3324B综采工作面回采作业规程
第一条 为了保证生产安全，依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程。凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。
第一章 工程概况
第一节 概述
第二条 位置及范围：
3324B综采工作面地面标高+27～+29m，工作面标高-470～-510m。
工作面地面位置位于老二十二冶路口往西150m，往南70m处，斜串老二十二冶东西主道。
第三条 煤层及四邻采掘关系： 1.煤层：12－1s
2.工作面北部为3322B设计工作面，南部是3326B设计工作面，东部是3320轨道巷和皮带巷，上覆2092Ⅱ、2099、3312采空区和3314综采工作面。
第四条 煤层赋存条件及储量： 1.煤层倾角：3～8°，平均5°。 2.走向长度：512～618m，平均565m。 3.倾斜长度：136～140m，平均138m。 4.煤层厚度：1.6～2.3m，平均2.17m。
5.煤层结构：工作面煤层为复杂结构，中部含有一层碳质泥岩夹矸，厚约0.5m，上分层煤厚0.9m，下分层煤厚0.77m，煤层为黑色块状或条带状构造，玻璃光泽，上部为亮煤。煤层开采指数：Km＝1，变异系数(％)：r＝9％，稳定程度：稳定。
6.工业储量：228413t。可采储量：216992t。 第五条 水文情况：
工作面不受强含水层威胁，水文地质条件较简单，但由于工作面为三水平12－1煤层首采区，且地质构造复杂，受其影响回采时可能会有少量顶板裂隙水。
33
正常涌水量：0.15m／min，最大涌水量：0.4m／min。 第六条 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况：
3
1.瓦斯绝对涌出量：0.32m/min
3
2.CO2绝对涌出量：0.58m/min 3.煤尘爆炸指数：41.13%
4.煤层自燃：有发火倾向，但无发火记录。 第七条 地质构造：
工作面地质条件较复杂，受断层影响，煤层厚度、产状及顶板条件变化较大。掘进 时揭露的具体断层见下表：
第八条 煤层顶、底板岩性表 第九条 顶板分析 ㈠老顶分级
Pe＝241.3ln(Lf)－15.5N＋52.6hm
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
式中 Pe——老顶初次来压当量，KPa； Lf——老顶初次来压步距，m；
N ——直接顶充填系数，N＝hi/ hm；
hi——直接顶厚度，m； hm——煤层采高，m；
Pe＝241.3³ln25－15.5³（9.95/2.1）＋52.6³2.1＝813.73 Pe≤895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属来压不明显顶板 ㈡直接顶
根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0＝16±2m，介于8～18m之间。
因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。 ㈢直接顶垮落充填情况分析：
∑h＝M/（Kp-1） (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中 ∑h——充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；
M ——煤层采高，2.1m；
Kp——岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。
∑h＝2.1/（1.35-1）＝6.0m
第十条 煤柱形成支承压力区：
随着工作面的切眼向前推进，以煤柱至远方支承压力分为三个区域： 压力急增区：0～18m 压力升高区：18～56m 压力缓升区：56～80m
第十一条 采煤工作面巷道所受动压影响：
风道、下运所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7～10倍。
第十二条 采面支护强度计算 根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3324B综采工作面顶板分类分级为：直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r³9.8³10-6 (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中：P——考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n——安全系数，n=6
r——直接顶岩石容重，r=2.5t/m3
P＝6³2.1³2500³9.8³10-6＝0.31 MPa
鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法，工作面选用G320－9.5/28型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为320t/架，支护强度为0.47~0.58 MPa，所以G320－9.5/28型掩护式支架满足矿压要求。
第十三条 采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算 1、根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足： Pr 0.31³1000
n＝———＝————————＝1.275棵/m2
RT 0.9³0.9³300
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
式中：Pr——工作面合理的支护强度，kPa；
n——工作面合理的支柱密度，棵/m2；
RT——工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；RT＝KB²KZ²RB KB——支柱承载不均匀系数； KZ——增阻系数；
RB——支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱； 2、支护强度校核： 1 1
n＝————＝————＝1.28棵/m2 a²b 0.6³1.3
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
1 1
n＝————＝————＝1.67棵/m2 a²b 0.6³1.0
式中：a——工作面单体液压支柱柱距，m；
b——工作面单体液压支柱排距，m；
上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均小于1.275棵/m2，结合工作面原巷道采用锚网支护，二者支护强度满足矿压要求。
第二章 巷道布置及规格
第三章 采煤方法及回采工艺
第十四条 采煤方法：
采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，顶板管理为自然垮落法，沿底回采。
第十五条 回采工艺：
㈠工作面回采工艺：工作面采用MG－500型双滚筒采煤机，G320－9.5/28型掩护式液压支架及SGZ－730/264型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。
㈡回采工艺流程：正常情况下：割煤——移架——顶溜
顶板破碎时：割煤——顶溜——移架
割煤：采用MG－500型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀。
移架：支架为邻架操作，由下组支架控制上组支架，割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至额定初撑力后，手把复位。如顶板破碎时，超前移架。
移溜：刮板输送机弯曲长度10～15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。
㈢采高确定：根据煤层的地质赋存情况，确定工作面采高为2.0～2.1m，通过断层构造时适当降低采高。
第十六条 工作面支护
1、工作面选用93组G320－9.5/28型掩护式支架支护。 2、工作面上下端头支护：
工作面上下端头使用HDJA-1200型双楔金属铰接顶梁和DZ25-25/100单体液压支
柱配套进行支护，梁距450±50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。支架边至双楔铰接金属顶梁间加卧一块3000³170³160mm3方木或3000mm³φ180mm半圆，一板至少三柱，支柱使用DZ25-25/100单体液压支柱，方木或半圆随推采往前串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。
3、上、下出口支护： （1）金属锚网巷道地段：
在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有金属锚网支护下方打托梁, 用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁。10m以内下出口5趟（其中贴帮柱2趟，中间3趟），上出口4趟（贴帮柱2趟，中间2趟），10～20m范围上、下出口中间各打2趟，柱距均为600±50mm。
（2）金属拱型支架巷道地段：
金属拱型支架巷道段，在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，用2000mm³φ160mm半圆或3000mm³φ180mm半圆做托梁，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟，上、下出口超前工作面煤壁3～7m范围内提前替回金属拱形支架，替回金属拱形支架用3000mm³φ180mm半圆或3000³170³160mm3方木，用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，下出口3趟，上出口2趟。
第十七条 松解锚杆螺母及工作面支柱回撤 1、松解锚杆螺母 随回采推进，在支架大柱与采面运输机范围内及时松解锚杆螺母，人员松解锚杆螺母时要使用长不小于600mm的专用套管站在顶板完好有支护区域内由老塘往外逐排松解。人员要躲开螺母及托盘等可能弹射的方向，防止伤人。回出的螺母、托盘等铁活及时外运并回收上井。
2、支柱回撤
⑴回柱顺序：上出口为先下帮后上帮，下出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
⑵机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后6.0m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
⑶回柱采用JH－8绞车与人工配合作业。
第四章 生产系统
第十八条 运煤系统
工作面→下运→3320皮带巷→3049皮带巷→3061给煤机→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面
第十九条 辅助运输系统 上井：3324B风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→
地面。
下井：地面→副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道。
第二十条 供水系统
1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道、下运
第二十一条 排水系统
3324B下运→3320皮带巷→3049皮带巷→三水平水仓 第二十二条 供电系统
后附《供电设计系统图》，详见《供电设计》 第二十三条 通风系统 1.通风路线 ⑴新鲜风流：
副井→1048→2048→3048（3049）→3320皮带巷→3324B下运→3324B工作面 ⑵乏风风流：
3324B工作面→3324B风道→3320轨道巷→2020S皮带巷→2020E→1040→主井→地面 或：3324B工作面→3324B风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→1149大巷→1140→1040→主井→地面
2.工作面风量计算
以下计算方法均出于开滦集团公司矿井风量计算方法(2007年修订) ⑴低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为： Q采＝Q基本³K采高³K采面长³K温
＝（60³3.9³2.1³70%³1）³1³1³1.1 ＝378.38 m/min
式中 Q采 ：采煤工作面需要风量，m/min；
Q基本 ：不同采煤方式工作面所需的基本风量，m/min； Q
1.0m/s）；
K采高 ：回采工作面采高调整系数 取1.0； K采面长：回采工作面长度调整系数 取1.0；
K温 ：回采工作面温度与对应风速调整系数 取1.1；
⑵低瓦斯矿井的采煤工作面按CH4涌出量确定需要风量，其计算公式为： Q采＝100³q采³KCH4/(C－CO) ＝100³0.32³2.0/（1.0－0） ＝64m/min
式中 Q采：工作面实际总需要风量，m/min；
q采：工作面回风流中CH4的绝对平均量，m/min； KCH4：工作面CH4涌出不均衡通风系数，取2.0； C：回风流CH4允许浓度，取1.0； CO：进风流CH4浓度，取00；
3
3
3
基本
3
3
3
：60³工作面控顶距³工作面实际采高³70%³适宜风速（不小于
⑶按工作面温度选择适宜的风速进行计算： Q采＝60³S采³V采 （m3/s）
