3109工作麵放頂煤開采設計方案說明書
目 錄
第一章 礦井概況 4
第二章 方案設計編製依據 5
第三章 工作麵概況 6
第一節 工作麵位置 6
第二節 地形地物 6
第三節 采煤工作麵參數 7
第四節 儲量情況 7
第四章 地質構造 8
第五章 水文地質及水害評價8
第六章 防水煤柱留設 8
第七章 工作麵巷道布置 9
第一節 工作麵回采巷道布置 9
第二節 回采巷道參數 9
第八章 采煤方法及工作麵設備 9
第一節 采煤工藝 9
第二節 工作麵設備配備 14
第九章 生產係統 19
第一節 運輸係統 19
第二節 輔助運輸係統 19
第三節 防塵係統 20
第四節 排水係統 20
第五節 壓風係統 20
第六節 通訊係統 20
第七節 通風係統及風量計算 21
第八節 瓦斯防治 23
第九節 防滅火係統 25
第十節安全監控係統 26
第十一節 供電係統 27
第十二節 礦壓觀測 28
第十三節 避災路線 29
第十四節 “三下”開采 30
第一節 通風、綜合防塵、防治瓦斯措施30
第二節 防治煤層自然發火措施33
第三節 防治水措施35
第四節 預防煤壁片幫措施 35
第五節 工作麵初采和收尾措施 35
第六節 頂板管理措施 37
第七節 高溫熱害防治措施 39
第八節 機電、運輸管理措施 40
第九節 工作麵安裝、回撤設備措施 45
第十節 其它措施 47
第一章 礦井概況
山東金陽礦業集團有限公司金陽煤礦位於寧陽煤田東部，在縣城東北6km處，井田東西長約3km，南北寬約2km，井田麵積6.12km2。礦井1990年5月開始建設，1996年6月試生產，1996年11月15日由泰安市煤炭局組織投產驗收並準於生產。礦井設計生產能力21萬噸/年，核定生產能力30萬噸/年。現生產水平-350水平。
礦井開拓方式：一立一斜單水平上下山開拓方式;現開采煤層：晚二疊係山西組第3層煤，厚度1.95-9.05米，平均厚度5.0米;煤塵爆炸指數36.39%;第3層煤有自燃傾向，屬自然發火煤層。采煤方法：走向長壁炮采放頂煤采煤方法，頂板管理方法：全部垮落法管理頂板。
本礦區平均降雨量710mm，且降雨多集中在7、8月份，月最大降雨量568mm(1964年)，日最大降雨量150mm(1964年7月8日)，本區最大洪水位+66米，低於井口標高。
礦井生產係統主要有：通風係統、供電係統、壓風自救係統、運輸係統、排水係統、供水施救(防塵)係統、安全監控係統、通訊聯絡係統、人員定位係統等，礦井各生產係統齊全有效、正常運行。
礦井供電係統：礦井在工業廣場設置35/6kv變電站，配備S9-2500/35變壓器2台。礦井有兩條35KV供電回路，一條為金陽變電站，線路長度3.8km，線路規格LGJ-120。另一條為石集變電站，線路長度2.1km，線路規格LGJ-120。雙回路下井電纜MYJV42-3×70敷設在井筒內，電壓6kv。中央變電所設置在-350井底車場內與中央泵房相鄰;西翼采區變電所、東翼二采區變電所和三采區變電所，電源通過兩回路MVV22-3×35、MYJV22-3×35和MYJV223*35，850米型電纜供給，電壓6kv，通過采區變電所降至660V後供采區用電。
排水係統：礦井在-350水平井底車場設置中央泵房和水倉。水倉容量1300m3，泵房內裝備三台D30065×7型多級離心泵，流量300m3/h，揚程455m，功率560kw，在井筒內共敷設兩路φ245×10無縫鋼管，水通過-350泵房由管路排至地麵。東翼二采區底部車場設置采區泵房和水倉，標高-550m，水倉容量850m3，泵房內裝備三台PJ80型多級離心泵，流量100m3/h，揚程396m，功率200kw，在采區軌道巷內敷設兩路φ133×6的無縫鋼管，通過采區泵房的管路一路排至-350水倉入口，一路排至-350大巷水溝內，大巷內的積水通過水溝自流到中央泵房的水倉內。三采區底部車場設置采區泵房和水倉，標高-600m，水倉容量850m3，泵房內裝備三台PJ80型多級離心泵，流量100m3/h，揚程330m，功率160kw，在采區軌道巷內敷設兩路φ108×4的無縫鋼管，通過采區泵房的管路一路排至-350水倉入口，一路排至-350大巷水溝內，大巷內的積水通過水溝自流到中央泵房的水倉內。
通風係統：礦井采用中央邊界抽出式通風，立井為提升井並進風，斜井回風，風井裝備兩台4-72-11No.20B型離心式通風機，功率110kw，礦井總進風量2755m3/min。礦井通風網絡：分區並聯形式。
壓風自救係統：集中供風，地麵設壓風機房一座，裝備4台OGFD-9.6/8B空壓機配55kw電機，壓風管φ108×4焊接鋼管。管路敷設由壓風機房至C-Z貯氣罐送至井下大巷，各用風點由大巷接入。在礦井采區避災路線壓風管路上，每隔200米設置了供氣閥門。
提升運輸係統：為主提升機選用JKMD-2.8×4(I)型落地式磨擦輪絞車，配YR500-12/1180型500kw、6kv繞線式電動機，提升容器為一對一噸雙層四車罐籠，提煤四車、提矸石二車，人員60人，提速6.25m/s，井筒裝備組合鋼罐道，提升鋼絲繩6△(34)-28-1520-特，尾繩用6×-44.5-1375-I。
安全監控係統：礦井安裝了KJ76N型安全監控係統，礦井傳感器布置齊全，監控有效。實現了對井下的甲烷和一氧化碳的濃度、溫度、風速等的動態監控。
供水施救係統：礦井結合自身實際，建立完善了井下巷道所有供水管路的供水施救係統。在礦井采區避災路線供水管路，安裝了應急的供水閥門。供水水源引用礦井總回風井的地表水源及井口西的淨化水池，該水質完全達到飲用標準，並與地麵上的供水管網形成係統。
人員定位係統：在井下職工的礦帽上安設了KJ201B-S型無線數據收發機，並在井口、井底、采麵入口、出口等重要地點設置了分站，對入井及井下的所有人員進行實時監控。
通訊聯絡係統：礦井安設了有線調度電話係統。安裝了應急語音廣播係統和無線通訊係統，並能夠與調度室電話互通互聯。
在井底車場、采區變電所、水泵房、采掘工作麵等人員集中的地點，安設了直通礦井調度室的電話。
2012年底前完成井下避難硐室的施工和裝備，並順利通過驗收。
第二章 方案設計編製依據
一、采區設計說明書及批準時間
采區設計說明書名稱為《西翼首采區設計說明書》，批準時間為2003年3月。
二、地質說明書及批準時間
工作麵地質說明書名稱為《3109工作麵地質說明書》， 批準時間為2012年3月30日。
三、礦壓觀測資料
斷層附近圍岩應力集中，巷道壓力較大。
3109工作麵放頂煤開采設計方案編製以西翼首采區設計、首采區地質說明書、3109采煤工作麵地質說明書為依據。3109工作麵放頂煤開采必須保證工作麵安全生產，符合《煤礦安全01manbetx 》和《煤礦設計規範》及《煤礦安全技術01manbetx 01manbetx 》的有關規定，實現安全高效開采。
第三章 工作麵概況
3109工作麵位於西翼上山采區北部，屬首采區的一部分，其北部為3108工作麵。
3109工作麵為礦井西翼首采麵剩餘的一部分煤量，礦井西翼首采麵原開采方式為分層開采，采麵支護方式為鉸接頂梁配金屬摩擦支柱，由於該支護方式安全性差，1995年12月該采麵發生了一起頂板02manbetx.com ，之後該采麵停產並進行了封閉。為了最大限度回收煤炭資源，提高煤炭回采率，經過討論研究，決定回收該采麵剩餘部分煤量。
通過西翼采區3101、3102、3103、3104及3105回采工作麵和3108進、回風巷實際揭露，該區域內斷層較少，隻在3109工作麵運輸巷南部有一條斷層，致使該位置煤層變薄。該工作麵西北部為采空區，北部為3108工作麵。煤層平均走向155°;傾向235°;煤層傾角5-10°;走向長度平均90m，傾向長度平均60m，煤層厚度在4.63-6.6m，平均5.6m。工作麵回采過程中靠近斷層附近的運輸巷需加強支護，保證工作麵運輸巷斷麵符合01manbetx 要求。
第一節 工作麵位置
3109采煤工作麵位於西翼上山以北，該工作麵北部為3108工作麵，西北部為采空區，工作麵井下標高-270～-266m，工作麵走向長度平均90m，傾斜長度平均60m。
第二節 地形地物
3109工作麵對應的地麵位置位於工業廣場西北，地麵為農田，無建築物及水係，對工作麵開采無影響。
第三節 采煤工作麵參數
一、采煤工作麵長度
根據剩餘塊段煤的麵積及形狀，將該采煤工作麵沿傾斜長度確定為60m，走向長度為90m。
二、開采技術條件
第3層煤頂底板特征：
頂板：三煤頂板常有一層厚度為0.2m的偽頂，由灰黑色炭質頁岩組成，常受采動影響隨煤層跨落而跨落。直接頂一般由深灰色砂質頁岩組成，厚度2m左右，富含羊齒類植物葉部化，岩石層理明顯，脆性大，硬度低，f=4，冒落性較強，能隨采隨冒，全區分布穩定。基本頂(老頂)灰白色中粗砂岩，無層理，塊狀構造，含角閃石、黑雲母等礦物，f=5～6，均厚6m，中等硬度全區穩定，可作為煤係地層內的輔助標誌層。
底板：直接底一般為薄層狀粉細砂岩互層，顏色由深灰及灰白相間組合而成，f=3-4，水平層理為主，波狀層理次之，厚度2-6m，較穩定。老底為淺灰綠色中粗砂岩，塊狀構造，矽質膠結，無層理，f=5-6，平均厚度8m。
三、煤層賦存特征
3109采煤工作麵煤層厚度與煤層傾角較穩定。煤層結構簡單，不含夾矸，煤層厚度平均5.6m，煤層傾角為5-10º，煤的硬度係數f為1.0-1.5。
附圖：礦井綜合柱狀圖。
第四節 儲量情況
一、工作麵儲量計算
