5--105综放工作面作业规程

　　注：5-1051巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图3

　　5-1052巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图4

　　第二章：采煤方法及回采工艺

　　第一节：采煤方法

　　一、名称:5-105综放工作面采用一次采全高综采放顶煤走向长壁采煤法。

　　二、采高及层位控制：

　　根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系，确定工作面采高为2.8m。回采时，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200-400mm)，防止割破沙质泥岩，另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。放顶煤厚度3.3m，循环进度0.8m，单向割煤，一采一放，使用单轮顺序放煤方式，采放比1：1.18，割煤步距0.8m，放煤步距0.8m。

　　三、工作面正规循环生产能力

　　Q=L×S×H×R×C

　　式中：Q--割煤产量;

　　L--工作面长度;

　　S—采煤机截深;

　　H--煤层厚度;

　　R--煤的密度;

　　C--工作面煤炭回收率;

　　1、循环产量

　　1)工作面机采产量

　　170×0.8×2.8×1.51×0.95=546t

　　2)放顶煤产量

　　170×0.8×3.3×1.51×0.91=616t

　　循环产量=机采产量+放顶煤产量=530+635=1162t。

　　3)日循环产量(日循环个数为4.5个)

　　(546+616)×4.5=1165×4=5232t

　　4)月产量(按25天计算)

　　5232×25=130803t≈130000t

　　第二节：回采工艺

　　一、工艺流程：

　　MG400/930采煤机下端头斜切进刀—→推前部输送机—→上行割煤—→移架—→放顶煤—→拉后部输送机—→采煤机返向下行清浮煤—→推前部输送机机头斜切进刀段—→下端头斜切进刀。

　　二、工艺说明：

　　(一)采煤机进刀方式

　　采用端部斜切进刀单向割煤方式，如图所示。其工序如下：采煤机完成端部斜切进刀后，将前部输送机推向煤壁，采煤机向另一端正常割煤(图a);采煤机到达工作面另一端割透煤壁后，立即反向跑空刀清理浮煤(图b);在采煤机到达斜切进刀段以前，输送机机头已推向煤壁，此时采煤机即可顺势进行斜切进刀(图c);采煤机斜切进刀完成后，反向向另一端割煤，开始下一个割煤循环(图d)。

　　(d)采煤机反向割下一刀煤，输送机全长推向煤壁

　　采煤机端部斜切进刀单向割煤

　　(二)移架

　　1、移架顺序

　　由于工作面前后部输送机机头、机尾均采用平行布置方式，因此割煤时过渡支架无法及时移架支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因此造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下：

　　①采用自下而上顺序移架(3#～111#架);

　　②前部输送机机头、机尾推向煤壁后，将机头1#～2#架、机尾112#～114#架前移。

　　2、移架方式

　　手工进行、本架操作，每个支架完成降、移、升动作后，应将支架的升柱手把打在升的位置上保持一定的时间(3～5s)，以保证支架的初撑力。

　　1)工作面支架移架工艺

　　①正常情况下：

　　a、在操作前，人员应站在支架前后立柱间，同时注意观察动作部位情况。移架顺序应按照：收回护帮板→降后柱(100mm～200mm)→降前柱和前梁，操作推移手把通过推移千斤顶将支架向前推移0.8m步距，再升前柱，随后升后柱，支架达到初撑力要求后，打出护帮板护帮。所有操作手把停止动作后，将操作手把打到“零”位。

　　b、移架时，滞后采煤机前滚筒两架将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，滞后采煤机后滚筒两架进行移架，尽可能要少降快拉，支架不得歪斜、咬架。移架后，支架成一直线，其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。

　　c、支架顶梁与顶板接触后，操作手把继续供液3～5s，使支架初撑力达标，操作结束后及时将操作手把归“零”位。

　　②顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺：

　　a、工作面机组割煤后拉架实行追机作业，采煤机滚筒扫底刀通过，滞后采煤机前滚筒两架移架，拉架工采用带压移架法，及时少降前梁带负荷移架，及时支护，移至作业规程规定的最小控顶距。

