采区参考固体矿床开采课程设计

重庆大学《固体矿床开采》课程设计任务石壕煤 水平西二区采区设1设计采区生产能力：90万吨/ 采区内可采煤层三层：①M6-3（6）0.26～2.03m，0.87m；②M7-2（7）#0～3.84m1.01m；③M8（8）1.46～5.16m，2.97m；层间距：M6-（6#）煤层M（7#）煤层M（8#）7- 设计采区位于矿井+150m水平西翼，采区上界标高+150m，采区下界标高+0m；东与+38012°~15°；相对瓦斯涌出量18.8～22.2m3/t（不考虑煤层属自然发火煤层（不考虑1~5设计成果为：设计说明书一份、采区平面图（1:1000~1:2000）一张、采区剖面图采区地质特征、储量及服务年 采矿方法的选 采区巷道布 确定采区内同采工作面数及工作面顺 回采工 从设备及管理水平考 采区生产的安全措 结束 采区的地质特＋530m和＋677m生产水平大巷、回风大巷设置情，3层煤均赋存于二迭系上统龙潭组地层中，各采区在底板茅口灰岩分别施工大巷、集中皮带巷及总回风巷大巷与主、副斜井和副立井相联总回风巷通过联络巷或直接与瓦斯巷相连同时从大巷分别施工穿层上，石壕煤矿主井提升方式采用兖矿大陆公司生产的DTL100/52/2×250S型合提升任务。副井提升绞车1982年投入使用，型号为JKM-2.8×4/Ⅱ型，电机功6.9m/s。巷水沟自流到+380m水平水泵房排水，再由水泵房通过副斜井和旧主斜该矿地测部门提供的矿井正常涌水量：330.5m3/h360.98m3/h地测部门提供最大涌水量：900m3/h1060m3/h。该矿主排水泵房现有四台MD450-60×3型泵三台MD580-70×3Dg350、Dg400Dg300排水管各一趟。正常涌水时两台工作、两台备用、三台检修，最大550m2趟（Dg350、Dg300各一趟750mDg400一趟；三趟管路中两趟工作，一趟备用，排水高度148m。水泵MD450-60×3型技术实测水泵平均小时排水415m3/h两台、420m3/h两台、MD580-70×3550m3/h两台、545m3/h一5500m3。3kVGJ1207.7k8.0km223km9800/3525056kV2.3km井电缆QD6kV3×9mm2铠装电缆长度为90m副斜井J6V3×185mm2铠装电缆，长度为1000m；石壕煤矿实际用电负荷9593kW（其中坪子8453kW1140kW白岩地面生产系统是松藻煤电公司石壕煤矿、逢春煤矿的地面共用储装运系统石壕煤矿采用皮带卸煤入煤仓由4型给煤机输送给6型分级振动筛对原煤进行分级处理，5mm0×0型破碎机破碎混入混456型振×75025t=75t×3+600t×t，商品煤由准轨铁路外运，装车方式采用跨线式煤仓，装车闸门机械化装车。22矿车运至排矸场，卸入矸仓经转入翻斗车，然后在山沟洼地倾斜。矿井机修间承担机电设备的日常检修和并修理矿车配备台式钻床普通2005BD-Ⅱ-8-NO272台，112×315KW。担负北二区、北三区用风，叶片运行40º40º，8140m³/min540KW，效率802710Pa2846Pa3.13m2。南回风斜井1982年投入运行，装有同等能力的70B2-21NO28的风机2台，1台运转1台备用，电动机功率400KW。担负南二区、东翼区部分用风，叶片运行角20º，总排风量4240m³/min，电机实际消耗功率323KW,效率64％，风压1400Pa1470Pa2.27m2。2003BD-Ⅱ-8-NO25南三区用风，叶片运行角-2.5º，6670m³/min，电机实际消耗功率355KW，效率68％，风压1450Pa，通风阻力1523Pa，通风等积孔3.51m2。详细6-1-1。 矿井主通风机参 允许运行风量通风等积孔（m采区位于矿井+150m+150m,采区下界标高+0m倾向长度（M826-型煤、亮煤为主，暗煤次之，层状构造，条带状结构，含黄铁矿结核。距B4（石灰岩）3.47m，距B3（泥质石灰岩）2.32m。属大部可采煤层。煤层中常夹炭质泥岩或泥岩0~1偶为2厚度为0.02~0.59m，平均为0.23m。属简单——较简单结构煤层。直接顶平均厚3.36m，为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及M6-1、M6-2煤岩（B4标志层，厚1.14～4.05，平均2.26m。