冀中能源邯郸郭二庄矿
采煤工作面作业规程
工作面名称：施工单位：编 制 人：区 长：批准日期：执行日期：
工作面 年 月 年 月
22110 综采一区
日 日
22110回采工作面作业规程会审单位及人员签字：
编 制： 年 月 日 区 长： 年 月 日 技 术 科： 年 月 日 地 测 科 ：安 检 科：通 风 区：机 电 科：煤 质 科：调 度 室：运输副总：生产矿长：机电矿长：安全矿长：总工程师：年 年 年 年 年 年 年 年 年 年 年 2
月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日 月 日
22110回采工作面作业规程会审意见：
3
目 录
第一章 采面概况 ............................................... 6 第一节 工作面位置及井上下关系 ................................ 6 第二节 煤 层 .............................................. 6 第三节 煤层顶底板 ............................................ 7 第四节 煤层物理性质及工业 .................................... 7 第五节 地质构造 .............................................. 7 第六节 水文地质 .............................................. 9 第七节 影响回采的其它因素 .................................... 9 第八节 工作面储量及服务年限 ................................. 10 第二章 采煤方法 ................................................. 11 第一节 巷道布置 ............................................. 11 第二节 采煤工艺 ............................................. 13 第三节 设备布置 ............................................. 14 第三章 顶板控制 .............................................. 17 第一节 支 护 设 计 .......................................... 17 第二节 工作面顶板控制 ....................................... 26 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 ......................... 28 第四节 矿压观测 ............................................. 32 第四章 生产系统 .............................................. 32 第一节 运 输 ............................................. 32 第二节 通风系统 ............................................. 33 第三节 供 水 ............................................. 35 第四节 排 水 ............................................. 35 第五节 供 电 ............................................. 37 第六节 安全监控系统 ......................................... 37
4
第七节 综合防尘及供水施救系统 ............................... 42 第八节 压风及压风自救系统 ................................... 44 第九节 人员定位系统 ......................................... 45 第十节 紧急避险系统 ......................................... 46 第十一节 照明、信号及通讯联络系统 ........................... 47 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 ............................ 47 第一节 劳动组织 ............................................. 47 第二节 作业循环 ............................................. 48 第三节 主要技术经济指标 ...................................... 49 第六章 煤质管理 ................................................. 50 第七章 安全技术措施 .......................................... 51 第一节 一般规定 ............................................. 51 第二节 “一通三防”及安全监控 ............................... 58 第三节 防 治 水 ............................................. 58 第四节 顶 板 ............................................. 59 第五节 机 电 ............................................. 60 第六节 运 输 ............................................. 62 第七节 爆 破 ............................................. 64 第八节 职业卫生 ............................................. 66 第九节 其 他 ............................................. 67 第八章 安全避险 ................................................. 71 第一节 灾害应急措施 ......................................... 71 第二节 避灾路线 ............................................. 72 第九章 附 图 ................................................... 76
5
第一章 采面概况
第一节 工作面位置及井上下关系
附表1 工作面位置及井上下关系一览表
水平名称 地面标高 二水平 270.0m～315.0m 采区名称 井下标高 南翼一采区 －210.0m～-430.0m 地面相 对位置 回采对地面设施的影响 该工作面位于罗义村庄正西450.0—610.0米，地表为丘陵、坡地、多为梯田，有多条冲溪沟谷，为第四系冰碛物覆盖，基岩无露头、地表无河流及其它永久性水体，雨季降雨沿沟谷排泄畅通。 地面无受保护的水体和建筑物。 井下位置及与四邻关系 22110工作面位于已回采结束的22108工作面右侧，南部和东部靠近冀煤办字【2010】3号文批复罗义村庄2号煤保护煤柱及二水平南大巷，北为无煤区及原一坑老采区，西为已回采结束的22108工作面。 走向长度 /m 440.0-482.0 463.0 倾向长度 /m 133.0-170.0 斜面积 /㎡ 63896 第二节 煤 层
附表2 煤层情况一览表
煤层厚度 /m 开采煤层 0.00-5.01 2.84 2号煤 煤层结构 煤 种 简单 无烟煤 煤层倾角 稳定程度 22°-56° 35° 较稳定 煤层情况 描述 南翼22110工作面开采煤层为2号煤，煤层结构简单,煤层厚0.00—5.01m，平均厚2.84m，该工作面中里部A14钻孔揭露煤厚最厚5.01m，靠近切眼处揭露一处薄煤带B1，该薄煤带在22110运巷经打钻部分控制，工作面外部靠近22110—F2断层处揭露一处薄煤及无煤带B2。该面2号煤可采性指数为0.95，煤厚变异系数为24.5%，属于稳定中厚煤层。 6
第三节 煤层顶底板
附表3 煤层顶底板情况一览表
类 别 顶 板 底 板 直接顶 老顶 直接底 岩石名称 粉砂岩 中细砂岩 粉砂岩 厚度 7.75 主要岩性特征（含水性） 黑色、泥炭质较高，松软，含大量植物化石。
15.38 深灰色、石英长石为主，完整坚硬，具节理。 26.63 黑色、细腻、含较多植物化石和大量矽质结核。 第四节 煤层物理性
煤 颜层 大煤 色 黑色 光容重 泽 玻1.68 璃 光亮型 2.22 15.91 6.12 0.52 34.46 无烟煤 类型 （％） （％） （％） （％） MJ/kg 牌号 煤岩 Wｆ Aｇ Vｒ SＱｇ QＤＴｒ 工业 质及工业
附表4
煤层物
理性质及工业一览表
附图1：煤层顶底板综合柱状图
第五节 地质构造
地质构造情况：
该面为褶曲构造，煤层走向N6°W—N63°E，倾向N84°E—S27°E，煤层倾角里部切眼较大，最大为56°，外部停采线处倾角较小，为22°，平均倾角为35°。
7
22110工作面掘进中共揭露2条断层，落差H=1.5—10.0m，受断层影响，断层附近顶板较破碎压力较大。这两条断层均在停采线外，对回采无影响。22110工作面外部揭露三处火成岩侵入带C1、C2、C3，均处于工作面回采范围外，对回采无影响。22110工作面经掘进及钻探物探探查，共揭露两处薄煤带，其中B2薄煤带处于工作面回采范围外，对回采无影响，B1薄煤带处于工作面内，且范围较大，对工作面回采影响较大。
现将对工作面回采有影响断层简述如下：
附表5 工作面断层分布
性质 名称 走向 倾向 倾角 落差（m） 对回采影响程度 22110—F1 N 66°W N24°E 55° 正 Ｈ＝1.5 处于工作面停采线外，对回采无影响。 22110—F2 N 50°W—N31°E N40°E— S59°E 80° 正 Ｈ＝2.5—10 处于工作面停采线外，对回采无影响。 B1 该薄煤带在切眼掘进中揭露，经钻探及物探控制部分区域，面积10035㎡，范围较大，对回采影响较大。 B2 该薄煤带在22110运巷掘进中揭露，面积2167㎡，范围较小，且处于工作面停采线外，对回采无影响。 C1 该火成岩侵入带在22110运巷导线点A4附近揭露，处于工作面停采线外，对回采无影响。 C2 该火成岩侵入带在22110运巷导线点A5及A6附近揭露，处于工作面停采线外，对回采无影响。 8
C3 该火成岩侵入带在22110运巷导线点A8及A9中间揭露，处于工作面停采线外，对回采无影响。
第六节 水文地质
一、基本特征：
工作面开采煤层为大煤（2#煤），煤层老顶中砂岩为直接充水含水层，富水性弱，山西组中、上部中、细砂岩裂隙含水层为间接补给充水水源，以静储量为主，补给量小，以淋水为主。
开采过程中主要存在以下矿井充水因素，一是断层、裂隙形成的构造导水通道；二是顶板垮落形成的采矿扰动导水通道；三是工作面采空区、掘井巷道、封闭不良钻孔等工程类导水通道。
二、涌水量预计及依据：
22110工作面风巷紧邻南22108工作面采空区，经钻探验证情况，预计正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为30m3/h。
三、防治水措施：
按《煤矿安全规程》要求，必须配备水泵、安装排水管路，满足排水要求。必须严格执行落实《煤矿防治水规定》和《冀中能源煤矿防治水若干管理规定》。
1、回采过程中应做好排水准备，正常生产期间运巷由疏水管路及水沟向外排水，应在风、运巷低洼处安装和备用排水能力不低于30 m3/h的排水设施。
2、水泵要保持完好，并有备用泵。
3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。
第七节 影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况：
9
附表6 影响回采的其它地质情况表
根据南翼22110工作面掘进期间瓦斯绝对涌出量为0.10～瓦 斯 0.14m/min。回采期间预计瓦斯相对涌出量为0.2 m/(t.d)。回采期间应加强通风管理。 33CO2 煤尘爆炸指数 煤的自燃倾向性 地温危害 冲击地压危害 本矿煤尘爆炸指数＜10%、无爆炸危险性。 属Ⅲ类不易自燃。 无地温、地热异常情况。 无冲击地压现象。 二、地质部门的建议：
1、南翼22110工作面向外回采受风、运巷多处变向的缘故，切眼长度逐渐减小，回采中要及时撤、调支架。
2、南翼22110工作面掘进期间，巷道顶板淋水较多，回采期间要加强排水管理，确保排水及时畅通，防止出水煤。
3、南翼22110工作面切眼揭露的薄煤带B1，在22110运巷经钻探及物探控制部分区域，薄煤带内煤厚仅0.2—0.8m，回采中要及时调整支架高度，少割顶底。
4、针对22110工作面物探探测的断层、薄煤带及富水异常区，回采中要提前做好顶板支护管理及排水管理，确保安全生产；同时地测科要及时跟踪地质调查，对新揭露的地质构造要及时分析，并与物探成果对比，为后续工作面回采提供成果依据。
第八节 工作面储量及服务年限
一、储量：
1、22110上、下面计算范围：
22110上工作面：北至22110工作面上面切眼，南至221108工作面切眼，
10
西至22110改造风巷，东至22110中间巷。
22110下工作面： 北至22110工作面切眼，南至22110工作面停采线，西至22110风巷，东至22110运巷。
2、计算参数：
（1）、容重：2号煤：1.68t/m3； （2）、煤厚：平均煤厚2.84m；
（3）、煤层倾角：上面平均倾角24°，下面平均倾角35°； 3、计算方法：平面积由计算机圈定计算。 4、储量计算：
Q（工业储量） =工作面平面积×平均煤厚×容重/COSa（平均倾角）