　　b、顶板破碎带采用超前带压擦顶移架的方式控制顶板，移架后将前梁插板伸出，打出护帮板护帮。

　　c、前梁插板与护帮板操作工艺：顶板破碎带，在前梁插板伸出情况下拉架过程中，应边拉架边收回前梁插板，支架前移后，将前梁插板完全伸出，打出护帮板护帮。

　　d、特殊情况下由于溜子下滑，导致机尾过渡支架无法与前部输送机连接，采用单体支柱戗配合使支架前移时，在操作过程中，将单体支柱戗在后溜底座与支架四连杆卡槽内，并使用8#铅丝成双股将单体支柱的柱头、柱尾与支架连接，送液时，必须缓慢进行，确保在拉移支架过程中人员的安全。

　　备注：工作面支架前梁插板只能当做临时支护使用，严禁在支架前梁插板未收回情况下拉移支架。

　　2)超前支架的组成及移架工艺

　　①副巷安设超前支架型号为：ZT2×3500/22/45，支架总长为60m，支护宽度为3.84m，中心距为2.2m，初撑力15Mpa。

　　该支架为左右两架成一组使用，两架之间由防倒千斤顶连接，每一架由前后两节组成，前节的顶梁后部与后节的中间梁相连，前节的底座后部与后节的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连，前后节互为依托，达到移架的目的。

　　②该支架主要由顶梁、底座、前后连杆、掩护梁、中间梁组成。

　　③超前支架的移架工艺及注意事项：

　　a、超前支架操作为本架操作，在操作支架过程中，严禁无关人员站在所移支架内及两侧。

　　b、支架前移时，先将两侧护板收回，降架时将同组中一侧支架前、后立柱微降(即：顶板距超前支架顶梁50mm之内)。

　　c、利用支架操作手把通过前移千斤顶将超前支架前移。

　　d、支架移动到位后，操作手把将支架升起，使其初撑力达到规定值。

　　e、然后移设其它支架。同组中超前支架拉移工艺相同，在移架过程中严禁将伸缩梁伸出。

　　f、移架时，移架速度要快、稳，并应随时调架，使移后的支架与顶底板垂直。

　　g、移架时发现阻力过大，严禁硬拉，应迅速查明原因，并采取相应措施。

　　h、升柱时，同时操作本架前后立柱操作手把使前后立柱迅速升起支撑顶板，手把继续供液3-5s，使支架完全接触顶板，确保支架初撑力达标。

　　3)正巷端头支架的移架工艺

　　正巷端头采用一组ZFT25000/23/45端头支架支护，顶梁长度12.5m，宽度3.5m。移架工艺及注意事项如下：

　　①先操作端头支架的1#架，降1#架前、中、后立柱，使1#架离顶，通过与转载机连接的推移千斤顶使1#支架前移一个步距(0.8m)，行走过程中为了防止支架倒架及歪斜，在支架前、中、后顶梁上设有防倒千斤顶以便及时调整，支架前移一个步距后，同时升前、中、后立柱及时支护顶板。

　　②操纵2#端头架手把，降2#架前、中、后立柱使2#架离顶，通过2#架推移千斤顶使2#架前移一个步距(0.8m)，2#架在前移过程中，及时调整顶梁防倒千斤顶，使顶梁不歪斜，2#架到位后及时升前、中、后立柱及时支护顶板，完成端头架前移，端头架到位后打出端头架侧护板。

　　(三)放煤工艺

　　放煤工序滞后工作面移架工序进行，滞后距离为4架。

　　1、放煤工艺规程：

　　放煤工序为：采煤机割煤时，滞后移架工序4架的距离，开始放顶煤工序。以上行割煤为例：第一人先从机头4#支架开始放煤，第二人滞后第一人30s进行5#架放煤，第一人在4#架放煤口放煤量明显减小的情况下，关闭4#支架放煤口，进行6#支架的放煤工作;当5#架放煤口放煤量明显减小并关闭后，放煤工进行7#支架放煤工作。如此往复，直至放到机尾剩余3架为止。

