2203工作面初步设计说明书

灵石县沙峪煤矿有限公司
2203工作面初步设计说明书
编制：
审核：
总工：
2010年元月25日

目录
1 概况 2
1.1 工作面位置及井上下关系 2
1.2 煤层 2
1.3 煤层围岩 3
1.4 地质构造 3
1.5 水文地质 3
1.6 影响回采的其它因素 4
1.7储量及服务年限 4
2采煤方法 5
2.1 巷道布置 5
2.2 采煤工艺 7
2.3 设备配置 10
3顶板控制 12
3.1 支护设计 12
3.2 工作面顶板管理 14
3.3 轨道巷、运输巷及端头顶板控制 15
4 生产系统 15
4.1 运输 15
4.2 通防与监控系统 16
4.3 排水 22
4.4 供电系统 22
4.5 通信、照明 23
5 劳动组织和主要技术经济指标 23
5.1 劳动组织 23
5.2主要技术经济指标 25
6 安全技术措施 25
6.1 一般规定 25
6.2防止工作面设备下滑及液压支架调架措施 26
6.3 机械设备的安全技术措施 28
6.4 过断层安全技术措施 31
6.5 综合防尘措施 31
6.6 防火措施 31
6.7 通风管理 32
6.8 瓦斯管理 32
6.9 安全制度 34
7 其它 35
1 概况
1.1 工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表1。
表1 工作面位置及井上下关系
煤层名称 2#煤 盘区名称 二盘区 采区名称 二采区
工作面 名称 2203 工作面 地面标高 （m） ＋920～＋950
＋540 工作面标高（m） +557～+570
+568
地面位置 2203工作面地面位置为前南原村南部，工作面西部和东部为黄土覆盖层，无任何建筑物。
井下位置及四邻采掘情况 220工作面背部为前北原村保护煤柱，西部和东部均为实体煤，南部为2#煤皮带巷与轨道巷的保护煤柱。
回采对地面 设施影响 回采不会对地面覆盖层造成破坏。
走向长 （m） 588/458 倾斜长 （m） 120/80 面积 （m2） 107200
煤层
本工作面开采的煤层为2#煤层，通过地质资料分析煤层赋存稳定，具体情况见表2.




表2 煤层情况表
煤层厚度/m 0.6~1.2 煤层结构 简单 煤层倾角（°） 4~6
1.1
开采煤层 2# 煤种 主焦煤 稳定程度 稳定
煤层情
况描述 煤层厚度0.39～1.28m，平均1.1m，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，顶板局部区域无伪顶，直接顶为砂岩或砂岩层互层，老顶为砂岩，不易冒落，底板为泥岩或页岩，顶板坚硬，底板遇水或受潮易底鼓。
煤层围岩
工作面煤层围岩详细情况见表3。
表3 围岩及特征表
围岩名称 岩层名称 厚度（m） 岩石描述

老顶
细粒砂岩
6.43 深灰色厚层状，性硬脆颗粒均匀，节理充填白色薄膜，底为砂质泥岩和泥岩互层

直接顶
砂质泥岩
9.66 黑色细密含云母片及植物化石，底为炭质泥岩，污手有滑感，少夹煤缐
直接底 炭质泥岩 10.69 黑色薄层状，局部夹煤缐和细砂岩，含方解石脉,具有劈理片理结构
老底 石灰岩 1.90 深灰色厚层状硬脆有方解石脉破碎
附图1：工作面地层综合柱状图。
地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
本工作面地质结构相对简单，根据相邻工作面的地质情况推断，本工作面没有大的地质构造，但小的断层可能会不少，但不会影响正常的回采。
二、褶曲情况以及对回采的影响
无
三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）
无
水文地质
含水层（顶部和底部）分析
二叠系砂岩含水层较多，对煤层开采有影响的主要是K8砂岩至2#煤顶板砂岩是开采2#煤直接冲水含水层，2#煤底板砂岩至K10砂岩该含水层裂隙发育，出露雨接受大气降水的补给，含水较丰富。
二、其它水源的分析
由于2203工作面井下标高由-565m～-571m，因此下面由于标高低于奥灰水水位，因此存在带压开采，必须加强防治水工作，完善防排水系统，准备好排水设备。
三、涌水量：
正常涌水量：5m3/h；
最大涌水量：10m3/h；
1.6 影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况见表5。
瓦斯 根据09年瓦斯鉴定资料，我矿瓦斯相对涌出量1.97m3/t,绝对涌出量为0.88 m3/min，属低瓦斯矿井。
CO2
煤尘爆炸指数 煤尘有爆炸性
煤的自燃倾向性 自燃等级II级、有自燃发火倾向性、自燃发火期6个月。
地温 未见异常
冲击地压危害 无
1.7储量及服务年限
1.7.1储量
工作面工业储量：480×120×1.1×1.35+580×80×1.1×1.35=154440t
工作面可采储量：工业储量×0.97=156360.85t
1.7.2生产能力及可采期
1、工作面：面长206m（含中间巷宽3.0m），每日按7个循环组织生产，生产班每班3个循环，检修班1个循环，每个循环进尺0.6m， 日进尺4.2m，月工作日29天，正规循环率90%，则：
（1）循环产量：203×1.1×0.6×1.35×97%=175.45(t)
（2）日产量：175.45×7×90%=1105.31（t）
（3）月产量：1105.31×30=33159.44(t)
（4）月进尺：0.6×7×30×90%=113.4m
（5）可采期：558÷113.4=5.0(个月)
在实际工作中，根据实际情况可增加日进尺，提高工作面单产。
三、作业制度
作业制度为“三八”制，检修班半班生产半班检修，每班工作8小时。
2采煤方法
巷道布置
一、工作面巷道布置概况
2203工作面为走向长壁式布置，上、中、下顺槽均为南北向，轨道巷由联络分别与2#煤皮带巷、2203中间巷、总回风巷沟通；中间与2#煤轨道巷直接沟通，该巷道放置乳化液泵站和移动边站；运输巷通过联络巷分别与2#煤皮带巷、2#煤轨道巷、总回风巷沟通，该巷道布置皮带运输机和转载机。
二、工作面轨道巷
1、支护形式：巷道沿煤层顶板掘进。巷道采用锚网支护。顶板布置4根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。
2、巷道巷净断面：巷道采用矩形断面，净宽3.0m，净高2.0m，断面积5.0m2。
3、管路敷设：靠左帮敷设压风管、降尘管、排水管。
4、巷道用途：用料、回风、行人等。
三、工作面运输巷
1、支护形式：巷道沿煤层顶板掘进。巷道采用锚网支护。顶板布置4根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。
2、巷道净断面：巷道采用矩形断面，净宽3.0m，净高2.0m，断面积6.0m2。
3、管路敷设：靠左帮敷设压风管、降尘管。
4、巷道用途：用于工作面的进风、行人，并在靠巷道右帮摆放转载机、皮带运输机。
四、工作面中间巷
1、支护形式：巷道沿煤层顶板掘进。巷道采用锚网支护。顶板布置3根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。
2、巷道净断面：巷道采用矩形断面，净宽3.2m，净高2.0m，断面积6.4m2。
3、管路敷设：靠左帮敷设压风管、降尘管。
4、巷道用途：用于工作面的进风、行人。
五、工作面开切眼
1、支护形式：切眼位于2203工作面最北部，沿煤层顶板掘进，初掘时采用锚网支护。
2、切眼净断面：切眼采用矩形断面，净宽5.2m，净高1.4m，断面积7.28m2。
3、切眼用途：用于工作面设备的铺设、工作面的进风、人员的操作空间等。
五、煤仓
1、支护形式：煤仓位于皮带巷与总回风巷的连接处，其支护形式采用砌碹支护。
2、用途：用于工作面煤的储存和流过。
六、硐室及其他巷道
在切眼靠近轨道巷端头刷宽煤机窝，其规格为：5.0m×1.2m 锚喷支护。
在切眼端头各打1个绞车峒室，宽3m，深3m，高2m，锚喷支护。
附图3：工作面及巷道布置平面图。
七、 巷道断面形状、几何参数及支护形式

