综采工作面作业规程

第一章 概 况

第一节 工作面位置及井上下关系

表1-1 工作面位置及井上下对照表

二1煤 2105工作面名称 1 （m） +453 （m） 地面标+400—工作面标-246—-300 煤层名称 水平名称 -175m 采区名称 21采区 `21051工作面对应地表为受风化剥蚀的低山丘陵地貌，地面 位置 地面多被植被和灌木覆盖，工作面北部为低山，地形起伏较大，沟谷发育，低山两侧为丘陵；工作面东部地表谷地对应村庄为上幽兰村居民区。 井下位置 21051工作面位于21采区东翼，西至21采区回风、胶带及四邻 及轨道下山，东为23采区，北至箕F87断层保护煤柱，南为采掘情况 21采区21031准备工作面。 回采对 地 面 设施影响 预计对地表零星居民区有一定影响。

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走向长度（m） 688—705 696.5 倾斜长度 （m） 160 平面积106998 （m2） 第二节 煤 层

表1-2 煤层情况表

结构简单 煤层名称 二1煤层 煤层结构 不含夹矸 煤层倾角 （°） 9—25 16 煤层厚度0.5—12.2 煤种 （m） 4.6 贫煤 稳定程度 不稳定

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21051综采工作面开采煤层为二1煤层，煤层赋存疏松，属于典型的松软不稳定煤层，煤层结构简单，不含夹矸，煤层呈黑色，块状、粉末状、鳞片状，具玻璃光泽，半亮型煤，f=0.15。煤 受煤层与顶底板间普遍发育的层间滑动构造影响，该工作面二层 情 况 层相比煤的光泽变暗，硬度变小。由于顶、底板岩层相对顺层描 滑动，造成煤层塑性流动，发育宽缓背向斜，局部煤层出现突述 变，且具有骤变和突变的特点。根据上下顺槽巷道实揭地质资料分析，在停采线东部发育有一走向长60m,贯穿上下顺槽的薄煤带，面积为14420.6㎡。 1煤层赋存不稳定，二1煤层原生结构遭到明显的破坏，层理紊乱，煤层呈碎沫状，局部煤质发生变化，灰份高，与正常煤

第三节 煤层顶底板

表1-3 煤层顶底板情况表 顶板名称 岩石名称 厚度（m） 岩 性 描 述

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灰色、深灰色，厚层状，中粒结构，成分以石英为主，次为长石，层面含中粒 老 顶 砂岩 13.7 分选中等，具裂隙，无充填物，钙～硅质胶结，下部岩芯破碎。 炭质 直接顶 泥岩 0.2 灰色、深灰色，厚层状，粉砂泥质结砂质 直接底 泥岩 6.28 岩条带，交错～波状层理，见黄铁矿结核。 深灰色，厚层状，隐晶质结构，裂隙3.07～3.14 老 底 L8灰岩 3.4 燧石。 W A V QDTg FC S Y （%） （%） （%） （卡/克） （%） （%） 0.9 13.72 13.39 7117 74.05 0.7 0 牌号 贫煤 工业 发育，充填方解石脉，具缝合线，含4.03—8.23 构，含白云母碎片，见不规则细粒砂0～0.4 黑色，鳞片状。 12.62—14.78 大量白云母片及少量炭质，次圆状，煤质情况 附：图2.1 煤层顶底板综合柱状图

第四节 地质构造

表1-4 地质构造情况表

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概述： 根据煤层底板等高线及勘探资料、巷道实揭地质资料、钻探资料分析，21051综采工作面总体上为一单斜构造，地质条件简单—中等，位于白坪滑动构造边缘，受滑动构造影响，二1煤层与围岩接触关系发生变化，致使其顶、底板产生小型不协调褶曲，煤层厚度局部突变，煤层原生结构遭到破坏，形成构造煤，上顺槽掘进期间揭露两个正断层，编号为箕F120断层（走向347°，倾角77°，落差3.1m）、箕F116断层（走向347°，倾角42°，落差1.1m）工作面北东发育有宽缓背斜，在背斜构造区域，二层与围岩接触关系发生改变，煤层顶板与底板产状明显不一致。 构造 名称 F21 F87 F120 F122 走向 （°） 40-220 35-215 167-347 167-347 倾向 （°） 310 305 77 77 倾角 性质 （°） 60 60 71 42

第五节 水文地质

预计21051综采工作面最大涌水量为60m3/h,正常涌水量为

1煤对回采的 落差 影响程度 正断层 正断层 正断层 正断层 50-100 30 3.1 1.1 无影响 无影响 较小 较小 - 5 -

30m3/h。 一、水文地质情况

1、顶板水：21051综采工作面直接顶为二1煤层标志层大占砂岩，大占砂岩整体上比较稳定，局部区域砂岩裂隙发育，会有顶板淋水现象，回采期间则通过裂隙以淋水的方式向采区充水，该含水层赋水性较弱，对回采影响不大。

2、底板水：21051综采工作面二1煤直接底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩，层位稳定，但厚度变化较大，根据21采区回风下山、轨道下山、胶带下山实揭地质资料分析，L7-8富水性较弱；二1煤层底板到L1-4灰岩顶面平均厚度为42.18m，L1～4灰岩及寒武系白云质灰岩岩溶裂隙含水层为底板间接充水层，可通过构造与L7～8灰岩形成直接水力联系。

突水系数T=P/M=0.119。

3、老空水：该工作面为21采区首采工作面，周围均为未开采区域，不受采空区水影响。

4、断层水：该区域发育有箕F87断层和箕F21断层，箕F87断层与21051下顺槽间隔煤柱大于60m，不受该断层水威胁。工作面东南部发育有箕F21断层，与21051上顺槽间隔煤柱大于58m，根据23采区回风下山在超前钻探及掘进期间的地质资料分析，基本排除了箕F21断层存在的可能性。该面受断层水的影响较小。

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5、钻孔水：经查21051 工作面上顺槽附近区域有10915钻孔存在。10915钻孔终孔层位为L4灰岩下部泥岩，封孔长度387m，其中，二1煤顶封323m，至五3煤上部泥岩，二1煤底封m，至L4灰岩下部泥岩，封孔质量合格，该工作面不受封闭不良钻孔水影响。

6、地表水：21051工作面二1煤层埋深606.5m～751.3m，由于煤层埋藏深度大于安全开采深度（80m），地表形成冲沟，雨季形成季节性河，旱季则干涸，地表水不可能通过采动裂隙及冒裂带导入井下，因此采掘工程不受地表水体的影响。

7、地表水井：经调查地面村庄村民所用水井深度不超过35m，均采取第四系潜水作为生产、生活用水来源。

二、防治水措施

1、21051综采工作面回采期间，在21051综采工作面上、下顺槽低洼易积水处做临时水仓，完善排水系统，安装排水设备，及时将积水排出，保证上、下顺槽有不小于100m3/h的排水能力；巷道丁字头、十字头和不沿底段，采取编织煤袋或水泥铺底、钢性连锁加固措施，以增加支架的稳定性。

2、回采期间制定合理的排水路线和避水灾路线，上、下顺槽设置明显的避水灾指示牌板，发生水害时引导人员沿正确的的路线撤退至安全地点。

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3、回采过程中，注意观测巷道顶、底板变化情况，如有淋水、异常涌水，及时向调度室汇报，以便查明水源，采取合理的防治水措施。

4、回采过程中，及时进行物探，探清L7-8灰岩、L1-4灰岩、∈灰岩富水性，划分工作面低阻、高阻区，采取底板注浆加固措施加固含水层，保证工作面回采超前距。

5、加强地质编录和煤厚探测工作，参照本煤层钻探资料和掘进巷揭资料，做好地质及水文地质预测预报。

第六节 影响回采的其他因素

一、影响回采的其他地质情况 表1-5 影响回采的其他地质情况 项 目 瓦 斯 对回采的影响 瓦斯绝对涌出量0.28—1.26m3∕min 煤 尘 无煤尘爆炸性 煤的自燃 地 温 煤层自燃倾向等级为三类，不易自燃 该工作面地温正常,无地温异常区 地压较大，主要表现为侧压力，易造成底板鼓起，支架变形、钻底 普氏硬度 （f） 煤层 0.15 类矸 无 - 8 -

地 压 直接顶 5-7 直接底 4

二、地质部门提出问题及建议：

1、21051综采工作面整体上为一单斜构造形态，回采初期局部二1煤层较厚，回采过程中要采取措施提高资源回收率，回采过程中要加强厚煤区域的瓦斯管理，防止瓦斯积聚。

2、21051综采工作面上、下顺槽局部煤层赋存较厚，存在有丢底煤现象，回采过程中要采取合理的措施予以回收，防止资源浪费。

3、21051综采工作面底板为砂质泥岩、泥岩互层，抗压强度弱，在压力集中段或遇水浸泡时，抗压强度降低，容易造成底鼓、支架变形、支柱钻底现象发生，在掘进期间要特别注意巷道支护管理和失修巷道日常维护。

4、煤层赋存疏松，容易起尘，在回采过程中要坚持进行煤壁动压超前注水，提高煤层的黏结性以降低煤尘浓度。

5、工作面回采过程中要保证21051综采工作面上、下顺槽的排水能力均不小于100m³/h，，完善排水系统，确保工作面底板注浆加固工作顺利完成。

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第七节 储量及服务年限

一、工作面储量 表1-6 工作面储量

工 业 走向长 倾斜长块段号 （m） （m） （m2） （m） （t/m3） （t） 65830.111b-12-1 415 160 7 44109.111b-12-2 271 160 7 2.2 1.38 133917.2 93 124542.9 5.3 1.38 481485.9 93 447781.9 斜面积煤厚容重储 量 （%） （t） 回采率储量 可采 二、工作面服务年限

1、根据上述工作面可采煤量计算： 447781.9+124542.9=572324.8吨， 月产按9万吨计算。 2、工作面服务年限为： 572324.8/90000= 6.4个月。

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第二章 采煤方法及回采工艺

采煤方法：本工作面采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高全部垮落采煤法。

第一节 巷道布置

21051综采工作面位于21采区下部东翼，工作面基本沿走向布

置，工作面上、下顺槽均选用U36型钢半圆拱形支架支护，沿底掘进。

1、上顺槽：采用16.2m2U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、电话、开关、电缆、污水管路、净水管路、瓦斯抽放管等，通过第三中部车场与西轨大巷相连，担任辅助运输任务，通过回风联巷与采区总回风巷相连。

2、下顺槽：采用16.2m2U36型钢支架支护，巷道内设有无极绳绞车、胶带输送机、转载机、破碎机、排水管路、瓦斯抽放管、电缆和通讯电话等，下顺槽与第五中部车场溜煤眼搭接，担任工作面出煤任务。

附：图2.1巷道布置平面图

第二节 采煤工艺

1、采煤工艺：综合机械化放顶煤。

1.1进刀方式：工作面采用端头斜切（初采时采用中部进刀）进刀方式。

1.2落煤方式：采煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的，采煤机与SGZ-7/500型可弯

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曲刮板输送机联合装煤，工作面采用MG250/600-QWD型双滚筒采煤机双向穿梭割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。

1.3装煤方式：装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将煤壁上切割下的煤运出，再利用滚筒上的螺旋叶片将煤抛至SGZ-7/500型可弯曲刮板输送机溜槽内运走。

1.4运煤方式：滚筒将煤装在输送机溜槽上，经输送机运送到转载机，经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出。

1.5支护方式：工作面采用双柱掩护式液压支架支护，两顺槽采用超前支护。

1.6采空区处理方式：采空区采用全部跨落法处理顶板。 2、采煤工艺流程：打眼注水→割煤→移架（拉后溜）→推前溜→割煤→移架（拉后溜）→推前溜→放顶煤→下一循环。

2.1工作面高压深孔注水 2.1.1钻孔定位

钻孔首孔位置选择在距离现切巷15m左右巷道支护良好处，距巷道底板1.0～1.5m，采用单排孔布置，以后每隔10m施工一个钻孔。根据钻孔施工位置的煤层倾角及煤层厚度设计钻孔施工角度，钻孔倾角与煤层倾角一致。

2.1.2钻孔施工

钻孔采用ZDY-3200钻机施工，采用单排孔布置，孔间距10m。钻孔开始用Φmm钻头开孔施工15～20m后，更换Φ75mm钻头继续施工。

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2.1.3封孔

注水孔封孔使用Φ51mm钢管，注浆、排浆使用13.3mm的镀锌管，封孔长度不小于20m。钢管两端采用聚氨脂封孔材料进行封孔，两道聚氨脂封孔之间使ZBQ-6/2.5型气动注浆泵，用快速膨胀水泥与水1:3的比例进行注浆封堵该段距离，如图1封孔工艺示意图：

棉纱排气管水泥砂浆套管棉纱截止阀进浆管20m 2.1.4煤壁加固

为增强煤壁抗压能力，延长注水时间，钻孔施工前，利用ZBQ-6/2.5型气动钻机在钻孔施工点前后6m范围内，进行煤壁注浆工作，注浆孔深度9m，使用1寸钢管封孔不小于5m，全部用聚氨脂材料封堵， 采用速凝水泥与水1:3的比例进行往孔内高压注浆，注浆以煤壁跑浆为标准。注浆孔间距为0.6～1.2m，排距为0.8～1.0m。

2.1.5、注水

工作面选用MRB200/31.5型专用注水泵，上顺槽铺设一趟Ф51mm的专用注水管路。由于综采工作面煤体较软，为减小注水流量过大造成煤墙漏水，将三个注水钻孔利用Ф25mm截止阀与三通串联起来进行同时反复注水。

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注水前泵站压力由施工队负责调至5Mpa，注水半小时后，若无异常情况，跟班人员到达现场后，记录注水压力及流量，压力稳定后，通知泵站司机将泵站压力调整为7Mpa，观察并记录注水压力及流量，待压力稳定后再通知泵站司机将泵站压力调整为9Mpa，观察并记录数据。待泵站压力达到11Mpa时，稳定注水2—3小时后，停止注水。

