伪倾斜柔性掩护支架采煤工作面《作业规程》
目 录
第一章 概 述... 1
第一节 井田概况... 1
一、交通位置... 1
二、地形地貌... 1
三、地表水系... 1
四、气象特征... 3
五、地震情况... 4
六、地区经济概况... 4
七、矿区开发简史... 4
八、煤层特征... 5
九、水文地质条件... 5
十、围岩性质及其对采煤的影响... 7
十一、冲击地压对回采的影响... 8
第二章 采煤方法... 8
第一节巷道布置... 8
第二节采煤工艺... 9
第三节设备配置... 24
第三章顶板控制... 25
第一节支护设计... 25
第二节矿压观测... 28
第三章 生产系统... 29
第一节运 输... 29
第二节一通三防... 30
第三节安全监控系统... 33
第四节综合防尘洒水系统... 34
第五节排水系统... 34
第六节 压风系统... 35
第七节 防灭火系统... 35
第八节 通讯联络系统... 36
第九节供电系统... 36
第四章 劳动组织和主要技术经济指标... 36
第一节劳动组织... 36
第二节主要技术经济指标... 37
第六章 煤质管理... 38
二、交接班制度... 46
四、工作面、运输巷、回风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施... 48
五、工作面、运输巷、回风巷支柱(架)初撑力的要求... 50
六、工作面单体液压支柱应采取的防倒柱措施... 50
七、工作面机巷、风巷加强支护的方式、要求... 50
八、防治水安全技术措施... 51
十、采煤工作面在以下情况下不准放炮... 54
十二、轨道上山提升行人安全技术措施... 60
十四、预防瓦斯煤尘爆炸安全技术措施... 62
十五、支护安全技术措施... 63
十六、通风眼、行人上山眼防坠落安全技术措施... 66
十七、刮板机司机安全技术措施... 67
十八、皮带机司机安全技术措施... 68
第八章 灾害应急措施及避灾路线... 70
一、避灾的应急措施及应遵循的基本原则... 70
二、避灾路线... 71
三、工作面避灾路线图(后附)... 72
新疆拜城县苏杭河煤矿位于拜城县城西北50km，在众维煤矿东侧，行政区划属阿克苏地区拜城县铁列克镇管辖。
拜城县属于天山南麓的一个山区县，境内南北两侧为山地，中部为拜城盆地，区内与区外的交通运输均为公路运输，目前已形成了以S307省道为主干道的公路运输网络体系。S307省道向东与G217国道相接，向西与G314国道相接。煤矿位于S307省道(拜城县)以北50km处，从拜城县到铁列克镇约45km为柏油路面公路，由铁列克镇至煤矿约30km为碎石路面公路，距阿克苏市163km，距库车县城116km，距南疆铁路库车站120m，交通方便。
地理座标：东经81°42′00″～81°44′45″;
北纬42°06′45″～42°08′00″。
井田东西长4km，南北宽2.2km，井田面积8.76Km2。
该井田位于天山南麓低山带，地形走向北东—南西，呈向南东倾斜的单面山。总体北高南低，沟谷密布。海拔高程+2000～+2660m，最大比高近600m，一般比高300m，基岩大面积裸露，属强烈切割的中高山区。地形复杂程度为三类。
井田沟谷发育，最大河流台勒曲克河位于井田中部，为长年流水，发源于井田北部，补给源为高山融雪水和泉水，由北向南东流出矿区。后在拜城盆地的南缘汇集到卡普斯浪河，河床坡度为1左右，水流湍急。一般流量为5～10m3/s，历史上最大流量达20.59m3/s，根据气象部门提供的台勒丘克河河流随季节变化情况，该河属高山冰雪融水补给为主的河流，每年3月中旬气温回升，积雪融化，河水流量逐渐变大，至5、6月达平稳
期，6月下旬至8月下旬随着雨季的来临进入洪水期，此时平常流量达6～
10m3/s，9～10月因无降雨因素影响进入平水期，流量达4m3/s，12月—翌年的2月底为枯水期，水量较小，历史上最小流量仅0.45m3/s。水质类型为HCO3—·SO4=·Cl——Ca++·Na+·Mg++型水，矿化度0.7g/l，总硬度为16.86德国度，PH值为7.5，水质较好，可以做为煤矿的饮用水水源。其它沟谷因汇水域小，海拔较低，缺乏持续的补给水源，多为季节性水流，河床坡度在5°左右，一般流量为0～0.3m3/s，流量随季节变化影响，时常断流，由北向南以季节水流或潜流汇入台勒曲克河。
该矿区属于大陆性气候，气候干燥，降雨量少，蒸发量大，晴多阴少、日照长，气候变化剧烈，冬、夏两季较长，春、秋较短。冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差较大，历年平均气温约6～7℃。年最高气温为37.4℃，年最低气温为-32℃，蒸发量受气温控制，夏秋两季大，冬春两季小。蒸发量最大在5～8月间，月蒸发量不均一，年平均降水量94.9mm，年平均总蒸发量2125.8mm，蒸发量是降水量的15倍左右。全年日照达1564小时，无霜期为167天，每年的12月到翌年的3月为冰冻期，最大冻土深1m，春季多北风。风向以西北向为主，次为东南向，平均风速1m/s左右。6～8月间为雨季，有暴雨降落，造成山洪爆发。此间降水量约占全年降水量的60%，降雪主要在11月初至翌年2月，矿区内无常年积雪。另外，灾害性的天气有风灾、冰雹和沙尘暴等。
根据《中国地震动参数区划图》(GB18306—2001)，该区地震动峰值加速度为0.15g，地震动反应谱特征周期为0.45s。对应的地震基本烈度为Ⅶ度。
拜城县是一个以农牧业为主的农业县，工业以煤炭开采业和煤炭炼焦业为主，全县年产原煤1.50Mt左右，生产焦炭0.50Mt左右，县水泥厂生产普通水泥0.20Mt左右，除此之外全县再无其它上规模工业。全县人口20万左右，以维吾尔族农牧民为主。农业种植的粮食作物以小麦、玉m为主，经济作物以棉花为主，油料作物有油菜、葵花。全县电力供应依靠位于本县铁列克镇的铁列克火力发电电厂供给。
井田内无常住居民，矿区内无人烟，其附近也人烟稀少，所居住的人口均为维吾尔族农牧民，以农业种植和放牧为生，经济相对落后，生活较为贫穷，日常的生活用品从铁列克镇和拜城县城供给。
该煤矿内水源可以自行解决，电源由铁列克火力发电厂供给。
井田内有多处小窑开采痕迹，均已废弃。无生产井，现有一个基建井(现平硐)，位于井田5勘探线的台勒曲克河北岸，井口标高+2043m。
1、煤层情况
Ⅳ13煤层厚度变化不大，自西向东，地表上出露的最小厚度为1.46m，最大厚度为3.76m，平均煤厚为2.64m，煤层厚度变化系数为7%;深部出露的最小厚度为0.71m，最大厚度为6.24m，平均煤厚为2.80m，煤层厚度变异系数为16%。沿走向上(自西向东)Ⅳ13煤层厚度总体上有变厚的趋势。从+2200m水平、2250m水平两巷道来看，此范围已经探明煤层无夹矸。
总之Ⅳ13煤层属结构较简单，全区大部可采较稳定煤层。
2、煤层顶、底板情况
3、煤层变化及煤质情况
煤层东西走向上分布均匀，结构较为简单，结构简单，煤层顶板为粗砂岩，底板为细砂岩。该煤层以黑色为主，条呈灰黑色，弱玻璃光泽，节理和裂隙较发育。
1、地质构造
井田位于天山南麓低山带，地形走向北东—南西，呈向南东倾斜的单面山。总体北高南低，沟谷密布。海拔高程+2000～+2660m，最大比高近600m，一般比高300m，基岩大面积裸露，属强烈切割的中高山区。地形复杂程度为三类。
2、水文地质概况
井田内沟谷发育，最大河流台勒曲克河位于井田中部，为常年流水，发源于井田外北部，补给源为高山融雪水，由北向南东流出矿区。在拜城盆地的南缘汇集到卡普斯浪河，河床坡度为1°左右，水流湍急。一般流量为5～10m3/s，历史上最大流量达20.59m3/s，根据水文部门提供的台勒曲克河河流随季节变化情况(见表1-3-3)。该河属高山冰雪融水补给为主的河流，每年3月中旬气温回升，积雪融化，河水流量逐渐变大，至5、6月达平稳期，6月下旬至8月下旬随着雨季的来临进入洪水期，此时平常流量达6～10m3/s，9·10月因无降雨因素影响进入贫水期，流量达4m3/s，12月～翌年的2月底为枯水期，水量较小，历史上最小流量仅0.45m3/s。
拜城县台勒曲克河近几年月平均流量统计表
水质类型为HCO3-·SO42-—Ca2+·Mg2+型水，矿化度0.7g/l，总硬度为16.86德国度，PH值为7.5，水质较好，可以做为煤矿的饮用水水源。其它沟谷因汇水域小，海拔较低，缺乏持续的补给水源，多为季节性水流，河床坡度在5°左右，一般流量为0～0.3m3/s，流量随季节变化影响，时常断流，由北向南以季节水流或潜流汇入台勒曲克河。
Ⅳ13煤层为弱含水煤层，水文地质条件简单。煤层含水层主要由地表通过顶底板渗入，渗入比较缓慢。该煤层地层构造裂隙不发育，无大断层或裂隙带，地层水渗入比较缓慢。但地层中所含岩层为泥岩、细、粉砂岩都具有良好的渗水性。
煤层顶底板未发现强含水层存在，多以富水性弱的含水层为主，地层孔隙、裂隙不发育，地层所含岩层隔水性好。巷道内只有局部有淋水现象，且淋水量不大，井下水主要是由地表裂隙和孔隙渗入的。
3、煤层瓦斯、煤尘煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸性
据瓦斯测试成果可知，Ⅳ13煤层CH4含量在0.706～1.255ml/g.r之间，CO2含量在0.046～0.062ml/g.r之间.