巷道断面参数及支护形式
巷道名称 进、回风 断面形状 净宽
（m） 净高
（m） 净断面
（m2） 支护
形式
轨道巷 回 风 矩形 3.0 2.0 6.0 锚网支护
运输巷 进 风 矩形 3.0 2.0 6.0 锚网支护
中轨巷 进 风 矩形 3.2 2.0 6.4 锚网支护
联络巷 矩形 2.6 2.0 5.2 锚网支护
切 眼 矩形 5.2 1.4 7.28 锚网支护
采煤工艺
采煤工艺
2203工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用全部垮落法处理采空区顶板的综合机械化采煤工艺。
1、割煤：采煤机在上（下）端头斜切进刀后，向下（上）正常切割，截深0.6m，采高控制在1.1-1.4m，最大割底量不超过0.3m。
2、移架：正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架。当移架速度跟不上采煤机速度时，采煤机要停机等候，待移架跟上时方可再开机割煤。
3、推移刮板输送机：推移刮板输送机时，要在输送机正常运转的情况下进行，刮板输送机滞后采煤机后滚筒距离不小于15m、不大于30m，刮板输送机推移弯曲长度不小于15m，严禁出现急弯。推移后的刮板输送机要达到平、直的要求。推移输送机时自上（下）而下（上）依次推移，严禁从两端向中间推移。
4、清煤：推移过刮板输送机后，人工清理支架与刮板输送机之间的浮煤，浮煤装入刮板输送机，矸石通过支架间隙丢入采空区。
5、工作面支护：最大采高1.5m，最小采高0.9m，平均1.10m，循环进度0.6m。
二、采煤方法
1、采煤机进刀方式：采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为25m，进刀深度0.6m。具体操作如下：
⑴、采煤机向下（上）割透端头煤壁后，自上（下）而下（上）推移刮板输送机，刮板输送机弯曲段不小于15m。
⑵、将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。按要求推移刮板输送机至平直状态。
⑶、将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤直至割透端头煤壁。
⑷、割透端头煤壁后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回进入正常割煤状态。
三、采煤机正常割煤
1、采煤机正常割煤：正常割煤长度为175m，采煤机以2.0~4.0m/s的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。
2、工作面割煤及采煤机的牵引方式：工作面采用双向割煤，往返一刀；采煤机牵引为电牵引。
附图：采煤机进刀方式示意图
四、主要工序
1、割煤：采煤机在上（下）端头斜切进刀后，向下（上）正常切割，截深0.6m，采高控制在0.8-1.4m，最大割底量不超过0.15m。
2、移架：正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架。当移架速度跟不上采煤机速度时，采煤机要停机等候，待移架跟上时方可再开机割煤。
3、推移刮板输送机：推移刮板输送机时，要在输送机正常运转的情况下进行，刮板输送机滞后采煤机后滚筒距离不小于15m、不大于30m，刮板输送机推移弯曲长度不小于15m，严禁出现急弯。推移后的刮板输送机要达到平、直的要求。推移输送机时自上（下）而下（上）依次推移，严禁从两端向中间推移。
4、清煤：推移过刮板输送机后，人工清理支架与刮板输送机之间的浮煤，浮煤装入刮板输送机，矸石通过支架间隙丢入采空区。








采煤机进刀方式示意图

四、工作面正规循环生产能力

其中： W—正规循环生产能力，t；
L—工作面长度（大面长120m,小面长80m），m；
S—工作面循环进尺，0.6m；
r—煤的容重，t/m3；
h—采高，m；
c—工作面采出率，%
大面的正规循环生产能力为175.44t。
设备配置
设备配备情况
1、采煤机：选用双滚筒采煤机，主要技术参数如下：
型 号：MG110/265-BWD
配套滚筒：φ850mm（截深630mm）；
采 高：1.0～1.5m；
摇臂回转中心距：4240mm；
滚筒转速：80.02r/min；
卧 底 量：101mm；
过煤间隙：223mm；
额定牵引力：265kN；
供电电压：1140V；
喷雾及冷却供水量：120L/min；
总装机功率2×18.5+4×55+2×4=265kW；
整机总重量：16000kg；
牵引形式：销轨式无链牵引；
牵引速度：0-6.7m/min；
机面高度：623mm；
手动控制及离机遥控。
2、液压支架的主要技术特征：
型 号：ZY2600/08/18
型 式：两柱掩护式液压支架
顶梁型式：整体顶梁
高 度：800~1700mm
宽 度：1470mm（固定侧护板）
中 心 距：1500mm
初 撑 力：（P=31.5MPa）2182kN
工作阻力：（P=37.5MPa）2600kN
支护强度：0.36~0.43MPa
底板比压：< 2 MPa
适应煤层倾角：≤15°
泵站压力： 31.5Mpa
操纵方式：本架控制
推移行程： 650mm
3、工作面刮板输送机的主要技术特征：
型 号：SGZ630/264
铺设长度：200m
电机功率：2×132kw
电 压：1140/660V
刮板链速：0.8m/s
运输能力：400t／h
中间槽尺寸：1500×630×210mm