　　单轮放煤：5-105综放面的顶煤厚3.3m，采用单轮放煤。

　　顺序放煤：在工作面全长上应从工作面一端开始，顺序打开支架放煤口进行放煤，并和移架的顺序相一致，一次最多同时开两个相邻支架放煤口。

　　均匀放煤：在每个轮次放煤时，每个放煤口的放煤量，应近似相等，一般情况下，以放煤时间来控制，严禁降架放煤。

　　大块破碎：放煤过程中如遇见大块煤，应及时用支架放煤机构的破煤装置将大块破碎。对低位放顶煤支架而言，应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。

　　见矸关门：放煤口出现冒落的直接顶矸石时，应及时关闭放煤窗口。通常情况下，不一定见矸关门，这样会丢失煤炭。根据煤质要求，在有洗煤厂的情况下，可允许放出一部分矸石，以便放出更多的煤。通常情况下，可在放煤口出现明显矸石时，关闭放煤口。

　　采放比确定：

　　设计割煤高度2.8m，放煤高度3.3m，故该面的采放比为：

　　采放比=2.8/3.3=1:1.18

　　2、 放煤口数量确定：

　　按后部输送机能力确定放煤口数目。

　　单口放煤量：

　　qf=1.5×0.8×3.3×1.51×91%=5.44t

　　其中：1.5——单组支架宽度;

　　0.8——放煤步距;

　　3.3——顶煤厚度;

　　91%——顶煤回采率。

　　单口纯放煤时间：单口纯放煤周期设计为50s，连续放煤周期88s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf=100s。

　　每分钟放煤量：Q=5.44×60/50=6.53t

　　同时放煤口数目的确定：

　　考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机2000t/h的能力要求。同时放煤口数目最大值为：

　　Nf=2000/(6.53×60×2.0)=2.55(个)

　　由于移架后漏煤，因此取Nf=2(个)

　　放煤循环时间：

　　Tf=100/60×103/2

　　=86min

　　3、采煤机割煤速度的确定：

　　根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为43min。

　　单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg1=3.0～4.0m/min计，清煤速度按Vg2=5.0～6.0m/min计，由下式：

　　Tg1=200/Vg1=57.14 取Vg1=3.5m/min

　　Tg2=200/Vg2=36.37 取Vg2=5.5m/min

　　割煤周期Tg=Tg1+Tg2=57.14+36.37=93.51min

　　同时考虑推溜和辅助时间大约30min，整个循环周期应为123min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。

　　①初次放顶煤

　　工作面回采初期，顶煤比较完整，放煤困难，为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准，采取以下措施：

　　A、放煤时，先收回支架放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位置，以便能使顶煤直接流入后部输送机。

　　放煤时，可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎，便于放尽;放煤时如遇大块煤，应用尾梁、插板进行破碎。

　　见矸时，升起尾梁、伸出插板停止放煤，完成放煤工作。

　　B、反复升降支架，迫使顶煤与直接顶离层，使顶煤破碎，从而通过后尾梁流入后溜中。

　　C、在反复升降支架时，必须密切注意支架前梁上部顶板状况，升起架后，必须保证支架前梁接顶严密，初撑力达到要求，防止出现冒顶事故。

　　②正常放煤：

　　放煤操作：操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证放出的煤流入后溜中，若大碳块堵住，则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎，放煤结束后，升起尾梁、伸出插板。

　　③放煤要求及注意事项：

　　A、工作面移架后，后部输送机正常运转时，方可进行放煤工作。

　　B、放煤范围：除机头、机尾及其相邻的一组中间架外，其余中间架全部放煤。

　　C、工作面采用割放平行作业的工艺，放煤时，同时放煤的架数不得超过2架。

　　D、放煤时，必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况，严防大块矸石进入后溜。

　　E、放煤结束后，必须及时升起尾梁，将插板伸出进行挡矸，以免大块矸石进入后溜，损坏后溜设备。

　　F、放煤工在伸出插板时，必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系，严禁出现插板拌链的事故发生。

