1222采煤工作面作业规程.docx

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1、巫山兴营煤矿有限责任公司1222采煤工作面采煤作业规程 工作面名称：1222采煤工作面 区 队 长：队长： 编制人： 编制 单位：巫山兴营煤矿采二队 编制日期：2016年10月4日目 录第一章 概 况3第一节 编写依据3第二节 工作面位置及井上下关系3第三节 煤 层6第四节 煤层顶底板6第五节 地质构造7第六节 水文地质7第七节 瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况8第八节 储量及服务年限9第二章 采煤方法9第一节 巷道布置9第二节 采煤工艺102、 移溜12三节 设备配置14第三章 顶板管理15第一节 支护设计15第二节 工作面顶板管理17第三节 运输巷、回风巷及安全出口(特殊)支护18第四章

2、生产系统19第一节 运输系统19第二节 “一通三防”与安全监控20第三节 压风 液压24第五节 供 电25第六节 通信、照明和人员定位系统25第五章 劳动组织及主要经济技术指标26第一节 劳动组织26第二节 作业循环27第二节 主要技术经济指标27第六章 质量管理28第一节 工程质量管理28第七章 安全技术措施33第七节 其它说明41第八章 灾害应急措施及避灾路线44第一章 概 况第一节 编写依据1、煤矿安全规程2、煤矿安全操作规程 3、煤矿防治水规定 4、防治煤与瓦斯突出规定 5、兴营煤矿初步设计 6、兴营煤矿初步设计（变更） 7、其它有关煤矿安全生产的规定。第二节 工作面位置及井上下关系一

3、、 工作面位置与范围：1222西工作面（炮采区段）位于井田的西翼，西以井田边界为界，东至运输联络石门为界。工作面运输巷标高为：+900m，回风巷标高：932m，总垂高为32m。工作面走向长度为320米，倾向平均长度为67m，平均煤厚1.5m，平均坡度20。1222西工作面（炮采区段）上部为矿井总回风巷，下部还未布置工作面。工作面与地表垂高在400m左右，地表为高山、荒地，无文物古迹，无特殊建筑，无有害气体积聚。附：采煤工作面平面图1-1工作面参数： 1122西炮采工作面走向长（m）320倾斜长（m）67煤层平均倾角（度）20煤层平均厚度（m）1.5K2煤层煤容重（t/m3）1.5含煤面积（m2

4、）21440工业储量（万吨）4.82可采储量（万吨）4.34回收率（）90可采期（月）5.9煤层名称K2煤层水平名称一水平工作面名称1222西炮采工作面地面标高（m）+740+960m回风巷标高(m)+960运输巷标高(m)+900地面位置地表为高山、荒地，无文物古迹，无特殊建筑，无有害气体积聚。巷道与地表垂高平均400m左右。井下位置及四邻采掘情况1222西炮采工作面上部是矿井总回风巷, 运输巷以下煤层未开采。工作面运输巷标高为+932m，回风巷标高为+960m，西至井田边界；东至运输联络石门，布设1222西为炮采工作面。回采对地面设施影响对地面设施基本无影响走向长度（m）320可采走向长度

5、（m）320倾斜长度(m)67 面积（m2）21440可采面积（m2）21440工作面位置及井上下关系表第三节 煤 层煤呈黑色，半暗型，粉末状。本采面煤层属缓倾斜较稳定极薄煤层。煤层伪顶较厚，煤层属低灰、低硫、中发热量的无烟煤。煤层顶板相对比较平整，但区域内有小褶曲构造。富含菱铁矿结核，煤层导电性差。K2煤层厚度在0.582.16m，平均1.5m，大部可采，属较稳定煤层。顶板为黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物化石碎片，具水平层理，层位和厚度较稳定。煤层直接地板为浅灰灰白色粘土岩、黑色泥岩，具粘性，遇水膨胀。粘土岩以下为黑色泥岩夹砂质泥岩含黄铁矿结核。第四节 煤层顶底板煤层顶底板情况表煤层顶底板情况