注水孔停止注水4小时后（可根据现场条件进行调整），将泵站压力调整至9Mpa重新注水，压力逐渐增大至20Mpa稳定注水。注水期间，若遇到压力不稳定，上下浮动达到3Mpa时，跟班人员立即通知停泵，半小时后再继续注水。注水期间，由生产科技术员、施工队技术员携带计时工具现场跟班，负责记录相关数据。数据原则上每隔半小时记录一次，增压时要缩短记录时间。注水数据升井后要及时整理汇总，原始记录由生产技术科保存。

2.2、工作面浅孔注水

2.2.1打注水孔：采用ZQS-50/200（1.6）手持式风钻，ø42×1000mm的钻杆。 2.2.2注水孔设计：

①煤厚h﹥6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁处，孔深不小于6m，仰角不小于30°；下孔布置于煤壁距顶梁0.3m处，孔深不小于5m，仰角15°-20°；孔间距均4-6m。

②煤厚3m﹤h﹤6m时，注水孔布置于距煤壁顶梁0.2m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，仰角15°-20°。

③煤厚2m﹤h﹤3m时，注水孔布置于煤壁距顶梁0.5m处，孔间距4-6m，单孔孔深不小于5m，其角度与煤层赋存角度一致。

2.2.3注水孔封堵：注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力

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膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。

2.2.4煤层注水：用快速接头使封口器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。

2.2.5注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。确保作业地点煤层煤体充分湿润，并超前工作面煤墙不少于2m。

2.2.6注意事项：

打眼工必须严格按照操作规程执行。 打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。 注水时严禁人员正对注水孔。

2.2.7工作面坚持不注水不生产的原则(特殊情况例外)，认真落实注水制度，并填写注水记录。 附：采煤工作面注水孔布置示意图

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2.3割煤

工作面正常回采期间端头斜切进刀方式，采煤机由工作面中部向

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上割煤，前滚筒沿顶后滚筒沿底，当割到机尾时，采煤机停止牵引，采煤机割煤的同时，追机拉架到机尾，推移采煤机后边的溜子，然后采煤机向下牵引，上滚筒降下沿底，下滚筒升起沿顶，沿着运输机弯曲段逐渐斜切进入煤墙，直至双滚筒全部进入煤墙采煤机停止牵引。推移弯曲段及机尾溜子，拉机尾过渡架，要求所推移部分和采煤机处溜子成一条直线。然后采煤机下滚筒降下沿底，上滚筒升起沿顶采煤机向上牵引割三角煤，采煤机上行割煤的同时，追机拉架，当采煤机割煤到机尾时，采煤机上滚筒下降沿底，下滚筒升起沿顶。当支架由下而上拉移到过渡支架时，采煤机向下返，推移机尾及采煤机后边的溜子，拉移过渡支架。当采煤机再次行到上机窝开始向下割煤，支架和溜子相应前移。采煤机由中部向机头割煤的情况与此类同。

2.4移架

移架前，支架前方及支架内的煤、矸、杂物等要清理干净，放煤口必须关闭。移架前打好抬底座千斤顶，邻架打上推溜手把，本架打上拉架手把，然后缓慢降架待支架前移时，立即停止降架，手握拉架手把，防止支架拉移超前。移架工操作时，必须站在支架架箱内，严防拉架时抬底座千斤顶伤人或支架与前部运输机之间挤伤人员。支架前方、下方不得有任何人作业或停留。因端头支架是先推溜后拉架，所以端头支架和基本架架尾齐为拉到位，即端头支架应超前基本架一个拉架步距。拉第一架和最后一架前，必须升紧端头抬棚（固定滑移抬棚），防止降架时木棚梁下落。支架到位后要及时升起前后立柱，顶梁接顶后，必须稳定供液3-5秒钟，使支架初撑力达到额定值的80%以上。

2.5推前溜

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要遵循顺序推溜原则，不准任意分段或由两端向中间挤推，推溜工作应在运输机运行中进行，推溜应在采煤机后15-20m处进行，弯曲长度不得小于10m，采取分次推溜。不得出现急弯，推移后溜子要求成一条直线。机头机尾在停机时推移。

2.6放煤

2.6.1工作面放煤时根据顶煤厚度不同，采用不同形式的放煤方法，见矸关门的方式，为最大限度提高顶煤回收率，端头支架也应放煤。采煤和放煤平行作业，即采煤机割上半部时，放下半部顶煤，采煤机割下半部时，放上半部顶煤。工作面回采时，煤层厚度起伏较大，放煤时每轮放出顶煤量的1/2--1/3，反复进行将煤放完，尽量使顶煤保持均匀下降，以减少混矸提高煤质。工作面放煤步距1.2m，即拉两次架放一次顶煤。当大块煤（矸）堵住放煤口时，必须采取有效措施进行处理，严禁爆破处理，各工序质量控制标准如表2-1。

2.6.2放煤时，工作面顶煤在3m以上时应严格采用三轮间隔放煤方法，根据煤厚情况，由技术员负责，将每班放煤量和放煤方法在班前会上进行安排。每次放出本架顶煤的1/3（约3min）使顶煤及顶板均匀下沉；顶煤厚度在1-3m采用两轮间隔放煤法，每次放煤只允许一个窗口操作。该口放完煤后，必须间隔2-3分钟，观察瓦斯情况，当瓦斯浓度不超过规定时，方可继续放煤。

2.6.3当顶煤厚度在3～7.4m时，放煤前，升降后立柱几次，使顶板破碎充分增加顶板破碎度，使顶板随顶煤冒落；每口放煤后，必须观察上隅角及回风流瓦斯浓度，当瓦斯浓度不超过规定时，方可继续按照三轮间隔放煤法放煤。

2.6.4当顶煤厚度大于7.5m（含7.5m）时，工作面严禁放煤。

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2.6.5工作面端头及过渡架顶煤尽可能放净，使采空区联通，保证上隅角和上顺槽瓦斯抽放效果。

2.6.6放煤窗口被大块煤（矸）卡住时，操作放煤窗口操作手把，反复伸缩插板将放煤窗口大块煤（矸）挤碎，将煤（矸)放下来。若放不下来，用长柄工具或长钎子进行处理，处理前，必须停止后部运输机。放下大块矸石，及时向刮板输送机司机发送停机信号，同时关闭放煤窗口。停机后，用大锤等工具，将大块矸石破碎，运至安全地点后，向运输机司机发出开机信号，待刮板运输机启动后，继续进行下一架放煤工作。

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3、工程质量控制标准 表2-1 工程质量控制标准 工序名称 质量特征 割煤方式 割 煤 采高均匀 煤壁 顶底板平 支架直 支架正 移 架 顶梁平 架间距均匀 初撑力 拉架步距 推 拉 前 后 溜 放 煤 溜子直 溜子平 技 术 要 求 端头斜切进刀，往返一次，割一刀 采高2.5m±100mm 煤壁直，无伞檐 （1）无台阶（2）不丢底煤 （3）端面冒落高度≤300mm 要成一直线，偏差<±50mm 支架与顶底板垂直歪斜度<±5度 最大仰俯角<7°，支架顶梁与顶板平行支设相邻支架错差不超过侧护板高2/3 支架中心距1.5m±100mm 初撑力≥额定值80%，端面距≤340mm 600mm/次 直线段偏差±50mm，弯曲段>25m 上下弯曲角度<3° 运输机与转载机（1）底链不拉回头煤 搭接合理 移溜顺序 放煤步距 放煤方式 （2）与转载机搭接高度≥300mm，长度≥200mm。 单向顺序推溜 1.2m，两刀一放 （1）根据顶煤厚度不同采用不同放煤方法 （2）采放平行作业，采放间距离>10m - 20 -

第三节 设备配备

表2-2 工作面机械设备配备表 使用 地点 设备名称 端头支架 工 作 面 过渡支架 中间支架 采煤机 前部刮板输送机 后部刮板输送机 转载机 轮式破碎机 胶带输送机 信号照明综合保护 抽砂泵 下 顺 槽 回柱绞车 乳化液泵 乳化液泵箱 注水泵 注水泵箱 移动变压器 无极绳绞车 上 顺 槽 信号照明综合保护 无极绳绞车 组合开关 单位 数量 架 架 架 台 部 部 部 台 部 套 台 台 台 个 台 个 台 部 套 部 套 - 21 -

型 号 ZFZ4000/21/30 ZFZ3600/19/28FT ZFZ3600/19/28LT MG250/600-QWD SGZ-7/500 SGZ-630/2 SZZ7-200 PLM-1000 DSJ100/80/2×160 ZXZ8-4/1140 BQS/40/80/22/N JH-14t BRW315/31.5 RX315/25B WRB-160/31.5 RX200/16A KBSGZY-T1250/10/1140 SQ-80/75B ZXZ8-4/1140 SQ-80/75B QJZ-2000/1140 6 2 100 1 1 1 1 1 1 1 4 1 2 1 2 1 2 1 2 1 2

回柱绞车 抽砂泵 台 台 2 3 JH-14t BQS/40/80/22/N

第三章 顶板控制

第一节 支护设计

本工作面采用综合机械化放顶煤采煤工艺，端头支架选用ZFZ4000/21/30型、过渡支架ZFZ3600/19/28FT型、中间支架为ZFZ3600/19/28LT型的综采液压支架，两端头超前替棚支护，采用单体支柱配合π型钢梁，采空区采用全部跨落法管理顶板。 其中工作阻力最小中间支架的技术特征如表3-1： 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 项目 支撑高度 支护宽度 中心距 初撑力 工作阻力 支护强度 对底板比压 适应煤层倾角 条件 P=25Mpa P=28Mpa 2.6m时 2.6m时 - 22 -

技术要求 1.9～2.8 1.43～1.6 1.5 3140 3600 0.73 1.02 ≤25° 单位 m m m KN KN Mpa Mpa 度

9 10 放煤口尺寸 泵站压力 1255×930 25 Mpa ㎜ Mpa 依据回采地质说明书和本矿其它已采工作面顶板跨落步距，煤层直接底抗压强度为41.6Mpa，满足支架技术要求。 顶板分类：老顶（直接顶）为中粒砂岩，厚度为11.83m。初次来压步距为20m，老顶为Ⅰ类。周期来压步距为8—11m。

由于本工作面采用液压支架支护，底板比压满足支架要求，因此从支顶和放顶煤工作面支架载荷验算支架工作阻力：

1、支顶方法验算支架工作阻力

据地质说明书可知本工作面最大煤厚13m，则工作面支架支护强度:

qn=9.768KM0.21R (该公式为中国矿大综采放顶煤理论与实践公式)

式中:qn—支架支护强度

M—煤厚最厚13m K—备用系数取1.3 R—岩石容重取25KN/m3

则:qn=9.768*1.3*130.21*25=0.544Mpa<0.73Mpa

0.73Mpa为ZFZ3600/19/28支架设计支护强度，所以ZFZ3600/19/28液压支架能够满足支护强度要求。ZFZ3600/19/28型支架适应郑煤集团公司三软煤层条件对底板压力要求设计，故在此底板比压不再校核。

2、乳化液泵站

2.1泵站型号、数量、位置

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工作面配备乳化液泵站型号为BRW315/31.5，2台，一备一用。 泵站安设：工作面下顺槽皮带运输机机头。 2.2泵站使用规定

2.2.1必须设置专职司泵工，并持证上岗，坚持使用乳化液浓度自动配比仪，严格按乳化液泵操作规程操作。

2.2.2泵站设司泵工操作规程及泵站管理维修排版。

2.2.3泵在启动后，司泵工要注意监听泵的运转状态，如有异常要立即停泵处理。泵在运行期间，要注意检查泵的各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑是否正常、液位适当、乳化液浓度是否在3%—5%之间，发现问题，及时停泵处理。

2.2.4检修泵时必须把开关停电闭锁。

2.2.5泵的卸载整定值不超过31.5Mpa，供液压力不低于30Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

2.2.6搞好液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半月清洗一次。各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

2.2.7泵站及液压系统必须经常检查维护，保证完好不漏液。

第二节 工作面顶板控制

1、顶板支护 1.1工作面支护

1.1.1工作面支护：采用ZFZ3600/19/28LT型中间架100架、ZFZ3600/19/28FT型过渡架2架和ZFZ4000/21/30端头架6架，共计108架支架。

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1.1.2支架中心距：1.5m±0.1m，端面距＜0.34m。 1.1.3支护方式：本架操作及时支护。 1.2端头支护

1.2.1上端头采用3.5m长的Л型钢梁配合单体液压支柱，一梁三柱支护，Л型钢梁成对使用，分别在机尾端头架上侧和上帮架设，两梁交替迈步前移。

1.2.2下端头采用在转载机两侧固定自移梁支护，自移梁与端头支架迈步前移，在回采过程中如遇端头支架不抬下顺槽棚梁，必须采取架设辅助抬棚与自移梁交替迈步前移措施。

1.2.3上端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全,支柱迎山有力,初撑力不低于50KN,若底软，必须下垫木鞋，并经常检查二次注液，发现有漏、失效的支柱及时更换,并悬挂专用防倒链；下端头超前支护抬棚与自移梁有效搭接长度不得小于0.6m。

2、初次放顶

2.1工作面初采，按照《21051综采工作面初采措施》执行。 2.2放顶步距

工作面初采开始时，由于工作面切巷采用U型钢、工字钢、塑料网支护，煤墙单体柱回收后，支架上方还留有U型、工字钢、塑料网，因此在工作面推进时，尽量放顶煤，工作面推过6～7m开始正常放煤，放顶煤步距1.2m，即每割两刀煤放一次顶煤（可根据顶煤厚度进行调整）。

3、特殊时期的顶板管理

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过薄煤带、断层、破碎带、老空老巷等地质构造及特殊时期顶板管理按第七章制定的安全技术措施执行。

