%> 859循环产量T/循环7310平均日产量T/天22011平均月产量T/月660012月推进度m/月7213炸药单耗kg/kt3014电管单耗个/kt7015坑木单耗RT/kt<316支柱消耗率%<317发热量大卡/T第六章 安全质量标准化与煤质管理第一节 安全质量标准化一、工程质量1、生产科负责好规程、措施的编制。根据采面的变化情况严格制定每月 的复审。2、每班由值班队干负责采面的质量检查、督促、验收。3、严格执行矿、队质量管理奖惩制度。4、工作面保证“三直一平两畅通” ，支架端面距、架间

26、距、端头支护、 出口支护、尾巷支护、超前支护符合作业规程要求，凡不符合要求当班必须 现场立即整改合格。二、安全管理1、各特殊工种必须持证上岗。2、各种安全设施完好可靠，并符合相关规定。3、通风系统、风量、瓦斯监测系统安全可靠。4、采面必须备足所需各种支护材料。每隔 2 个木垛放置一根撬棍，长度 不小于 1 米。三、文明生产1、文明生产实行区域定人负责制。2、材料、设备的堆码及缆线的悬挂严格标准按集团公司标准化的有关规 定执行。3、各队必须明确有专门的标准化负责人员，每日对两巷的标准化工作进 行维护。工作面内的标准化工作由每班的值班队长负责指挥人员作业并保证 标准化质量。四、采煤专业“十条红线”

27、1、两巷净高必须达到 1.6m 以上。2、两巷无连续三根锚杆或三担支架失效（或失稳） 。3、上下巷超前支护距离、质量符合作业规程规定。4、严禁空顶作业。5、更换机组截齿或处理机组时，离合器必须脱开，开关打到零位。6、严禁工作面内人员未撤出进行放炮作业。7、上下安全出口 （包含上、 下机窝）断面规格及支护达到作业规程规定8、支护材料备用数量、规格、材质符合规定。第二节 煤质管理措施一、凡是块度大于15c m的矸石，必须拣选甩至采空侧，严禁装入刮板运 输机开入煤仓。二、割煤中加强对机组的塞垫，保证扫底或顶量不超过 200mm。三、加强工作面顶板管理，及时支护，严格工程质量管理，防止顶板垮 塌，最大

28、限度减少开采污染。四、加强工作面浮煤回收，合理洒水。第七章 安全技术措施第一节 一般规定一、严格规程措施的贯彻实施，所有施工人员必须学习本规程，并经考 试合格后方可上岗。加强队干及安监员现场跟班，严格执行班前会制度，交 接班制度，一班三汇报制度，质量安全动态检查班评估制度，材料跟踪管理 制度及机电设备维修保养制度。二、严格执行安全学习制度，敲帮问顶制度，巷道维修制度，瓦斯、煤 尘管理制度，放炮管理制度及机电设备安全运行管理制度。三、所有技术工种、各种司机、放炮员都必须经过业务培训，并持证上 岗。第二节 机组组操作及维修安全技术措施一、采面割煤：1、YRG3-100 型机组采用锚链牵引进行割煤，

29、跟机按钮随机移动，其距机组 不得大于3m割煤时必须加强割煤司机、传料人员两人之间的联保工作，割煤司 机在随机组推进按不大于1m柱距掺设跟机点柱，掺柱人员与机组的间距不得大 于0.8m。割煤过程中，要注意直、平并严格控制采高，防止工作面出现过度弯曲 或顶板出现台阶式状况，注意防止割到支架顶梁或其他设备。2、割煤前值班人员必须对锚链及稳固戗柱进行彻底检查，若有破损或断裂等现象必须立即进行处理。在割煤过程中为防止锚链断裂弹伤作业人员， 机道内作业人员必须尽量避开牵引锚链，以免伤人。3、采面严禁使用机组对其它设备进行牵引， 机组不得携带任何附属设施。4、割煤时若遇顶板破碎、煤层变薄或遇到顶板有滴水时，

