某煤矿回采工作面作业规程.docx

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1、某煤矿回采工作面作业规程 目 录 第一章 概况 1 第二章 采煤方法 3 第三章 顶板控制 8 第四章 通风与安全监控 10 第五章 生产系统 13 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 13 第七章 安全技术措施 15 第八章 工作面安全管理制度 32 第九章 避灾路线 37 第十章 其它 38 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上、下关系 一、工作面的位置：2103工作面处于矿578水平一采区，东南为2102工作面采空区，西北为实体煤，西南为一采区运输巷，东北至F27断层防水煤柱线，走向长度1565m，倾向长度170m，面积为266050m2，底版标高为610684m。 二、地面相对位置：

2、2103工作面对应地面标高875937m，地表为丘陵区，黄土层较厚，植被覆盖较少，多为荒坡、梯田。 三、回采对地面的影响：回采可能引起地表塌陷、裂缝，造成建筑物倒塌。 第二节 煤层 一、煤层厚度：2103工作面煤层较稳定，平均厚度3.1m。 二、煤层产状：2103工作面布置在一不对称向斜之上，西南段倾角25，东北段倾角210，总体坡度较缓。 三、根据两顺槽揭露资料，煤层中有一层粉砂岩夹矸基本连续分布，一般厚度0.150.35m，西南部有0.51m厚泥质伪顶，往东北逐渐消失。 第三节 煤层顶底板 一、煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶)： 顶板名称 岩石名称 厚度(m) 岩 性 特 征 老顶 中细砂

3、岩 1.7 深灰色，块状，含炭质，节理发育 直接顶 粉砂岩、泥岩，局部为中细砂岩 24 深灰、灰黑色，水平层理 伪顶 碳质泥质 01.0 黑色，松软，随采动冒落 二、煤层底板(直接底、伪底)： 底板名称 岩石名称 厚度(m) 岩 性 特 征 直接底 中细砂岩、粉砂岩， 局部泥岩 23 灰色，水平层理，层面含云母片 伪底 泥岩 约0.1 黑色，松软 第四节 地质构造 地质构造情况 2103工作面布置在一不对称向斜之上，西南段倾角25，东北段倾角210，总体坡度较缓。根据两顺槽掘进揭露情况，该面有断裂构造。 构造名称 走向 倾向 倾角 性质 落差 对回采的影响程度 工作面F1 2度 65度 正 H

4、=1.4 有一定影响 工作面F2 22度 60度 正 H=1.0 有一定影响 进风顺槽F3 117度 50度 正 H=0.4 有一定影响 进风顺槽FY1 33度 55度 正 H=1.0 有一定影响 回风顺槽dg1 30度 正 H=0-1.0 煤层变薄有一定影响 回风顺槽dg2 4度 正 H=0-1.4 煤层变薄有一定影响 回风顺槽dg3 6度 正 H=0-1.0 煤层变薄有一定影响 进风顺槽dg1 10度 正 H=0-1.0 煤层变薄有一定影响 进风顺槽dg2 3度 正 H=0-1.4 煤层变薄有一定影响 进风顺槽dg3 61度 正 H=0-1.2 煤层变薄有一定影响 第五节 水文地质 210

5、3工作面有少量底板渗水和少量采空区顶板淋水，易汇聚在该巷道中部低洼处，正常涌水量0.2m3/h，最大涌水量0.3m3/h。 第六节 影响回采的其他因素 影响回采的其它因素 瓦斯 低瓦斯 煤尘 煤尘具有爆炸性 煤的自燃 有自燃发火倾向 地温 地温保持在正常值内，一般为1617 地压 无冲击地压 第七节 储量及服务年限 一、按95%采出率计算可采储量为1096924T。 二、工作面服务年限(以月为单位)计算 工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度 =1565(5.626)=10.8个月 第二章 采煤方法 根据该工作面的自然条件与工作面设计，采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，一次采全高。