工業儲量按照塊段法計算儲量，該工作麵走向長度平均90m，傾向長度平均60m，煤層平均厚度平均5.6m，煤的容重1.33噸/m3。
工業儲量=90×60×5.6×1.33= 4 萬t
可采儲量=90×60×5.6×1.33×93%=3.7萬t。
二、工作麵服務年限
工作麵服務年限=可采推進長度/(月推進度×90%)
=90/(30×0.8)=3.75個月
0.8—天平均推進長度，m;
30--平均每月生產天數;
第四章 地質構造
該塊段煤層平均走向155°，傾向235°。煤層傾角平均5-10°。根據已掘回采巷道(3108工作麵進、回風巷及開切眼)實際揭露，該工作麵內無構造，3109工作麵運輸巷靠近落差10-15m斷層，因此在工作麵推采過程中，加強工作麵運輸巷頂板管理，防止出現頂板02manbetx.com 。
第五章 水文地質及水害評價
一、水文地質情況：
根據附近已掘巷道實際揭露，水文地質情況簡單。煤層及頂底板均不含水。經過巷道實際揭露附近區域的斷層不含水也不導水，對工作麵回采無影響。為確保礦井施工安全，預防突水02manbetx.com 的發生，在工作麵回采過程中應堅持‘預測預報，有疑必探，先探後掘，先治後采’的探放水原則。
二、老空水情況：
3109采煤工作麵位於西翼上山采區以北，該工作麵西北部為采空區，北部為3108工作麵，南部為斷層。工作麵煤層頂、底板及煤層均不含水。西北部采空區內有少量的防塵積水，2009年3月經探放水，已疏放完畢，因此3109工作麵開采時不受工作麵老空水及斷層導水的威脅。
第六章 防水煤柱留設
在工作麵采空區和3108工作麵之間留設10米的保護煤柱。
第七章 工作麵巷道布置
第一節 工作麵回采巷道布置
采煤工作麵運輸順槽、回風順槽、開切眼沿煤層底板布置;回風順槽、運輸順槽斜距60m(即工作麵長度)。
第二節 回采巷道參數
一、工作麵回風順槽
根據巷道用途、使用年限、巷道圍岩性質，結合本礦同類巷道支護效果，工作麵回風巷采用11號工字鋼棚支護。巷道采用梯形斷麵，上淨寬2m，下淨寬2.7m，淨高2m，淨斷麵積4.68㎡。
二、工作麵運輸順槽
根據巷道用途、使用年限、巷道圍岩性質，結合本礦同類巷道支護效果，工作麵運輸巷采用11號工字鋼棚支護，巷道上淨寬為2.0m，下淨寬2.7m，淨高2.0m，淨斷麵4.68㎡。兩巷斷麵均可滿足工作麵通風、行人、運輸及輔助運輸的需要。
三、工作麵開切眼
開切眼初掘時為梯形斷麵，采用11號工字鋼棚支護，巷道上淨寬為2.0m，下淨寬2.7m，淨高2.0m，淨斷麵4.68㎡。安架時開切眼斷麵要刷擴，以滿足安裝懸移支架的需要。
第八章 采煤方法及工作麵設備
第一節 采煤工藝
一、采煤方法選擇
西翼上山采區上部煤層平均厚度5.6m，煤層厚度變化較大，煤層底板也有起伏，若采用分層開采工作麵防火困難較大;煤層直接頂主要是砂質頁岩，能隨采隨冒落，頂煤放出後能及時充填采空區;老頂以中粗砂岩為主，中等穩定;煤層底板為粉細砂岩互層，岩性較硬，支架不易鑽底，適宜采用懸移支架炮采放頂煤開采且能較好發揮支架支撐能力，因此本工作麵選用走向長壁懸移支架炮采放頂煤的采煤方法。
二、生產工藝流程
注液→打眼→爆破落煤→注液→掛網伸前探梁→攉煤→移輸運機→移架→注液→剪網放頂煤→補網堵放煤口→注液→清理工作麵
三、回采工藝參數
一)采高：ZH1800/16/24型懸移支架要求合理支護高度為2.2m，前探支護長度0.8m，故采高定為2.2m，循環進度確定為0.8m。
二)回采工藝參數
1、開采厚度：平均開采厚度5.6m。
2、工作麵開采高度2.2m，放頂煤高度3.4m。
3、采放比1：1.55。
4、工作麵循環進度0.8m，循環放頂步距0.8m。
四、回采工藝過程
一)落煤：工作麵煤壁采用打眼爆破的方法落煤。
1、打眼要求：工作麵打眼時采用從回風巷至運輸巷的順序打眼，采用ZQS-50/1.5S型側式供水風煤鑽濕式打眼。
2、炮眼布置：根據該工作麵煤層硬度，炮眼布置采用三排眼。頂眼距頂板0.3m，眼深0.9m，炮眼間距1.0m，與水平成10°仰角;底眼距底板0.3m，眼深0.9m，炮眼間距1.0m，與水平成10°俯角;腰眼距底板1.1m，眼深0.9m，炮眼間距1.0m;頂眼、底眼和腰眼均與煤壁成65°夾角。
3、爆破要求：使用FD100D型起爆器引爆，使用1～5段毫秒延期電雷管和二級煤礦許用乳化炸藥爆破落煤。炮眼封泥長度均不小於0.5m，采用正向裝藥爆破。工作麵采用分次裝藥分次起爆的方式，工作麵每次爆破長度不超過5米。串聯連線，先爆破腰眼再爆破頂眼和底眼。
二)裝煤：采用爆破裝煤和人工攉煤相結合。人工攉煤的操作程序在作業01manbetx 中作出具體規定。
三)運煤：工作麵及順槽采用SGW-30B型刮板輸送機運煤，采區上山采用皮帶輸送機運煤。各轉載點的噴霧設施必須正常使用。刮板輸送機司機必須按01manbetx 的要求操作刮板輸送機。
四)頂板支護：
工作麵爆破落煤完畢，為預防工作麵架前暴露的頂板冒落，對工作麵炮道內的頂板敲幫問頂、灑水降塵後，及時鋪設炮道內頂網並支撐起支架前端的前探梁支護炮道頂板;當傘簷超過規定時必須立即處理;當煤壁煤體破碎有片幫危險時，必須及時支設貼幫柱，貼幫柱支設標準在作業規程中做出具體規定;煤壁與支架間的距離(端麵距)不得超過300㎜，超過規定的距離或發生冒頂、片幫時，必須立即停止采煤，在該地點至少支設兩組一梁兩柱，梁頂部必須用方木接實。頂網鋪設及要求在采煤工作麵作業規程做出規定。
五)采空區處理：
工作麵浮煤清理幹淨後，借助移溜千斤頂前移前後兩部刮板輸送機，然後分段移架，移架代替了回柱放頂。
根據對本工作麵頂煤和頂板岩性03manbetx ，工作麵推采初期及推采過程中一般情況下頂煤和頂板能自行垮落。若工作麵推采過程中采空區出現2×5㎡的懸頂時，不得放頂煤。如果工作麵推采過程中出現大麵積懸頂時，必須采取以下措施：
1、超前工作麵20米外采用向煤層頂板打深眼注高壓水的方法對工作麵頂板進行弱化處理，處理的安全技術措施在作業規程中做出規定。
2、工作麵後部出現懸頂時嚴禁放頂煤。
六)放頂煤的方法
工作麵移架後，即可在工作麵支架後部，兩架支架中間剪網放頂煤;但嚴禁在非懸移支架作端頭支護的範圍內及兩巷後部放頂煤;工作麵後部出現懸頂時嚴禁放頂煤;放煤口間距1.1米，放煤口高度20-40cm，嚴禁超高剪網放煤，工作麵放頂煤期間，嚴格控製放煤量，嚴禁支架懸空。
五、工作麵生產能力計算
工作麵每天1個循環，每月按30天計算，正規循環率90%。工作麵傾斜長度平均60m，開采厚度平均5.6m，每循環推進度0.8m，工作麵回采率93%。
循環產量：
M=L×H×r×1.33×93%=60×5.6×0.8×1.33×93%=321(噸)
日產量：與循環產量相同。
月產量： Y=30×M×90%=30×321×90%=0.96(萬噸)
六、勞動組織和循環作業方式
1、作業方式
采用“三八”製循環作業方式，班間檢修。采用邊采邊準備的方式，各專業工種必須在安全距離以外進行分段平行作業。
2、勞動組織
工作麵每班有一名跟班區長和兩名班長負責組織生產，配有質量驗收員、爆破工、攉煤工、移架工、運輸機司機、維修工等相關工種的操作人員若幹名，當班出勤人員合計不得超過36人。
工作麵人員配備及勞動組織圖 表二
第二節 工作麵設備配備
一、支架支護強度計算
1、支護強度計算：
(1)工作麵頂板支護強度：
Q=K×g×h×r
Q=5×9.8×2.2×2.4=258.72(KN/m2)
式中： Q：支護強度
K：安全係數(4-8) 取5 g:9.8
h: 采高 取2.2 m
r：頂板岩石容重 支架頂部上覆岩層平均容重取2.4
(2)支架工作阻力計算：
P=Q(L1+L2+a)B
P=258.7(2.46+0.8+0.2)1.1=985(KN)
式中： Q:支架支護頂板所需的支護強度KN/m2 258.72
L1:支架長度m 2.46
L2:前伸梁長度m 0.8
a:支架的梁端距m 0.2
B:支架的寬度m 1.1
2、支架選擇：
根據以上計算結果，選用ZH1800/16/24型懸移支架，其工作阻力為1800KN，大於計算所需工作阻力985KN，能滿足采煤工作麵頂板支護強度需要。
通過以上數據對比，選用ZH1800/16/24型懸移支架，能滿足采煤工作麵支護強度要求。
ZH1800/16/24型支架主要技術參數見表四：
二、支護材料及支護參數
1、支護材料
工作麵采用ZH1800/16/24型懸移支架配合DH22-300-100S型單體液壓支柱支護頂板。工作麵下端頭采用4對8根長3.3mDFB型鋼梁;上端頭采用4對8根長2.8mDFB型鋼梁;工作麵超前支護使用鉸接頂梁抬棚支護，單體液壓支柱型號為DW22-300-100S型，鉸接頂梁型號為DJB1000-300。
2、工作麵特殊支護
工作麵特殊支護有端頭一梁三柱、貼幫柱超前支護。
端頭支護：上端頭使用4對8根長度為2.8m 的金屬頂梁配合單體支柱支護頂板，下端頭使用4對8根長度為3.3m 的金屬頂梁配合單體支柱支護頂板，每根金屬頂梁配三棵單體支柱隨采麵的推采方向交錯邁步前移，每對長鋼梁兩根之間間距不大於10cm，每對長鋼梁間距不大於70cm，支柱初撐力不低於12MPa。
貼幫柱：當工作麵壓力增大時，煤壁片幫時支設，以防片幫傷人，支柱初撐力不低於12Mpa。
超前支護：工作麵從煤壁向前20範圍內在回風順槽和運輸順槽支設兩排鉸接頂梁抬棚，支柱初撐力不低於6.5MPa。