6、顶底板名称岩石名称岩 性 特 征顶板黑色泥岩含黄铁矿结核和植物化石碎片，具水平层理，层位和厚度较稳定底板浅灰灰白色粘土岩、黑色泥岩具粘性，遇水膨胀。粘土岩以下为黑色泥岩夹砂质泥岩含黄铁矿结核第五节 地质构造根据该工作面回风、运输巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度22左右；煤层地质构造简单，在回风、运输巷掘进过程中未遇到断层，对工作面进行炮采无影响。第六节 水文地质矿区水文地质条件简单，含煤地层主要由灰白色粘土岩、灰黑色泥岩、炭质泥岩及煤层组成，矿区内无生产井、无老窑，本区域降水充沛，降水大部分从地表汇入附近冲沟排泄至矿区北侧的大石头湾汇聚向北3km排入官渡河。部分下渗补给

7、地下水。大气降水沿构造裂隙、采动裂隙、岩溶管道等通道直接进入井下。矿区处于地表分水岭地段，因而大气降水成为矿井充水主要来源，其次对矿床充水的含水层为长兴组、吴家坪组二段、茅口组石灰岩岩溶裂隙含水层。长兴组、吴家坪组二段为矿床煤层顶板充水含水层，吴家坪组二段含水层底界距煤层的间距为3.353.52m，位于煤层采空塌陷裂隙带内，含水层地下水可直接进入矿床。底板含水层茅口组与矿床间有吴家坪组一段、孤峰组所隔，含水层地下水受隔水层阻挡不能直接进入矿床，为矿床底板含水层间接充水，所有流入矿井下的水源通过主平硐排除地面对矿井开采没有影响。第七节 瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况影响掘进的其它地质情况瓦斯根

8、据矿井初步设计绝对瓦斯涌出量为1.72m3/min，无煤与瓦斯突出现象。煤层不自燃，煤尘无爆炸危险性。煤尘飞扬一般，无爆炸危险性煤的自燃煤层无自燃倾向地温地温正常，无热害影响地压无冲击地压现象，地压正常第八节 储量及服务年限储量预算块段号走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m3）煤厚（m）容重(tm2)工业储量(万t)回采率()可采储量(万t)可采期（月）1122西炮采工作面34080272001.51.56.12855.204.9第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计，采区巷道布置情况1222西回风顺槽与总回风巷连接，1222西运输巷经轨道联络巷与轨道上山相连，从900运输巷进风。二、工作

9、面运输巷、回风巷规格及用途工作面运输巷与回风巷均采用矿用11#工字钢梯形支护，均为新掘进巷道，无巷道变形，1122西运输巷、回风巷净断面面积均为：4m2，运输巷用途为行人，通风，运输，运料。回风巷用途为回风，行人。工作面切眼采用矿用11#工字钢梯形支护，全长67m，净断面面积：3.84m2，用途为溜煤，行人，通风。附：工作面运输顺槽断面图1-2。工作面回风顺槽断面图1-3。第二节 采煤工艺一、采煤方法：1122采煤工作面为走向长壁采煤工作面，采用爆破落煤，人工装煤，工作面煤由工作面刮板运输机配合顺槽内胶带输送机运至主皮带，经主皮至地面；使用DW18和DW22型单体液压支柱配合绞接接顶梁支护顶板

10、，人工分段放顶，采用全部垮落法回填。 本工作面采用风煤钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过刮板运输机运至1122运输顺槽铺设的溜子中，再转载至运输顺槽皮带后通过主皮带运送到地面煤库，采空区以自然冒落法进行回填二、爆破：1、炮眼布置：根据煤层的结构特点，视矸石厚度而定，即矸石厚度大于1 米时，硬度系数又大于4，三花眼方式布置炮眼。矸石簿，硬度系数又小，就采用单排眼方式布置炮眼。无论三花眼或是单排眼布置，都要将炮眼在布置在矸石中间。其炮眼间排距也是根据矸石硬度系数而定，硬就密。软就稀，顶板特殊破碎的情况不放炮，人工落煤。炮眼与采面成45夹角，终孔位置与采面垂距1000mm。2、放炮：采面采用2号煤矿安全

11、乳化炸药和瞬发电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10米 ，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过6m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中，1122和1222打眼放炮由一个班完成，遵守从上向下放炮的原则。并在进入该放炮区域的所有通道设置警界线。并严格按爆破说明书规定进行装药炮眼布置图见图1-43、爆破说明书按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量 项目名称每排炮眼个数（个）眼深（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线方式炸药（kg）雷管（发）顶眼901.50.3-0.3727-33.390串联合计16027-33.390