直接顶和伪顶将随采随落至老顶，2B3（泥质石灰岩4.25m，属薄～0～210.02～0.45m0.24m。属结构较简单～较复杂煤层。顶板平均厚5.49m，为泥岩、砂质泥岩、细砂岩、M7-1煤层及灰、深灰色泥质灰岩（B3标志层。泥质灰岩（B3）厚0～4.66m，平均1.26m。其顶板以泥岩为主，局部为砂质细砂岩或粉砂岩，遇水易。283、M（8#）煤层位于煤系中部，呈黑色，半亮型煤，暗煤次之，层状构造，条7#6.23mM9煤层3.41m。煤层一般厚度1.46～5.16m，平均2.97m。属中厚～厚煤层，全区稳定0.05～0.62m1.74～19.01m8.23m，岩性由下向上为泥岩、砂质泥岩、细砂岩，M8煤层为综采，其顶板对开采影响较小。底板以砂质泥岩为主，其次为泥岩、炭8，石壕煤矿西二采区西侧属北东向华夏构造体系上成一定弧形较稳定，3—7层，属于隔水层。区内可采及局部可采煤层三层分别为678号煤层煤层平均总厚4.85m，煤层倾角均在12°～15°范围内各煤层厚度层间距等详见可采煤层特征（表1-2煤层间距容重6~7~定～8~1-1。1-1（M826-亮型煤、亮煤为主，暗煤次之，层状构造，条带状结构，含黄铁矿结核。距B4（石灰岩）3.47m，距B3（泥质石灰岩）2.32m。属大部可采煤层。煤层中常夹炭质泥岩或泥岩0~1偶为2厚度为0.02~0.59m，平均为0.23m。属简单——较简单结构煤层。直接顶平均厚3.36m，为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及M6-1、M6-2（B4标志层1.14～4.05，平均2.26m直接顶和伪顶将随采随落至老顶，2B3（泥质石灰岩4.25m，属薄～0～210.02～0.45m0.24m。属结构较简单～较复杂煤层。顶板平均厚5.49m，为泥岩、砂质泥岩、细砂岩、M7-1煤层及灰、深灰色泥质灰岩（B3标志层。泥质灰岩（B3）厚0～4.66m，平均1.26m。其顶板以泥岩为主，局部为砂质2细砂岩或粉砂岩，遇水易。7#6.23mM93.41m1.46～5.16m2.97m。属中厚～厚煤层，全区稳0～30.05～0.62m，平均为0.21m1.74～19.01m8.23m，岩性由下向上为泥岩、砂质泥岩、M8煤层为综采，其顶板对开采影响较小。底板以砂质泥岩为主，其次为煤层含瓦斯性：绝对瓦斯涌出量112.85～129.48m3/min；相对瓦斯涌出量自然发火倾向性：属自燃发火倾向（不考虑1）21.16%29.45%16.55%27.55%6.79%。3.50%。4.95%。3)煤发热量（Qb、M6-3煤层：21.47～27.41MJ/Kg，平均24.37MJ/Kg；M7-2煤层：21.55～30.37MJ/Kg，平均27.43MJ/Kg；M8煤层：23.996～30.39MJ/Kg，27.64MJ/Kg采区的储量及服务年《采矿工程设计手册采区边界煤柱宽10~20m，故该煤层组北边界留20m的边界煤柱20~30m的井田境该煤层组东边界留20m的水平煤柱式中 采区内工业储量，万Zgi----采区内单个煤层工业储量，Zg1、Zg2、Zg3M6-3煤层、M7-2煤层、M8t； 1-M8煤层α1=15.00°、α2=14.00°、α3=13.00°α4=12.00°；6- 7- γM煤层容重γ1.56t/m3M煤层容重γ=1.51t/m3、M6- 7- m1、m2、m3、 采区单个煤层内一、二、三、四区的煤层厚度M6-3煤层m1=0.75m，m2=0.95m，m3=0.95m，m4=0.82m；M8m1=4.14m，m2=4.14m，m3=3.27m，m4=3.27m；M6-3煤层工业储量：Zg1=563.4425tM7-2煤层工业储量：Zg2=740.4642tM8煤层工业储量：Zg31547.8920ZgZg1Zg2Zg3563.4425 .8920=2851.79871-2石壕煤矿+150式中 采区可采储量，万 采区内单个煤层可采储量，Zk1、Zk2、Zk3分别表示采区内M6-3层、M7-2煤层、M8Zgi----采区内单个煤层工业储量，Zg1、Zg2、Zg3M6-3煤层、M7-2煤层、M8t； 单个煤层平均厚度m1、m2、m3分别表示采区内M6-3煤层、M7-2层、M8煤层平均厚度，m1=0.87、m2=1.01、 