第三节 上下顺槽及安全出口顶板控制

1、安全出口的顶板控制

工作面增加支架、拆除支架、顺槽撕帮等特殊条件下，上、下顺槽的超前支护需采用替棚时。

1.1上、下巷替棚

上、下顺槽采用U型钢金属支架支护，替棚从上、下切口煤壁外，棚距0.6m，替棚超前煤壁5-10m,替棚上顺槽采用梁×腿=4m×3.0m、下顺槽采用梁×腿=4.0m×3.0m直径不低于200㎜的坑木（松木或槐木），煤壁可使用2.8m的单体柱，顶、帮用椽子、荆芭打严背实，支柱迎山站正，手把、阀口一致向回风侧，支柱必须站在实底，若底软或丢底煤时，必须下垫木鞋，如出现空帮空顶必须用短坑木、道木、木鞋背牢打严；替棚后必须打抬棚，抬棚按以下超前支护要求执行。

1.1上、下顺槽超前支护

1.1.1上顺槽超前替棚5-10m范围内，使用3.5m梁配单体支柱打双抬棚，要求抬棚一梁三柱，分别打在巷道上、下帮距梁口0.5-0.7m之间。

1.1.2下顺槽超前替棚5-10m范围内，使用3.5mЛ型钢梁配单体支柱打双抬棚，要求抬棚一梁三柱，不得影响拉移转载机，分别打在转载机两侧。

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1.1.3巷道断面必须满足通风、运输要求，行人宽度0.7m以上，超前替棚5～10m，上、下顺槽替棚段必须打双抬棚，10～20m范围打单抬棚支护。

1.1.4工作面上、下顺槽替棚段打双抬棚支护。

1.1.5工作面两巷巷道净高不低于2.5米，行人道宽度不小于0.7m，巷道断面满足通风、行人、运输等的需要。

1.1.6上、下顺槽超前替棚段超前支护必须连续架设,支柱迎山有力,初撑力达到50KN以上,经常检查，发现有漏液、损坏的支柱及时更换,并有防倒措施，严禁使用外观破损和失效柱。

1.1.7两巷替棚时必须先套新棚后回老棚，替棚后帮顶必须打严背实，防止顶煤冒落堵塞风路。

1.1.8同一巷道替棚地点不得超过两个。

1.1.9上、下顺槽巷道压力显现或出现变形段，必须采用打单体柱或打托梁进行加固。 1.2做超前门：

上、下超前门要求：高度1.8m，宽度0.7m，长3.0m。液压支架顶梁支护顶板，如遇煤墙松软易片，必须用单体柱、荆芭、椽子闭帮，保证超前门畅通无阻。

2、上、下顺槽采用无替棚回收U型钢腿

2.1工作面回采过程中，对上、下顺槽巷道高度不够的地方要提前10m进行提巷和落底，保证上、下顺槽距切巷口向外10m范围内高度不低于2.5m。

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2.2机头、机尾每推进一门时，要提前1棚去掉煤墙侧U型钢腿，下站单体柱，U型钢梁及另一帮腿保持原支护形式。

2.3去上顺槽下帮腿前，从支架顶梁头向前10m范围内在U型钢梁中间使用单体柱配合π型钢梁打双抬棚进行加固，一梁三柱，上帮连锁不再拆除，然后去掉下帮一道连锁。

2.4去下顺槽U型钢腿前，必须将转载机自移梁升紧背平，保证自移梁与U型钢梁接顶严密。同时在转载机上帮使用单体柱配合π型钢打一道抬棚进行加固，抬棚要保证一梁三柱，单体柱要下站尼龙柱鞋。

2.5上顺槽巷顶及巷道上帮连锁不再拆除，同时在巷道顶部连锁上使用单体柱打点杆，一梁三柱，所有单体柱必须下站尼龙柱鞋，上方用木楔打紧背实。

2.6拆除U型钢腿时，一次只准拆除一棚，严禁同时拆除多棚。 2.7拆除U型钢腿时，先将U型钢柱腿挖出，然后使用导链或拔柱器将U型钢腿回出。

2.8拉移机头端头架或机尾最后两架之前，必须先清净煤墙及底座前浮煤、杂物，等机头或机尾推移至预定位置后再移架，以免侧向阻力造成支架不能正常前移。

2.9若机头第二架或机尾倒数第二架支架能抬住U型钢梁头时，在拉移支架前，先将第二架或倒数第二架拉出并升紧背实，然后拉移第一架或最后一架，保证支架与U型钢梁接顶有力，避免支架倒架发生。

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2.10在拉移机头端头架或机尾后两架时，必须保证相邻支架高低错差不超过0.3m，确保支架不出现挤架和咬架现象。

2.11当底板松软时，必须在支架底座下方支垫方木或煤袋，防止支架出现钻底现象。

2.12当工作面倾斜长度变长，支架抬不住U型钢梁时，必须使用1.8m小径木进行架棚支护，小径木一头端在支架顶梁上，一头端在π型钢梁双抬棚上，搭接长度不能低于0.5m，小径木紧靠在一起，且顶板必须使用不少于两层的荆芭进行护顶，严禁空顶作业。

2.13U型钢梁及下帮腿原则上回收率不得低于75%。 3、上、下顺槽顶板控制

上、下顺槽必须经常检查维护，断面不得低于设计断面的2/3，支架完整无缺，无断梁折柱，无漏帮漏顶，出现巷道变形严重、断梁折柱、漏帮漏顶必须及时采取扩修或其它措施。

4、上下顺槽质量控制标准

4.1支柱纵横成线，偏差小于±100㎜。

4.2支柱站到实底上，并做到迎山有力，单体柱的初撑力不小于50KN，不得出现空载支柱，并悬挂专用防倒链。

4.4所有单体支柱三用阀方向一致，阀端指向回风侧。 4.5所有单体支柱设置防倒装置。 4.6不得使用外观破损和失效的单体支柱。

4.7上下顺槽的高度不低于2.5m，人行道宽度不得小于0.7m。 5、支护材料的使用数量和存放管理

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工作面上顺槽材料车场要常备有：2m长小荆木100根，道木20根，单体液压支柱30根，荆芭500块，木鞋50块，材料存放在距工作面大于40m小于300m放置，物料要分类码放整齐、挂牌管理。

第四章 生产系统

第一节 运输系统

一、辅助运输

1、下顺槽采用SQ-80/75B型无极绳绞车运输，2部皮带，拉移皮带机尾采用JH-14型回柱绞车，在运输期间，所有绞车司机必须持证上岗。

2、上顺槽运输线路：地面→副井→副井井底车场→主石门→轨道下山→第三中部车场→21051上顺槽→工作面。

3、上顺槽采用SQ-80/75B型无极绳绞车运输，在运输期间，所有绞车司机必须持证上岗。

二、运煤

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工作面采用SGZ-7/500 型前部刮板输送机和SGZ-630/2型后部刮板输送机运输，工作面刮板运输机与下顺槽转载机搭接，转载机与胶带输送机搭接，下顺槽第二部胶带输送机与第五中部车场溜煤眼搭接，经21采区胶带上山把煤运到主井底煤仓，通过主斜井胶带输送机运到地面。

三、运煤线路：

工作面→下顺槽→21采区第五中部车场→21采区胶带上山→主井底煤仓→主斜井皮带→地面煤仓。

第二节 通风系统

一、通风系统

1、按瓦斯涌出量计算： Qw=Kg×Qg/(Cg-Cm)

=（1.2×2.2）/（0.5％-0） =528(m3/min)

式中：Kg—工作面瓦斯涌出量不均衡系数，取1.2；

Qg—工作面瓦斯绝对涌出量m3/min ，取最大值

2.2m3/min

Cg—工作面回风流中瓦斯最高允许浓度，取0.5%； Cm—工作面进风流中瓦斯浓度，取0。 2、按人数计算：

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Qw=4NK=4×137×1.05=575（m3/min） 式中：4—每人应供给的最小风量，m3/min；

N—工作面最多数137（按交时的人数＋检修班人数

＋下井领导）

K—备用系数，取1.05。 3、按工作面进风流气温计算： Qw=60vsk

=60×1.3×9.25×1.2 =722m3/min

式中：v—为使工作面有相应的气候条件，不同气温时适应风速， 取v=1.3m/s；

S—工作面平均断面，取9.25m2； k—工作面长度系数，取1.2 4、按工作面极限允许风速验算：

根据《煤矿安全规程》规定，工作面最低风速为0.25m/s，最高 风速为4m/s；

该工作面生产期间最小有效断面为6㎡。 则：V1=Qw/（6*60）=528/（6*60）=1.47m/s 4m/s＞V1=0.25m/s＞1.47m/s

根据集团公司“一通三防”通风系统审查第31条规定，综放工作面风量配备不得超过1400m3/min，该工作面最高配风量为1400m3/min。生产期间工作面最小有效通风断面为6m2。

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则：V2=1400/6×60=3.9m/s 4m/s＞V2=3.9m/s＞1.47m/s

故工作面配风量及风速符合规程规定。

经计算，21051综采工作面拟配风量为1080～1400m3/min。 二、通风线路

1、新鲜风流：副井（主斜井）→井底车场→-175m轨道运输石门→21胶带下山（21轨道下山）→→21五车场→21051下顺槽→工作面；

2、乏风风流：工作面→21051上顺槽→21采区回风下山→21、11采区总回风巷→风井。

附：通风系统图

第三节 供排水系统

1、供水系统：地面设有静压水池，专为井下洒水防尘所用，工作面从总回风巷分别向工作面上、下顺槽供水，上顺槽安装一趟3寸净水管路，向上顺槽及工作面各用水地点供水，下顺槽安装一趟3寸净水管路，向下顺槽用水地点及转载机头供水。

2、供水线路：

地面静压水池→副井→11采区总回上山→-175水平集中运输巷→下顺槽回风斜巷→工作面下顺槽

地面静压水池→副井→11采区总回上山→-175水平集中运输巷→上顺槽回风斜巷→工作面上顺槽

3、排水系统：试生产前在上、下顺槽低洼处做小水仓，在水仓内安装流量60m3/h排水泵，其它地点出水可铺水槽（断面

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0.3m*0.3m），或安装小型潜水泵把水排到水仓内，并制定合理排水线路，形成完善的排水系统。

上顺槽安装两趟4寸排水管路，下顺槽安装一趟4寸排水管路，工作面工具室处要求至少存放两台备用泵。

工作面及下顺槽的水，通过下顺槽水泵排至回风上山，由回风上山排至-175集中运输巷，经水沟排至副井底水仓；上顺槽的水，通过水泵由回风斜巷排至回风上山，经水沟流至井底水仓；水沟必须经常清挖，保持畅通。

工作面上下顺槽所用的水泵电机必须采用双回路供电，防止因停电造成水淹工作面，排水必须设专职固定人员。

第四节 安全监控系统

安全监控系统：工作面设置五个甲烷传感器，下顺槽距切巷不大于10米位置设置一个（报警浓度≥0.4%CH4，断电浓度≥0.5%CH4，复电浓度＜0.45%CH4），上顺槽设置四个：一个设置在上顺槽距工作面10m以内的位置，一个设置在上隅角,一个在上顺槽中间处，一个设置在距回风巷口10-15m的范围内（报警浓度≥0.6%CH4，断电浓度≥0.8%CH4，复电浓度＜0.75%CH4），瓦斯超限时自动断电，断电范围为工作面及上、下顺槽的所有非本质安全型电气设备电源。巷道洒水时应避开探头，以免影响监测值的准确。探头修理工在现场进行探头校对或修理时，必须携带便携仪，发现瓦斯异常及时汇报。

附安全监控系统图

第五节 供电系统

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1、机械设备配套

电动功率采煤机电动机功率630kW，后部溜子2×132kW，前部溜子2×250kW，乳化液泵200kW，注水泵110kW，转载机200kW，破碎机110kW，无极绳绞车75kW，下顺槽皮带运输机2×200kW、2×75kW。

2、工作面负荷分组：

21051综采工作面电源来自21采区泵房变电所，采用一趟MYPTJ-8.7/10 3×50+3×25/JS型号电缆向2台移动变电站（KBSGZY-T1250/10/1.2kV，KBSGZY-500/10/1.2 kV）供电，放置在21051下顺槽口实行集中供电，主要负担采煤机、后部溜子、前部溜子。

21051综采工作面下顺槽电源来自21采区泵房变电所，采用一趟MYPTJ-8.7/10 3×50+3×25/JS型号电缆向1台移动变电站（KBSGZY-T1250/10/1.2kV）供电，放置在21采区五车场实行集中供电，主要负担下顺槽皮带机、乳化液泵、注水泵、转载机、破碎机等设备供电。

3、变压器的选择：

⑴21051下顺槽移动变电站： 由公式Sb=Kx×ΣPe/cosφ 可得 已知：cosφ=0.7，ΣPe=1170kW 需用系数Kx=0.4+0.6×400/1170=0.61 代入公式：Sb=Kx×ΣPe/cosφ

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=0.61×1170/0.7 =1019kVA

因此：选用一台KBSGZY-T1250/10/1.2kV型移动变电站满足要求。

⑵21051综采工作面1#移动变电站： 由公式Sb=Kx×ΣPe/cosφ 可得

已知：cosφ=0.7，ΣPe=630+2×132=4kW 需用系数Kx=0.4+0.6×630/4=0.82 代入公式：Sb=Kx×ΣPe/cosφ =0.82×4/0.7 =1047kVA

因此：选用一台KBSGZY-T1250/10/1.2kV型移动变电站满足要求。

⑶21051综采工作面2#移动变电站： 由公式Sb=Kx×ΣPe/cosφ 可得 已知：cosφ=0.85，ΣPe=2×250kW 需用系数Kx=0.4+0.6×250/500=0.7 代入公式：Sb=Kx×ΣPe/cosφ =0.7×500/0.85 =411kVA

因此：选用一台KBSGZY-500/10/1.2 kV型移动变电站满足要求。

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4、开关的选择：

⑴根据电网电压等级选择开关：

开关额定电压符合开关供电线电压等级即Ue=1200V,可选用KBZ系列馈电开关和QBZ系列真空磁力启动器。

⑵根据工作电流选择开关容量： ①采煤机电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =630/√3×1.2×0.7 =433A