3
＝60³1³7.5＝450m/min
式中 V采：采煤工作面风速，工作面温度对应的风速，按规程规定工作空气温度保持在18—20℃ ，风速应取0.8－1m/s
S采：采煤工作面的平均断面积，取7.5m2。
⑷按采煤工作面同时作业人数计算 Q采＝4³N³K （m/min）
＝4³68³1.25 ＝340m/min
式中 N：工作面同时作业人数。（取循环作业劳动组织设计人数）
K：备用系数。取1.25
4：每人每分钟供风标准，4m/min。
经上述计算，取四个结果的最大值，Q采＝450m/min ⑸工作面风速验算
15³S＜Q采＜240³S 15³7.5＜450＜240³7.5
式中 S：工作面平均断面积, 取7.5m2。
根据《开滦集团公司矿井风量计算方法(2007年修订)》规定：15³S＜Q采＜240³S，符合规程要求。
第二十四条 避灾路线
1.水灾避灾路线：
工作面→风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面。
2.火灾及瓦斯煤尘爆炸事故时，所有人员要立即佩戴好自救器，采取迎风原则进行撤离，具体避灾路线为：
工作面→下运→3320皮带巷→3048（3049）→2048→1048→副(风)井→地面 3.工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风，人员要撤到安全地点，待恢复好通风，并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。处理冒顶事故时，现场必须由工（班）长统一指挥，并有区管技干部现场盯岗。
发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线（采用就近的原则）撤人，清点人数，并及时、准确地向矿业公司调度室再向队值班室汇报。如果发生伤亡事故，必须先向矿业公司调度室再向队值班室汇报，并在现场积极组织抢救。
第二十五条 人员行走路线（本班作业人员必须走同一线路） 1.进礃路线：
地面→副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷（皮带巷）→3320轨道巷→3324B风道（下运）→工作面
2.出礃路线：
工作面→3324B风道（下运）→3320轨道巷→2320轨道巷（皮带巷）→1148泄水
3
3
3
3
巷→1148大巷→副(风)井→地面
第五章 劳动组织及正规循环作业形式
第二十六条 作业形式
采用“三八”工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、松解锚杆托盘（替上下出口超前）、上出口掏窝；检修班完成电气设备检修、拉转载过程、下出口掏窝；队另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
第二十七条 循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环。 第二十八条 工作面生产能力及可采期
每刀进尺0.6m，每班割煤5刀，日进6.0m， 生产能力＝日进尺³面长³采高³容重³回采率
＝6³138³2.1³1.35³95％＝2230.0吨
预计可采期： 565
T2＝—————＝3.14（月） 6.0³30
故工作面每月按照30天计算，预计的可采期为3.14（月） 第二十九条 劳动组织表（见表1） 第三十条 正规循环作业图表(见附图) 第三十一条 各项经济指标表(见表2) 第三十二条 机电设备表(见表3)
表1：劳动组织表
表3：主要经济技术指标表
第六章 安全技术管理措施
在执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》及国家、集团公司、矿业公司等上级相关文件的基础上，制定如下措施：
第三十三条 工作面一般规定
1.各工种必须经过培训，考试合格后持证上岗。
2.所有设备操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况，以确保设备正常运转，严禁设备带病作业。
3.各种运输设备必须有灵敏可靠的信号装置。
＃
4.严禁使用不完好单体液压支柱，单体液压支柱必须与支护物用直径不小于16的铅丝双股栓牢，要打得迎山有劲，直接打在实茬煤或底板上。
5.进入工作地点，工（班）长先进行安全确认，无安全隐患后，方可开工。
6.各工种工作前必须先进行安全确认，设备是否完好、工具是否准备齐全、作业地点有无隐患，有问题先处理，处理好后再开工。
7.工作人员进入工作面刮板输送机副插帮内作业前，必须先拉闭锁。闭锁使用前必
须确认其完好性，不完好严禁使用。
8.严禁带电搬运各种电气设备，严禁带电检修，停电执行停送电制度，检修前必须验电。
第三十四条 机组割煤及检修安全技术措施
1.开工前，机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖曳是否正常，若发现问题要及时处理。另外还要检查机组前后是否有人或其它杂物，一切正常后大喊三声通知周围人员发信号开车，试运转2-3分钟后发出开机警告再进行割煤。
2.坚持开机先开水，关机后关水，无水不割煤的制度。机组司机必须带好便携式瓦斯报警仪，如果风流中瓦斯浓度超过1％，立即停止割煤。
3.司机在割煤时要精神集中，随时注意顶底板情况，及时上漂或下刹。要与支架工密切配合，将煤壁割直，顶底板割平，伞檐长度≥1m时，其最大突出部分≤200mm；伞檐长度＜1m时，其最大突出部分≤250mm。
4.机组运行到机头、机尾前2组支架时，机头、机尾附近所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方，机组慢行，机组司机精神集中，防止割出煤块及锚杆伤人或割坏单体液压支柱、电缆、金属网等，同时防止滚筒割支架掩护梁损坏机组，旧帮锚杆及时回收外运，禁止拉入溜子防止损坏设备。
5.机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放杂物，副插帮联接装置要齐全，防止挤、刮坏电缆。
6.工作面原则上沿底回采；追顺槽时，在适当范围内飘、刹，飘、刹坡度要均匀。
7.易劈帮、冒顶处机组慢行或停止使用，用手镐找煤、落煤。手镐作业期间，工作面刮板输送机拉闭锁，并坚持敲帮问顶，设专人观山。
8.检修过程中，机组电门打零位各种操作手把打零位，并打开离合器，面溜拉闭锁。采煤机检修，严格按“四检制”（班检、日检、月检、季检）要求去做。
9.检修过程中，如需进入煤壁侧作业时，必须控制好顶板及煤壁（如打板、打逼帮柱等）。
10.机组停止作业时，各种操作手把打零位，并打开离合器，防止机组误动作伤人。
11.换班时，必须将机组停放在距出口不少于10m、顶板完好的地方，同时必须将离合手把摘开，打开离合开关，管制器回零，切断电源，关闭供水管路。
第三十五条 移溜安全技术措施
1.移机头时，可采用回柱绞车配合，绳头与机头架采用φ30mm³108mm的链环勾子联接，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人。
2.顶、拉溜要三组以上同时进行，配合作业，保证弯曲段长度不得小于15m，以免顶坏溜子，移溜子要成一直线。
3.移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止两端向中间移。
4.机头移过后，转载机机尾要用盖板及时盖好，并及时补齐柱子。
5.工作面运输机与转载搭接在200～400mm之间，工作面运输机与转载机搭接高度200～300mm。过转载机后单体液压支柱补齐，人员正对机头、机尾进行工作时，不准开溜。
6.发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开输送机。
第三十六条 支架支护及顶板管理安全技术措施
1.支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液、串液现象，所有管路吊挂整齐，架箱无浮煤，架间喷雾齐全，管子不敞口，不插单腿销，不许用铁丝代替插销；各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠；更换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液释放压力并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统；换下的旧件及时封堵上井，不得丢失，液压系统要按设计安装, 不得随意倒装；严禁乱拆管子和各种销子，工作面坚持支护质量与顶板动态监测工作。
2.支架要排列整齐，支架中心距1.5m±100mm，相邻支架侧护板必须伸出紧靠。支架间不许出现台阶，降架时不得超过侧护板的2/3，相邻支架无明显错茬，并且保证支架垂直于顶底板和采面运输机，允许偏差±5°。出现挤架、倒架时，可利用侧护板、单体液压支柱、防倒千斤顶处理，实现架子调向。用单体液压支柱时，要支设在稳定可
#靠地点，并在柱头、底跟垫实木料，水柱用双股12铅丝拴牢，人员躲到安全地点，并
采用远方操作。
3.移架时要带压移架，在顶板破碎、压力大、片帮严重的地点，要及时超前移架。有冒顶危险时，提前做超前板。支架要有足够初撑力，与上顶接触严密，无空顶。移架时，支架工要确认被移支架下方5m范围内无其他人员时方可操作。
4.拉架时要保证步距600mm，防止工作面落后出弯。液压支架成线，偏差不得超过±50mm。
5.支架工在工作面上漂时，及时抬好脚，下刹时卧顺架脚。抬脚使用单体液压支柱
＃柱芯时，柱头要支撑在齿条上，并用直径不小于12的铅丝双丝拴牢，另一端支撑在支
架顶梁上安全可靠地点并垫好木料，防止崩人和损坏设备。上漂下刹时注意顶底板变化，使顶梁仰俯角
6.要使用好侧护板及时调架，防止发生挤架、掐架现象。
7.工作面不开溜时，不得移架（机头、尾除外），以防冒顶压溜子。移架过程中发生冒顶时，要及时拉闭锁停溜子，待冒顶处理好后再开溜。
8.开工前和收工后都必须检查好液压支架的各种手把是否打在零位，以免自动降架发生冒顶事故。架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架活柱、柱缸上端平台和阀体无煤尘。
9.机头、机尾移架时，支架工要打好招呼，人员躲到端头5m以外或架箱内，老塘不许有人。
10.液压支架有漏液以及千斤顶和液压支架存在问题，必须当班处理；处理不了时，及时向队值班室汇报交检修班处理。
11.液压支架更换立柱时，要两人以上同时作业，严禁单人作业。首先要打好2棵临时支柱（临时支柱用单体液压支柱），然后再拆下一棵立柱（只允许拆一棵）。用千倍拉起吊大柱时，人员站在起吊点上方安全地点，躲开可能摆动的方向，千倍拉要挂在牢固可靠的地点，附近不得有人作业；换下的立柱要及时外运。
12.在工作面回采过程中，当液压支架状况不完好当班不能解决时，必须向下一班交待清楚，同时在该支架顶梁下方打1棵单体液压支柱，柱头垫好木料，并用铁丝与支
架的相应部位栓牢，单体液压支柱支撑要有力。
第三十七条 端头支护安全技术措施
1.上、下端头使用HDJA-1200型双楔金属铰接顶梁配合DZ25－25/100或DZ30－20/100单体液压支柱做端头支护，用以支护机头、机尾上方顶板。
2.机头加打两趟3.7mπ型钢梁，与出口做托梁用HDJA-1200双楔型金属铰接顶梁配合使用。
3.两趟梁间距保持在450±50mm，否则调整梁头、梁间距，各梁均匀摆布。
4.梁要挂平、挂直，梁上插严、垫实，严禁空顶。
5. 过机头、机尾时，打牢销子后方可回梁下单体液压支柱，但必须保证出口的支护密度，否则加打临时支护。
6. 回销子时，正对销子飞出方向禁止站人，以免伤人。
第三十八条 上下出口支护和回撤安全技术措施
1.开工前检查出口20m范围内的顶板、支架、煤壁情况，发现问题先处理，电缆、液管、通讯线、设备等保护好，回柱前必须将回柱绞车拉至距老塘15～20m以外上顶完好地点，并打好压戗柱。
2.出口替棚子时，坚持先棚后回，在梁空打好一梁两柱的托板支护好上顶再回棚子，回完棚子，补打支柱，可以挂HDJA-1200双楔金属铰接后，及时挂梁、打单体柱，柱子要迎山有劲，严禁抢山、退山。
3.回金属拱形棚子时要有专人观山，解卡缆时，人员站在卡缆侧外方操作，正对卡缆飞出方向严禁有人停留或作业。用绞车回金属拱形棚子时，棚腿用40T溜子链拴好，用带螺丝的刹勾与绞车绳头联接好，螺丝上满扣，人员躲开绳道及三角区。严禁用绞车掰卡缆。
4.上下出口严禁使用坏水柱。发现坏水柱后及时更换，水柱不许倒放埋压，柱头用绑丝拴牢，绑丝尾端向上弯曲，防止扎伤或滑伤人员。
5. 上下安全出口及时清理浮煤，保证上下出口高度在1.8m以上。
第三十九条 拉转载安全技术措施
1.使用液压拉转载装置时，拉转载前先检查液压系统是否完好。承载部压戗柱是否齐全有效、转载机机身和机尾是否有刮卡情况以及绳爪、大链联接情况等，有问题先处理，处理好后再使用。
2.拉转载前转载机电门打零位，除传信号人员外，所有人员躲入工作面架箱或承载部以外，传信号人员要躲开刮卡、大链崩射波及范围。
3.使用口笛做信号，禁止口喊或晃灯传信号。信号规定为“一停二开”，信号要清析明确，支架工听清信号后再操作。
4.支架工在承载部以外操作，躲开戗柱崩滑范围。戗柱两端垫木料。
5.转载机拉完，先改单体液压支柱、打齐桥身支柱、吊挂电缆、液管、改钟绳。如果造成皮带机尾移动，要及时调正，并调皮带，防止跑偏。
6.转载机拉完后在转载机机尾补打3棵单体液压支柱。
7.转载机试运转正常后再正式拉煤。
第四十条 锚杆巷道维护措施
1.回采期间定期对锚杆支护巷道进行巡查，发现失效锚杆及时补打临时支护。
2.回采过程中及时对顶板及两帮失效锚杆进行维护。巷道局部由于巷道压力等原因产生底鼓清卧时，最下方的锚杆距底板超过400mm时，必须及时补打支护。