煤层容重M6-3煤层容重γ1=1.56t/m3M7-2煤层容重γ2=1.51t/m3M8煤层容重 d=3960.00m，1-α左、α 左、右边界煤柱平均倾角，α左=15°，α右Sm----采区煤层边界煤柱面积，Sm258347m2 号煤层可采储量：ZK1=Zg1- γ258347×0.87×1.56=528.3796 号煤层可采储量：ZK2=Zg2- γ 258347×1.01×1.51=701.0637 号煤层可采储量：ZK3=Zg3-Sm×m3×γ 258347×2.97×1.50=1432.7983ZK=ZK1+ZK2ZK3=528.3796+701.06371432.7983=2662.2415（1-式中 储量备用系数，取 采区生产能力，906号煤层服务年限：T1=ZK1/(A×K)7号煤层服务年限：T2=ZK2/(A×K8号煤层服务年限：T3=ZK3/(A×K)=1432.7983/(90×1.312.25aT=T1+T2+T3=4.52+5.99+12.25=22.76aC=(Zg-（1-P1=m1*γ1*[Sm+2*4100*14+2*20*(1060-式中：C----采区采出率，%Zg----tP----煤层的永久煤柱损失，P1----6#煤层永久煤柱损失 7#煤层永煤柱损失 8#煤层永久煤柱损失，万m1----6#煤层平均厚度；m2----7#煤层平均厚度 8#煤层平均厚度γ1----6#煤层容重；γ2----7#煤层容重 8#煤层容重 ；东边界留20m的水平煤柱;区段煤柱一般不小于8~15m，取14m回风上620m。；6号煤层永久煤柱损失 7号煤层永久煤柱损失 8号煤层永久煤柱损失 t=166.2371有：C1=(Zg1-P1)/Zg1=（563.4425-56.2461）563.4425=90.0%＞85%C2=(Zg2-P2)/Zg2=（740.4642-56.9087）/740.4642=92.3%＞85%C3=(Zg2-P2)/Zg2=(1547.8920-166.2371)全矿年工作日数：330每日净提升时数：8小时/采煤方法的分类方法很多，根据《采矿工程设计手册（2003版）第三篇第二2-1。2-1壁式体系采煤法和柱式体系采煤法的选120-180m，先进采煤工作面长200m以上；在采煤工作面两端至少各有一条巷道，用于通风和90t6、7号煤层采用普采，同时对拉工作面进行开采，8号煤层综合机械化采煤加长工作面的方法故采用壁式采煤优越且壁式采煤法采出率较柱式采煤法采出率高。长壁采煤法和倾斜长壁采煤法的选择（1）长壁采煤法的适用条长壁采煤法是我国采煤方法中应用最多的一种，主要是用于顶板易于垮（3）长壁采煤法和倾斜长壁采煤法的选石壕煤矿西二采区形状较为特殊（1-2，南北倾角、倾向长度差距较小，采区开采使用长壁采煤法时，两翼区段数差异小（左侧边界长960.00m，1020.00m1200.00m，平巷、采区车场布置较为简单；12~15°，沿倾向布置区段长壁采煤法时满足长壁采煤法的各项适用条件同时采区设计损没有长距离的倾斜巷道，掘进及辅助、行人比较容易现有设备大都按照长壁工作面的回采条件设计和制造的，技术上易综上所诉，结合采区地质构造特征以及煤层性质，最终采用长壁采煤法对采区的布置方1）方面：上山开采煤向下，上山的能力大，输送机的铺设长度较长，倾角较大时还可采用自溜，费用较低，但从全矿看，它有折返运输。下山开采时，向上运煤，没有折返，总的工作量较少。掘进方面：下山掘进的装载、、排水等工序比较复杂，因而掘进速度通风方面：上山开采时，新鲜由进风上山进入采区，工作面后的而下山开采暗新鲜由进风下山进入采区、采煤工作面后的污风经回风厂山到回风道，在进风下山和回风下山内流动的方向相反，采区范围内沿倾斜方向的风路长，在通风最时，约比上山采区长一倍。并且，进风下山和回风下山相距—般约20~30m，下山之间有巷道连通，用风门控制．下山间的风压差较大．漏风较大，通风管理比较复杂，当瓦斯涌出虽较大时．通风更。16有或不一些多水平开采的矿井，出于开采强度大、井田长度短、水平紧张、原有生产水平保证不了矿井产量时，可在井田部分(靠近井筒部分)布~°°，满足要求。上山布置在6#煤层中，但采区上山和轨道上山可以提出两种布置方案。由于回风上山两方案皆有，故只比较上山和轨道上山的不同。