12、按每次爆破10米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量 项目名称每排炮眼个数（个）眼深（米）每眼装药量（kg）循环消耗连线方式炸药（kg）雷管（发）顶眼101.50.3-0.373-3.710串联合计100.3-0.373-3.710三、移架、出煤1 、装煤装煤在完好的支护下，人工使用大锹进行，攉煤要攉净，清出实底保证底板平整，为移溜做好准备。2、 移溜一个循环爆破、攉煤全部完成后，由溜子一头向另一头进行移设，禁止由中部向两端或两端向中部移溜，移机头或机尾时，要与机头或机尾附近的中部槽同时进行，移溜时溜子的弯曲段长度不得少于20 米，以防溜槽脱节。移溜时，移溜器间距不超过7.5米，同时操作的移溜器不少

13、于3个，移溜器的着力点采用并排支设的两根戗柱，移溜器保持与弯曲段溜子垂直，两头接触点用柱帽、木楔等木质物垫实以防滑脱。移溜器采用单体柱。3、 移架放顶回柱放顶前，将浮煤清理干净，以使移架后支架能架设于实底上，检查周围支护是否完好，有卸压，不迎山的支柱要整改后，确认安全时方能架柱。先回密集打好迎面支柱后，再才能回沿空支柱。保证移架后工作面支架两端位于同一直线上。4、人工强制放顶4.1当移架后,顶板未垮落或垮落不彻底,即悬顶长度大于5m，宽度大于2.5m、顶板冒落高度小于采高的1.5倍时，采用人工强制放顶措施。4.2人员应站在完好的支架下进行打眼，眼深2m，眼距2m。4.3炮眼打完后，应停止工作面

14、的一切工作，严格按“一炮三检”，“三人联锁放炮制度”执行。4.4放炮前，首先检查放炮地点周围10m范围内的支架及顶板情况，发现隐患立即处理。4.5对放炮地点周围5m范围的支架应迎着爆破冲击波的方向支设好戗柱，并对支架及液压柱、刮板输机等设备进行保护，防止爆破崩伤支架及其它设备。4.6每个炮眼的装药量为1000g，炮眼剩余长度全部用炮泥充满。4.7爆破结束后，当班安全员带班长、瓦斯员、炮工应由外向内逐架检查支架情况和爆破效果，当顶板垮落后方可继续放顶，否则重新进行强放顶四、工作面正规循环生产能力计算：根据：Q循=LL循mrc=6711.51.50.95=172(t)式中 L工作面平均斜长L循循环

15、进度1.2mm平均采高1.5mr三煤容重1.5T/m3 c工作面回采率95%月产量：Q月=Q循3090%=17233090%=13932T式中：30：月一个天数，取30天， 2：每天3循环90%：月循环率三节 设备配置一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量设备名称规格型号单 位数 量备 注回柱绞车JH-14台2一台使用、一台备用乳化液压泵BRW80/20台2一台使用、一台备用乳化厢XRXTA台1风煤钻ZOS50/1.6台4运、回风巷各两台卸载把手把12掏 扒把15刮板输送机SGB40T台3注液枪把10液压单体支柱DW18和DW22根700工作面及超前支护绞接梁DJB-12

16、00根300工作面支护型梁DJB-2600根60超前支护第三章 顶板管理第一节 支护设计一、支护设备选型：1、工作面基本支护选型：根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：本工作面基本支护采用HDJA-1000绞接梁支护，悬臂长度为0.5m。2、工作面支架布置形式：根据本工作面的地质条件，采取正悬臂齐梁齐柱走向棚布置。3、工作面上、下出口支护：、本工作面采取二梁五柱迈步前进。、上下顺槽安全出口使用单体配型梁支护，梁长3.6m，四梁八柱，随工作面前进推进。、上下顺槽使用3.6米型梁按照一粱三柱进行超前支护。二、工作面支护设计：1、根据经验公式计算工作面合理支护强度： Pt=9.81hk=9.811.