Q（可采储量）= Q（工业储量）×中厚煤层工作面回采率（%） 上工作面： =11274×2.84×1.68÷COS24×0.95=5.6万t 下工作面： =62844×2.84×1.68÷COS35×0.95=34.8万t
二、工作面服务年限：
22110下面工作面的服务年限＝（可采推进长度/设计月推进长度）/12
＝（463÷40.4）÷12≈0.9年
22110上面工作面的服务年限＝（可采推进长度/设计月推进长度）/12
＝（196÷40.2）÷12≈0.4年
第二章 采煤方法
第一节 巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况：
该工作面位于二水平南翼一采区，为单翼开采。 二、两巷支护规格及方式：
工作面两巷设计均为斜矩形断面，沿煤层顶板布置，高度2.4-4.0m，宽度为4.5m，断面为10.8-18.0㎡，为锚网梁加锚索联合支护。
中间巷（风巷）主要用于运煤，运料。
11
进风巷（上风巷）铺设道轨，主要用于进风、运料。 回风巷（运巷）皮带和溜子，主要用于回风、运煤。 1、顶板支护参数：
（1）锚梁：φ16×L4700mm，梁距900mm（中—中）。
（2）锚杆：φ20×L2400mm螺纹钢锚杆，每梁7根锚杆，间距800mm。顶板平整性较差时用φ17.8×L4200mm锚索代替顶锚杆；顶板破碎时使用全锚索掘进（即每架梁7根φ17.8×L7200mm钢绞线，打设在锚梁孔内）。
（3）锚索：φ17.8×L7200mm钢绞线，每排三根，排距1.8m，巷道正中打设一根，两侧间距1.2 m各打设一根。
2、帮部支护参数：锚杆：φ18×L2400mm圆钢锚杆，间距800mm，排距900mm，顶排锚杆距顶200mm，底排锚杆沿底板布置且与巷道底板夹角为15度。
锚索：上排锚索距顶500mm，上下两排锚索间距1.6m，均匀布置，横向间距1.8m，全煤厚掘进底排锚索距底超过1.2米，距底板0.4米处加打一排锚索。锚索规格：φ17.8×L4200mm。
三、工作面切眼：
1、工作面开切眼为矩形断面，设计高度为2.4m，宽度为6.5m，断面为15.6㎡，均为二次成巷锚索支护，用于安装采煤设备、综采支架及连接两巷，形成通风、生产系统。
2、支护方式：顶、帮均采用全锚索支护。 a.顶板支护参数：
（1）锚梁：φ16×L4700mm，梁距900mm（中—中）（先沿切眼方向掘进，后扩帮打设顺硐梁两个，顺硐梁间距900mm）。
（2）锚索：采用全锚索掘进支护，φ17.8×L4200mm锚索，每排梁7根，间距800mm（按锚梁孔打设）。
（3）加强锚索：φ21.8×L9200mm钢绞线，每排四根，排距1.8m，间距1.4m。
b.帮部支护：
锚索：锚索规格：φ17.8×L4200mm，顺巷间距900mm，上下排距1000mm，
12
顶排锚索距顶200mm，底排锚索距底板200mm布置且与巷道底板夹角为15度。岩石部分用φ18×L2400mm圆钢锚杆代替锚索支护。
第二节 采煤工艺
一、采煤方法
该面采用单一厚煤层一次采全高、走向长壁后退式采煤法，是用全部跨落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。
二、采煤工艺 （一）采煤工艺：
上工作面回采主要工艺流程以割煤工序为中心，割煤、移架和推刮板输送机平行作业，组织正规循环。具体工序为：割煤准备→从40架下行割煤至机头→跟机分段移架至机头→上行装煤至机尾→跟机移溜至40架→机尾斜切进刀。分段移架时均从上往下依次移架。上行装煤时，跟机移溜是指从下往上移溜，严禁从上往下移溜。
1、采煤机进刀方式：采用机尾端头割三角煤斜切进刀、自开缺口。采煤机进刀段长度为30米，采用单向割煤生产工艺。
2、采煤机落煤：采用MG300/730-WD型电牵引采煤机落煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。原则上沿顶底采煤，加强煤质管理。班中清净浮煤，以提高回采率，做好资源回收工作。
3、装煤方式：由采煤机滚筒螺旋叶片与溜子铲煤板自行装煤。 4、运煤方式：本工作面采用SGZ-764/400型刮板运输机向下运煤。 5、支护方式：及时支护，片帮及顶板破碎时超前支护，并及时打出护帮板。
下工作面回采主要工艺流程以割煤工序为中心，割煤、移架和推刮板输送机平行作业，组织正规循环。具体工序为：割煤准备→从100架下行割煤至机头→跟机分段移架至机头→上行装煤至机尾→跟机移溜至100架→机尾
13
斜切进刀。分段移架时均从上往下依次移架。上行装煤时，跟机移溜是指从下往上移溜，严禁从上往下移溜。
1、采煤机进刀方式：采用机尾端头割三角煤斜切进刀、自开缺口。采煤机进刀段长度为30米，采用单向割煤生产工艺。
2、采煤机落煤：采用MG300/700-WD型电牵引采煤机落煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。原则上沿顶底采煤，加强煤质管理。班中清净浮煤，以提高回采率，做好资源回收工作。
3、装煤方式：由采煤机滚筒螺旋叶片与溜子铲煤板自行装煤。 4、运煤方式：本工作面采用SGZ-764/400型刮板运输机向下运煤。 5、支护方式：及时支护，片帮及顶板破碎时超前支护，并及时打出护帮板。
6、22110开采期间，上工作面始终超前下工作面4米。先采上面，后采下面。上下工作面不能同时生产。 二、工作面正规循环生产能力： 上工作面：W＝L×S×h×r×c
式中 W——正规循环生产能力，t；
L——工作面长度，80m； S——正规循环推进长度，0.6m； H——平均采高，2.84m；
r——煤的视密度，1.68t/m3；
c——工作面采出率，95%
W＝(80×0.6×2.84×1.68×0.95) t≈217.6t
下工作面：W＝L×S×h×r×c
式中 W——正规循环生产能力，t；
L——工作面长度，170m； S——正规循环推进长度，0.6m； H——平均采高，2.84m；
14
r——煤的视密度，1.68t/m3；
c——工作面采出率，95%
W＝(170×0.6×2.84×1.68×0.95) t≈462.3t
第三节 设备布置
上面选型参考参数：工作面长度80m,；煤层倾角：22°-26°，平均24°；煤层平均厚度：2.84m；顶板条件：较破碎；正规循环生产能力217.6t。
P= W÷T
P—— 工作面设计生产能力 W——正规循环生产能力 T——正规循环时间 P = 217.6÷2.5≈87.0 t/h
由附表7可见预选设备的运输能力与工作面设计生产能力，符合匹配要求，互不制约、互不影响，设备满足现场生产需要。
附表7 工作面设备配备
名称 参数名称 型号 采高 单 位 m mm KW m/min m mm KN KN mm 15
技 术 参 数 MG300/730—WD 2.0-3.9 630 1台 功率 牵引速度 滚筒直径 型号 730 0～7.7 1.8 ZY6000/22/45 2200-4500 5064(P=31.5Mpa) 6000(P=37.3Mpa) 1500 53架 备注 采 煤机截深 液压支架支架高度 初撑力 工作阻力 中心距
支护强度 Mpa 工作面 0.85～0.88 SGZ-764/400 SGB630—150 SGZ-630/264 5台 800、250 1.28、0.868 200×1，75×4,40×2，132×1 SDJ-1000/2×75 75×2 630 2泵 9部 刮板输送机型号 运巷 风巷 乳化泵 喷雾泵 输送量 链速 功率 t/h m/s KW KW t/h 胶带输送机型号 功率 输送量 型号 BRW-315/31.5 1箱 2泵 型号 BPW-125/63K 1箱
下面选型参考参数：工作面长度170m,；煤层倾角：22°-56°，平均35°；煤层平均厚度：2.84m；顶板条件：较破碎；正规循环生产能力462.3t。
P= W÷T
P—— 工作面设计生产能力 W——正规循环生产能力 T——正规循环时间 P = 462.3÷3.5≈132 t/h
由附表8可见预选设备的运输能力与工作面设计生产能力，符合匹配要求，互不制约、互不影响，设备满足现场生产需要。
附表8 工作面设备配备
名称
参数名称 单 位 16
技 术 参 数 备注 型号 采高 m mm KW m/min m mm KN KN mm Mpa 工作面 MG300/700—WD 1.80-4.05 600 1台 700 0～8.2 1.8 ZY6000/22/45 2200-4500 5064(P=31.5Mpa) 113架 6000(P=37.3Mpa) 1500 0.85～0.88 SGZ-764/400 SGB630—150 采煤机截深 功率 牵引速度 滚筒直径 型号 支架高度 乳化泵 喷雾泵 液压支架初撑力 工作阻力 中心距 支护强度 刮板输送机型号 运巷 SGZ-630/264 4台 输送量 链速 功率 t/h m/s KW KW t/h 800、250 1.28、0.868 200×2，75×2，132×1 SDJ-1000/2×75 75×2 630 2泵 型号 BRW-315/31.5 1箱 2泵 型号 BPW-125/63K 1箱 8部 胶带输送机型号 功率 输送量
17
第三章 顶板控制
第一节 支 护 设 计
一、参考临近和本煤层工作面(22108工作面）矿压观测资料：
附表9 矿压参考表
序号 项 目 直接顶厚度 顶底板条件 直接底厚度 2 直接顶初次跨落步距 来压步距 最大支护强度 3 初次来压 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大支护强度 4 周期来压 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 5 平时 最大平均顶底板移近量
单位 m m 同煤层实例 2.00-7.86 8.31-12.30 25.65-27.59 15 35 35 250 来压不明显 30 35 200 来压不明显 29 100 本面实际或预计 3.35-12.05 8.91-23.62 1 基本顶厚度 m m m Mpa mm 25.2-27.59 15 35 35 250 m Mpa mm 来压不明显 30 35 200 mm 18
来压不明显 29 100 6 7 8 9 10 直接顶悬顶情况 直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 动压系数 m 类 级 m 1.0 2 Ⅱ 20 1.3 1.0 2 Ⅱ 20 1.3 二、工作面设备选型：
1、液压支架选型： （1）、支架支护强度的确定
根据矿井的实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面采高的4-8倍进行计算。上覆岩层所需支护强度按下式计算：
P=（4-8）mr
=（4-8）×2.84×25=284-690KN/m2=0.284-0.568MPa 式中：m——采高，取2.84m r——岩石容重，25KN/m³ （2）、支架额定工作阻力的确定
根据支架的支护强度及结构参数，可以确定支架的额定工作阻力，公式如下：
Q=C×P×B×S/K
式中：Q——液压支架的额定工作阻力，KN
C——备用系数，一般取1.1-1.2，此处取1.2
S——液压支架中心距，1.5m
K——支撑效率，二柱掩护式支架取0.8
K——控顶距，取4.1m
计算得Q=1.2×568×4.1×1.5/0.8=5240KN （3）、支架选型的确定
根据计算，选用ZY6000/22/45型掩护式液压支架支护顶板。
ZY6000/22/45型液压支架技术特征表 型 号 ZY6000/22/45
19
高 度 宽 度 中 心 距 初 撑 力 工作阻力 支护强度 底板允许比压 推移步距 泵站压力 重 量 操作方式 2、采煤机选型：
2200~4500mm 1430~1600mm 1500mm 5064kN 6000kN 0.85-0.88MPa 1.9-2.0MPa 600-800mm 31.5MPa 27.2t 本架手动控制 （1）下工作面日产量约在925t左右，相应的采煤机的平均截割牵引速度为：
V=925×(L+I)/[(L×H×B×r×C)×2×T×K×60] 式中：L——工作面长度，取170m H——采高，平均取2.84m B——截深，取0.6m
——煤层容重t/m3，取1.68 t/m3 T——每班工作时，取8h I——采煤机开缺口行程，取30m K——采煤机开机率，取65% C——工作面采出率，取95%。 代入则得：V=0.64m/min
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度应较平均割煤速度有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度： Vmax ＝1.5×V ＝1.5×0.64 ＝0.96(m/min) 采煤机的最大割煤能力:
20
Qmax ＝60×B×H×γ×Vmax ＝60×0.6×2.84×1.68×0.96 ＝164.9(t/h)
采煤机功率按下列计算经验公式计算： N＝(60×B×H×Vmax×Hw)/3.6 式中：N——采煤机所需功率，kW； B——采煤机截深，取0.6；
H——采煤机切割高度（采高），2.84 V——采煤机的最大切割速度，为0.96m/min； Hw——能耗系数，取值范围为3.0～3.5。 N＝(60×B×H×V×Hw)/3.6
＝(60×0.6×2.84×0.96×[3.0～3.5])/3.6=81.8～95.4kW
根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑到煤层夹矸影响，结合目前实际生产情况，选用MG300/700-WD型双滚筒采煤机，其主要技术特征如下：
电动机总装机功率为700kW； 电压为1140V； 采高为1.8～4.05m； 截深0.6m；
牵引方式：无链电； 牵引速度0～8.2m/min。
（2）上工作面日产量约在653t左右，相应的采煤机的平均截割牵引速度为：
V=653×(L+I)/[(L×H×B×r×C)×2×T×K×60] 式中：L——工作面长度，取80m H——采高，平均取2.84m B——截深，取0.6m
——煤层容重t/m3，取1.68 t/m3 T——每班工作时，取8h I——采煤机开缺口行程，取30m K——采煤机开机率，取31%
21
C——工作面采出率，取95%。 代入则得：V=1.1m/min