　　G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。

　　H、严禁多段同时放煤，严禁留顶煤不放。

　　I、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况，防止压溜的事故发生。

　　J、工作面语音报警系统发出后溜过载预警时，放煤工要立即停止放煤。

　　K、放煤工责任心要强，严格控制每组支架的放煤时间及放煤量，严禁过量放煤或局部矸石提前窜入而影响回收率及煤质。

　　L、放煤期间，派专人对放煤点以上5～10组支架及顶板状况进行观察，若支架松动下滑时要及时补液升紧。若顶煤垮落边缘超过支架顶梁切顶线时，要立即停止放煤，关闭放煤口。每架支架放煤后及时重新补压升紧，然后再对其它支架进行放煤。

　　M、放煤要在支架处于最小控顶距状态下进行，煤质松软段，必须先加强支护后，方可开始放顶煤。放煤前要检查支架防尘装置并及时洒水降尘。

　　N、放煤时，严禁在放煤支架附近进行其它作业。

　　O、放煤结束后，将支架尾梁升起，然后伸出插板，且保证有足够的过煤高度。

　　(四)推移前后输送机

　　1、推移前部输送机

　　工作面前部输送机的推移，根据采煤机割煤方式的要求，分两个阶段进行：

　　①采煤机进刀后，向机尾割煤前，将前部输送机推向煤壁;

　　②反向向工作面另一端正常割煤以前，将前部输送机机头推向煤壁，溜子弯曲长度不少于15架。

　　2、清煤

　　前部运输机移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间以及工作面架与架之间的浮煤，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理。

　　3、拉后部输送机

　　工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置。滞后放煤支架10个支架拉后部输送机，拉移步距为0.8m。同时要求相邻5组支架顺序逐步动作，输送机弯曲段不小于15架，严禁出现急弯。

　　(五)转载机的移设

　　转载机的移设在后部输送机前移后，由转载机自移机构自动前移。机身两侧安装10个支撑千斤顶(千斤顶下安有滑轮装置)，在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶。在转载机机身两侧安装有跑道装置。

　　当推转载机时，端头工必须站在转载机上操纵手把，把支撑千斤顶全部伸出，保证转载机机尾段及破碎机架空。然后将伸缩千斤顶缓慢打出，带动转载机前移。转载机推到位后，缓慢收回支撑千斤顶，待转载机落在底板上、跑道离开底板后，将伸缩千斤顶收回，将跑道前移。跑道移出后，打出支撑千斤顶，将跑道落地。从而完成推移转载机的全部过程。

　　推移转载机时，必须有专人对液压系统及周边情况进行监护。在推移转载机过程中，转载机司机必须看护好小跑车运行状态，一旦发现问题，立即停止推移转载机，待处理好后再继续作业。

　　(六)设备列车的移设

　　1、组成部分：设备列车分为11节，从里向外依次为：①工具车②电缆车③电缆车④列车移动操作室⑤组合开关⑥移变⑦油脂车⑧组合开关⑨移变⑩电缆车⑾电缆车。每节车箱均由车箱底座和跑道组成，底座和跑道之间安装有支撑千斤顶和伸缩千斤顶。工具车与前溜机尾之间安装有80m电缆吊梁，吊梁在吊梁滑靴上固定，第一节吊梁滑靴与工具车底座以及各个吊梁滑靴之间均通过硬连接固定。设备列车移动时，带动所有吊梁滑靴一并前移。

　　2、安装地点：副巷正中，工具车距工作面煤壁80m。

　　3、移设工艺：

　　⑴移动设备列车时，列车司机必须在站列车移动操作室内操纵手把，分别将1#、4#、7#、11#车箱的底座和跑道之间的支撑千斤顶全部升起，保证1#、4#、7#、11#车箱的底座架空。

　　⑵然后缓慢打出1#、4#、7#、11#车箱的伸缩油缸，带动所有设备列车(除1#、4#、7#、11#车箱的跑道)及电缆吊梁底座前移。每次移设的距离一般以长余的二次缆线长度80m为宜。