30m，上山位于采区。倾角均为14°。方案二：两条岩石上山联合布置。上山布置在8#煤层底板下方10m处的稳定砂质泥岩中，轨道上山布置在8#煤层底板下方13m处的稳定砂质泥岩中，两条上山水平间距30m。上山位于采区，倾角均为14°。3.13.2多少巷道响大，工程量大，费用高工程量少，费912小大上山长度/元·m-/石门长度/元·m-/巷道长度/元·m-1·a-/年费用/元/费岩上山也比半煤岩上山低，在经济上方案二比方案一有优势。综上所述本联合布置采区最终采取上山和轨道上山均布置在岩层中，回风上山布置在6#煤层中。能适应煤层下行开采顺序；提高采出率，煤损少；采区生产系统可靠，易。采区所在位置为-50～+200m，250m大巷及上山均采用胶带生产能力又能提高效率，轨道上山采用绞车其中上山根据《采矿工程设计手册》采用DJ型大倾角皮带输送机，其有上山与水平大巷、回风大巷的：，。工作面巷道与下山的联络方式巷与带式输送机下山平交巷带式输送机与下山带式输送机直接搭接以利于回风和减少联络巷道工程量巷与轨：，。25m到三排单体支柱加强支护。依据《采矿工程设计手册(200312~15°，上部为+380m3.13.1。依据《采矿工程设计手册(200312~15°，因煤层群采用联合布置，轨道上山布置在下部煤层3-23-3。图3- 采区石门甩车中部车图图3- 采区绕道式中部车煤层倾角为12~15°，不超过25°，上山倾角为14°，因此选用大巷装车式顶板3-4图3- 采区大巷装车顶板绕道式下部车采区煤仓是连接上山和大巷或石门或绕道具备一定容量能够实现煤炭和放出的硐室，有时是指将采区的煤暂时并转运到大巷设煤死角，便于和施工，能保证巷道布置的合理性。采区煤仓高度取25m，直径5m。因过高容易使煤压实成拱，引起堵塞。Q＝(Ag-An)TgKb…………(3-Q——Ag——采区生产能力，一般为平均产量1.5~2.0倍，t/h；An——1.0~1.3Tg——采区生产持续时间，机采取1.0~1.5h；Kb——1.15~1.20h；Q=（2.0- JKY2.3/2.3B绞车房断面设计为半圆拱形，左侧人行道宽700mm，走侧人行道宽950mm，净宽为4700mm，半圆拱形断面，墙高800mm,拱高2350mm，净高3150mm，净长6集中在一侧布置，硐室宽度取3.5m，长度取10m。采区变电所的高度是根据人行3m2.4m。底板采用100号混泥土铺底并高出邻近巷道250mm和具有0.3%的坡度以防采采区内的划3-1采区采用长臂采煤方式根据采区实际边界划分采区如图3-1根《采90t，6、7煤方法并采用对拉工作面此时一个工作面的长度为166m，生产能力满足要求；6、78号煤层，采用综合机械化采煤法，一个工作面就可以替使用的方式。综合机械化采煤工作面长度，一般为150～220m，考虑到设备选型及技术方面的因素，8166m。回采工作面沿倾向布置沿推进采用下行后退式长壁采煤法开采。6、7号煤层采用普通机械化采煤方法，单体支柱进行支护，并采用对拉工作面，此时一个工作面的长度为166m；6、7号煤层开采过后开采8号煤层，采用综两边布置区段平巷及回风平巷巷，回采巷道宽度l0=4m，工作面宽度（3-式中 工作面日生产能力 采区设计能力，90 年工作日，330Qr确定采区内同采工作面数及工作面顺生产能力为90万t/a,且工作面生产能力为2479.3t。由于目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，6、7号煤层采用普通机械化采煤方法，并采用166m；6、78号煤6、7号煤层开采时分别具有两个工作面，以满足生产要求；8号煤层开采时8号煤层，8号煤层按照区段编号依次开采。6#6号煤层开采顺序 ) ) 采区的生产系由阶段大巷开掘采区下部车场，在下部8号煤层以下的岩层中掘采区轨道上山和上山，同时在6号煤层中开掘采区回风上山。同时可由浅部的门到各煤层，再沿各煤层掘区段回风平巷至采区边界；最后，利用区段平巷掘出开切眼区段回风平巷形成煤层的工作面在掘进上述巷道的过程中， 工作面→区段平巷→溜煤眼→上山→煤仓→采区下部车场装车→阶段大巷。采煤工作面→区段回风平巷→轨道上山→采区下部车场→阶 大巷回采工艺方式的确M6-3（6#）0.26～2.03m0.87m，位于煤系中上部呈黑色，层状0～3.84m1.01m。