4、转载机主要技术特征：
型 号∶SZB—730／40
电 机 功 率∶40kW
运 输 能 力∶300 t／h
电 压：660/1140 V
出 厂 长 度∶30 m
5、皮带运输机主要技术特征：
型号：DSJ80／40/2×40型可伸缩胶带输送机
电机功率：2×40KW
电机电压：660V
运输能力：400 t／h
带 宽：800 mm
带 速：2.6 m／s
出厂长度：900m
6、泵站：
乳化液泵选用MRB-200／31.5型2台,装备2泵1箱；喷雾泵选用 XPB—250/5.5喷雾泵2台。主要技术参数如下：
⑴、乳化泵：
型 号：MRB—200／31.5
公称流量：200L／min
公称压力：31.5 Mpa
电机功率：132kw　　　　　
⑵、喷雾泵：
型号：XPB-250/55
公称流量：250 L／min
公称压力：5.5 MPa
电机功率：30 kW
工作面设备布置见《图3 2203综采工作面设备布置平面图》。
7、辅助运输设备：
工作面的材料运输选用0.75吨的矿车和叉车。
3顶板控制
支护设计
一、支护强度的计算
参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度：

式中 ——工作面合理的支护强度，KN/m2；
h——采高，1.10m；
r——顶板岩石重力密度，2.5t/m3；
k——工作面支柱支护的上覆岩层厚度与采高的比，5；
经计算得 =135KN/m2
二、选择工作面支护强度
根据经验公式计算的支护强度与相邻矿井同煤层矿压观测得出的最大平均支护强度，取最大值200.0（kN／m2）作为选取支架的依据，而本工作面选用的ZY2600/07/16两柱掩护式液压支架，支护强度为0.36-0.43MPa(360--430kN/m2)满足采场支护强度要求。
三、支护设备选择
根据工作面条件与支架适应条件对照表十，通过对比验算，可以看出，选择该型号支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。
表3-1 工作面条件与支架适应条件对照表
项目 工作面条件 支架适应条件
采高 1100mm 700mm～1600mm
倾角 ＜7° ≤15°
煤厚 1100mm 700mm～1600mm
底板比压 7.95～65.46 MPa 平均0.77 MPa，尖端1.11 MPa
0.95－1.25MPa
支护强度 120—200kN／m2 360--430kN/m2
四、四、验算：
⑴以初次顶板来压最大平均支护强度250 kN／m2计算，循环进尺为0.6m，端面距0.32m，最大控顶距为4.28m，顶板压力：
Q＝250×L ×H＝250×1.5×4.28＝1605kN
其中：
Q　———顶板压力
L　———支架间距，取1.5m
H　———工作面最大控顶距，取4.28m
　　1605kN＜2600kN，所选支架工作阻力符合要求。
⑵在周期来压时，以最大平均支护强度200 kN／m2计算，循环进尺为0.6m，端面距0.32m，最大控顶距为4.28m，顶板压力：
Q＝150×L ×H＝200×1.5×4.28＝1284kN
其中：
Q　———顶板压力，kN
L　———支架间距，取1.5m
H　———工作面最大控顶距，取4.28m
1284KN＜2600KN，所选支架工作阻力符合要求。
五、泵站设置位置
泵站安设在2203工作面中间巷距离采煤面50m的位置。
六、泵站使用规定
要保证泵站压力不小于30 MPa，乳化液浓度2%～2.8%。要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液现象。
3.2 工作面顶板管理
本工作面的顶板管理采用全部垮落法。
工作面小面配置53架ZY2600/08/18型正常支架，2架ZT7600/14.5/25型端头支架，全面正常支架133架，端头支架4架。对工作面顶板实行全支护法管理。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤→移架→移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒3－5架，不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架→割煤→移输送机。移架步距为0.6m。
支护要求如下：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa.
3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。
5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。
二、特殊时期的顶板管理
（一）来压及停采前的顶板控制：
1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。
3、工作面支架初撑力不低于24MPa，轨道巷、运输巷所有单体液压支柱初撑力不低于12 MPa；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。
4、加强两端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护强度。
5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。
6、基本顶坚硬大面积不垮落，悬顶距离超过30 m时，必须制定强制放顶措施和灾害预防措施，以保证初次来压期间的安全生产。
（二)过断层及顶板破碎时的顶板管理
根据地质资料分析，本工作面共揭露断层4条，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保达到初撑力，届时必须编制具有针对性的补充措施。当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了防止有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要进行带压移架。
3.3 轨道巷、运输巷及端头顶板控制
一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制
1、支护要求：
工作面轨道巷、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配铰接顶梁进行支护，支护距离不得小于20m，双排不小于10m。
超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时要扶棚铺金属网支护。
2、支护材料及支柱密度
轨道巷、运输巷均采用DW25型单体液压支柱与HJB-600铰接顶梁配套支护，柱距为1.0m，排拒为0.6m。
3、支护质量标准
（1）支柱纵横成线，偏差小于±l00 mm。采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。
（2）支柱应支到实底，并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不得小于90 kN。
（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。
（4）两巷的高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。
（5）两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，直径400mm）支护。
（6）超前支护范围内严禁堆放闲置设备和杂物。