6、 第一节 巷道布置 一、工作面进、回风顺槽垂直一采区进、回风巷布置，开切眼与进回风顺槽巷垂直布置。进、回顺槽长度约1565m，工作面开切眼长度170m。 二、工作面两顺槽采用工字钢梯形棚子支护，切眼采用锚网支护。回风顺槽用于运料、行人、回风，进风顺槽用于进风、运煤、行人，开切眼用于安装采煤设备进行回采。 第二节 采煤工艺 一、简述采煤工艺： 采煤机破煤、装煤，工作面刮板输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以液压单体支柱配合型梁支护工作面两端头和两巷超前段，采用全部垮落法处理采空区顶板。 正常情况：采用及时支护方式，割煤移架推溜。 煤层松软及片帮时：采用前护板支护方式，移架割煤推溜。 二、采高、循环

7、进尺： 1、根据支架的支护高度18003800mm、煤层实际厚度的变化、工作面煤壁片帮程度和采煤机适应煤厚20003500mm以及采面尺寸配套关系，确定工作面的最大采高为3500mm，最小采高为2000mm。当工作面局部煤厚超过3500mm时，留底沿顶回采，严禁液压支架超高使用；当煤层厚度低于2000mm时，要根据实际情况进行破底，必要时采用放炮方法推进。正常情况下要沿顶沿底回采，不准留浮煤。 2、一个正规循环进尺为800mm。 3、选用MGTY300/700-1.1D双滚筒采煤机双向割煤。采煤机割煤时，后滚筒自动将割下的煤装入运输机，经顺槽转载机、皮带机运至煤仓，在经皮带运至地面。使用ZZ4

8、800/18/38型支撑掩护式液压支架进行顶板支护，上、下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合型梁架棚支护。 4、进刀方式为斜切进刀，进刀深度为800mm。牵引方式为机载交流变频调速，销轨式无链牵引，牵引速度：07.712.8m/min，牵引力：350580KN。 三、工作面正规循环生产能力的计算。 W=LShc =1700.83.11.495% =560.73T 式中：W工作面正规循环生产能力，t L工作面平均长度，m S工作面循环进尺，m h工作面设计采高，m 煤的容重，t/m3 c工作面采出率，% 第三节 设备配置 一、工作面采煤、支护、运输设备型号、主要技术参数和数量。 1、采煤机型

9、号及性能： 型 号：MGTY300/700-1.1D 采 高：2.83.5m 电机总功率：700KW 滚筒直径：1800mm 截 深：800 mm 滚筒转速：32.7r/min 机面高度：1548mm 牵引方式：机载交流变频调速，销轨式无链牵引 牵引速度：07.712.8m/min 牵引力：350580KN 减尘方式：内外喷雾 单体最大重量:47T 2、工作面SGZ764/630刮板输送机主要技术特征： 设计长度：170m 输送量：1000t/h 中部槽形式:整体铸焊封底结构 刮板链规格：30108C 刮板链破折负荷：1130KN 装机功率：2315KW 供电电压:1140V 减速器型号:M3

10、RH70E 牵引方式:齿形销排 垂向弯曲：3 水平向弯曲：1 电机布置方式：平行布置 3、SZZ800/200型箱式刮板转载机主要技术特征： 设计长度：35m 运量：1000t/h 功率：200KW 电压：1140V 链速：1.33m/s 圆环链规格:2692C 内槽宽：780mm 溜槽形式：整体焊接车厢结构 紧链方式：闸盘及伸缩机头辅助紧链 4、支护设备：使用ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架，工作面共安装 114架，主要技术特征如下： 支架高度：1800mm3800mm 支架中心距：1500mm 支架宽度：1410mm1580mm 工作阻力：4800KN 初撑力：3944KN 支

11、护强度：0.660.75MPa 额定供液压力:31.4MPa 移架步距:800mm 支架重量:16t 操作方式：手动快速，本架操作 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 一、支护形式 工作面顶板支护选用ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距为1.5米，伸出掩护梁的侧护板，保持支架间隙。上、下端头和两巷超前支护采用液压单体支柱配合型梁架棚支护，超前支护距离均不得小于20m。 二、工作面的支护设计，采用经验公式进行设计。 按最大采高计算： Pt9.8hk=9.83.52.48=658.56Pa 式中：Pt工作面合理的支护强度Pa； h采高，m； 顶板岩石容重，

12、t/m3； k工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为48，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。 ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架的支护强度为：P0=0.75MPa，故P0Pt，所以支架能满足要求。 第二节 工作面顶板控制 一、支护形式 液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距为1.5m，伸出掩护梁的侧护板，保持支架间隙。 二、机道顶板管理 1、泵站压力不底于30MPa，支撑初撑力不低于泵站压力的80%，乳化液浓度为35%。 2、加强支架的检修和保养，对各类阀组要定期检查，对安全阀要定期校验，消灭系统的跑、