3.任何人员在锚杆巷道内行走或作业时要精神集中，防止巷道受压导致锚杆崩螺母、托盘、断锚杆及断锚索等掉落伤人。
4.锚杆巷道进行定期顶板离层观测，在回采期间工作面煤壁前方0～50m范围内每两天观测一次，50～100m范围内每四天观测一次，100m以外范围每周观测一次。回采影响期间，10天内允许顶板累计下沉量不超过50mm，最大下沉速度小余6mm/d，否则及时汇报并采取措施处理。
第四十一条 巷道维修安全技术措施
1.系统内巷道出现顶、帮空等地段，要及时插背，棚子变形严重时要进行套修。
2.套修、插背、蹬腿时，可两个头相向进行，间距不少于5m。
3.套修、插背、蹬腿前，仔细检查附近支架、顶板、煤帮情况，有问题先处理。工作时要随时敲帮问顶，找好掉，并将后路清理干净，保证后路畅通。
4.套修或蹬腿时，要事先打好中柱或托梁。套修坚持先棚后回，棚一架回一架，严禁大拆大扒，棚距为600mm时，最大临时空顶距不超过900mm，并先回腿后回梁。有冒顶危险时，打好撞楔，再回棚子。
5.套修上梁时不少于4人，互叫互应，并有1人负责观山。新棚子要迎山有劲，不得前倾后仰，上顶两帮插严背实,上好支拉杆。
6.皮带巷套修时，必须提前钉好皮带包箱；信号、急停灵敏可靠，并设专人负责看护急停，作业人员严禁蹬在皮带上作业。
7.套修人员必须保护好电缆、管线及电气设备。
第四十二条 回缩皮带安全技术措施
1.回缩皮带运输机机尾前，首先将皮带煤拉空拉净。
2.将皮带电门打零位，并有效闭锁。
3.用JH-14绞车拉机尾纵梁前，要先检查好绞车绳有无损坏，绳头是否牢固无断丝，绞车压戗柱是否合理有效。
4.连接绳头要使用专用连接装置，并做到连接可靠。
5.开绞车前要先试好联系信号，做到有效联系后方可进行操作。信号规定：一停二开三松绳。
6.在缩皮带输送机机尾过程中，绞车绳道内、运输机机尾摆动范围内，严禁有任何人员；如有意外受力或其它紧急情况应立即停止操作，检查并排除障碍后方可继续操作。
7.皮带回缩完成后，将JH-14绞车绳盘好，重新拉紧皮带，调试皮带运转正常。 第四十三条 回柱、放顶安全技术措施
1.开工前先验好顺槽猫窝内的通风设施及有害气体、顶板、煤尘、支架后路等情况，检查绞车信号、绳、绳头、压戗柱等是否齐全可靠，发现问题先处理再开工。
2.回柱顺序：上出口从下往上回，下出口从上往下回，全部为由老塘往外回。人员严禁进入无支护区域。
3.回柱时，禁止大拆大回，先回柱后回梁，不许回串梁，不许淹埋单体液压支柱。
4.回柱时要有专人观山，必须将单体液压支柱放液后用绞车拉出，不许生拉硬拽，拉不出时，挖窝软落，软落前先加固好周围支架，然后挖窝，窝挖好后，用40Ｔ溜子链或绳爪与刹勾联接梁（柱）与绳头，刹勾螺丝上满扣，然后用绞车拉出。
5.回柱（梁）时，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人，绞车司机不许手摸、脚蹬绞车绳。
6.回完后要挡好旧金属网或笆帘，清理窝内散出的煤矸。旧料、双楔梁、单体液压支柱及时运到超前以外码放整齐，以保持后路畅通。
7.下运掏窝时，工作面运输机及转载机电门必须打零位。
第四十四条 辅助运输安全技术措施
Ⅰ.轨道运输
1.运输过程中严格按规定挂数挂车，即在2320、3320斜井内运输时，空车和木料车两个，其他车辆一个。并严格按规定设置挡车器，以防跑车伤人。其他巷道内运输时，空车和木料车四个，其他车辆两个。
2.开工前必须先检查绞车、钢丝绳、信号、压戗柱、车档、轨道、绳与滚筒连接是否可靠、安全、灵敏，保险绳是否够长，发现问题要先处理好再开工。绞车开动前一切人员必须远离绳道，躲到安全地点，以免断绳伤人。
3.斜井内绞料时，坚持“行车不行人，行人不行车”的原则，在所有通往运输系统的通道处设置警标，并安排专人在安全地点截人，截人位置必须躲开跑车可能波及的范围以外的地点。2320、3320斜井绞料时，在2320、3320斜井上、下坡头及其他与之相通的联络巷设专人在安全地点进行截人。
4.信号规定：一停、二开、三松绳、四行人。
5.斜井运输过程中必须使用保险绳和尾绳，主绳、保险绳及尾绳与矿车连接处必须使用专用矿车连接刹勾，螺丝上满扣。
6.使用临时绞车时，必须打好四压两戗柱，材料使用Ф160mm以上的圆柱或150×120mm（宽×厚）以上规格方木。
7.对拉绞车的巷道严禁跟件。斜巷内严禁跟件。
8.信号联系不清楚，严禁开动绞车。
9.两台绞车对拉时，整个运输区域内严禁有人。绞车司机由一方发出开车信号，经另一方回信号确认可以开车时方可开车。信号不清时，严禁开车。两台绞车对拉过程中，绞车司机要求精神集中，相互配合好。随时注意绳的变化情况，有问题及时发出停车信号进行处理。
10.绞车司机要精神集中，随时注意绞车运行情况，发现异常或认为中间落道时，要及时停车检查。
11.斜巷内矿车落道复轨时安全措施：
（1）复轨人员必须同信号把勾工联系好后由斜巷上方下人处理，经检查后同信号把勾工联系好后共同采取措施进行复轨。严禁从斜巷下方上人进行复轨。
（2）复轨时和信号工确定好复轨信号和注意事项，班长现场指挥。
（3）复轨前首先检查联接装置是否牢固、可靠，发现问题必须处理好后再开始复轨工作。
（4）复轨时绞车司机将绳绷紧，稳好闸，不许离岗。落道车下方不准有人停留和工作，处理落道车人员在车的侧面操作，先处理上方车轮，再处理下方车轮。
（5）严禁摘车复轨。
（6）严禁用松车或牵引的方式进行复轨。
（7）斜巷处理矿车落道时，巷道附近必须清理干净，复轨结束后要将使用材料码放好，清好道眼。
以上未尽事宜严格执行公司下发的机车、矿车落辙复轨“八不准”、“八必须”。
12.各台绞车绳严禁在滚筒上出现绳套，如果发现必须先处理好，防止断绳或抽伤人员。绞车运转时禁止用小板别绳，闲置不用的绞车绳要卷好。
13.绞车司机离岗后开关打零位，三联钮吊挂在巷帮上。
14.人力运料和车辆过风门时，要求过一开一，严禁同时敞开两道风门。
15.运输矿车时，各处摘挂钩时，必须将车停稳后再摘挂钩。摘挂钩时绞车不准动作，把钩工严禁站在道心内，头部和身体严禁伸入两车之间进行操作，必须使用专用的摘挂链钩子，严禁人员用手操作，并不得进入矿车之间摘挂链，以防车辆滑动碰伤身体。
16.把钩工必须站在轨道外侧，距外侧轨道200㎜左右摘挂钩。
17.把钩工摘挂钩时如遇到摘不开、挂不上时，严禁蹬绳操作，必须采用专用工具操作，以防止车辆移动身体倾倒摔倒，造成事故。
18.运输过程中必须在末一辆矿车上挂好红灯。
19.平巷需临时存车、卸车时必须用一根1200³150³120mm3方木或2000mm³φ160mm半圆打在车轮下；用两根2000mm³φ160mm以上的半圆戗在矿车上。
Ⅱ. 搬运设备措施
⑴ 用绞车时要严格遵守绞车运料的安全措施。
⑵ 用口笛作信号时，绞车司机要确实听清信号后方许开车，规定信号为：一停、二开、三松车。
⑶ 起吊点必须选择上顶和支护完好地点，并提前加固起吊点支护，否则严禁起吊。严禁用台棚、插粱及非起吊锚杆起吊重物。
①使用绞车起吊重物时，起吊点必须设置吊轮，并将绞车绳完全入进吊轮内。起吊过程中，人员必须躲开绳道、三角区及反三角区。同时，重物下方严禁有人，任何人身体的任何部位不得进入重物下方。人员必须躲到侧外方安全地点，躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山，并随时关注吊轮及吊点支护情况，有问题必须立即松绳并停车后处理。
②金属拱型支架巷道地段使用千倍拉时，千倍拉严禁直接吊挂在支拉杆上，必须用专用钩子（ф30³108mm或ф26³96mm开口钩子）挂在棚梁上。大链与棚梁必须拴牢，联结处使用专用刹钩，螺丝上满扣。千倍拉与重物之间必须联结牢固。使用千倍拉严禁斜拉歪拽，重物下方严禁有人，任何人身体的任何部位不许进入重物下方，人员必须躲到侧外方安全地点，躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山，并随时注意吊点支架情况，发现问题，立即停止作业进行处理。起吊过程中使用钎子调向时，注意和周围人员招呼好，作业时人员躲开重物可能下甩范围，站在侧外方操作。使用钎子选好支点，并看好附近设施、设备，防止损坏设备、设施。平轮和千倍拉不许超负荷使用，用平轮或千倍拉时，先试吊，没问题再起吊。整个起吊过程中，现场必须由工（班）
长统一指挥。
③锚杆巷道起吊时：应先并排打好两趟一梁四柱托梁，临时托梁使用3000mm³170mm³160mm（长³宽³厚）或2400mm³150mm³120mm（长³宽³厚）的方木。下方用单体液压支柱支撑，并在方木上拴好40T溜子大链设置起吊挂点，大链联结必须使用专用刹钩，并及时上齐、上紧螺丝。托梁可根据现场情况合理截取使用；单体液压支柱与托梁之间必须用直径16#以上规格铅丝双丝拴牢。
⑷人力推车、装卸料安全技术措施：
① 装料时，一般不得超过车沿0.2m。
② 二人同时装卸料时，须互叫互应，先起一头或放一头，不准盲目乱扔。
③ 由垛上取料时，必须先拿上边的，禁止抽拿或放垛。装、卸料注意保护好水管、电缆。
④ 材料在指定地点分类码放整齐，并不能影响车辆通过。
⑤ 推车时手不得扶在材料的最上层或车帮，以免碰伤，推车时必须臂向前伸，目视前方，不准低头推车，头不准伸入车内，以免挤伤头部，平巷时，两车间距不小于10m，超过7‰时，按斜巷管理规定执行。
⑥ 推车时禁止放飞车或撒手使车自己滑行，禁止蹬、坐在车上。
⑦ 在下列情况下推车人必须发出警号，并减速：开始推车、坡度由小变大、接近弯道、接近岔道、接近石门口、接近风门、车落道或两车接近、前方有人或其它故障。
⑧ 车辆停车时，无论坡度大小都应用木楔打眼，严禁用煤块、矸子块打眼。 ⑨ 由岔道往主要运输道推车时，车到道口必须停车，看好有无车辆通过，不许将车直接推入主要运输道，以免发生撞车事故。
Ⅲ.工作面刮板输送机运料安全技术措施
⑴运料工作由工班长统一指挥，未经工班长同意，严禁用运输机运料。
⑵运料前要与运输机司机联系好，信号规定为“一停、二开”，严禁倒车运料。 ⑶运输机存煤不得超过溜槽深度的2/3，放料间距不少于5m，严禁堆放。 ⑷坚持装前卸后的原则，装、卸料时必须拉闭锁停车。
⑸运料过程中无关人员躲入架箱内安全地点，专人在料后监护料的运送情况，专人看守闭锁，机组上方15m设专人看护，发现隐患立即拉闭锁停车。
⑹运料时，必须将料与运输机刮板、大链拴牢，前后不少于两道绑丝。
⑺运输机运转中正对机头方向禁止有人，料距机头5m时提前卸出，防止支倒柱子或棚梁。
⑻机组前后15m卸料时，机组必须摘刀，管制器回零。
⑼机组运行中严禁运料。
⑽严禁工作面运输机运送铁棚子。
⑾工作面采高低于1.8m时，不许用工作面刮板输送机运料。
第四十五条 综采泵站运行安全技术措施
1.泵站司机要携带折射仪，检查保护使用好各种开关，发现问题及时汇报处理，乳化液配比浓度要达到3～5％，压力不低于30MPa。
2.定期清洗各种过滤器，并及时添加油液。泵箱每月至少清洗一次。
3.泵站若停放在凹坑地段时，在风道距泵站10m外设好阻车器，泵站所有设备最突
出部分与运料车帮间距不得小于200mm。
4.泵站司机不许离开岗位，要精神集中，站立看泵，不得坐看，及时填好泵站运转情况记录。
5.每间隔2h，两台泵交替使用一次。每月月检一次，更换各种易损件。
第四十六条 皮带输送机及检修安全技术措施
1.皮带输送机司机坚持持证上岗。开机前检查设备、信号、各种保护完好情况，没有问题后，用信号联系好后点动开车两次，禁止一次起车，打停车信号后，要立即停车。
2.皮带输送机要求信号灵敏可靠，信号规定为：一停、二开、三联系通话。
3.皮带输送机运转时，严禁在输送机上站立或行人。
4.皮带输送机司机要站在无塌冒危险和不被大块挤伤的安全地点工作。
5.维修人员要及时清理机尾及皮带下部的浮煤，以防磨皮带或堵塞机尾。严禁在皮带运转时清挖机尾。
6.皮带巷保证有0.7m人行道，不足宽度处及时钉过桥；金属拱形支架支护区域可采取套修或蹬腿的方法以保证人行道宽度。
7.皮带运输机检修时，必须将煤拉空拉净，皮带空运转一周。
8.检修前必须将电门打零位，并有效闭锁，挂停电牌。
9.严禁在皮带输送机开动时更换皮带上下托辊。
10.皮带主滚筒上方要盖严盖牢，防止人员掉入，打口机掐接皮带时，人员必须检查主滚筒上方盖板是否牢固，方可进行作业。皮带打口时接口要严，要用直尺割口，吐出的皮带卷好，及时装车上井，任何人不得随意割皮带。
11.检修完毕后，清点清理工具，一切无误后本人取回停电牌，试车。
12.换班前必须将运输机电门打零位。
第四十七条 日常检修安全技术措施
1.检验和日常维护保养分管的机电设备，除作预防性的小修外，并要巡回检查和有计划地检修机电设备，发现问题及时处理。
2.除掌握本单位设备设置外，还必须熟悉分管范围内的低压供电系统、设备性能和使用注意事项，非本单位机电设备及供电系统，严禁私自操作和处理。
3.严禁带电作业并严格执行停送电制度。执行停送电二人操作制，一人操作一人监护。停电后必须验电、放电，挂好停电牌，工作完毕后，进行送电试运行，所有切断电源的开关手把必须打零位并拉闭锁，同一线路上多人作业时，每个人都必须挂好自己的停电牌，不准借他人的停电牌进行工作，停电牌必须由本人取走。检修和安装电器设备，必须按停电票批准时间进行。
4.生产班在生产过程中，如遇到电气设备问题时，必须由机电维护进行处理，检查处理前必须判断确认好问题原因，然后严格执行停送电制度，并按操作程序进行验电。进行分级电气设备检修时，必须确认上级电气设备处于分闸断电状态，防止误送电。
5.坚持检漏继电器试跳制度，严禁甩检漏。
6.验电时，必须使用同电压等级的试电笔。
7.检验、修理电气设备前，必须开启便携式瓦斯报警仪检查设备附近的瓦斯浓度，无问题后方可检修，并将便携式放在设备上处于检查状态。
第四十八条 提高煤质技术管理措施
1.工作面遇断层等构造及时调整工作面上飘或下刹及采高，减少工作面割矸。
2.加强巷道维修，减少冒高。
3.加强工作面质量管理，发现有空顶危险时提前做超前板，以防冒顶矸石混入。
4.在巷道高度不足时，不见底的地方要下卧。
第四十九条 防透水安全技术措施
1.工作面回采前，下运要安设好排水管路，形成排水系统，保持水泵完好和排水管路畅通。