防倒抬棚：在人行道(材料道)側靠近支架中柱10cm沿工作麵傾向方向支設一排，把工作麵所有支架全部支撐住，防止工作麵支架倒架。傾向抬棚用單體支柱配鉸接頂梁。支柱初撐力6-12MPa。
走向抬棚：走向抬棚是當架距大，金屬網下墜嚴重時在架間支設，頂梁采用∏型頂梁，頂梁長度為2.2米，所用支柱不得少於兩棵。支柱初撐力不低於12MPa。
3、支護參數1)架間距1.1m，支護密度為0.8架∕m2，最大控頂距3.26m，最小控頂距2.46m，放頂步距0.8m。
2)采高：采麵支架采高控製在1.8-2.2米，嚴禁超高支設。
見工作麵支護平麵圖。
三、乳化液泵站
(一)泵站選型、泵站數量
ZH1800/16/24支架與DH22-300-100S型單體液壓支柱配合組成的懸移支架所需的管路末端供液壓力不小於18MPa，泵站布置在首采區軌道上山絞車房附近的回風巷車場內，工作壓力不小於20 MPa，因此選用體積小便於運輸的RB80/20型乳化泵可滿足工作麵液壓支架的使用。RB80/20型乳化泵兩台，一台工作，一台備用。
RB80/20型乳化泵主要技術參數如下:
公稱流量 :80L/min 公稱壓力 :20MPa
電動機型號:DYB-37 功率:37KW
輸液管路勻選用高壓膠管，耐壓45MPa。
(二)乳化液選用
為保證工作麵支柱正常使用要求，選用ME15-5型號乳化液，乳化液濃度配比必須達到2%～3%，並使用好自動配比裝置，每班泵站司機使用濃度檢測儀檢測乳化液濃度不少於2次，並做好記錄。維修人員要加強支架供液係統與泵站的維修,杜絕供液係統的竄漏液發生。
工作麵支護材料用量見表六。
工作麵支護材料用量表 表六
第九章 生產係統
第一節 運輸係統
一、運煤設備及轉載方式
工作麵爆破落煤及架後頂煤通過工作麵兩部刮板輸送機轉載到工作麵運輸順槽內的輸送機內，工作麵運輸順槽內的輸送機將煤轉載到西翼皮帶上山內的皮帶輸送機上，煤通過皮帶輸送機轉載到2號煤倉，再由大巷電機車裝車外運。
運輸設備型號：
刮板輸送機型號：SGW-30B，鏈速0.86m∕s，運輸能力為70t∕h。皮帶型號：SGD-650-22*2型，帶速為1.6 m∕s，最大運輸能力為150t∕h。
工作麵日產量為321噸，平均每班按照5小時的運輸時間計算，三個班共開機15小時，平均每小時出煤量21噸。
通過以上計算刮板輸送機及皮帶輸送機的運輸能力均遠大於每小時生產煤量，運輸設備完全能夠滿足3109工作麵運煤的需要。
二、運煤路線
3109運輸巷→西翼皮帶上山→2號煤倉→-350運輸大巷→主井→地麵
第二節 輔助運輸係統
一、輔助運輸設備及運輸方式
工作麵需用的材料、設備等物資，采用1噸礦車或料車由大巷運至首采區下部車場，由采區JY-4絞車提升至上部車場，再通過3109回風巷運至工作麵。
運輸設備型號：
軌道上山提升絞車型號：JY-4。
礦車型號：MG1.1-6B。
二、輔助運輸路線
地麵→主井→-350運輸大巷→首采區軌道上山→首采區上部車場→3109回風巷→工作麵。
第三節 防塵係統
一、防塵係統
3109工作麵的防塵用水，由總回風井地表水通過2吋管路經礦井總回到達聯絡巷，然後由1吋鋼管分別接至3109回風巷、運輸巷超前支護段，供工作麵防塵、供水施救裝置用水。
防塵管路如下：
地表水→
聯絡巷→3109回風巷→供水施救裝置→工作麵
聯絡巷→3109運輸巷→供水施救裝置→工作麵
二、防塵方式
1、轉載點噴霧,運輸機各轉載點均設一個噴頭。
2、上、下兩巷防塵水幕
在工作麵進風巷和回風巷距工作麵煤壁向外30米處各安設一道水幕,每道水幕的噴頭不少於5個，且霧化良好，覆蓋全斷麵。
3、上、下兩巷煤塵衝刷
對工作麵回風巷和進風巷每班衝刷一次，防止煤塵積聚。
4、工作麵爆破噴霧；爆破前後灑水降塵。
5、放煤口灑水降塵。
6、工作麵煤壁進行短鑽孔注水。
7、在工作麵回風巷進行長鑽孔煤層注水。
8、在3109工作麵回風巷、運輸巷距離開切眼40米處的地方分別安置了供水施救裝置。
第四節 排水係統
在工作麵回風巷及運輸巷道低窪積水處安設排水泵將積水排至工作麵外平巷水溝內，積水通過水溝流至西翼上山采區軌道上山，再通過上山水溝下流至底部車場水溝，外流到大巷水溝。
第五節 壓風係統
-350運輸大巷、西翼軌道上山用4吋鋼管把壓風送到工作麵進、回風巷入口，工作麵進回風巷用2吋鋼管把壓風送至工作麵上下超前支護地點。在工作麵運輸巷和回風巷分別設置一路1寸壓風管路接至工作麵。在3109工作麵回風巷、運輸巷距離開切眼40米處的地方分別安置了壓風截閥。
第六節 通訊係統
在工作麵回風巷及運輸巷距工作麵20米的地點各設置一個能與調度室直撥的電話，以保持工作麵與調度室信息暢通。
第七節 通風係統及風量計算
一、風量計算
根據2011年瓦斯鑒定結果，礦井采煤工作麵瓦斯湧出量為：QCH4=0.33m3／min，Qco2=0.53m3／min；依據《山東金陽礦業集團有限公司生產礦井風量計算細則》計算采麵需風量，並取其中最大值作為采麵風量：
1、按氣象條件計算： Qcf = 60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=42×1.1×6.29×1.2×0.9＝314 m3/min
式中：
Vcf—采煤工作麵的風速，按采煤工作麵進風流的溫度從表1中選取 m/s
Scf—采煤工作麵的平均有效麵積，按最大和最小控頂有效斷麵的平均值計算 m2
KCh—采煤工作麵采高調整係數，具體取值見表2
KCl—采煤工作麵長度調整係數，具體取值見表3
70%—有效通風斷麵係數
60—為單位換算產生的係數
表1 采煤工作麵進風流氣溫與對應風速調整係數
根據以上風量計算，滿足所有條件的采麵風量為314 m 3∕min。
2、按照瓦斯湧出量計算：Qcf=100 ×Qcg ×Kcg
=100×0.33×1.4=46.2 m3/min
式中：
qcg —采煤工作麵回風巷風流中平均絕對瓦斯湧出量 m3/min
KCg —采煤工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數
3、按照二氧化碳湧出量計算：
Qcf=67 ×qcc ×Kcc=67×0.53×1.2=42.6 m3/min
式中：
qcc—采煤工作麵回風巷風流中平均絕對二氧化碳湧出量，m3/min
Kcc —采煤工作麵二氧化碳湧出不均勻的備用風量係數
4、按炸藥量計算：
Qcf≥10Acf=10×6.75=67.5 m3/min
式中：
Acf—采煤工作麵一次爆破所用的最大炸藥量 kg
5、按工作人數計算
Qcf≥4Ncf=4×34=136 m3/min
式中：
4—每人需風量 m3/min
NCf—采煤工作麵同時工作的最多人數 34人
6、按風速驗算：
a) 驗算最小風量：Qcf≥60×0.25Scb，
S cb=L cb ×h cf ×70% =3.26×2.2×0.7=5.02
式中：
Scb—采煤工作麵最大控頂有效斷麵積 m2
lcb—采煤工作麵最大控頂距 m
hcf—采煤工作麵實際采高 m
Qcf =60×0.25×5.02=75.3 m3/min
b)驗算最大風量：Qcf≤60×4.0Scs，
S cs=L cs ×h cf ×70% =2.46×2.2×0.7=3.78
式中：
Scs—采煤工作麵最小控頂有效斷麵積 m2
lcs—采煤工作麵最小控頂距 m
Qcf≤60×4.0×3.78=907.2 m3/min
通過驗算可知：75.3<314<907.2在風速允許範圍以內.
根據上述計算和驗算，3109采煤工作麵選取風量為314m3/min。
二、通風路線
主井→井底車場→-350運輸大巷→2號煤倉聯絡巷→西翼運輸上山→3109運輸巷→工作麵→3109回風巷→礦井總回。
第八節 瓦斯防治
一、瓦斯檢查
1、工作麵設瓦斯檢查員對工作麵瓦斯進行巡檢，每隔3～5小時檢查一次，每班至少檢查兩次。
2、瓦斯檢查點分別設在：⑴工作麵上隅角;⑵工作麵回風流。
3、工作麵風流、工作麵上隅角瓦斯檢查牌板設在距工作麵煤壁線20米內的回風巷道中。
4、回風流牌板設在回風順槽門口10～15米，檢查結果及時上報或填寫，當出現異常情況時，必須及時向調度室彙報。
5、回采巷道中如果有高冒區(冒頂高度1.5米以上)時，在高冒區應設置瓦斯檢查點，並預先設置束管，瓦斯員要通過束管對高冒區的瓦斯濃度進行檢查，一班至少一檢。
6、回風流中使用的機電設備地點的瓦斯檢查工作，由施工責任單位負責，利用便攜式瓦斯檢測儀每天至少檢查一次機電設備周圍的瓦斯濃度，並將檢查日期、瓦斯濃度、檢查人姓名填寫在記錄本上，每次因維修需要打開機電設備時，必須首先檢查設備周圍風流中的瓦斯濃度，隻有低於1%時，方可作業，並將檢查日期、瓦斯濃度、檢查人姓名填寫在記錄本上。
7、必須嚴格執行“三對口”製度，即井下記錄牌、檢查手冊、瓦斯台帳三對口，要做到檢查數據準確、齊全，上報及時。通風(瓦斯)調度日報、一通三防調度日報表等每日上報礦長、總工程師審閱。
8、瓦斯員要注意檢查采煤麵電機處等死角地點的瓦斯濃度情況;檢查柵欄處時，瓦斯員不得進入柵欄以內檢查，隻能檢查靠近柵欄處上方;密閉處檢查時，要檢查牆前觀測孔;檢查峒室時，要檢查峒室裏端靠近回風處。檢查上述地點時，要密切注意一氧化碳濃度和溫度，發現意外情況，要立即向礦調度室彙報。
9、檢查路線要嚴格按照指定路線進行，在井下指定地點交接班，並有記錄可查;無空班漏檢、無虛報瓦斯現象出現。