13、冒、滴、漏、串等现象，确保支架完好率达95%以上。 3、工作面由于各种原因需停产6小时以上时，工作面要缩小到最小控顶距，如果由于片帮造成端面距大于最小控顶距415mm时，且机道顶板破碎时，应在机道支设单体支柱，带1.2m长型钢梁，每架支架下一根，如有自降现象的支架时，应在主顶梁与前探梁下支设木柱，确保支架接顶可靠。 4、在顶板破碎情况下，采用降低采煤机速度，距采煤机后滚筒46架进行带压擦顶移架，采煤机司机必须同支架工协调一致，防止采煤机滚筒切割前探梁。 第三节 运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制 一、运输顺槽、回风顺槽超前支护 两顺槽超前工作面煤壁不少于20m加强支护，高度不小于1.8m，其中

14、靠近工作面不少于10m采用直径为160mm以上优质圆木梁、型梁、单体液压支柱替换原工字钢棚。架设方法：圆木梁垂直巷道轴线布置，两端各打一根单体柱，中间在圆木梁下顺巷道轴向架两行型梁，在与圆木梁交叉处打上单体柱；后不少于10m（靠近工作面10m外）采用每根工字钢梁下打两根单体液压支柱加强支护，单体柱要与前10m的单体柱成直线。单体柱型号：DZ3.0、DZ3.5，型梁长2.6m。 二、端头支护 工作面两断头支护采用中部支架，支架外侧余出顶板采用圆木梁、型梁、单体液压支架联合支护。型梁要成对顺巷道方向布置，两根梁迈步交替前移。在回风巷侧，如果液压支架外宽度大于2m时，可增加一架液压支架。 三、备用材

15、料的存放地点及管理方法 1、工作面必须有备用坑木（直径160mm以上）。3.5m坑木30根， 3.5m工字钢20根，在距工作面100150m的地方码放整齐，但不得影响行车、行人。 2、距工作面50100m左右的地方须备有单体液压支柱20根。 3、随工作面的推移，备用材料应及时前移，保证在上述范围内，备用材料仅作为工作面异常情况时使用，不得另做它用。 第四章 通风与安全监控 一、通风安全监控系统 本矿为低瓦斯矿井，本采区和本工作面亦为低瓦斯区域，工作面采用的是独立U形通风系统，故按照规定在工作面回风侧上偶角、工作面回风巷距工作面小于等于10m处、工作面回风巷距回风口1015m之间分别安装甲烷传感

16、器，各传感器与矿井安全监控系统相连，实现对本工作面的瓦斯实时监控，确保安全生产。甲烷传感器悬挂要求：距巷道顶板不大于200mm，距煤帮不得小于300mm。 二、工作面风量计算 1、按工作面同时工作最多人数计算： Q采=4N m3/min =445 =180m3/min 式中 N采煤工作面同时工作最多人数 4每人每分钟的供风量不得少于4 m3/min 2、按工作面绝对瓦斯涌出量计算(按比瓦斯涌出量大的CO2涌出量计算)： Q采= 100q采K采 =1005.041.6 =806m3/min 式中Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min q采采煤工作面瓦斯（CO2）绝对涌出量，m3/min K采工

17、作面瓦斯涌出不均匀系数，通常机采1.21.6，取1.6。 3、按工作面温度计算： 长壁采煤工作面实际需要风量按下式计算： Q=60V采S采 =601.311.4 =889m3/min Q采-采煤工作面实际需要风量，m3/min V采采煤工作面风速，m/s S采-采煤工作面有效断面积，m2 风速与空气温度关系 空气温度/（） 适宜风速(m/s) 15 0.30.5 15-20 0.51.0 20-22 1.01.2 22-24 1.21.5 24-26 1.52.0 4.按风速验算： a. 按最低风速验算： 采煤工作面最低风量Q采=15 S采 =1511.4 =171 m3/min 式中 Q采采