2.回采时现场班组长及各工种要密切注意顶板和老塘涌水情况，发现突水时按避灾路线及时撤人，必须先向调度室汇报再向队汇报。
3.严格控制冒顶以防因上顶矸石冒落引起透水。
4.工作面发现有挂红、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、有臭味等突水征兆时必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警告，撤出所有受水威胁地点的人员。
未尽事宜执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》及国家、集团公司、矿业公司等上级相关文件，施工中如遇地质构造等异常情况，另写补充措施。
第五十条 防排水设计
工作面北部、南部分别为3322B、3326B待设计工作面，东部为3320皮带巷和轨道巷，上覆2092Ⅱ、2099、3312采空区和3314综采工作面。工作面不受强含水层威胁，水文地质条件较简单，但由于工作面为三水平12－1煤层首采区，且地质构造复杂，受其影响回采时可能会有少量顶板裂隙水。
33正常涌水量：0.15m／min，最大涌水量：0.4m／min。
①排水路线：工作面自流→下运集中排水站(标高-496.20，距切眼116m处)泵排水→下运→3320皮带巷→3049皮带大巷→三水平水仓。
3②水泵台数：QSK50-24/2-5.5型2台潜水泵：(Q排=0.83m/min,H扬=24m)；
N=1.2³Q涌水量÷Q排水量
N正:正常涌水量所需水泵台数, N最:最大涌水量所需水泵台数,
N正=1.2³0.15÷0.83=0.15台
N最=1.2³0.4÷0.83=0.58台
考虑到井下环境等因素选定:在集中排水站设QSK50-24/2-5.5型潜水泵2台，其中1台使用，1台备用。
水泵扬程验算:3324B工作面下运最低标高为－496.20m，最高点为－491.51m。排高Hp=4.69m,考虑吸高Hs=2.0m。
Hb(扬程)=K(Hp+Hs)=1.3(4.69+2.0)=8.7m
③排水管路
下运排水管路：铺设一趟φ108mm铁管
3Q(排量)= 3.14³0.05m³0.05m³120m/min=0.94 >0.4 m/min(最大涌水量), 满足
要求。
④排水水窝：在下运距切眼161m设置水窝一个，规格为6m³3m³1m。
⑤水泵安装和排水方式：
水窝处安装2台QSK50-24/2-5.5型潜水泵，水由水窝排至主排水铁管的泵排方式。 工作泵与备用泵必须均保证两趟660V电源供电，即一趟来自3324干变，一趟来自3033配电室。
⑥设备要求
备用泵必须事先进行试验，确保排水设施随时完好，随时能够投入使用。
⑦安全技术措施
在回采过程中，加强顶板管理，防止冒顶透水事故的发生，同时，加强排水设备及供电系统的检修工作，使排水设备处于良好的工作状态。同时，下运为了防止发生水灾时冲刷巷道，下运排水沟及时清挖，防止发生阻塞，出现冲刷巷道现象。
第五十一条 工作面防尘供水设计
根据3324B综采工作面各生产工序的需要水量，对供水量，供水压力和水质都提出了较高的要求，为此特制定防尘供水措施：
⑴供水管路系统
3324B风道：1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道→采面架间喷雾、机组喷雾、净化水幕、冲刷巷道
3324B下运：1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B下运→净化水幕、转载除尘、冲刷巷道
工作面风道、下运供水管路均为ф108mm管路内径为100mm无缝钢管。
①采煤机耗水量Q1
双滚筒采煤机，每个滚筒安装12个PZA-2/55型喷嘴，按喷嘴水压为2.0MP计算，根据喷嘴“压力－流量”特性，
则机组的耗水量为：
Q1＝8.7L/min³12³2＝208.8 L/min
②支架移架喷雾喷嘴耗水量Q2
每组支架安装一道喷雾，每道喷雾有1个PAA－3.5/70型喷嘴，采面共93组支架，，按同时开启2道喷雾，安喷嘴水压为2.0MP计算，则移架时最大耗水量为：
Q2＝12 L/min³2³4＝96L/min
③运煤系统各转载点喷雾、净化水幕Q3
按下运安装一部面溜、一部转载机、一部胶带输送机、3320皮带巷一部胶带输送
机（各1个喷嘴），2组净化水幕（各6个喷嘴），则最大耗水量为：
Q3＝12L/min³4³2+12L/min³6³2=240L/min
④工作面风道安装1道净化水幕Q4
工作面风道安设2道净化水幕，每组6个喷嘴，则最大耗水量为：Q4＝12 L/min³6³2＝244L/min
Q由上可知，工作面最大耗水量为：
Qmax＝Q1＋Q2＋Q3＋Q4
＝208.8＋96＋240＋244
＝788.8 L/min
⑵供水管路系统能力较核
工作面下运最大需水量Qmax1
Qmax1＝Q3＝240 L/min
工作面风道最大需水量Qmax2
Qmax2＝Q1+Q2+Q4＝548.8L/min
工作面上、下顺槽供水管路按经济流速2m/s较核：
风道、下运管路校核：
Q风＝（0.1³0.1³π/4）³2³60³800＝753.6 L/min＞Qmax2＝548.8L/min 由上述计算可知，工作面管路选型能够满足供水要求。
第五十二条 3324B综采工作面“一通三防”安全技术措施
㈠通风安全技术措施：
1.工作面必须实行独立通风。工作面回采期间，保证有效风量为450m3/min。
2.工作面必须采取“U”型、全负压、上行通风方式。
3.加强风门的管理，所有风门使用连锁装置，运料时要保护好风门，严禁用矿车撞风门。发现风门破损或漏风严重时，及时向调度室或通风部门汇报，保证通风系统的稳定。车辆或大件通过风门时，必须明确专人负责开关，如大件过风门有困难需拆风门，必须提前与通风区联系。风门前后5m范围内禁止堆放杂物，任何人不得损坏风门。
4.工作面上、下出口及超前支护范围巷道高度必须与采高相适应。
5.3061溜煤井要保证留有一定量的存煤，避免大量的漏风。同时在3061溜煤井安设物位仪，监测溜煤井内的存煤量，当溜煤井内的存煤量≤2m或≥8m时，物位仪报警，提示给煤机司机控制好煤量。
6.3324工作面区域密闭前5m范围内禁止堆放杂物，严禁损坏栅栏。
㈡防治瓦斯安全技术措施：
1.安全监测系统：
⑴监测系统电缆线路：3324B风道→3320轨道巷→3049大巷→3033配电室→3048大巷→2048大巷→1048大巷→副井→地面监测机房，监测系统主机型号KJF19，位于3320轨道巷；监测探头型号KJ101-45，工作面探头应垂直悬挂，吊挂在风道距工作面不大于10m，距顶板不大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方。工作面工（班）长必须携带瓦斯报警仪，用以监测上隅角瓦斯，且要挂在距顶不超过300㎜，距巷道侧壁不小于200mm的地方。在距风道口10m范围处安设温度、一氧化碳监测探头各一个，
吊挂在距顶板不大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方。
⑵保护好监测探头，及时吊挂线路，随工作面推进及时外倒，以防损坏。工（班）长开工前先要检查瓦斯探头完好情况，发现异常，及时与通风监测部门联系，只有确认无问题后，方可开工。妥善保护好瓦斯探头和线路，发现问题及时向通风区和调度室汇报，随工作面推进及时外倒，以防损坏。
⑶甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围：
①警报浓度：≥1.0%CH4
②断电浓度：≥1.5%CH4
③复电浓度：＜1.0%CH4
④断电范围：工作面及其风道内全部非本质安全型电气设备
2.严格按照安全监测系统管理的有关规定组织生产，发生监测系统报警后，必须停止作业，切断电气设备的电源，撤出人员，采取措施，进行处理。停电时，立即通知瓦斯检查人员检查瓦斯；恢复送电时，要经过瓦斯检查人员检查符合规程规定后后，才准许恢复送电工作。
3.工作面上出口毛窝要及时掏。风道掏窝作业时，先检查风道毛窝内的瓦斯浓度，浓度大于1％时，禁止进行掏窝作业，防止产生的火花引爆毛窝内的瓦斯。
4.机组司机必须携带瓦斯报警仪。
5.工作面上隅角吊挂风帐：
⑴当工作面掏窝回柱子时，风帐挂好。
⑵风帐遮挡面积为工作面控顶面积的1/3～2/3，吊挂要求：风帐要求上、下端与出口、上下端距离不大于200mm；风帐边要求一端引至工作面，另一端距老塘≤500mm，角度45°。
6.各种设备保持完好，消灭失爆。
㈢综合防尘安全技术措施：
1.风道、下运安设灭尘供水管路，皮带巷每50m，轨道巷每100m安一个三通阀门，并配备足够长度的灭尘软管。控制瓦路便于开关，坚持每天冲洗一次风道、下运巷帮。工作面及外围巷道不准有厚度超过2mm，连续长度超过5m的煤尘堆积。
2.采煤机安装内、外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5 Mpa，喷雾流量应与机型匹配。
3.液压支架安装喷雾装置（机头、机尾各三组除外），降柱或移架时同步喷雾。
4.工作面的风道安设2道能封闭巷道全断面雾化效果好的净化风流水幕；第一道距工作面的距离≤30m；第二道距工作面的距离≤80m。
5.输送机转载点等产尘地点，安设喷雾装置，作业时进行喷雾降尘。喷雾装置的喷嘴采用铜质等不锈材料，雾化效果好。
6.加强个体保护，主要工种必须配戴防尘口罩。
7.风道、下运距工作面60—200m安设30 L³60个隔爆水槽，并且挂牌管理，隔爆水槽要注满水，如有损坏，及时更换。隔爆水槽应长边垂直巷道走向吊挂，排间距为
1.2-3m，隔爆水槽和隔爆水槽与巷帮之间距离不小于100mm，水槽距离轨道面不小于
1.8m。
㈣防灭火设计：
1.各皮带机头、机尾、储油点，配备干粉灭火器2个，皮带机头、储油点、配置主要电器设备砂箱（0.2m3）和防火锹、镐各1把。
2.所有运输皮带使用阻燃皮带，并安装齐全有效的烟雾、温度、洒水、煤位、速度、急停、跑偏等保护装置、声光信号灵敏可靠。皮带托辊保持运转灵活，浮煤随时清理，严禁托皮带。
3.如有发火现象或发生火灾时要立即汇报调度室，并由现场管理人员或工（班）长及时组织人员进行处理，可利用灭火器和静压水直接灭火。火焰较大时，严禁用静压水直射火焰的内焰；电器着火时，在没有断电情况下严禁用水灭火，着火时维护要在立即将电器设备断电。现场火势无法控制时要按避灾路线迅速撤人并同时汇报给公司调度室。
4.防火门位置的选定及技术要求
风道位于风道口5m处，下运位于储带仓后10m处。当3324B工作面投产前，风道、下运按选定的防火门位置构筑好防火门墙，并储备2.0m3消防砖及0.5m3沙子。
墙体厚度不得小于500mm；墙体四周掏槽与巷壁接实；防火门断面符合行人、通风和运输要求；封闭防火门所用的板材要逐次编号排列，其厚度不得小于30mm，每块板材宽度不小于300mm，拆口宽度不小于20mm，并要外包铁皮，专人负责定期进行检查，发现变形或丢失及时更换或补充。
第五十三条 3324B综采工作面系统内斜井绞车运输安全系数验算
㈠计算原则：
1.绞车校核：
根据公式Pmax＝W²g²（sinα＋f1²cosα）＋q²L²g²（sinβ＋f2²cosβ）计算钢丝绳的最大静拉力Pmax（即绞车提升载荷）。
(《矿井提升设备》孙玉蓉、周法孔主编 第二章第二节)
式中：W——绳端载荷（kg），单个矿车及其最大载重（950＋3000）²0.9≈3563（kg）；
g——重力加速度，9.8N/kg；
α——提升时矿车坡度（°），按斜井坡度计算；
β——提升时钢丝绳坡度（°），按斜井坡度计算；
f1——矿车轮对轨道摩擦系数，取0.01（0.01～0.015）；
f2——钢丝绳运行阻力摩擦系数，取0.1（0.1～0.15）；
q——钢丝绳单位长度质量（kg/m），φ21.5mm钢丝绳为1.66 kg/m；
L——产生最大拉力处至滚筒切点绳长（m），按斜井长度计算。
将Pmax与绞车牵引力比较，小于绞车牵引力时，说明所选绞车满足提升要求。（JD—40kW调度绞车牵引力30000N。）
2.钢丝绳安全系数校核：
根据公式n＝Nmax/Pmax计算钢丝绳安全系数，
(《矿井提升设备》孙玉蓉、周法孔主编 第二章第二节)
式中：Nmax——钢丝绳最大破断力（N），φ21.5mm钢丝绳245500N；
Pmax——钢丝绳的最大静拉力（N）。
上式计算结果n＞6.5时为合格。
㈡安全系数验算：
1. ㈠2320斜井上坡头安设一台JD—40kW绞车负责牵引，并使用φ21.5mm钢丝绳。α、β为20°，L＝310m。
1.绞车校核：
钢丝绳最大静拉力 Pmax＝3563² 9.8²（sin20°＋0.01²cos20°）＋
1.66²310²9.8²（sin20°＋0.1²cos20°）≈12432.57（N）＜30000（N），说明使用40kW调度绞车满足提升要求；
2.钢丝绳安全系数校核：
Nmax/Pmax＝245500/12432.57≈19.7＞6.5，说明合格。
（二）其余斜井坡度均小于20°，长度L均小于310米，且都采用一台JD—40kW绞车运输均不做验算。因此整个系统内，斜井绞车绳均能满足实际需要。
第五十四条 无计划停电停风应急预案
当工作面因故无计划停电停风时，为保证工作面安全地恢复通风，防止瓦斯事故发生，制定本预案：
1、工作面因故无计划停电停风后，现场班长立即组织工作面及回风巷道内全部人员撤到全风压巷道内待命，巷道口打上栅栏；命令机电维护切断工作面及回风巷道内全部非本质电器设备的电源；同时汇报给公司调度室和通风区调度室。
2、如果瓦斯员没有在事故现场，通风调度将该段瓦斯员的工作区域告知现场班长，现场班长立即安排足够得人员在最短的时间内将瓦斯员找到。
3、供电、通风正常后，瓦斯员在现场指挥进行恢复通风工作。
4、如果证实巷道回风流中的瓦斯不超过1%和二氧化碳不超过1.5%，即可恢复正常通风；同时恢复巷道内电器设备的供电。