(二)監測監控儀器的配備和使用
1、采煤工作麵上隅角回風流距離開采線≤10米處必須安設甲烷斷電裝置，甲烷傳感器瓦斯報警濃度T1≥0.8%CH4;瓦斯斷電濃度T1≥1.5%CH4，斷電範圍：工作麵巷道內全部非本質安全型電器設備，複電濃度T1<0.8%CH4。
2、在回風順槽距回風口10～15m處安設甲烷斷電儀，甲烷傳感器瓦斯報警濃度T2≥0.8%CH4;瓦斯斷電濃度T2≥1.0%CH4，斷電範圍：工作麵巷道內全部非本質安全型電器設備，複電濃度T2<0.8%CH4。回風巷泵站前≤10米處必須安設甲烷斷電裝置，甲烷傳感器瓦斯報警濃度T1≥0.5%CH4;瓦斯斷電濃度T1≥0.5%CH4，斷電範圍：工作麵巷道內全部非本質安全型電器設備，複電濃度T1<0.5%CH4
3、采煤工作麵必須安設甲烷斷電裝置，甲烷傳感器的電源安設在所有電器設備的閉鎖開關電源側,實現瓦斯電閉鎖。甲烷傳感器瓦斯報警濃度T1≥0.8%CH4;瓦斯斷電濃度T1≥1.0%CH4，斷電範圍：工作麵及其回風巷內全部非本質安全型電器設備，複電濃度T1<0.8%CH4。
4、一氧化碳傳感器報警點T≥24PPm;溫度傳感器報警點T>26℃;瓦斯(一氧化碳、溫度)傳感器應垂直懸掛，距頂板≤300mm，距巷道幫≥200mm。傳感器每10天標校一次。所有的監測數據必須通過監測電纜傳輸到地麵監控室。
5、瓦斯傳感器標校牌板應設在傳感器的下方，並隨傳感器及時前移。每次的標校數據要填寫準確。
6、工作麵設備負荷側應設置饋電狀態傳感器。
(三)有毒有害氣體檢查儀器的配備和使用
1、礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘區隊長、通風區隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測儀。瓦斯檢查工必須攜帶便攜式光學式甲烷檢測儀，安全監測工必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀。通風專業技術人員下井必須便攜式甲烷-氧氣兩用檢測儀，隨時檢查井下各地點的氣體情況，發現問題，及時彙報、處理。
2、爆破工在工作麵進行爆破工作時，必須攜帶便攜式甲烷報警儀;爆破作業過程中當報警(甲烷報警點為0.8%)時，停止裝放炮，同時彙報調度室進行處理。
3、當班班組長下井時必須攜帶便攜式甲烷報警儀，並把報警儀懸掛在工作麵回風隅角的巷道側，距頂板不得大於300mm，距巷幫不得小於200mm;當報警時，必須停止工作，同時彙報調度室進行處理。
4、流動電鉗工下井時，必須攜帶便攜式甲烷報警儀，在擔負機電維修工作時，必須檢查工作地點20m範圍內檢查甲烷氣體濃度，有報警現象時，不得通電或檢修，並彙報調度室進行處理。
5、安監員下井時，必須攜帶便攜式甲烷報警儀，負責“一炮三檢”及“三人連鎖”爆破工作。
第九節 防滅火係統
一、預測預報係統
利用束管監測係統，進行預測預報工作。
⑴在工作麵上隅角設一個束管采樣頭，每天對該處氣體成分進行連續監測;每天對工作麵回風隅角進行人工取樣色譜03manbetx 。
⑵每天對束管監測數據和人工取樣色譜03manbetx 結果進行03manbetx ，發現有芳香碳氫化合物或CO濃度超過0.0024%並增加較快時，及時采取相應措施。
⑶瓦斯檢查員每班對工作麵的回風隅角和回風流，用CO檢測儀至少檢查一次CO濃度;對高冒區等易發火地點，必須進行人工取樣化驗分析。
⑷束管要做到吊掛平直，不漏氣。
二、綜合防滅火措施
1、噴灑阻化劑防火
3109工作麵推采過程中及停采後，對工作麵運輸巷放頂線、停采線及工作麵後噴灑凝膠阻化劑防火。停采線及麵後的遺煤必須噴灑嚴密。
2、停采線注漿：
3109采麵推進至停采線，該工作麵所有電氣、機械設備，采煤係統撤離完畢，在停采線處重新敷設一路φ100(或50)mm鋼管，出口處鋼管要留設2個以上三通閥門，並用金屬網等物擋好，防止頂板跨落壓壞。在上、下順槽建築兩道密閉牆，密閉牆靠近上部預留注漿孔進行注漿，當注到注漿管的漿液不流動時，停止注漿，打開放水管閥門放水，再進行注漿。
3、工作麵進風隅角設全斷麵擋風簾，減少向采空區漏風。
三、在3109工作麵進風巷與回風巷的指定位置，按照設計尺寸砌築好防火牆。
第十節 安全監控係統
礦井裝備了KJ76N型安全監控係統。
一、傳感器的設置
1、甲烷傳感器的設置
甲烷傳感器的報警濃度、斷電濃度、複電濃度和斷電範圍見表七
2、一氧化碳傳感器的設置
本礦所采煤層具有自然發火傾向，在回采工作麵回風巷設置一氧化碳傳感器。一氧化碳傳感器應布置在風流穩定、一氧化碳等有害氣體與新鮮空氣混合均勻的位置(距回風口10-15m的地方)。一氧化碳傳感器的報警值為0.0024%。
一氧化碳傳感器除用於環境監測外，還可用於自燃發火預測。自然發火可根據工作麵每天一氧化碳平均值的增量來預測，若增量為正，則工作麵具有自然發火的可能。
表七
3、溫度傳感器的設置
溫度傳感器的設置地點及要求與一氧化碳傳感器的設置相同。溫度傳感器的報警值為30℃。溫度傳感器除用於環境監測外，也可用於自燃發火預測。自然發火可根據工作麵每天溫度平均值的增量來預測，若增量為正，則工作麵具有自然發火的可能。
二、信號電纜和電源電纜的敷設
安全監控設備間必須采用專用阻燃電纜，嚴禁與調度電話電纜或動力電纜共用。信號電纜和電源電纜敷設在動力電纜的另一側，如果在同一側時必須與動力電纜保持在0.3米以上的距離。
三、安全監控設備的安裝、使用和維護
1、安全監控設備的供電電源必須取自被控開關的電源側，嚴禁接在被控開關的負荷側。
2、安全監控設備的分站應設在便於人員觀察、調試、檢驗及支護良好、無滴水、無雜物的進風巷道或硐室內，安設時應墊支架，使其距巷道底板不小於300mm，或吊掛在巷道中。
3、安全監控係統、甲烷風電閉鎖裝置、甲烷斷電儀必須裝備備用電池，當電網停電後，必須保證正常工作時間不小於2h。
4、需要經常移動的傳感器、斷電器及電纜等安全監控設備，必須由每班班組長負責按規定移動，嚴禁擅自停用。
5、安全監控儀器設備必須定期調試校正，每月至少一次。為保證甲烷超限斷電和停風斷電功能準確可靠，每隔7天必須對甲烷超限斷電閉鎖和甲烷風電閉鎖功能進行測試。
6、安全監控係統中心站值班員必須認真監視監視器所顯示的各種信息，詳細記錄係統各部分的運行狀態，負責打印監測日報表，報礦長和技術負責人審閱。接到報警後，值班員必須立即通知調度室。
7、安全監控設備發生故障時，必須及時處理，在故障期間必須采用人工監測等安全措施，並填寫故障登記表。
第十一節 供電係統
一、供電情況
3109采煤工作麵設備分為兩路供電，一路從二號變電所引出660v電源直供3109運輸巷，給刮板運輸機、信號綜保等設備供電。另一路從二號變電所引出660v電源直供3109回風巷，給調度絞車、乳化泵站、回柱絞車、信號綜保等設備供電。
二、供電係統附表，供電係統圖見圖三。
采煤工作麵、上下順槽機電設備負荷表 表八
第十二節 礦壓觀測
一、礦壓觀測內容
工作麵礦壓觀測的內容主要有：支架阻力觀測，順槽超前支護範圍內單體液壓支柱觀測以上下兩巷頂底板和兩幫移近量觀測。
觀察的結果對工作麵頂板及頂煤活動規律、來壓特征、工作麵支架的受力情況特點、支架對頂煤的適應性和控製效果，超前支承力影響範圍和分布特點，頂板、煤層穩定性、工作麵支護質量等進行定性分析，以便進一步了解煤岩體力學參數基礎數據。
二、觀測方法
1、工作麵的礦壓觀測
工作麵投產前首先對支架進行編號，要求工作麵設五個礦壓觀測區。工作麵運輸巷以上5m，回風巷下5m及采麵中間各設一個觀測區，工作麵中部設三個測區，每班利用測壓表進行觀測，安全員監督，觀測方法是對移架前和移架後的支柱進行觀測，測壓數據必須準確，並及時記錄，上井後上報技術處。
2、順槽超前支護範圍單體液壓支柱阻力觀察
每班至少一次進行測壓觀察，觀察數據上報技術科，發現不合格要求的支柱，必須及時進行二次注液或更換。
3、支護質量觀測
每班由跟班區長進行質量驗收，對存在的問題立即進行整改，當班整改不完，必須向下一班交代清楚，由下一班進行整改，必須達到合格才準下一班生產。
觀察的內容包括支架初撐力、煤壁片幫情況、梁端距，采高及端麵頂板冒落情況，上下出口支護質量，兩順槽單體支柱，超前支護質量等。
4、觀察時間要求
⑴工作麵：觀察從工作麵投產至工作麵收尾。
⑵順槽：觀察至工作麵收尾。
⑶支護質量觀測：整個生產期間。
第十三節 避災路線
所有施工人員必須熟悉工作麵避災路線，當工作麵發生水、火、瓦斯、煤塵及頂板02manbetx.com 時，所有人員要在管理人員的統一指揮下，按規程中規定的避災路線迅速撤至安全地點。
一、發生火災、有害氣體、瓦斯煤塵爆炸時的避災路線
工作麵→3109運輸巷→西翼皮帶上山→2號煤倉聯絡巷→-350運輸大巷→主井→地麵。
二、發生水災時的避災路線
工作麵→3109回風巷→礦井總回風巷→風井→地麵。
三、冒頂事故的避災路線
3108工作麵對應的地麵位置為農田，不存在“三下”開采問題，無須報批。
第十章安全技術措施
第一節 通風、綜合防塵、防治瓦斯措施
一、通風管理措施
1、工作麵選用易於管理、減少采空區漏風的“U”型通風方式。
2、根據采煤工作麵風量計算實施細則的規定計算工作麵風量，並嚴格按照采麵配風量配風，禁止任意增大或減少采麵配風量。
3、各地點的通風設施有專人管理，以保證工作麵風流穩定。