②后部溜子电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =2/√3×1.2×0.7 =181.5A

③前部溜子电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =500/√3×1.2×0.7 =343.7A

④乳化液泵电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =200/√3×1.2×0.7 =137.5A

⑤注水泵电机工作电流：

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Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =110/√3×1.2×0.7 =75.6A

⑥转载机电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =200/√3×1.2×0.7 =137.5A

⑦破碎机电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =110/√3×1.2×0.7 =75.6A

⑧第一部皮带运输机电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =200/√3×1.2×0.7 =137.5A

⑨第二部皮带运输机电机工作电流： Ie=Pe/√3×Ue×cosφ =75/√3×1.2×0.7 =51.5A

根据以上计算结果，故选择开关型号为QJZ-500/1140型真空电磁启动器和KBZ-500/1140型馈电开关。

5、电缆的选择：

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⑴根据采面要求及设备工作电流，选择矿用双屏蔽电缆，型号为：MYP-3×50+1×25作为向21051工作面高压动力线。

⑵由于使用地点为综采工作面，所以低压电缆选用千伏级橡套屏蔽电缆，型号为MYP型。

⑶按长时允许工作电流选择低压电缆截面：Iy≥Ig 查表：95mm2电缆长时允许载流量为260A 70mm2电缆长时允许载流量为215A 50mm2电缆长时允许载流量为173A 35mm2电缆长时允许载流量为138A 6、根据以上计算的各设备额定电流：

⑴采煤机工作电流433A，选用MYP 3×70+1×25mm2两趟电缆并联满足供电要求。

⑵皮带输送机工作电流137.5A，选用MYP 3×70＋1×25mm2一趟电缆满足供电要求。

⑶后部溜子工作电流181.5A，选用MYP 3×35＋1×16mm2两趟电缆并联满足供电要求。

⑷前部溜子工作电流343.7A，选用MYP 3×50＋1×25mm2两趟电缆并联满足供电要求。

⑸乳化液泵工作电流137.5A，选用MYP 3×70＋1×25mm2一趟电缆满足供电要求。

⑹注水泵工作电流75.6A，选用MYP 3×35＋1×16mm2一趟电缆满足供电要求。

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⑺转载机和破碎机工作电流213.1A，选用MYP 3×70＋1×25mm2一趟电缆满足供电要求。

6、电缆的校验：

⑴按长时允许电流校验，各电气设备额定工作电流均小于选用电缆长时允许电流。

⑵按电压损失校验（以采煤机为例） 1140V配电线路允许电压损失取10%， 则：UY=1140×10%=114V

长时最大负荷电流Ig=Pe/√3×Ue×cosφ×η =600/√3×1.2×0.7×0.95=434A 线路电压损失为:U=√3×Ig×L/D×S×cosφ

=√3×434×1300/67.2×2×95×0.7 =109.3V＜114V

所以电压损失满足要求,其余线路电缆的校验计算方式同上,就不一一计算。

7、短路电流的计算（以1#移动变电站采煤机为例） MYP 3×95＋1×35型电缆的电阻、电抗： L=2×450m R0=0.247Ω/km X0=0.075Ω/km R1=0.247×1=0.247Ω X1=0.075×1=0.075Ω

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∑R=0.247＋0.041728=0.288728Ω ∑X=0.075＋0.119168=0.194168Ω Id=Ue/2√（∑R）2＋（∑X）2 =2249.8A

不同时启动的多台电动机的工作电流整定值为： Iz≥Iqmax＋∑Ie =171.8×5=859 灵敏校验： K=Id/Iz

=2249.8/1000=2.24＞1.5 满足灵敏度要求。

附：21051综采工作面供电线路图

第六节 通信、照明系统

一、通信系统

1、工作面转载机头、下顺槽胶带输送机头、下顺槽设备列车处、无极绳绞车车房处及上、下顺槽压风自救硐室各设生产一部电话。

2、工作面每10架、转载机处各安设1台通信控制系统。 二、照明系统

工作面每10架安装照明灯1个，下顺槽每10米安装一台电棒。

第七节 矿压观测管理

1、矿压观测系统：工作面于开帮生产前布置十条矿压观测线，

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安装了KBJ-60III矿用数字压力计，其具体位置见下表。 21051工作面数字压力计安装位置一览表 压力计1 编号 所在支5 架号

2、工作面数据收集与管理：

工作面监测数据通过FCH32/0.2数据采集器采集工作面压力计数据，输入电脑分析。

3、工作面收集数据应保持一星期两次，由专人负责矿压数据的采集及数据处理工作，生产科负责监督落实。

4、收集数据时，应用采集器红外线接收器对应测力计红外线传输装置，采集数据中应尽量避免抖动，以防数据接收时数据丢失。

5、工作面压力计应悬挂于支架立柱之间空隙中，工作面压力计应专人负责管理、维护。

2 3 4 5 6 7 8 9 10 15 25 35 45 55 65 75 85 95 - 42 -

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”制作业方式。每天八点班前4个小时为检修时间，检修班进行追机作业。

二、工作面生产能力

21051工作面设计可采平均走向长696.5m，平均倾向长160m，平均煤厚4.6米。每班割煤2刀（1.2m），日进6刀（3.6m）。

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1、工作面日产量 A=LL1MrCR

=160×3.6×4.6×1.38×0.9 =3290t

式中：A-日产量t； L-工作面长度160m； L1-日推进度3.6m； M-工作面平均煤厚4.6m； r1-煤的容重1.38t/m3; C-煤炭资源回收率0.9； 工作面月产： An=A×d×R

=3090×28×0.9=77868t 式中：A-工作面日产量3090t； d-工作面月生产天数28天。 R-正规循环率0.9。 三、工作面劳动组织

采用“三八”制作业方式，即3个班生产，每天八点班前4小时为检修班进行检修准备。正规循环，每班割煤2刀。 表5-1 21051综采工作面劳动组织表

工种 跟班队长 验收员 班长

班次 一班 1 1 2 二班 1 1 2 - 44 -

三班 1 1 2 检修班 1 0 2 小计 4 3 8

采煤机司机 运输机司机 转载机司机 司泵工 皮带司机 支架工 注水工 运料工 机修工 电钳工 支架维修工 巷修替棚工 文明卫生工 合计 3 2 1 2 2 21 3 0 1 1 2 12 2 56 3 2 1 2 2 21 3 0 1 1 2 12 2 56 3 2 1 2 2 21 3 0 1 1 2 12 2 56 0 0 0 0 0 0 0 6 4 5 0 0 0 18 9 6 3 6 6 63 9 6 7 8 6 36 6 186 第二节 21051综采工作面主要技术经济指标

表5-2 21051综采工作面主要技术经济指标 序号 1 2 3 4 5 6 7

指标名称 采面可采长度 采面可采宽度 煤层倾角 煤层厚度 煤层容重 可采煤量 回采率 - 45 - 单位 m m 度 m t/m3 万吨 % 数量 696.5 160 16 4.6 1.38 57.2 90 备注

8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 采出煤量 循环进度 循环个数 循环产量 正规循环率 日产 月产 回采工效 机采高/总采高 采面服务年限 基本支架/过渡支架/端头支架 坑木消耗量(直径200mm) 油脂消耗 万吨 m 个/日 吨 % 吨 吨 吨/工 m 月 架 立方米/万吨 kg/万吨 51.5 1.2 3 1237 90 3712 93542 28.5 2.5/4.96 8.7 100/2/6 0.5 40

第六章 煤质管理及提高煤炭回收率管理规定

一、煤质指标和要求

工作面回采原煤煤质指标原则上为灰分不高于20%，含矸率不高于3%，但是回采期间受薄煤带、底板起伏变化大等因素的影响，要采取措施，要求尽量减少矸石进入正常煤流。

二、提高煤质措施 （一）灰分控制

1、加强煤质管理，提高经济效益，施工队要成立煤质管理领导小组，由队长任组长，跟班队长任副组长，切实做到见矸关门和煤墙

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不流矸。

2、工作面浮煤要清净，不准随意丢底煤。回采期间加强顶板管理，工作面坚持带压移架，煤墙松软易片时，要采取超前拉架及时支护措施，煤墙片帮超过800mm时，要采取人工支护，防止支架梁前冒顶流碴，另外工作面采碴期间，工作面要适当降低采高，尽量减少矸石来源。

3、工作面仰采地段，要采取超前拉架及时支护措施，防止支架梁前冒顶流碴。

4、施工队技术员经常下井指导放煤工作，在煤厚变化地段，要根据煤厚调整放煤参数和工艺，提高工作面煤炭回收率和煤炭质量。

5、当工作面打碴高度超过800mm时，必须采取放松动炮处理，放炮后及时将大块矸石捡出丢入上下端头尾巷，或采取分装分运措施。

6、采煤机司机必须坚持“两不割”原则，必须割碴时，事先征得跟班队长的许可。

7、工作面过地质构造时，要提前制定措施，以减少打碴，减少矸石来源。

（二）水分控制

1、开机前，必须将工作面、两端头积水排净后，方可开机。 2、各转载点、采煤机内外喷雾、架间喷雾必须做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。

3、前后部运输机、转载机、皮带设备冷却水严禁进入煤流。

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4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却系统时除外）。 三、提高煤炭回收率管理规定

1、采面初采初放期间，工作面顶煤尽量放净，顶煤厚度大于2米且直接顶能及时垮落充填老塘侧时，老塘侧应进行放顶煤，减少采面初采期间的煤炭损失。

2、采面正常生产期间，切巷每向前推进5m，施工队至少探一次底煤厚度，矿地测部门每旬组织一次对切巷顶底煤厚度探测，根据采面送巷时的探煤厚记录，如有底煤，必须制定专项措施，及时落底，提高煤炭回收率。

3、坚持实行分段间隔多轮放煤方法。根据不同的煤厚条件，确定合理的放煤步距、放煤顺序、间距、轮次数，严格控制每轮次的放煤量，保证均匀放煤，顶煤均衡垮落。在搞好工程质量的前提下必须放净端头处的顶煤。

4、地测科根据掌握的顶底煤厚度，每月计算一次回采率，回采率低于93%时，要组织分析原因，回收率的高低必须和采煤队的吨煤单价挂钩，充分调动采煤队的生产积极性，回收率的统计、计算、填写三量报表由地测科负责。

第七章 油脂管理

1、工作面使用油脂的粘度、燃点、水分、酸值、杂质，应进行抽样化验，不符合要求的油脂，坚决不能使用。

2、使用油脂前必须进行过滤，并设专门的密封油箱保存，换油时，要彻底清洗油池，做到无油垢、无水分、无锈蚀、无杂物。

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3、对于不同牌号的油漆，要有专用油抽，使用中不得任意更换油脂的品种或混用不同品牌、不同品种的油脂。分类挂牌存放。

4、油箱内壁和油中浸泡的器件表面，禁止涂刷油漆,以防油漆溶解而产生的沉淀物吸入液压系统中。

5、确保液压系统油池和各种机箱的密封性能，防止粉尘和其他脏物进入。

6、油脂要设专人管理，注油时，要仔细清洗注油器，防止煤粉、岩粉及水进入。

7、乳化液的配比浓度必须按3%～5%执行。

8、泵站和液压系统中各级滤网，过滤器和管路要经常清洗，对乳化液箱每月至少清洗一次。

9、存放油脂处，需放置不少于2个灭火器及灭火沙箱。

第八章 安全技术措施 第一节 一般规定

一、作业规程要求

1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规定》、《煤矿安全技术操作规程》和本工作面《作业规程》，严格执行各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业。

2、所有特殊工种都必须经过专业培训，并获得资格证，持证上岗。

3、工作面回采工程质量和顶板管理要按照《采煤工作面质量标

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准化》的各项要求严格执行，做到动态达标、安全生产。

4、本《作业规程》要求队长组织职工由技术员向全队职工贯彻学习，作业规程贯彻后，参加学习的人员必须签字并经考试合格后方准上岗。

5、由队长组织全队职工按《作业规程》要求进行生产。 6、全队干部工人必须严格执行三大规程的规定，熟悉本工作面的避灾路线，不断提高工作面工程质量管理，提高职工的自主保安能力。

7、工作面投产后，每月针对工作面实际情况，对本规程进行修改补充。

二、液压支架使用安全技术措施

1、各班乳化液泵站司机在开泵前，必须检查乳化液配比浓度。开泵后，泵压须达指定值30Mpa，严禁双泵同时工作。

2、支架工要认真执行《液压支架工操作规程》。

3、支架操作前要检查高压管路，销、轴、千斤顶和阀组完好情况，要保证无跑、冒、滴、漏液等现象发生，如发现问题及时处理，确认完好后方可操作。

4、支架的各种管线要排列整齐，不得有挤压现象。架内要保持卫生，不得有浮矸，浮煤堆积，阀体要定期洗尘，支架构件要保证齐全，如有缺失，应立即补全。

5、采煤机过后，弯曲段应及时伸出伸缩梁，维护顶板。 6、采煤机后滚筒割过3～5架以后，及时移架，移架时做到少降

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快移。

7、在降架或移架过程中，要注意前梁、顶梁及尾梁状态，严禁降架幅度过大而发生支架咬架现象。

8、移架时，被移支架立柱到煤壁及上下5米范围内除操作人员外，不得有人停留，10米范围内禁止两组同时拉架。

9、支架移架后成直线布置，其偏差不超过±50mm ,支架中心距偏差不超过±100mm，拉架步距为600mm，拉架时，随时调整支架，保证支架在正常状态工作，以防挤架、咬架、倒架现象发生。