5、如果因无计划停电停风造成了巷道内的瓦斯积存，在恢复通风过程中，证实巷道回风流瓦斯超过了1%，在处理瓦斯完毕恢复正常通风后，现场机电维护首先将巷道内所有开关大盖打开，利用风流冲洗开关内的残留的瓦斯，冲洗10分钟后方准允许恢复巷道内电器设备的供电。严禁无处理开关内残存的瓦斯恢复巷道内电器设备的供电。
6、工作面恢复正常通风后，现场瓦斯员和班长及时向公司调度室和通风区调度室汇报事故及处理详细情况。
3324B综采工作面回采作业规程
第一条 为了保证生产安全，依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程。凡本工作面作业人员、本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。
第一章 工程概况
第一节 概述
第二条 位置及范围：
3324B综采工作面地面标高+27～+29m，工作面标高-470～-510m。
工作面地面位置位于老二十二冶路口往西150m，往南70m处，斜串老二十二冶东西主道。
第三条 煤层及四邻采掘关系： 1.煤层：12－1s
2.工作面北部为3322B设计工作面，南部是3326B设计工作面，东部是3320轨道巷和皮带巷，上覆2092Ⅱ、2099、3312采空区和3314综采工作面。
第四条 煤层赋存条件及储量： 1.煤层倾角：3～8°，平均5°。 2.走向长度：512～618m，平均565m。 3.倾斜长度：136～140m，平均138m。 4.煤层厚度：1.6～2.3m，平均2.17m。
5.煤层结构：工作面煤层为复杂结构，中部含有一层碳质泥岩夹矸，厚约0.5m，上分层煤厚0.9m，下分层煤厚0.77m，煤层为黑色块状或条带状构造，玻璃光泽，上部为亮煤。煤层开采指数：Km＝1，变异系数(％)：r＝9％，稳定程度：稳定。
6.工业储量：228413t。可采储量：216992t。 第五条 水文情况：
工作面不受强含水层威胁，水文地质条件较简单，但由于工作面为三水平12－1煤层首采区，且地质构造复杂，受其影响回采时可能会有少量顶板裂隙水。
33
正常涌水量：0.15m／min，最大涌水量：0.4m／min。 第六条 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况：
3
1.瓦斯绝对涌出量：0.32m/min
3
2.CO2绝对涌出量：0.58m/min 3.煤尘爆炸指数：41.13%
4.煤层自燃：有发火倾向，但无发火记录。 第七条 地质构造：
工作面地质条件较复杂，受断层影响，煤层厚度、产状及顶板条件变化较大。掘进 时揭露的具体断层见下表：
第八条 煤层顶、底板岩性表 第九条 顶板分析 ㈠老顶分级
Pe＝241.3ln(Lf)－15.5N＋52.6hm
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
式中 Pe——老顶初次来压当量，KPa； Lf——老顶初次来压步距，m；
N ——直接顶充填系数，N＝hi/ hm；
hi——直接顶厚度，m； hm——煤层采高，m；
Pe＝241.3³ln25－15.5³（9.95/2.1）＋52.6³2.1＝813.73 Pe≤895，因此，确定老顶为Ⅰ级，属来压不明显顶板 ㈡直接顶
根据矿压组对同类工作面实测结果分析，预计直接顶初次垮落步距L0＝16±2m，介于8～18m之间。
因此，确定直接顶为II类，属中等稳定顶板。 ㈢直接顶垮落充填情况分析：
∑h＝M/（Kp-1） (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中 ∑h——充满采空区所需直接顶垮落厚度，m；
M ——煤层采高，2.1m；
Kp——岩层垮落后岩层碎胀系数，取1.35。
∑h＝2.1/（1.35-1）＝6.0m
第十条 煤柱形成支承压力区：
随着工作面的切眼向前推进，以煤柱至远方支承压力分为三个区域： 压力急增区：0～18m 压力升高区：18～56m 压力缓升区：56～80m
第十一条 采煤工作面巷道所受动压影响：
风道、下运所受动压影响，即为压力高出原始应力部分，根据影响程度，压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7～10倍。
第十二条 采面支护强度计算 根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类，3324B综采工作面顶板分类分级为：直接顶为Ⅱ类，老顶Ⅰ级。选用架型为掩护式液压支架，要求其支护强度应不小于：
P＝n.m.r³9.8³10-6 (《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编) 式中：P——考虑直接顶及老顶来压时的支护强度（MPa）
n——安全系数，n=6
r——直接顶岩石容重，r=2.5t/m3
P＝6³2.1³2500³9.8³10-6＝0.31 MPa
鉴于我矿煤层采用走向长壁综合机械化采煤法，工作面选用G320－9.5/28型掩护式支架支护，该支架额定工作阻力为320t/架，支护强度为0.47~0.58 MPa，所以G320－9.5/28型掩护式支架满足矿压要求。
第十三条 采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算 1、根据矿压要求，上、下出口及端头支护密度应满足： Pr 0.31³1000
n＝———＝————————＝1.275棵/m2
RT 0.9³0.9³300
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
式中：Pr——工作面合理的支护强度，kPa；
n——工作面合理的支柱密度，棵/m2；
RT——工作面支柱的实际(有效)支撑能力，kN/柱；RT＝KB²KZ²RB KB——支柱承载不均匀系数； KZ——增阻系数；
RB——支护回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱； 2、支护强度校核： 1 1
n＝————＝————＝1.28棵/m2 a²b 0.6³1.3
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
1 1
n＝————＝————＝1.67棵/m2 a²b 0.6³1.0
式中：a——工作面单体液压支柱柱距，m；
b——工作面单体液压支柱排距，m；
上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均小于1.275棵/m2，结合工作面原巷道采用锚网支护，二者支护强度满足矿压要求。
第二章 巷道布置及规格
第三章 采煤方法及回采工艺
第十四条 采煤方法：
采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，顶板管理为自然垮落法，沿底回采。
第十五条 回采工艺：
㈠工作面回采工艺：工作面采用MG－500型双滚筒采煤机，G320－9.5/28型掩护式液压支架及SGZ－730/264型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。
㈡回采工艺流程：正常情况下：割煤——移架——顶溜
顶板破碎时：割煤——顶溜——移架
割煤：采用MG－500型双滚筒采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤，每刀进尺600mm，进刀方式为端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀。
移架：支架为邻架操作，由下组支架控制上组支架，割煤后，沿割煤方向及时移架，支架移到位，升至额定初撑力后，手把复位。如顶板破碎时，超前移架。
移溜：刮板输送机弯曲长度10～15m。操作时，支架工要相互配合，将刮板输送机移向煤壁，步距600mm，保证刮板输送机直率。
㈢采高确定：根据煤层的地质赋存情况，确定工作面采高为2.0～2.1m，通过断层构造时适当降低采高。
第十六条 工作面支护
1、工作面选用93组G320－9.5/28型掩护式支架支护。 2、工作面上下端头支护：
工作面上下端头使用HDJA-1200型双楔金属铰接顶梁和DZ25-25/100单体液压支
柱配套进行支护，梁距450±50mm，机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销，椭圆销用大锤打上劲，梁距超过500mm时，要及时调整梁距或建梁。支架边至双楔铰接金属顶梁间加卧一块3000³170³160mm3方木或3000mm³φ180mm半圆，一板至少三柱，支柱使用DZ25-25/100单体液压支柱，方木或半圆随推采往前串。如腮部煤壁松软，易片帮、抽冒，必须用手镐刷帮，超前挂梁，上顶插严背实，煤壁侧护好帮。为加强支护，在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内，加打两块3.7mπ型钢梁，以维护下端头，随工作面推进向前交错前串，一梁不少于三柱。
3、上、下出口支护： （1）金属锚网巷道地段：
在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有金属锚网支护下方打托梁, 用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁。10m以内下出口5趟（其中贴帮柱2趟，中间3趟），上出口4趟（贴帮柱2趟，中间2趟），10～20m范围上、下出口中间各打2趟，柱距均为600±50mm。
（2）金属拱型支架巷道地段：
金属拱型支架巷道段，在上、下出口20m范围内加强支护，即在原有支护下方打单体液压支柱，用2000mm³φ160mm半圆或3000mm³φ180mm半圆做托梁，10m以内打双趟，10～20m范围内打单趟，上、下出口超前工作面煤壁3～7m范围内提前替回金属拱形支架，替回金属拱形支架用3000mm³φ180mm半圆或3000³170³160mm3方木，用DZ25－25/100单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰顶接梁打走向托梁，下出口3趟，上出口2趟。
第十七条 松解锚杆螺母及工作面支柱回撤 1、松解锚杆螺母 随回采推进，在支架大柱与采面运输机范围内及时松解锚杆螺母，人员松解锚杆螺母时要使用长不小于600mm的专用套管站在顶板完好有支护区域内由老塘往外逐排松解。人员要躲开螺母及托盘等可能弹射的方向，防止伤人。回出的螺母、托盘等铁活及时外运并回收上井。
2、支柱回撤
⑴回柱顺序：上出口为先下帮后上帮，下出口为先上帮后下帮，全部为由老塘往外回。
⑵机头、机尾要及时掏窝，控顶距最长不超过支架大柱后6.0m，最小控顶距为支架大柱后0.6m。
⑶回柱采用JH－8绞车与人工配合作业。
第四章 生产系统
第十八条 运煤系统
工作面→下运→3320皮带巷→3049皮带巷→3061给煤机→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面
第十九条 辅助运输系统 上井：3324B风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→
地面。
下井：地面→副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道。
第二十条 供水系统
1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道、下运
第二十一条 排水系统
3324B下运→3320皮带巷→3049皮带巷→三水平水仓 第二十二条 供电系统
后附《供电设计系统图》，详见《供电设计》 第二十三条 通风系统 1.通风路线 ⑴新鲜风流：
副井→1048→2048→3048（3049）→3320皮带巷→3324B下运→3324B工作面 ⑵乏风风流：
3324B工作面→3324B风道→3320轨道巷→2020S皮带巷→2020E→1040→主井→地面 或：3324B工作面→3324B风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→1149大巷→1140→1040→主井→地面
2.工作面风量计算
以下计算方法均出于开滦集团公司矿井风量计算方法(2007年修订) ⑴低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为： Q采＝Q基本³K采高³K采面长³K温
＝（60³3.9³2.1³70%³1）³1³1³1.1 ＝378.38 m/min
式中 Q采 ：采煤工作面需要风量，m/min；
Q基本 ：不同采煤方式工作面所需的基本风量，m/min； Q
1.0m/s）；
K采高 ：回采工作面采高调整系数 取1.0； K采面长：回采工作面长度调整系数 取1.0；
K温 ：回采工作面温度与对应风速调整系数 取1.1；
⑵低瓦斯矿井的采煤工作面按CH4涌出量确定需要风量，其计算公式为： Q采＝100³q采³KCH4/(C－CO) ＝100³0.32³2.0/（1.0－0） ＝64m/min
式中 Q采：工作面实际总需要风量，m/min；
q采：工作面回风流中CH4的绝对平均量，m/min； KCH4：工作面CH4涌出不均衡通风系数，取2.0； C：回风流CH4允许浓度，取1.0； CO：进风流CH4浓度，取00；
3
3
3
基本
3
3
3
：60³工作面控顶距³工作面实际采高³70%³适宜风速（不小于
⑶按工作面温度选择适宜的风速进行计算： Q采＝60³S采³V采 （m3/s）
3
＝60³1³7.5＝450m/min
式中 V采：采煤工作面风速，工作面温度对应的风速，按规程规定工作空气温度保持在18—20℃ ，风速应取0.8－1m/s