4、加強工作麵進、回風巷道維修，特別是工作麵上、下安全出口超前支護段的巷道維修，確保工作麵有效的通風斷麵。
5、工作麵收尾撤架期間，必須用支設一梁三柱做臨時支護，以保持工作麵全風壓通風。
6、按規程規定嚴格瓦斯檢查製度。瓦斯濃度超限時，立即采取相應措施，並撤出所有受威脅地點的人員。
7、在采煤工作麵回風巷指定位置設置瓦斯斷電儀。在采煤工作麵上隅角設置束管監測係統，以加強對采煤工作麵有害氣體的監測。
8、采掘工作麵進行爆破作業時嚴格執行“一炮三檢製”和“三人聯鎖爆破製”。
9、爆破作業嚴格按爆破說明書進行。炮眼封孔應用不燃性材料封孔。
10、井下供電應做到“三無、四有、兩齊、三全”。
11、加強采掘工作麵電氣設備管理，杜絕電氣設備失爆。所有電氣設備不得帶電檢修和搬遷。
二、綜合防塵措施
1、采用濕式打眼，放炮使用水炮泥。
2、放炮前後，對煤壁、控頂距之內的底板及采空冒落部分進行灑水降塵。攉煤前，對放炮崩落的煤灑水一遍。
3、工作麵每一個放煤口處，必須安設噴霧灑水裝置，並能正常使用，放煤時自動灑水。
4、運輸機各轉載點安設噴霧灑水裝置，堅持正常使用。
5、在運輸巷和回風巷中距工作麵煤壁30m處安設第一道水幕，由此向外，每隔100米安設一道水幕，每道水幕的噴頭不少於5個，且霧化良好，覆蓋全斷麵。
6、運輸巷和回風巷每50m設一截閥。回風巷每班衝刷一次，運輸巷每天衝刷一次。
7、加強通風管理控製工作麵風速在允許範圍內，不小於0.25m/s，不大於4m/s。
8、支架後部采空區側必須裝備噴霧裝置，不噴霧嚴禁移架或放煤。
9、按照采區配風量合理配風，禁止任意增大或減少各用風地點的風量。
10、采區建立完善的防塵供水係統，防塵供水管路上的三通閥門設置和水壓、水量必須符合作業規程要求，並設專人負責管理。
11、采掘工作麵應采取濕式打眼、水炮泥定炮、爆破前後灑水、爆破噴霧、出煤矸前灑水、淨化風流等綜合防塵措施。
12、采煤工作麵的進、回風巷，掘進巷道每班要灑水降塵一次。對上述巷道內的浮塵每天要清掃一次。
13、采區煤倉應保持一定量的存煤，不得放空。
14、在工作麵回風巷堅持長壁動壓注水;每班作業前必須對工作麵進行短壁靜壓注水。
三、防治瓦斯措施
(一)瓦斯燃燒、爆炸事故的預防措施
1、合理安排生產計劃，優化通風設計，杜絕不合理串聯通風。
2、回采工作麵的風量必須符合《作業規程》規定，風速必須符合《煤礦安全規程》要求。
3、停電、停風後需恢複通風或排放瓦斯時，必須製定切實可行的安全技術措施，並嚴格執行。
4、加強瓦斯檢查，如發現瓦斯異常區，要加強瓦斯異常區的通風管理工作。
5、加強工作麵回風隅角的通風管理。
6、工作麵進風隅角必須設全斷麵擋風簾，以減少向采空區漏風。
7、必須嚴格執行“一炮三檢”的瓦斯檢查製度，嚴格執行“三人連鎖”的放炮製度。
8、瓦斯檢查手冊、牌板、報表做到“三對口”，嚴禁空班、漏檢和假檢。
9、工作麵安全監控係統中的瓦斯、一氧化碳等傳感器按規定位置進行安設，達到監控有效。
10、采煤工作麵回采結束後，必須在45天內進行永久性密閉。
(二)防止引燃引爆瓦斯的措施：
1、下井人員嚴禁穿化纖衣服。
2、井下嚴禁使用燈泡取暖。
3、礦燈應完好，否則不得發出，嚴禁在井下拆卸、敲打撞擊燈頭。
4、井下供電必須使用檢漏繼電器。
5、加強電氣設備的維護和管理，確保電氣設備性能完好，運轉不產生火花。
6、禁止井下帶電檢修和帶電挪移電氣設備。電氣設備檢修及複電都必須按規定進行瓦斯檢查，否則嚴禁進行檢修與複電。
7、在啟動電動機等電氣設備之前，必須在其附近20m範圍內檢查瓦斯，若瓦斯濃度超過規定不準啟動。
8、井下供電要做到“三無”(無雞爪子、無羊尾巴、無明接頭);“四有”(有過流和漏電保護、有螺絲和彈簧墊、有密封圈和擋板、有接地裝置);“兩齊”(電纜懸掛整齊、機電硐室清潔整齊);“三全”(防護裝置全、絕緣用具全、圖紙資料全)。
9、工作麵必須使用煤礦許用炸藥和瞬發或毫秒延期電雷管(1～5段，最後一段延期時間不超過130ms)，必須采用正向裝藥和一次裝藥一次起爆。
10、所有作業都必須采取切實可行的防止產生靜電火花的措施。
(三)隔絕瓦斯、煤塵爆炸的措施
隔爆設施：在運輸巷和回風巷內距工作麵60-200 m處各安設一組隔爆水袋。隔爆水袋的數量、容量及水量必須符合規程要求。隔爆設施要有專人管理，確保水量符合要求並做到經常清刷。
第二節 防治煤層自然發火措施
一、預防工作麵自然發火措施
1、加強技術基礎管理、減少自然發火的發生
1)在上下相鄰的進、回風巷之間盡量杜絕或減少掘進聯絡眼。對冒頂區必須處理,接頂要實。
2)工作麵按後退式順序開采。
3)采區聯絡巷風門和工作麵進回風巷間的風門，質量可靠並進行連鎖，以防止漏風量大。
4)及時封閉采空區和廢棄的巷道，采用“兩牆加一土”的封閉形式，並對封閉牆進行注漿或注MEA封堵劑。
5)均壓防滅火：通過設置均壓風門調整風流係統，改變井下巷道中空氣壓力的分布狀態，盡可能減少或消除進回風巷兩端的壓差，抑製自然發火的目的。均壓風門應及時前移。
2、對采煤工作麵自然發火的預防，可采取以下措施：
1)加強通風檢查和氣體檢測工作，做到有問題早發現早處理。工作麵風流保持穩定，工作麵配風量達到設計風量。
2)工作麵正常回采時，上下出口斷麵保證不低於4.68m2，下端頭最好能超前一米，以提高靜壓，降低速壓減少老塘供風。每隔15-20米用封堵劑封堵原運輸巷道及附近空間。自運輸巷向上每隔2米在老塘側上部設置一個注漿管壓注封堵劑。
3)上下兩巷靠近工作麵的部位受采動影響破碎的煤體用風煤鑽打眼，利用短鑽孔壓注阻化劑，濕潤煤體。上下順槽要保持巷道完好，維修及時，減少雜物堆積。巷道內防塵設施正常使用，定期進行灑水，降低工作麵的溫度，使熱量不易積聚。
4)工作麵初采前，先對切眼及兩幫受采動影響破壞的煤體壓注阻化劑。
5)工作麵初采後，切頂線跨越開切線一段距離後，對開切線附近的遺煤壓注阻化劑。
6)工作麵正常推采時，在工作麵下隅角附近進行霧化，使阻化霧飄移至采空區鬆散的浮煤及煤隙中。同時對采麵整體進行霧化。
7)提高煤炭回收率，及時清理浮煤，減少浮煤堆積。
8)準備好兩套調節風門及物料，以備有火情時調風使用。
9)采煤工作麵采到停采線時，采取措施使頂板冒落嚴實;采煤工作麵回采結束後，要及時封閉，並對密閉牆進行注漿處理。
10) 工作麵月推進度不得低於計劃月推進度。
3、巷道內自然發火的預防，可采取以下措施：
①加強通風管理，不出現微風或無風巷道，巷道內經常灑水，定期噴灑阻化劑。
②煤岩交接處、斷層附近、高冒區必須噴漿、壓阻化劑或注膠進行封閉。改進施工方法和巷道支護參數，減少煤體切割和煤柱丟失。
③巷道高冒區、斷層附近施工不得使用木支架，四周凡見煤處必須壓注阻化劑或噴漿。
④加強巷道施工質量管理，盡量減少片幫冒頂現象的發生，對冒頂區處理規範，嚴禁不處理。
⑤加強對盲巷的管理，對盲巷、舊巷要即使封閉，封閉後要對密閉牆進行注漿處理。
⑥對巷道局部冒頂內的高溫點采用注凝膠、注水和注MEA的方法予以封堵。
二、自然發火的處理(阻化劑防滅火)
一)阻化劑防滅火的方式
向采空區噴灑阻化液或阻化劑霧。
二)阻化劑的選擇及參數
1、阻化劑的選擇
根據阻化率高、防火效果好、生產量大、貨源充足、貯存方便、價格便宜、對人體、機電設備無腐蝕性的原則，特選擇MgCl2·6H2O作為阻化劑。
2、阻化劑的參數
阻化液的濃度：阻化液的濃度決定防火效果，同時影響噸煤成本，所以阻化液的濃度控製在15-20%之間，可取20%。
3、阻化劑噴灑周期
工作麵噴灑阻化劑在每班下半班噴灑四個小時。
三)噴灑工藝
用兩個桶代替溶液池，一個工作，另一個配液，通過液化係統膠管送到工作麵，然後用噴槍向采空區噴灑。
用液壓泵沿高壓管將阻化液輸送到霧化發生器，出口安有壓力計以控製輸送壓力，裝在工作麵下出口的霧化發生器，在高壓(3Mpa)作用下將阻化液噴出，溶液的85%被分散成為直徑30µm的霧粒，並由風流帶向采空區內，阻化液消耗量為24L/min。
第三節 防治水措施
1、該工作麵水文地質條件簡單, 所采煤層及頂、底板均不含水，所揭露斷層不含水也不導水，采麵周圍無采空區積水，3109工作麵回采無水害威脅。
2、工作麵兩順槽低窪處設置臨時水窩，安設排水能力不低於65m3/h水泵，並且保證水泵、開關、管路隨時處於完好狀態，一旦有積水及時排出。
第四節 預防煤壁片幫措施
1、加強打眼、定炮、放炮質量，確保采高在2.0-2.2m，煤壁成一條直線，嚴禁超挖或欠挖。
2、放炮後，如頂板或煤壁破碎采用鎬刨煤壁，及時鋪聯網伸出前探梁，自上而下逐架進行，片幫處支設貼邦點柱，貼幫柱必須帶帽，緊靠煤壁。
3、人員進入炮道施工，必須保證在鋪網伸前探梁工作全部結束後進行。
4、前探梁伸不出時，在煤壁前支臨時柱，確保施工人員安全。
5、在煤幫側作業時，必須從上而下敲幫問頂不少於一次，確保無懸矸、偽頂、鬆散煤體。
6、當開幫超過規定或煤壁子煤層破碎時，支設貼幫柱或增加走向抬棚加強支護。
7、工作麵及時移架，減小控頂麵積，移架後禁止人員進入炮道內行走或停留。
8、嚴格執行先支後回製度，嚴禁空頂作業。
7、要準備足夠數量的道木、板棚、板子等物料，以備在冒頂區域裝頂時使用。
第五節 工作麵初采和收尾措施
一、工作麵初采措施
1、工作麵推采時鋪設刮板運輸機，機頭、機尾必須打好壓柱，支柱必須迎山有力，無壓柱嚴禁起動運輸機。
2、工作麵上下端頭支護，必須成對使用，交錯邁步前移，每對長鋼梁間距不大於70cm，每對長鋼梁兩根間距不大於10cm。上下兩巷的超前支護上下兩幫各不低於20m。