30、应减慢机组牵 引速度，采用挂梁或缩小柱距的方式进行效果支护，支护未完善前严禁进行 割煤。若遇有顶板垮落或片帮严重造成大块岩石垮落于机道内时，必须停机， 先由作业人员进行人工破碎和处理后，方能继续割煤。5、机组在割煤处理退刀问题时，严禁使用金属支柱或铰梁，只能使用木 质材料进行抵靠。6、割煤后因局部采高较高而留下顶、底煤时必须立即进行处理。当局部 顶、底煤厚度在100200mm寸，人员可在有效支护下用单头将顶、 底煤凿掉 当顶、底煤厚度较厚，硬度较大时可采用小炮形式将顶、底煤放下（炮眼深 度不大于1.2m，装药量不超过1条），放炮作业中严格按爆破要求执行。7、人员在新机道攉煤时，掺设跟机支柱的人

31、员必须站到老机道，在铰梁的有效支护下（铰梁梁端距煤壁的距离不得大于400mm,背对溜子道进行作业，期间头部不得伸出梁端以外。若遇到顶板破碎或有大块浮岩时，人员必 须在有效支护掩护，先进行敲帮问顶，对刁放不下的浮岩，必要时视具体情况采用加掺点柱或使用n梁进行支护。若攉煤区域采用点柱支护时，点柱掺 设间距按0.7m掺设，挑板规格使用（350 X 70x 50mr）人员站位应在支柱掩 护之下，若需超出掩护下的区域作业，人员必须先进行敲帮问顶，再掺设好 临时点柱方可进行作业。8、攉煤工在新机道内攉煤时， 首先仔细检查自身站位的顶板及支护情况， 做好敲帮问顶工作，保证退路畅通。攉煤必须在有效支护下进行作

32、业，支护 未搞好前严禁进行攉煤。攉煤后，掺柱人员必须做到收一空掺一空。二、基本操作1、机组必须由专职人员进行操作，未取得相关安全资格证书的人员严禁 操作机组。2、每班进班前必须由包机组人员对机组进行彻底检查，确保各部件完整可靠，无缺油、漏油等现象，发现损伤，及时处理。采煤机的橡套电缆必须 严加保护，避免水淋、撞击、挤压和炮崩。3、在打设机组的牵引锚链时，牵引锚链的固定必须严格把关，稳固柱由 特制的 11 号工字钢掺设于实底且牢固，掺设稳固柱前必须在顶板凿窝，掌握 好稳固柱掺设迎山角度将其顶在顶板，且必须在其下方掺设好12根戗柱，严防稳固柱因歪斜、不迎山而发生事故。严禁用巷内支架或锚杆代替稳固柱

33、。 拉紧牵引锚链前，必须先发出信号，且轻微收紧后立即放松并等待1min以上, 重复三次，防止牵引锚链夹、卡、弹跳或断链伤人。特别是机组改变牵引方 向时，必须确认机道内无人后，才准改变机组牵引方向。牵引锚链两端的稳 固柱必须牢固，稳固柱旁边严禁有人，采面所有人员不得在紧牵引锚链时在 机道内作业，严防弹链伤人事故的发生。4、锚链打设完成后， 必须将牵引支柱用防倒绳栓好， 防止牵引支柱倒落。 并在采面内按每隔15m掺设一根夹柱（即带帽点柱将锚链索于支护与煤壁之 间）。5、开机前要先喊话， 并发出相应的预警信号， 仔细观察机组周围的情况， 确认无不安全的因素时方可开机。6、机组发出异常声响或过热以及其

34、发生严重振动时， 必须立即停机检查， 待处理好方可继续开机。7、机组停机时，应先停牵引，再停电动机。机组停靠处，必须保证顶板 完整，若因特殊情况停靠处顶板破碎时，必须加掺n梁对顶板进行支护，有 效保护机组。8、除紧急情况外，不允许在停止牵引前用停止按钮、隔离开关、断路器 或紧急停止按钮来直接停止电动机。9、工作面瓦斯、煤尘超限时，应立即停止割煤，必须按规定停电，撤出人员三、更换机组1、更换机组时必须由“两长一员”进行现场指挥作业。2、机组在牵引出或进入工作面前，必须对沿途的顶板及支护情况进行彻 底检查，对有可能撞倒或可能垮落的岩石必须立即整改。并在牵引沿线必须 安设好警戒，确保无无关作业人员进