根据地质报告，井田内各煤层均为易自燃煤层。煤层煤尘具有爆炸危险性，回采作业过程中必须加强井下机电设备管理和通风管理，以及回采时爆破作业的操作方法至关重要。
直接顶：为灰色的粉砂岩，层理和节理都较发育。
老 顶：为深灰色粗砂岩，结构完整，节理层理不发育，裂隙不发育。
直接底：灰色粉砂岩，节理发育，遇水变软，较易垮落。
老 底：为深灰色细砂岩，结构较完整，节理裂隙不发育。
Ⅳ13煤层顶底板较为破碎，节理裂隙发育。在开采过程中，直接顶和底板会随开采冒落。所以，要加强采面顶底板管理工作。
该煤层地质构造简单，煤层结构稳定，无明显冲击地压，但该煤层顶底板比较破碎，岩层随着开采过程较易脱落。采面回采时较易出现片帮和冒顶现象，对回采安全工作会造成很大的影响。其次，由于井田内地层的特殊赋存状态(属急倾斜60—63度)，采面开采完后，较易发生冲击地压。
开采前，采区相应位置地表附近应建立标志，防止人员进入采区范围内。
采煤方法
一、采煤方法的选择：伪倾斜柔性掩护支架采煤法。
二、选择的依据：根据《苏杭河煤矿地质说明》中有关煤层赋存特征、工作面参数及以往经验和现有的技术装备水平。
巷道布置
一、采区巷道布置及设备配备情况
+2200m——2250mⅣ13煤层柔性掩护支架采煤工作面沿煤层走向布置+2250mⅣ13煤层回风巷，长度为326m，沿+2200m水平走向布置运输巷道，长度为446m，开切眼布置在采面西边界斜长为106m。
该面主要使用SGB420/30A型刮板输送机2台、650式皮带机1部，煤电钻、乳化液泵站等设施。
二、工作面主要巷道的断面、支护方式、位置及用途(见表-1)
主要巷道布置概况一览表
采煤工艺
一、采煤工艺
工作面伪倾斜柔性掩护支架下打眼、装药、放炮落煤→人工攉煤至自滑溜槽→刮板输送机运煤→人工支护→采空区处理(回柱放顶)。
二、采高、循环方式及循环进度
(一)采高的确定：工作面阶段高度为50m。
(二)循环方式：采用正规循环(每三班一循环)。
(三)循环进度：循环进度为1.1m。
三、落煤、装煤、运煤及顶板管理方式
(一)落煤方式：放炮落煤。
(二)装煤方式：人工攉煤至自滑溜槽。
(三)运煤方式：运输巷前后采用2部刮板输送机和1台皮带机将工作面的煤运至矿井出煤系统。
(具体详见该采煤工作面设备布置示意图)
(四)顶板管理方式：全部垮落法。
四、支架下放方式及要求
(一)支架下放
1、当支架安装压实茬长度在15—30 m之间时可进行初次下放架子，在架尾下放溜煤眼上方之前，架尾保持3.0～5.0m的平架子，允许上翘角度不得超过15°，架尾至少保留3个眼，且不能同时出煤，确保一个小眼口管理完好，余煤清理干净，供通风和上下人使用。小眼上人前，必须联系清楚，确定安全后方可上人。
2、工作面初次下放时，开切眼眼口作业人员必须佩带保险带，且小眼支护牢固。
3、架子正常推进时，工作面伪倾角保持在25°～30°之间，不得超过30°。架子仰角保持在不大于煤层法线方向的5°。
4、架子下放过程中，经常检查螺栓的拧紧度，发现松动及时拧紧或更换螺拴。
5、工作面地沟高度在1.2～1.6m之间，地沟顶板侧打一行单体液压支柱，沿走向间距不超过2.5m。
6、架子初次下放过程中，每个小眼内必须设置完好的扶手绳。放炮后，工作面出煤完毕后，工作面支架下及点柱后严禁存有大块危煤活矸。
(二)支架的调整
1、架子如出现局部悬空时，应及时调整掩护支架角度或临时支撑管理，调整时采用长柄工具或放炮处理，严禁人员在悬空处下方用风镐或手镐、短铲等处理，以防窜矸、片帮或支架大面积下沉伤人。架子伪倾角大于34°时，应根据现场实际情况及时放炮调整处理。
2、架子刮顶板矸子超过300mm以上时，顶板挂矸段支柱间距可增大到3.0～4.0m，并在刮矸段顶板侧打矸子眼，落顶板侧掩护支架;架子挂底板，在底板侧打矸子眼，落底板侧掩护支架，但应防止顶、底板窜漏矸伤人。
3、掩护支架顶、底板侧出现扭斜时，可采取以下方法进行调整：
(1)支架安装时上肢超前或滞后下肢0.2m。
(2)在支架滞后一侧，打眼超过架边100～150mm，并打在一个面上，进行放炮处理。
(3)架料上肢单体液压支柱升压或下肢单体液压支柱卸压，以减少滞后一侧支架与底板的摩擦力。
4、架子仰角偏大必须及时支设底板抗山支柱。
(1)顶板侧支柱加压落支架下肢时，与落架操作无关的人员都必须撤至安全地点，操作人员必须密切注意顶板片帮、窜矸等情况及支架下落速度，并及时躲避，同时紧跟其后，必须有人在煤帮找好柱窝(深度为50～100mm)，人工预支好底板抗山支柱;支架调整符合规定后，该处底板抗山支柱允许拆除。
(2)工作面架脚悬空高度超过1.0m、支架仰角超过规定且连续长度超过1.0m、支架打皱长度超过1.0m，在支架下肢处必须支设底板抗山支柱，其间距不超过3.0m，该处底板抗山支柱不得拆除。
(3)底板抗山支柱要支设在架内压板一下，底板抗山支柱必须拴防倒绳(用10#以上钢丝绳)与支架连接牢固，以防下滑伤人。
(4)抗山支柱采用单体液压支柱支设，不能用枕木、圆木代替。
(5)底板抗山支柱长度不得小于1.0m。
(三)架头平架段及斜架管理
1、架头平架段浮煤杂物必须经常清理，确保断面符合要求。平架段支架正规可靠，顶板完好无裂缝，支架不淌漏或出现空帮现象。
2、上隅角顶板暴露处必须采用老料、大木板等背实，防止大块煤矸窜下伤人。
3、人员进入斜架工作面时，必须先检查支架内点柱及顶、底板情况，发现问题及时处理。
4、架下设置牢固的扶手绳(规格：直径不小于15mm的棕绳)，方便上下人使用。
5、打眼前必须将支柱和搪瓷溜槽拴牢在架料上，相邻两支柱间距不大于3.0m，采空区小眼眼附近两支柱间距在0.5～0.8m之间。如支柱损坏或缺少，应及时更换或增补，歪倒的支柱及时扶正并与支架打上劲。
6、架下的单体液压支柱必须用双股10#钢丝绳及5分尼龙绳或直径不小于15mm的棕绳拴牢在架料上。
(四)架尾管理
1、在架尾与机巷留设保护煤柱时：
(1)架尾平架长度为不多于5个眼位的长度，不小于3个眼位的长度，机巷上方煤皮厚度为≥5m。拆架子时，如煤皮厚度小于1.5m时严禁下卧打回头炮。
(2)架尾煤厚度如遇刮矸或运输巷道压力大时可适当增大，增大高度可根据实际情况确定，但超过8m时必须与矿总工程师联系，采取措施后再施工。
(3)拆架尾平架子茬口距离不小于2.5m，架尾最后一个上风眼与尾架距离不大于6.0m。架尾地沟扩大到两侧钢丝绳位置段沿走向长度不大于10m，地沟高度不低于1.2m，顶板侧沿走向必须打一行单体支柱，支柱间距为1.0～1.5m，底板侧可视情况打支柱地沟保持畅通无阻，小眼保持完好。
(4)支架下出煤过程中，迎头出煤人员用长柄工具找落顶板侧大块煤矸时，必须站在后方单体护身柱后(单体要安设牢固可靠)，若顶板悬空过高、煤矸过大时，必须设护身挡板(宽200mm，厚度不小于50mm的木板)，其他人员必须躲至下方单体后(不得小于5.0m)，确保安全。
(5)架尾落平后，运输巷以上5.0m(煤柱厚度)范围内只允许放松动炮结合手(风)镐落煤，但松动炮的最小抵抗线不得少于0.5m。
(6)掩护支架管理好后，运输巷道方可回收工字钢支架，架尾回棚回收工字钢支架必须逐棚进行。
(7)工作面通风小眼口以里的工字钢支架及物料必须及时回收。
(8)为防止工作面扒煤时飞煤、矸伤及运输巷道及架尾施工人员，在下拐点(出煤口)及运输巷道行人侧，用废旧皮带配合木板进行封闭处理，具体方法：①在溜煤眼口(1.0～1.5m处)与架尾之间用长度不得小于1.5m旧皮带进行悬挂，宽度不得小于1.2m，皮带与支架之间用8#双股以上铁丝连接，绑扎牢固可靠。皮带外侧用规格：1.5×0.2×0.03m木板覆盖。②在运输巷行人侧(运输巷内距煤层底板侧1.0～1.5m处，液压支柱内侧)用长度不得小于1.5m的旧皮带封堵，封堵长度不得小于5.0m。皮带外侧用同样规格大板覆盖。③溜煤眼口处必须形成“L”型封闭严实状态，杜绝出现裂隙。
(9)运输巷道回撤刮板机后，由外向里清理顶、底帮，回采完毕的溜煤眼口必须用木板等支护材料进行蓬盖，防止人员在运输巷道工作时，由于溜煤眼口管理不到位掉煤(矸石)砸到运输巷道作业人员，同时每班拆架人员要观察运输巷道顶板及其回采完毕的溜煤小眼防止掉落矸石伤人。
(10)架尾(下拐点以里)长度为3.0～6.0m，拆架迎头用虚煤充实，不得悬空。
(11)绞车开关灵敏，开停可靠;司机持证上岗，操作时精力集中，确保停、开、倒车准确、及时。
(12)拆架、回柱不得少于两人作业，设专人观察顶板及支护情况，发现问题及时处理;在保证安全的前提下，可采用回柱绞车拉架料拆架子;架子须用钢丝绳头固定，同时使用“S”钩与绞车钢丝绳连接。
(13)拆架架尾必须悬挂瓦斯便携仪，切断难以拆卸的螺栓时要先测气，在瓦斯浓度<0.8%时方可进行作业;拆卸前，要先打点柱管理架尾，管理好后再拆卸螺栓。
(14)人员进入拆架迎头人工拉架或拴链头时，必须首先观察采空区口及迎头支护情况，如发现问题，应采取“敲帮问顶”或打点柱加固等措施处理，只有在确认没有来压、支架失稳等安全威胁时，方可进入迎头拴链头、拉料。
(15)机尾20m范围内的物料及时运走，及时清理浮煤，保证退路的畅通。
(16)在施工中须根据现场情况及时对上述措施进行调整并补充完善。
(17)为减少工作面压力，必须在工作面运输巷道超前20m进行打超前支护，防止工作面来压造成不必要的麻烦。超前支护为一梁三柱，间排距为1000mm。
五)、掩护支架工作面遇特殊问题的处理
掩护支架工作面所遇到的特殊问题主要有：遇断层、煤层厚度变化、过小眼、联巷、老巷、工作面出现断绳现象、水害问题、窜矸问题、支架挂顶、啃底、悬空等问题。
(1)支架扭斜