4 生产系统
4.1 运输
一、运输设备及运输方式
1、运煤设备及装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，落煤由工作面输送机送到转载机上，后经2203工作面运输巷皮带机运至主皮带巷，最后经主斜井到达地面。
工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入运输机中。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面用料、设备等物资，采用0.75吨矿车，绞车，通过轨道巷运进或运出工作面。
二、推移刮板输送机的方式
采用液压支架推拉千斤顶推移工作面刮板输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机的距离为14~16m。输送机弯曲不得超过3°~5°，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自上（下）而下（上）顺序进行。
三、运煤路线
2203工作面—→2203工作面运输顺槽—→主皮带运输大巷—→主斜井皮带大巷—→地面
四、辅助运输路线：
地面—→副斜井—→轨道运输大巷—→2203工作面轨道运输顺槽—→2203工作面
五、支架安装路线：
地面—→副斜井—→轨道运输大巷—→2203工作面轨道运输顺槽—→2203工作面
六、支架撤离路线：
2203工作面—→2203工作面轨道顺槽—→轨道运输大巷—→副斜井—→地面
4.2 通防与监控系统
一、通风系统
（一）工作面风量计算：
Q=60×V×S×K长= 60×1.5×3.74×1.0
= 336.92m3/min
式中:
Q采— 工作面所需风量，m3/min；
V — 工作面合理风速，取V=1.5m/s;
S — 工作面平均有效通风断面积(按最大控顶距4.28m和最小控顶距3.36m的平均值3.82m与采高1.4m、工作面支架断面调整系数0.7之积3.74计算),m2；
K长 — 采煤工作面面长调整系数，取K长=1.0。
（二）按瓦斯和二氧化碳涌出量、人数进行验算：
1、按瓦斯涌出量验算：Q采 =100×ｑ×k采通
=100×0.88×2.0
=176 < 345.6m3/min；
式中 ｑ—采煤工作面CH4瓦斯（或CO2）绝对涌出量，m3/min，
取CH4绝对涌出量ｑ=0.88m3/min；
k采通—工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，机采取k采通= 2.0。
2、按人数验算: Q采 = 4×N
= 4×60=240<345.6m³/min,
式中 N—工作面同时工作的最多人数,取60人。
（三）风量确定
通过计算并验算，2203工作面需要风量为345.6m3/min，取工作面风量为360m3/min。
二、通风路线
2203工作面的轨道巷和中间巷为进风巷，运输巷为回风巷，具体路线为：
1、新鲜风流：⑴副井（主井）→井底车场→机轨合一巷→2#煤皮带巷→2203皮带巷→2203工作面。
⑵副井（主井）→井底车场→机轨合一巷→2#煤轨道巷→2203中间巷巷→2203工作面。
2、乏风流： 2203工作面→2203轨道巷→总回风巷→立井轨道巷→回风立井→地面。
三、瓦斯防治与安全监测
(一)瓦斯的监测监控
在开采过程中，根据采场条件预测瓦斯涌出量，以便及时采取针对性措施。
1、瓦斯检查
瓦检员巡回检查工作面瓦斯浓度，每隔3--5小时检查一次，每个班至少检查两次，检查结果及时填写在工作面回风巷距工作面50m以内的瓦斯检查牌板上。当瓦斯浓度超限时，必须按照《煤矿安全规程》第138、149条处理。
瓦斯测点设置为：a、工作面风流； b、回风隅角； c、工作面回风流。
2、利用KJ90NA安全监控系统进行连续监控
工作面回风隅角、回风巷距工作面煤壁10m以内、工作面回风巷距回风配巷口10--15m位置处各设置1台瓦斯传感器，报警浓度≥1.0％CH4，断电浓度≥1.0％CH4，断电范围是工作面及皮顺中全部非本质安全型电气设备，复电浓度值小于1.0％CH4。瓦斯传感器每10天标校一次。
3、利用便携式瓦斯检测报警仪进行瓦斯监测
各班班长必须携带便携式瓦斯监测报警仪，悬挂于工作面回风隅角处，对工作面瓦斯浓度进行检测。
4、加强顶板初次来压时的瓦斯监测和安全防护
顶板初次来压时，为防止采空区瓦斯大量涌出，相关科室应及时搞好矿压显现、来压时间、放顶步距等的预测预报，通防工区搞好气体监测工作，保证工作面的供风系统稳定、风量符合设计要求。
5、加强通风系统管理
（1）2203中间巷与2203轨道巷之间联络巷的风门设置风门闭锁装置，保证两道风门不能同时打开，防止风流短路。
（2）保证设计风量，特别是在采区通风系统发生变化时，应及时测定和调整工作面风量。
6、加强机电设备的管理与维护
加强对工作面回风侧电器设备的维护、检修，杜绝失爆现象。
（二）安全监测
1、安全监控设备种类及数量
（1）KG9701型甲烷传感器3台
（2）KJF-15型风速传感器1台
（3）KDD-2型馈电断电器2台
2、KG9701型甲烷传感器：
瓦斯传感器安设位置：
（1）工作面回风隅角。
（2）距离工作面煤壁10m范围以内。
（3）2203轨道巷距回风配巷口10～15m位置处。
瓦斯传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。
3、KJF-15型风速传感器：
安设在2203轨道巷前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。
4、KDD-2断电器
2台都安装在2203轨道巷与2#煤皮带巷之间的联络巷门口配电硐室内。
5、电缆敷设
(1)信号电缆：
由KDD-2断电器和轨顺分站到四采1#变电所KFD-2型分站，用PUYVRP 1×4×7/0.52型电缆敷设。
(2)馈电电源电缆：
a、KDD-2型断电器馈电电源来自KBSGZY-500/6负荷侧的电缆接线盒内，用 U-1000-3×4mm2+1×4mm2 型号电缆敷设。
b、KDD-2型断电器馈电电源来自BKD-200开关的负荷侧的电缆接线盒内，用 U-1000-3×4mm2+1×4mm2 型号电缆敷设。
(3)控制电缆
a、KDD-2型断电器的常闭接点接入到为2203工作面供电的KBSGZY-500/6变压器电源侧的磁力启动控制回路，用U-500-3×1.5mm2+1×1.5mm2 型号电缆敷设。
b、KDD-2型断电器的常闭接点接入到为2203工作面供电的BKD-200开关电源侧的磁力启动控制回路，用U-500-3×1.5mm2+1×1.5mm2 型号电缆敷设。
7、控制区域
2203工作面及运输巷内的全部非本质安全型电器设备。
其中瓦斯传感器：
报警浓度≥1.0%；
断电浓度≥1.0%；
复电浓度＜1.0% 。
8、2203中间巷安设KDF-2监控分站25#，安设采煤机和刮板机开停，近程控制KBSGZY-800/6变压器断电。
9、设备管理
（1）拆除或改变与监控设备关联的电器设备的电源线及控制线、检修与监控设备关联的电器设备，需要设备停止运行时，需报告调度室，并制定安全技术措施后方可运行。
（2）监控设备必需定期进行调试、校正，每月至少一次； 甲烷传感器和便携式甲烷检测报警仪，每10天使用校准气样和空气样调校一次，每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
（3）监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须制定安全技术措施。
五、火灾防治
2203工作面所采煤层为2#层煤，煤尘具有自燃性。工作面应加强防治火灾，采取如下措施：
1、保证设计风量，特别是在采区通风系统发生变化时，应及时测定和调整工作面的风量。
2、经常冲洗、清扫工作面及两巷煤尘和浮煤，消灭一切可能出现的明火源。
3、2203轨道巷以及2203中间巷配电硐室、油脂存放地点及机电设备处必须有干式灭火器及黄沙等灭火器材，皮带机头、尾应洒水降尘。
4、电气设备着火时应先切断电源，然后使用不导电的灭火器材及时进行灭火。
5、消防供水来自工作面防尘供水系统，2203运输巷每隔50m（轨顺每隔100m）安设三通阀门，并敷设消防软管。
6、发现火灾时，首先立即采取一切可能的办法直接灭火，并迅速通知矿调度室，通知有可能受火灾威胁的人员撤离危险区，并组织人员利用现场一切不燃工具和器材灭火。
（一）防尘供水系统
1、地面→副斜井→井底车场（ф108×4.5mm）→2#煤轨道巷（ф89×4.5mm）→2203轨道巷（ф57×3.5mm）→2203工作面。
2、地面→副斜井→井底车场（ф108×4.5mm）→2#煤轨道巷（ф89×4.5mm）→2203运输巷（ф57×3.5mm）→各转载点。
3、防尘管路安设平直，距底板高度不小于300mm，吊挂牢固，拐弯处设弯头，不拐死弯，无漏水（滴水成线）现象。
4、两巷防尘供水管路和液压泵站供水管路上各安设一个压力表（最大量程不大于6MPa），两巷防尘供水管路上的压力表距工作面不大于300 m，并确保采煤工作面防尘水压不低于2MPa。
5、2203轨道巷供水管路每隔100m（皮顺每隔50m）设一个三通阀门，在防尘管路进入各顺槽处安设2寸截止阀，并每隔300m安设一个截止阀；工作面防尘管路上连接防尘设施的三通阀门要注明用途。
6、在工作面皮顺每隔50m设置一组防尘管，长度不小于25m，阀门要设在人行道一侧。
7、工作面设置防尘设施管理牌板，标明工作面防尘设施种类、数量等内容。
（二）防尘措施
1、采煤机内外喷雾降尘
采煤机必须具备良好的内、外喷雾系统，无堵塞现象，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。
2、架间喷雾降尘
采煤工作面供水由2203轨顺φ57mm供水管路通过φ19mm高压胶管引至工作面轨顺端头处，沿工作面支架前敷设一路φ19mm高压胶管，每隔10架安设一条洒水管路。每10m设一个三通阀，架间喷雾用φ13mm高压胶管连接，架间喷雾固定在支架前梁上，移架时进行手动喷雾。
3、转载点防尘
工作面刮板输送机头处、皮顺转载机头处和皮带运输机头处各安一组喷雾，每组喷雾不少于3个喷嘴，喷嘴间距200～300mm。在2203皮顺皮带机头转载点，安设防尘罩。
4、净化风流
在工作面轨顺安设两道净化水幕，第一道设在轨顺风流汇合点以里，第二道距工作面不超过50m；皮顺安设两道，第一道设在回风巷，第二道距工作面不超过50m处；各水幕必须雾化良好，灵敏可靠且封闭全断面。
5、洒水降尘
（1）轨顺每月冲刷巷道一次，清除堆积的浮煤，并做好记录。
（2）皮顺距工作面100m范围内及工作面每班冲洗一次，并做好记录。
（3）皮顺每天冲刷巷道一次，清除堆积的浮煤，并做好记录。
6、个体防护
工作面采煤机司机、移架工及在回风巷中工作的其他人员均佩带过滤式防尘口罩。
7、认真填写防尘管理牌板和防尘设施管理牌板
七、隔爆措施
为有效的隔绝可能产生的煤尘爆炸，在工作面轨道、皮顺各设置两组软质隔爆水棚，一组在巷道口附近，一组随工作面推进往前移，且距工作面不大于200m，水棚的数量及质量等应符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》的有关规定，隔爆水棚的有关参数如下表：
隔爆水棚参数表
表十三
巷道
名称 断 面
（m²） 水 袋
容 量
（升） 水 袋
数 量
（个） 水袋
性质 排 距
（m） 每 排
数 量
（个） 棚 区
长 度
（m） 总水量
（升） 首排与
面距离
（m） 单位面
积水量
（升）
2203
轨顺 6.0 40 36 软质 1.5 2 25.5 1440 ≮60 204.5
2203
皮顺 6.0 40 36 软质 1.5 2 28.5 1440 ≮60 202
2203中间巷 6.4 40 软质 1.5 3 25.5 1600 ≮60 204.5
4.3 排水
一、排水系统：
由于工作面涌水量很小基本可以通过煤流带出工作面，对两顺槽局部低洼点可安设小水泵进行排水
二、排水路线
2203轨道巷→采区水仓→中央水泵房→地面。
三、防止水措施
1、回采过程中应做好排水设备，正常生产期间运输巷低洼处安装排水能力不小于20m3/h排水设施。
2、水泵保持台台完好，并有备用水泵。
3、认真观察涌水情况，水量增加要及时采取有效措施。
4.4 供电系统
2203综采工作面设备装机总容量为∶999.4KW。分为两组∶一组为移动电站，设备总功率∶500kW；一组为固定电站，设备总功率∶499.4kW。详见表1用电负荷表及图4 2203综采工作面供电系统图。2203整体供电详见《2203工作面供电设计》。