35、行牵引区域。3、在对牵引锚链及其他设备进行检查，确认无隐患后方能牵引。4、牵引过程中，要执行好安全喊话制度，若牵引过程中出现机组打倒支 柱等情况时，监护人员必须立即停止牵引，将机组开关打到零位，责令人员 在有效支护下进行整改。5、若因上、下台或牵引沿途有高低起伏时，必须先使用枕木、工字钢、 岩石等物将运行沿线填充平整，避免造成因落差或起伏大而损坏机组。6、机组过穿口前，需抖掉工字钢，并使用 2担抬梁对顶板进行加强支护，并做到背顶严实。机组牵引工作完成后，对抖掉的支架，必须立即恢复。四、更换切齿1、更换采煤机截齿的工作必须由采煤机司机负责，监护人员必须由值班 队长进行监护，监护位置在离合器操作手

36、把处并远离刮板机的位置。2、更换截齿前必须停止工作面刮板机的运行，并确认刮板机开关手把打 在“0”位，并挂“有人工作禁止送电”的警示牌，由刮板机司机守护刮板机 开关手把，没有接到采煤机司机的通知，禁止合上刮板机开关手把。3、更换截齿必须由两人共同完成，负责更换截齿的人员和操作采煤机按 钮的人员必须是同一人，监护人在换截齿人员的指挥下负责操作离合器，并 监护换截齿人员工作附近的顶板等环境安全，守护不得有其它人员靠近机组 按钮，且随时注意自身安全。4、换截齿时，必须保证采煤机滚筒附近 3m 范围内、换截齿人员活动路径附近3m范围内、监护人员附近3m范围内护帮护顶，保证不片帮、不垮顶。5 、若不能通

37、过手盘滚筒来换剩下的截齿，必须由换截齿人员本人到机组 牵引部操作按钮使滚筒旋转至指定位置6、采煤机更换截齿原则上只能在机窝里面进行，如果中途由于截齿损坏 需要更换截齿，必须经值班队长同意后，安瓦员在现场监督下进行。操作人 员必须保证在有效支护下进行，在座机过程中、 卸、掺支柱过程中， 随时“敲 帮问顶”，防止“漏裆”岩子。第三节 采面移溜、掺、回柱安全技术措施一、移溜：1、工作面采用钢丝绳移溜器整体移溜。移溜前必须刁净溜子两侧的顶底 煤并收净浮煤。如工作面底板起伏不平时，凸出使用单头进行凿平，凹处使 用煤矸进行填充。且移溜前必须准备一定数量的备用坑木和备用支柱。2、移溜顺序方向必须与割煤方向相

38、同，严禁从两头向中间或从中间向两 头进行。3、整体移溜时，移溜段与已抖柱段的总长度不超过 30m。4、移溜前，必须先回撤溜子的稳固支柱。然后掺好钢丝绳移溜器滑轮牵 引支柱。并把钢丝绳两端挂钩分别钩紧机头（底槽边缘）和刮板链，点开溜 子使其移动至新溜子道。最后重新掺牢稳固支柱。5、掺设钢丝绳移溜器滑轮牵引支柱时，必须保证支柱有足够的初撑力， 且一次移溜向煤壁方向的移进量不得超过 0.85m。6、移溜过程中严禁任何人员空顶作业。所有作业人员都必须在可靠支柱 的掩护下进行移溜作业。7、采面移溜时，必须停止抖柱、移溜区域上下 15m范围内与移溜无关的 其它工序人员必须全部撤出移溜区域。8移溜时，必须回

39、撤一段支柱（不大于2om移一段溜子（不大于2om移溜点与掺柱点的间距不得大于15m掺柱点与掺柱点的间距不得大于 5m9、溜子的信号必须统一：一停，二开，长铃为事故信号。检查工作地点 的支架、顶板情况，检查运输机上是否有人作业或其他障碍物。检查溜槽搭 接是否吻合，有无坏槽或漏煤，溜子安装是否稳固、平直。10、工作面顶板破碎或有大块浮岩时，必须使用n梁架设超前抬棚，保 证支护可靠后方能进行移溜作业。若顶板非常破碎或遇大帽盔、大涧槽造成 整体移溜难度较大时，必须解体移溜 , 且中途不得停工做其它工作。11、架设超前抬棚时，可分段架设或全部架设，棚距为 0.8 m但超前抬 棚必须完全支护新旧溜子道顶板