　　⑶设备列车到位后，缓慢收回1#、4#、7#、11#车箱的支撑千斤顶，待车箱底座落到底板上、跑道离开底板后，收回伸缩千斤顶，将跑道前移。

　　⑷待跑道移出后，将支撑千斤顶打出，将跑道落地。从而完成移动设备列车的的全部过程。

　　(七)采空区处理

　　1、5-105综放工作面采用全部跨落法管理顶板，随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。

　　2、提前在超前支架尾梁(切顶线)前拆卸一排垫片，待超前支架拉过后，使顶板自然跨落。

　　3、如在上、下隅角段顶板难以跨落时，必须制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶或使用无声破碎剂使其破碎后跨落。

　　第三节：提高回采率措施

　　综放工作面的顶煤损失由初采损失、末采损失、端头损失、工艺损失和底煤损失组成，提高顶煤回收率的措施均是围绕减少这几方面的损失进行的。

　　初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失，无法回收。

　　因此，提高回采率的措施是减少综放工作面的底煤损失、工艺损失和末采损失。

　　1、减少底煤损失

　　根据工作煤层赋条件，合理调整层位，尽可能不留底煤。

　　2、减少工艺损失的措施

　　放顶煤工艺损失发生在放顶煤过程中，合理的放顶煤程序，即按照冒落顶煤的移动规律进行放煤，就可以把工艺损失减少到最低限度。

　　当顶煤不能一次垮落时，采用多轮放煤可以给上位顶煤提供足够的垮落空间和时间，从而可以保证顶煤充分垮落，不至于造成部分顶煤丢失在采空区。

　　顺序放煤则要求放顶煤工作应从工作面一端或中部按顺序依次放煤，当单孔放煤量不能满足放煤速度要求时，可以采用多孔同时放煤，如相邻的2～3架同时打开放煤口进行放煤。

　　合理的放煤工艺是减少工艺损失的基础，但要真正达到减小工艺损失的目的，还必须对放煤工进行专门培训，加强放煤管理。

　　3、减少末采损失

　　末采期间，为保证采场空间围岩稳定性及安全撤架，一般有两种收尾方式。

　　一种是爬顶板回收方法，另一种是留顶煤收尾方法。爬顶板回收方法要求工作面在离停采线约50m时由煤层底板向顶板爬高，不放煤，工作面顶板为真顶板时再回收设备。

　　留顶煤收尾法，根据顶煤稳定性，距停采线70～100m开始不放顶煤，以顶煤为顶板进行设备回撤。

　　当前国内综放工作面为提高顶煤回收率，一般均采用后一种工作面收尾方式。

　　第四节：提高煤质措施

　　加强放煤工的责任心，见矸后必须马上关闭放煤口，以防止大量矸石涌入后部输送机。

　　(一)水分控制

　　1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。

　　2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。

　　3、前、后部输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中汇集至副巷水仓，再转载排出，严禁进入煤流。

　　4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭(检查冷却水系统除外)。

　　(二)灰分控制

　　1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。

　　2、放煤工要严格执行岗位责任制，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。

　　3、支架检修工要检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。

　　4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。

　　5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。

　　(三)煤流杂物控制

　　1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前应全部回收后方可割煤。

　　2、两端头提前两排剪网回收锚杆。

　　3、采煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的锚杆、垫片等清理干净，放到指定地点派专人将回收材料出井，不得进入煤流。

　　4、每班交接班时必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变型损坏的E型螺栓及刮板及时更换。

　　5、检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。

　　6、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。

　　7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。

　　8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。

　　第三章：顶板管理及支护

　　第一节：支架设计选型计算

　　5-105综放工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护，其选型计算如下：

　　1、支架支护强度验算：

　　Pc=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1

　　=72.3×6.3+4.5×20+78.9×4.766-10.24×0.43-62.1

　　=855.0242KN/㎡

　　Pc——额定支护强度下限，KN/㎡;

　　Hm——煤层采高，m;

　　Lp——基本顶周期来压步距，m;

　　Bc——控顶宽度(端面距加顶梁长度);

　　N——直接顶充填系数(直接顶与煤层采高的比值);