为大部可采煤层，遇水易。所以6#、7#号煤层选用普通机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装6#、7#号煤层选取采煤机的滚筒截深为600mm，两层煤层同采，每天各推进刀，每个循环0.6m，可满足每层每进3.6m35M8（8#）0.8m，可满足每进4.8m6、7号煤层采用普通机械化采煤法，8号煤层采用综合机械化采煤法。综采工作面的采煤机刮板输送机和支架在几何尺寸生产能力和服务时间方面配套平巷中的机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要逐级大于前一节20﹪考虑。为保证工作面高产，工作面刮板输送机的运IIIIIIVIII刮板输送机的溜槽长度要与支柱的宽度相匹配III③工作面机和破碎I机的能力应大于工作面刮板机的能力其溜槽宽度及链速一般应大II机的机型即机头传动装置及电动机和溜槽类型应尽量与刮板输送机III破碎机的能力与机的能力协调适应，一般选择锤式破碎机计实用手册选用6号和7号煤层采用MG100（B1M-100）型采煤机8号煤层采用MGTY500/1200-3.3D4-1，4-2。4-1MG100（B1M-100）MG100（B1M-mf600、0.8、m量t哈煤研所，鸡4-2MGTY500/1200-3.3DMGTY500/1200-2～4.5（mfm13215（水平位置量t应与采煤机和支架相配套。为配合滚筒采煤机自开缺口的需要，应优先选用SGB420／30SGB630／150型刮板输送机，经验算，电动机功率、刮板链强度符合要求。其中，采煤6Q6=(0.6×0.87×166×3×1.56)/8=50.697Q7=(0.6×1.01×166×3×1.51)/8=56.948Q8=(0.8×2.97×166×3×1.50)/8=221.864-3输送量设计长度电机功率链速中部槽长×宽×高工作面机和破碎，根《采矿工程设计手册》机的能力应大于工作面输送机的能（一般1.2倍。它的溜槽宽度和链速应大于工作面输送机。，选择SZB730/75型机、PEM10000×550和PEM10000×650冲击锤式破碎机。4-44-5。表4-4机主要技术特征输送量中部槽内宽设计长度链速电动机功率4-5过煤能力破碎能力（进料口宽度进料口高度出料粒度（mm40-40-电动机功率电动机电压HDJA-12004-64-6HDJA-长度许用载荷许用弯矩外形尺寸（质量(5)单体支柱的选择，主要依据是支柱在开采煤层使用时需要达到的支护强度/Hmax：Hmax=Mmax-b-b——顶梁厚度，m;I

6：H6max=0.95-0.165-7：H7max=1.47-0.165-Hmin=Mmin-s-b-式中：Mmax——工作面最小采高s2000.1m100mm6：H6min=0.75-0.2-0.165-7：H7min=1.12-0.2-0.165-6DZ06—250/80的外柱式单体液压支柱，8号煤层选用型号为DZ10—250/80的外柱式单体支柱具体参数如表4-7表4-7外柱式单 支柱主要技术特征DZ14—支撑高度行程工作阻力初撑力缸径底座面积质量（6）支8Hmaxhmax（4-hmax——煤层最大采高S1200~300mm。Hmax=5.16+0.3=5.46(m)HminhminS2a（4-S2200mm；amin50mm;b50mmHmin≤1.46-0.2-0.05-（4-式中：Pt——支护强度K7；M82.97m；ρ——顶板岩石密度，取2.3×103Kg/m3；g10N/kgPt=7×2.97×2.3×103×10×10-6=0.478MPa（4-（4-式中：F——为支架支护面积，由于所采用支架外形尺寸不详，粗略估计=6×1.5=P——支架的工作阻力Q，kN；η80%平推力强，底板比压较均匀，适用于厚度2.5-4.5m，倾角小于15°的煤层，中等ZZ6000/25/504-表4-8ZZ4000/9/21支架主要技术参数支撑高度煤层倾角（支架中心距工作阻力初撑力外形尺寸（长×宽×高（mm）支护强度对底板最大比压支架重量移架步距n=（4-式中 工作面支架数目，取整 n=166/1.5=110.7111∼50m所以超前支护的距离为25m。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。