支架下放时产生扭斜是因为经过多次放架，钢丝绳受力被拉伸，连接钢梁的螺丝、绳卡松动，没有及时检查拧紧，至使架子向伪斜面下滑集中或拉稀，因此，必须加强支架安装质量，施工时必须派人对支架上的螺丝、绳卡定期检查，发现松动及时拧紧。
(2)窜矸问题
主要是因为顶板破碎，特别是巷道与工作面交接处顶板暴露面积大，时间长或煤层变厚，煤质松软而流掉，使支架与顶板间隙过大而产生，遇此情况可利用木板或其他材料，打上斜撑保护顶板或做成假顶防止窜矸。
(3)支架挂顶、啃底、悬空问题
若煤层变薄或底板煤较硬又未采完，至使支架倾角度，这时要破底板下放，否则支架达到最大可调范围仍要挂顶，若煤层倾角变小，煤质变软，支架更应该紧贴顶板下放，否则容易啃底。遇至此类情况时，必须根据煤层变化具体情况挑顶或破底，并打上一定数量的顶子来帮助放架，使支架恢复正常状态。
在工作面与巷道交接处容易发生支架悬空，这时钢丝绳张力最大，要适当利用补顶柱来帮助支架下放，减少钢丝绳张力。
(4)断绳问题
由于操作管理不当，支架下放时产生褶皱，钢丝绳受张力过大或因绳卡松脱，受冲击力不均造成断绳、脱绳，以至发生断绳，发生断绳后必须及时用8米—10米长的钢丝绳，用8个—12个绳卡将断绳两端联结上，绳卡必须拧紧，钢丝绳搭接长度不少于4米。若因断绳而造成架子拉稀程度过大，必须在拉稀处补充架子或其他材料进行封顶，防止漏塘、窜矸。
(5)支架过巷道
支架下放至小眼联络巷时，在溜煤眼位置架盘木造人工小眼，保证溜煤系统完好，同时在人行靠联络巷侧打好木垛，保证通风系统，过巷道必须编制专门措施报批实行。支架下放至架子伪斜工作面平行巷时，必须先将巷道全部进行加固，并用板皮背好帮顶，然后对巷道用煤进行充填严实。架子下放过程中必须逐步将架子工作面伪斜坡度调大(大于巷道坡度即可)，便架子工作面与巷道形成斜交形式，再从下往上逐渐下放支架直至过宽巷道，回完巷道后在逐渐将伪斜工作面坡度调正常状态。
(6)水害问题
掩护支架工作面最忌出现水患，因此如遇水患，可想办法在短期内施工一放水巷进行放水，防止水进工作面。若掩护支架工作回风平巷以上出现水患，必须将水患完全排除后才允许采煤。
(7)采空区瓦斯高的问题
造成采空区瓦斯高的原因主要是采空区形式空洞太大导致瓦斯积聚。出现这种情况必须禁止工作面电煤钻打眼、放炮，先采取瓦斯抽放措施将瓦斯排除降至临界值以下，。为防止采空区瓦斯压入采煤工作面，必须确保架子顶上垫层煤层厚度不小于2米，同时在采煤过程中，严禁掏架子顶上的垫煤层。
(六)落煤方式及架内放炮规定
1、落煤方式
采用爆破落煤。
2、工作面架内放炮规定
爆破工作由经过专门培训、考核合格、并取得安全资格证书的专职爆破工担任，并持证上岗。
爆破作业时，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，放炮前认真清点人数。
爆破时，采用毫秒延期电雷管(铜脚线)，爆破时，采用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药，且必须采用正向装药。爆破时，同一工作面严禁使用两台或两台以上的发爆器进行爆破作业，爆破母线长度不得小于150m。
(七)架外放煤方式
由底板侧进行放煤作业，放架外煤采用长把工具配合手镐、铲子进行。工作面斜架内放架外煤时，放煤前必须在放煤口上下端沿倾斜方向打上不少于2根牢固可靠的单体液压支柱，同时该段支柱必须缩小间距，间距为0.5～0.8m，以防止支架突然下落伤人。放煤时，人员必须站在安全地点(放煤点斜上方)进行作业，放煤时人员的头、身体和四肢严禁进入采空区。工作面只准安一组人员进行放煤作业，由下向上逐次进行，一轮放完后方可进行下一轮的放煤作业。放煤见矸后要及时停止，并将放煤口管理好，严禁将煤与矸石混出。用木板、笆片等将放煤口背实、管理好。工作面正常出煤时，严禁人员进行放架外煤作业。
(八)支架的拆除方式
1、拆架子前准备工作
施工人员进入拆架子工作地点前，必须首先检查施工地点支护是否完好，架子两侧是否管理好，工作地点高度是否在1.2m～1.5m之间(架尾靠近采空区侧1.0m范围内的地沟高度应控制在0.5m～0.8m之内，防止采空区内窜矸伤人。若发现问题必须处理好后方可进行拆架工作。
2、拆架子时有关安全技术措施
(1)拆架子前，必须将架尾待拆架子段架子仰角调平，水平度不超过±5°。
(2)拆架子迎头1.5～2.0m范围内的单体液压支柱必须替换成1.0m长的圆木，长度根据现场地沟高度确定。替换成1.0m长的圆木时，应采用废旧胶带输送机皮带对圆木进行保护，防止在拆架子期间，钢丝绳与圆木相互摩擦，损坏支柱。
(3)若待拆架子挂顶底板侧矸石严重，且架子受力较大时，则必须先用风镐进行刷扩，使其充分卸压，不得生拉硬拽。
(4)拆架施工顺序：拆架时，每次可拆除1～3根，拆架料时，边绳叉花卸去螺母沿走向长度不超过1.0m，如架子吊斜滞后侧边绳卸去螺母沿走向长度不超过1.0m，主绳和超前侧边绳卡子一次拆卸不超过3排。若遇到两根架子重叠等特殊情况时，应根据现场实际情况，采用钢锯将重叠处架子的螺丝锯断后方可进行拆除。
(5)拆除的架料可在运输巷架尾采空区5.0m以外的宽敞地点集中堆放，但最多堆放数量不得超过10根，码放最多不得超过2层。
(6)拆下的架料及时运至运输巷宽敞地点堆放整齐，堆放高度不得超过1.0m。
(7)人员在搬运架料时必须精力集中，动作必须协调一致。卸完后的大绳深入架尾小眼内，待每根大绳上的卡子全部卸完后，运至运输巷道并吊挂在宽敞地点。
(8)拆卸螺丝人员必须在架内侧安全地点，必须在迎头设护身点柱，防止迎头矸石冒落窜入架内伤人。
(9)采用5t手拉葫芦拆架子时，拉架料必须注意以下几点：
①施工过程中必须认真仔细检查手拉葫芦的保护设施是否完善可靠，严禁使用无防护设施或防护设施不完善的手拉葫芦。
②手拉葫芦必须固定牢固，且距架尾末端距离在2.5～5.0m以内。
③人员在手拉葫芦拴好架料后及时撤至葫芦生根以外安全地点,此时手拉葫芦前不得有人，防止手拉葫芦断链伤人。
④拉架料时，人员应在葫芦后方操作，严禁人员蹲在或坐在葫芦正下方操作。
(10)机尾滞后6.0m时，必须采用局部通风机进行通风，局部通风机设在进风口以东10m外。
(11)拆架地点以外，必须保持安全出口畅通。
五、钻眼爆破
(一)炮眼布置形式
工作面炮眼布置为双排眼，眼深1.2m，沿工作面伪倾斜方向的间距为1.0m，顶眼距支架上端1.4～1.8m，底眼距架脚1.0～2.1m，炮眼排距不小于0.6m。在煤体较硬时，沿工作面伪倾斜方向的眼间距为0.8m;若架子刮顶、底板侧挂矸子时，沿工作面伪倾斜方向的炮眼间距可缩小至0.6m。(炮眼布置三视图见后附)
(二)爆破说明书
六、回采工艺图
(回采工艺图后附)
一、采面工作制度：
本矿采用三班三运转工作制度，每班工作8小时。采区及回采工作面采用三班回采三班运煤工作制。
二、采区工作面储量、生产能力及服务年限：
1、Ⅳ13煤层储量计算：
(1)、地质储量Q地：
Q地=L×B×E×P
=(345+447)×0.5×57×1.33×2.5=75050吨
式中：L：采煤面走向长：+2250水平345m、+2200水平447m
B-煤层平均厚度2.5m
E-2200-2250倾斜高度57m
P-煤体容重1.33t/m3
(2)、损失量计算：
a、石门保护煤柱损失量Q护煤损:
Q护煤损=L护煤×B×E×P
=(38+48)×0.5×2.5×57×1.33
=8150吨
式中：L护煤-保护煤柱走向长：+2250水平38m、+2200水平48m B-煤层平均厚度2.5m
E-2200-2250倾斜高度57m
b、采区巷道煤柱损失量Q巷煤损
Q巷煤损=L可×B×E×P
Q巷煤损=399×5×2.5×1.33=6633吨
式中：L=--采区可采走向长399m(保护煤柱48米)
B-煤层平均厚度2.5m
F-采区巷道煤柱宽度：分别5m
P-煤体容重1.33t/m3
(3)、可采储量计算Q可：
Q可=Q地- Q护煤损- Q巷煤损
=75050-8150-6633=60267(吨)
(4)、采区回采率C：
C =Q可/Q地×100%
=60267/75050×100%
=80.30%
2、工作面日产、月产：
1)循环产量Qz：
Qz=E×M×F×P×C1
=110×2.5×0.8×1.33×80.30%=235(吨)
班产按照正规循环进度的50%计算
工作面日产量Qd=235×50%×3=352.5吨
每月按照25个工作日计算：
工作面月产量Qm=25Qd=25×352.5=8812.5吨
工作面服务年限:T=Q采/Qm=60267÷8812.5=6.84(月)
式中:
E采-工作面斜长：倾斜高度57米，倾角61°，工作面按伪斜30°布置长度110米，留设5.0米护巷煤柱。
M-煤层水平平均宽度 2.5米
F-循环进度 0.8m
P-容重 1.33吨/立方米
班次 3
C采区回采率 80.30%
Q采= 60267(吨)
设备配置
+2200m水平Ⅳ13煤层回采工作面设备布置详见表。
顶板控制
支护设计
+2200水平—2250m水平Ⅳ13煤伪倾斜柔采工作面支护型式为单体液压支柱配合柔性掩护支架(采用矿用11#工字钢)进行支护，支架采用28.5mm的钢丝绳进行连接。单体液压支柱采用DW12-300/100、DW12-300/100型。
以工作面直接顶载荷的倍数估算老顶的载荷：
P=N•∑h•γ
式中 p——直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2
N——老顶来压与平时来压强度的比值，称增载系数。基本定来压时，通过直接顶传递给支架的作用力，称为基本顶载荷，一般可按直接顶载荷的倍数估算，称为动载系数。基本定来压时的载荷一般不超过平时载荷的2倍，本次计算取2.