18、煤工作面最低风量，m3/min S采采煤工作面有效断面积，m2 15采煤工作面最低风速0.2560=15 m3/min b. 按最高风速验算： 采煤工作面最大风量Q采=240S采 =24011.4 =2736 m3/min 式中 Q采采煤工作面最大风量，m3/min S采采煤工作面有效断面积，11.4m2 240采煤工作面最高风速460=240 m3/min 通过以上计算，按温度计算的风量为最大，故取按温度计算的风量889m3/min做为本工作面的配风量。 第五章 生产系统 一、运输系统 1、运煤： 2103工作面2103运输顺槽一采区运输巷北翼运输大巷北翼转载斜巷北翼四部皮带运输巷上仓皮带斜

19、巷主斜井皮带栈桥地面煤场。 2、运料： 地面料场副斜井井底车场578大巷北翼轨道联络斜巷 北翼回风大巷一采区回风巷2103回风顺槽2103工作面 二、通风系统 1、进风流： 副斜井、主斜井、行人斜井578大巷北翼皮带巷、辅助进风巷一采区运输巷2103运输顺槽2103工作面 2、回风流： 2103工作面2103回风顺槽一采区回风巷北翼总回风巷回风井地面 三、供电系统（见供电系统图） 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 劳动组织形式：综合工种与专业工种相结合，分段追机作业。 劳 动 组 织 表 序号 工 种 班 次 合计 一班 二班 三班 1 跟班队长 1 1 1 3 2 班长

20、2 2 2 6 3 验收员 1 1 1 3 4 支架工 10 10 10 30 5 采煤机司机 2 2 2 6 6 出口工 8 8 8 24 7 运输司机 2 2 2 6 8 转载司机 1 1 1 3 9 皮带司机 1 1 1 3 10 机修工 6 2 2 10 11 电 工 5 1 1 7 12 经管员 1 1 13 材料工 1 1 14 队领导 4 4 15 合计 45 31 31 107 第二节 作业循环 一、循环方式：每进行一次割煤、移架、推溜即割一刀煤为一个循环，循环进度为800mm，生产班每班完成3个循环；检修班完成一循环，每日7个循环，日进度5.6m。 二、作业形式：两班生产，一

21、班检修(要求检修班割一刀煤试车)。 第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标表 序号 项目 单位 指标 备注 1 工作面走向 m 1565 2 工作面长度 m 170 3 采高 m 3.1 4 回采率 % 95 5 循环进度 m 0.8 6 产量 t 560.73 7 日循环 个 7 8 正规循环率 % 80 9 日进度 m 5.6 10 日产量 t 3925.1 11 月产量 万t 10.21 第七章 安全技术措施 一、生产安全技术措施 1、生产前，工作面的各个生产系统必须完全形成，并能正常使用。 2、生产前必须严格按照“设备完好标准”对工作面及两顺槽机运设备逐个进行检查，发现问题及时处理

22、。 3、“一通三防”、“综合防尘”设施齐全，并符合安全规程及上级有关规定要求。 4、回收工字钢、木料等材料，采用人工、机械相结合。单体支柱采用远距离卸载，机械回料人员应撤至没有断绳、甩钩头、掉顶伤人等危险的安全地点。 5、必须进行职工安全培训，考试合格方可上岗。 二、初采、初放及初次来压期间安全措施 1、及时调整工作面，使支架跟顶，并将工作面顺平、顺直。 2、工作面采用最小控顶距控制顶板，将采高控制在3m。 3、采空区顶板冒落不及时，推溜时，支架将“向后坐”，此时，应增加推移千斤顶数量，或打单体柱帮助前移，同时，将推溜支架升紧，增加支架摩擦阻力。 4、随工作面推进，将两巷中的超前支护及原支护及

23、时撤至与支架切顶线平齐。 5、将工作面支架排成一条直线，并调整支架顶梁，使其平整接顶，空顶处用半圆木接实。 6、工作面应加强上、下端头支护。 7、三班必须有队长或副队长跟班，矿安检科必须安排有经验的安全员现场把关，直至初采、初放结束。 8、对两顺槽出口及超前支护区域，要加强支护，确保安全出口畅通。 9、煤机割煤后要及时移架，出现片帮时要及时超前移架，并采用“带压擦顶”移架。 10、移完超前架，片帮处仍有空顶时，要及时架棚处理。 11、采高控制在33.5m之间，保证支架形成一条直线，间距均匀。否则要及时调整。 12、保证乳化泵站供液压力在30Mpa以上，支架及供液系统完好。 三、矿压观测 1、矿