3、開始采煤時把采麵上支設的支柱全部進行二次注液，並用測壓表檢測支柱壓力，
采麵及上下出口處支柱初撐力不低於12MPa，超前支柱初撐力不低於50KN 。
4、移架前，發現有變形的支架必須整改後，方可移架。
5、分段移架時，移架間距不小於15米，且下方須有防煤矸下滑的擋板以防煤矸大塊下滑傷人，為防止移架時支架下滑，支架移到位後，掛好防倒鏈。
6、根據本礦開采經驗和頂板岩性，工作麵頂煤和頂板能夠隨采隨冒，如出現懸頂時，禁止放頂煤。
7、工作麵使用的防倒鏈都必須齊全，牢固可靠。
8、在移架過程中必須嚴格執行二次注液製度，支柱必須刨出柱窩，支柱要縱橫向上都必須有足夠的迎山角，以確保支柱迎山有力。
9、因頂板破碎、局部空頂時，必須用木料把頂裝實，杜絕空頂，煤壁片幫時可支設貼幫點柱，支柱之上用木板接實頂板。
10、及時調整架距，架距不大於1.2米。
11、工作麵初采時，采高應控製在2.0-2.2米，及時進行二次注液，使支架始終保持足夠的支撐力。
12、嚴格工程質量驗收製度，每班必須兩次測壓，測壓數據必須準確，采麵及上下出口處支柱初撐力不低於12MPa，超前支柱初撐力不低於50KN(6.5MPa)。
13、工作麵所有工作人員如發現礦山壓力劇烈顯現，如頂板嚴重下沉，煤壁片幫，支柱變形嚴重，煤壁側嚴重切頂，應立即撤出人員，待頂板穩定後，再進行處理。
14、如工作麵煤層較破碎，煤層完整性差，易發生煤壁片幫倒架等情況時，工作麵使用的各種防倒架設施如聯鎖抬棚、支撐斜柱、抬棚等必須使用齊全牢固後，方可推采。
15、柱梁管理員每班要認真檢查支架上零部件是否齊全，發現缺件必須當班配齊，支柱與支架之間的聯結小鋼絲繩發現斷缺時，必須及時更換補齊。
16、為防止支柱傾倒，所有使用的支柱都有必須拴好防倒繩以防倒柱傷人，漏液支柱必須及時更換外運，必須加強聯網質量，放煤口必須用金屬網及時補網連牢，防止大塊煤矸外溢，提高煤質量，降低含矸率。
17、開幫放炮前必須先對放炮區域內的所有支柱進行二次注液，不注液或注液達不到要求時嚴禁放炮，放炮後及時伸前探梁，端頭支護及時前移。
18、初采時，根據頂板情況和支架支護質量，工作麵每次爆破長度不超5米。
二、工作麵收尾措施：
1、工作麵移最後一峒時必須拉通線把支柱移直。
2、工作麵停采時，煤壁要采直。停止移架前，要保證老塘無懸頂，如果有懸頂，應提前放頂，確保老塘頂板落實，否則不得撤麵。
3、采完最後一峒，不再進行移架工序，將前探梁伸出並與頂接實。若頂板條件不好，出現片幫、冒頂，要沿工作麵每隔壁2-3米支一棵帶帽貼幫柱，及時穿頂。若片幫、冒頂嚴重，要適當增加貼幫柱或在架間增設抬棚加強支護。
4、撤麵前，必須對進風巷、回風巷以及上下安全出口進行檢查、維護;清淨浮煤及雜料，確保退路安全暢通。撤麵所用的管線要吊掛整齊，不得妨礙行人運料。
5、撤麵前，要備足所需的各種物料、工具、如半圓木、圓木、手錘、撬棍、鉸剪、鐵絲等。
6、撤麵時，必須保持全風壓通風。
第六節 頂板管理措施
一、正常時期的頂板管理
(一)一般管理規定
1、使用懸移支架開采的工作麵必須遵守《煤礦安全規程》、《煤炭工業技術政策》等有關規定。
2、初采時，應及時放煤。對頂煤和頂板不能及時冒落的煤層，必須采取超前預裂爆破的方法預先鬆動頂板和頂煤。
3、在預計老頂初次來壓前夕，應少放煤或停止放煤，初次來壓過後恢複正常放煤。
4、工作麵遇斷層或頂煤節理發育頂煤鬆散時，工作麵應控製裝藥量，設計合理的炮眼布置方式和一次爆破的炮眼數，盡可能減少對頂煤震動。移架時盡可能縮小端麵距，必要時頂眼不爆破采用掏梁窩的方式移架。
5、工作麵爆破前必須加強工作麵支擴質量，爆破前、爆破後、放煤前後及時對支柱進行二次注液。
6、工作麵必須專人負責監測工作麵支柱初撐力為主的支護質量和頂板動態監測工作。
7、工作麵嚴禁反向開采。
8、為提高采麵煤炭回收率，放煤步距確定為0.8米，不得任意增大或減小放煤步距。
9、放煤方式采用多輪不等量低位放煤法，工作麵上下端頭處嚴禁放煤，嚴禁在支架頂部放煤。
10、工作麵傾角按由上往下的放煤順序。
11、分段移架的間距不得少於15米。移架與攉煤、打眼的距離不得少於15米。移架與放頂煤的距離不得少於15米。打眼、移架、攉煤、放頂煤的距離不得少於15米。移架地點以上10米，以下15米範圍內，打眼和移架不準平行作業。
12、工作麵上、下端頭非懸移支架支護的地點方不得放頂煤。
13、工作麵煤壁、刮板輸送機和支架必須保持直線。支架必須牢固可靠;支架間的防倒鏈必須掛牢，並確保有效。
14、支架必須與頂板平行，且支架與頂板接實;頂板破碎時必須製定安全措施進行超前處理，確保懸移支架正常前移，接頂嚴實。
15、工作麵軟底或留底煤地段，支柱必須穿鞋，確保支柱不鑽底。
16、工作麵落煤後必須及時支護頂板，防止炮道空頂;端麵距不得超過規定，超過規定或發生冒頂、片幫時，必須停止采煤，處理後再繼續采煤。
17、支柱最大支護高度應不大於2.2米，最小支護高度不應小於1.8米，不得超高支設。
18、當煤壁節理裂隙發育、遇構造、周期來壓造成煤壁片幫時，必須按規定支設貼幫柱，以防止片幫。
19、工作麵上、下兩巷，端頭支護範圍內嚴禁放頂煤。
20、放煤過程中若發現支架不穩、支架頂部空虛、頂板來壓時，必須立即停止放煤。
21、大快煤矸卡住放煤口時，嚴禁采用爆破的方式處理，應用大錘砸碎;放煤口見矸時必須及時關閉，不得大量下放矸石。
22、嚴格控製采放比，嚴禁在控頂範圍內放頂煤，采空區出現懸頂時嚴禁放頂煤。
23、工作麵落煤前後及放煤前後必須對支架進行二次注液，確保支柱初撐力達到設計要求。
二、特殊時期的頂板管理
(一)初次來壓、周期來壓時的頂板管理
1、根據我礦開采相鄰同煤層工作麵所觀測的經驗數據初次來壓步距為15-20m，周期來壓步距為8-10m。
2、初次來壓、周期來壓期間要嚴格按工作麵支架布置圖支護頂板，要嚴格控製采高不得大於2.2m，泵站壓力不得低於20MPa，支柱的初撐力不小於12MPa。堅持二次注液製度，卸載的支柱要必須立即更換。
3、加快工作麵的推進速度，保持煤壁直並且完整。若片幫、冒頂嚴重，必須及時支設貼幫柱。
4、工作麵初次放頂期間，以安全礦長組成的初放領導小組要針對性本工作麵的特點提出相應的對策，井下生產處室要現場跟班指揮作業，及時處理來壓期間出現的意外情況。
5、沿工作麵傾斜方向，靠支架中柱處加支一排抬棚，用單體液壓支柱和鉸接頂梁從上到下全部鉸接，使工作麵形成一體。
6、加強測壓和二次注液，及時整改變形支架，及時更換損壞的支柱和架體上的部件。
(二)過斷層及頂板破碎時的頂板管理
1、本工作麵在回采過程中，會遇到落差小於煤厚的斷層，回采時可適當挑頂或破底，或調麵與斷層斜交而過。
2、工作麵由上盤推至下盤時，要加大上盤控頂區的控頂強度。
3、接近斷層或構造帶時，嚴格控製頂眼的位置、角度及裝藥量，盡量減少對頂板的震動。
4、斷層落差較大時(超過5 m或一個煤厚)，用探巷探明其範圍，沿斷層另開切眼。
5、根據斷層頂底變化情況和壓力以及斷層位置的頂板破碎情況，適當縮小架距至1m，支柱必須迎山有力。
6、架間增設支柱，同時增設特殊支護，如帶帽貼幫柱、抬棚等。
7、當工作麵壓力變大，支架變形時，要及時支設單體斜撐柱。
第七節 高溫熱害防治措施
1、工作麵、運輸巷及回風巷每班必須灑一次水。
2、不得隨意減小工作麵風量。
3、采區及工作麵聯絡巷風門關閉要嚴密，漏風不得超過規定。
4、工作麵回采巷道內物料存放不得影響工作麵通風，以免減小工作麵風量。
第八節 機電、運輸管理措施
一、電氣維修
1、所有電工要熟悉掌握電氣設備使用性能和一般維護技術,嚴格執行《煤礦01manbetx 》中的有關電氣部分的規定。
2、電氣維修必須按照《煤礦安全01manbetx 》作業,嚴格停送電製度,堅持停電掛牌,或專人看管,誰停電誰送電。
3、所有電氣保護靈敏可靠,不準隨意撤除不用,當保護不靈時,應停電處理,處理不好不準強行送電。
4、要定期檢查設備的防爆性能、絕緣保護性能,對不符合要求的設備、配件及時更換。
5、設備的整定值必須符合要求,不得擅自更改。
6、移動電氣設備時,必須停電,嚴禁帶電作業。
7、皮帶機和電氣保護實驗,按規定日期做好記錄。
8、更換電機等設備時要對軸頭、結合麵、電纜等進行保護。
二、刮板輸送機管理
1、開機前,應首先檢查確認傳動裝置附近無雜物、管線吊掛整齊、各種螺絲齊全緊固、蓋板完整、油量適當、冷卻係統良好、信號齊全清楚、閉鎖靈敏。機頭機尾用壓柱牢固牢固可靠。
2、起動後,要注意觀察其運行狀態,觀察其運行是否平穩,聲音是否正常,運輸機的鏈子、刮板連接環、等要求完好不缺,牢固可靠。
3、運行時,司機不得離開崗位,若要離開必須停機閉鎖。
4、電機和減速箱的通風和冷卻係統要保持良好,電機減速箱工作溫度不得超過75°C。
5、運行中的設備嚴禁人員跨越。人員在內作業時應停機閉鎖並派專人看管。
6、運輸機或膠帶輸送機一般不得重載停車,有大塊煤、矸影響運輸時,應停機進行處理。
7、人員在檢查、維修前部運輸機時,應首先將護幫板打緊,並用長把工具敲幫問頂,以防片幫傷人。若頂幫破碎要采取臨時支護措施。
8、處理運輸機事故或更換設備時,要執行停電掛牌製度。維修檢查運輸機底鏈時,一定要用木墩墊牢溜槽後方可讓人員進入拾鏈。
三、推移刮板輸送機安全措施
1、工作麵前部刮板輸送機采用單體液壓支柱頂移，後部刮板輸送機采用回柱器拉移，推移順序可自上而下，也可自下而上。