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度应较平均割煤速度有一定的富裕量。
采煤机的最大割煤速度： Vmax ＝1.5×V ＝1.5×1.1 ＝1.65(m/min) 采煤机的最大割煤能力: Qmax ＝60×B×H×γ×Vmax ＝60×0.6×2.84×1.68×1.65 ＝283.4(t/h)
采煤机功率按下列计算经验公式计算： N＝(60×B×H×Vmax×Hw)/3.6 式中：N——采煤机所需功率，kW； B——采煤机截深，取0.6；
H——采煤机切割高度（采高），2.84 V——采煤机的最大切割速度，为1.65m/min； Hw——能耗系数，取值范围为3.0～3.5。 N＝(60×B×H×V×Hw)/3.6
＝(60×0.6×2.84×1.65×[3.0～3.5])/3.6=140.6～164kW
根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑到煤层夹矸影响，结合目前实际生产情况，选用MG300/730-WD型双滚筒采煤机，其主要技术特征如下：
电动机总装机功率为730kW； 电压为1140V； 采高为2.0～3.9m； 截深0.6m；
牵引方式：无链电； 牵引速度0～7.7m/min。 3、刮板输送机
22
工作面可弯曲刮板输送机一是与采煤机相配套，二是运输能力与采煤机生产能力相适应。上、下工作面采煤机生产能力分别为87.0t/h和132t/h，根据环节能力配套，工作面可弯曲刮板输送机的运量不少于311.74t/h和272.03t/h。
根据运输能力、运输长度及综采设备配套情况，上、下工作面均选用SGZ-764/400型可弯曲刮板输送机。 运输能力 链速 电机型号 电压 SGZ-764/400型可弯曲刮板输送机
中部溜槽规1500×764×800t 格 222mm 1.1m/s 刮板链规格 中双链 与采煤机配套方YBKYS-200 无链 式 1140V 电机功率 2×200KW 三、 乳化液泵站
（一）、泵站选型、数量及位置： 1、乳化泵站选型计算条件
配套支架 ZY6000/22/45型支撑掩护式 中心距/mm 1500 初撑力/kN 5064
推移步距/mm 600（按采煤机截深取值） 泵站额定供液压力/MPa 31.5 立柱参数
缸径φ1/mm 320 推移千斤顶参数
缸径φ2/mm 160 行程 /mm 800 推溜力/kN 360
根据液压支架初撑力确定泵站压力
pb14p131.5MPa 2zD23
式中 p1-----液压支架初撑力，p1=5064KN；
z-----一架液压支架立柱根数，z=2； D------支架立柱的缸体内径，D=0.32m。 初选泵站压力
pb2
4D12pn17.9MPa
式中 pn-----千斤顶最大推力，pn =360KN；
D1------千斤顶缸体内径，D1=0.16m。 取最大压力P=Pb1=31.5Mpa 2、泵站流量的确定
根据支架在工作面中每架（组）在移动的循环中需要动作的立柱和千斤顶的最大流量确定，同时要满足液压支架追机快速移动的要求，每1架一组。液压泵站工作流量
Qn1s1F1n2BF2Lt1000vqL116.8L/min
式中 n1-----移架时同时升降的立柱数，n1 =2；
n2-----移架时同时伸缩的千斤顶数，n2 =1； s1------移架时立柱的行程，s1=20cm； B------移架时千斤顶的行程，B=60cm； F1------立柱环形腔的作用面积，F1=803.84cm2； F2------千斤顶移架腔的作用面积，F3=200.96cm2； L------支架架间距，L=1.5×1=1.5m； vq------采煤机牵引速度，vq =0.38m/min； t------移架过程中的其他辅助时间，t=1min；
24
η1------泵站容积效率，η1=0.9～0.92； 综上所述，MRW-315/31.5型泵站满足生产要求。
本工作面的乳化液泵站选型根据回采工作面的泵站压力从22110风巷到工作面的压力损失实测和结合本面实际情况，对照采煤工作面质量标准，确定在22110风巷距22110工作面不超过500m处安装2台MRW-315/31.5型泵站（一台使用，一台备用）。乳化液泵站到工作面主供液采用Φ32（进液）、Φ51（回液）的高压胶管；工作面内支架进回液分别采用Φ19（进液）、Φ25（回液）的高压胶管。
（二）、泵站使用规定：
1、必须指定经专门培训的泵站司机操作管理，操作管理人员必须认真负责。
2、安装时泵应水平放置，以保持良好的润滑条件。
3、在使用泵站前，首先应仔细检查润滑油的油位是否符合规定，油位在泵运转时不应低于油标玻璃的下限或超过上限，以中位偏下为宜。各部位机件有无损坏，各紧固件，特别滑块锁紧螺套不应松动。各连接管道是否有渗漏现象，吸排液软管是否有折叠。
4、在确认无故障后，接通电源，将吸液腔的放气堵拧松，把吸液腔空气彻底放尽，待出液后拧紧。点动电源开关，观察电机转向与所示箭头方向是否相同，如方向不符，应纠正电机接线后，方可起动。
5、泵启动后，拧松泵头高压腔放气螺钉，放尽高压腔内空气（出液后即拧紧），应密切注意它的运转情况，先空载运行5-10分钟，泵应没有异常噪音、抖动、管路泄漏等现象。检查泵头吸排液阀压紧螺堵，泵与箱体连接螺钉等应无松动现象方可投入使用。
6、投入工作初期，要注意箱体温度不宜过高，油温应低于80℃，注意油位的变化，油位不得低于下限，油压≮0.1MPa。液箱的液位不得过低，以免吸空，液温不得超过40℃。
7、在工作中要注意柱塞密封是否正常，柱塞上有水珠是正常现象。如发现柱塞密封处漏液过多，要及时更换和处理。
25
8、正常使用乳化液自动配比装置，经常用糖量仪检查乳化液浓度，保持浓度在3—5％之间，每班检测3次，并留有记录。
9、泵站压力大于或等于30Mpa，卸载阀整定值为32 MPa 。 （四）泵的日常维护保养：
1、检查各连接运动部件、紧固件是否松动。各连接接头是否渗漏。拧紧柱塞滑块部连结处锁紧螺套，消除柱塞滑块间轴向间隙。
2、要求用板手经常进行检查吸液阀压紧螺堵是否松动。并用力拧紧至拧不动为止。此项检查每周不得少于两次。
3、检查吸排液阀的性能。平时应观察阀组动作的节奏声和压力表的跳动情况，如发现不正常应及时处理。
4、泵启动后，应经常检查齿轮油泵的工作油压，若低于0.1MPa应及时停泵处理。
5、检查各部位的密封是否可靠，主要是滑块油封和柱塞密封。 6、检查曲轴箱的油位和润滑池的油量，必要时加以补充。 7、每月检查一次蓄能器内的氮气压力，充分发挥蓄能器的作用。 8、当使用泵的环境温度≤0℃时，停泵后必须将吸液胶管取下放掉泵吸液腔内液体，以免冻坏箱体。
9、每班检查吸液螺堵是否松动，必要时拧紧。 10、润滑油使用N68号机械油。
第二节 工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1、采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。本工作面液压支架最大控顶距4.715m（4.541m），最小控顶距4.115m（3.941m）。工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出伸缩梁，移架在采煤机后3～5架进行。支架端面距≤340mm。
2、液压支架中心距为1.5m，偏差不得超过±100mm；支架不超高使用，支架的活柱行程不小于200mm；液压支架不得歪斜，与运输机垂直，误差小于
26
5°，与顶底板垂直，歪斜角不得大于5°；顶梁与顶板平行，最大仰俯角不大于7°；支架接顶严实，支架不挤不咬，相邻支架错差不超过顶梁侧护板高的2/3，侧护板正常使用，架间空隙不超过100mm；支架前梁（伸缩梁）梁端至煤壁顶板跨落高度不大于300mm。及时打出支架的一级、二级护帮板护住煤壁，防止片帮。
3、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、一净、二畅通”的质量要求。三直：支架直、溜子直、煤壁直；一平：溜子平；一净：浮煤清理干净；二畅通：上下安全出口畅通。液压支架要上、下成一直线，偏差不得超过50mm；工作面伞檐长度大于1m时，其最大突出部分不超过200mm；工作面伞檐长度在1m及以下时，其最大突出部分不超过250mm；
4、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa。 5、工作面出现冒顶时，要及时用木料背顶，背严背实支架初撑力达到要求，升实支架。
6、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架，出现问题时，要及时调整。 7、支架管路排列整齐，杜绝跑冒滴漏现象。 二、正常工作时期的特殊支护形式
1、如果顶板破碎，必须采用及时支护，即采煤机前滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。
2、如果工作面片帮宽度大于700mm时，必须超前支护，提前伸出支架伸缩梁、打展一级护帮板和二级护帮板等优先护顶。
三、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、停采前必须编制专项安全技术措施。 2、工作面应加强来压的预测预报，确保基本顶初次来压和周期来压期间安全生产。
3、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，双锲梁的圆、平销要同时上齐，所有单体
27
柱的初撑力在12MPa以上，并要迎山有力。
5、上下隅角顶板悬顶长度超过5m不跨落，必须在上下隅角打设丛柱或使用塑料编织袋装煤设一排堵墙，堵墙接顶接底。
6、工作面出现断层、火层岩、薄煤带等地质构造时按专项安全技术措施作业。
（二）煤壁片帮严重、顶板异常破碎时的顶板控制： 1、另行编制化学注浆专项措施进行顶帮管理。
第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面两巷及中间巷的顶板管理
1、本工作面风、运巷、中间巷超前工作面煤壁20m范围内必须进行备修加强支护。两巷及中间巷均使用“600mm”十字顶梁配合DW（35、31.5）-200/100、DW（28、25）-250/100单体柱，十字顶梁上下各铰接一个DJB1200/300金属顶梁。上帮使用DW（31.5、35）-200/100单体柱进行支护，中间根据巷道高度合理选择使用DW31.5-200/100或DW28-250/100单体柱，下帮使用DW（28、25）-250/100单体柱进行支护，一梁一柱。上帮与下帮单体柱靠近铰接梁头，单体柱柱距1.2m，排距0.6m，单体柱横排成线，柱距、排距偏差≯100mm，每排铰接梁对齐。
2、梁要铰接使用，铰接率必须达到100%，不得出现拆梁、断柱现象，无失效柱，背帮背顶严实。人行道净宽不小于800mm，人行道净高不低于1.8m，三用阀注液孔朝老空区侧，手提把朝向工作面推进方向，三趟支柱挂线打设成三条直线，巷道内不得存放物料和闲置设备，保证通风、行人、运输畅通无阻。
3、超前支护单体支柱要完好，无漏液、无缺爪，液压支柱活柱最小伸缩量不低于200mm，最大不超过有效行程的90%。
4、单体柱必须完好，迎山有力，初撑力≮90KN，并坚持二次注液。单体柱严禁打在浮煤、浮矸上，钻底量大于100mm的单体柱必须穿鞋。
28
5、巷道起伏不平处或超高处，金属铰接顶梁上必须用搪材、单杆、半圆木等背顶材料，确保顶梁平稳过度。
6、单体液压支柱使用防倒链拴柱头，防止倾倒砸人。支架、单体要实行编码管理，派专人负责。
7、原工作面上下两巷采用锚网梁加锚索的支护方式，在断层和顶板破碎压力大地段，加补单体柱或工字钢加强支护。回采时，对压力大地段也可加打木点柱或单体柱加强支护。 二、超前支护设计
工作面风、运巷超前工作面煤壁20m范围内进行加强支护。 (1)、采用经验公式估算支护强度计算 Pt=h×r×k =2.84×25×5 =355KN/m2
式中: Pt----工作面合理的支护密度，KN/m2 h-----采高，m
r-----顶板岩石容重，KN/m3
k-----上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，取5 (2)、实际支护为在原有锚杆加锚索联合支护的基础上加强支护。 单位面积锚杆数为： N1=N锚杆/S =1.65根/ m2
单位面积内锚杆承载力为P1=N1×100KN=165KN/ m2 单位面积锚索数为： N2=N锚索/S =0.35根/ m2
单位面积内锚索承载力为P2=N2×250KN=87.5KN/ m2 (3)、单位面积内单体液压支柱的支撑力为
P3= Pt-P1-P2
29
=355-165-87.5=102.5KN/ m2
(4)、两巷超前备修采用十字梁支护，单体支护密度计算 N3=N /S =1.1根/ m2
单体液压支柱实际支撑能力 Rt= P3/ N3 =102.5/1.1=93.2 KN/根
单体液压支柱额定工作阻力 R=Rt/（Kg×Kz×Kb×Kh×Ka） =93.2/（0.99×0.95×0.9×0.95×0.95）=122 KN
Kg----工作系数，取0.99。 Kz----增阻系系数，取0.9。 Kh----采高系数，取0.95。 Kb----不均匀数，取0.95。 Ka----倾角系数，取0.95。
(5)、工作面风、运巷及中间巷断面为梯形，规格为4.5m×2.4m（中高），上帮平均高度为2.83m，下帮平均高度为1.98m，因此单体液压支柱选型为DW（31.5、35）-200/100、DW（28、25）-250/100，单体液压支柱额定工作阻力分别为200KN、250KN，符合支护要求。
根据计算得出，实际支护强度大于所需支护强度，故风、运巷两巷及中间巷20米超前支护采用十字梁支护，可完全满足工作面生产控制顶板的需要。 三、端头顶板控制
1、上、下顺槽隅角及中间巷隅角切顶线支护：上下顺槽隅角及中间巷因顶板碎、压力大，为确保安全，沿综采支架切顶线打设密集支柱、戗柱加强支护。
2、切顶线单体液压支柱柱距不大于400mm，无空载失效柱，挡矸有效、严禁有漏渣现象。
3、上端头支护形式：采用ZYG6000/22/45型过渡支架支护端头顶板，支架以上与风巷备修顶梁间距超过0.5m时，每0.5m使用DJB-1200铰接顶梁配合单体柱平行于支架打设一趟顺硐梁，一梁一柱，柱距0.5m，排距1.2m。
30