10、支架移到位后，升柱达初撑力，支架顶梁与顶板严密接触，端面距不大于340mm 。

11、移架后，推出侧护板，架间接触严密。

12、人员要从机头、机尾通过时，须经端头、机尾工允许并监护好帮顶方可通过。运输机运转时禁止行人跨越运输机。

13、每班端头、机尾工要负责上下出口帮顶监护工作，发现异常及时汇报。

15、检修时间，尤其是检修机头、机尾时，上下出口煤壁及过渡支架架间要用拌子刹严。

三、抬底座千斤顶操作安全措施

1、液压支架抬底座千斤顶上的十字头斜面朝向煤墙，使用抬底座千斤顶，十字头必须能顶住顶梁柱窝下凹面，严禁销子受力。

2、使用抬底座千斤顶拉架前，必须清净支架底座前、底座间的浮煤，包括柱窝内的煤，露出底座上的柱窝。

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3、把抬底座千斤顶打到邻柱窝时，要两人协同作业，一人扳操作阀手把，一人把抬底座千斤顶下端挪入邻架底座柱窝内。扳操作阀手把人员要听从指挥，挪抬底座千斤顶人员要严防油缸挤住、碰住自己。

4、操作抬底座千斤顶前，首先检查抬底座千斤顶的固定情况，发现问题立即处理，确认无误后放可操作，防止因抬底座千斤顶固定不牢倾倒伤人。

5、使用抬底座千斤顶移架时，支架底座提的能前移即可，不要提的太高。待移架完毕后，把抬底座千斤顶下端打在本架底座柱窝内，不能影响行人通过。

6、调换抬底座千斤顶上端吊耳位置时，至少两人相互协调作业，一人扳操作阀手把，一人扶抬底座千斤顶并摘按销子，防止抬底座千斤顶倾倒伤人。

7、如果由于连接支架的十字头或推杆损坏，支架底座与前部运输机没有推杆连接，用抬底座千斤顶和单体柱移架时，本架操作人员躲到前立柱后面或站在前部运输机扳操作阀手把，严禁站在支架前立柱和电缆槽之间操作。

8、移架过程中，注意防止抬底座千斤顶挤压液压管子和电缆，保护好各类千斤顶高压接头，如果抬底座千斤顶下端从柱窝里滑脱，必须立即停止移架，重新打好抬底座千斤顶后方能移架。

四、采煤机割煤

1、采煤机割煤时必须执行《煤矿安全规程》第六十九条中有关

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规定。

2、严格执行交制度，采煤机司机时，应听取司机介绍情况，并详细检查采煤机各部件是否齐全，各部位油位是否符合要求，各种螺栓是否紧固，并空载试运行如有问题及时处理，采煤机割煤前，首先打开喷雾冷却系统，严禁无水开机。

3、根据采高要求，将工作面顶、底割平，煤壁割直，伞檐长度不能超过1m。

4、采煤机停机时，采煤机操作位置必须至少保留一名司机，以防止采煤机误动作时，能及时停机和闭锁前部输送机。

5、每班配3名采煤机司机，割煤时不得少于2名，割煤时，司机要集中精力，注意顶板、底板、煤层变化情况及前部运输机的负荷情况。

6、采煤机过后要及时移架推溜。若移架速度跟不上采煤机运行时，采煤机要停止牵引等候。不论顶板好坏，禁止全工作面割完煤后才拉架。

7、采面遇构造需起落时，必须有跟班队长或班长现场指挥，防止猛抬猛落，造成推移输送机困难和支架仰俯角过大。

8、割煤时，两滚筒上、下5m内不准有人；人员确需通过时，必须停止采煤机；人员过后再开机割煤。采煤机割煤至上、下端口时要设专人把口，防止外部人员突然闯入，发生意外。

9、顶板破碎或出现片帮冒顶地段时，采煤机必须停电闭锁，等处理好后再开机割煤。

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10、煤墙侧支护顶板所用的支柱距输送机槽帮0.8m以内或支柱无防倒措施时，采煤机不得割煤通过。

11、采煤机更换部件及其附近10m内有人工作时，必须护帮护顶，采煤机、前部运输机停电闭锁。

12、采煤机司机跟机操作时，要做好自主保安，防止煤墙片帮、掉矸和滚筒割煤时甩出的煤块伤人。

13、采煤机司机必须坚持以下原则:无水不割；顶板破碎采面移架跟不上不割；中部槽内的大块矸石、物料未处理不割；风量不足不割；瓦斯浓度超限不割；瓦斯涌出异常不割；停刮板输送机不割。要保持采面顶、底割平。

14、采面出现异常情况时，采煤机司机要及时停电闭锁采煤机及前部输送机。

15、采煤机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。

16、采煤机内外喷雾达不到规定水压，必须增设喷雾泵。 五、前后部运输机管理

1、前、后部运输机交时，交清问明，认真检查各部位情况，重点检查各个注油部位油量和电机冷却水情况。

2、经常注意检查前、后部运输机机头与转载机搭接情况，发现底链拉回头煤时，要及时通知班长处理，支高机头、打单体柱推后溜或清浮煤摆转载机。

3、开前、后部运输机时，首先打开冷却水系统，禁止无水开机。

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4、后部运输机司机要注意机头与端头支架、机头抬棚梁的高度，当支架或抬棚梁太低出煤不顺利时及时通知放煤工调整放煤流量，并及时打碎煤矸块，防止拌断链子或推翻抬棚。

5、前、后部溜子出现飘链时，及时查找原因进行处理，严禁强行硬开。

6、当工作面溜子压死时，首先清理运输机上的煤，然后试启动，严禁连续两次以上转。

7、当前部溜子向煤墙倾斜严重影响采煤机割煤时，应人工清前运输机下面的老塘侧煤，使其平整。

8、当后部溜子出现向煤墙侧翻时，先清净后溜挡煤板与支架后立柱之间的浮煤。然后用导链或千斤顶使后溜前移，人员再进入后溜与支架尾部清煤，煤清净露出底座，然后把后溜推至支架尾部。落后溜期间，后溜司机必须听清信号，防止拉伤人员。

9、严禁用其它材料代替液力偶合器上的易熔合金塞和防爆塞。刮板输送机严禁乘人和运送物料。

10、正常情况停机前把运输机开空，为检修班检修和下一次空负荷起动打好基础。

11、推溜时，当有煤、矸或台阶等障碍物推不动时，应采取人工清理或采煤机返刀措施进行清煤。人工清理时采煤机必须停止牵引，闭锁前部运输机，并执行敲帮问顶制度，要设专人观山，并打临时支护。

12、推移前部运输机弯曲长度不得小于10m，不得出现急弯，

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推移后及时把手把打回0位；除弯曲段外，运输机必须推平、推直。

13、推移前部运输机时可自下而上、自下而上或从中间向两头推，严禁从两头向中间推。

14、推机头（包括机尾），必须先将机头和过渡槽处的浮煤杂物清理干净，以防机头飘起，损坏过渡槽。机头机尾在停机时推移。

15、推移机尾时，必须清净浮煤杂物，保护好电缆及管路。 五、支架检修

1、改管换阀时，必须将本架停液，将高压侧卸阀，任何时候不得将高压管对准自己或他人。

2、更换阀组、前梁安全阀、立柱安全阀及控制阀时，必须用单体柱抬住顶梁。

3、加强支架检修，保证支架完好，杜绝跑、冒、滴、漏。 4、不同型号的U型卡不得混用，严禁用铁丝代替。

5、更换立柱或液压千斤顶时，检修人员要多人协作，先拆下更换件的高压管路，打出更换千斤顶两端的固定销卡，取下液压千斤顶，拆管时要先卸压后拆管，打销时，要注意更换件的倾倒和甩动，以防伤人，安装立柱或液压千斤顶时，先将一端安装到位，并打上固定销卡，将立柱或液压千斤顶移到位，将另一端打上固定销，然后连接上相对应的高压管路。

6、更换支架底座、顶梁、前梁、掩护梁、伸缩梁、推杆等大件时要严格执行专项安全专项措施的有关规定。

第二节 特殊时期工作面回采安全技术措施

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21051工作面回采期间，将揭露水仓、钻场等老巷，过断层、薄煤带等地质构造；回采过程必须提前制定安全技术措施。

一、工作面初采措施

见《21051工作面初采初放安全技术措施》。 二、工作面过薄煤区措施

1、过薄煤区期间，工作面要加强工程质量管理，保证工程质量动态达标。

2、过薄煤区期间要加强各种机电设备的检修，特别是采煤机的检修，截齿的更换，保证设备正常运行。

3、过薄煤区期间，工作面可适当降低采高，采高保持在2.2-2.3m之间，以减少采煤机的割碴量，减轻对采煤机的磨损。

4、如遇碴硬，对采煤机影响较大时，采取打眼放松动炮措施，放炮必须按本章第五节的爆破措施执行。

5、过薄煤区期间，采取分时运输措施以保证煤质。 三、过钻场、水仓措施

1、首先将水仓（钻场）内的工字钢进行回收（替棚），并确保回收后水仓（钻场）内不出现金属物件。

2、工作面加强注水和工程质量管理，防止支架前端流煤，避免出现空顶现象。

3、上、下顺槽替棚处应加强注水工作，替棚时 先套后回，支柱迎山有力，顶打严，严禁出现空帮空顶现象。

4、上隅角的风障必须打好，并在上隅角悬挂便携，以便能随时

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掌握瓦斯情况，发现瓦斯超限，及时对上隅角进行洒水或采取其他措施，使瓦斯下降到0.8%以下方可恢复作业。

5、工作面回采至水仓（钻场）位置时，机尾必须在支架前端的柱脚下垫煤袋，防止支架下沉。

6、采煤机到达机尾前，必须将水仓（钻场）段的坑木、塑料网等杂物处理掉。

7、采煤机过机头、机尾端头架时，采煤机司机要集中精力，放慢割煤速度，防止采煤机割住金属物件。

8、回采过程中，水仓（钻场）段的移架工作应由老工人操作，并由跟班队长或班长在现场统一指挥。

四、放煤窗口处理大块煤（矸）安全技术措施

1、工作面放煤期间若出现碴块堵住放煤口时，必须有班长现场统一指挥。

2、若碴块较小时，应缓慢伸缩放煤口油缸直至碴块破碎为止，处理时必须严格执行一人操作、一人监督。

3、若碴块较大使用伸缩油缸无法使碴块破碎时，支架工应将放煤油缸手把打至供液状态，施工人员沿支架间隙进入放煤窗口上方，使用大锤敲击，逐渐至碴块破碎为止。

4、施工期间支架工与施工人员应做好配合，严禁在未经允许的情况下私自施工。

5、施工期间严禁临架进行操作，防止因误操作造成事故。

第三节 顶板管理

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一、支护

1、工作面回采时采用及时移架支护，即采煤机过后及时伸出伸缩梁或移架进行支护，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。

2、如果顶板破碎，必须采取立即支护，即采煤机后滚筒过后，立即伸出伸缩梁，并带压及时移架。

3、如果工作面片帮超过800mm，在采煤机割煤前必须超前支护，在进行超前支护时，必须提前准备好支护材料，并闭锁采煤机，专人指挥和观山，由有经验的工人进行支护，施工中严格执行敲帮问顶制度。

4、移架时，两人必须同心协力，步调一致，相互照应，正确使用抬底座油缸，严格执行抬底座油缸操作安全技术措施。

5、移架时，立柱前至煤壁，被移支架上3架、下5架不准有其他人员停留。

6、移架后立即升紧支架，达到规定初撑力，手把打回0位。 7、上、下顺槽超前支护单体柱的初撑力不低于50KN。 8、上、下端头作业时，必须有专人指挥和观山，专人作业。 9、、严格按照支架规格质量要求拉架，保证支架不挤、不咬和直线性。

二、防治煤墙片帮冒顶措施

1、施工队要坚持上下顺槽深孔高压注水及煤墙浅孔注水，使煤体湿润锈结，减少顶梁前端流煤。

2、移架时，坚持使用抬底座千斤顶带压擦顶移架，严禁支架顶

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梁完全脱离顶板，以免因顶板大面积悬顶而冒落。升架时，支架要稳定供液3—5秒，保证支架的初撑力。

3、移架过程中，若煤墙出现掉碴、掉煤现象时，要密切注意煤墙动态，必要时停止移架进行临时超前支护，待煤墙支护好后，方可继续移架作业，避免随拉随流引起冒顶。

4、采用及时拉架方式，缩短已暴露煤墙的暴露时间，以减少煤墙片帮冒顶的可能。

5、严格控制工作面采高，采高应保持在2.0—2.3m之间，防止支架过高而引起煤墙片帮冒顶。

6、采煤机割煤后，要及时伸出伸缩梁并追机移架，不管顶板是否完好，禁止全工作面割完后才拉架，防止冒顶事故的发生。

7、采煤机割煤之前，若煤墙片帮，顶活有可能因割煤而冒顶时，要超前移架前并伸出伸缩梁，及时支护空顶区。

8、若超前移架支护并且伸缩梁伸出后，仍抵不住煤墙时，应在梁端空顶范围内进行超前架梁做临时支护，办法是：先在煤墙人工用手稿掏梁窝（梁窝必须掏在硬煤上深200mm以上），然后用较粗的小径木一头搭在支架顶梁上，一头撺入梁窝内，再在超前梁上均匀摆放小径木，最后在最上面的小径木上铺荆笆护顶。

9、若片帮范围及深度较大，在人工掏梁窝超前架梁支护后，割煤移架过程中还有可能冒顶时，必须沿煤墙打抬棚，加强支护。办法是：在保证安全的前提下，在所架超前梁下面煤墙侧人工挖柱窝，柱窝位置不影响采煤机通过为原则，然后用Л型钢或坑木作梁，单体柱

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作腿，在超前梁下打一梁二柱抬棚，加强支护，防止割煤拉架时冒顶。

第四节 防治水措施

1、试生产前在上、下顺槽低洼处做小水仓，在水仓内安装抽流量60m3/h排水泵，其它地点出水可铺水槽（断面0.3m*0.3m），或安装小型潜水泵把水排到水仓内。并制定合理排水线路，形成完善的排水系统。

2、根据回采地质说明书，21051综采工作面直接顶为二1煤层标志层大占砂岩，大占砂岩整体上比较稳定，局部区域砂岩裂隙发育，会有顶板淋水现象，回采期间则通过裂隙以淋水的方式向空区充水，该含水层赋水性较弱，对回采影响不大。