S采：采煤工作面的平均断面积，取7.5m2。
⑷按采煤工作面同时作业人数计算 Q采＝4³N³K （m/min）
＝4³68³1.25 ＝340m/min
式中 N：工作面同时作业人数。（取循环作业劳动组织设计人数）
K：备用系数。取1.25
4：每人每分钟供风标准，4m/min。
经上述计算，取四个结果的最大值，Q采＝450m/min ⑸工作面风速验算
15³S＜Q采＜240³S 15³7.5＜450＜240³7.5
式中 S：工作面平均断面积, 取7.5m2。
根据《开滦集团公司矿井风量计算方法(2007年修订)》规定：15³S＜Q采＜240³S，符合规程要求。
第二十四条 避灾路线
1.水灾避灾路线：
工作面→风道→3320轨道巷→2320轨道巷→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面。
2.火灾及瓦斯煤尘爆炸事故时，所有人员要立即佩戴好自救器，采取迎风原则进行撤离，具体避灾路线为：
工作面→下运→3320皮带巷→3048（3049）→2048→1048→副(风)井→地面 3.工作面发生冒顶事故时，如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风，人员要撤到安全地点，待恢复好通风，并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。处理冒顶事故时，现场必须由工（班）长统一指挥，并有区管技干部现场盯岗。
发生上述灾害时，现场管理人员要亲自指挥按避灾路线（采用就近的原则）撤人，清点人数，并及时、准确地向矿业公司调度室再向队值班室汇报。如果发生伤亡事故，必须先向矿业公司调度室再向队值班室汇报，并在现场积极组织抢救。
第二十五条 人员行走路线（本班作业人员必须走同一线路） 1.进礃路线：
地面→副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷（皮带巷）→3320轨道巷→3324B风道（下运）→工作面
2.出礃路线：
工作面→3324B风道（下运）→3320轨道巷→2320轨道巷（皮带巷）→1148泄水
3
3
3
3
巷→1148大巷→副(风)井→地面
第五章 劳动组织及正规循环作业形式
第二十六条 作业形式
采用“三八”工作制，两采一准，即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、松解锚杆托盘（替上下出口超前）、上出口掏窝；检修班完成电气设备检修、拉转载过程、下出口掏窝；队另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
第二十七条 循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤，即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环。 第二十八条 工作面生产能力及可采期
每刀进尺0.6m，每班割煤5刀，日进6.0m， 生产能力＝日进尺³面长³采高³容重³回采率
＝6³138³2.1³1.35³95％＝2230.0吨
预计可采期： 565
T2＝—————＝3.14（月） 6.0³30
故工作面每月按照30天计算，预计的可采期为3.14（月） 第二十九条 劳动组织表（见表1） 第三十条 正规循环作业图表(见附图) 第三十一条 各项经济指标表(见表2) 第三十二条 机电设备表(见表3)
表1：劳动组织表
表3：主要经济技术指标表
第六章 安全技术管理措施
在执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》及国家、集团公司、矿业公司等上级相关文件的基础上，制定如下措施：
第三十三条 工作面一般规定
1.各工种必须经过培训，考试合格后持证上岗。
2.所有设备操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况，以确保设备正常运转，严禁设备带病作业。
3.各种运输设备必须有灵敏可靠的信号装置。
＃
4.严禁使用不完好单体液压支柱，单体液压支柱必须与支护物用直径不小于16的铅丝双股栓牢，要打得迎山有劲，直接打在实茬煤或底板上。
5.进入工作地点，工（班）长先进行安全确认，无安全隐患后，方可开工。
6.各工种工作前必须先进行安全确认，设备是否完好、工具是否准备齐全、作业地点有无隐患，有问题先处理，处理好后再开工。
7.工作人员进入工作面刮板输送机副插帮内作业前，必须先拉闭锁。闭锁使用前必
须确认其完好性，不完好严禁使用。
8.严禁带电搬运各种电气设备，严禁带电检修，停电执行停送电制度，检修前必须验电。
第三十四条 机组割煤及检修安全技术措施
1.开工前，机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖曳是否正常，若发现问题要及时处理。另外还要检查机组前后是否有人或其它杂物，一切正常后大喊三声通知周围人员发信号开车，试运转2-3分钟后发出开机警告再进行割煤。
2.坚持开机先开水，关机后关水，无水不割煤的制度。机组司机必须带好便携式瓦斯报警仪，如果风流中瓦斯浓度超过1％，立即停止割煤。
3.司机在割煤时要精神集中，随时注意顶底板情况，及时上漂或下刹。要与支架工密切配合，将煤壁割直，顶底板割平，伞檐长度≥1m时，其最大突出部分≤200mm；伞檐长度＜1m时，其最大突出部分≤250mm。
4.机组运行到机头、机尾前2组支架时，机头、机尾附近所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方，机组慢行，机组司机精神集中，防止割出煤块及锚杆伤人或割坏单体液压支柱、电缆、金属网等，同时防止滚筒割支架掩护梁损坏机组，旧帮锚杆及时回收外运，禁止拉入溜子防止损坏设备。
5.机组电缆必须入槽，电缆槽内不许存放杂物，副插帮联接装置要齐全，防止挤、刮坏电缆。
6.工作面原则上沿底回采；追顺槽时，在适当范围内飘、刹，飘、刹坡度要均匀。
7.易劈帮、冒顶处机组慢行或停止使用，用手镐找煤、落煤。手镐作业期间，工作面刮板输送机拉闭锁，并坚持敲帮问顶，设专人观山。
8.检修过程中，机组电门打零位各种操作手把打零位，并打开离合器，面溜拉闭锁。采煤机检修，严格按“四检制”（班检、日检、月检、季检）要求去做。
9.检修过程中，如需进入煤壁侧作业时，必须控制好顶板及煤壁（如打板、打逼帮柱等）。
10.机组停止作业时，各种操作手把打零位，并打开离合器，防止机组误动作伤人。
11.换班时，必须将机组停放在距出口不少于10m、顶板完好的地方，同时必须将离合手把摘开，打开离合开关，管制器回零，切断电源，关闭供水管路。
第三十五条 移溜安全技术措施
1.移机头时，可采用回柱绞车配合，绳头与机头架采用φ30mm³108mm的链环勾子联接，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人。
2.顶、拉溜要三组以上同时进行，配合作业，保证弯曲段长度不得小于15m，以免顶坏溜子，移溜子要成一直线。
3.移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动，禁止两端向中间移。
4.机头移过后，转载机机尾要用盖板及时盖好，并及时补齐柱子。
5.工作面运输机与转载搭接在200～400mm之间，工作面运输机与转载机搭接高度200～300mm。过转载机后单体液压支柱补齐，人员正对机头、机尾进行工作时，不准开溜。
6.发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开输送机。
第三十六条 支架支护及顶板管理安全技术措施
1.支架的液压系统要经常保持完好，密封良好，无漏液、串液现象，所有管路吊挂整齐，架箱无浮煤，架间喷雾齐全，管子不敞口，不插单腿销，不许用铁丝代替插销；各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠；更换管子、阀件及管子接头时，必须先停止供液释放压力并保持清洁，不得将煤尘等脏物混入液压系统；换下的旧件及时封堵上井，不得丢失，液压系统要按设计安装, 不得随意倒装；严禁乱拆管子和各种销子，工作面坚持支护质量与顶板动态监测工作。
2.支架要排列整齐，支架中心距1.5m±100mm，相邻支架侧护板必须伸出紧靠。支架间不许出现台阶，降架时不得超过侧护板的2/3，相邻支架无明显错茬，并且保证支架垂直于顶底板和采面运输机，允许偏差±5°。出现挤架、倒架时，可利用侧护板、单体液压支柱、防倒千斤顶处理，实现架子调向。用单体液压支柱时，要支设在稳定可
#靠地点，并在柱头、底跟垫实木料，水柱用双股12铅丝拴牢，人员躲到安全地点，并
采用远方操作。
3.移架时要带压移架，在顶板破碎、压力大、片帮严重的地点，要及时超前移架。有冒顶危险时，提前做超前板。支架要有足够初撑力，与上顶接触严密，无空顶。移架时，支架工要确认被移支架下方5m范围内无其他人员时方可操作。
4.拉架时要保证步距600mm，防止工作面落后出弯。液压支架成线，偏差不得超过±50mm。
5.支架工在工作面上漂时，及时抬好脚，下刹时卧顺架脚。抬脚使用单体液压支柱
＃柱芯时，柱头要支撑在齿条上，并用直径不小于12的铅丝双丝拴牢，另一端支撑在支
架顶梁上安全可靠地点并垫好木料，防止崩人和损坏设备。上漂下刹时注意顶底板变化，使顶梁仰俯角
6.要使用好侧护板及时调架，防止发生挤架、掐架现象。
7.工作面不开溜时，不得移架（机头、尾除外），以防冒顶压溜子。移架过程中发生冒顶时，要及时拉闭锁停溜子，待冒顶处理好后再开溜。
8.开工前和收工后都必须检查好液压支架的各种手把是否打在零位，以免自动降架发生冒顶事故。架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净，并且保证支架活柱、柱缸上端平台和阀体无煤尘。
9.机头、机尾移架时，支架工要打好招呼，人员躲到端头5m以外或架箱内，老塘不许有人。
10.液压支架有漏液以及千斤顶和液压支架存在问题，必须当班处理；处理不了时，及时向队值班室汇报交检修班处理。
11.液压支架更换立柱时，要两人以上同时作业，严禁单人作业。首先要打好2棵临时支柱（临时支柱用单体液压支柱），然后再拆下一棵立柱（只允许拆一棵）。用千倍拉起吊大柱时，人员站在起吊点上方安全地点，躲开可能摆动的方向，千倍拉要挂在牢固可靠的地点，附近不得有人作业；换下的立柱要及时外运。
12.在工作面回采过程中，当液压支架状况不完好当班不能解决时，必须向下一班交待清楚，同时在该支架顶梁下方打1棵单体液压支柱，柱头垫好木料，并用铁丝与支
架的相应部位栓牢，单体液压支柱支撑要有力。
第三十七条 端头支护安全技术措施
1.上、下端头使用HDJA-1200型双楔金属铰接顶梁配合DZ25－25/100或DZ30－20/100单体液压支柱做端头支护，用以支护机头、机尾上方顶板。
2.机头加打两趟3.7mπ型钢梁，与出口做托梁用HDJA-1200双楔型金属铰接顶梁配合使用。
3.两趟梁间距保持在450±50mm，否则调整梁头、梁间距，各梁均匀摆布。
4.梁要挂平、挂直，梁上插严、垫实，严禁空顶。
5. 过机头、机尾时，打牢销子后方可回梁下单体液压支柱，但必须保证出口的支护密度，否则加打临时支护。
6. 回销子时，正对销子飞出方向禁止站人，以免伤人。
第三十八条 上下出口支护和回撤安全技术措施
1.开工前检查出口20m范围内的顶板、支架、煤壁情况，发现问题先处理，电缆、液管、通讯线、设备等保护好，回柱前必须将回柱绞车拉至距老塘15～20m以外上顶完好地点，并打好压戗柱。
2.出口替棚子时，坚持先棚后回，在梁空打好一梁两柱的托板支护好上顶再回棚子，回完棚子，补打支柱，可以挂HDJA-1200双楔金属铰接后，及时挂梁、打单体柱，柱子要迎山有劲，严禁抢山、退山。
3.回金属拱形棚子时要有专人观山，解卡缆时，人员站在卡缆侧外方操作，正对卡缆飞出方向严禁有人停留或作业。用绞车回金属拱形棚子时，棚腿用40T溜子链拴好，用带螺丝的刹勾与绞车绳头联接好，螺丝上满扣，人员躲开绳道及三角区。严禁用绞车掰卡缆。
4.上下出口严禁使用坏水柱。发现坏水柱后及时更换，水柱不许倒放埋压，柱头用绑丝拴牢，绑丝尾端向上弯曲，防止扎伤或滑伤人员。
5. 上下安全出口及时清理浮煤，保证上下出口高度在1.8m以上。
第三十九条 拉转载安全技术措施
1.使用液压拉转载装置时，拉转载前先检查液压系统是否完好。承载部压戗柱是否齐全有效、转载机机身和机尾是否有刮卡情况以及绳爪、大链联接情况等，有问题先处理，处理好后再使用。
2.拉转载前转载机电门打零位，除传信号人员外，所有人员躲入工作面架箱或承载部以外，传信号人员要躲开刮卡、大链崩射波及范围。
3.使用口笛做信号，禁止口喊或晃灯传信号。信号规定为“一停二开”，信号要清析明确，支架工听清信号后再操作。
4.支架工在承载部以外操作，躲开戗柱崩滑范围。戗柱两端垫木料。
5.转载机拉完，先改单体液压支柱、打齐桥身支柱、吊挂电缆、液管、改钟绳。如果造成皮带机尾移动，要及时调正，并调皮带，防止跑偏。
6.转载机拉完后在转载机机尾补打3棵单体液压支柱。
7.转载机试运转正常后再正式拉煤。
第四十条 锚杆巷道维护措施
1.回采期间定期对锚杆支护巷道进行巡查，发现失效锚杆及时补打临时支护。
2.回采过程中及时对顶板及两帮失效锚杆进行维护。巷道局部由于巷道压力等原因产生底鼓清卧时，最下方的锚杆距底板超过400mm时，必须及时补打支护。
3.任何人员在锚杆巷道内行走或作业时要精神集中，防止巷道受压导致锚杆崩螺母、托盘、断锚杆及断锚索等掉落伤人。
4.锚杆巷道进行定期顶板离层观测，在回采期间工作面煤壁前方0～50m范围内每两天观测一次，50～100m范围内每四天观测一次，100m以外范围每周观测一次。回采影响期间，10天内允许顶板累计下沉量不超过50mm，最大下沉速度小余6mm/d，否则及时汇报并采取措施处理。