4、下端头支护形式：采用ZYG6000/22/45型过渡支架支护端头顶板，过渡支架与备修单体液压支柱之间的距离不超过0.5m时，使用一趟HDJA-1200双楔绞接梁支护机头上方顶板，若距离超过0.5m时，每0.5m再加设一趟，柱距0.5m，排距1.2m，双楔梁要求平、圆销齐全，打紧背牢；使用金属铰接顶梁支护机头以外的顶板，柱距0.5m，排距1.2m，顶梁与支架平行支设并沿直接顶顶板布置。
5、中间巷端头支护形式：采用ZYG6000/22/45型过渡支架支护端头顶板，上、下工作面过渡支架与备修单体液压支柱之间的距离不超过0.5m时，使用一趟HDJA-1200双楔绞接梁支护机头上方顶板，若距离超过0.5m时，每0.5m再加设一趟，柱距0.5m，排距1.2m，双楔梁要求平、圆销齐全，打紧背牢；使用金属铰接顶梁支护机头以外的顶板，柱距0.5m，排距1.2m，顶梁与支架
平行支设并沿直接顶顶板布置。
6、上下安全出口高度不低于1.8米，人行道宽度不少于0.8米，否则需要卧底、扩帮，并有专人维护。
7、端头支护均采用“三、四排”控顶。 四、支护材料的使用量和备用管理：
附表10 支护用品、材料使用及备用表
名 称 铰接顶梁 双楔顶梁 单体支柱 单体支柱 搪材 单杆 坑木
规 格 DJB-1200 HDJA-1200 DW（35、31.5）-200/100 DW（25、28）-250/100 L=2.0m L=1.0m ф200×2000mm 单位 根 根 根 根 根 根 根 31
数量 250（含备用15%） 10 300（含备用15%） 200（含备用15%） 100 100 10 备 注 平销 圆、平销 付 付 40 32 1、支柱、顶梁要建账统一管理，现场牌板与实物相符。
2、支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，并及时更换上井。 3、按工作面正常使用量的15%准备备用支护材料，支护材料存放于风巷距工作面出口30～50m处，距轨道距离不少于0.7m，有1.0m以上宽度的人行道和必须的运输通道，专人负责并挂好标志牌。
4、风巷轨道距工作面出口距离不大于200m，保证运料畅通。
第四节 矿压观测
一、矿压观测内容
工作面液压支架的初撑力、风、运巷及中间巷超前备修，单体柱压力及风、运巷、中间巷围岩变形观测。
二、矿压观测方法
1、在工作面支架上安装支架数字压力表，每班班中由当班验收员记录一次液压支架的初撑力。
2、在风、运巷、中间巷备修段平均每隔4m在单体液压支柱上安装压力表一块，每天记录压力一次。
3、在工作面风巷、运巷、中间巷每隔50m、变向点设各一个观测点，安装顶板离层仪，采区每月15日、30日各观测记录一次观测数据，并进行分析。
4、矿压观测设备、设施由采区各班设专人负责维护，任何人不得损坏，如有损坏要及时更换。
5、采区技术员每5天对工作面顶板观测数据进行一次分析，上报主管矿长。
第四章 生产系统
第一节 运 输
一、运输设备及运输方式
32
（一）运煤设备及装、转载方式：
上工作面采用MG300/730—WD型双滚筒采煤机落煤，采煤机割煤配合SGZ-764/400型刮板输送机向下运煤，经22110中间巷溜子、皮带运输、泄水巷溜子到22110运巷溜子、皮带运出工作面。
下工作面采用MG300/700—WD型双滚筒采煤机落煤，采煤机割煤配合SGZ-764/400型刮板输送机向下运煤，经22110运巷溜子、皮带运输到南一采皮带下山运至南一采煤仓。
（二）辅助运输设备及运输方式：
工作面需用的材料、设备等物料，采用1.0t矿车、JD-1.0绞车、JD-1.6绞车、JH-14绞车等，通过南一采车场、22110联巷、22110风巷运进、运出工作面。
二、运输路线 运煤路线：
22110上工作面→22110中间巷→22110泄水巷→22110运巷→南一采皮带下山 →南一采煤仓→南大巷→二水平卸载坑→二部强力皮带机斜井→一部强力皮带机斜井→地面；
22110下工作面→22110运巷→南一采皮带下山→ →南一采煤仓→南大巷→二水平卸载坑→二部强力皮带机斜井→一部强力皮带机斜井→地面。
运料路线：
地面→马项立井→二水平大巷→南大巷→南一采车场→22110联巷→22110风巷→上、下工作面。
第二节 通风系统
一、风量计算
1、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量： Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温 式中
Q采——采煤工作面需要风量， m3/min
33
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min
Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s），
K采高——回采工作面采高调整系数，取1.2 K采面长——回采工作面长度调整系数，取1.3 K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，取1.1 Q基本=60×4.715×2.84×70%×1.0≈562.4（m3/min） Q采=562.4×1.2×1.2×1.1≈891（m3/min） 2、按瓦斯涌出量计算：
Q＝125qk＝125×0.2×1.9＝47.5（m3/min） k—工作面瓦斯涌出量不均匀系数，取1.9。 3、按工作面温度计算：
Q＝60VS
式中：V —— 工作面平均风速，取1.0 m/s
S —— 采煤工作面最大断面积，13.4㎡ Q＝60 × 1.0 × 13.4＝804（m³/min） 4、按工作面每班工作最多人数计算：
Q＝4n
式中：n——工作面同时工作的最多人数, 100人
Q ＝4 × 100＝400（m³/min） 5、按风速进行验算：
⑴按最低风速验算，工作面的最小风量：
Q＞15S＝15×13.4＝201（m3/min）
式中：S ——采煤工作面最大断面积，13.4㎡ ⑵按最高风速验算，工作面的最大风量：
Q＜240S＝240×13.4＝3216（m3/min）
通过验算可以看出，201＜ 891 ＜3216（m3/min） 6、确定工作面实际需要风量：
34
为保证需求，工作面实际需求风量应大于理论风量，备用系数1.1,则工作面实际需求风量980m3/min，符合《 煤矿安全规程》规定要求，所以工作面按 980 m3/min供风。 二、通风路线
1、新鲜风：地面→南大巷→南一采车场→22110联巷→22110风巷→22110上风巷→22110上工作面；
地面→南大巷→南一采车场→22110联巷→22110风巷→22110下工作面。 2、乏风：
22110上工作面→22110风巷→22110下工作面→22110运巷→南一采皮带下山→22106运巷→南翼回风道→南副巷→南翼风井→地面；
22110下工作面→22110运巷→南一采皮带下山→22106运巷→南翼回风道→南副巷→南翼风井→地面。
第三节 供水系统
一、供水线路及水源
1、供水水源为地面消防水池，共两个，容量均为1000m3。 2、供水线路为：
±0大巷→南翼轨道下山→145车场→南翼二级轨道下山→南大巷→南一采车场→22110联巷→22110风巷→22110上、下工作面；
±0大巷→南翼轨道下山→145车场→南翼二级轨道下山→南大巷→南一采车场→南一采皮带下山→22110运巷→22110下工作面。 二、供水管路
1、地面消防水池通过东斜井一趟D108×5mm无缝钢管与井下防尘供水系统相连。供水管路、管件和阀门符合设计要求，吊挂要平整，供水管道阀门高度距巷道底板1.2～1.5m。
2、工作面风巷每隔100m设一个DN25三通阀门，运巷每隔50m设一个DN25三通阀门，每个三通阀门处配备消防箱，消防箱内存放不少于30米消防水管。加强供水管路维护，供水施救装置各连接部件牢固可靠，管路无跑、冒、滴、
35
漏等现象，保证阀门开关灵活，保证各作业地点在灾变期间能够实现供水。
第四节 排 水
一、疏排水路线
22110下工作面→22110运巷→22110水仓→22110联巷→南一采车场→南大巷；
22110上工作面→22110风巷→22110泄水孔→22110运巷→22110水仓→22110联巷→南一采车场→南大巷。
二、防治水措施
1、根据22110水文地质条件，该工作面涌水主要均集中在风、运巷，应在22110运巷最低洼处（22110运巷口以里210m处）做总水仓，水仓容积不小于5m长×3m宽×2m深，安装2台离心泵，水泵型号MD155-30×8，配5寸钢管。
2、在22110风巷口以里230m处、22110风巷坡头变向以里135m处打设水仓，水仓容积不小于2m长×1.5m宽×1.0m深。22110风巷坡头变向以里135m处水仓安装自动开停隔膜泵，配一趟4寸钢管排水。排水能力不低于50 m3/h。潜水泵应实现自动开停，无人值守。
3、在22110运巷坡头变向以里360m最低洼处打设水仓，水仓容积不小于2m长×1.5m宽×1.0m深。安装1台4寸离心泵，1台3寸离心泵，配一趟4寸钢管排水。离心泵一台使用，一台备用。排水能力不低于50 m3/h。
4、22110风巷积水及22110工作面、22110运巷积水都集中排到22110运巷总水仓处，由总水仓处水泵直接排到二水平大巷。
5、各水仓处均安设2台水泵，共用一趟排水管路，水泵出水位置各安装一个与排水钢管尺寸相同的阀门，当一台泵使用时，另一台水泵阀门关闭。
6、风运两巷沿途有淋水、涌水的地方都沿巷道一帮清挖水沟，集中让水流到水仓里。能铺设管路的尽量铺设管路，或水沟里加铺废旧底皮带。
7、各水仓处加设防护网，或设置沉淀池，减少煤泥进入水仓。 8、切实加强防治水管理，要保持水沟畅通，及时清挖水仓，确保排水畅通，严禁出水煤。
36
9、当风巷涌水量突然增大，且风巷现有排水设备无法满足全部排水需求时，应及时打开泄水联巷，将风巷水泵未排完的水通过泄水联巷引到运巷，通过运巷下山溜子段巷道，流到运巷总水仓处。然后通过运巷总水仓排到大巷。
第五节 供 电
一、供电系统
根据二水平南翼一采地区高压供电系统及巷道布置情况，确定在22110风巷口往里580米（上山坡头）处放置一台移动变电站带风巷设备，电缆从南一采车场至南一采轨道联巷至22110风巷进行敷设，对22110工作面及乳化泵站进行供电。
根据巷道及变电所情况，运巷选用一台移动变电站供电，为22110运巷皮带输送机机、刮板输送机、破碎机、转载机、南翼一采皮带坡第五皮带、第六部皮带以及22110风巷绞车供电，该移动变电站放置在22110配电点内，高压电缆从南翼一采车场至南一采轨道坡联巷进行敷设。
（详见22110工作面供电设计说明书）
第六节 安全监控系统
一、瓦斯防治 （一）瓦斯检查：
1、工作面安设瓦斯检查员，负责工作面各地点的瓦斯检查工作，每班检查的次数不少于二次。每检查一次都必须填写牌板，做好记录，认真汇报。
2、瓦斯检查点由通风区负责设立。 （二）瓦斯监测：
1、在工作面下隅角、距工作面回风出口不大于10m处、22110运巷口以里10～15m处安装安全监测系统的甲烷传感器。
2、瓦斯监控设施吊挂要求，距顶板≤300mm, 距巷道侧壁≥200mm，垂
37
直悬挂在巷道的上方，挂牌管理。
3、所有瓦斯监测仪器，瓦斯报警、断电、复电浓度均为0.8%，瓦斯断电范围：工作面及风巷所有非本质安全型电气设备。
4、维护使用：
（1）通风区负责日常维护，采区保证不损坏不丢失。 （2）每日由当班瓦斯员负责向外移动。 （3）严禁碰撞或洒水、糊埋。 二、监测监控系统
22110工作面安装KJ75N矿井安全监测监控系统，22110工作面装备的安全监控设备有：KJ111-F分站1台；GJC4(B)甲烷传感器3台；GQL0.1型烟雾传感器9台；GKT127V型馈电传感器1台；BF2型风门开关传感器4台；KXH18(A)型声光报警器4台；GWP800型温度传感器1台；监测线型号为MHYVP2*1.5+2*1。 各种安全监控设备的安装位置、供电电源、线路敷设及控制范围如下： 1）22301工作面KJ111-F分站： 位置：南一采配电点。
电源：供电电源位于660V电源分开关电源侧。
信号线敷设路线：南二采变电所→南一采配电点→分站。
控制范围：工作面及其风巷内全部非本质安全型电气设备进行断电控制。 2）22110工作面T0甲烷传感器：
位置：22110工作面下隅角，传感器垂直悬挂，距顶梁不得大于0.3米，距巷帮不得小于0.2米。
电源：KJ111-F分站本安电源。
信号线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道带下山→22110运巷→采面甲烷传感器。 甲烷报警点：≥0.8% CH4。 甲烷断电点：≥0.8% CH4。
断电范围：当工作面回风流中甲烷浓度达到0.8%时，通过KJ111-F分站下达断电命令，实现对工作面及运巷内全部非本质安全型电气设备进行断电
38
控制。
复电点：< 0.8% CH4，人工复电。 3）22110工作面T1甲烷传感器：
位置：22110运巷距工作面10米范围内，传感器垂直悬挂，距顶梁不得大于0.3米，距巷帮不得小于0.2米。 电源：KJ111-F分站本安电源。
信号线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道下山→22110运巷→采面甲烷传感器。 甲烷报警点：≥0.8% CH4。 甲烷断电点：≥0.8% CH4。
断电范围：当工作面回风流中甲烷浓度达到0.8%时，通过KJ111-F分站下达断电命令，实现对工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备进行断电控制。
复电点：< 0.8% CH4，人工复电。 4）22110工作面回风T2甲烷传感器：
位置：T2位于22110运巷口往工作面方向10-15米范围内，传感器垂直悬挂，距顶梁不得大于0.3米，距巷帮不得小于0.2米。 电源：KJ111-F分站本安电源。
信号线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道下山→22110运巷→回风甲烷传感器。
甲烷报警点：≥0.8%CH4。 甲烷断电点：≥0.8% CH4。
断电范围：当工作面回风流中甲烷浓度达到0.8%时，通过KJ111-F分站下达断电命令，实现对工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备进行断电控制。
复电点：< 0.8% CH4，人工复电。 5）22110工作面温度传感器：
位置：位于22110运巷口往工作面方向10-15米范围内，传感器垂直悬
39
挂，距顶梁不得大于0.3米，距巷帮不得小于0.2米。
温度报警点：≥30°。 电源：KJ111-F分站本安电源。