表1 2203工作面用电负荷、
序号 设备名称 规格型号 单位 数量 功率（Kw） 电压
（V）
1 刮板运输机 SGZ630/264 部 1 264 1140
2 采煤机 MG110/265 部 1 265 1140
3 转载运输机 SZB730/40 部 1 40 1140
4 皮带机 DSJ-80/40/2×40 部 1 80 660
5 乳化泵 MRB-200/31.5 台 2 125
6 喷雾泵 XPB-250/5.5 台 2 37
7 水泵 5 660
8 煤电钻 1.2×2=2.4 127
9 小绞车 JD-11.4 台 8 11×8=88 660
10 小 计 906.4Kw
通信、照明
一、通信系统
2203综采工作面皮带机机头、转载机机头、泵站、移动变电站，各安装一台直通地面调度室的生产电话。
二、照明系统
2203工作面轨道巷由移动变电站的照明综合保护开关引出线路向照明灯供电；运输巷由皮带机机头处照明综合保护开关引出照明线路向运输巷和皮带机机头的照明供电。
劳动组织和主要技术经济指标
劳动组织
一、作业方式
2203工作面采用“三八”制作业制度，每班作业8个小时，两班生产，一班准备。
二、劳动组织
详细情况见劳动组织表5-1
三、正规循环组织措施
1、完善各种现场管理制度，加强岗位工种技术培训，坚持持证上岗，不断提高职工业务熟练程度。
2、认真落实各种岗位责任制、工程质量和安全质量责任制，设备维修质量检验制度。抓好各工种、各工序的配合和班组之间的配合，做到按时、现场交接班。
3、加强对设备的检查、使用和维修管理，保证设备完好、运行正常，减少事故，提高开机率。
4、加强管理，及时移架，减少或杜绝架前漏顶事故。
5、加强上、下端头维护，提高支护质量，实现动态达标。
6、抓好出勤，搞好正规循环作业，确保正规循环率90％以上。
表5-1 劳动组织表
班次
工种 一 班 二 班 检修班 合 计
工 长 2 2 2 6
质量验收员 1 1 1 3
煤机司机 3 3 2 8
支 架 工 20 20 4 44
清 理 工 8 8 0 16
维 护 工 6 6 6 18
三 机 工 5 5 6 15
泵 站 工 1 1 2 6
电 工 2 2 4 8
油脂管理员 1 1
运 料 工 6 6
支柱管理员 1 1
队管理人员 6
合 计 48 48 35 139
5.2主要技术经济指标
工作面主要技术经济指标见表5-2