2、推移前，被移刮板輸送機和順槽內最後一部刮板輸送機必須停電閉鎖並掛“有人工作，嚴禁送電”牌，把浮煤清淨，撤出推移段煤幫側的所有人員;移動機頭機尾要拆除附近支柱時，必須在附近支好臨時支柱，確保安全。去掉機頭機尾處的壓柱後方可開始作業。
3、拉移後部刮板輸送機前將回柱器鉤頭鉤在溜槽上，另一頭用鏈條和聯接環固定在正前方支架前排支柱上，確保牢固可靠後進行操作。
4、正常操作時，必須兩人協同作業，操作人員要站在回柱器上下兩側，避開鉤頭受力方向，操作過程中要注意觀察鉤頭、固定點和鋼絲繩的牢固情況，發現異常要立即停止進行處理。
5、頂移前部刮板輸送機時將液壓支柱前端頂在溜槽的凹處，後端頂在支架後排支柱上，然後一人扶好支柱，另一人把注液槍插入注液閥內頂移溜槽至規定位置。
6、前後部刮板輸送機不得同時推移。推移一部時，分段間隔的距離不小於10米，彎曲段長度不少於15米。
7、移完後，要把機頭機尾處的壓柱補齊打牢，端頭支柱符合規程規定。
四、延長(或縮短)工作麵機頭、機尾安全措施：
1、延長(或縮短)機頭機尾時，刮板輸送機必須先停電閉鎖，掛好“有人工作，嚴禁送電”牌，嚴格執行停送電製度。由持合格證的專職刮板輸送機司機操作。
2、延縮前，首先將機尾以上雜物及浮煤全部清理幹淨，浮煤要清到硬底，頂動推移機頭、機尾時，使用單體支柱，施工人員避開單體崩滑可能傷及地點。
3、掐接鏈子時，必須用專用緊鏈器，緊鏈器一端固定在機頭向後的主鏈上。另一端分兩側固定在機頭上，用撬棍撥動緊鏈輪直接緊鏈。司機要嚴格聽從檢修人員的指揮進行操作。緊鏈時人員不準站在鏈條受力的方向。人員必須離開機頭、機尾，嚴禁在機頭、機尾上部伸頭察看。
4、施工過程中，需改支柱時嚴格做到先支後改，確保施工地點支護完整可靠，嚴禁空頂作業。
5、抬架溜槽、擋煤板等物件時，施工人員用力要協調一致，穩拿輕放，嚴禁亂扔亂放，現場必須有一名班組長負責指揮。
五、回柱絞車管理
開機前的準備事項
1、檢查絞車附近的頂幫、巷道位置是否支護完整牢固、安全，有無雜物堆積影響操作。
2、檢查絞車安裝是否牢固，壓柱、戧柱是否牢靠;鋼絲繩在滾筒上固定是否牢固，排繩是否整齊，一個撚距內斷絲麵積是否超過原鋼絲繩總斷麵麵積10%。
3、查電氣設備是否擺設穩固適宜，操作方便。
4、檢查絞車設備各部件、螺栓、墊圈、護罩等是否齊全牢固，常用閘是否靈活，減速箱和軸承的油質是否合格，油量是否充足。
5、檢查信號裝置是否靈敏、可靠。
(二)運行中的注意事項
1、先進行2-3次的正反車試轉，並與回柱工用信號聯係，試驗其準確性。
2、集中精力，聽取信號，按回柱信號進行開車、停車、倒車等操作。
3、絞車司機必須聽從回柱工的指揮，精力集中，密切注意鋼絲繩運行方向，當發現鋼絲繩運行方向有誤時，應立即停車。
4、回柱工始終要與回柱位置保持一定的安全距離，並避開鋼絲繩受力方向。
5、發現卡繩時，按以下要求操作：①在回柱工等人的協助下取出卡住的鋼絲繩。②用撬棍或其它工具剔撥撬起鋼絲繩，必要時可輔以人力撩繩。③將鋼絲繩拉展後，用繩頭的大鉤(或卡子)拴在牢固支柱上再開車，使卡住的鋼絲繩鬆開。④開倒車處理卡繩時，如鋼絲繩拉到絞車滾筒邊繩子仍未鬆開，應停車，以免損壞，折斷鋼絲繩。
⑤開倒車處理卡繩事故時，現場其它人員都必須退到安全地點。
⑥回柱工作結束後，將鋼絲繩全部纏在滾筒上，將開關把手打在斷電位置，鎖緊閉鎖螺栓，切斷電源。
(四)收尾工作
收拾好工具，向接班人、班組長彙報運轉情況、出現的故障、存在的問題等。
六、泵站管理
1、啟動泵站前,應首先進行檢查，保證各部件無損傷、各連接螺絲緊固、潤滑油位正常、液位適當、密封完好、乳化液配備合理、自動配比裝置完好、各種保護齊全可靠、運轉方向為正向。
2、泵啟動後,如有異常要立即停泵檢查處理,嚴禁帶病運轉。
3、當工作麵管子破裂時，要立即停泵處理。開泵前必須向工作麵發出開泵信號再等5鈔鍾開泵。
4、檢修或更換泵的機械液壓元件時,必須把開關的隔離手把打到零位,嚴禁帶壓操作。
5、泵的供液壓力不低於18MPa。嚴禁隨意調整安全閥的整定值。
6、加強液壓係統的清潔衛生,泵箱過濾器應定期清洗,各種膠管液壓元件應保持清潔,嚴禁泵箱敞口,嚴禁不經過濾網直接向泵箱倒入乳化油。
七、膠帶輸送機管理
(一)開機前的注意事項
1、檢查動力傳動係統附近有無雜物,管線吊掛是否整齊,各種保護裝置,信號閉鎖係統應齊全靈敏可靠。
2、檢查清掃器的磨損情況,應確保清掃器清掃良好。
3、皮帶鬆緊要適當,接頭良好,同一斷麵斷裂不超過2×100mm。
4、底板無雜物、碎石、浮煤等,防止磨劃皮帶。
(二)運行中的注意事項
1、開機前要發出起動信號,得到回點後方可起動。
2、起動後，司機要注意各部運轉聲音情況,皮帶運行要平穩。
3、當出現跑偏或撕裂時,要及時停機處理。
4、人員在調皮帶時,要紮緊袖口,嚴防手臂、衣袖卷入運轉的滾筒中。
(三)停機
1、避免重載停機。
2、不得用水衝洗皮帶機和溜煤眼上口。
3、司機在離開崗位或檢修皮帶時必須停電閉鎖。
4、嚴禁人員乘坐皮帶。嚴禁用皮帶運送物料。
5、人員在皮帶上方作業時，要停電掛牌並閉鎖。
6、皮帶緊張絞車將皮帶緊張結束後,應把隔離開關打到零位。
八、小絞車管理
1、小絞車的安裝必須合格，壓柱齊全牢固，信號聲光具備、靈敏可靠、聲音清晰。
2、巷道中的各種擋車裝置按規定安裝齊全、牢固可靠，必須堅持正常使用。
3、斜巷必須根據斜巷坡度、長度的情況，變坡點和巷道起伏處裝若幹道地滾，防止底板磨損鋼絲繩，地滾安裝要平整、穩固，轉動靈活。
4、小絞車司機必須由經過專業培訓，考試合格，取得操作資格證的人員擔任並持證上崗。司機必須正規操作，嚴格執行01manbetx 和崗位責任製。
5、每次操作前，小絞車司機必須將工作服扣好，袖口紮好，以保自身安全。首先要對絞車進行全麵檢查，檢查絞車各部件是否齊全牢固，各壓柱、戧柱是否有鬆動，絞車附近的頂板及支護是否安全牢固，檢查鋼絲繩是否合格，發現問題必須及時處理。經檢查無問題，聽到清晰、準確的信號後，首先打開紅燈示警，然後方可開動絞車，信號辨別不清或有疑問時不準開車。啟動困難時應查明原因，不準強行啟動。
6、開車前，司機精力要集中，接信號無誤後並且在無曲繩的情況下方可開車，嚴禁一手開車，一手處理爬繩。小絞車處必須有足夠的操作空間，司機必須站在護身板後進行操作，嚴禁站在絞車側麵或滾筒前麵(出繩側)進行操作。絞車在運行過程中，司機精力要集中，注意觀察，手不離閘把，收到不明信號應立即停車查明原因。
7、鋼絲繩在滾筒上要排列整齊。絞車在運行過程中，司機要注意鋼絲繩在滾筒上的纏繞情況及絞車各部運行情況，發現下列情況時必須立即停車，采取措施，待處理好後方可運行：
(1)有異常響聲、異味、異狀。
(2)鋼絲繩有異常跳動，負載增大或突然鬆弛。
(3)穩固支柱有鬆動現象。
(4)有咬繩、爬繩現象。
(5)電機有異常。
(6)突然斷電或有其他險情時。
8、每台小絞車必須由司機、上、下把鉤工三人操作。上下車時必須佩掛保險繩，提車或鬆車前，要先檢查鉤頭連接裝置，防脫裝置是否可靠，無問題後方可進入信號室打點行車。
9、下放料車時，司機要與把鉤工配合好，隨推車隨放繩，禁止留有餘繩，以免車過變坡點時突然加速繃斷鋼絲繩。上提料車時，車過變坡點後應停車準確，嚴禁過卷或停車不到位，嚴禁放飛車。
10、嚴禁執行“行車不行人、行人不行車”製度。嚴禁超載、超掛、蹬鉤、扒車。若有人上、下時，應提前與把鉤工聯係，並打停車信號停車。
11、發生掉道時，嚴禁用小絞車硬拉複位，必須就地複軌。複軌時人員不得少於兩人，礦車兩側不準有人，並互相叫應好，確保人身安全。
第九節 工作麵安裝、回撤設備措施
一、支架運送
1、液壓支架在搬運前，應用密封蓋蓋好注液口或用塑料包紮好注液口，以防進入髒雜物。必須將三用閥卸下，單獨上、下井 。
2、搬運液壓缸時，應把活塞杆收回、拴牢。
3、液壓件在搬運中嚴禁摔砸，尤其是缸筒、活塞杆、活塞體、接頭等關鍵件。
4、為便於運輸首先將懸移支架拆成兩大部分，各種部件都必須安專人保存好，以免丟失。
5、懸移支架從井上裝運至井下，或在井下裝車上井時應用鐵絲栓牢，並在車頭、尾處支設擋板加以穩定。
6、在斜巷中采用人力運送支架時，人員必須相互配合，要防止撞倒支架。坡度較大有可能下滑時，加架前後端都必須拴好繩子，上坡時，架後不許有人，以免繩斷下滑傷人;下坡時應拉緊留繩，以免速度過快傷人。
二、支架安裝
1、必須派經驗豐富的老工人安裝懸移支架。
2、各種管件和液壓件安裝前必須衝洗幹淨。
3、先選好支架安裝位置，檢查煤壁是否影響安設，若受影響必須提前處理。
4、安架時，必須使用專用安架升降器。首先在指定位置放置升降器，升降器必須放置牢固可靠，然後將支架放置到升降器上並固定牢靠，把主副架配件安裝好後，開始啟動升降器，升到預定高度後，立即支設主副前後柱並達到支柱初撐力，拴好連接鋼絲繩。再把升降器回撤掉，然後補齊支架中柱。用同樣的方法依次按由下向上的順序安設完工作麵全部支架。安裝完工作麵支架後，把工作麵防倒抬棚支設齊全。
5、安裝懸移支架時，必須堅持由下而上的安架順序，支架下方嚴禁站人、行人或做其它工作，以防支架下滑傾倒傷人。
6、工作麵上要運足一定數量的板材，發現空頂區域必須及時裝實，保證支架初撐力達到規定壓力。
7、每一支架安設完畢後，新安架及上、下側的支護必須進行檢查，支柱必須保持迎山有力。
二、支架拆除