4、上顺槽安装两趟4寸排水管路，下顺槽安装1趟4寸排水管路，工作面工具室处要求至少存放两台备用泵。

5、工作面及下顺槽的水，通过下顺槽水泵排至回风上山，由回风上山排至-175水平集中运输巷，经水沟排至井底水仓；上顺槽的水，通过水泵由回风绕巷排至回风上山，经水沟流至井底水仓；水沟必须经常清挖，保持畅通。

6、工作面上下顺槽所用的水泵电机必须采用双回路供电，防止因停电造成水淹工作面，排水必须设专职固定人员。

7、若回采过程中有异常情况应立即采取有效措施现场处理，并及时向调度室、地测科汇报。如果涌水量大无法处理时，要在跟班副队长的带领下，按水灾避灾路线撤退。

第五节 爆破

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工作面推进过程中，在上下顺槽撕帮、工作面过薄煤带、落底板或处理死架等需要爆破时，按以下措施执行。

1、爆破前必须有跟班队长或验收员、班长在现场指挥，统一安排。

2、爆破工必须经培训合格后，持证上岗。

3、爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。 4、炮眼深度不小于0.6m，每个炮眼装药量根据实际情况确定，装药后炮眼剩余部分用粘土炮泥封实、填满，严禁用煤块或其他可燃性材料作炮眼封泥。

5、电雷管脚线和连接线，脚线和脚线之间的接头，都必须悬空，不得同任何导电体和潮湿的煤岩壁接触。

6、打眼与割煤平行作业时，打眼地点距采煤机不得小于20m。 7、爆破前，爆破工、班长、瓦检员必须在现场执行“一炮三检”和“三人连锁”。爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁装药、爆破。

8、工作面每次爆破时，所有人员撤至下顺槽距离切巷不小于100米处的压风自救硐室及压风自救袋处，并在有可能进入上顺槽的地点把口。

9、爆破前，爆破地点附近的支架要加固好，防止崩倒，且采煤机距放炮地点不得小于20m。

10、爆破附近20m范围内的设备、电缆、管子、照明设备、架子明柱等要采取有效保护措施，严防崩坏设备。

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11、人员撤离后，由班长清点人数，确认无误后，方可发出放炮命令。

12、放炮必须执行“一炮三检”和“三人连锁”制度。

第六节 一通三防

一、瓦斯管理措施

1、加强通风管理，保证正常风量1080～1400m3/min，回采中根据瓦斯涌出量，通风部门对风量进行适当调整，保证瓦斯不超限。

2、工作面上下超前门（特殊施工需要替棚时）、上下顺槽必须畅通无阻，保证有足够的通风断面，与工作面有关的通风设施必须完好，使工作面供风稳定。

3、在生产过程中，若发现工作面风量突然减少或停风，应立即停止工作，报告调度室，工作面全部人员均撤到进风大巷。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

4、上顺槽不准留尾巷、下顺槽尾巷滞后端头支架尾部不大于0.6m（一棚U型钢梁及下帮腿），防止瓦斯局部积聚，若上隅角等处瓦斯浓度局部出现超过0.8%，应采用风障、风帘措施。

5、工作面必须有专职瓦检员，经常检查工作面瓦斯，检查重点是工作面上隅角及采煤机滚筒附近。

6、瓦检员检查瓦斯后，必须把检查结果记入检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。若瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关规定时，有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。

7、工作面及其回风巷必须各设置一个瓦斯传感器，其报警、断

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电、复电浓度和断电范围必须符合有关规定。工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.4%时，必须停止用电钻打眼，工作面及其他作业地点风流中、电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

8、发现工作面存在空洞并有瓦斯聚积时，必须停止工作，采取措施进行处理。正常后，方可恢复生产。

9、跟班副队长、班组长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，随时掌握瓦斯浓度变化情况，发现瓦斯超限及时汇报处理。

10、严禁携带不合格矿灯入井，工作面严禁拆开、敲打、撞击矿灯。

11、必须保证综采工作面电气设备的隔爆性能良好，供电网络必须有完善的检漏电功能，以防电火花引爆瓦斯。

12、严防产生机械磨擦岩石与金属撞击火花。 13、施工队做到人人会使用隔离式自救器。

14、施工队进行全员防突知识培训，了解煤与瓦斯突出的有声预兆和无声预兆，发现异常立即停电撤人。

15、当发生煤与瓦斯突出事故时，人员迅速戴上自救器，撤离危险区域，来不及撤人时，可就近到压风自救袋处或压风自救硐室内避难。

16、巷道内物料要码放整齐，确保行人路线的畅通，在发生灾害

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时能及时、顺利撤离(避灾路线祥见第九章)。

二、防尘隔爆措施

1、工作面上、下顺槽要敷设静压水管，每隔50m设一个三通阀门，防尘工每天要进行洒水降尘。

2、工作面上、下顺槽距切巷60～200m内要设隔爆水袋，用水量按200kg/m2设置，并坚持经常检查和补充水量。

3、加强个体防护，采面工作人员应配带防尘口罩，各转载机头洒水降尘设施齐全，并做到开机开喷雾。

4、距工作面上切口30～50m范围内设置一道，距第一道水幕30m左右位置再设置一道水幕；下顺槽中部设置一道水幕。水幕必须雾化好，达到全断面喷雾，开关方便，灵敏可靠，且坚持正常使用。

5、工作面采用煤壁浅孔注水。注水参数严格按第二章第二节执行。

6、采煤机内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa，割煤前必须打开喷雾。

7、工作面移架、放煤必须打开支架喷雾。 三、防治煤层自燃发火措施

1、加强工作面放煤管理，减少采空区浮煤。

2、采面回采期间不准时采时停，加快推进速度，以避免因老塘漏风而造成煤层自燃。

3、工作面回采结束后，必须在45天内封闭。永久密闭构筑质量符合标准要求，防止漏风而引起采空区煤层自燃。

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4、救护队每周检查工作面回风流和上隅角的CO和CO2气体及温度，发现问题及时汇报，并采取措施进行处理。

5、在有异常时，向采空区喷洒阻燃剂。 四、防灭火措施

1、当发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。

2、电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

3、油类火灾，只能用砂子或化学灭火器灭火。

4、在设备列车和油脂存放处，皮带输送机机头等地方必须备有两个灭火器，砂子等灭火器材，井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法。

5、坚持使用阻燃电缆、胶带和风筒，严禁电器设备失爆。 6、皮带司机和修理工要认真负责，严防皮带跑偏而引起摩擦着火。

7、皮带机头20m范围采用不燃性材料支护。 附：一通三防图

第七节 防突管理

一、工作面防突

根据河南理工大学绘制的《郑煤集团白坪煤业公司二1煤层瓦斯地质图》突出危险性区域划分，该工作面位于无突出危险区，中段和东北段煤层赋存较厚，最厚处达到13m。回采前必须按照《防治煤

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与瓦斯突出规定》及21051工作面区域防突措施批复意见执行防突措施，然后对措施效果检验评价，确保回采安全。

1、防突科必须制定21051工作面防治煤与瓦斯突出专项安全技术措施，并根据现场实际情况，及时修改补充防突安全技术措施。放炮地点、避灾路线及停电、撤人、警戒范围等，必须在措施中明确规定。

2、工作面回采前已采取了顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域消突措施，在工作面回采过程中必须对消突效果进行复查，即在工作面回采期间，必须采用复合指标法进行连续性突出危险性预测，如预测有突出危险，需要在预测超标钻孔两边10m范围内采取补充防突措施，预抽时间不得小于24h，然后再进行措施效果检验。再次效检钻孔分别布置在原预测超限钻孔两边5m附近。每循环必须保留不小于2m的预测（效检）超前距和5m的措施孔超前距，超前距以各钻孔沿巷道轴线方向投影的最小值为准。

3、突出危险性预测（效检）：工作面每推进4.8m进行一次突出危险性预测。

4、预测（效检）均采取同时采用2个指标：临界值q为5L/min,S值6kg/m，任意一个指标达到或超过临界值，预测钻孔两边10m范围为突出危险区域，在预测钻孔施工过程中出现喷孔、夹钻、顶钻等现象时，则该预测钻孔两边10m范围直接判定为突出危险区域；经突出危险性预测为突出危险区域的，需要在预测超标钻孔两边10m范围内采取补充防突措施，然后再进行措施效果检验，效果检验钻孔

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分别布置在预测超限钻孔两边5m附近，采用的检验指标、检验方法和钻孔布置参数同预测一样；效检指标超限或在效检钻孔施工过程中出现喷孔、夹钻、顶钻等现象时，认为措施无效，须继续执行补充防突措施，然后再进行措施效果检验，直到措施有效为止；严禁使用措施孔或预测预报孔作为效果检验孔，检验孔开口位置必须避开措施孔，以防与措施孔打透；效检后停工时间超过24小时的，开工前重新效检。

5、预测（效检）钻孔布置：当顶煤厚度小于3m时，布置一排预测钻孔，钻孔自上安全出口以下10m处开始，每10m布置一个钻孔，钻孔应布置在采面中部，沿采面推进方向施工，平行于煤层顶板。

当顶煤厚度大于或等于3m时，布置两排预测钻孔，钻孔自上安全出口以下10m处开始，单排每10m布置一个钻孔，下排钻孔布置在采面中部，钻孔沿采面推进方向施工，平行于煤层顶板。上排孔布置在距采面顶0.5m处，钻孔沿采面推进方向向上倾角25°，两排钻孔采用三花眼布置方式。

孔深：8m 孔径：42mm 6、预测方法

从第2m开始，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。

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图2-1 回采工作面效检钻孔布置平面图

图2-2 回采工作面效检钻孔布置剖面图

7、特殊情况处理

当煤层赋存条件发生明显变化、工作面层位变化或遇到地质构造时，预测钻孔布置方式、参数须作相应调整，并经矿总工程师批准。

7、加强职工防突知识的培训，工作面回采期间严格按照防突专项措施施工。

8、当发现工作面有突出预兆时，要立即停止作业，迅速采取断电措施，工作面瓦检工、跟班队长和班组长要迅速组织人员进行撤离，并在安全地点向矿调度室和通风调度汇报，调度室要根据汇报情况，

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决定是否启动《白坪煤业公司煤与瓦斯突出事故应急救援预案》。

9、在突出危险区回采，工作面必须采取远距离放炮，远距离放炮时，工作面及回风系统内都必须停电撤人，放炮员撤到进风巷距切巷100m以外的压风自救处或避难所内，放炮后停30min，方可进入工作面检查。

10、工作面必须加强巷道顶板管理，维修、更换和回收支柱时，必须制定防止因煤壁塌落而引起突出的安全技术措施。

11、瓦检员、放炮员、班组长必须严格执行“一炮三检”，“三人联锁”放炮制，专职瓦检员必须熟悉突出预兆，发现有突出预兆，立即配合班组长将工作人员撤至安全地点。

12、通风队要加强井下防突风门、防逆风装置等防突设施的日常检查维护工作，确保其坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其它区域。

13、机电运输科要加强机电设备的防爆检查，杜绝电器失爆。发现电器失爆，对责任单位、责任人加倍处罚，并对电器防爆负责。

14、机电队加强矿灯管理，杜绝失爆，对矿灯防爆负责，推广使用冷光源矿灯。

15、通风队要配合机电部门搞好工作面及其回风系统的瓦斯电闭锁，探头维修工和瓦检员、通风调度员坚持24小时值班制度，做到发现问题，及时汇报处理，维修工必须经常检查、维修、标校监测设备，确保监测仪器准确、灵敏、可靠。

16、仪器发放室必须保证发放的便携仪、光学仪器100%完好，严禁不合格仪器下井。

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17、施工单位进入21051工作面施工必须携带额定防护时间不小于30min的隔离式压缩氧自救器，并能正确熟练使用。

18、地测科必须指派技术人员负责有突出危险工作面的瓦斯地质、煤层赋存、地质构造等情况的检查、测定工作，并定期绘制有突出危险工作面附近的地质剖面图送交防突科；防突科做好防突技术资料的搜集整理工作，及时编制回采工作面瓦斯地质图。

19、21051回采工作面必须按《郑煤集团公司突出矿井防突避灾演练指导意见》进行防突避灾演练，演练前制定方案，演练结束后进行总结。

20、其他事宜严格按照《21051工作面防治煤与瓦斯突出专项安全技术措施》执行。

二、瓦斯抽放管路及附属装置

1、工作面上、下顺槽各布置一趟瓦斯抽放支管，管材选用φ250mm的螺旋管，支管路总长度2000m，每两节或四节管路中间加抽放集流器一个。

2、放水器安装：工作面上、下顺槽需要在低洼处分别安装自动放水器或人工放水器。测量孔板安装：工作面上、下顺槽瓦斯抽放管路上分别需要安装φ250mm孔板流量计及阀门各一套。

3、要建立瓦斯抽放巡查制度，并且安排专人负责瓦斯抽放系统检查、放水的抽放参数测定工作。要求单孔每旬测定一遍参数（包括孔口负压、压差、浓度等），主、支管路每天测定一次参数，瓦斯抽放站每小时测定一次参数，做好记录并签字。

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4、抽放管路严格按质量标准安装，做到管路安装平直，离地高度在300mm以上，接头处要加胶垫，胶垫厚度不小于5mm，保证严密不漏气。在安装管路前每节管路都要检查，清除杂物或煤粉，管路安装好后再用压风进行清理。倾斜巷道内安装管路，要用托板将管子固定在巷道帮上。

5、抽放管路系统要进行检查，做到无破损、无泄漏、无积水，并严禁和带电体联接。管路在投入使用前要进行一次严密性的负压检查，试气压力达到1个大气压即为合格，否则不能抽放瓦斯。