信号线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道下山→22110风巷→温度传感器。
监测参数：22110工作面温度，甲烷监测系统主机显示。 6）22110工作面馈电传感器：
位置：22110工作面安装馈电传感器1台（总馈电开关的负荷侧安装馈电传感器1台，监测被控设备甲烷超限是否断电；
电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→22110工作面馈电传感器。 监测参数：监测被控设备甲烷超限是否断电。 7）22110工作面运巷烟雾传感器：
位置：各带式输送机滚筒下风侧10-15m处设置烟雾传感器1台 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采皮带下山→22110运巷→各烟雾传感器。
监测参数：连续监测胶带输送机胶带等着火时产生的烟雾情况。 8）风门开关传感器：
（1）南一采皮带下山二部皮带处联巷风门开关传感器： 位置：南一采皮带下山二部皮带处联巷 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采皮带下山二部皮带处联巷风门传感器。
监测参数：连续监测南一采皮带下山二部皮带处联巷风门开关状态。 （2）南一采皮带下山六部皮带处联巷风门开关传感器： 位置：南一采皮带下山六部皮带处联巷 电源：KJ111-F分站本安电源。
40
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采皮带下山六部皮带处联巷风门传感器。
监测参数：连续监测南一采皮带下山六部皮带处联巷风门开关状态 （3）南一采轨道下山处联巷风门开关传感器： 位置：南一采轨道下山处联巷 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道下山处联巷风门传感器。
监测参数：连续监测南一采轨道下山处联巷风门开关状态 （4）22110泄水联巷风门开关传感器： 位置：22110泄水联巷处 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→22110泄水联巷风门传感器。
监测参数：连续监测22110泄水联巷风门开关状态 9）风门声光报警传感器：
（1）南一采皮带下山二部皮带处联巷风门声光报警传感器： 位置：南一采皮带下山二部皮带处联巷风门 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采皮带下山二部皮带处联巷风门声光报警传感器。
监测参数：风门开关不正常时，发出声光报警。
（2）南一采皮带下山六部皮带处联巷风门声光报警传感器： 位置：南一采皮带下山六部皮带处联巷 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采皮带下山六部皮带处联巷风门声光报警传感器。
监测参数：风门开关不正常时，发出声光报警。
41
（3）南一采轨道下山处联巷风门声光报警传感器： 位置：南一采轨道下山处联巷风门 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→南一采轨道下山处联巷风门声光报警传感器。
监测参数：风门开关不正常时，发出声光报警。 （4）22110泄水联巷风门声光报警传感器： 位置：22110泄水联巷处 电源：KJ111-F分站本安电源。
监测线敷设路线：KJ111-F分站→南一采车场→22110泄水联巷风门声光报警传感器。
监测参数：连续监测22110泄水联巷风门开关状态
第七节 综合防尘及供水施救系统
一、供水管路系统
供水水源取自二水平大巷二寸水管。
风巷：二水平南大巷→南一采车场→南一采轨道下山→22110风巷→22110工作面
运巷：二水平南大巷→南一采车场→南一采皮带下山→22110运巷 二、综合防尘系统
1、采煤机及各转载点必须上齐并使用好降尘装置，采煤机必须安装内外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾工作压力不得小于2Mpa，外喷雾工作压力不得小于4Mpa，。
2、在风、运巷距安全口不超过30m、50m处，各设自动全断面净化水幕一道，在风巷距回风出口30m处设置自动全断面净化水幕一道，并正常使用。风巷距工作面30m处的水幕处安装防尘帘一道。
3、防尘管：风巷每隔100m、运巷每隔50m，各设一个三通阀门并配备ф10
42
㎜、长50m的洒水皮管，每周冲刷一次巷道。并做好记录，记录存放于泵站处。
4、作业人员要配带防尘口罩。
5、各岗位工必须班班清扫电缆、设备上的煤尘，以防煤尘堆积。 6、采煤机采用、喷雾装置灭尘。必须严格执行先开水、后开机，先停机、后停水的有关规定。
7、各转载点采用自动洒水装置灭尘。支架上要安设移架喷雾降尘装置灭尘。
8、各岗位必须班班检查防尘喷雾装置是否有效。
9、工作面煤层采取浅孔注水法，来加强工作面防尘。工作面注水时，注水孔间距20m，注水孔深度不小于3m，采取单排布置，距底板1.5m，注水压力4Mpa，工作面每天注一次水。
10、如需要打眼放炮必须采取湿式打眼，使用水泡泥，爆破前、后应冲洗煤壁。
11、各皮带机头安装防尘罩。 三、综合防灭火措施
1、加强通风管理，确保工作面的风量达到980m3/min，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到要求的，应立即整改，整改完毕后方可恢复生产。
2、确保工作区域空气成分满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20%，二氧化碳不得超过0.5%，其他气体符合《煤矿安全规程》规定。
3、各班班长、跟班区长必须及时掌握CH4浓度的变化情况。
4、各班班长以上管理人员及流动电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行检测。
5、认真执行综合防尘措施，保障防尘用水有充足的水量和规定的水压。 四、供水施救系统
22110工作面水源主要来自二水平南大巷水管网，从南大巷引一趟二寸管路，通过南一采车场到达南一采轨道下山坡头。在南一采轨道下山坡头安装1
43
个过滤式净化器，从过滤式净化器接出管路分别通过南一采皮带下山、南一采轨道下山向工作面两巷供水，运巷每隔50m设置一个DN25三通阀门，风巷每隔100米设置一个DN25三通阀门。每个三通阀门处配备消防箱，消防箱内存放不少于30米消防水管。
供水管路安装要吊挂平直、牢固，不拐死弯，连接严密，阀门高度距巷道底板1.2 ～1.5m以上，供水点前后2m范围无材料、杂物、积水现象。
供水施救系统的维护、维修明确负责人，维护、维修人员每天对供水系统、管路及其附属设施进行检查，发现问题及时处理。
加强供水管路巡查、维护，不得出现跑、冒、滴、露水现象，保证阀门开关灵活。
供水施救系统的使用要根据灾害发生的情况而定，发生灾害时，受灾害威胁区域人员撤退前应将分管区域内水管阀门关闭；发生水灾、顶板垮落时，在没有严重有毒、有害气体的情况下，根据现场的空间和人员进行控制，打开供水施救系统的阀门取用必须的饮用水，用后及时关闭；发生瓦斯事故、火灾等时人员应首先把水引到人员呼吸安全的地点，取水要注意不受有害气体的伤害。
第八节 压风及压风自救系统
一、压风管路系统
压风风源主要来自地面马项压风机房。
风巷管路系统： 二水平南大巷→南一采车场→南一采轨道下山→22110风巷→22110工作面
运巷管路系统：二水平南大巷→南一采车场→南一采皮带下山→22110运巷→22110工作面
二、压风自救系统
22110工作面从南大巷六寸主压风管路网，使用4寸压风钢管引至南一采轨道下山坡头，通过南一采轨道下山、南一采皮带下山分别引至22110风巷、22110运巷。所有管路全部使用4寸钢管。每隔100m设置一个三通阀门。
44
压风管路安装要平直、固定牢固。阀门高度距巷道底板1.2m～1.5m，供风点前后2m范围无材料、杂物、积水现象。
压风自救系统的维护、维修，要明确负责人，维护、维修人员每天对压风系统、管路及其附属设施进行检查，发现问题及时处理。加强压风管路巡查、维护，连接严密、不漏风。
压风自救系统的使用要根据灾害发生的情况而定，发生灾害时，受灾害威胁区域人员撤退前应将分管区域内风管阀门关闭；发生水灾、顶板垮落时，在没有严重有毒、有害气体的情况下，根据现场的空间和人员进行控制，打开压风自救系统的阀门提供新鲜的空气；发生瓦斯事故、火灾等时人员应及时打开阀门，最大程度的利用压风冲淡有毒有害气体的浓度，如果人员脱离自救器进行呼吸，应进入压风自救系统正在扩散的范围进行呼吸。
第九节 人员定位系统
一、人员定位系统
1、22110工作面人员定位系统主要由KJJ63隔爆兼本安环形网络接口（以下简称“交换机”）、KT109R-F矿用隔爆兼本安型无线基站（实现对一般区域通话信号覆盖，支持定位功能）、KJ128A-K2型标识卡（以下简称“标识卡”）、KDW660/54B矿用隔爆型通信电源（以下简称“电源”）、KJ128A-F传输分站（22110风、运巷口各安装一个）、KJ128A-F1读卡分站（风、运两巷每隔100m安装一个）、KDW28隔爆兼本安电源箱等设备组成。基站是无线网络的接入点，是终端设备之间的无线通信传输接口；交换机作为井下主要网络设备，提供光口、电口、RS485接口，实现WIFI无线基站、读卡分站设备的接入、传输。标识卡能够实现人员的考勤及定位。
2、所有下井人员入井必须携带人员标示卡，否则严禁入井。标示卡统一固定在个人的矿灯电线上，由持卡人自己妥善保管，严禁个人私自充电、严禁在井下私自拆卸更换、严禁不带或多带标示卡。
3、任何人不得对井下人员定位系统设备随意断电，供电设备需停电时，提前一天想通信中心申请停送电时间，经同意后方可停电。
45
4、施工人员不得擅自安装或拆移系统设施，严禁损坏系统设备和线路。 5、任何人不得滥用系统紧急呼叫功能。
6、当井下人员遇到紧急情况时，可按下标示卡上紧急呼救键标示卡即可向地面发出呼救信号；当井下人员收到系统“紧急呼叫”信息（标示卡红灯和黄灯闪烁，同时，蜂鸣器鸣响、振动器振动）时，要迅速升井；收到“重要呼叫”信息（标示卡红灯闪烁，同时，蜂鸣器鸣响、振动器振动）时，要迅速撤离到安全区域。收到“一般呼叫”信息（标示卡黄灯闪烁，同时，蜂鸣器鸣响、振动器振动）时，需就近打电话并及时与本单位值班室和矿调度室联系；标示卡收到呼叫信息并作出相应提示后，使用者要立即按动标示卡的“回呼确认”按钮，通知地面发出呼叫人员信息。
第十节 紧急避险系统
我矿在二水平南翼一采区建设有永久避难硐室一个，位于南一采大巷与南一采副巷之间。该工作面紧急避险地点为采区避难硐室，其内部设有防爆密闭系统、压风自救系统、动力供应系统、监测监控系统、通讯系统、人员到位系统、视频系统、供排水系统；并备有常用的救护器材、工具和定量的食物、水等附属设备设施。额定容纳人数100人，并且有1.2的备用系数。
当工作面发生火灾或瓦斯灾害时，应按照避灾路线及时撤离，如果无法升井，且后路被断时，由班组长组织、带领施工人员进入紧急避难硐室避险。
进入硐室时，按顺序打开防爆门、密闭门，人员排成一列纵队依次进入，第一个进入生存硐室的人打开压风开关、空气幕开关，待避险人员全部进入生存硐室后，关好防爆门、密闭门。
避险人员可以从避难硐室两个入口同时进入。班组长要及时用电话向调度室及区队值班领导汇报灾情（包括灾情类型、发生的时间、地点、严重程度）和进入避难硐室避险的人员数量。
该紧急避难硐室额定有效防护时间为4天（96小时），期间避险人员在避难硐室内静坐、静卧，在接到调度室确认安全的电话通知后方可走出避难硐室升井。若井下灾情严重，超过四天时间仍未接到调度室确认安全的电话
46
（此时在避难硐室内已不能保证人员安全），由班组长组织、带领避险人员迅速更换并戴好自救器，走出避难硐室，设法升井。
三、所有施工人员必须熟知紧急避险地点。
第十一节 照明、信号及通讯联络系统
一、照明系统
该工作面两巷每隔25m,机电设备硐室每隔15m，工作面每隔15 m,运巷输送机机头，绞车房，各安设照明灯一盏。
二、信号系统
（1）、22110工作面通讯及控制系统采用，工作面每隔10个支架安装一个放大器。操作人员可通过该放大器进行喊话，也可进行打点，通过打点信号控制采煤机、输送机的运行。
（2）、运巷各输送机机头、机尾安装关联信号打点器，取综保127V电源。各部设备信号必须统一规范，防止误操作。
（3）、风巷小运输系统在每个坡底、坡头处安装关联信号打点器，取综保127V电源。各部设备信号必须统一规范，防止误操作。
三、 通讯联络系统
22110工作面组合开关处、泵站、移动变电站、运煤系统各主要转载机机头，各安装一台直通地面调度室、区值班室的生产直拨电话。在工作面两巷的岔口安设电话指示牌，在每部电话附近悬挂电话牌。
调度指挥中心电话：85800、86800。 区队值班电话：52431。
22110泵站及22110上工作面机尾电话：85806。
22110运巷破碎机溜子机头、第8部皮带机头、工作面机头电话：85808。 南一采一部、四部、六部、七部皮带机头电话：85843。
47
第五章 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
采用“三八”制作业，两采一准，中、晚班生产，早班检修。 二、劳动组织
附表11 劳动组织图表
序工 种 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19
班组长 验收员 机组司机 运输机司机 支架工 清煤工 泵站司机 看电缆工 电气设备维修工 放炮员 破大块工 点柱员 上、下缺口工 两巷替换备修 回上、下旮旯 运料工 治水 区管 合计 6点 2 1 2 13 5 3 1 5 1 1 3 6 2 3 50 2点 2 1 2 12 5 7 1 1 1 1 1 1 4 3 3 2 3 50 10点 2 1 2 12 5 7 1 1 1 1 1 1 4 3 3 2 2 49 48
6 3 6 37 15 17 3 2 7 3 2 3 8 6 9 6 6 8 149 负责本班安全生产 负责本班质量验收及记工 保证机组正常运转、维修 保证设备正常运转 移架、推溜、调架、修架 清理架前、架间、架后浮煤 保证正常供液、维护 保证机组电缆等不损坏 维护电器、设备 负责火工用品的安全管理 破大碴块 管理坑代用品负责柱、梁回收等 负责刨缺口及支护 负责两巷超前背修 负责两巷放顶、回收 保证材料、设备运进运出 负责两巷水泵运转、清挖水仓 班次 合计 工 作 内 容 第二节 作业循环