第四十一条 巷道维修安全技术措施
1.系统内巷道出现顶、帮空等地段，要及时插背，棚子变形严重时要进行套修。
2.套修、插背、蹬腿时，可两个头相向进行，间距不少于5m。
3.套修、插背、蹬腿前，仔细检查附近支架、顶板、煤帮情况，有问题先处理。工作时要随时敲帮问顶，找好掉，并将后路清理干净，保证后路畅通。
4.套修或蹬腿时，要事先打好中柱或托梁。套修坚持先棚后回，棚一架回一架，严禁大拆大扒，棚距为600mm时，最大临时空顶距不超过900mm，并先回腿后回梁。有冒顶危险时，打好撞楔，再回棚子。
5.套修上梁时不少于4人，互叫互应，并有1人负责观山。新棚子要迎山有劲，不得前倾后仰，上顶两帮插严背实,上好支拉杆。
6.皮带巷套修时，必须提前钉好皮带包箱；信号、急停灵敏可靠，并设专人负责看护急停，作业人员严禁蹬在皮带上作业。
7.套修人员必须保护好电缆、管线及电气设备。
第四十二条 回缩皮带安全技术措施
1.回缩皮带运输机机尾前，首先将皮带煤拉空拉净。
2.将皮带电门打零位，并有效闭锁。
3.用JH-14绞车拉机尾纵梁前，要先检查好绞车绳有无损坏，绳头是否牢固无断丝，绞车压戗柱是否合理有效。
4.连接绳头要使用专用连接装置，并做到连接可靠。
5.开绞车前要先试好联系信号，做到有效联系后方可进行操作。信号规定：一停二开三松绳。
6.在缩皮带输送机机尾过程中，绞车绳道内、运输机机尾摆动范围内，严禁有任何人员；如有意外受力或其它紧急情况应立即停止操作，检查并排除障碍后方可继续操作。
7.皮带回缩完成后，将JH-14绞车绳盘好，重新拉紧皮带，调试皮带运转正常。 第四十三条 回柱、放顶安全技术措施
1.开工前先验好顺槽猫窝内的通风设施及有害气体、顶板、煤尘、支架后路等情况，检查绞车信号、绳、绳头、压戗柱等是否齐全可靠，发现问题先处理再开工。
2.回柱顺序：上出口从下往上回，下出口从上往下回，全部为由老塘往外回。人员严禁进入无支护区域。
3.回柱时，禁止大拆大回，先回柱后回梁，不许回串梁，不许淹埋单体液压支柱。
4.回柱时要有专人观山，必须将单体液压支柱放液后用绞车拉出，不许生拉硬拽，拉不出时，挖窝软落，软落前先加固好周围支架，然后挖窝，窝挖好后，用40Ｔ溜子链或绳爪与刹勾联接梁（柱）与绳头，刹勾螺丝上满扣，然后用绞车拉出。
5.回柱（梁）时，绳道要顺线，人员躲开绳道及三角区，以防断绳脱勾伤人，绞车司机不许手摸、脚蹬绞车绳。
6.回完后要挡好旧金属网或笆帘，清理窝内散出的煤矸。旧料、双楔梁、单体液压支柱及时运到超前以外码放整齐，以保持后路畅通。
7.下运掏窝时，工作面运输机及转载机电门必须打零位。
第四十四条 辅助运输安全技术措施
Ⅰ.轨道运输
1.运输过程中严格按规定挂数挂车，即在2320、3320斜井内运输时，空车和木料车两个，其他车辆一个。并严格按规定设置挡车器，以防跑车伤人。其他巷道内运输时，空车和木料车四个，其他车辆两个。
2.开工前必须先检查绞车、钢丝绳、信号、压戗柱、车档、轨道、绳与滚筒连接是否可靠、安全、灵敏，保险绳是否够长，发现问题要先处理好再开工。绞车开动前一切人员必须远离绳道，躲到安全地点，以免断绳伤人。
3.斜井内绞料时，坚持“行车不行人，行人不行车”的原则，在所有通往运输系统的通道处设置警标，并安排专人在安全地点截人，截人位置必须躲开跑车可能波及的范围以外的地点。2320、3320斜井绞料时，在2320、3320斜井上、下坡头及其他与之相通的联络巷设专人在安全地点进行截人。
4.信号规定：一停、二开、三松绳、四行人。
5.斜井运输过程中必须使用保险绳和尾绳，主绳、保险绳及尾绳与矿车连接处必须使用专用矿车连接刹勾，螺丝上满扣。
6.使用临时绞车时，必须打好四压两戗柱，材料使用Ф160mm以上的圆柱或150×120mm（宽×厚）以上规格方木。
7.对拉绞车的巷道严禁跟件。斜巷内严禁跟件。
8.信号联系不清楚，严禁开动绞车。
9.两台绞车对拉时，整个运输区域内严禁有人。绞车司机由一方发出开车信号，经另一方回信号确认可以开车时方可开车。信号不清时，严禁开车。两台绞车对拉过程中，绞车司机要求精神集中，相互配合好。随时注意绳的变化情况，有问题及时发出停车信号进行处理。
10.绞车司机要精神集中，随时注意绞车运行情况，发现异常或认为中间落道时，要及时停车检查。
11.斜巷内矿车落道复轨时安全措施：
（1）复轨人员必须同信号把勾工联系好后由斜巷上方下人处理，经检查后同信号把勾工联系好后共同采取措施进行复轨。严禁从斜巷下方上人进行复轨。
（2）复轨时和信号工确定好复轨信号和注意事项，班长现场指挥。
（3）复轨前首先检查联接装置是否牢固、可靠，发现问题必须处理好后再开始复轨工作。
（4）复轨时绞车司机将绳绷紧，稳好闸，不许离岗。落道车下方不准有人停留和工作，处理落道车人员在车的侧面操作，先处理上方车轮，再处理下方车轮。
（5）严禁摘车复轨。
（6）严禁用松车或牵引的方式进行复轨。
（7）斜巷处理矿车落道时，巷道附近必须清理干净，复轨结束后要将使用材料码放好，清好道眼。
以上未尽事宜严格执行公司下发的机车、矿车落辙复轨“八不准”、“八必须”。
12.各台绞车绳严禁在滚筒上出现绳套，如果发现必须先处理好，防止断绳或抽伤人员。绞车运转时禁止用小板别绳，闲置不用的绞车绳要卷好。
13.绞车司机离岗后开关打零位，三联钮吊挂在巷帮上。
14.人力运料和车辆过风门时，要求过一开一，严禁同时敞开两道风门。
15.运输矿车时，各处摘挂钩时，必须将车停稳后再摘挂钩。摘挂钩时绞车不准动作，把钩工严禁站在道心内，头部和身体严禁伸入两车之间进行操作，必须使用专用的摘挂链钩子，严禁人员用手操作，并不得进入矿车之间摘挂链，以防车辆滑动碰伤身体。
16.把钩工必须站在轨道外侧，距外侧轨道200㎜左右摘挂钩。
17.把钩工摘挂钩时如遇到摘不开、挂不上时，严禁蹬绳操作，必须采用专用工具操作，以防止车辆移动身体倾倒摔倒，造成事故。
18.运输过程中必须在末一辆矿车上挂好红灯。
19.平巷需临时存车、卸车时必须用一根1200³150³120mm3方木或2000mm³φ160mm半圆打在车轮下；用两根2000mm³φ160mm以上的半圆戗在矿车上。
Ⅱ. 搬运设备措施
⑴ 用绞车时要严格遵守绞车运料的安全措施。
⑵ 用口笛作信号时，绞车司机要确实听清信号后方许开车，规定信号为：一停、二开、三松车。
⑶ 起吊点必须选择上顶和支护完好地点，并提前加固起吊点支护，否则严禁起吊。严禁用台棚、插粱及非起吊锚杆起吊重物。
①使用绞车起吊重物时，起吊点必须设置吊轮，并将绞车绳完全入进吊轮内。起吊过程中，人员必须躲开绳道、三角区及反三角区。同时，重物下方严禁有人，任何人身体的任何部位不得进入重物下方。人员必须躲到侧外方安全地点，躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山，并随时关注吊轮及吊点支护情况，有问题必须立即松绳并停车后处理。
②金属拱型支架巷道地段使用千倍拉时，千倍拉严禁直接吊挂在支拉杆上，必须用专用钩子（ф30³108mm或ф26³96mm开口钩子）挂在棚梁上。大链与棚梁必须拴牢，联结处使用专用刹钩，螺丝上满扣。千倍拉与重物之间必须联结牢固。使用千倍拉严禁斜拉歪拽，重物下方严禁有人，任何人身体的任何部位不许进入重物下方，人员必须躲到侧外方安全地点，躲开重物可能下甩的方向。起吊过程中必须设专人观山，并随时注意吊点支架情况，发现问题，立即停止作业进行处理。起吊过程中使用钎子调向时，注意和周围人员招呼好，作业时人员躲开重物可能下甩范围，站在侧外方操作。使用钎子选好支点，并看好附近设施、设备，防止损坏设备、设施。平轮和千倍拉不许超负荷使用，用平轮或千倍拉时，先试吊，没问题再起吊。整个起吊过程中，现场必须由工（班）
长统一指挥。
③锚杆巷道起吊时：应先并排打好两趟一梁四柱托梁，临时托梁使用3000mm³170mm³160mm（长³宽³厚）或2400mm³150mm³120mm（长³宽³厚）的方木。下方用单体液压支柱支撑，并在方木上拴好40T溜子大链设置起吊挂点，大链联结必须使用专用刹钩，并及时上齐、上紧螺丝。托梁可根据现场情况合理截取使用；单体液压支柱与托梁之间必须用直径16#以上规格铅丝双丝拴牢。
⑷人力推车、装卸料安全技术措施：
① 装料时，一般不得超过车沿0.2m。
② 二人同时装卸料时，须互叫互应，先起一头或放一头，不准盲目乱扔。
③ 由垛上取料时，必须先拿上边的，禁止抽拿或放垛。装、卸料注意保护好水管、电缆。
④ 材料在指定地点分类码放整齐，并不能影响车辆通过。
⑤ 推车时手不得扶在材料的最上层或车帮，以免碰伤，推车时必须臂向前伸，目视前方，不准低头推车，头不准伸入车内，以免挤伤头部，平巷时，两车间距不小于10m，超过7‰时，按斜巷管理规定执行。
⑥ 推车时禁止放飞车或撒手使车自己滑行，禁止蹬、坐在车上。
⑦ 在下列情况下推车人必须发出警号，并减速：开始推车、坡度由小变大、接近弯道、接近岔道、接近石门口、接近风门、车落道或两车接近、前方有人或其它故障。
⑧ 车辆停车时，无论坡度大小都应用木楔打眼，严禁用煤块、矸子块打眼。 ⑨ 由岔道往主要运输道推车时，车到道口必须停车，看好有无车辆通过，不许将车直接推入主要运输道，以免发生撞车事故。
Ⅲ.工作面刮板输送机运料安全技术措施
⑴运料工作由工班长统一指挥，未经工班长同意，严禁用运输机运料。
⑵运料前要与运输机司机联系好，信号规定为“一停、二开”，严禁倒车运料。 ⑶运输机存煤不得超过溜槽深度的2/3，放料间距不少于5m，严禁堆放。 ⑷坚持装前卸后的原则，装、卸料时必须拉闭锁停车。
⑸运料过程中无关人员躲入架箱内安全地点，专人在料后监护料的运送情况，专人看守闭锁，机组上方15m设专人看护，发现隐患立即拉闭锁停车。
⑹运料时，必须将料与运输机刮板、大链拴牢，前后不少于两道绑丝。
⑺运输机运转中正对机头方向禁止有人，料距机头5m时提前卸出，防止支倒柱子或棚梁。
⑻机组前后15m卸料时，机组必须摘刀，管制器回零。
⑼机组运行中严禁运料。
⑽严禁工作面运输机运送铁棚子。
⑾工作面采高低于1.8m时，不许用工作面刮板输送机运料。
第四十五条 综采泵站运行安全技术措施
1.泵站司机要携带折射仪，检查保护使用好各种开关，发现问题及时汇报处理，乳化液配比浓度要达到3～5％，压力不低于30MPa。
2.定期清洗各种过滤器，并及时添加油液。泵箱每月至少清洗一次。
3.泵站若停放在凹坑地段时，在风道距泵站10m外设好阻车器，泵站所有设备最突
出部分与运料车帮间距不得小于200mm。
4.泵站司机不许离开岗位，要精神集中，站立看泵，不得坐看，及时填好泵站运转情况记录。
5.每间隔2h，两台泵交替使用一次。每月月检一次，更换各种易损件。
第四十六条 皮带输送机及检修安全技术措施
1.皮带输送机司机坚持持证上岗。开机前检查设备、信号、各种保护完好情况，没有问题后，用信号联系好后点动开车两次，禁止一次起车，打停车信号后，要立即停车。
2.皮带输送机要求信号灵敏可靠，信号规定为：一停、二开、三联系通话。
3.皮带输送机运转时，严禁在输送机上站立或行人。
4.皮带输送机司机要站在无塌冒危险和不被大块挤伤的安全地点工作。
5.维修人员要及时清理机尾及皮带下部的浮煤，以防磨皮带或堵塞机尾。严禁在皮带运转时清挖机尾。
6.皮带巷保证有0.7m人行道，不足宽度处及时钉过桥；金属拱形支架支护区域可采取套修或蹬腿的方法以保证人行道宽度。
7.皮带运输机检修时，必须将煤拉空拉净，皮带空运转一周。
8.检修前必须将电门打零位，并有效闭锁，挂停电牌。
9.严禁在皮带输送机开动时更换皮带上下托辊。
10.皮带主滚筒上方要盖严盖牢，防止人员掉入，打口机掐接皮带时，人员必须检查主滚筒上方盖板是否牢固，方可进行作业。皮带打口时接口要严，要用直尺割口，吐出的皮带卷好，及时装车上井，任何人不得随意割皮带。
11.检修完毕后，清点清理工具，一切无误后本人取回停电牌，试车。
12.换班前必须将运输机电门打零位。
第四十七条 日常检修安全技术措施
1.检验和日常维护保养分管的机电设备，除作预防性的小修外，并要巡回检查和有计划地检修机电设备，发现问题及时处理。
2.除掌握本单位设备设置外，还必须熟悉分管范围内的低压供电系统、设备性能和使用注意事项，非本单位机电设备及供电系统，严禁私自操作和处理。
3.严禁带电作业并严格执行停送电制度。执行停送电二人操作制，一人操作一人监护。停电后必须验电、放电，挂好停电牌，工作完毕后，进行送电试运行，所有切断电源的开关手把必须打零位并拉闭锁，同一线路上多人作业时，每个人都必须挂好自己的停电牌，不准借他人的停电牌进行工作，停电牌必须由本人取走。检修和安装电器设备，必须按停电票批准时间进行。
4.生产班在生产过程中，如遇到电气设备问题时，必须由机电维护进行处理，检查处理前必须判断确认好问题原因，然后严格执行停送电制度，并按操作程序进行验电。进行分级电气设备检修时，必须确认上级电气设备处于分闸断电状态，防止误送电。
5.坚持检漏继电器试跳制度，严禁甩检漏。
6.验电时，必须使用同电压等级的试电笔。
7.检验、修理电气设备前，必须开启便携式瓦斯报警仪检查设备附近的瓦斯浓度，无问题后方可检修，并将便携式放在设备上处于检查状态。
第四十八条 提高煤质技术管理措施
1.工作面遇断层等构造及时调整工作面上飘或下刹及采高，减少工作面割矸。
2.加强巷道维修，减少冒高。
3.加强工作面质量管理，发现有空顶危险时提前做超前板，以防冒顶矸石混入。
4.在巷道高度不足时，不见底的地方要下卧。
第四十九条 防透水安全技术措施
1.工作面回采前，下运要安设好排水管路，形成排水系统，保持水泵完好和排水管路畅通。
2.回采时现场班组长及各工种要密切注意顶板和老塘涌水情况，发现突水时按避灾路线及时撤人，必须先向调度室汇报再向队汇报。
3.严格控制冒顶以防因上顶矸石冒落引起透水。
4.工作面发现有挂红、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、有臭味等突水征兆时必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警告，撤出所有受水威胁地点的人员。