40、。12、解体移溜时，先将溜子的刮板链、溜槽分段拆卸，并将其平移到新 溜子道逐段安装、联接，最后试运转。在解体移溜过程中，不得回撤或撞倒 支柱。13、每次移溜后必须保证溜子铺设质量，做到平、直、稳并按规定保证 机道、人行道宽度。移溜完成后，整个溜子保证全部位于溜子道内靠炭口排 支柱。二、掺柱安全技术措施1、采面使用支柱时，必须严格筛选，不合格支柱严禁使用。采面使用中 发现卸载、变形、部件不全的支柱时必须及时运出工作面。2、 掺设支柱时必须采用升柱把手，支柱沿倾斜方向必须有1020的迎山 角，禁止将支柱掺在浮煤或浮矸上，支柱要有柱窝，若底板岩石松软和顶、 底板有滴水或浸水时掺柱必须使用踩子。3、工

41、作面采用“ 45”控顶方式，割煤掺柱严格按以下工序作业：正规 支护情况（即 4 排支柱）割煤，由割煤司机掺设临时点柱挂梁、掺柱工在后 按正规系统掺设支护，收煤工在有效支护下进行收煤，然后移溜改柱后，按 作业规程要求进行回柱。4、采面铰接顶梁必须铰接，若采面进度与铰接顶梁不吻合时，只能通 过调整每刀煤的进度对其进行调整，不得采用铰梁整体不铰接的方式进行调 节。5、掺柱过程中若遇顶板破碎处， 视具体情况缩小柱距为 0.7m, 必要时使 用n梁作为加强支护。三、回柱的安全技术措施1、工作面达到最大控顶距时 , 进行回柱工序。必须做到先展移木垛（木 垛移至距煤壁第三排与第四排支柱之间）后回柱，回柱点与

42、移溜掺柱点间距 不得小于50m移木垛点与回柱点间距不小于 8m2、回柱前必须先检查顶板情况，清理松动的浮矸和通道。作业地点前后 支柱、铰梁支护不合格时必须提前加固，在顶板破碎和压力较大的地点进行 回柱作业时，必须补打临时支柱进行支护。3、回柱工序必须安排专人进行作业，每组回柱人员并有“两长一员”其中一人现场监护。其中一人回柱，另一人掺切顶柱，两人间距不得大于5m。 2组以上人员进行回柱时，每组回柱人员的间距不得小于15m。4、回柱时用长柄工具拉动卸载把手，使活柱缓慢下缩。回下的支柱用长柄单头或长铁钩钩出。严禁直接用手拉动有冒顶危险支柱的卸载把手，以免 活柱突然下降，造成冒顶。活柱下降后，要防止

43、支柱倒向老空区，并用长柄 工具将其拉住。5、回柱时，回柱人员必须站在有效支护下进行作业，且距所回支柱的距 离必须大于所回支柱的支护长度。如局部地点顶板破碎时，必须先在该处掺 设好替柱或打上木垛后，才准进行回柱，严禁空顶作业。6、回柱过程中，如果顶板突然来压或遇到其它险情时，必须停止回柱， 迅速撤至安全地点，待顶板稳定后再进入工作地点继续作业。7、回柱过程中如遇到死柱，回柱困难时，必须先在该处掺设好替柱或打上木垛后，采用卧底或挑顶的方法取柱，严禁放炮或机械回柱。8、回出的支柱，要整齐地平放在材料道内，不得堵塞退路和人行道。第四节 顶板管理安全技术措施一、顶板管理1、每班作业前，现场“两长一员”一

44、起对工作面的安全情况进行一次全 面检查，确认无安全隐患后，才准职工进入采面作业。2、采面作业人员必须做好自主保安和互助保安。作业前，必须首先检查 作业范围内的顶板和支护情况，对离层的危岩先刁放再支护，支护未搞好， 不准作业。在作业过程中，作业人员必须集中精力，时常“敲帮问顶” ，且相 互提醒安全，坚持经常性的安全喊话。3、若人员需进入机道内作业时，进入机道时首先确保整个机道无煤、矸 堆积，然后“敲帮问顶” ，清理好退路。作业区域使用铰梁支护时，人员必须 在铰梁的有效支护下进行作业。若作业区域因采高低于0.6m，使用点柱支柱时，人员必须再在作业点附近掺设好 23根临时护身点柱（柱距为0.7m）后