6、工作人员要爱护抽放设施，严禁随意敲击挤压管路及在管路上堆放杂物，更不许破坏。在运输物料时，要严格执行提升的有关规定，严禁撞击管路。

三、压风自救系统及避难硐室

根据《防治煤与瓦斯突出管理规定》要求，21051工作面设置了压风自救系统和避难硐室。

1、压风系统

21051工作面压风系统：

地面→主斜井→11采区回风上山→21051工作面上、下顺槽。 2、压风自救系统 ①供风能力

（1）、根据压风自救安装区域工作人员数量，按下式确定供风量： Q1≥Q2

Q2=K1×K2×N×Q3m3/min

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Q2=1.2×1.2×32×0.1 Q2=4.6m3/min 式中：

Q1 --气源供风能力，m3/min； Q2 --需风量，m3/min

K1--压风管路漏风系数，取1.2；

K2--压风自救安装区域工作人员不均衡系数，取1.2； N--压风自救安装区域工作最多人数；

Q3--人均压缩空气供给量，每人按0.1 m3/min。 ②供气源的风压为0.3～0.7Mpa。 2、管路要求

①管路规格：采面两巷的压风自救管路为直径不小于50mm的钢管。

②管路敷设牢固平直，接头严密不漏风；气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。

③必须在管路上设置油、水分离器（小风包），保证供风清洁，防止自救装置堵塞。

3、自救装置安装

①工作面上顺槽距采面上出口25～40m范围内设置一组压风自救装置（不少于50个呼吸面罩）；工作面下顺槽在采面下出口以外50～100m范围内安装一组压风自救装置（不少于50个呼吸面罩），以上两处压风自救装置的呼吸面罩数量分别按工作面最多工作人数确定。

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②压风自救装置要保证完好，出现问题随时进行处理。

③工作面放炮警戒线位置设一组（5个呼吸面罩）压风自救装置。 ④在上顺槽以外每50m或有人工作地点安装一组数量为5个的压风自救装置。压风自救随采面而外移。

⑤压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧。人行道宽度要保持在0.8m以上。

⑥管路铺设要牢固可靠，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救装置的维修。

⑦压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物的行人侧。

⑧压风自救的高度要适当，距巷道底板1.3m，便于现场人员自救应用。压风自救系统压风供给量每人不少于0.1m3/min。

４、系统调试

压风自救管路接好后，在压风自救装置安装前要进行通气试验，将管路的杂质及锈蚀粉末吹出，并测量供风量。压风自救装置装好后，由安装人员逐个检查，保证使用性能。

５、使用管理

①由使用单位指定专人每天对管路、自救装置进行检查，及时处理管路路和自救装置存在的漏气、堵塞等问题，保证压风自救系统处于完好状态。

②压风自救系统的气源总阀门必须处于常开状态，无特殊情况严禁关闭。

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③防突部门要绘制压风自救系统图，并注明管路长度、管径、阀门个数和位置及每组自救装置的位置、数量等。

④施工队要加强职工培训，现场每个职工必须熟练掌握压风自救装置的使用方法。

⑤安检科、防突科要认真监督检查压风自救系统的安装和日常管理工作。

3、避难硐室

在21051工作面上、下顺槽每200m设置一个避难硐室，硐室设置向外开启的隔离门（门轴设在巷道掘进方向），门墙采用砖沙结构，厚度不小于0.8m，室内净高不少于2m，支护良好，长度和宽度根据避难的最多人数确定，每人使用面积不少于0.5㎡，并设有与矿调度室直通的电话、足量的饮用水、供给空气的设施，每人供风量不少于0.3m3/min，用压缩空气供风，有减压装置和带有阀门控制的呼吸面罩，每个硐室配备15个隔离式压缩氧自救器。

第八节 运输

一、上、下顺槽无极绳绞车运输安全技术措施 1、绞车、张紧器、尾轮必须严格按设计固定。

2、无极绳绞车经验收合格交接后，日常使用与维护由使用单位负责。

3、无极绳绞车的绞车司机、信号把勾工必须经过专门培训并考试合格方可持证上岗。

4、无极绳绞车运行的轨道系统必须经常检查维护，道轨接口必

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须牢固，按规定联接，道木必须铺实，道岔过绳豁口（鸡心），保持顺畅，不挤压磨损钢丝绳。

5、绞车、梭车、钢丝绳的完好状况由综采一队每天检查一次，由安检员监督落实。

6、梭车不得乘人。

7、无极绳绞车运行前，必须有一名信号把勾工负责检查轨道、道岔、线路上有无障碍物、行人或有无施工人员，钢丝绳及托轮托绳情况，信号、安全设施完好情况，牵引钢丝绳固定、尾轮固定情况，确保无误后方准发出开车信号。

8、梭车挂车数量规定：空车2～3辆，梭车在后时：设备（材料）车2辆，梭车在前时：2～3辆，且开车前必须检查刹车情况，联车装置及车辆外形尺寸。

9、无极绳绞车应安装使用软启动装置，确保运行平稳，防止启动冲击。

10、无极绳绞车必须建立运转日志，设置维修工，做好检查维护记录，严禁设备带病运转，检查、检修每天不少于一次。

11、绞车（配重张紧器），梭车严禁超越停车标志，上顺槽平台需设保险杠、羊角闸及阻车器，沿线不得设置阻、挡车器。

12、无极绳绞车运输沿线，在人行道一侧，每隔200m或在起伏较大处，必须设置一组信号装置，线路两端，车场及中间联络巷口必须设置行车安全声光报警信号。

13、各操作岗位必须按倾斜巷道安全管理规定设置各种管理牌板

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标志。

14、梭车与载重车之间必须采用厂家专门设计的专用连接器连接，必须使用绳径不小于牵引钢丝绳的保险绳。

15、无极绳绞车司机，按小绞车司机管理，信号把勾工按斜巷信号把钩工管理，维修工按机电维修工管理。

16、运行时，跟车人员车必须正确使用阻车器、保险杠等安全设施。挂钩时，要认真负责，确认无误后再发信号。

17、无极绳绞车运行时，沿线不得有扩修作业。

18、梭车线路上掉道时，必须及时停车，在处理掉道车前，必须先用200mm圆木打戗杆，顶住掉道车，然后用起道器或导链缓慢将车抬上道。处理掉道时，人员严禁将身体任何部位伸入车下，严禁边拉边抬，严禁硬拉上道，严禁摘钩处理掉道车。

19、绞车运行前，司机必须严格按工种操作规程、岗位责任制进行检查。绞车运行中，司机、信号把勾工要注意观察绞车，钢丝绳有无异常冲击、震动、断裂、阻力过大、松绳等现象，发现问题，及时停车处理。

20、无极绳绞车运行中，任何人不得用手、工具或其它物品触及张紧器、钢丝绳、压托绳轮、尾轮、牵引车等。

21、跟车工必须在距载重车的5m范围内，在载重车所在倾斜巷道的上部，且巷道必须保证有0.7m以上宽的人行道，并配备跟车工随车信号，切实保障跟车工安全。

22、无极绳绞车使用必须执行“停车停电”，“停电闭锁制度”，司机

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在离开岗位时，必须切断电源并闭锁，防止误操作造成事故。连续牵引车手闸必须在关闭电机电源后方可施闸，不得在电机带电运转时刹车，严禁不带电松车和放飞车。

23、运输到位后，应掩好车，必要时打戗柱，然后再卸车。 二、拉移皮带机尾措施

1、用绞车拉移皮带机尾前，绞车司机要检查绞车四压两戗柱是否牢固，钢丝绳磨损断丝是否超过规定，按钮是否灵敏，钢丝绳与皮带机尾连接是否牢固，发现问题及时处理。绞车处及其附近巷道帮顶打严背实，棚子间的拉杆（或撑杆）必须齐全。

2、绞车司机要持证上岗，严格按操作规程操作，司机站在绞车斜后方听准信号后操作，严防误动作，出现拉移阻力过大不能硬拉，应及时停车处理。

3、拉移皮带机尾前，机尾跑道两旁、跑道下方及机尾架前方的煤必须清净，露出机尾架支脚，以减少拉移阻力。

4、拉移皮带机尾前，绞车司机和检修班班长分别在两端把口，严禁人员进入绞车钢丝绳可能波及范围，严防断绳伤人。

5、拉移皮带机尾时，机尾后部要有专人监视，严防拉过。 三、拉移转载机措施

1、拉移前，人工清理转载机过桥下、两帮及导轨下的浮煤、浮矸、杂物，底板必须清平，宽度至少大于转载机宽度的400mm。

2、检查转载机前巷道能否通过，转载机两侧与抬棚距离以及顶板情况，若有擦帮碰顶现象，必须处理后方可拉移。

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3、检查液压系统的操作阀组、支撑千斤顶、推移千斤顶、液压系统是否完好可靠，发现问题，及时处理。

4、检查拉移系统的各种情况，发现问题，处理好后方可拉移。 5、底板松软易下沉钻底时，拉移前，必须在导轨下垫大道木，或分别操作转载机两侧液压系统，使转载机保持平衡，防止转载机被支撑起后，两侧不平衡，重心偏移引起侧翻。

6、拉移前，检查转载机桥身部分及爬坡段有无异常现象，行走小车移动是否灵活，胶带输送机机尾段两侧轨道是否平直稳固，胶带输送机机尾段轨道有损坏时，必须提前更换，防止转载机掉道。

7、拉移过程中，要有专人操作拉移千斤顶的操作阀，并有专人观察转载机的拉移状况，发现异常，立即停止拉移，待处理好后，方可继续拉移。

8、拉移过程中，要注意转载机与工作面刮板输送机的搭接情况，保证转载机与工作面运输机搭接合理。

四、皮带管理

1、皮带司机必须经过培训合格后持证上岗。

2、皮带司机在的时候必须问清皮带在上班的运行情况，然后对皮带机头各个部件进行全面检查，检查信号是否畅通，按扭是否灵敏，最后空载试运转，发现问题及时处理。

3、开机后应打开喷雾，做到出煤洒水。

4、开机时必须坚持使用跑偏、烟雾、堆煤、速度等保护，并保证各种保护的灵敏可靠。

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5、司机在开皮带机的时候，必须集中精力，随时注意信号，密切注意设备运转情况，发现问题及时停机处理。

6、机尾滚筒处必须设置防护装置，皮带中过人处必须设置过桥。 7、皮带检修班负责对皮带的检查和维护，每天要对机头部、驱动装置、储带仓、中间架、机尾装载点和电气部分进行全面检查，及时更换坏设备和做好皮带机尾的拉移工作，使皮带运输机处于完好状态，为生产做准备，并且搞好本班皮带巷的标准化工作。

8、每个生产班至少有三个人共同负责皮带的运行工作。其中一人开皮带机，一个挖皮带机尾 ，另外一人（机修工）对皮带巷运输情况进行巡回检查，以及时处理皮带跑偏和发生的故障，使设备安全运转，并且负责搞好皮带巷的标准化工作。

第九节 机电管理

1、电工作业必须携带瓦斯便携仪，按其操作规程进行作业。 2、检修、搬迁电气设备前，必须停电、验电、放电。所有开关手把在切断电源时都应闭锁。

3、严禁带电作业、带电检修、严禁去掉各种保护。

4、检修前电工班长负责切断变电所引至综采面的高压电源，挂“有人工作，不准送电”警示牌。

5、操作高压设备时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。

6、检修完毕后，必须由电工班长负责检查瓦斯浓度和检修质量，

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确认无问题后方可恢复送电。严格执行谁停电谁送电制度。

7、工作面严禁电气设备失爆。

8、移动变电站的1140V检漏保护装置必须灵敏可靠，严禁甩掉不用，每天对检漏装置进行一次跳闸试验。

9、电缆悬挂高度不低于1.5m，悬挂点间距不超过3m。 10、所有电气设备均应上架，设备责任到人，悬挂责任牌。 11、电气设备上方有淋水时，必须用风筒或雨布盖住，防止电气设备受潮使绝缘程度下降。

12、工作面回采期间，需要更换大型零部件或设备时，必须制定专项安全技术措施。

13、机电科负责对供电加强管理，施工队电工每天对工作面机电设备进行检查，发现问题及时处理，技术人员经常深入现场，严格检查，消除隐患，杜绝失爆。

14、下顺槽拉移电缆时，先停止皮带运行，并停电闭锁，拉电缆人员可站在皮带上拉移电缆；电缆拉移结束后，全部人员下至地面后方可通电运行皮带。

15、更换电机或减速器等大型设备时，必须停止前后20m范围内所有作业，闲杂人员撤离至20m以外，并有专人负责现场指挥，统一指挥，主管科室专人现场跟班。

第十节 其它

一、巷道扩修措施

1、巷道维修工每天对上下顺槽巡回检查一遍发现空帮漏顶要及

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时用荆笆、椽子打严背实，出现棚子压力大、歪旋时，打上撑杆点柱。发现U型钢有失效卡缆要及时更换。

2、巷道扩修前，必须提前打眼注水，保证注水质量，严防施工期间发生冒顶事故。

3、巷道扩修前必须在作业地点备足支护材料。扩修工作要先套后回，套一回一原则，施工时由里向外依次进行，并有专人观山，专人操作。

4、扩修前，必须对施工地点前后5m附近支架进行加固，加固采用打点柱或打抬棚方式；并对扩修安全通道内所有支架进行维护，杜绝漏帮漏顶，清理巷道内杂物，保证安全退路畅通。