表5-2 主要技术经济指标表
序号 名 称 数 量 序号 名 称 数 量
1 工作面推进长度 700m 10 可采期 146天
2 工作面长度 200m 11 回收率 ＞97％
3 煤层倾角 3-5° 12 正规循环率 ＞90％
4 煤的容重 1.35t/m3 13 日出勤 139人
5 煤层厚度 1.1m 14 出勤率 85％
6 采煤高度 1.1m 15 工作面效率 11.39吨/工
7 工业储量 23.9万吨 16 坑木消耗 2m3/万吨
8 可采储量 23.19万吨 17 截齿消耗 10个/万吨
9 日产量 1584吨

6 安全技术措施
6.1 一般规定
1、采煤队要组织工人认真学习本《作业规程》、《煤矿安全规程》及各工种《操作规程》，达到人人皆知，自觉执行。井下工作人员必须熟知煤与瓦斯突出的预兆和防治突出的基本知识。
2、工作面所有人员必须学习《作业规程》，参加考试合格后，方可下井作业。
3、严格交接班制度，交安全、交质量、交工具及机电设备，做到接班不来，交班不走，交不清不走。
4、井下严禁睡觉，严禁打架斗殴。
5、班前喝酒者不准入井，疲劳过度者不准入井，思想不集中者不准入井，带病者不准入井，准备离矿者不准入井。
6、入井人员必须遵章守纪，杜绝违章，发现违章必须及时制止。
7、工作面在推采过程中，如有特殊地质变化，必须制订专项安全技术措施。
6.2防止工作面设备下滑及液压支架调架措施
一、防止液压支架输送机整体下滑措施
该工作面煤层倾角为1°～8°，为了确保工作面液压支架、输送机在生产过程中，不至于整体下滑，在生产过程中应根据煤层倾角的变化调斜工作面。
1、在调面过程中，应保证工作面的工程质量,保持支架不歪、不咬、不挤，移架过程中及时调整支架。
2、生产过程中每班必须按作业规程规定的循环进尺割煤，验收员严格把关。
3、调面时严格按队安排的调面幅度，斜刀位置及作业工序施工，由队现场跟班人员、验收员、工长和岗位工负责。
4、保持输送机的平、直，严禁出现局部超前或撇后现象。
5、验收员每班测量工作面倾角，并做好记录。
6、加强对工作面两头进尺的测量及输送机上窜下滑的测量。技术人员应在上、中、下顺槽定好测点，测点间距10 m。每班验收员要把输送机上窜下滑数据和两头推进进尺测量结果填写在验收记录上，工程技术人员应对照记录定期进行填图，根据现场实际和测定数据，确定调面数据，并负责现场落实。
二、支架的防倒措施
1、支架设有底调千斤顶，调整支架的的歪斜。
2、中间架的防倒：采取双人或多人分组拉架，每组拉架由上向下顺序拉移，支架间距超过规定时，先调倾斜度，调整以后再拉支架，防止个别支架下倾造成中部倒架。
3、辅助防倒措施，拉移支架时可用单体调整。
三、防止采煤机下滑措施
1、采煤机的制动闸必须完好可靠。
2、不论上行割煤还是上行返空机，输送机至采煤机下滚筒的弯曲段始终不小于15 m。
3、煤机处于上行割煤或上行返空机时，检修或处理煤机故障，必须把斜刀推至下滚筒处或下牵煤机将煤机的滚筒吃刀。
四、支架出现压架、咬架、歪架的现象应该及时处理，使用单体调架时应遵守以下规定：
1、使用单体调架时必须有专人负责安全和现场协调指挥。
2、单体必须完好，不窜液、不漏液、不缺爪。
3、调架工作必须三人以上作业，其中两人扶单体，一人供液，供液点支架要与被调支架相距3个架子以上，单体供液要缓慢进行，稍吃劲后，扶单体人员中的一人可以操作支架，一人现场指挥，也可以另外派人操作支架。无关人员要立即躲到须调正支架5 m以外架内安全地点。
4、调架时，找准架间距，从上往下调整。使用单体调架时，单体后头应支设在所调支架相邻支架的底座箱上，不得钢性接触，栓牢安全绳，防止单体滑崩伤人。
5、单体与支架之间稍吃劲后，所有人员必须躲到架内，禁止任何人在该处前后5 m范围内架前行走或干其它工作，操作支架人员要注意观察架间掉矸情况，执行好敲帮问顶制度，并随时观察好单体、支架动作情况，发现问题，立即停止操作，进行处理。
6、调架时，单体供液和支架操作必须由合格的支架工进行，要相互配合好。
7、若需在支架座箱底下垫木墩或浮煤、矸时，工作人员的手、脚不能伸到支架座箱下，可以使用钎、镐等工具将木墩推到座箱下，此时严禁操作支架或单体供液，所有操作手把要处于中立位置。
8、如须到面前作业时，必须停机停溜并闭锁。
9、单体供液信号要使用哨子，一停二供，一定要联系准确，单体供液人员要严格按支架操作人员的供液或停止信号操作，严禁误操作。