45、, 方可进入机道内作业。4、采面如遇帽盔、涧槽时，值班队长要组织有经验的同志并亲自指挥进 行处理。根据现场情况，能刁放的必须刁放，不能刁放的必须在其下方加密 支柱或打上木垛，并在附近显眼处打上文字标识，提醒作业人员注意安全。 所有作业人员严禁正对危岩下方作业。5、机道内顶板破碎点，必须掺设临时点柱支护，顶板有岩石离层时必须 尽量刁放，对刁放不下的使用好n梁。6、处理危岩时，必须两人联保，一人刁放、一人监护安全。且预先撤离 处理点下方作业人员，并掺好临时护身点柱、找好退路后，才准进行危岩的 处理工作。第五节 砂磴填充安全技术措施一、两端口爆破做出机窝，当达到最大控顶距时，进行充填砂磴工序。二、充

46、填砂磴必须两人联保作业，一人监护安全、一人取砂填充。进入 充填作业地点前，必须先检查工作活动区域的安全及支护情况，刁放危岩、 掺设好护身柱，确认安全后方可进行砂磴砌筑工作。三、砌筑砂磴前，应先清除充填带内的浮煤及顶底煤，并紧靠原砂磴由 下向上砌筑，边充填、边回柱，每充填一空才能回一空的柱。回柱充填工作 必须在新旧砂磴和邻近支柱掩护下进行。顶板破碎时，充填靠近支柱并加密 支护，掺好替柱，砂磴接顶后才能回柱，一次只能回撤一根支柱，严禁一次 回撤两根及两个以上的支柱造成大面积空顶作业。四、上、下护巷砂磴宽度均为 3m砌筑的材料来源主要用块矸或编制袋 装劣质煤、严禁人员进入采空区取砂。用编制口袋砌筑时

47、，编制口袋必须按 倾向方向布置，用矸石砌筑时，矸石与矸石间要嵌合严密，砂磴内用矸砂、 细砂充填。两端口按割一刀煤打一次磴，机头最大控顶距不得大于 6.15m,机 尾最大控顶距5.3m。上、下护巷磴每隔20m砌筑一轮矸石磴，砌筑矸石磴时， 严禁使用浮煤编织袋砌筑。五、砂磴必须紧实封棚,接顶严密,四棱上线,接顶处及所有缝隙,严禁 砌空心磴,不得在磴内充填煤和支护材料。六、不得任意缩小砂磴尺寸和改变砂磴形状,严禁拆老磴矸石来砌筑新砂 磴。七、穿口处底板因爆破震松或过度倾斜不能砌筑砂磴时,允许适当将护巷 磴向采面内提，但上提后的空间必须按 0.6m的间排距掺设木点柱，该木点柱 不回撤。八、在移溜工序未

48、完成前,两端口严禁进行打磴作业。打磴期间严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业。打磴后必须保证人行道畅通。九、若工作面顶板来压，工作面所有人员必须迅速撤离到安全地点，待顶 板压力稳定，经值现场班队干和安瓦员共同确认安全后，方可进入工作面进 行作业。第六节 防治水、火、瓦斯事故的安全技术措施一、当发现工作面有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水 响、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有 臭等异状）时，必须停止作业，采取措施。二、煤尘1、每班作业完毕后，必须对转载点附近 20m范围内的粉尘进行冲洗。每 周必须对两巷进行一次全面彻底的冲尘 （或清扫 ）工作（特殊情况

49、下做到有尘 比冲）, 确保巷道、设备、材料及缆线等不得出现煤尘堆积。2、运输机司机在设备运行时，必须使用好转载点的洒水降尘装置及防尘 喷雾装置。3、作业范围内使用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁 桶内，并由专人定期送地面处理，不准乱放乱丢。任何入井人员不得携带任 何点火物品、烟草及穿化纤衣物入井。三、瓦斯1、工作面运煤巷及回风巷必须加强维护，经常清理，保证足够的通风断 面。2、加强通风设施的使用、 检查和维护管理， 严禁任何人员翻越调节风窗， 过风门时做到要随开随关，严防风流短路。3、加强工作区域内的电器设备管理， 杜绝失爆现象。 使用中的防爆设备，要求螺栓齐全紧固，防爆面清洁光