5、扩修前必须在施工地点设置必要的安全防护设施（如强度和长度足够的铁质圆筒），以保证巷道顶煤冒落时人员能够通过和不影响正常通风。

6、在巷道扩修作业时，未经施工人员许可，其它人员不得从作业区通过，必要时两端应设专人把口。

7、扩修巷道时，注意保护电缆、水管、瓦斯抽放管不受损坏，若损坏电缆、管子或其它设施时，必须待问题处理好后方可继续作业。

8、下顺槽扩修时，要注意皮带运输机、转载机开动，防止事故发生。

9、扩修期间，需要用导链拔柱腿时，一定要将导链挂到牢固的棚子上，严禁使用单体柱配合链条拔柱腿。

10、对两巷中使用的单体液压支柱，要注意自动卸载现象的发生，

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使用防倒链等措施，防止倒柱砸人事故。

11、巷道变形严重，断面小于7m2，影响通风，行人及运输时，应立即扩巷处理。

12、扩修后的棚子，帮顶要打严背实，棚子不歪旋，顶梁保持一定平度，棚距600mm，电缆水管吊挂合格，浮煤清净，巷高不低于2.5m，下顺槽不得低于2.5m。

13、扩修作业停止时，必须用荆芭、椽子把暴露的煤帮闭严打牢。 14、扩修期间，跟班队长或班长必须携带瓦斯便携仪，并悬挂在规定位置，瓦斯达到0.5%时停止作业，超过0.8%时必须停电撤人，进行处理，严禁瓦斯超限作业。

二、替棚措施（特殊作业时）

1、替棚作业前，必须对施工地点前后电缆、管线、设备用皮带、水槽或其它物品进行覆盖保护。

2、替棚开始前，要对施工地点前后巷道认真进行检查，对于椽杆折断或存在大煤兜现象要提前进行松兜放煤，重新补打椽杆，重新连网。

3、替棚前必须在作业地点附近存放一定数量的预防冒顶的支护材料，材料码放在距扩修地点不影响行人通风的位置。

4、替棚前必须提前三天对替棚巷道（有顶煤处）进行2～3遍注水，超前注水距离应保持在20m以上，并保证巷道注水质量。注水要求如下：

1）注水孔布置，注水孔沿巷道断面轮廓线布置，每组不少于三

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个（顶部一个，两帮各一个）两帮注水孔打在U型钢卡缆处，呈30～40°布置，每组注水孔间距不大于5m，单孔深度不小于5m。

2）注水孔封堵采用FKSY20/38×1200mm水力膨胀式封孔器封孔，封孔深度不小于1.5m，封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔内。

3）用快速接头使封口器与高压（静压）胶管连接，注水压力控制在2.5Mpa-5Mpa以内。

5、替棚用的梁只做一端的梁口，另一端架棚时用单体柱支撑。 6、替棚期间，用手镐进行挑顶时，施工人员要站在安全的地方；若煤层较活，施工时，用扦椽先挺，控制住顶板后再施工；挑完顶后，在挑顶的下面站一根单体柱并扶稳，然后至少两人将所做的梁抬到单体柱上，之后套上注液，扶稳单体柱及梁，缓慢将梁升起。

7、将梁升到距顶板适当距离（200mm左右）时，用荆芭、椽子打顶，把顶打严，椽了要摆放均匀，然后再用注液升单体柱，把梁升到位置，并升稳。

8、替棚时遵循先套后回、由里向外逐棚作业原则，摘除原支架时在原支架梁下打上点柱，摘除支柱后缓慢落梁。支架拆除或架设未完工前，不准中止工作，否则，必须接顶封帮。

9、回棚腿时，人工顺着棚腿挖，把棚腿回出；人工回棚腿困难时，可用导链回棚腿。挂导链前，先加固挂导链的棚子及相邻的棚子，然后把导链挂在棚梁上，并把导链的链子拴在待回棚腿适当的地方，人工拉导链，缓慢将棚腿拉出。

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10、施工期间，施工人员要随时进行“敲帮问顶”，防止顶板事故发生，在整个施工过程中，必须由一名有经验的老工人“观山”，防止帮顶部活煤、矸掉落伤人。

11、施工过程中及时清理浮煤和杂物，保证通风断面。若顶煤冒落或其它原因造成堵塞巷道1／3以上断面，工作面停止作业撤出人员，待恢复足够回风断面后方可进行作业。

12、每班施工前必须将施工地点浮煤、杂物清理干净，保持作业区域退路畅通，不影响行人、通风。

13、人员经过工作地点时，必须先经过施工人员同意，待停止工作无安全隐患后，方可通过。

14、施工过程中必须有指定负责人现场跟班，指挥作业，处理安全隐患，严把工程质量。

15、施工过程中，必须在施工地点设置必要的安全防护设施（如强度和长度足够的铁质圆筒），以保证巷道顶煤冒落时人员能够通过和不影响正常通风。

16、当班替棚结束后，要及时封帮封顶，严格执行交制度，并交清工程进度、存在问题、支架情况等。

17、替完棚后，要及时打上抬棚，抬棚必须一梁三柱，柱子要均匀有效支设，梁头相接，单体柱迎山站正，初撑力不小于50KN，巷道净高不低于2.5m，并保证人行道宽度不小于0.7m。

18、顶梁不实不平时，用木鞋、木楔将顶梁背实，单体柱要站在棚梁的正下方。

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三、工作面深孔高压注水措施

1、施工钻孔前，由调度室负责在注水泵站和施工钻孔处各安装一部电话。

2、施工钻孔前必须对开口位置前后5m范围内巷道使用单体柱坑木一梁三柱进行加固。

3、施工时必须严格按照钻孔设计参数稳钻、打钻。

4、打钻期间，现场至少有3人配合作业（钻手），3人要全神贯注，配合良好。

5、施工钻孔期间，在距钻孔上部0.5米处悬挂便携，当瓦斯浓度超过0.5%时必须停止作业，严禁瓦斯超限作业。

6、施工钻孔期间，要严格按照防尘管理规定采取降尘措施。 7、封孔期间必须由抽探队副队长和采煤队技术员现场跟班，严格封孔质量。

8、封孔时要严格按照膨胀胶要求进行配比，保证封孔后膨胀效果良好。

9、封孔时套管连接处必须拧紧，保证连接合理，封孔长度不得小于20m（10根套管）。

10、钻孔注水前，必须安装截止阀、高压水表、流量表，控制和掌握注水压力、流量。

11、注水施工前，由抽探队负责关闭注水孔前后10m范围内本煤层抽放钻孔。

12、注水时，在注水管路接通以后，注水钻孔前后10m范围内

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严禁任何人员进行作业，观察人员站在距钻孔10m以外安全地点进行观察注水情况。

第九章 应急措施及避灾线路

一、灾害应急措施

遇到紧急情况及时向调度室汇报，遇到紧急情况，及时撤人。 二、避灾原则

若在回采期间有灾害预兆发生时，要正确判断事故地点、范围、性质及受灾情况，并迅速向调度室回报，并及时佩戴好自救器，遵循“火灾迎风走、遇水高处走”的原则，妥善避灾，及时抢救。

1、发生灾害时，现场人员要了解灾害性质、范围，若能及时处理，应尽快处理，并报告调度室；若不能处理，应由现场管理人员带领，按避灾路线撤退。

2、发生火灾或爆炸事故撤退时，位于事故地点进风侧人员迎着风流撤退，位于事故地点回风侧人员若能跨越火区（或爆炸地点）进入进风侧，则迎着风流撤退，若不能跨过火区（或爆炸地点）时，立即佩带自救器，经最近的路线进入新鲜风流中撤退。

3、发生瓦斯突出事故，应立即佩戴自救器，迅速撤出事故地点；来不及撤出事故地点时，必须就近进入压风自救硐室内避灾。

三、避灾线路

（一）、若发生水灾时避灾线路 1、工作面事故地点上顺槽人员：

21051工作面→21051上顺槽→21采区第三中部车场→21采区胶

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带上山→主石门→副井底→平地。

2、工作面事故地点下顺槽人员：

21051工作面→21051下顺槽→21采区第五中部车场→21采区轨道上山（21采区胶带下山）→主石门→副井底→平地。

（二）、若发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时避灾路线 1、工作面事故地点回风侧人员：

21051工作面→21051上顺槽→21采区第三中部车场→21采区胶带上山→主石门→副井底→平地。

2、工作面事故地点进风侧人员：

21051工作面→21051下顺槽→21采区第五中部车场→21采区轨道上山（21采区胶带下山）→主石门→副井底→平地。

若人员撤到副井底后因副井故障或其它原因不能立即升井的，应迅速撤进副井底避难硐室，直至调度室通知可以升井。

3、其它作业地点人员按通知要求立即撤退，撤退路线由调度室根据应急预案通知。

四、防突避灾及避灾路线

1、煤与瓦斯突出预兆

a、无声征兆：工作面遇到地质变化、煤层厚度不一，尤其是煤层中软分层变化；瓦斯涌出量增大或忽大忽小；气温降低、煤层层理紊乱、硬度降低、光泽暗淡、煤体干燥、煤尘飞扬、有时煤体碎片从煤壁上弹出；打钻时严重顶钻或喷孔等。

b、有声征兆：地压活动剧烈，顶板来压、不断发生掉渣和支架断裂声；煤层产生震

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动、手扶煤壁感到震动和冲击；听到煤炮声或闷雷声，一般是先远后近、先小后大、先单响后连响，突出时伴有巨雷般响声。

2、应急预案

当工作面出现明显突出预兆时，应立即采取以下应急处理措施： a、及时报告。

由施工单位跟班队长迅速通知工作面所有人员撤离并利用最近的电话向调度室简要汇报。调度室值班人员按“白坪煤业公司应急救援预案”要求迅速逐级通知到相关领导。

b、断电。调度室接到该工作面煤与瓦斯突出预兆汇报后，立即通知切断该工作面所有非本质安全型电器设备电源。若发生突出，必须根据受威胁区域范围情况，切断相应区域内非本质安全型电器设备电源。

c、发生突出时警戒的位置。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范围内检查瓦斯浓度。公司保卫科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。

d、人员撤退原则：该工作面出现煤与瓦斯突出预兆或发生突出后，现场班组长、跟班干部要立即组织人员迅速正确佩戴好自救器；引领人员快速沿进风侧外撤到新鲜风流中，瓦检员、安检员通知沿途人员撤离。回风侧人员（正常生产期间采煤工作面回风侧原则上不准有人员工作）与进风巷距离大于500m或由于其他原因不能直接撤到新鲜风流中时，应就近撤到避难所，打开压风自救装置。 4、避灾

如果工作面人员自救器有效时间不足或撤离途中退路被堵时，要到井下各作业地点专门设置的压风自救或避难硐室处暂避，并设法与外界取得联系以求救援。

5、制定措施

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调度室接到突出预兆报告后，按通知顺序通知矿总工程师、主管领导及相关部门，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，不得停风或反风，不准随意启动灾区电器开关。

6、预案解除

根据救护队现场侦察结果，总工程师及相关领导、部门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，方可按“四位一体”防突措施组织施工。

五、防灭火

机械打钻地点，使用风动力的，钻机应配备完好的灭火器、黄土及可靠的水源，钻机使用风水两用，当打钻过程中有发火迹象或孔口出现明火时，应立即停止施工，打开水管进行灭火，火焰熄灭后用黄泥将孔口封堵严实并及时向调度室汇报。 六、避难硐室

工作面上、下顺槽掘进期间，避难硐室距迎头不超过200m，当前回采面的避难硐室的容积和安全设施要符合相关规定和标准的要求（包括电话、压风自救、自救器、饮用水等）。 七、远距离放炮

（1）工作面采用放炮作业时必须采用远距离放炮，每次放炮前必须切断工作面内的所有非本质安全型电气设备电源，21051切巷及上顺槽里段所有人员撤到21051下顺槽切巷100m外压风自救或避难硐室处；21051上顺槽外段所有人员就近撤到反向风门以外。

（2）放炮前，由班组长、瓦斯检查员(或安检员)、放炮员检查工作面顶板支护、通风瓦斯、爆破连线、撤人站岗、停电等情况，确认各项措施落实到位后，由班组长向调度室汇报，调度室值班人员再次落实要求停电范围内是否停电，确认无误后方可通知工作面放炮；放炮后，当监测系统显示工作面内及回风系统内瓦斯浓度均小于1%时，瓦检员、放炮员、

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班组长共同进入工作面进行检查，确认无异常后方可恢复工作面及回风系统正常工作。

（3）放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度。

（4）通风调度员负责观察炮后工作面及其回风流瓦斯变化情况，若遇瓦斯浓度急剧升高，立即向调度室汇报,调度室值班领导立即启动应急预案。 监测：

1、按照规定安装瓦斯断电仪和瓦斯传感器，并经常进行检查、调校，保证瓦斯超限时，能切断整个工作面及上、下顺槽内全部非本质型电气设备。

2、巷道洒水时应避开传感器，以免影响监测值的准确。

3、监测中心密切注意该工作面的瓦斯情况，发现问题及时报告通风调度、生产调度及公司领导；监控系统出现故障，必须加强人工检测。

4、探头维修工在现场进行探头校对或修理时，必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯异常时及时汇报。

二、机电：

机电运输科负责对该区域加强供电管理，电管组防爆检查员每周检查两次以上，施工队电工每天对工作面机电设备进行检查，发现问题及时处理，施工队及业务部门管理人员经常深入现场，严格检查，消除隐患，杜绝失爆。

三、压风自救

1、在上顺槽距切巷25～40m安设一组压风自救装置，下顺槽在采面下口以外50～100m范围内安装一组压风自救装置，以上两组压风自救呼吸面罩个数以工作面最多人数确定，在上顺槽以外每50m或有人工作地点安装一组数量为5个的压风自救装置。压风自救随采面而外移。

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2、压风自救装置要保证完好，出现问题随时进行处理。

3、管路铺设要牢固可靠，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救装置的维修。

4、压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物的行人侧。

5、压风自救的高度要适当，距巷道底板1.3m，便于现场人员自救应用。压风自救系统压风供给量每人不少于0.1m3/min。

八、正反向风门

必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛必须用砖和混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于800mm，门框和门可用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，两道风门之间的距离不得小于5m。 1、通风设施维修要及时，无墙体破损，门框变形等情况；

2、通风队要确保风门连锁绳的完好性，保证两道风门不能同时打开。 3、进出人员要随手关闭风门，使风门处于常关状态。 九、避难硐室

工作面上、下顺槽掘进期间，避难硐室距迎头不超过200m，当前回采面的避难硐室的容积和安全设施要符合相关规定和标准的要求（包括电话、压风自救、自救器、饮用水等）。

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