6.3 机械设备的安全技术措施
6.3.1煤电钻
（1）采煤工作面的煤电钻必须使用综合保护装置。
（2）电缆接头要严密结实，发现煤电钻检漏装置有故障或网路绝缘降低时，应立即停电处理，修复后方可送电。检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。
（3）认真检查钎子有无弯曲和损坏，如有弯曲和损坏必须及时领换，同时应把钻头上牢。使用煤电钻时，应当用手提着把手将煤电钻送往工作地点，禁止顺底板用电缆拖着走，不准在输送机内拖拉电缆。
（4）打眼过程中，发现眼内涌水、温度突然升高或降低、风量不足、瓦斯超限、电缆漏电等危险时，应立停止工作、切断电源，向区值班人员汇报并处理。
（5）打眼结束后，应将煤电钻、电缆线、钎子及时收回，将电缆盘放在距工作面10m以外的安全地点并切断电源。
6.3.2单体液压支柱
（1）支柱支设前，必须检查零件部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷、顶盖变形、缺爪、漏油等，不合格的支柱不得使用。
（2）工作面使用的单体液压支柱的高度，应与工作面的采高相适应。支柱的最小高度要保证活柱的伸出量不小于顶板的最大下沉量加50mm；支柱最大高度不得小于采高，严禁超高支设支柱。
（3）保证单体液压支柱有足够的初撑力（不小于50KN），乳化液泵站和液压系统完好不漏液。
（4）单体液压支柱在井下储存三个月以上或使用超过八个月或采完一个工作面的，必须上井检修，不得直接转入其它接替工作面使用。
6.3.3刮板输送机
（1）机头安放要稳妥,各部件联接螺栓要紧固,防护罩、电机风叶等不松不缺,减速箱油位合适、油质合格,液压联轴节油量适宜,易容塞齐全,位置正确,刮板不飘链.
(2)空车试运转,使刮板链回转一周,刮板链松紧均匀适宜,机尾滚筒转动灵活.凡联接环、螺栓、刮板及销链有缺损或歪斜的,必须停机进行修理．
（３）输送机启动前必须先发出信号联系，得到回复信号后，再发启动信号，开启防尘设施，然后间断点动两次，确认无异状后才能正式启动．司机必须注意声光信号，一旦出现问题立即停车．
（４）不准超负荷启动，因过负荷不能正常启动时，连续启动不得超过五次，每次时间不超过１０ｓ．输送机应运转平稳，无异响声和振动．
（５）输送机中有大块矸石、木料、铁柱等物料时，应立即停机排出．
6.3.4 采煤机
（1）开机前，首先检查各部件及螺栓是否紧固齐全，底托架及滑靴是否完好，各把手、按钮、旋钮应灵活可靠，并置于“零位”或停止位置，截齿齐全、锋利、安全牢固。内外喷雾完好无缺，各部油位应在规定范围内，各部不漏油。牵引链张紧程度要适当，若发现牵引链与输送机摩擦，要及时处理。牵引链无扭结与裂纹现象.
(2)检查拖移装置及拖移电缆、水管、电缆夹有无卡挂现象及损伤。更换截齿时，必须先将隔离开关、截割部离合器、牵引换向手把打到零位，且应在顶板完好、煤帮稳定的地段进行。
(3)割煤前电机要进行2-3min试运转，检查各部件是否运转正常。运转前要检查好周围情况并发出开车信号，在运输系统安全正常运转的情况下在进行割煤。
（4）牵引、截割速度应合理选择。操作牵引控制旋柄时，要从小到大缓慢调到适当的牵引速度。当司机离机或需要较长时间停机时，应打开左右截割部离合器，将隔离开关打到“零位”，关闭供水总截止阀。
（5）当工作中负荷太大，发生闷车现象、附近严重片帮冒顶、内部发生特殊异响、电缆自动拖移装置卡住出槽、出现人身或其它重大事故、后方出现大块矸石或大型物料即将进入采煤机下方时，应采取紧急停机措施。
（6）保持匀速牵引，均衡截割，不过载运行，不强行牵引，遇有障碍及时停机处理。随时注意顶底板、煤层、煤质的变化及输送机的载荷情况，选择合适的牵引速度和截割高度。
（7）割煤过程中，如发现截齿缺失和不锋利，应立即更换。刮板输送机出现急转弯时，司机有权停机，待处理好后再开机。要随时注意电缆、水管及电缆夹的连接，不得使电缆及水管脱落在电缆槽外或受挤压卡砸，以防损坏。
（8）遇有输送机歪斜过大或急弯、支柱超前支护高度过低时，应防止滚筒截割顶梁或输送机铲煤板。当发现采煤机有异常的振动和响声时，应立即停止割煤并检查，分析原因进行处理。
（9）禁止利用采煤机牵引、推、拉、顶其它设备。采煤机不准带“病”运转。
（10）采煤机检查地点应设在不漏顶、不片帮、有足够的工作高度和空间、无大量杂物堆积、无淋水的安全地段。每次检修完毕，必须进行空运转，试运转合格后应停机断电，并做好检修记录。
6.3.5 液压支架
（1）支架在工作面进行拆装检修，例如更换支柱、顶梁、千斤顶、控制阀组时，事先要用临时支柱撑住顶梁，在进行检修工作。支架上的各千斤顶及液压系统检修时，不进行卸压处理不得进行检修。更换液压部件或胶管，要保持清洁及时戴防尘帽。安装前必须清洗被拆卸的高压管，高压液出口严禁对人。
（2）检修时必须使用合适的工具，禁止硬打乱敲。拆下的小零件应随手装入工具袋中，防止丢失，严禁任意在井下拆开安全阀、操作阀、控制阀以及支柱千斤顶的工作腔。检修支架前被关闭的截止阀，检修后应即使打开，并按操作程序校验被检支架的功能，不得带“病”运转。
（3）清理好架间的浮煤、浮矸和其他杂物，否则不得移架。检查支架的完好状态、管路系统的操作阀组，发现损坏应及时更换。检查支架的支护状况，咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬死或压死的支架应在开工前处理完毕。检查并处理煤帮、顶板、金属网等。以便安全顺利移架。
（4）顶板破碎或周期来压时应注意以少将快拉为宗旨，采用带压移架的操作方式，即边降柱边拉架，降柱手柄与拉架手柄同时打开，完成移架作业。
（5）移架前，应将上、下相邻支架的推移千斤顶，保持在浮动状态。
（6）移架过程中要注意保护顶板，防止支架反复升降，尽量做到少将快拉。支架前移后必须接顶，上部空顶部分必须用木料填实，严防支架失稳歪斜。移架步距要一次完成并将支架移成一条直线，要掌握好支架的合理支撑高度，所有操作手把完成动作后，必须打回零位。
6.4 过断层安全技术措施
（1）当工作面遇断层：其落差H≤1.0m时，断层处3m范围内架设贴帮柱,柱距为800mm；当落差H≥1m时，断层处及其上下各4m范围内架设贴帮柱,柱距为800mm；断层处需爆破时，爆破处架设贴帮柱,柱距为500mm。
（2）对断层处的顶板破碎带必须背严、背实顶板。
（3）工作面过断层严格按产状情况掌握采高。
（4）断层附近片帮严重时，要求该处必须掏梁窝将顶梁挂到煤帮，严禁空顶。
（5）断层的两盘边缘必须时刻保持有两列支柱。
6.5 综合防尘措施