γ——顶板岩层容重，2.5t/m3
如果忽略顶板下沉量，
则 ∑h=M/(K-1) (M为采高，K为碎胀系数)
本次计算：采高为工作面实际采高2.0m;
K值一般取刚破碎时的胀碎系数1.25—1.5
则 P= N•∑h•γ=2*M/(K-1)* γ
因而 P=2*(2~4)*M*γ
=(4~8)*M*γ
=8*2.0*2.5
=40KN/m2
(注：上述技术参考1991年3月煤炭工业出版社出版的矿山压力及其控制教材)
根据工作面实际斜长及控顶距推算顶板岩层实际作用力：
PL= P*L*B=40*106*1.8=7632KN
PL：为工作面控顶范围内岩石对支架的作用力，单位KN
L：为工作面斜长，单位m
B：为工作面支架实际控顶距离，单位m
(2)根据工作面实际使用的单体液压支柱实际支撑能力计算：
Rt=KgKzKbKnKaR
=0.99*0.95*0.9*0.8*0.9*300
=182.8KN
式中Rt——支柱实际支撑能力，KN
Kg——支柱工作系数0.99
Kz——支柱增阻系数0.95
Kb——支柱不均匀系数0.9
Kn——采高系数0.8 本次计算工作面采高比为0.8
Kn=H实际/H可采=2.0/2.5=0.8
Ka——倾角系数0.9
R——支柱额定工作阻力，KN 本次计算取300 KN
(注：上述数据参考支柱检验报告，作业规程编制指南，矿山压力学得出)
(3)工作面合理的支柱密度计算：
n=PL/Rt=7632/182.8=41.7根
所以工作面应使用42根单体液压支柱来满足工作面顶板支护。
(4)工作面支柱柱距、排距
柱距、排距：为使采面正规循环作业，拟在工作面靠煤壁侧布置单排支柱，柱距为2.5m，所需的另一排单体由支架腿代替数位r/2
验证：当柱距为2.5m时，每根支柱支撑顶部面积：2.5*(2.2/2)=2.75m2
每根支柱最大能支撑顶板面积为：182.8/40 =4.57 m2>4.5m2
符合工作面支护强度要求。
故该工作面采用DW12-300/100、DW12-300/100型单体液压支柱
柱距为2.5m，配合柔性掩护支架可满足工作面支护强度要求。
矿压观测
一、矿压观测方法:建立严格的采面压力观测制度，有效防止局部或大面积冒顶，以及周期来压造成的危害。
采煤工作面顶板来压及冒落观测方法：
二、在开采期间，严密观测采面内煤层变化情况，发现异常情况，否则必须及时进行处理。
三、开采期间，在打眼或装药时，若听到煤层中发出“咚咚”声，或较大的放炮声，就可确定是顶部来压较大，此时，应停止作业，撤离人员，先进行处理，再进行作业。
四、观察运输巷的支架支护情况，有无顶梁折断或弯曲等现象，查看单体液压支柱有无卸压、损坏及无效支护的现象，否则必须及时补架、换梁或更换支护。也可用专用仪器对单体支柱进行测压试验。
五：检测方法：
(1)利用单体测压仪检测上下端头前、中、后排单体压力，目的为检测其初撑力、工作阻力是否达到要求，最后将数据汇总，并计算出支护质量合格率。
(2)观测方法：每班至少检查一次，在上下端头移架前后均必须进行检测压力。
生产系统
运 输
一、运输方式的确定及运输设备的选择
运输方式：采用2部刮板输送机加皮带机运煤至矿总运系统。
运输设备：刮板输送机、皮带机。
二、运输设备的安装位置及固定方式
安装位置：刮板输送机安装在工作面运输巷道内，沿煤层底帮铺设。
固定方式：刮板输送机机头、机尾按照规定打压柱且打牢，并采用两根链条对刮板输送机机头进行固定，以防歪斜;胶带输送机主机固定在地锚上，并用Φ12.5mm钢丝绳双股拉紧，用U型绳卡子将钢丝绳卡紧，将主机固定。
三、运煤路线和辅助运输路线
(一)运煤系统
+2200m水平Ⅳ13煤层工作面→刮板机→皮带机→刮板机→+2200水平石门→2台SGB420/40A刮板机转载→+2200m水平集中运输巷道→+2043水平—2200m水平集中煤仓→+2043m水平主平硐→皮带机→地面。
(二)运料系统
材料由地面→+2043主平硐→1号轨道上山→+2200m水平车场石门→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道→Ⅳ13煤层收作眼→工作面。
材料由地面→+2043主平硐→1号轨道上山→+2250m水平车场石门→+2250m水平Ⅳ13煤层回风巷道→→工作面。
一通三防
根据+2200m—+2250m水平区段巷道布置情况及采煤方法，该工作面通风系统在主扇全负压下形成完整的全负压通风系统：
(详见工作面通风系统示意图);
根据采区的开拓布置，Ⅳ13煤层现有一个采煤工作面，故采煤工作面为独立通风，无串联、循环风现象，井下风流路线畅通、稳定。在正常生产过程中，为了保证井下风流稳定、通畅、污风排除快等要求。尽量保证通风路线短、减少风阻、排除污风流快及畅通，以保证矿井整个通风系统的稳定和正常为原则。
此次在通风设计的风量设计中，为保证矿井最大风量，以及各工作面用风的可靠性，在设计风量时尽量按最大风量选取。
井下除有一个采煤工作面外，没有其他用风地点。
(一)、采煤工作面需风量
1、按CH4或CO2绝对涌出量计算：
Q采=110×k×q
则：Q采=110×1.33×1.4=186.2 m3/min
式中：Q采-采煤工作面实际需风量m3/min
q采--回采工作面CH4绝对涌出量，q取1.33m3/min进行计算;(依据安全专篇的数据)
k采--采煤工作面CH4涌出不均衡系数取1.4-2.0
2、按工作面温度计算：
Q采=60×V×S×k
则：Q采=60×0.8×2.2×1=105.6 m3/min
式中：V采---允许风速，按工作面最高空气温度15-18℃度计;V为0.5-0.8 m/s，取最大;
S采---采煤工作面平均断面积;S最大为2.2m2;
K----工作面的长度风量系数;工作面长为80-100m时,系数为1.0;
3、按工作面同时作业人数计算：
Q采=4×N m3/min=4×22=88 m3/min
式中：N采---工作面同时作业的最多人数;按采煤方法一般工作面人员作业数量在15-30人;在此取22人
4、按采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量计算：
Q采=25A m3/min=25×11=275m3/min
式中：A---一次0爆破使用的最大炸药量(回采工作面分3-2段进行爆破，一次爆破使用的最大炸药量为11kg)
5、按工作面极限允许风速验算：
《煤矿安全规程》规定采掘工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。
按最低风速验算 Q≥0.25×60×2.2=33m3/min
按最高风速验算 Q≤4×60×2.2=528 m3/min
综合上述比较：
回采期间，式中最大值275m3/min按上5式验算，符合煤矿安全规程规定的Qmin≤Q≤Qmax;即Qmin=33m3/min≤Q=275m3/min≤Qmax=528m3/min所以采煤工作面风量确定为Q采为275m3/min。
说明：由于本采面通风系统简单，无内部漏风和配风不均匀等因素，所以根据以上计算，合计最大所需风量为275m3/min，各用风地点风量符合《规程》要求;可以完全满足采区风量需求。
(图后附)
由地面→+2043水平主平硐→1号轨道上山→+2200m水平绕道车场石门→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道→经过工作面→+2250m水平Ⅳ13煤层回风→+2250m水平矿井总回风→地面;
三、供水防尘系统
水由+2043m主平硐→1号轨道上山→+2250m石门临时水仓→+2250m总回风巷道→+2250m水平Ⅳ13煤层回风巷道→工作面
水由+2043m主平硐→1号轨道上山→+2250m石门临时水仓→通过静压→+2200区段石门车场+→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道→各个转载点喷雾、巷道洒水降尘。
安全监控系统
相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出量：
该工作面为我矿的首采工作面，依据矿井初步设计+2043水平以上为低瓦斯区域。
为了保证工作面的安全生产，必须装备安全监控设备，井下工作人员要正确维护，发现问题及时汇报处理，确保安全监控系统正常发挥作用。
矿井选用KJ90NA监控系统，Ⅳ13煤层采煤工作面安设KJ90F8型分站一台。井下分站应当安装在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道、硐室或平板车上，安装井下分站时，为保证安全监控系统的正常工作，应当采用专用电缆独立供电。
工作面安设瓦斯传感器2台、一氧化碳传感器2台、风速传感器2台、温度传感器2台，其安设位置为：+2200水平运输巷道距离石门口50m以内的巷道顶部;+2250m水平回风巷道工作面至回风巷道10～15m范围内。当瓦斯超限时能发出声光报警，并实现断电器的断电功能，其设定值如下：报警值≥1%CH4，断电值≥1.5%CH4，复电值<1%CH4。
工作面安设断电器1台，当瓦斯浓度≥1.5%时实现断电功能，其断电范围是：整个采煤面，以确保工作面的安全。
工作面上下顺槽安设的各种监控设备应设置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板(顶梁)不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm(甲烷传感器以进气口为准)
综合防尘洒水系统
一、防尘系统
1、防尘系统
从矿井地面消防池内的水，由￠50的铁管沿+2043m水平主平硐压入采煤工作面，然后由￠25的软管进行降尘。此外，在采面两巷道水平每隔30米应安设一个全断面喷雾，在工作面出煤过程中对浮尘进行喷雾洒水降尘。并定期对采区巷道内的煤尘进行冲洗和清扫。尤其放煤口、转载点必须设置喷雾洒水降尘设施，进行灭尘，并加强个人防护。
供水路线
地面水池——+2043m水平主平硐——1号轨道上山—+2250m水平临时水池—静压—+2200m水平石门——+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道——工作面
排水系统
二、排水系统：
由于该巷道回采工作面在山体内，没有地下水，由于降雨可能煤层会出现渗水，根据初步设计及地质资料+2043水平以上无大的涌水量，采用水沟进行排水即可。
排水路线：工作面—+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道——区段石门——1号轨道上山——2043m水平主平硐——地面
一、压风方式：采用空压机供压风。
二、压风设施安装位置及要求：
该工作面的压风由LU160-8型空压机单独供风，空压机安设在+2043水平运输平硐外20米处，选用Ф108mm风管接至+2200m水平区段石门然后选用Ф50风管到工作面。风管布置在靠工作面右帮。供风管距工作面不超过30m、设三通、胶管紧跟工作面。