24、压观测目的：了解顶板活动规律，指导安全生产。 2、矿压观测内容：工作面顶板压力、巷道变形观测。 3、矿压观测方法及仪器 （1）巷道变形观测:在两巷距工作面100m处各设一观测站，在观测站断面内顶、底板对应打孔埋设钢筋基点，孔深1.5m，钢筋直径16mm，用水泥或树枝锚固剂锚固。基点埋设完毕后，记录初始数据，以后每天观测一次并做好记录。当工作面推到基点观测结束。 （2）工作面顶板压力观测：根据情况及仪表数量，可在工作面布置35条测线。设3条测线时，分别在距两巷帮15m处及中间的支架上安装电子矿压观测仪。3条以上观测线时，分别在距两巷帮15m处及其间等距均布安装电子矿压观测仪。观测人员每日采集数据

25、，并进行加工处理，根据观察数据进行来压预报。 （3）使用YHY60矿用本安型数字压力计。 4、矿压观测期限：从工作面初采开始，到经过两次以上周期来压并取得有效代表性数据，摸清本工作面矿压规律为止。 四、落煤措施 1、采煤机司机要严格执行操作规程，遵守岗位责任制，坚持持证上岗。 2、割煤前要认真检查煤机的各部件，确保齐全、完好，符合要求，并空载运行3-5分钟，确认无问题后，方可操作运行。 3、开机前，必须先发信号，确认煤机上、下5m范围内，除煤机司机外，无其他人方可开机。否则不得开机运行。 4、割煤时，司机应该站在安全地点，防止片帮和滚筒甩出的煤矸伤人。 5、必须做到割直煤壁，割平顶、底板，采高

26、符合作业规程要求，严禁割顶板、顶梁和铲煤板。 6、煤机司机应该有工人协同作业，严禁单人操作，司机要随时注意顶板、煤壁及运输机运转情况，发现意外情况时，应及时停机进行处理，停机时要将采煤机、刮板运输机闭锁，防止误操作。 7、开机前首先打开喷雾冷却系统，禁止无水割煤，采煤机运转时，无论何种情况，需要返刀时，都要及时发出信号，严禁突然返刀。 8、割煤时采煤机上、下5m范围内不准行人和作业，斜切进刀要有足够长度，以前滚筒为准，不得小于25m。 9、采煤机行至上、下出口2m时，需要降低牵引速度至1.0m/min，采煤机正常的行走速度要与推溜、移架速度保持一致，防止空顶时间过长发生冒顶事故。 10、煤机割

27、完煤后或检修时，要停在顶板完整、支架完好、无淋水地点，并将各种手把打至零位或断电位置，加以闭锁，否则不得检修或离开岗位。 五、移架措施 1、移架前必须对支架各部位（特别是容易出故障的部位）进行认真检查，发现问题及时处理。 2、坚持按线移架，确保支架一条直线，升柱后持续供液3-5秒，使初撑力达到额定支护强度的80%。 3、移架时，立柱不能降的太多，一般不得超过200mm。当顶板压力过大破碎时，必须使用单体辅助支撑“带压擦顶”移架。 4、采煤机割煤后，要立即采用分段追机移架，距采煤机后滚筒距离控制在3m以上。 5、支架扎底时，可用180mm以上木料或单体柱吊架，严禁用伸缩梁、护帮板卡帮吊架，使用单

28、体要采用远控，并将其用绳或8#铁丝与支架相连。 6、移端头支架时，先移第三架，再移第一架，最后移第二架。 7、移架时，移架工应站在架箱内，面向煤壁操作，禁止脚踩在底板座前，架前方、上、下方不得有任何人作业或停留。 8、冒顶处封顶时候，要先处理不安全隐患，打上临时支护或扶架棚，然后再进行封顶作业，封顶过程中，班长及跟班队长要现场指挥。 六、推移溜子及运输机措施 1、严格执行推溜顺序，不随意分段或两段向中间挤推。 2、推移溜子要滞后煤机滚筒10-15m，以防溜子脱节，严禁出现急转弯，要保持溜子“平直”一条线。 3、推溜时，若遇台阶、矿石推不动时，应进行返刀或人工清理。人工清理时必须有专人监护，必要