17、62.56=265(KN/m2) 式中：Pt工作面合理支护强度，KN/m2。 h 工作面采高，m。 顶板岩石比重，一般取2.5t/m3。 K取6。2、支柱实际支撑能力计算： Rt=RK=2500.85=210(KN) 式中：Rt支柱实际支撑能力,KN/根。 R 支柱额定工作阻力KN。 K 支柱阻力影响系数，一般取0.85。3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度：N=Pt/Rt=265/210=1.26(根/m2)式中：N支柱密度，根/m2。 Pt工作面合理支护密度，KN/m2。 Rt支柱实际支撑能力，KN/根。 4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作的支

18、护柱距：L柱=N/(iL排)=1.26（21.2）=0.53m式中：L柱工作面支柱柱距,m；N工作面顶板压力要求的支护密度(根/ m2)；i工作面控顶距基本柱的排数；L排-工作面支护排距；5、根据实际情况，确定排距为600mm、柱距为1000mm，则工作面最大控顶距为1m。经计算工作面需单体700根，则支护密度700/(601000)=2.43 KN/m2，因实际支护密度2.43理论支护密度1.26 KN/m2，所以确定排距为1000mm、柱距为60mm满足支护要求。表3-1 支柱技术参数型号工作阻力（KN）支护强度(KNm)支撑高度(m)自重(t)DW2102651.60.12三、乳化泵站设

19、计：在轨道联络巷放置液压泵站2台乳化泵，一台使用，另一台备用,一台水箱，供采面的支护和推溜用。 泵站1122西采面采用直径70mm无缝钢管供液，采面用19mm高压橡胶管连接，每隔10m串连一个液压阀。液压泵压力18Mpa,浮化液浓度35。 第二节 工作面顶板管理一、控顶方式、支柱支设要求要求：1、控顶方式：采用全部陷落法管理顶板，密集切顶，交叉迈步前进，放顶步距1 m。2、支柱支设要求：（1）、必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。（2）、支柱必须架设牢固，迎山有劲，迎山角23度，支柱初撑力不得低于90KN，测压计测定不得少于13Mpa。（3）、型梁必须与顶板接实，当顶板不平整时，必须用木块

20、垫平，保证顶梁平稳。（4）、严禁不同性能，不同类型的支柱混用。（5）、严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。（6）、所有液压支柱的手把朝工作面上方，三用阀朝采向工作面下方。（7）、支柱必须支在实底上，柱窝深度不小于200mm，当底板岩石松软时或不能见顶见底时，必须穿好木鞋。第三节 运输巷、回风巷及安全出口(特殊)支护一、两巷超前支护：回风巷、运输巷距采面20米范围内应采取超前加固，切眼上侧，风巷下侧20米范围内的超前支护加固。二、上、下安全出口：上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架，以单体配3.6m长的“”型钢梁走向棚支护，每棚间距为600mm，每梁不少于4个单体支柱，每组迈步前移，工作面上、

21、下出口必须保证长4.0米、宽3.6米、高度视煤厚而定：当煤层厚度小于0.5米时必须见顶见底，但必须保证高度最矮不小于1.6。煤层厚度大于1.5米时出口高度不得小于1.6米。支护方式及规格见工作面支护管理图1-5。四、基本支护材料和备用材料：、工作面基本支护材料：1.82.5单体700根，2.6m型梁350根。2、在回风巷距上出口3050处必须经常有如下备用材料：单体液压支柱 （1.8m2.5m）50根14cm16cm圆木（1.6m3m）20根型梁（2.6m）30根挡矸板各60块五、工作面支护管理图1-5：第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输、装载、转载方式，运输设备：1、运输、装载、转载方

22、式：切眼采用刮板运输机运煤，人工装煤，转载至运输顺槽皮带，再转载至1122运输石门皮带至+930m煤库。2、运输设备：刮板运输机、皮带输送机。二、运输设备的安装位置、固定方式和推移方式：1、刮板运输机安装在1222西切眼里侧，为可移动设备。2、皮带运输机安装在运输顺槽，转载至932煤仓皮带运至地面煤库。三、运煤路线：工作面（溜子）1122西运输巷（溜子、皮带）1122运输石门（皮带）+932煤库皮带运输上山+760m皮带巷主煤仓主运输皮带巷地面 四、运料路线：+740主大巷井底车场轨道上山+900m运输巷工作面第二节 “一通三防”与安全监控一、通风设施质量要求：1、安设位置：在轨道联络巷设置两