三、风管连接方式：法兰盘;
四、压风供风路线：空压机→+2043水平运输平硐→1号轨道上山+2200m水平车场→+2200m水平IV13煤层运输巷→工作面
五、压风系统图(见下图)。
相邻采区、相邻煤层、邻近巷道的火区情况：
1. 该工作面为首采工作面，依据《苏杭河煤矿初步设计》规定，Ⅳ13号煤层+2043m水平以上采了两个水平。当年年产0.02Mt左右。开采技术水平较低，常有乱采滥挖不顾矿山服务年限的短期行为。该煤矿自建井至今，坑道内未发生过大规模突水现象，仅有滴水或细脉状水涌出，采用小水沟将水引至坑道处，无专门排水设施，且顶底板未发生底鼓及冒顶现象，也未发生瓦斯爆炸事故。
+2200m水平——2250m水平IV13煤层已探明没有采动，无老窑无采空区。
2.保证水管正常供水，水管的漏水处及时处理。
3.工作面迎头往后50米处，必须悬挂完好的灭火器两台。
4.供水系统：地面消防水池→+2043m水平运输平硐→1号轨道上山→+2200水平IV13煤层运输巷→工作面
为保证工作面和值班人员联系方便;工作面与井口通讯畅通，在采煤工作面两巷安设2部电话随工作面前进向外搬迁，距工作距离不大于50m。(图后附)
供电系统
三、供电系统示意图(见插图)
供电系统：电源由地面→+2043m水平中央变电所→1号轨道上山→+2200m石门→+2220m水平Ⅳ13煤层运输巷道→工作面。
劳动组织和主要技术经济指标
劳动组织
一、作业制度及作业方式的选择
作业制度为：“三·八”制。
作业方式为：三班边采边准备。
二、劳动组织图表(见表)
劳动组织图表
煤质管理
一、提高煤质的措施
支架下放时应适当调整支架仰角，防止刮矸子，遇断层或煤层变薄，刮矸严重时，及时补报措施进行拆架子或跳采。巷道内集中出水点，必须搭雨蓬，避免有水流进入出煤系统。若机巷有水，可在机巷设离心式泵将水排出，严禁流入刮板输送机随煤一起运出。转载点处喷雾要做到有煤尘时开，无煤尘时关。工作面采出的大块矸石必须拣出集中堆放，待回棚时丢入老塘。机尾出煤时，遇矸子应立即停止。风、机巷清理的杂物要装车皮运走，严禁装入刮板机上。检修中剩下的各种配件、器材、杂物一律回收集中上井，不得混入刮板机中。生产过程中产生的可回收支护材料，包括塑料网、板皮、木楔、木盘料、半圆木等能复用的一律回收使用，不能使用的用矿车打运升井集中处理，严禁混入出煤系统中。溜煤眼周围要设置牢固可靠的栅栏，以防其它物品落入溜煤眼中，混入刮板机中。
安全技术措施
(一)一般规定
1、本工作面所有进行操作和指挥的人员都必须经单位组织认真学习和严格贯彻执行本工作面的作业规程、《煤矿安全规程》、所从事工种的操作规程及《生产矿井质量标准化标准》的有关规定。回采前要对全员进行作业规程考试，考试合格后方可上岗作业。
2、各工种的操作人员必须熟知所管辖设备的操作方法、注意事项，了解并掌握设备说明书中的有关规定和要求，做到按章操作、特殊工种持证上岗。所有入井人员必须参加班前会，了解工作面情况和接受任务;下井前必须按要求穿戴齐全劳保用品，进入工作面前按所从事的工作要求携带齐全必备的工具、材料、备品、配件等;到达工作面或工作岗位后必须认真检查作业范围内的环境、帮顶、采空区、瓦斯、支护及其它设施的情况，按规定交接班，妥善处理好不安全隐患和存在的问题。
3、必须按照作业规程和工程规格质量要求进行作业，不许擅自改变操作顺序，对所在岗位的安全和质量工作负责。
4、所有人员必须严格执行“敲帮问顶”制度和“先架后拆”的原则，严禁空顶作业。每班开工前，跟班队长或班长要检查工作面的煤壁、顶板状况及上下安全出口的支护及水文地质情况，发现问题要及时进行处理。作业过程中要随时注意操作对象及环境的变化情况，发现问题必须及时妥善处理。
5、作业中要遵守下列规定
(1)采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
(2)采煤工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度≥0.8%时，必须停止用煤电钻打眼;爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度≥1%时，严禁装药爆破。
(3)采煤工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度≥1.3%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
(4)采煤工作面内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度≥2%时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
6、工作面遇到下列情况必须停止工作，人员撤到安全地点并向矿调度汇报，经处理确认安全后，方准恢复工作。
(1)工作面顶板显著来压，导致严重片帮冒顶;
(2)风量突变，风向改变;
(3)空气突然变热或变冷;
(4)有害气体超限，有异味;
(5)空气湿度和雾气突然增加，顶帮淋水和涌水量突然增大。
7、当本工种工作时将与相邻岗位的作业人员发生干扰，必须事先主动联系，确认不影响他人安全时，方可作业。
8、非所属操作项目的人员，严禁擅自开动、移设他人操作范围的设备、管线、支护等。
9、工作面所有设备要严格执行停送电制度,所有人员严格按要求填写工作面的各种操作记录。
10、工作面所有安全设施必须齐全可靠，使用过程中应确保完好，否则应及时维护或更换。
11、井下使用的新单体液压支柱，使用前工区技术员必须对其进行合格检查并建立台帐，井下新单体或修复后的单体第一次使用必须对其内腔进行排气。
12、在人员经常跨越的运输设备上(包括刮板输送机和带式输送机等)要安设牢固的行人过桥，两侧扶手必须安全可靠，并有专人维护。
13、工作面回采期间，架下作业人员必须佩戴绑腿和护膝等劳动保护用品。
(二)工作面放炮后出煤安全技术措施
1、出煤必须由有经验的人员担任，且不少于2人。
2、任何人严禁在虚煤上爬行。
3、搪瓷溜槽铺设必须牢固可靠，并用12#铁丝相互连接，防止被块煤打掉。
4、出煤时两腿叉开，脚蹬实底站稳，身体前倾，自下而上边出煤，边铺溜槽。
5、大块煤、矸破碎后，方可放入自滑溜槽。
6、出煤时，先出底板侧煤，落支架下肢，后出顶板侧煤，落支架上肢，将支架落至实碴。在出煤、落支架过程中要注意掌握支架上、下肢下落平衡。
7、保持正常完好的地沟，禁止乱扒煤帮，形成无地沟的危险状态。
8、斜架内点柱采用单体液压支柱进行支设。
9、支架下落后必须及时支设点柱控制掩护支架，点柱应支设在煤帮薄弱地点，沿工作面伪倾斜方向间距≤3m。支柱必须用10#钢丝绳固定在支架上肢钢丝绳上，钢丝绳长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，防止脱落造成单体液压支柱下滑。另外，用双股10#铁丝吊挂在支架上，铁丝长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，防止倾倒伤人。
10、架内点柱要退山支设，不得迎山，退山角不大于5°。
11、不准任何人进入未按规定支设点柱地点强行出煤。
12、架内出煤至上拐点时，必须采用单体液压支柱配木板、半圆木等及时支护上拐点顶板暴露处，避免窜煤、矸伤人，但管理的物料不得阻碍支架下落。
13、架下出煤时煤路上严禁有人，严防飞煤、矸伤人，运输巷溜煤眼口5.0m以外安全地点安专人警戒，严禁无关人员进入工作面或在工作面溜煤眼下口逗留。
14、修理或更换自滑溜槽时，必须和上方人员联系好，停止放煤矸，并设好严密的挡板。
15、架内支柱齐全，支设在实碴上，并支上劲，禁止2根以上单体液压支柱同时卸压。
16、人员通过架内时，提前与采煤工联系好，只有在不出煤的情况下，方可通行。
17、加强架下顶板管理，防止滚矸，片矸伤人。
18、斜架下的铲子、手镐和自滑溜槽等在不使用时，必须采用12#铁丝栓在架料上，并且必须栓牢固，防窜伤及下方作业人员。
(三)架子过联巷、小眼等安全技术措施
1、架子过联巷：
(1)斜架子地沟距联巷上方2.0m时，小眼必须舵盘，并用虚煤将联巷填实，支架过顶要完好。架子悬空处及时打点柱支撑，并管理好顶底板。
(2)经常观察工作面情况，发现异常及时处理，防止支架突然下沉伤人。
保证地沟高度不小于1.0m。
2、架子过小眼：
(1)当掩护支架摆过小眼时，应尽可能保证小眼在掩护支架中间稍偏底板侧，放炮落架子前应提前拆防坠网，以防物料堵眼。
(2)经常检查小眼，如发现损坏应及时修复。
(3)小眼进入采空区前必须用老料将其上口漫严。
(4)摆架子过小眼时，小眼上口必须用木料防坠网等盖严，防止人员坠眼，摆架子过小眼，眼口四周打四棵点柱，点柱打在实茬上，并牢固可靠。
(四)工作面斜架分段放炮安全技术措施
根据工作面实际情况，为了合理利用工时，提高单产，防止瓦斯超限，如需采取打伪倾斜溜煤运输巷将斜架分上、下两段打眼放炮出煤时，具体措施执行如下：
1、位置按照我矿技术例会规定执行。
2、工作面上段打眼时下段出煤，下段打眼时，上段出煤;严禁两段同时放炮出煤，必须保证有一段为空架子。
3、伪倾斜溜煤运输巷内并留有一定数量的虚煤，防止风流短路。
4、工作面无论上下哪段放炮，工作面人员都必须全部撤到警戒线以外安全地点。
5、施工过程中严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。
6、斜架子上下两段施工必须保持退路畅通，上段出煤时，须在斜架内设木板、溜槽等挡煤设施，挡板高度不小于0.5m，但不得超过斜架子全断面的1/2，防止大块煤、矸窜到下部伤人，同时人员禁止伪倾斜溜煤运输巷上下，伪倾斜溜煤运输巷上口设置防护铁篦子，防止人员坠落。
7、放炮后出煤时，支柱必须紧跟迎头，斜架分段处必须加密支柱管理，防止支架下放过程中受拉变形损坏，造成架后窜矸伤人。
8、每班班队长必须认真检查伪倾斜溜煤运输巷完好程度，发现伪倾斜溜煤运输巷有损坏处立即组织人员修护，修护完好后方可进行相关作业。
9、伪倾斜溜煤运输巷施工严格执行本规程小眼掘进相关规定。
(五)溜煤小眼及联络平巷施工安全技术措施
1、小眼掘进
(1)小眼正常情况下采用规格为1.0×1.0m的圆木盘支护，圆木盘直径为12～16cm。眼间距为5.0m(中—中)，高5.0m，打眼超过5.0m高时应架设工字钢支架，用木料等背实并安设撑木，支架采用11#矿用工字钢或长3.0～4.0m的18kg/m轻轨配合U型卡子加固。小眼开口时，眼口下方必须设梯子。
(2)施工过程中，眼内若不能钉设梯子时，眼内须有可靠的扶手绳、方便上下人员的耙钉和牢固的脚手板，下口5.0m外安全地点设专人警戒。小眼施工高度超过2.0m时，只准用棕绳拉料，严禁人员站在眼内相互传运料。
(3)小眼开口时，须采用机械通风(5.5kW局扇)，风筒末端距迎头不大于2.0m，局扇设在进风侧，距眼口不小于10m。在未透平巷或斜架前，停头不准停风，如特殊情况下停风，人员应从小眼内撤出。重新上人前，必须先进行有毒有害气体的检测，确定各种有毒有害气体不超限恢复通风，若瓦斯超限，必须按“三级排放”制度规定进行排放瓦斯，经瓦斯检查员检测，确认安全后方可上人。