1、正规循环方式：多循环方式，小班三循环，循环进度0.6m，全天五循环，日进3m。
2、正规循环作业图表： 见附图：工作面正规循环图
第三节 主要技术经济指标
附表12 主要技术经济指标
序号 1 2 3 4 5 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 项 目 平均走向长度 倾斜长度 煤层厚度（平均） 煤层平均倾角 平均采高 循环进度 循环产量 日循环个数 日产量 正规循环率 月正规循环个数 回采率 月产量 日平均工数 回采工效率 月进度 单位 m m m 度 m m t 个 t % 个 % t 个 t/工 m 数量 463/196 170m+80m 2.84 35°/24° 2.84m 0.6 462.3/217.6 2/3 924.6/652.8 95 134 95 43275 149 11.2 40.2 备 注 下面+上面 下面+上面 下面/上面 下面/上面 下面/上面 下面/上面 49
附表13 主要技术经济指标
19 20 21 22 23 23 坑木消耗 炸药消耗（月） 雷管消耗（月） 灰分 含矸率 水分 m³/万t ㎏ 个 % % % 10 750 1500 40 10 7 原煤 原煤 原煤 第六章 煤质管理
煤质目标：回采率达到：95%；灰分不得超过
40%；水分不得超过7%；含
矸率不得超过10%。
一、提高煤质的措施
1、加强顶板管理，防止架前冒顶，杜绝漏顶、漏矸现象，大块矸石不准开入煤仓。
2、机组割煤时，杜绝割底现象，工作面遇地质构造时，要少破底（顶）或不破底（顶），严格控制采高。
3、运巷积水，要用泵排出，排水设施要齐全完好，严禁水煤混合外运，杜绝出水煤。顶板水、地板水严禁进输送机。
4、皮带、溜子机头转载高度控制在规定范围。皮带机转载点高度为500mm，溜子转载点高度为400mm，部分超高段实在不能满足上述要求的，必须安装缓冲装置。
5、超过直径30cm大碴块就地破碎，严禁上皮带，进入煤仓。 6、工作面一旦出水，在运巷溜子段安装控水溜槽。
7、过断层段和空洞段，严格控制采高，原则为保证能顺利通过采煤机。 8、各转载点喷雾、采煤机风水喷雾、支架喷雾，做到停机停水，以减少外在水分。喷雾设施必须完好。
9、上下山皮带溜子严禁用水管向机头机尾注水，杜绝用水冲刷原煤，确保原煤水分控制在计划内。
50
10、工作面生产过程中对旧锚杆、盘条网、搪材、废刮板、大链、管道、塑料网等杂物一律拣出，单独装运上井，不得进入原煤运输系统。
二、提高采出率措施
1、坚持正规循环作业，工作面正常情况下，不丢底煤，班班清净浮煤，保证采高。
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
一、支护
1、本工作面采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机后3—5架进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。从机尾开始自上而下移架。
2、如果顶板破碎，必须采用及时支护，即采煤机前滚筒割过后，带压及时移架，并打出护帮板。
3、如果工作面片帮大于700mm时，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。
4、移架时，做到一步三调，不得出现前倾后仰，挤架、咬架现象，相邻支架不得出现明显的错差（小于支架顶梁侧护板高度的2/3）。
5、移架时，工作面架前严禁有人行走或停留。
6、移完架后立即升紧支架，达到初撑力，立柱的压力表读数在24MPa以上，保证顶底板移近量≯采高的10%，升紧支架后手把打回零位。
7、上下安全出口及运巷、风巷超前支护的单体的初撑力不低于90KN，移运输机机头、机尾或其它原因需回撤附近单体支柱时，必要时先打好临时支护。
8、严格按照支架支护质量标准要求拉架，保证工作面支护效果。 9、遇工作面为仰采时，必须及时打出护帮板，严防煤壁片帮伤人。
51
10、工作面倾角大，在移架时，每次降架不得超过侧护板高度，移架时松开防倒千斤顶，移架到位后先使用防倒千斤顶将支架顶梁调整到位，再进行升架。
二、采煤
1、采煤前，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，托缆装置完好方可试车，试车声音正常，按钮灵敏可靠。
2、割煤时，必须严格控制采高，原则上沿煤层顶底板割煤。当煤层厚度超过支架高度时，严格控制采高不大于4米，当煤层变薄时，采高不得小于2.5米，必要时可破底板推采。
3、割煤时，必须超前滚筒1－2架收回支架护帮板，严防机组割支架并维护好顶板，煤壁平直且与顶底板垂直，支架倾倒不得超过±5°，割煤过后及时移架并打出护帮板。
4、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。 5、机组速度控制在2m／min以下，防止压溜子或运煤沿线掉煤。 6、有下列情况之一者不得开车:
(1)、无水；(2)、工作面有片帮、冒顶危险；(3)、移架跟不上（>7.5m）；(4)、溜子停止运转；(5)、不符合煤矿安全规程相关规定。
7、采煤机使用遥控装置进行操作。 三、推溜
1、推溜弯曲段不得小于15m，不得有死弯。 2、推溜后及时把手把打回零位。
3、当溜子的上仰和下俯角与工作面走向角度不一致时，必须采取专项措施，处理好后，方可顶溜。
4、运输机停止运转时，除机头、机尾外，中间段严禁移溜子。 5、移机头、机尾时，必须清净浮煤，保护好油路及水路。 6、根据生产实际情况可适当调整超前量。 四、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
52
管对向自己或他人。
2、检修或更换支架顶梁、护帮管路及千斤顶时，操作人员要系上保险带或站在梯子上，脚要站稳，并且工作地点的下方严禁站人，防止物件掉落伤人。
3、不同型号U型销不得混用，严禁用铁丝代替。 4、支架检修分段负责、挂牌管理，并有维修保养制度。
5、支架的安全阀、片阀按要求定期更换。每个支架阀组要安装限位装置，在正常割煤或需动用阀组手把时，打开限位装置，不用或收工时必须及时闭锁，避免发生意外。
6、加强支架检修，保证支架完好，特别是立柱、一二级护帮、顶梁等必须完好，使支架达到较好的支护顶板及护帮效果。避免跑、冒、滴、漏，支架完好率达到90%以上。
五、设备检修与使用 （一）常规要求
1、所有设备必须按规定进行检修。
2、各种设备的油脂按要求使用，不得把不同的油脂混合使用。有油脂的场所必须有灭火装置。
3、油桶、油抽子、油壶加盖使用或用膳布盖住，以保障油质。 （二）设备检修操作特定要求
1、要求工作面各设备都有明确的责任人，每班升井后填写检修记录，以备查用。
2、生产班，工作面运输机机头、机尾责任人要时刻注意减速机油温、冷却水情况；运转是否正常，以及机尾减速机周围不能有淤煤，机尾电机不能与支架干涉，机头电机减速机与平巷之间不能有淤煤。
3、风、运巷刮板机输送机责任人要注意减速机温度、噪音、链轮油位及减速机冷却水，刮板链张紧程度。
4、检修班除完成上述各项任务外，每班要检查减速机油位是否合适、对轮内有无浮煤以防损坏对轮。
53
5、检修班要检查各链轮的油位是否需要注油。
6、检修班要检查机头弯槽与机头特殊槽间哑铃完好情况，检查机尾弯槽与机尾特殊槽间哑铃完好情况。
7、生产出煤班，皮带机机头责任人要时刻注意减速机的温度和油位、及减速机的冷却水是否正常。
8、运转中传动装置声音不能异常。
9、皮带机运行中减速机的温度不得超过85℃，电机温度不得大于70℃。 10、工作面采煤机检修前，必须在采煤机上高位处设置防护网进行挡飞矸。防护网要能有效地防止飞矸伤人。
11、工作面输送机检修时，必须在检修点上高位处设置防护网进行挡飞矸。防护网要能有效地防止飞矸伤人。
六、端头机电设备 (一)、机尾机电设备维护:
1、开车前，机尾工作人员先检查机尾是否有冷却水，水量是否正常，冷却水未达正常水量前，严禁开车。
2、机尾工作人员经常检查水管是否挤、堵，电机、减速机、电缆是否有挤卡现象，发现问题随即停车处理。
3、机尾工作人员要经常观察电机减速机温度、声音，出现异常立即处理再进行其它作业。
4、严禁将单体、圆木等杂物堆放在电机或减速机上，片落在电机侧的煤、矸石要及时清净。
5、机尾的溜子要顺平、顺直，严禁局部超前或落后，出现三角煤时要放炮（或人工）处理。
6、机尾严禁将锚杆、胶管、半圆木及煤矸以外的其它物品拉入溜子。 7、回柱工回撤的单体应及时抬到超前支护外头并按要求摆放整齐。 （二）、机头机电设备维护
1、溜子司机必须由经过培训的持证专职人员担任，开车前对各部位详细检查，有问题处理好后方可开车。
54
2、顶溜时，溜子司机观察机头各个连接部位，发现异常，立即通知停止顶溜。
3、溜子机头与平巷搭接要合理，否则需调整超前量。
4、开车前机头电机必须有冷却水，机头有喷雾，且水量正常，电缆、水管无挤、堵现象。
5、机头上帮锚杆需及时回收，严禁拉入溜子。
6、机头工配合本段号支架工经常调整支架支护状态，需支打单体时要顶在溜子的底托梁上，严禁顶在薄弱部位。
七、三机防倒防滑措施 1、排头支架防倒防滑
（1）工作面下端头前三架做为工作面支架防倒防滑的稳固点，是最关键的环节。为第一架前后都安设防倒千斤顶镐。
（2）机头前三架支架的移置方法。先移端头第二架，移架时用防倒防滑设施上拉下顶保证支架不倒不滑，接顶良好；然后移第一架，移第一架时，要使用好支架前后的防滑防倒顶镐,确保降移第一架时不倒，不下滑；最后移第三架。
2、工作面中部支架防倒防滑
（1）工作面支架移架必须注意调整支架的中心距，防止挤咬、倒架现象。 （2）中部每次移架，支架工必须先看支架与刮板运输机的位置（是否垂直），利用侧护和底调及时调整支架位置。
（3）每隔10架安装1套配双向锁液压防倒设施，采用千斤顶，配合不小于3m的220刮板输送机大链连接于上方支架底座与下方支架顶梁之间，控制支架下倒。移架时松开顶镐，移到位后先拉紧顶镐，将支架调正再进行升架操作。
（4）工作面倾角45°以上段，适当增加支架防倒千斤顶。 3、工作面刮板运输机防滑措施
（1）每7架在支架底座和工作面输送机之间安1套配双向锁的液压防滑设施。采用千斤顶，配合不少于4m的220刮板输送机大链连接于上方支架底
55
座与下方刮板输送机箱体之间。除移动固定防滑设施的支架外，防滑设施要经常保持拉紧状态。
（2）除使用机械防滑外，同时采用工作面机头超前机尾一定量的伪斜推进，超前量以10～15m为宜，并根据工作面煤层倾角变化随时调整。
（3）机头段溜槽加防滑点柱。点柱下端顶在支架底座上，上端顶在溜槽卡位处。
4、机组防滑
（1）加强机组的检修维护，严格执行好检修制度，每班对采煤机行走机头（滑靴、齿轨、齿轮）及采煤机制动装置进行详细检查，发现问题及时处理，保持机组工作防滑和事故防滑功能的灵敏可靠，防止机组掉道、失控下滑。
（2）采煤机上行装煤时，应尽可能减少停机次数，并及时推移刮板输送机，使采煤机突然下滑时能切入煤壁。
（3）下行割煤时，采煤机滚筒应尽可能切入煤壁，割煤速度不超过3m/min；割下端头三角煤时，在齿轨上用销子设卡，割煤速度不超过1m/min。
（4）采煤机抱闸必须作为日检的必检项目，且必须抱闸扭矩必须达到1200 N.m以上。
（5）采煤机安装防滑棒，在采煤机上行装煤时放下防滑棒，以确保采煤机突然下滑时，防滑棒能立即插入溜槽里，在刮板处绊住。在采煤机下行割煤时，收起防滑棒。
（6）在22110风巷超前备修外安设JSDB-30回柱绞车，在工作面112号支架顶梁下挂设不小于的16T滑轮，钢丝绳直径不小于φ24.5mm。在工作面倾角大，采煤机自身动力上不去时，使用该绞车作为辅助动力。绞车转速不得大于0.5m/min。使用该绞车时，采煤机司机必须通过手持式无线通讯装置与风巷绞车司机保持及时联系。每班必须检查绞车钢丝绳的完好情况，和绞车的完好情况。使用绞车辅助动力前必须确保手持式无线通讯能正常使用，确保采煤机司机和风巷辅助绞车司机能沟通及时。绞车、钢丝绳不完好，或不能通讯顺畅的，严禁使用绞车作为辅助动力。且在使用绞车作为辅助动力
56
时，钢丝绳两边及三角区严禁站人，绞车四压两戗固定稳固。
5、工作面机组电缆防滑
（1）因工作面倾角较大，平均倾角35°，局部倾角56°，工作面机组电缆在采煤机下行割煤时易出现下滑现象，在工作面溜子机尾溜槽上固定安装JD-11.4绞车，钢丝绳直径15.5mm，钩头处安装能套住电缆拖件的小滚筒。
（2）当采煤机从机尾下行割煤时，使用小滚筒套住电缆拖件，绞车不送电，司机操作绞车刹车控制电缆拖件，使电缆拖件下移速度与机组割煤速度相适宜。采煤机下行割煤至机头后，上行割煤至56架时，不在使用滚筒，看电缆人员配合机尾绞车司机将钩头滚筒开至机尾处。
（3）绞车必须达到完好标准，钩头与小滚筒的连接处使用绳卡进行固定，绳卡固定参照小运输有关规定。
（4）每班绞车司机必须持证上岗，并在操作前检查绞车的刹车及完好情况，发现问题未处理不准开车。
（5）绞车处绞车手把竖立时手把末端距支架顶梁间距不得小于0.2m。 八、工作面防飞矸伤人
1、在工作面5-90号支架段电缆槽上绑设防护网，防护网上端吊挂在支架顶梁，防护网必须做到全封闭，上下皆固定牢固。以防止飞矸串入老塘侧伤人。
2、在工作面每隔20个支架顶梁下方分别吊挂1块3.5m的废旧皮带，皮带垂直于煤壁，铺于刮板输送机溜槽上方，有效减缓矸石滚落速度，防止刮板输送机上高侧飞矸伤。
3、工作面机头司机站位严禁站在正机头操作。
4、其他人员从工作面溜子机头处人行道通过时，必须先停止溜子运转。 5、在工作面机头处设置隔离防护网，防止顺工作面漏滚下的矸石串到运巷人行道。
九、交接班及质量验收制度
1、区、班长及各专业工种必须严格执行现场交接班制度,填写好班评估表。
57
2、安全出口要畅通无阻，高度不低于1.8m，有0.8m人行道，支护完整无缺。
3、工作面支架成直线，误差不超过±50mm，支架不挤不咬，台阶不超相邻支架侧护板高度的2/3。
4、浮煤清理干净，片邦、漏顶等及时处理。
5、机电设备、液压支架运转正常完好，检修过的设备应保证2个小班正常生产。
6、当班发生的事故，当班处理好，处理不好的要向值班室汇报，经值班、跟班区长同意后现场交接班。
7、工作面质量要求严格按采煤质量标准化标准及作业规程施工，当班施工的工作要经过验收后方可收工，如有不合格的要重新施工。
8、严把质量关，对不合格的要严格执行采区的有关规定，责任到人。
第二节 “一通三防”及安全监控
1、工作面上下巷安设消防管路（与防尘供水系统共用），上巷每100m安设阀门一个，下巷每50m安设阀门一个。加强防尘设施管理，使用好各种防尘、降尘设施，不得拆除损坏，保障防尘用水的水量和水压符合要求。