1、采煤工作面的采煤机必须有内外喷雾装置,雾化程度好,能覆盖滚筒并坚持正常使用.
2、工作面所有人员都要戴好防尘口罩，搞好个体防尘。
3、工作面运煤巷道的各转载点必须设喷雾洒水装置。
4、定时清理巷道中的浮煤，并及时运出。
5、在工作面的进、回风巷内设置水幕，净化空气。
6.6 防火措施
1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。
2、经常检查设备的运转情况，保持运转部件的清洁和使用安全可靠的润滑油、预防机械设备运转部分磨擦产生高温，引起火灾。
3、井下机电设备检修时，严禁带电作业。
4、井下电缆严格按标准吊挂，防止因漏电发生火灾事故。
5、井下供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐全”、“三坚持”，井下所有棉纱等易燃品要及时清到井上消毁。
6、各类运输机头附近禁止堆积易燃物，浮煤清理干净，工作面配电地点和皮带运输机头要配备砂箱、灭火器等灭火器材。
7、严禁在井下敲打或拆卸矿灯；严禁携带烟火、火种及易燃易爆物品下井，严格执行入井检查制度，防止故意纵火。
8、下井人员必须衣帽整齐，不得穿化纤衣服。
6.7 通风管理
1、工作面开帮生产前，安检部要做好风量的调节工作。要按照规程规定的风量供风，保证风量满足要求，严禁无风，微风或风量不足的情况下生产，工作面要根据实际情况随时进行测风。
2、在生产过程中，若发现工作面风量突然减少或停风，要立即报告调度室，并停止工作迅速撤到安全地点。
3、采区的通风设施要设专人专管，分工协作，定期检查，及时维修，确保安全生产。
4、所有人员通过风门、风帘等，要做到随手关闭，严禁随意开关，人为损坏。防止跑、漏风，造成工作面瓦斯超限。
5、通风设施必须完好，人人都要爱护通风设施，一切通风设施，未经许可不得乱动，设施损坏的必须及时修复。
6、风门要安设闭锁装置，严禁人员将两道风门同时打开，造成风流短路。
7、风门前后5m范围内不得堆放煤矸、杂物等。
6.8 瓦斯管理
1、工作面要配备专职瓦斯检查员，瓦检员要及时检查工作面上、下隅角、空帮和回风巷的瓦斯情况，每班检查次数不得少于3次，并做到牌报、班报、记录三对照。
2、严格控制风流中的沼气浓度，当采区回风巷、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理；当工作面风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；当爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破；当工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；当工作面及上、下付巷内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。
3、工作面上、下隅角要及时放顶到位，及时打好上隅角处的风障，严禁上隅角瓦斯超限。
4、放煤班放煤时，每一处放煤点必须有一个携带便携式瓦斯检测仪进行瓦斯检测，发现瓦斯超限时，必须立即停止放煤，并进行处理。
5、队长、技术员、带班队长、放炮员、电工下井时，必须携带便携式瓦斯检测仪。
6、防止沼气引燃，禁止一切非生产火源。对生产中可能产生的火源严格管理与控制，尽量避免其产生。
7、防止煤与瓦斯突出。经常教育职工熟悉瓦斯突出预兆，牢固掌握瓦斯突出的防范措施。
6.8.（1）有声预兆
1.煤体或岩体中有闷雷声、机枪声、煤炮声、炒豆声、煤岩破碎声等。
2.采掘工作面地压显著，支架受压发出噼啪声、破裂折断声等。
6.8.（2）无声预兆
1.工作面瓦斯涌出量，在突出前有忽大忽小的变化。
2.工作面煤层厚度发生变化，尤其软分层变化较为明显（通常是由薄变厚，但有时也有厚变薄），层理紊乱不清，光泽变暗，煤质变软，尤其软分层变得更软。
3.工作面温度有明显的降低。
4.工作面发现有断层，褶曲等地质构造时。
5.当工作面出现以上瓦斯突出预兆时，人员应立即撤出工作面，同报矿调度室进行处理。
6.9 安全制度
6.9.1 交接班制度
1、前一班下岗之前和后一班上岗之后，其班长、安全员等有关人员必须在现场就工作面工程质量、安全状况以及遗留问题进行交接，并向区值班人员请示汇报后经同意方可下班。
2、工作面各号位的采支工必须在现场将本号的工程质量及安全状况向下一班人员进行交接。
3、机电各岗位操作人员必须在现场检查、交接所管制设备，严格执行岗位责任制，保证设备安全运转。
6.9.2 敲帮问顶制度
1、采煤工作面要严格执行敲帮问顶制度。每班开工前，班组长必须对工作面进行全面的检查，确认无危险后，才能允许工作人员进入。
2、每班开工前，每个工作人员必须检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况，工作过程中随时注意其变化情况，发现危险时立即采取措施，隐患未排除之前，班组长不得离开现场。
3、工作人员敲帮时要用长把小锤，声音异常时，要立即采取措施。
6.9.3 巷道维护维修保养制度
1、工作面开采前，各采煤巷道必须严格履行交接手续。
2、工作面生产工程中运煤巷和回风巷应设专人超前工作面20m加强支护，保持巷道清洁，支架完整。支架有断梁折柱时，必须及时更换，巷道高度不得低于1.6m。
6.9.4 机电设备维修保养制度及瓦斯管理制度
1、机电设备维修保养制度
（1）采煤工作面使用的机电设备必须由专人进行维护保养，做到机电设备完好、运转良好。
（2）检修机电设备时不得带电操作，检修前必须切断电源。
（3）防爆性能受到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续使用。
（4）坚持使用检漏继电器。
2、瓦斯管理制度
（1）工作面运煤巷及回风巷必须加强维护，经常清理，保证足够的通风断面。、
（2）与工作面有关的风门要随开随关，防止风流短路。
（3）加强工作面电气设备管理，杜绝失爆现象。使用中的防爆设备，要求螺栓齐全紧固，防爆面清洁光滑无锈，未接线的电缆喇叭口有挡板，不失爆。电缆要悬挂好，接头规整。
（4）工作面运煤巷和回风巷要安设甲烷自动报警断电装置，甲烷超限时切断电气设备电源。
7 其它
工作面遇到下列情况必须制订补充安全技术措施，由矿分管副总工程师批准后实施：
1、工作面过断层、薄煤区、破碎区时；
2、上、下顺槽超前支护遇到特殊情况时；
3、工作面需爆破作业时；
4、工作面初次放顶、工作面收尾时；
5、机电设备更换大件设备时；
6、工作面遇到特殊的生产条件和特殊的作业方式时。