1、采煤工作面施工人员必须在现场交接班。
2、交接班前，交班跟班队长应将本班的生产情况、安全设施及下班需要注意事项和工具使用情况记录在交接班记录本上或口对口讲清楚。
3、接班跟班队长在接班时应对交班记录或口对情况逐项检查，检查是否与记录或口对情况相符，签字后再发现问题应由接班者负责。
4、交接班时如出现交接不清的问题及时向上级汇报，如若发生影响生产和安全的事故，由肇事者承担一切责任。
5、三小班要互创条件，不给下一班留下任何工作量或事故隐患，否则接班者可不接班。
6、交班前，应搞好环境卫生，经常保持施工地点清洁及物料整齐。
(二)支架的安装及管理要求
1、架料：
(1)支架初次安装期间，班、队长必须在现场协调管理，掌握安全情况。
(2)支架安装前，施工地点余煤、杂物必须清理净，支护维修合格。
(3)支架安装不得少于3人，一人扶支架，另外两人安装卡心板、上螺栓和垫板，钢丝绳卡在两根螺栓之间，用垫板夹住，拧紧螺帽，将掩护支架和钢丝绳连成整体。
(4)每两根架子间安装4块卡心板。
(5)摆架子必须逐根进行，拧螺栓期间，要安专人扶支架，防止支架歪倒伤人。
(6)支架沿顶板摆设，安装时上肢超前下肢0.2m(可以根据地沟内(7)支架吊斜情况，上肢或下肢超前进行适当调整)，每米均匀摆设6根，连结支架和钢丝绳时，要求钢丝绳必须拉紧。
(8)支架架下钢丝绳必须保持完好，采用不少于6个与钢丝绳配套的绳卡子将其卡紧、卡牢，其中5个卡子用于直绳段，间距为500mm左右，一个用于钢丝绳弯回头段，钢丝绳采用两眼板固定在每根架料上。毛头、锈蚀、断丝严重的钢丝绳严禁使用。钢丝绳搭接头必须绷紧，以确保绳卡子受力一致。
(9)支架安装时，顶板侧支设一排单体液压支柱，间距不大于1.5m，将单体液压支柱顶端用双股10#钢丝绳固定在支架上，防止倒落伤人。铁丝长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，其端头必须弯向煤壁侧，同时使用10#钢丝绳或直径不小于15mm的棕绳将单体的手柄栓牢固定在支架上肢钢丝绳上，尼龙绳或棕绳长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，防止炮后出煤时单体液压支柱脱落伤人。
(10)支架安装时，上肢应与棚梁平行，以便架后在支架上肢与顶板之间采用木板或老料等接上劲。
(11)支架安装期间，平架地沟内及风巷摆架子附近余煤、杂物应清理净，不用的材料及时运走，确保架内、进风巷断面能满足通风、行人、运输要求，安全退路畅通。
(12)每班安专人检查架下螺栓拧紧程度，发现螺栓松动，必须及时拧紧。
(13)支架安装后，采用大笆片或木等将顶板一帮腰严背实，防止片帮。
(14)每班安装支架结束后，支护材料必须回撤完毕，并将架下托梁撤除(架头下方托梁不得撤除)，平架段补齐、打好点柱。
(15)摆架子完毕后，巷道内的废旧材料及时回收并整理装车运走。
1、为防止发生片帮、冒顶，在回采过程中，现场(100m以内)须备有50付工字钢支架、50块木大板及2车废旧木料，用以处理片帮、冒顶，备用材料不足时要及时补齐。
2、如有掉顶现象，用工字钢或木板超前管理;冒顶处先用长柄工具找尽浮煤浮矸后，再用木料接实。
3、工作面顶板破碎易窜矸时，必须将单体液压支柱间距缩小至1.0～1.5m，并用木板板或圆木将顶板支架上面背好，防止窜矸石伤人。
4、斜架下地沟超宽或两帮煤体松软易片帮窜矸时，必须将片帮或易窜矸侧支柱间距缩小至1.0～1.5m。
5、遇斜架下窜矸子时，窜矸地点以下人员必须立即撤至安全地点，等矸石停止运动后，人员方可到窜矸上方维护。维护时，可先用木料打上点柱，然后用木料填实;或用铁丝绑到架子上，用大板插严，使矸石不再继续滚动。当架子上方不能进人处理时，人员可待矸石停止运动后，沿底板侧上去维护，同时作业人员手中须持有一块木板(规格为1.2×0.2×0.05m)做为防护板，以防矸石突然运动伤人。处理时，首先使用废旧的煤钻杆从架缝插入，防止矸石继续窜下，然后打点柱(间距缩小至0.8～1.2m)，并用大板或圆木背好，对该地点加强管理。
6、架下断钢丝绳时，要及时打点柱支撑支架，并用5.0～7.0m长的同规格钢丝绳接上，每端绳卡子不少于3个;如支架已撕开，要用大板或木料等插严背实，支架撕开处上下方5.0m范围内加密支柱，支柱间距不大于1.0m。处理前，将施工地点自滑溜槽拆除，并在施工地点斜上方20m以外支护完好处安人警戒，禁止无关人员通过此处。
7、支架空顶一般用插木板、做假顶等方法管理即可，要先观察后处理，人员站在护身板后方操作。
8、支架折断时，可以通过在钢丝绳后穿木料的方式处理，以防架后窜矸石。木料必须用铁丝或细钢丝绳配合绳卡子固定牢固，并且两端略短于架边。
运输巷及回风巷单体液压支柱初撑力不得小于90kN(11.4Mpa)，工作面斜架上和架尾不得小于60kN(7.6Mpa)。
工作面在回采期间必须将单体液压支柱顶端用双股10#钢丝绳固定在支架上，防止倒落伤人。铁丝长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，其端头必须弯向煤壁侧，同时使用5分尼龙绳或直径不小于15mm的棕绳将单体的手柄栓牢固定在支架上肢钢丝绳上，尼龙绳或棕绳长度为单体活柱伸出后余长不超过200mm，防止炮后出煤时单体液压支柱脱落伤人。
1、工作面上、下出口断面要符合规定，并保持畅通无阻、支护完好，工作面上下出口向外20m范围内巷道高度不得低于1.8m。
2、工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20m。若巷道压力显现不明显，可打单排架梁;若巷道压力显现明显时，必须使用双排架梁进行加强支护。支护形式：在原支护形式的基础上再打架梁进行加强支护。支护材料采用“π”字钢梁配合单体液压支柱进行打架梁，单体液压支柱的手把方向要一致且间距不得大于1.5m，并采用10#钢丝绳与梁联在一起，防止倒柱伤人;梁必须确保一梁三柱。
3、安全出口必须安设专人进行维护，安全出口范围内无断梁、折柱、缺柱少梁等现象。支柱正规，无淤泥积水、无杂物废料堆积、无坏棚，保证足够的通风、行人、运输断面。
4、两巷巷道内支护完整，构件齐全，无断梁折柱、空帮空顶、活矸危岩现象。
5、两巷巷道内无积水、无浮煤、杂物;物料码放整齐，码放高度不超过1.0m，距离轨道安全间距不小于0.5m，并悬挂物料牌。
6、巷道两帮管线吊挂保持整齐、平直。
7、两巷每天洒水防尘，无煤尘飞扬和堆积现象。
安全技术措施
1、矿地测科要加强回采过程中水情水害检查、监测工作，并及时向施工单位提供水文地质预测预报。.
2、工作面回采过程中，班队长和所有施工人员要加强水情水害观测，随时注意顶板是否有出水预兆，若发现顶板有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，立即报告生产管理部，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员,并采取措施处理,只有在处理好后没有安全威胁的情况下才准通知工作面恢复生产。
3、工作面必须保证水沟或排水管道的畅通。
4、所有作业人员必须熟知避水灾路线。
5、工作面内所有人员必须增强水患意识，发现出水征兆，现场人员一定要镇静，不要惊惶失措，应按水灾避灾路线迅速撤退到安全地点并向矿调度汇报。尽量避免进入突水地点附近及下方。撤退过程中，应靠近巷道一侧，抓牢支架或其它固定物体，尽量避开出水口水头、泄水主流和垮顶地段，并注意防止被水中滚动的矸石和其他物料撞伤。
6、当工作面出现异常水情时应及时与地测科联系，并撤出人员，汇报调度采取措施进行处理。
放炮制度
(一)“一炮三检”制度
“一炮三检”制度就是井下放炮作业，装药前、放炮前、放炮后由瓦检员认真检查放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度的制度，当瓦斯浓度达到1.0%时，严禁放炮。
为严格执行《煤矿安全规程》中爆破管理的各项规定，认真落实“一炮三检”瓦斯检查规定，及时了解井下爆破地点瓦斯涌出含量，杜绝在爆破过程中发生瓦斯事故，确保矿井的安全生产，特制定以下规定：
1、瓦检员必须深刻领会“一炮三检”的真实含义，牢固树立安全责任意识，严把瓦斯检查安全关。
2、装药前，瓦检员必须按有关要求对爆破地点附近20m范围以内的气体进行检查，检查次数不得低于3次，取其最大值，并填入爆破记录手册和瓦斯记录手册。
3、放炮前，瓦检员同样对爆破地点附近20m范围以内的气体进行检查，检查次数不得低于3次，取其最大值，并填入爆破记录手册和瓦斯记录手册。
4、爆破时，严格执行“三人联锁”放炮管理规定，协助爆破工和班队长完成爆破工作。
5、爆破后，待炮烟吹散后，瓦检员、爆破工和班队长三人及时对工作面的气体、顶板和支架情况进行细致检查;检查时不留死角，各项安全指标符合“规程”规定后，方可通知生产队撤出警戒，恢复工作。
6、对不认真执行“一炮三检”管理制度的瓦检员，已经核实，停止工作，送“三违”学习班学习。
7、以上规定有不足之处，按《煤矿安全规程》中规定执行。
(二)“三人联锁”放炮制度
爆破作业时，严格执行“三人连锁放炮”制度，爆破工持警戒牌、班组长持命令牌、瓦检员持放炮牌，三人按下列程序进行换牌操作：
1、爆破工把雷管脚线连线结束，检查无误后，将警戒牌交给班组长。
2、班组长接到警戒牌后，检查支架构件、工具、设备等符合放炮要求条件时，布置警戒，清点人数，确定无误后，将命令牌交给瓦检员。
3、瓦检员检查瓦斯、通风、煤尘符合规定后，将放炮牌交于爆破工。
4、爆破工接到放炮牌，班组长下达放炮命令后，将放炮母线与脚线进行连结，放炮母线应扭接成短路状态，并最后离开放炮地点，到警戒线以外有掩护的安全地点放炮。
5、放炮时，先将母线扭结解开，牢固地连接到发爆器接线柱上，爆破工吹响放炮口哨数声后，至少再等5s，用放炮钥匙将开关转到充电位置，待氖灯闪亮稳定后，将开关钥匙转到放炮位置起爆。
6、放响后，取下放炮钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭接成短路，将三牌各归原主。爆破后，待工作面炮烟吹散，爆破工、瓦检员和班队长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有隐患，必须立即处理。确认安全后，由布置警戒的班队长撤回警戒，人员方可进入工作面作业。
1、采煤工作面的控顶距离不符合作业规程的规定或者支架有损坏、有伞檐时;放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时;
2、在放炮地点20m以内，有矿车、未清除的煤、矸或其他物体阻塞巷道断面1/3以上时;
3、炮眼内发现异状、温度骤高骤低时;