1、撤架前，首先要把支架升牢，支柱必須迎山有勁並把工作麵浮煤清理幹淨，把靠采空區側刮板輸送機回撤掉。撤架前先拆掉尾梁，拆除前，必須用長鐵絲把老塘側撐壞或刮壞的網或原來未聯好的網聯結牢固，而後再拆除尾梁，拆除尾梁的過程中要嚴密監視采空區側頂板情況，發現問題立即處理，對人員無威脅後再拆除尾梁。拆除的尾梁要及時運走。
2、工作麵撤除支架時要保持全風壓通風。拆除支架前，在支架間支設5米臨時支護，支護材料為3棵單體支柱加3棵鉸接頂梁。把5米範圍內的支架回撤完後，再在臨時支護間支設木棚，木棚必須迎山有力，木棚段不得行人和運送物料，隻擔負通風作用，根據實際情況每5米在木棚段靠采空區側打木垛，以保持工作麵穩定。工作麵撤除支架要按照先撤副架，後撤主架，自下而上的原則進行。
3、撤架時必須用專用安架升降器。撤架前在要回撤支架的下方靠近支架支設一梁兩柱，將主架與副架間的前後滑塊拆開,使主架與副架分離。把支架中柱回撤掉，把升降器移到要回撤的支架下方，升起升降器，與支架緊密接觸，把支架與升降器固定牢靠，然後用卸液手把插入支架前後支柱卸液閥中放液，放液時操作人員必須站在被撤支架上部支護完好的地方，迅速回撤掉前後支柱，然後啟動升降器使升降器緩慢降下，待升降器降到最低位置後，解除主架與升降器的固定裝置，人工調轉架體，把主架移到工作麵底板上，把主架與回柱絞車的鋼絲繩連接牢固，用回柱絞車拉至工作麵回風巷外運，然後再把副架回撤走，用兩樣的方法依次回撤采麵的支架，直至把采麵支架全部回撤完畢。
4、配合撤架的人員，必須站在被撤支架外側，支護完好的地方。撤架與回料不得平行作業。撤麵期間，如發現支柱卸液，架體變形，煤壁片幫、冒頂等情況時，必須停止施工、及時彙報處理，確保安全後方可繼續施工。
5、撤架期間，派專人觀察頂板及其它支架的變化情況，及時整改不迎山的支柱，發現異常，立即通知作業人員，停止施工，加強維護，確保無危險後方可繼續施工。作業人員精力要集中，非撤架人員不得靠近撤架地點。要派專人負責清理退路，保證退路安全暢通。
四、支架管理
1、懸移支架必須進行編號管理，損壞時及時維修，確保使用合格的懸移支架。跑道彎曲、磨損變薄;前探梁變形，伸縮阻力大;滑塊缺銷子、老化;連接簧缺失;推進缸串液;注液管閥堵塞、破損，尾梁彎曲都必須及時維修更換，嚴重時更換支架。
2、雙體支柱必須無漏、卸液現象，支柱最大支設高度應不大於2.2 m最小支設高度應不小於1.8m，確保支柱有足夠的支護強度。並且支柱與支架之間聯接鋼絲繩用馬鞍螺絲緊牢。
3、每班設專人管理與維護，損壞的支架及零部件及時更換，上井後填入記錄台帳。
第十節 其它措施
一、工作麵裝頂措施
1、裝頂工作要由班長統一指揮。
2、裝頂前應首先敲幫問頂,人站在安全地點用長把工具處理完懸矸、危岩,要有專人監護,確定無掉頂危險後方可作業。
3、采取臨時支護措施,嚴禁空頂、空幫作業。
4、裝頂前應提前打好扶手,留好退路,裝頂時要從冒頂的一端向另一端依次裝頂,並派有頂板管理經驗的工人監護頂板。
5、裝頂時不得操作或維修裝頂的支架及相鄰支架,人員不得在冒頂區下的溜子裏行走或逗留。
6、裝頂應停止前、後溜工作並閉鎖,並有專人看管閉鎖。
7、裝頂用單體液壓支柱時,應用葫蘆或繩鏈生根,以防歪倒,並遠距離供液。
8、要專人操作支架,並與裝頂人員協調一致,不得隨意或誤操作支架。
二、兩巷回柱措施
1、回柱應先清理好退路,用回柱絞車或回柱器把柱子和鋼棚回出,然後再撤頂梁,嚴禁人員進入老塘作業。
2、上下兩順槽回料滯後不得超過兩排,嚴禁超前回料。
3、麵前回柱時,不得跨在運轉的轉載機或站在運輸機頭尾上作業。回柱前應提前觀察好頂板煤幫。
4、回柱工人在支設抬棚時,應提前打緊所有水平銷掛好防飛鏈,采取可靠的措施防止頂梁墜落。
5、回貼幫支柱時應首先檢查煤壁片幫及支護情況,支柱受煤幫壓力較大時,人員必須站在可靠的安全地點回柱。嚴禁人員站在支柱彈出歪倒、煤壁片幫所能波及的範圍內。
6、回料時要有專人在安全地點觀察頂幫,看好退路。
7、回柱或改柱時,嚴格執行先支後回的製度,人要站在支護完好的安全地點。
三、工作麵防倒柱、防倒架措施
(一)防倒柱措施
1、單體支柱必須使用專用金屬鉤。專用金屬鉤必須掛在支柱上方的金屬網上，以防倒柱。
2、雙體支柱必須用鋼絲繩與支架聯結。掛梁管理員每班必須認真檢查雙體支柱是否與支架聯結，不聯結的必須重新補好、補齊。
(二)防倒架措施
1、工作麵配備兩台支柱壓力觀測表，每班必須測二次(放炮前測一次，放炮後測一次)，每次不得少於工作麵支柱的50%，並且將測得的結果一式兩份，工區一份，交技術處一份。若測得結果低於規定要求，必須立刻進行二次注液，使支柱達到初撐力，若測得結果出現異常時，必須迅速撤人，並向礦彙報，待查明原因確認安全才可繼續施工。
2、使用金屬防倒鏈將采麵所有支架連接起來，使工作麵支架在傾斜方向上形成一體。
3、工作麵初采時，切眼靠老空側反掛金屬網垂到底板，以防老塘煤矸外出，使老空內有一定數量的充填物，提高支架的穩定性。
4、杜絕工作麵空頂，若支架上部空虛，必須用方木，木板裝實。
5、底板鬆軟點柱鑽底超過10cm的區域支柱必須穿鞋，減少支柱下沉量提高支柱的支撐力。
6、漏液卸載支柱是工作麵的一大隱患，必須及時更換。
7、嚴格控製開幫高度，避免架前空頂冒頂，造成倒架，若工作麵煤壁片幫或斷裂時應支設貼幫支柱。
8、采麵頂板破碎壓力大，支架變形嚴重時，可以實行帶壓移架。
9、工作麵上使用的所有單體支柱都必須使用防倒設施，壞柱梁及時外運，多餘支柱必須豎放整齊牢固。
10、若工作麵壓力較大，架體變形嚴重時，必須將支柱及時改正，並使用單體液壓支柱，支柱要有3-5cm的柱窩，斜撐懸移支架，確保懸移支架的穩定性，防止倒架。
11、工作麵來壓，支架變形嚴重時，應停止放頂煤，確保支架穩定，避免倒架。
12、分段移架時，必須選在頂板完好，支架牢固的區域，且分段區域不低於6架。
四、采麵過破碎帶措施
1、撞楔套棚法
工作麵發生冒頂嚴重時，應立即停止生產，待頂板穩定後確認安全時，從兩頭向中間把支架逐架加固好，以防範圍擴大。先不要急於出煤，用舊鑽杆、鋼管扁頭或半圓木把冒頂區封嚴後，慢慢向前出煤，人員要站在臨時支護下把頂接實背牢。
2、開幫架棚法
待冒頂區穩定後，首先加固好周圍支架，用圓木一頭頂在煤壁上，後頭支設兩棵液壓支柱，用鎬向前刨，隨刨隨及時向前移圓木。若冒頂嚴重，要在頂梁上架設木垛，把頂接實背牢。
3、工作麵冒頂時，必須在班長及工區幹部和安全管理人員的指揮下進行處理，經驗豐富的老工人施工。處理時應避免噪音，不得喧嘩，以便觀察頂板的變化。
4、處理冒頂時必須按照由下向上、由外向裏的順序逐棚施工，嚴禁空頂作業。
五、工作麵回柱措施
1、回柱應先清理好退路,用長把工具將單體液壓支柱放液後用葫蘆拉出,然後再撤頂梁,嚴禁人員進入老塘作業。
2、上下兩順槽回料滯後不得超過兩排,嚴禁超前回料。
3、麵前回柱時,不得跨在運轉的轉載機或站在運輸機頭尾上作業。回柱前應提前觀察好頂板和煤幫。
4、回貼幫支柱時應首先檢查煤壁片幫及支護情況,支柱受煤幫壓力較大時,人員必須站在可靠的安全地點回柱。嚴禁人員站在支柱彈出歪倒、煤壁片幫所能波及的範圍內。
5、回料時要有專人在安全地點觀察頂幫,看好退路。
6、回柱或改柱時,嚴格執行先支後回的製度,人要站在支護完好的安全地點。
7、加強礦壓觀測工作,掌握工作麵頂板活動規律,進行來壓預報,正確指導生產,工作麵安裝觀測壓力的壓力表必須維修、保養好,不得遺失,損壞的要及時更換。
8、工作麵投產前，要經有關職能部門驗收，未經驗收或驗收不合格不準生產。
9、在回采過程中，若實際現場情況發生變化或本規程與現場不符時，應及時編寫補充措施。
六、工作麵過老巷措施
3109工作麵推采過程中，會穿過礦井首采麵部分巷道，原巷道支護為木棚支護，經3108工作麵運輸巷揭露，原巷道支護已破壞，並已冒落嚴實，但為預防頂板、通防事故的發生，必須采取以下措施：
1、工作麵推采至首采麵老巷時，靠近老巷地點附近的煤壁要多打眼少裝藥，以減少對老巷周圍煤體的震動。當煤體特別鬆軟、破碎時，不得采用爆破的方法落煤，而采用風鎬或手鎬落煤。
2、老巷附近煤體破碎，易於冒落時，必須采取掏梁窩用超前支護的方式防止或減少炮道內頂板的冒落。
3、工作麵揭露老巷時，加強對老巷附近瓦斯、二氧化碳、二氧化硫等有害氣體的檢測，發現有害氣體超標時，立即停產撤人，經過處理，待有害氣體濃度降到《煤礦01manbetx 》允許的範圍內時，人員方可進入工作麵。
4、工作麵每次爆破前，必須嚴格檢測有害氣體的濃度，當有害氣體濃度超過規定時，不得爆破，經處理後，有害氣體濃度降到允許濃度時，方可爆破。
七、煤層注水措施
(一)長孔煤層動壓注水
1、布置方式 單向鑽孔布置方式
2、參數 鑽孔間距 10米;
鑽孔傾角 單向鑽孔傾角按-9°施工;
3、鑽孔直徑 鑽孔直徑為50-90毫米
4、鑽孔長度 單向鑽孔長度應根據工作麵長度確定，一般取其長度的2∕3～4∕5，工作麵長度平均長60米，鑽孔長度取40-48米。
煤層長壁注水施工由通修工區執行，其他安全措施執行煤層注水措施。
(二)工作麵短孔煤壁注水
1、鑽孔直徑 為使鑽眼與炮眼共用，可用風煤鑽和麻花釺子打眼
2、鑽孔長度 1米
3、鑽孔間距 與炮眼間距相同 1米
4、注水壓力 采用靜壓供水係統供水，一般取0.8-1.2MPa.
5、注水時間 取30-40分鍾，一般煤壁發現汗珠則停止注水。
短孔煤壁注水由采煤工區施工。
附圖：第三層煤采掘工程平麵圖
井上下對照圖
3109工作麵平麵圖
工作麵避災路線圖
工作麵防塵係統圖
工作麵通風與安全監控係統圖
工作麵運輸與排水係統圖
工作麵壓風係統圖