2、乳化液泵站及移动变电站、皮带机头必须各备有完好的8kg干粉灭火器2个，沙箱沙量不少于0.2m3,配备专用消防锹两把，灭火器、沙箱、消防锹等消防设施应放在被消防设备的上风侧。
3、加强通风系统管理，确保工作面的风量达到980m3/min，风速满足要求。
4、确保工作区域空气质量满足要求，正常情况下氧气浓度不得低于20%，二氧化碳浓度不得超过0.5%，其他气体符合《煤矿安全规程》规定。
6、各班班长必须认真履行瓦斯员手册签字制度，班长、电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪，对工作面及回风隅角瓦斯进行检测。
58
第三节 防 治 水
1、当井下发生突水征兆或水灾事故时，在事故地点及附近的职工应认真分析判断灾情，并及时向可能受危害区域的人员和矿调度室发出警报通知，在加强防护、保证自身安全的前提下，积极妥善地组织抢救工作。
2、若为老空涌水，现场人员应立即佩戴自救器，在未确定所在地点的空气成分能否保证人员生命安全时，任何人不得摘掉。
3、若为其他涌水，且涌水量凶猛，现场无法急救时，所有人员应迅速组织起来，沿着规定的避灾路线和安全通道，撤退到安全地段，并清点人数，及时向矿调度室汇报。
第四节 顶 板
一、防止片帮及架前冒顶措施
1、保持支架初撑力不低于24MPa，支架顶梁接顶后，继续送液时间不得少于5秒。
2、机组割煤后，要及时伸出支架伸缩梁、一级和二级护帮板支护暴露的顶板、煤壁。
3、每班由班组长负责检查煤帮及顶板情况，发现可能片帮的地点，要及时处理，处理后方可生产或检修。
4、人员进入煤帮作业时，必须停止煤帮溜子运转，经检查煤帮无危险时，才准进入煤帮，且人员要站在有支架掩护或有临时支护的地点，严禁空顶、空帮作业。
5、进入煤帮作业人员，必须做好敲帮问顶工作，且不准支架动作，不准骑溜作业。进入前，必须采取有效的防飞矸措施。
6、煤壁松软地段，适当降低采高。 二、处理片帮及架前冒顶措施
59
1、发生片帮及架前冒顶时，跟班区长、班组长，必须在现场指挥处理，并停止割煤，待维护好顶帮后再割煤。
2、处理冒顶时要从两端向中间逐架进行，人员在煤帮维护时，必须等顶板稳定后进行，并将退路维护好。
3、处理冒顶时，用木板梁配合单体柱进行支护，用搪材、单杆等背严顶帮，一梁二柱，并将前伸缩梁、护帮板伸展。
三、上、下安全出口及端头顶板管理措施
1、端头使用双锲顶梁支护的地段，按一梁一柱倒悬臂架设，每梁用不少于四根单杆背顶，煤帮打齐贴帮柱。
2、使用单体柱支护时，端头支柱初撑力不低于90KN，巷道备修不低于90KN，且必须全部拴柱头。
3、工作面上、下旮旯及端头使用金属顶梁支护的地段，采用人工回柱放顶，放顶步距1.2m。
4、回柱工要求不少于3人，一人观顶，两人操作，要求从下往上，从里向外逐架进行回收，先回柱，后回梁，人员要躲开点柱倒落方向。
5、回柱人员进入工作地点，首先检查顶板、支架情况，清理好退路，在顶板压力大时，要先打好替柱，出现危险等特殊情况要及时退出，待顶板稳定、保证安全时方可继续操作。
6、使用回柱千斤顶镐进行回柱作业时，高压管连接必须使用专用插销，严禁铁丝等代替。连接好回柱链后，回柱顶镐收紧时，人员必须躲避到安全地点，待回柱顶镐停止操作时方可靠近。回柱链的连接必须使用连接环，并上螺丝拧紧。
7、若因顶板较高，人员操作够不着顶时，必须搭设好稳定可靠的平台后方可作业。
60
第五节 机 电
一、机电设备管理制度
1、工作面机电设备实行包机制，严格执行“旬检”、“日检”等规定。 2、定期检修设备，检修完毕后，带负荷运转半小时，正常后，方可交接班，检修时，必须从控制开关上切断电源，并派专人看守。
3、支架实行分段管理，保持支架完好、动作可靠。
4、乳化泵站：每月清洗一次乳化液箱，定期清洗过滤网，泵站每日检查油位、油质，紧固各部螺丝，乳化液配比3%-5%，泵站压力不低于30Mpa。司机持证上岗。
5、机组：每日检查油位、油质，紧固各部螺丝，更换截齿，检修主泵，检查调高千斤顶及换向手把，隔一天测一次电机绝缘情况。司机持证上岗。
6、运输设备：每日检查定位情况，紧固各部螺丝，上齐刮板、托滚等，定期注油保养。司机持证上岗。
7、电气设备：完好、不出现失爆，电缆悬挂整齐，开关上架，五小上盘，各种保护正常使用，任何人严禁带电作业和带电移动电气设备，工作面的电缆要有专人看管，防止损坏和挤压。
8、电缆吊挂：电缆吊挂平直，松紧要合适，垂度要合理，悬挂间距符合规定。不准用铁丝吊挂，严禁高低压混吊，吊挂高压电缆时，必须停电。
二、机电设备管理措施
1、严格执行停送电制度，停电要有专人负责，并挂有“有人工作、不准送电”的警示牌，上好闭锁螺栓以防误送。
2、严禁预约停送电，坚持“谁停电、谁挂牌、谁摘牌、谁送电”的原则。 3、严禁带电移动、拆接、检修电气设备和线路，停电后用与电压等级相一致的验电笔进行验放电（瓦斯浓度在0.8% 以下），而后方可进行工作；检修完毕要进行全面检查；确定无误后方可联系送电。
61
4、所有电气设备，严禁带电检修。使用的电气仪表、设备必须符合安全要求标准，否则不准使用。
5、停送高压电时必须戴绝缘手套，穿绝缘胶靴。
6、电工禁止擅自调整开关的整定值、擅自甩掉或封住保护。
7、电工检修设备或处理设备故障时，必须与有关人员联系好，并有专人负责看管运转设备时可能伤及检修人员的开关、按钮，防止不知情的人员误操作。
8、电气设备使用时，严格按照操作规程作业，坚持“谁停电、谁挂牌、谁摘牌、谁送电”制度。
9、工作面机电设备和电缆必须杜绝失爆，不准甩掉漏电及其它保护。
第六节 运 输
一、小绞车运输安全
1、使用小绞车运输，必须严格执行矿的有关规定及《煤矿安全规程》中的有关规定，严禁违章作业。
2、绞车司机、把勾工必须持证上岗，并严格执行“开车不行人，行上不开车”制度。绞车司机离开绞车时，必须把绞车开关手把打到零位并闭锁。
3、使用期超过3个月的小绞车，必须采用混凝土基础或锚固方式固定。使用期不足3个月的小绞车，允许采用四压两戗方式固定。固定方法必须达到标准要求。点柱材质为ф＞18cm的圆木，要打紧背牢。
4、绞车运输必须有声光信号，且信号装置灵敏可靠。保险绳、吊、地挡等安全设施齐全可靠，符合要求。
5、风巷挡车装置齐全，且灵活可靠并坚持正确使用。
6、斜坡运输时，可挂罐车与绞车设计能力相符，并要使用好保险绳，钩头与罐车连接可靠，罐车与罐车连接必须使用专用的三连环，且必须使用专用防脱插销。
7、开车前，司机、把勾工必须认真检查绞车完好情况，钢丝绳磨损、钩
62
头连接等情况，发现问题及时处理，否则不准开车。
8、把钩工要认真检查钩头与罐、罐与罐的连接是否牢固可靠，保险绳是否使好，确认无误后方可发出开车信号。
9、开车时，先发出信号，无信号或信号不清不准开车。开车后，把钩工要严密注视车辆运行状况，发现异常或事故，及时发出紧急停车信号。
10、无论任何车下坡时，必须带电慢速回车，严禁放飞车。
11、绞车司机必须穿戴整齐、扎紧袖口、精神集中，并严格按信号操作，且不得擅自离岗。
12、斜坡处理掉道时，要有专人现场指挥，在罐车下方用ф＞18cm的松木至少打一根戗点柱，罐车下方及两侧严禁站人，且司机不准离岗。
13、斜坡运输时，不允许在斜坡中途停车，特殊情况下需要时，必须与绞车司机联系好，司机把制动闸闸死，罐车下方用ф＞18cm的优质圆木打好戗柱。且司机不准离开岗位。
二、皮带、溜子管理
1、皮带、溜子司机必须经过专门培训，考试合格，并持证上岗。必须安设有能发出停止、启动信号的装置，并严格按信号开车，无信号或信号不清不准开车。
2、各部司机要掏好回头煤坑，保证不拉回头煤，并负责清理机头前后10m范围内的浮煤杂物。
3、任何人不准蹬、坐皮带、溜子，司机要站立操作，且不准站在皮带、溜子的正前方。
4、严禁溜子、皮带运转时，跨溜子、皮带作业，需跨溜子、皮带作业时，必须与皮带、溜子司机联系好，停止溜子、皮带运转。
5、跨越皮带、溜子来往行人的地方必须安设过桥。
6、皮带、溜子机头、机尾清煤、掏回头煤，必须与皮带溜子司机联系好，在皮带溜子停止运转时进行，以防发生意外事故。
7、工作面处理事故吊溜时，可在支架上固定吊溜千斤顶，两头用40T链子连接，连接环必须穿螺丝上好螺母，使用好二次防护，人员躲到支架立柱
63
内，操作千斤顶吊到所需高度时，在溜子下支垫木墩或道木等，再处理事故。待事故处理完毕后，方可取木墩或道木，吊溜前闭锁工作面溜子，并设专人看守。
8、溜子上开下来点柱或其它物料时，必须立即联系停溜后取出，不得冒险取物料。
9、一般情况不准使用溜子运料或设备，必须使用时，要与司机取好联系，按钮要灵活可靠，司机手不离按钮，保证停、开及时。运送过程中，要设专人放、取和沿途巡视，放时先放前头，取时先拿后头，否则，必须停溜取放。物料必须顺正，不得超越溜子两边，溜子不得长开，过机头时，必须停溜，人工搬运。运送过程中，发现问题，必须立即停溜处理。
10、溜子、皮带机机头、机尾必须固定可靠，电气保护齐全可靠。液力耦合器不可使用可燃性传动介质，使用合格的易松塞和防爆片。工作面溜子电机冷却使用水冷，水压不得大于4Mpa，水量不大于0.05m³/min，停机停水。冷却水不得流入原煤运输系统。
11、皮带输送机机架、托辊齐全完好，皮带不跑偏。电气保护齐全可靠，使用阻燃、抗静电皮带，每部皮带必须装设防打滑、防跑偏、防堆煤、防撕裂保护装置，有温度、烟雾监测装置，有自动洒水装置。
12、平巷溜子机尾加设护罩。皮带机头加防护栏，机尾加挡煤板和防护罩。皮带沿途每隔50m安设急停保护一个。
13、坡度超过16°的下山皮带、坡度超过25°的下山溜子，在皮带、溜子上方铺设一层废旧皮带作压带，以防止飞矸伤人。
14、倾角超过16°的上山皮带，在皮带架靠近人行道侧加设护网，护网高度不低于0.5m。
15、上山皮带装设防逆转装置合制动装置。
64
第七节 爆 破
1、放炮必须严格按《煤矿安全规程》有关规定执行，严格按作业规程和操作规程作业，严禁违章放炮。
2、工作面过断层或其它特殊情况，需放炮作业时，必须严格按本面作业规程及专项措施规定执行。
3、工作面机头、机尾滚筒割不透，需提前开缺口，或遇到断层、火成岩时，采用炮采的方式开掘，炮眼布置为三排眼，如下：
4、爆破图表：
附表14 爆破图表
项目 炮眼个数 眼别 顶眼 腰眼 底眼 12 12 12 150克 150克 300克 1800克 1800克 3600克 1200 1200 1200 500 500 500 串联 串联 串联 每眼装药量 循环装药量 眼深 封泥长度 联线方式 5、放炮前，首先加强炮区的顶板管理，并用旧皮带等挡好炮区前后10.0m范围内的支架立柱、管路、电缆等。
6、放炮时躲炮距离不得少于50m，并在所有通往炮区的通道上设立警戒，
65
警戒距离不得少于45m，防止人员误入炮区。警戒人员有班组长现场派专人负责，并设置警戒牌。
7、放炮前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令，放炮员接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒方可起爆。
8、采用分次装药分次拉炮，一次最多不准超过三个眼，放炮距采煤机组不得小于15m。
9、拉炮后，要首先由外向里逐架扶起被崩扭、崩倒的支柱，清净浮煤等，保持人行畅通。
10、在顶板破碎段放炮时，要适当减少装药量和拉炮个数，采用多打眼、少装药、放小炮的方式通过。放炮员和班长要根据煤层和顶板情况灵活掌握炮眼个数，尽量减少顶眼对顶板的破坏，并及时打好贴帮柱控制顶帮。
11、放炮员必须持证上岗，并严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。
12、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装药的炮眼时，当班放炮员必须在现场向下一班放炮员交接清楚。
13、放炮要使用水炮泥，炮眼外段用炮泥封实，无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。严禁用煤粉、煤块等可燃性材料作炮眼封泥。
14、有淋水的地方或有水的炮眼，炸药要套防水套或使用抗水型炸药。 15、装药后，必须把电雷管脚线扭结并悬空。严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
16、放炮时，如遇瞎炮，要在距瞎炮0.3m以外另打与瞎炮平行的眼，重新装药起爆。严禁用镐刨或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。
17、炸药、雷管必须分开存放在专用的爆炸材料箱内，且上锁保管，并严格执行领退制度，不得乱扔乱放。
66
第八节 职业卫生
一、职业危害告知
22110工作面在生产过程中可能产生粉尘（煤尘、岩尘等）、化学物质（氮氧化合物、碳氧化合物、氯化氢等）、物理因素（噪声、高温）等职业危害因素。可对人体健康造成一定影响，如不注意防护可能造成尘肺、中毒、噪声聋、中暑等后果。
二、职业病防护措施
1、运巷每隔50m，风巷每隔100m，设置一个三通二寸水管阀门，每旬冲刷1次巷道。巷道不得有厚度超过2mm连续长度超过5m的煤尘堆积。
2、工作面各转载点、支架前梁必须安装并使用好防尘喷雾装置，工作面机组必须有内外喷雾，装置的内喷雾水压不小于2MPa，外喷雾水压不小于4Mpa。
3、工作面移架时必须开启移架喷雾，各转载点喷雾不少于2个喷嘴，各转载点距落煤点高度不得超过0.5m，并指定专人负责使用和维护。
4、风巷设置3道全断面风流净化水幕，其中：第一道安装在风巷口以里10～15m处；第二道安装在距工作面50m处。第三道安装在工作面超前备修外口。
运巷设置2道全断面风流净化水幕，其中：第一道安装在距工作面50m处，第三道安装在工作面超前备修外口。
5、工作面需要放炮打眼时，采用湿式钻眼，装药使用好水炮泥。 三、职业危害警示牌
工作面在乳化液泵站、各转载机机头必须悬挂职业危害警示牌。 四、个体防护
所有职工上岗操作时，要按照规定的要求，做好防护措施，佩戴个人防护用品，不得违规上岗工作。
67
第九节 其 他
一、各工序安全注意事项 1、割煤：
⑴采煤机司机必须经过专业培训，并持证上岗，严格按操作规程作业。接机后，要首先检查采煤机完好状况，齿轨是否紧固、完好，工作面支护及顶板情况，齿轮和齿轨啮合是否正常，发现问题必须先处理后开机。
⑵采煤机开机前，必须发出信号并喊话通知所有人员撤离上、下滚筒3.0m以外，方可启动采煤机。司机操作时，要时刻注意煤帮情况，防止片帮伤人。
⑶采煤机上必须装有能停止工作面前溜子的闭锁装置。采煤机因故暂停时，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，并打开其磁力起动器的隔离开关。