4、炮眼内有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时;有坍塌变形，有裂缝或用过的炮眼时;
5、炮眼深度与最小抵抗线不符合规定时;
6、工作面打料期间，严禁装药放炮。
7、工作面生根系统眼盖没有盖严，严禁装药放炮。
8、工作面风量不满足作业规程规定时，严禁装药放炮。
9、临时抽采系统不完善，严禁装药放炮。
10、抽采泵检修期间或抽采泵没有运转，严禁装药放炮。
1、工作面必须一次打眼、一次装药、一次起爆。工作面打眼、装药时严禁连线，
2、只有在打眼、装药全部结束后，方可进行连线放炮。
3、严禁放明炮、糊炮、明电放炮及短母线放炮。
4、无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。
5、严禁裸露爆破。
6、井下爆破必须使用发爆器。
7、放炮母线采用铜芯的导线作母线，放炮母线长度不少于150m。
从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
8、电雷管必须从药卷的顶部装入，全部插入药卷内。严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼;严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
9、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班、队长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。
10、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、电雷管脚线与脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与金属等导电体相接触。
11、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别吊挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
12、装药和爆破前爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.8%或炮眼内发现异常、有显著瓦斯涌出时，严禁装药、爆破。
13、工作面装药结束后不准行人，爆破工必须最后离开爆破地点，并在警戒线以外安全地点起爆，爆破后严禁人员进入老塘掏煤或捡拾材料。
14、爆破前，凡能通往爆破地点的各个通路必须设专人警戒，做到“人、牌、网”三齐全。班、队长必须安排责任心强的人员在各警戒地点担任警戒，一个警戒员不准同时警戒两个通路。工作面放炮警戒距离为：风巷人员撤至距架头茬口东100m以外的安全地点，机巷人员撤至距机尾东150m以外的安全地点，斜架、架尾、机尾、小眼、联巷内严禁有人(放炮警戒见插图)。
15、爆破前，班、队长必须清点人数，确认工作面人员全部撤到警戒线以外后，方可下达起爆命令，且班队长分别在风、机巷担任警戒。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破信号，至少再等5s，方可起爆。
16、装药和联线要避开电器设备，装药时雷管的两根脚线必须扭成短路。
17、放炮拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从发爆器上取下，扭结成短路，至少等15min后方可沿线路查找拒爆的原因。
拒爆、残爆的处理方法如下：
1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
2、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
3、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;严禁用压风吹拒爆、残爆炮眼。
4、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
5、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
装药的炮眼应当班爆破完毕，如确因特殊情况不能当班爆破完毕的，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
爆破钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人，人员未全部撤至警戒线以外。
严禁将放炮母线连在发爆器上：
1、本工作面所有进行操作和指挥的人员都必须经单位组织认真学习和严格贯彻执行本工作面的作业规程、《煤矿安全规程》、所从事工种的操作规程及《生产矿井质量标准化标准》的有关规定。回采前要对全员进行作业规程考试，考试合格后方可上岗作业。
2、各工种的操作人员必须熟知所管辖设备的操作方法、注意事项，了解并掌握设备说明书中的有关规定和要求，做到按章操作、特殊工种持证上岗。所有入井人员必须参加班前会，了解工作面情况和接受任务;下井前必须按要求穿戴齐全劳保用品，进入工作面前按所从事的工作要求携带齐全必备的工具、材料、备品、配件等;到达工作面或工作岗位后必须认真检查作业范围内的环境、帮顶、采空区、瓦斯、支护及其它设施的情况，按规定交接班，妥善处理好不安全隐患和存在的问题。
3、必须按照作业规程和工程规格质量要求进行作业，不许擅自改变操作顺序，对所在岗位的安全和质量工作负责。
4、所有人员必须严格执行“敲帮问顶”制度和“先架后拆”的原则，严禁空顶作业。每班开工前，跟班队长或班长要检查工作面的煤壁、顶板状况及上下安全出口的支护及水文地质情况，发现问题要及时进行处理。作业过程中要随时注意操作对象及环境的变化情况，发现问题必须及时妥善处理。
5、作业中要遵守下列规定
(1)采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
(2)采煤工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度≥0.8%时，必须停止用煤电钻打眼;爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度≥0.8%时，严禁装药爆破。
(3)采煤工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度≥1.3%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
(4)采煤工作面内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度≥2%时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
6、工作面遇到下列情况必须停止工作，人员撤到安全地点并向矿调度汇报，经处理确认安全后，方准恢复工作。
(1)工作面顶板显著来压，导致严重片帮冒顶;
(2)风量突变，风向改变;
(3)空气突然变热或变冷;
(4)有害气体超限，有异味;
(5)空气湿度和雾气突然增加，顶帮淋水和涌水量突然增大。
7、当本工种工作时将与相邻岗位的作业人员发生干扰，必须事先主动联系，确认不影响他人安全时，方可作业。
8、非所属操作项目的人员，严禁擅自开动、移设他人操作范围的设备、管线、支护等。
9、工作面所有设备要严格执行停送电制度,所有人员严格按要求填写工作面的各种操作记录。
10、工作面所有安全设施必须齐全可靠，使用过程中应确保完好，否则应及时维护或更换。
11、井下使用的新单体液压支柱，使用前坑代科必须对其进行合格检查并建立台帐，井下新单体或修复后的单体第一次使用必须对其内腔进行排气。
12、在人员经常跨越的运输设备上(包括刮板输送机和带式输送机等)要安设牢固的行人过桥，两侧扶手必须安全可靠，并有专人维护。
13、工作面回采期间，架下作业人员必须佩戴绑腿和护膝等劳动保护用品。
1、严格执行 “行人不行车，行车不行人”的制度，并监督有无违章现象，从根本上避免矿井发生运输事故的可能性。
2、作业人员上班和下班时，必须严格遵守斜井“行人不行车，行车不行人”的制度。
3、严格按照要求检查钢丝绳有无损坏，如：有断丝、腐蚀、磨损、打卷等现象，若发现问题，必须及时进行处理，严禁无视安全隐患的现象。
4、提升系统必须实现声光信号齐全、正常。严禁信号直接送入绞车房内，发送信号必须经过井口信号工转发。
5、信号工和把钩工都必须持证上岗，互相之间要紧密配合，严格按照规定进行信号发送和挂钩工作，在未听到铃声，未确认清楚提升信号时，严禁挂钩放车和提车。
6、上下车场挂钩工在车场挂钩时，要严格按要求仔细检查钩头绳环完好情况、三环链是否完好等情况，若有异常情况，要及时进行处理，严禁带故障提升。在进行提升的过程中，所有人员应在信号硐室内，不得在车场内停留或进行其他作业。
7、对轨道必须有专门的巡道工进行检查，发现轨道接头固件松动、枕木断裂、间隙过大等情况，要及时处理，否则不得提升作业。
8、轨道必须安置斜井“一坡三挡” 装置，“一坡三挡” 应经常处于打开状态，必须能正常使用，每班次都应由把钩工对“一坡三挡”进行检查，发现问题及时处理。
1、采区不得带电检修或搬迁电气设备，包括电缆，检修搬迁之前，必须切断电源，锁上开关手把。
2、由于采煤工作面面积大，通风距离长，瓦斯溢出量较大，煤电钻必须有良好的防爆性能。在钻眼作业时，仔细检查煤电钻接线部位是否有密封圈、电缆是否破损等，在爆破前，必须收好煤电钻电缆线将其悬挂好，防止被炮炸坏。
3、机电工必须定期或不定期检查乳化液泵控制开关及控制设备的开关，发现有问题要及时处理。
4、电气设备必须上架，焊成铁架后，高度至少0.3米，放在铁架上。
5、电气设备必须无羊尾巴、鸡爪子及明接头，必须用裸体铜线接地，电缆要悬挂整齐，不得拖在地上。
6、井下电气设备应该做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”;
三无：无鸡爪子、羊尾巴、明接头。
四有：有过流保护、漏电保护、螺钉和弹簧垫、挡板和密封圈。
两齐：电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐。
三全：防护装置全、绝缘工具全、图纸资料全。
三坚持：坚持使用检漏继电器、综合保护、瓦斯断电和风电必锁装置。
7、采区供电应采用分区供电的方式进行供电，采区采面工作面应有专用供电设备和电源开关。
8、煤电钻必须具有良好的防爆性能，不得有失爆现象，每班在作业前应先检查煤电钻是否失爆及其供电线路有无破损等情况，尤其注意煤电钻的接线喇叭口是否脱落或破损等。若发现有异常情况，必须及时进行维修。
9、爆破作业时，作业人员应注意机电设备以及供电线路的安全，防止损坏机电设备和电缆线。以免引起井下供电线路短路或产生电火花。