外形尺寸（长×宽×高支撑高度宽度工作阻力初撑力支护强度外形尺寸（长×宽×高支撑高度宽度工作阻力初撑力支护强度底板比压重量（8）根据工作面产量及工作面长度，选择TD75固定式带式输送机，其主要技术4-104-10带宽能力运距额定带速电动机功率储带长度6m3.6m1.2m。3（6#3个循环。3（6#12个循环；M8（8#）6个循环。3304-11M6-3号、M7-2M8循环放煤步距循环进度班进尺日进尺工作面年推进度4-12（M6-3M7-24-13（M84-14111132移架工（基本架3采煤机22264泵站工（兼跟班电工11端头段58溜子、胶带444911134-15111132移架工（基本架663采煤机1124泵站工（兼跟班电工11端头段58溜子、胶带2249112工作面合理长度的验石壕煤矿的采区内6、7号煤层可采煤层厚度属于薄煤层，8号煤层可采煤层无突出煤层，煤层不易自燃发火，可布置较长的工作面进行回采。所以布置166工作面的设计生产能力为90万吨/年。正规循环每天进6刀，6、7号煤层采用普通机械化采煤法采煤机滚筒截深为600mm8号煤层采用综合机械化采煤法，800mm。6、7、8(m)0.9。Ai=L采 (4-式中：A1——6、7t/aL采——工作面长度；166m，1069.2m（；V2——8煤层、M8，m1=0.87、m2=1.01、m3=2.97m；γiM6-3煤层容重γ1=1.56t/m3M7-2煤层容重2=1.51t/m3、M8A1=2×L采×V1×C×（m1×γ1+m2×γ2）=2×166×1069.2×0.97×（0.87×1.56+1.01×1.51）=99.2≥90

A2=L采×V2×m2×γ3×=166×1425.6×2.97×1.50×0.95=100.2t≥9030%定得合理。从设备及管理水平考具备的处理矿山生产和安全的突发措施的能力更所以工作面长度为166m在150-220m166m较合适。工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分密切，直接影响生产效率，率为原则以尽量加快工作面的推进速度减少巷道 时间降低回采总成本166m采煤工作面落、装、运、支、管的安全措确认无后，方准人员进入工作面。故暂停时必须打开开关和离合器采煤机停止工作或检修时必须切断电源，并打开其磁力起动器的开关。启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无后，方可接通电源。2Ma15Ma4Ma机。3m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。2、工作面刮板输送机、机、皮带机运行应遵守以下规定人员需要通过工作面机头时，必须和联系好后打点停车通过、按顺煤流方向逐台停止。刮板输送机机一般严禁重载停车，严禁大矸石通过、保持风扇、箱清洁卫生。当工作面初次来压和周期来压期间,应适当降低采高,要随时检查各类千由于下端头区采用急倾斜支撑掩护式支架和急倾斜横式端头支掘进工作面落、装、运、支、管的安全措掘进机必须装有只准以工具开、闭的电气控制回路开关，工具必须由专职保管。离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。掘进机上的电源开关和磁力起动器的开关。检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和桥下方停留或作业、掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水泥喷雾、装岩（煤）洒水和净化等综合防尘措施。、20m，设置栅栏及警标经常检查风筒的完好状况和工作面及其回中的瓦斯浓度查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回中的瓦斯浓度瓦斯浓度超限时必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可。每次前，2个工作面贯通后必须停止采区内的一切工作立即调整通风系统稳定后通风方面的安全措KJ90瓦斯分站，随时监测工作面、上隅角、进、回风巷等瓦斯和CO变化情况。监测电缆必须悬挂在巷道干坡边，距