23、道双向风门，保证工作面有足够风量。2、质量要求：（1）、墙体厚度不小于0.8m，严密不漏风，墙体平整并用水泥抹面。（2）、墙体周边掏槽并有不小于0.1m的裙边。（3）、风门有联锁装置且能自动关闭。二、工作面风量计算：1、工作面所需风量计算：a、按沼气涌出量计算：Q采=100q采Kc=1001.721.8=309.6（m3/min）式中： Q采：采煤工作面所需风量（m3/min) Q采：采煤工作面沼气平均绝对涌出量为1.72m3/min Kc：沼气涌出不均衡系数取1.8b、按良好气候条件计算：Q采=60V采SK=601.52.61=234（m3/min）式中：V采：为采煤工作面气温相对的适合风速

24、，取风速为1.5m/sS：工作面平均断面为2.6mK：工作面长度系数1.0c、按炸药消耗量计算：Q采=25A=256=150（m3/min）式中：25：每公斤炸药爆破后需要供给的风量，m3/minkg；A：采高每次放炮的最多炸药消耗量为6kg，每次起爆长度为10米。d、按最多下井工作人数计算：Q采=4N=430=120（m3/min）式中：N：每班最多出勤人数取30人e、按照风速验算根据煤矿安全规程规定采煤工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求回采工作面应满足。15ScQ采240Sc式中：Sc回采工作面的有效断面2.6经上述计算：1122首采工作面的配风量取309.6m3/m

25、in，符合煤矿安全规程规定三、通风系统（见通风系统图1-6） 地面新鲜风+740水平主运输巷+740水平井底车场轨道上山经+900轨道联络巷+900西运输巷西第一石门1222工作面+1122西回风巷960总回风巷抽出地面四、瓦斯检查和瓦斯监测系统：1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报。、本工作面瓦检员每班至少检查三次，主要检查工作面进风巷、工作面风流、煤壁和下隅角等、工作面回风和尾巷等地点。当工作面瓦斯浓度达0.8%时，必须停止打眼施工，放炮地点20m内瓦斯浓度达0.8%时，严禁放炮。、当工作面风流中瓦斯浓度达到1 %或其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必

26、须停止工作，撤出人员，切断电源，报告矿调度室，查明原因，制订措施，进行处理。4、加强瓦斯监测管理，工作面必须安设瓦斯报警断电仪(并联入Kj90N系统，实行24小时连续监测) ，瓦斯探头安装及参数如下：探 头编 号安 装位 置断 电 范 围报警点断电点复电点T1距工作面上出口510m回采工作面全部非本质安全型电器设备及回风巷中0.8%1%0.8%T2距工作面风巷进口1015m处工作面及回风流中的所有机电设备的电源1.2%1%1%T0工作面上隅角工作面及回风巷中0.8%0.8%160mm,长1.8m，每根边木下支柱3个，抬棚之间必须紧密接触，不得有空隙。7、无空载支柱。四、煤壁机道1、煤壁平直，与

27、顶底板垂直。伞檐：伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200mm；伞檐长度在1m以下时，伞檐最大突出部分不超过250mm。2、靠煤壁贴帮点柱按作业要求架设及时、齐全。3、回风顺槽上邦及运输顺槽下邦按加密支护间排距支护，并用木板背邦严实。五、煤炭回收1、回收率达到95的要求。2、丢顶底煤必须有专项批准的措施。3、浮煤净（工作面在2内浮煤平均厚度不超过30mm）。4、不准随意留顶煤开采，必须留顶煤、托夹矸开采时，必须有专项批准的安全技术措施。5、不任意留煤柱。6、支柱跟顶架设，不丢顶煤。接顶严实，冒落高度达到200mm，必须用木料接顶。六、两巷与文明生产1、工作面上、下出口的两巷，超前支护必须

28、用单体支柱和型梁（或长钢梁）距煤壁15m范围打双排柱15-30m范围打单排柱。2、上、下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，高度不低于1.6m，有0.7m宽人行道。3、超前支护初撑力不低于50KN。4、两巷超前支护必须成直线，偏差100mm，不得倾斜，与顶板接触紧密，迎山有力，迎山角35度。5、两巷超前支护的高度不得低于1.6m，支架无垮塌，无倾斜。两巷高度不低于1.8m。6、支柱完整，无空帮空顶；架间防倒绳联锁齐全。锚、网支护完整有效。7、文明生产：（1）巷道无积水（长5m，深0.2m）；（2）无浮碴、杂物；（3）材料分类分层堆码、设备码放整齐规范并有标志牌，距轨道边距离不得小于4