10、巷道电缆应和水管分开放在巷道两侧，且避免电缆淋水，电缆不得互相交错在一起，电缆必须在挂钩上悬挂起来，不得悬在空中或拖拉在地上，更不得托在水中。
11、若工作面瓦斯浓度达到1.0%，必须立即停止机电设备供电。
12、严格按要求装备好“风电瓦斯闭锁”、“瓦斯电闭锁”以及安全监控系统，防止出现意外事故。
1、工作面爆破作业时必须遵循“一炮三检”制度，即装药前、放炮前、装药后都必须检查瓦斯，浓度达到1%严禁起爆。
2、爆破作业时，不得连续放炮，放炮之间时间至少相隔15分钟。放完炮后必须检查回采工作面的瓦斯浓度，确认无危险，方可装另一眼起爆。
3、回采工作面风量不足或不通风的情况下，禁止作业。采面风速应至少达到0.25米/秒。
4、回采工作面主要是煤电钻，必须具有防爆性能，芯线不得外露，不得有明接头，爆破时，应注意不要炸坏电缆线。
5、消除能进入井下的一切火源，井口检身人员必须严格按照检身制度检身，不放过任何人，严禁带烟火以及穿化纤衣服入井。
6、井下机电设备必须正确合理使用，机电设备维修工必须严格按照第(五)条：机电设备和供电线路管理安全技术要求进行管理。严格执行第一条：放炮安全技术措施制度。
7、采面作业时必须防止矿车碰撞、工具、机器之间摩擦引起火花现象。
8、井下安全监控设备必须能正常运转，传输数据正常、及时。监控系统必须由专人24小时值班，并做好相关记录。
9、采面上下端头处都必须严格按要求设置瓦斯传感器，回风端头瓦斯传感器距离不得超过采面10米。下部进风口设置探头距离采面不得超过5米。
10、采面内应安设温度传感器，用以实时检测采面温度。要保证采面由足够风量，在采面进风处安置风量传感器。
11、采面用的打眼机具，必须严格按要求使用“瓦斯电闭锁”装置。
1、单体在使用之前，要有厂家产品合格证，并经过抗压、耐压试验。单体支护要严格按规定进行，运输巷单体支柱间距为1.0米，
2、工作面各使用地点的单体支柱在使用过程中，要严格安要求进行检测、试验，对单体伸缩量进行测量、记录及分析。发现异常现象，及时处理，支柱不得带故障支护。
3、运输和回风巷单体支护过程中，要注意安全，防止倒架造成人员被砸伤，或柱体被破坏。
4、矿生产技术科、安全部门由专人对单体工作面进行矿压观测。矿要配备专门单体支柱检测仪器，每天对单体进行跟踪检查，并做好详细记录。
5、每日对工作面单体每6—8米一组测试，并做原始记录，绘制曲线图，分析压力显现分布。
6、严禁在采面控顶区域提前回柱，+2200m水平采面运输巷超前支护要跟着采面后退开采不断进行支护，保证加强支护的距离，防止采面来压，损坏支护或巷道。
7、发生倒柱或出现损坏、失效的单体支柱，严禁继续使用，必须立即恢复或进行更换。
8、使用前，对单体进行测压试验，达不到初撑力，以及有卸压的应立即更换。
9、上下端头的单体防倒滑设施应完善可靠。使用细钢绳或链条对支护进行稳固，特殊地点支柱可加穿鞋支护。
10、单体与π型钢梁必须以整个面的接触，严禁以某点接触。单体支护时，垂直支护。
11、单体三用阀出液口严禁对准人员。使用过程中，严禁将枪口对准人员，注液时，要准备完全后，在开启乳化液泵注液，防止乳化液外流或造成人员伤害。
12、回收掉或在运输巷备用支柱必须卸压，立在巷道里，严禁倒放在工作面。
13、在回采前，必须先加强回采工作面上下端头的支护。采面运输巷支护应缩小架距，进行严密支护。加强支护可用单体液压支柱进行支护，距离不少于20米。
14、回采作业过程中，每班在进入工作面前必须首先检查采面运输巷超前(加强)支护情况，发现有缷压或扭曲等不良现象的单体支柱，要立即进行维护。
15、进入回采工作面后，由安全员和班组长一起对采面支架情况及进行严格的检查工作，对柔性掩护支架发生扭斜、不平整的现象要及时处理。要严格按要求检查掩护支架钢丝绳受力情况，螺栓是否有松动，绳卡有无滑脱，以及钢丝绳有无锈蚀、断裂等现象，若有则必须立即处理，方可进行作业。
16、发现支架有损坏的现象，当班安全员和班组长应立即组织人员进行维修，严禁支架带病作业，使支护尽快恢复后，方可回采作业。
17、维修采面支护时，严禁单独作业，应由当班带队队长或班组长组织足够的人力进行操作。
18、每次爆破完后，回采人员都应严格、仔细检查掩护支架支护情况，对支架切入顶板或底板的现象必须及时调整，采区有效措施，局部对顶板或底板进行挑顶处理，使支架放平，均匀平整。
19、工作面爆破要严格按要求进行，防止崩坏顶板或底板侧的支撑煤柱，以免造成支架扭曲、歪斜或切入顶底板等现象。若由于采面爆破造成支架变形、扭曲等，要及时采取措施处理，如采取打点柱等方式，将支架支撑住，使支架处于均匀平整，确认安全后方可进行作业。
20、进行拆架作业时，严禁单独作业。拆架前要打好、打稳固点柱，按顺序先松动螺栓，卸下钢丝绳，然后拆取钢架。拆架时，必须逐个进行，人员之间要互相配合。严禁一次松动、拆除几个支架，并列同时拆取的违章行为。
21、在支架运送往回风水平的过程中，要捆绑、固定牢靠，装运支架时，要轻拿轻放，防止砸伤手脚。防止运送过程中，冲倒巷道支护，挂伤电缆和风筒。
1、作业人员在上下山时，必须采取有效的防坠落措施，上山眼的行人梯子要固定牢靠，必须打眼将横木安设紧固，梯子架在横木上，并绑紧，不得有摇摆。
2、上山眼内必须有保险绳，作业人员爬上山时，要抓住保险绳，脚要踩稳。
3、溜煤眼倒完煤后，可用木板暂时覆盖，以防止行人时发生危险。
4、急倾斜煤层倾角过大，在爬天槽时，禁止两人同时往上爬,否则由于上山空间狭小造成拥挤坠落，至少保持一定安全距离。
一、一般规定
1、未经专门培训，未持合格证的人员，不准上岗操作。
2、刮板输送机所配置的各种电气、机械、液压保护装置及连锁装置必须使用，动作安全可靠，严禁甩掉不用。
3、严禁用刮板输送机运输超重、超宽、超长、超高的设备和物料。用刮板输送机运输一般物料，沿途要设专人看守。
4、刮板输送机应沿机设有能发出“停止、开动”信号的装置，信号点设置距离不得超过15m。
5、三机的启动顺序为：胶带输送机、破碎机、刮板输送机。即确认上一台设备启动后方可启动下一台，停机顺序相反。
6、对违章指挥，司机有权拒绝执行。
二、开车前的准备
1、检查闭锁刮板输送机的信号装置是否灵敏可靠，否则禁止开车。
2、检查刮板输送机的传动装置、电动机、减速器、液力连轴器、机头、机尾各部的螺栓是否齐全，完整牢固。减速器、液力连轴器是否有漏油、渗油现象，油量是否适当。
3、空载情况下启动刮板输送机，仔细监听各部件的运转声音是否正常，认真查看刮板链的磨损和使用情况是否有扭绕、跳链、扭麻花、刮板过度变形等现象，如发现上述现象要进行处理否则严禁工作。
4、刮板输送机机头搭接情况要合理，搭接高度不得小于450mm。
5、检查刮板输送机、铲煤板、挡煤板、拨链器、刮板等有无损坏或松动。
6、检查刮板输送机机头处防尘设施是否完善，不完善要及时处理。
三、重载运转
1、刮板输送机运转后，司机要注意观察其运转状态，监听运转声音是否正常。
2、运转一段时间后，检查各轴承的温度是否正常，温度不超过75度，检查电动机温度是否超过厂家铭牌的规定，温度不得超过110度，检查液力偶合器温度不得超过110度。
3、严禁大块煤矸强行通过刮板机，刮板机司机发现大块煤矸后，立即按动闭锁，带砸随后，方可开机，以防拉断刮板链。
4、刮板输送机司机在工作过程中，要与支架工、放煤工、清理工等协同合作，发现故障及时查明原因排除 ，然后开机。
5、刮板输送机司机要及时根据刮板输送机中煤量的多少，提醒放煤工、采煤机司机控制好煤量及煤机速度，防止压死刮板输送机。
6、刮扳输送机司机要注意机头、机尾行人，发现情况异常迅速停机。
7、及时清理机头、机尾、减速箱、不得压埋。
四、停机
刮扳输送机停机时，必须先使输送机空载，然后发出停机信号。
1.胶带输送机司机必须由经过专业培训考试合格，取得上岗合格证的人担任，并持证上岗。
2.熟悉本岗位的机械设备性能，供电系统，信号联络方式及一般故障的处理方法。
3.认真执行岗位责任制和交班制度。
4.开机前准备工作：
(1)启动：首先检查电动机、减速器、滚筒、保护装置、信号等，并确认完好。
(2)清理机头和沿线异物，做好洒水防尘。
5.开始时首先合上总馈开关，将KQ箱上的VW置于转动位置，按下启动按钮，预警电铃响，主机启动，指示灯亮表示运转正常，同时预警电铃结束，启动过程结束。
6.停机：听清停机信号后，按下2FA按钮，则主机立即停机。
7.皮带运转过程中，要时刻注意观察控制箱内运转状态的信号指示情况、皮带运转情况、仓内煤位、及信号联络、机械运转声音是否正常。
8.正常停机要将胶带上的煤卸空后，方可停机，否则会造成重载开机，对设备造成危害。
9.工作结束后，打扫好环境卫生、整理好工具、填写好工作日记及交接班记录，再行交班。
10.胶带输送机司机安全注意事项：
(1)保管好防火工具及防火器材。
(2)设备运转时不准靠近运转部位，不准脱岗和睡觉。
(3)收工时切断电源。
(4)如遇保护不全时开机，须由主管人员写出书面临时安全措施，报送有关部门和区领导审批后方准开机。
灾害应急措施及避灾路线
(一)避灾的应急措施
1、灭
在安全的前提下，采取积极有效措施，将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围，最大限度的减少事故造成的伤害和损失。
2、护
因事故造成自己所在地点的有害气体浓度增高，可能危及人员生命安全时，或佩戴自救器，或用湿毛巾捂住口鼻。
3、撤
当灾区现场不具备抢救事故的条件，或可能危及人员的安全时，以最快的速度，选择最近的路线撤离灾区。水灾应坚持向高处撤离的原则;火、瓦斯、粉尘灾害应坚持迎风撤离的原则。
4、躲
若在短时间无法安全撤离灾区时，应迅速进入预先构筑的避难硐室或其他安全地点暂时躲避，等待救援，也可利用现场的设施和材料构筑临时避难硐室。
5、报
立即向现场的领导报告，或通过电话向生产管理部报告事故发生的时间、地点、遇险人数及灾害性质等情况。
(二)避灾应遵循的基本原则
1、及时汇报。
2、积极稳妥地开展自救 ，安全的消除和控制灾害。
3、戴好自救器，安全撤离。
4、妥善避难，自救互救。
(一)发生火灾、瓦斯、煤尘事故时的避灾路线
工作面发生火、瓦斯、煤尘灾害时，一定要镇静，不要惊惶失措，所有人员迅速戴好自救器，按照就近进入新鲜风流侧的原则迎风撤退;根据灾害地点的火情状况，就近事故点回风侧人员，应尽可能避开火势绕过火点，进入新鲜风区域中，按以下避灾路线撤离：
人员由工作面→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道一+2200m水平区段石门——1号轨道上山——井底车场——+2043m水平主平硐→地面
(二)发生水灾事故时的避灾路线
工作面发生突水时，一定要镇静，不要惊惶失措，尽量避免进入突水地点附近及下方。撤退行进中，应靠近巷道一侧，抓牢支架或其它固定物体，尽量避开出水口水头、泄水主流和垮顶地段，并注意防止被水中滚动的矸石和其他物料撞伤。人员撤退时，坚持向高处撤离的原则，选择最短路线按以下避灾路线安全撤离：
人员由工作面——+2250m水平Ⅳ13煤层回风巷道——2250m水平1号回风平硐——安全出口——地面
(后附)