50、滑无锈，未接线的电缆喇叭口有挡板，不失爆。电缆要悬挂好，接头规整5、工作面运煤巷、回风巷、进风巷要设甲烷自动报警断电装置，甲烷超 限时切断电气设备电源。6、工作面爆破必须严格执行“一炮三检制” 、“三人连锁放炮换牌制”和 “放炮断电汇报请示制度”，爆破点20m范围内瓦斯浓度达1%寸不得装药放炮。7、加强隅角的瓦斯管理，安瓦员必须严格认真的对隅角进行瓦斯检查， 发现瓦斯浓度偏高必须及时采取有效措施进行处理，防止隅角瓦斯积聚或超 限。8、若采空区悬顶造成采面风量不足或采面瓦斯超限时， 现场“两长一员” 必须停止作业，撤出人员、切断电源、设置警标，并及时汇报调度室。第七节 爆破安全技术措施一、所有爆

51、破人员，必须熟悉爆炸材料性能。井下爆破工作必须由专职 并取得合格证件的爆破工担任。爆破必须严格执行“一炮三检” 、“三人联锁 放炮换牌制”和“放炮断电汇报请示制度” 。二、爆破工必须依照作业规程编制的爆破说明书进行爆破作业。采用正 向装药结构进行爆破，严禁反向装药。爆破使用的毫秒延期电雷管总延时不 得超过 130ms。三、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加 锁。严禁乱扔、乱放。爆破时必须把材料箱放到警戒线以外的安全地点。四、当工作面的控顶距不符合作业规程的规定，或者支护不齐时严禁爆 破。五、放炮母线必须使用铜芯线且用绝缘双线，不得出现明接头和裸露现 象，不准与金属物体接

52、触，不得与电缆、电线等导体接触。放炮母线必须随 用随挂，且爆破前、后必须扭结短路。六、发爆器及把手（钥匙）必须交由安瓦员随身携带，严禁转交他人。 不到爆破通电时，不得将把手（钥匙）插入发爆器内。放炮员爆破后，必须 立即将把手（钥匙）拔出，摘掉母线并扭结成短路并将发爆器及把手（钥匙） 立即交给安瓦员。七、装药时必须采取连续装药，药卷之间不得留有间隙，装药后必须装 两各水炮泥。炮眼剩余部分要用黄泥封实填满。八、爆破连线必须是串联，严禁采用其它联线方式。九、工作面爆破采用分组一次装药，分组一次起爆。严禁一次装药，分 次起爆。严禁在一个采煤工作面使用 2 台发爆器同时进行爆破。十、放炮地点必须位于新鲜

53、风流中，放炮母线长度必须大于 60m放炮前必须在能够进入放炮区域的所有通道由班长派遣责任心强的工人到布岗点安 设警戒，警戒必须符合要求（警戒人员、警戒牌、拦杆或拉绳缺一不可） ，布 岗点到放炮点的距离必须大于 50m。十一、放炮员必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准装药、爆破。 十二、风量不足、微风或无风时不准爆破，炮眼内发现出水异状、温度 骤高骤低有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准爆破，并及时 报告矿调度室。十三、工作面过石门、断层、老巷等或煤岩松散顶板破碎时，少装药、 放小炮或不放炮。十四、装药的炮眼应当班爆破完毕，特殊情况下，当班留有尚未爆破的 已装药炮眼时，当班爆破工必

54、须在现场向下一班爆破工交接清楚。十五、爆破完成，经通风吹散炮烟、检查确认井下有毒有害气体浓度不 超过规定值、等待时间超过15mi n,方准许作业人员进人爆破作业地点。每次 爆破完成后必须由值班长或班长和安瓦员、爆破工首先巡视放炮地点，检查 通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况,如有隐患必须立即处理，隐患未处理完毕之前，任何人不得进入危险区域。十六、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完 毕。如果当班未能处理完毕， 当班爆破员必须在现场向下一班爆破员交接清楚。十七、处理拒爆时，必须严格按安全规程 342 条执行。处理瞎炮，处 理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕：1. 由于连接不良造成的拒爆，可重新连线起爆。2. 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。3. 严禁用镐刨和从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电 雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深。严禁用打眼的方法往外掏 药。4. 处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤、矸，收