⑷采煤机必须安装内、外喷雾装置，截煤时必须喷雾降尘，无水或喷雾装置损坏时必须停机。
⑸割煤时，速度要适宜，煤量要均匀，停溜后要立即停止割煤，防止煤多压死溜子。
⑹采煤机在运行中，司机要精力集中，时刻注意前方支架顶梁顶板、煤帮等情况，及时调整滚筒高度，防止碰割支架或割底，如果阻力过大，声音异常，温度过高，则必须停机查明原因进行处理。
⑺采煤机司机要时刻注意溜槽、齿轨轮及自动拖缆装置的工作状况是否正常，各种压力表的读数是否正常，发现问题，必须及时处理。
⑻采煤机在运行过程中，严禁人员跨越溜子或在机道内工作和行走，处理事故或更换截齿和滚筒上、下3.0m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面前溜子进行闭锁。
⑼机组上滚筒割过1.5m-3.0m时,要立即打开支架伸缩梁支护顶板,移架跟不上或发生片帮、冒顶时，要停止割煤，待拉齐支架或处理好片帮、冒顶后再行割煤。
⑽严禁单体柱、顶梁、大碴块等大物件从机组下面通过，不允许带负荷起动、停止采煤机组。
68
2、移架：
⑴支架工必须严格按规程规定及时移架支护暴露的顶板，操作时通知周围人员躲到安全地点，有片帮空顶的地方要及时伸出伸缩梁支护。
⑵支架拉过后必须成一条直线，顶梁升平升紧，初撑力达到要求，若片帮严重时，要提前移架，并打开伸缩梁，若仍不能控制顶板，要在煤帮挑木板梁，打带帽点柱或顺走向打抬棚超前支护。
⑶拉架时，要及时调架，严防出现咬架、挤架和倒架现象，如支架顶梁上出现空顶，要及时用物料背实。
⑷严禁相邻两组支架同时移架操作。支架操作完毕，必须把各手把打回零位。
⑸拉架时，操作人员要站在立柱内，严禁在立柱前操作，以防误操作挤伤腿、脚，用单体柱配合侧护板调架时，所有人员要躲到安全地点，注意架间掉碴伤人，特别是单体柱下方严禁有人，防止单体柱滑脱或崩开伤人。
⑹液压支架要安设压力表，拉架后保证支架初撑力不低于24MPa。 3、移溜：
⑴推、拉前、后溜子必须由下向上单方向进行，严禁从两头向中间推拉。 ⑵移溜必须在开机时进行，严禁停溜推移（机头、机尾例外）。 ⑶移溜时要注意煤帮侧及溜前人员，防止挤伤人员。 ⑷每次移溜必须保持0.6m以上的步距，严禁出现急弯。 ⑸在移溜时，防滑千斤顶必须处于收紧状态。 4、其它注意事项：
⑴保证工作面物料供应，并有一定的储备。在风巷备修段外50m处设一料场，物料要码放整齐，不得影响行人、通风。物料一律挂牌管理。
⑵拆卸高压管路时，必须停泵或关掉截止阀，防止高压管弹起伤人。 二、过薄煤带安全技术措施
该面掘进中共揭露1处对工作面回采有较大影响的薄煤带，为保证生产期间安全，特制定措施如下：
1、在工作面上、下安全口，风管、风锤，水管必须备用到位，岩石坚硬
69
时，必须用风锤打眼，放炮，严禁用机组强行割碴。
2、风巷料场必须备用一定数量的塘材和板木，以备断层处支架接顶。 3、如遇薄煤带片帮、冒顶时，必须用木垛棚实接顶，并且在棚顶期间有一名老工人观察顶板，发现问题先处理而后棚顶。
4、放炮期间，将废旧皮带割成小段，吊挂在支架立柱前和铺设在电缆槽上，以保护支架立柱、阀组、压力表、电缆和风水管路，保护范围为爆破地点上下10m内。
5、班前、班后必须进行支架二次注液，支架初撑力不得低于24Mpa。 6、爆破作业按本作业规程第八章第四节有关规定执行。
7、过断层时，合理控制采高，原则为“能通过采煤机，尽量不采或少采岩石顶底板。” 三、煤层注水设计
附表15 注水设计
注水参数 注水压力Mpa） 4 孔距（m） 孔深（m） 20 3.0 打眼个数 8 仰俯角度 仰5-10° 距底高度（m） 1.5 在乳化液泵站处设置专用注水泵，注水泵压力4Mpa。利用风钻沿工作面从机尾到机头或从机头到机尾，注完一个孔再注下一个孔，以注水钻孔周围煤壁发生“冒汗”为止。
1、施工时，当班班长必须首先检查泵站设备情况和工作面的顶、帮等支护情况，并同瓦斯员一起检查施工地点的瓦斯、二氧化碳等有害气体的情况，确认无隐患后，方可进行工作。
2、注水采用乳化泵，封孔采用FKSY-20型封孔器。
3、打钻或注水前，注水负责人必须与工作面负责人进行联系，停止机组和输送机运转，并停电闭锁后，才能进行作业。施工期间，严禁开动机组和输送机。注水后，必须仍由注水负责人与工作面负责人进行联系，确认注水已经结束，注水员已经全部撤离后，才能由工作面负责人发出机组和输送机
70
运转的命令。
4、打钻注水前，注水负责人必须对工作面的安全进行确认，确保支架护好顶板、煤壁不得留有伞檐，并且找掉顶、帮活煤、活碴。
5、注水人员行走时必须走架间通道，不得靠煤壁行走，严禁蹬溜子，严禁进入采空区。注水作业时，进入煤壁前，必须首先进行敲帮问顶，检查作业地点的顶、帮安全情况，对周围环境进行安全确认后，才能进入煤壁，将封孔器插入钻孔后，即时撤离煤壁，进入架间通道，打开阀门，进行注水。 6、注水作业人员注水时，必须认真检查注水管路，确认后，才能操作，严禁开启机组、支架等采面设备。
7、钻孔与管路、管路与管路及变节连接必须使用专用卡子，必须插到位、插好、插牢，保证牢固可靠，不得漏水。然后才能打开阀门进行注水。 8、注水时，控制阀门不得设在正对孔口的地方，正对孔口的地方严禁任何人作业或经过，防止高压顶出管路伤人，操作人员应站在侧面，要密切注意巷道两帮和顶、底板的变化，发现异常时，立即关闭注水阀门，停止注水，并进行检查处理。
9、每次注水都注意注水时间、流量及压力，留有记录，内容真实可靠。
10、收工时，必须把各种设备清理干净，放置在安全地方，并清理施工现场。
第八章 安全避险
第一节 灾害应急措施
工作面在回采期间，要严格执行本规程中对顶板、提升运输、“一通三防”、防治水等部分的要求，发现不安全隐患要及时处理。当工作面发生事故时，现场所有人员都有责任向矿调度室汇报，并将事故发生的时间、地点、状况、可能受害范围等讲情说明，同时采取一切有效的措施，将灾害控制在最小范围内，按照避灾路线组织撤人，并执行以下程序：
71
一、事故发生后的处理程序
1、必须立即组织营救灾害人员，组织撤离或采取有效的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、有效地实施现场急救与安全转送伤员，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的危害，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。
二、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。在实施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，然后防止事故继续蔓延，最终消灭事故。
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和增加救援难度。
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灾过程中，事故地点及附近的职工应迅速组织自救互救，利用现场一切器材和条件，及时采取措施，尽量减少人员伤亡和财产损失。
6、事故损失控制最小化原则。
第二节 避灾路线
一、生产中遇事故的处理方法：
1、遇瓦斯事故的处理方法： （1）瓦斯爆炸前的预兆：
72
瓦斯爆炸就是瓦斯的剧烈燃烧，当瓦斯发生剧烈燃烧时，就要消耗大量的氧气，使附近的空气瞬间大量流向爆炸点。具体体现为：瓦斯爆炸前会感觉到附近空气有颤动的现象发生，有时还会发出嘶嘶的空气流动声。
（2）瓦斯与煤尘爆炸事故时的自救与互救：
瓦斯、煤尘爆炸时在现场和附近巷道的工作人员，千万不可惊慌失措，当听到爆炸声和感到冲击波造成的空气震动气浪时，应迅速背朝爆炸冲击波传来方向卧倒，脸部朝下，把头放低些，在有水沟地方最好侧卧在水沟里边，脸朝水沟侧面沟壁，然后迅速用湿毛巾将嘴、鼻捂住，同时用最快速度戴上自救器，拉严身上衣物盖住露出的部分，以防爆炸的高温灼伤。在听到爆炸瞬间，最好尽力屏住呼吸，防止吸入有毒高温气体灼伤内脏。事故既然发生，脑子不要太紧张，冷静下来，想到自己所在的位置和巷道名称，要迅速辩清方向，按照避灾路线以最快速度赶到新鲜风流方向。外撤时，要随时注意巷道风流方向，要迎着新鲜风流走。
（3）煤与瓦斯突出时的自救与互救：
矿井发生煤与瓦斯突出事故后，必须根据具体情况正确进行避灾，想方设法保护自己，救护别人。
1佩用隔离式自救器保护自己： ○
在有煤与瓦斯突出危险的矿井或地区工作，矿工要把自己的隔离式自救器带在身上，一旦发生煤与瓦斯突出事故，立即打开外壳佩用好，迅速外撤。
2寻找可避难的场所： ○
矿工在撤退途中，如果退路被堵，可到矿井专门设置的井下避难所暂避。也可寻找有压缩空气管路或铁风管的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开，形成正压通风，延长避难时间，并设法与外界保持联系。
2、遇透水事故的处理方法： （1）透水事故的预兆：
煤壁发潮、挂红、挂汗，空气变冷；顶板来压、淋水加大，底鼓或产生裂隙，出现渗水；发生水叫、出现雾气，水色发浑有臭味；钻孔底发软；有害气体增加。
73
（2）矿井透水事故时的自救与互救：
1水灾事故发生后，在场及附近地点工作的人员，应在可能的情况下迅○
速观察和判断突水的地点、来源、涌水量、发生原因，危害程度等情况，并立即报告矿井调度指挥中心。
2透水事故的初期，现场人员应在现场领导和有经验老工人的组织带领○
下，利用现有的人力、物力，迅速进行抢救工作。
3在透水迅猛、水流急速的情况下，现场人员应立即避开出水口和泄水○
流，躲避到位置高的硐室内、拐弯巷道或其他安全地点。如情况紧急来不及转移躲避时，可抓牢棚梁、棚腿或其它固定物体，防止被涌水打倒和冲走。如是老空水涌出，使所在地点的有毒有害气体浓度增高时，现场职工应立即佩戴好自救器，以避免中毒窒息事故的发生。
3、遇火灾事故的处理方法：
在井下不论任何人发现了烟气或明火等火灾灾情，就应立即向现场领导人汇报，并迅速通知在附近工作的人员，现场人员要立即组织起来，在尽可能判明事故性质、地点及灾害程度、蔓延方向等情况的同时迅速向矿调度指挥中心报告，并立即投入抢救，抢救时，应及时切断灾区内的电源并迅速通知或协助撤出受火灾影响区域内的人员。如果火势不大，应根据现场条件立即组织力量将火直接扑灭。及时抓住有利时机，进行自救互救，火灾一般都有一个由小到大的发展过程，多数火灾在初发生时灾害程度、波及范围都较小，这正是消灭事故和进行自救互救的最宝贵的有利时机。
4、遇顶板事故的处理方法：
（1）顶板事故的预兆：在采煤工作面发生大冒顶前，顶板、煤帮都会出现各种预兆：
1顶板预兆： ○
a、顶板连续发出断裂声，有时采空区顶板发出象闷雷一样的声音。 b、在顶板突然来压和工作总支撑力较低时，工作面顶板下沉会突然增加，顶板沿煤帮方向会出现裂隙，甚至产生台阶下沉。
c、顶板大面积来压时，在破碎顶板处连续掉渣，岩尘飞扬。如完整顶板
74
有抓顶煤时，煤和顶板离层脱落；有大量的煤屑和碎石下落卷起尘爆。
d、当顶板比较坚硬时或初次放顶后，采空区内的顶板有较大面积垮落。 2煤帮预兆： ○
大冒顶前，煤帮受压增加，往往使煤质变得松软，片帮煤增多；使用电钻打眼时，感到钻进省力；用采煤机割煤时，负荷减小。
（2）冒顶发生后，应注意的事项
1发现冒顶征兆后迅速撤退到安全地点。 ○
2冒顶遇险时要靠煤帮贴身站立或到支护好的地点避灾。 ○
3冒顶遇险后要立即发出呼救信号。 ○
4发出呼救信号时不能敲打对自己有威胁的物料和岩块。 ○
（3）矿井顶板事故时的自救与互救：
1遇险人员要正视已发生的灾害，切忌惊慌失措，坚信领导和同志们○
一定会积极进行抢救。应迅速组织起来主动听从灾区中班组长和有经验的老工人指挥，团结协作，尽量减少体力和隔堵区的氧气消耗，有计划地使用饮水、食物和矿灯等，做好较长时间避灾的准备。
2如被困地点有电话应立即用电话汇报灾情、遇险人员数和计划采取○
的避灾自救措施。否则，应采用敲击钢轨、管道和岩石等方法，发出有规律的呼救信号。并每隔一定时间敲击一次，不间断地发出信号。配合营救人员了解灾情、组织力量进行抢救。
3维护加固冒落地点和人员躲避处的支架，并经常派人检查，以防止○
冒顶进一下扩大，保障被堵人员避灾时的安全。
4如人员被困地点有压风管，打开压风管给被困人员输送新鲜空气，○
并稀释被隔堵空间的瓦斯含量，同时注意保暖。
75
5、井下避灾的基本原则：
当工作面发生事故时，现场所有人员都有责任向矿调度指挥中心汇报，并将事故发生的时间、地点、状况、可能受害范围等讲情说明，同时采取一切有效的措施，将灾害控制在最小范围内，按照避灾路线组织撤人，并执行以下程序。
（1）积极抢救
灾害事故发生后，处于灾区内以及受波及区域的人员应沉着冷静，根据灾情和现有条件，在保证安全的前提下，采取积极有效的方法和措施，及时投入现场抢救，将事故消灭在初起阶段或控制在最小范围，最大限度地减少事故造成的损失。
（2）安全撤离
当现场不具备事故抢救的条件，或可能危及人员的安全时，井下矿工应想方设法迅速安全地撤离灾区。
（3）妥善避难
如在短时间内无法安全撤退，遇险人员应在灾区内进行自救和互救，妥善避难，努力维持和改善自身生存条件，等待救护人员的援救。 二、避火、瓦斯灾路线
22110上、下工作面→22110风巷→22110联巷→南一采车场→南大巷→二水平大巷→马项立井→地面。 三、避水灾路线
南22110上、下工作面→南22110风巷→南22110联巷→南一采车场→南大巷→二水平大巷→马项立井→地面。
若人员无法通过南大巷乘车避灾时，避水灾路线：南22110上、下工作面→南22110风巷→南22110联巷→南一采车场→南大巷→南一采变电所→南一采轨道下山→一水平大巷→东斜井→地面。
76
四、紧急避险路线
当发生火、瓦斯灾变在无法升井的情况下避灾路线：南22110上、下工作面→南22110风巷→南22110联巷→南一采车场→南大巷→南一采永久避难硐室。
第九章 附 图
附图1：22110工作面煤层顶底板综合柱状图 附图2：22110工作面排水系统图 附图3：22110工作面布置图 附图4：22110工作面设备布置图 附图5：22110工作面支护示意图 附图6：22110工作面通风系统图 附图7：22110工作面供电系统图 附图8：22110工作面监测通信系统图 附图9：22110工作面防尘设施系统图 附图10：22110工作面人员定位系统图 附图11：22110工作面正规循环作业图表 附图12：22110工作面避灾路线示意图
77
因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容