29、时进行临时支护。 4、移上、下机头时，必须将机头过度槽处清理干净，以防机头飘起，损坏过度槽。 5、推溜人员应站在支架底座上操作，防止误操作伤人。 6、工作人员不准在溜槽中行走，不准跨越运转中的运输机。 7、溜子运料时必须与集控司机联系，交待清楚并有专门的安全措施。 8、移运输机不准停车推移，但推机头、机尾时必须停溜作业。 七、移转载机、伸缩皮带安全措施 1、移转载机前，应检查机头与皮带机尾的搭接情况，机头必须爬在机尾承载段上。同时注意观察转载机机尾，防止拉过。 2、移转载机时，因支架歪斜或其它原因阻碍机头移动时必须进行处理，禁止硬过。 3、推移转载机时应使两侧的千斤顶推力平衡，避免偏移。移动时

30、，转载机两侧禁止行人、停留和做与移机无关的工作，防止挤伤人员。 4、转载机刮板及螺丝应齐全、紧固，架设要牢固。 5、推移装置连接用26mm圆环链，支杆角度不得超过75，支杆里侧不得有人，监护人员在支杆外侧5m以外的安全地点。 6、当储带仓皮带达到100m时，要及时将多余的皮带抽出。 八、工作面初次来压及周期来压措施 1、割煤时严格按操作规程将顶、底板割平，不留伞檐、台阶。 2、出现片帮时及时超前移架，并采用“带压擦顶”移架，用伸缩梁、护帮板及时支护暴露出的帮、顶。 3、移架速度要快，升架时顶梁接触顶板后要持续供液3-5秒，保证支架初撑力达到额定工作阻力80%。 4、移完超前架，片帮处伸缩梁打开

31、仍有空顶时，要及时架棚处理。 5、保证支架顶梁平整接顶，严禁出现“线接触”、“点接触”，以防支架受力不均造成损坏及采空区顶板压力向煤壁传递。 6、加快工作面推进度。 7、保证乳化液站压力在28-31.5MPa，支架及供液系统完好。 九、移供电专列措施 1、移专列前，先停电专人检查列车前方及两端有无影响推移的障碍物，将电缆、液压管及水管理顺，拔出接地极，解开锁固锚链，吊挂好电缆，并检查好牵拉绞车及钢丝绳的完好情况。 2、拉移时，设专人观察前移情况，发现问题停止前移，及时处理。 3、正常情况下列车要停在顶板完整、无淋水、支护状况较好的地点，否则要提前加强支护及搭雨篷。 4、列车到位后，要将其后部电

32、缆挂好，前边电缆“8”字形盘好，并打好接地极，锁固好移变及开关车。 5、列车到位后，对各电气设备重新检查，确认无误后，方可逐台试机，然后联合试运转。 十、工作面设备防倒、防滑及死架处理措施 （一）采煤机防滑 1、根据该面生产技术条件，选取采机双向割煤方式，以实现对煤层顶板及时支护。 2、采煤机上行割煤时，应按回采工艺流程规定及时移架、推溜，使运输机的弯曲段尽量靠近采煤机。 3、上行割煤停机时，上、下滚筒全部落地，下行割煤时，滚筒应切入煤壁后再停机，并尽量停靠在坡度相对较小地段。 4、采煤机下行割煤时，工作面各组人员应使电缆夹余长从工作面中部馈头处向下折叠，以达到采煤机下行割煤时向上反向牵引电缆

33、夹控制其下滑的目的。 5、加强采煤机牵引部、行走部及液压制动装置和运输机销排固定情况的检查维护，确保运行平稳，制动可靠。 6、采煤机上行割煤或停机时，如果有防滑装置必须将其放下。 （二）运输机防滑 1、根据工作面煤层倾角变化及设备状况及时调整伪斜推采角度。 2、利用工作面运输机配用的锚固装置或2-4根单体液压柱对运输机的机头、机尾进行固定，以防止运输机下窜引起支架倒滑，同时防止液压支架下滑。 3、工作面支架尾部下调，使推拉杆给运输机一个向上的分力，以发挥其对运输机指导作用。 4、一旦出现下滑趋势，除增加工作面伪斜角度外，推溜顺序改为从下往上逐架进行。 （三）支架防倒 1、工作面适度伪斜推采，防