未尽事宜执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》及国家、集团公司、矿业公司等上级相关文件，施工中如遇地质构造等异常情况，另写补充措施。
第五十条 防排水设计
工作面北部、南部分别为3322B、3326B待设计工作面，东部为3320皮带巷和轨道巷，上覆2092Ⅱ、2099、3312采空区和3314综采工作面。工作面不受强含水层威胁，水文地质条件较简单，但由于工作面为三水平12－1煤层首采区，且地质构造复杂，受其影响回采时可能会有少量顶板裂隙水。
33正常涌水量：0.15m／min，最大涌水量：0.4m／min。
①排水路线：工作面自流→下运集中排水站(标高-496.20，距切眼116m处)泵排水→下运→3320皮带巷→3049皮带大巷→三水平水仓。
3②水泵台数：QSK50-24/2-5.5型2台潜水泵：(Q排=0.83m/min,H扬=24m)；
N=1.2³Q涌水量÷Q排水量
N正:正常涌水量所需水泵台数, N最:最大涌水量所需水泵台数,
N正=1.2³0.15÷0.83=0.15台
N最=1.2³0.4÷0.83=0.58台
考虑到井下环境等因素选定:在集中排水站设QSK50-24/2-5.5型潜水泵2台，其中1台使用，1台备用。
水泵扬程验算:3324B工作面下运最低标高为－496.20m，最高点为－491.51m。排高Hp=4.69m,考虑吸高Hs=2.0m。
Hb(扬程)=K(Hp+Hs)=1.3(4.69+2.0)=8.7m
③排水管路
下运排水管路：铺设一趟φ108mm铁管
3Q(排量)= 3.14³0.05m³0.05m³120m/min=0.94 >0.4 m/min(最大涌水量), 满足
要求。
④排水水窝：在下运距切眼161m设置水窝一个，规格为6m³3m³1m。
⑤水泵安装和排水方式：
水窝处安装2台QSK50-24/2-5.5型潜水泵，水由水窝排至主排水铁管的泵排方式。 工作泵与备用泵必须均保证两趟660V电源供电，即一趟来自3324干变，一趟来自3033配电室。
⑥设备要求
备用泵必须事先进行试验，确保排水设施随时完好，随时能够投入使用。
⑦安全技术措施
在回采过程中，加强顶板管理，防止冒顶透水事故的发生，同时，加强排水设备及供电系统的检修工作，使排水设备处于良好的工作状态。同时，下运为了防止发生水灾时冲刷巷道，下运排水沟及时清挖，防止发生阻塞，出现冲刷巷道现象。
第五十一条 工作面防尘供水设计
根据3324B综采工作面各生产工序的需要水量，对供水量，供水压力和水质都提出了较高的要求，为此特制定防尘供水措施：
⑴供水管路系统
3324B风道：1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B风道→采面架间喷雾、机组喷雾、净化水幕、冲刷巷道
3324B下运：1040→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道巷→3320轨道巷→3324B下运→净化水幕、转载除尘、冲刷巷道
工作面风道、下运供水管路均为ф108mm管路内径为100mm无缝钢管。
①采煤机耗水量Q1
双滚筒采煤机，每个滚筒安装12个PZA-2/55型喷嘴，按喷嘴水压为2.0MP计算，根据喷嘴“压力－流量”特性，
则机组的耗水量为：
Q1＝8.7L/min³12³2＝208.8 L/min
②支架移架喷雾喷嘴耗水量Q2
每组支架安装一道喷雾，每道喷雾有1个PAA－3.5/70型喷嘴，采面共93组支架，，按同时开启2道喷雾，安喷嘴水压为2.0MP计算，则移架时最大耗水量为：
Q2＝12 L/min³2³4＝96L/min
③运煤系统各转载点喷雾、净化水幕Q3
按下运安装一部面溜、一部转载机、一部胶带输送机、3320皮带巷一部胶带输送
机（各1个喷嘴），2组净化水幕（各6个喷嘴），则最大耗水量为：
Q3＝12L/min³4³2+12L/min³6³2=240L/min
④工作面风道安装1道净化水幕Q4
工作面风道安设2道净化水幕，每组6个喷嘴，则最大耗水量为：Q4＝12 L/min³6³2＝244L/min
Q由上可知，工作面最大耗水量为：
Qmax＝Q1＋Q2＋Q3＋Q4
＝208.8＋96＋240＋244
＝788.8 L/min
⑵供水管路系统能力较核
工作面下运最大需水量Qmax1
Qmax1＝Q3＝240 L/min
工作面风道最大需水量Qmax2
Qmax2＝Q1+Q2+Q4＝548.8L/min
工作面上、下顺槽供水管路按经济流速2m/s较核：
风道、下运管路校核：
Q风＝（0.1³0.1³π/4）³2³60³800＝753.6 L/min＞Qmax2＝548.8L/min 由上述计算可知，工作面管路选型能够满足供水要求。
第五十二条 3324B综采工作面“一通三防”安全技术措施
㈠通风安全技术措施：
1.工作面必须实行独立通风。工作面回采期间，保证有效风量为450m3/min。
2.工作面必须采取“U”型、全负压、上行通风方式。
3.加强风门的管理，所有风门使用连锁装置，运料时要保护好风门，严禁用矿车撞风门。发现风门破损或漏风严重时，及时向调度室或通风部门汇报，保证通风系统的稳定。车辆或大件通过风门时，必须明确专人负责开关，如大件过风门有困难需拆风门，必须提前与通风区联系。风门前后5m范围内禁止堆放杂物，任何人不得损坏风门。
4.工作面上、下出口及超前支护范围巷道高度必须与采高相适应。
5.3061溜煤井要保证留有一定量的存煤，避免大量的漏风。同时在3061溜煤井安设物位仪，监测溜煤井内的存煤量，当溜煤井内的存煤量≤2m或≥8m时，物位仪报警，提示给煤机司机控制好煤量。
6.3324工作面区域密闭前5m范围内禁止堆放杂物，严禁损坏栅栏。
㈡防治瓦斯安全技术措施：
1.安全监测系统：
⑴监测系统电缆线路：3324B风道→3320轨道巷→3049大巷→3033配电室→3048大巷→2048大巷→1048大巷→副井→地面监测机房，监测系统主机型号KJF19，位于3320轨道巷；监测探头型号KJ101-45，工作面探头应垂直悬挂，吊挂在风道距工作面不大于10m，距顶板不大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方。工作面工（班）长必须携带瓦斯报警仪，用以监测上隅角瓦斯，且要挂在距顶不超过300㎜，距巷道侧壁不小于200mm的地方。在距风道口10m范围处安设温度、一氧化碳监测探头各一个，
吊挂在距顶板不大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方。
⑵保护好监测探头，及时吊挂线路，随工作面推进及时外倒，以防损坏。工（班）长开工前先要检查瓦斯探头完好情况，发现异常，及时与通风监测部门联系，只有确认无问题后，方可开工。妥善保护好瓦斯探头和线路，发现问题及时向通风区和调度室汇报，随工作面推进及时外倒，以防损坏。
⑶甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围：
①警报浓度：≥1.0%CH4
②断电浓度：≥1.5%CH4
③复电浓度：＜1.0%CH4
④断电范围：工作面及其风道内全部非本质安全型电气设备
2.严格按照安全监测系统管理的有关规定组织生产，发生监测系统报警后，必须停止作业，切断电气设备的电源，撤出人员，采取措施，进行处理。停电时，立即通知瓦斯检查人员检查瓦斯；恢复送电时，要经过瓦斯检查人员检查符合规程规定后后，才准许恢复送电工作。
3.工作面上出口毛窝要及时掏。风道掏窝作业时，先检查风道毛窝内的瓦斯浓度，浓度大于1％时，禁止进行掏窝作业，防止产生的火花引爆毛窝内的瓦斯。
4.机组司机必须携带瓦斯报警仪。
5.工作面上隅角吊挂风帐：
⑴当工作面掏窝回柱子时，风帐挂好。
⑵风帐遮挡面积为工作面控顶面积的1/3～2/3，吊挂要求：风帐要求上、下端与出口、上下端距离不大于200mm；风帐边要求一端引至工作面，另一端距老塘≤500mm，角度45°。
6.各种设备保持完好，消灭失爆。
㈢综合防尘安全技术措施：
1.风道、下运安设灭尘供水管路，皮带巷每50m，轨道巷每100m安一个三通阀门，并配备足够长度的灭尘软管。控制瓦路便于开关，坚持每天冲洗一次风道、下运巷帮。工作面及外围巷道不准有厚度超过2mm，连续长度超过5m的煤尘堆积。
2.采煤机安装内、外喷雾装置。割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2Mpa，外喷雾压力不得小于1.5 Mpa，喷雾流量应与机型匹配。
3.液压支架安装喷雾装置（机头、机尾各三组除外），降柱或移架时同步喷雾。
4.工作面的风道安设2道能封闭巷道全断面雾化效果好的净化风流水幕；第一道距工作面的距离≤30m；第二道距工作面的距离≤80m。
5.输送机转载点等产尘地点，安设喷雾装置，作业时进行喷雾降尘。喷雾装置的喷嘴采用铜质等不锈材料，雾化效果好。
6.加强个体保护，主要工种必须配戴防尘口罩。
7.风道、下运距工作面60—200m安设30 L³60个隔爆水槽，并且挂牌管理，隔爆水槽要注满水，如有损坏，及时更换。隔爆水槽应长边垂直巷道走向吊挂，排间距为
1.2-3m，隔爆水槽和隔爆水槽与巷帮之间距离不小于100mm，水槽距离轨道面不小于
1.8m。
㈣防灭火设计：
1.各皮带机头、机尾、储油点，配备干粉灭火器2个，皮带机头、储油点、配置主要电器设备砂箱（0.2m3）和防火锹、镐各1把。
2.所有运输皮带使用阻燃皮带，并安装齐全有效的烟雾、温度、洒水、煤位、速度、急停、跑偏等保护装置、声光信号灵敏可靠。皮带托辊保持运转灵活，浮煤随时清理，严禁托皮带。
3.如有发火现象或发生火灾时要立即汇报调度室，并由现场管理人员或工（班）长及时组织人员进行处理，可利用灭火器和静压水直接灭火。火焰较大时，严禁用静压水直射火焰的内焰；电器着火时，在没有断电情况下严禁用水灭火，着火时维护要在立即将电器设备断电。现场火势无法控制时要按避灾路线迅速撤人并同时汇报给公司调度室。
4.防火门位置的选定及技术要求
风道位于风道口5m处，下运位于储带仓后10m处。当3324B工作面投产前，风道、下运按选定的防火门位置构筑好防火门墙，并储备2.0m3消防砖及0.5m3沙子。
墙体厚度不得小于500mm；墙体四周掏槽与巷壁接实；防火门断面符合行人、通风和运输要求；封闭防火门所用的板材要逐次编号排列，其厚度不得小于30mm，每块板材宽度不小于300mm，拆口宽度不小于20mm，并要外包铁皮，专人负责定期进行检查，发现变形或丢失及时更换或补充。
第五十三条 3324B综采工作面系统内斜井绞车运输安全系数验算
㈠计算原则：
1.绞车校核：
根据公式Pmax＝W²g²（sinα＋f1²cosα）＋q²L²g²（sinβ＋f2²cosβ）计算钢丝绳的最大静拉力Pmax（即绞车提升载荷）。
(《矿井提升设备》孙玉蓉、周法孔主编 第二章第二节)
式中：W——绳端载荷（kg），单个矿车及其最大载重（950＋3000）²0.9≈3563（kg）；
g——重力加速度，9.8N/kg；
α——提升时矿车坡度（°），按斜井坡度计算；
β——提升时钢丝绳坡度（°），按斜井坡度计算；
f1——矿车轮对轨道摩擦系数，取0.01（0.01～0.015）；
f2——钢丝绳运行阻力摩擦系数，取0.1（0.1～0.15）；
q——钢丝绳单位长度质量（kg/m），φ21.5mm钢丝绳为1.66 kg/m；
L——产生最大拉力处至滚筒切点绳长（m），按斜井长度计算。
将Pmax与绞车牵引力比较，小于绞车牵引力时，说明所选绞车满足提升要求。（JD—40kW调度绞车牵引力30000N。）
2.钢丝绳安全系数校核：
根据公式n＝Nmax/Pmax计算钢丝绳安全系数，
(《矿井提升设备》孙玉蓉、周法孔主编 第二章第二节)
式中：Nmax——钢丝绳最大破断力（N），φ21.5mm钢丝绳245500N；
Pmax——钢丝绳的最大静拉力（N）。
上式计算结果n＞6.5时为合格。
㈡安全系数验算：
1. ㈠2320斜井上坡头安设一台JD—40kW绞车负责牵引，并使用φ21.5mm钢丝绳。α、β为20°，L＝310m。
1.绞车校核：
钢丝绳最大静拉力 Pmax＝3563² 9.8²（sin20°＋0.01²cos20°）＋
1.66²310²9.8²（sin20°＋0.1²cos20°）≈12432.57（N）＜30000（N），说明使用40kW调度绞车满足提升要求；
2.钢丝绳安全系数校核：
Nmax/Pmax＝245500/12432.57≈19.7＞6.5，说明合格。
（二）其余斜井坡度均小于20°，长度L均小于310米，且都采用一台JD—40kW绞车运输均不做验算。因此整个系统内，斜井绞车绳均能满足实际需要。
第五十四条 无计划停电停风应急预案
当工作面因故无计划停电停风时，为保证工作面安全地恢复通风，防止瓦斯事故发生，制定本预案：
1、工作面因故无计划停电停风后，现场班长立即组织工作面及回风巷道内全部人员撤到全风压巷道内待命，巷道口打上栅栏；命令机电维护切断工作面及回风巷道内全部非本质电器设备的电源；同时汇报给公司调度室和通风区调度室。
2、如果瓦斯员没有在事故现场，通风调度将该段瓦斯员的工作区域告知现场班长，现场班长立即安排足够得人员在最短的时间内将瓦斯员找到。
3、供电、通风正常后，瓦斯员在现场指挥进行恢复通风工作。
4、如果证实巷道回风流中的瓦斯不超过1%和二氧化碳不超过1.5%，即可恢复正常通风；同时恢复巷道内电器设备的供电。
5、如果因无计划停电停风造成了巷道内的瓦斯积存，在恢复通风过程中，证实巷道回风流瓦斯超过了1%，在处理瓦斯完毕恢复正常通风后，现场机电维护首先将巷道内所有开关大盖打开，利用风流冲洗开关内的残留的瓦斯，冲洗10分钟后方准允许恢复巷道内电器设备的供电。严禁无处理开关内残存的瓦斯恢复巷道内电器设备的供电。
6、工作面恢复正常通风后，现场瓦斯员和班长及时向公司调度室和通风区调度室汇报事故及处理详细情况。