29、00mm。8、浮矸、浮煤不超过轨枕上平面，道钉全部露出。9、巷道内不得有厚度超过20mm连续长度超过5m米的煤尘堆积。10、安全设施、电气设备、瓦斯监测与检查、防突管理等图牌板不得悬挂在电缆上，且整齐规范。七、机电设备1、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力18Mpa；乳化液浓度为35%，使用乳化液自动配比器，有现场检查手段。2、工作面输送机头与顺槽输送机搭接合理，底链不拉回头煤，顺槽刮板输送机挡煤板和刮板、螺栓齐全完整。3、顺槽胶带输送机架、托滚齐全完好，胶带不跑偏。电缆悬挂、管子铺设符合规定，开关要上架，煤电钻电缆要盘好。闲置设备和材料要放在安全出口20m以外的安全地点。电气设备上方有淋

30、水，要有防水设施。4、工作面和顺槽输送机机头、机尾有压（戗）柱。小绞车有牢固的压（戗）柱或地锚。行人通过的顺槽输送机机尾处要加盖板。行人跨越输送机的地点有过桥。5、管线吊挂整齐符合规定要求，行人侧宽度不小于0.7m。八、质量管理1、采煤队班验收员必须严格按作业规程的要求进行班评估，确保工程质量达标，并做到现场交接班，发现问题应及时处理。2、质量检查小组加强工作面工程质量管理，每旬组织对工作面进行工程质量验收，及时评估。对不合格的质量工程及时下达整改通知，消灭不合格品。3、每月由公司组织对工作面的质量验收，保证优良品率90以上。 4、严格按矿工程质量管理办法和奖惩制度执行。第七章 安全技术措施一

31、、 综合措施1.1所有人员必须认真学习贯彻执行“三大规程”和各种规章制度，经培训合格后方可上岗。1.2坚持领导干部多下井，现场办公、现场指挥，发现问题及时处理。1.3各班班前必须开半小时安全例会，树立安全第一的好风气、好思想、服从命令听从指挥，团结一致、齐心协力。1.4各班认真执行工作面交接班制度，所交班必须将遗留问题和具体的工作面情况向接班人员交待清楚。1.5井下所有人员有权拒绝制止违章作业，违章指挥等行为，严格按各工种操作规程、规范操作，严禁在空顶下进行任何作业。1.6 各工种必须严格执行煤矿三大规程，执行岗位责任制，提高各工种的操作技术水平和安全自保、互保能力，严禁无证上岗。1.7一切人

32、员要严格执行敲帮问顶制度，及时处理掉伞檐、危岩、片帮、顶煤等一切不安全隐患，否则不准开工生产。1.8所有人员必须携带自救器，并能正确使用。二、泵站使用措施2.1 乳化液泵站和液压系统完好不漏液，泵站压力在30Mpa以上2.2乳化液浓度保证不低于35，并要配备乳化液测比计，按使用说明书进行浓度测定，严禁使用硬水和污水进行配制。2.3泵站司机必须坚守岗位，液压泵的安全阀不得随意调整，在运转中应注意观测排液阀的工作状况，随时检查乳化液的配制浓度，确保泵站正常运转。.2.4 经常检查乳化液泵机械电气部分是否正常，油箱乳化液是否充足，浓度是否合适。启动乳化液泵，待泵各部运转正常，供液压力达到泵站额定工作

33、压力时方可向工作面供液。三、运输机械安全措施3.1工作面刮板输送机和平巷转载机搭接合理，底链不拉回煤。3.2所有的液压联轴节和易熔合金塞应由专人维护和保管，并按标牌型号注油，严禁用其它油代替。易熔合金塞的熔点不得小于140。严禁不使用易熔合金塞。3.3工作面及顺槽内刮板运输机机头、机尾处必须使用压溜柱。3.4运输顺槽内胶带输送机和刮板运输机下部及左右的浮煤、杂物要清理干净，保证皮带托辊转动灵活，清煤时要用长柄工具，严禁在设备运转的情况下将手臂伸入做清理工作或用铁锹及其它工具清理滚筒上的浮煤。拉皮带前要将下部的浮煤、杂物清理干净，以免卡绊发生事故。3.5推移输送机要在输送机运输中分段进行。推移后必须检查好机头、机尾与过渡槽的联接情况，发现运转异常要及时处理，严禁带病运转。输送机各部的螺栓，插销要齐全，接口严密，损坏或变形的零部件要及时更换。3.6任何人不准在机道内行