34、止运输机下窜引起支架倒滑，同时最大限度发挥运输机对支架的制导作用。 2、移架应按照上行移架的顺序，其中下端头3架按照3-1-2顺序移架，上端头3架按照下端头移架顺序操作。 3、严格执行液压支架操作规定，及时调整好支撑状态不符合要求的液压支架。 4、移架应带压前移，一次到位，初撑力达到规定要求，严禁大幅度降架移架。 5、移架过程中，应正确使用支架侧护板及架间防倒防滑装置，调整支架的侧倾、走斜状态。 6、及时处理好煤壁片帮及局部顶板冒落，严防因冒落区扩大而引起支架失稳，发生支架倾倒事故。 7、加强工作面质量管理，煤壁、运输机、支架成直线，顶底板平整，支架支撑状况良好。 8、升架前要将下侧护板伸出，

35、使支架垂直顶板，然后升架并使用相邻架侧护板对齐。 9、发现支架有倒、咬、歪现象时，要立即处理。 10、工作面处理死架时，采用人工卧底或放炮卧底的方法落架。 十一、防治水专项措施 1、工作面所有人员要时刻提高警惕，一旦发现有突（出）水征兆（如：顶板淋水增加、压力异常、出现雾气、空气变冷、工作面架间或下出口有水流出或者流水增大等现象），必须停止作业，向调度室汇报，并按水害避灾路线撤出工作面所有受水威胁地点的人员，待查明出水原因、确认无安全无隐患后，方可恢复生产。 2、工作面运输机司机负责监视转载机机尾处涌水量和水煤淤积变化情况，发现涌水和水煤淤积增大时立即汇报。 3、设专人负责检查、维护排水设备及

36、管路，保证完好。 4、工作面一旦出现突（出）水，工作人员应保持镇定，及时通知所有人员，按避灾路线撤离。 十二、“一通三防”专项措施 （一）通风管理 1、全队职工都要特别重视对瓦斯和一氧化碳的管理，提高防范意识，爱护通风设施，遵守瓦斯管理规定，严禁将通风系统的任何一组风门同时打开。 2、工作面上、下端头支架尾部，要随支架前移及时放顶，如果顶板不易冒落，要用黄泥充填或用编织袋装碎煤矸打临时密闭，以防瓦斯积聚及减少漏风。 3、工作面上隅角风量小，若发现瓦斯易积聚，需在端头处设挡风障以减小涡流，增加风量，冲淡瓦斯。 4、支架必须及时前移，并按要求拉直，如出现错差，其架缝中或架内侧任何一点瓦斯浓度达到1

37、0及其以上时，必须立即停止作业，进行处理。 5、当工作面发生冒顶或片帮而形成空洞，出现局部瓦斯积聚时(即体积大于05m3，瓦斯浓度大于2)，附近20m范围内停止工作，由瓦斯员采取挡风障或利用风筒引入新鲜风进行处理，当瓦斯浓度降至1以下方可从事接顶工作。 (二)瓦斯防治 1、工作面风流中瓦斯浓度大于1时，停止作业；大于15或一氧化碳浓度达到24PPm时，必须切断工作面一切电气设备电源，停止作业，撤出人员。 2、瓦斯探头必须灵敏可靠，瓦斯检查员严禁空班漏检。 3、采煤机割煤时，其上必须设置机载式或便携式瓦斯监测仪，当瓦斯浓度达到1时，必须停机。 (三)防尘措施 1、两顺槽的防尘管路必须齐全，进风顺槽每隔50m设置一个1寸阀门，回风顺槽每隔100m设置一个1寸阀门，保证开启灵活。 2、各运煤转载点及采煤机喷雾必须齐全完好，并随其机械的开启同步开停。 3、工作面移架或割煤时要将上出口处能覆盖全断面的三道水幕打开。 4、两巷每天洒水冲洗一次。 5、各作业地点人员必须佩带防尘口罩，搞好个人保护。 6、加强隔爆水袋的管理和维护，定期检查，避免发生水袋水量不足或掉钩现象，严禁损坏防尘隔爆设施。 (四)防火措施 1、外因火灾防治： (1)各设备、电机附近、皮带机下的浮煤要及时清理，损坏的皮带机托辊要及时更换，避免热量