　　2、工作面支架设计支护强度=设计工作阻力÷控顶面积

　　=6400KN÷[(4.4+0.366)×1.5]㎡

　　=6400KN÷7.149㎡

　　=895.23 KN/㎡

　　Pc<895.23 KN/㎡，因此支架能满足该工作面顶板管理的要求。

　　第二节：顶板管理方法

　　5-105综放工作面属于中等易垮落性顶板，因此采用全部跨落法管理顶板，随着工作面推进，每循环老山顶板垮落一次。如在上、下隅角段遇顶板不能顺利跨落时，要制定专项措施，采取浅孔预裂爆破的方式强制放顶。

　　第三节：工作面机头、机尾端头支护、两巷超前维护方式

　　一、上端头支护方式

　　上端头采用一组型号为ZT2×3500/22/45的超前支架，每架支护长度为6m，宽度为3.84m，初撑力15Mpa。当超前支架距上手帮0.7-1.0m时，顺副巷方向采用0.6mπ梁配合单体支柱单梁单柱进行支设一排，单体柱间距0.8m;距离在1.0-1.5m时，采用3.2m对梁迈步方式进行支护，单体支柱顶盖距π梁梁头0.2m，π梁间距为0.8m，封口柱间距0.4m(封口柱与切顶线相齐)，支护的所有单体柱与π梁全部使用硬链接、卡环及防倒链进行防倒，π梁用3根8#铁丝捆绑在顶板上。且单体支柱必须穿柱鞋，支柱的初撑力不低于11.5MPa。

　　当工作面加长时，根据现场实际情况及时增加π梁或增加支架进行维护，回采过程中，必须根据该面的生产实践，上、下端头及出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上、下端头及出口支护的相关措施，确保安全生产。

　　二、下端头支护方式

　　下端头采用一组型号为：ZFT25000/23/45端头支架支护，顶梁长度12.5m，宽度3.5m。当端头支架距下手帮大于0.7m时，采用π梁及单体柱配合支护，支护方式与上端头相同。

　　三、正巷超前支护方式

　　采用单体支柱配合4.0mπ梁垂直巷道一梁三柱支设(破碎机电机、转载机机头两侧采用一梁两柱)。单体支柱顶盖距π梁梁头0.2m，排距0.8m，初撑力11.5Mpa，支护长度33m，单体柱与π梁全部使用防倒装置，单体支柱全部穿柱鞋。

　　四、副巷超前支护方式

　　采用一组型号为ZT2×3200/22/45超前支架支护，支护宽度为3.84m，中心距为2.2m，支护总长60m，初撑力15Mpa。

　　五、安全出口的管理

　　两巷安全出口不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m，单体液压支柱行程不得小于150mm。工作面回出的锚杆、金属网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护段，并在两巷超前支护外靠帮分类堆放整齐，定期出井回收。

　　六、支、回柱工艺

　　1、支设单体柱时，至少4人配完成，1人观察顶板变化，2人扶梁，用8#铁丝将梁两端临时固定在顶部网上后，再扶单体柱，1人操作注液枪，将单体支柱缓慢升起，且升柱时要将单体支柱三用阀嘴调整到指向老山方向。梁接触到顶板时，操作注液枪的人员继续操作，另2人撤到3m以外的安全地点，使单体柱逐渐达到初撑力。

　　2、回撤单体支柱前，要详细检查周围的支护情况，发现问题及时处理。并将端头及超前范围内的物料摆放整齐，保证回撤路线通畅。回撤时，应按照先里后外的原则进行，作业人员必须站在安全地点作业，并且3m范围内禁止其他人员停留，至少4人配合完成，1人观察顶板变化，2人扶单体柱，1人放液，并安排有经验的老工人现场指导。两巷放顶后，在后溜后方要多出1m控顶距，以免后方喷渣埋住后溜;下端头放顶必须在转载机溜尾拉移后进行。

　　3、人员抬、扛、运单体柱时，必须口号一致，并同起、同肩、同放。在平巷内抬放3.2m以上的单体柱至少2人同时作业，在切巷内抬放时至少4人同时作业。

　　七、机头三架、机尾三架上网及注意事项

　　1、初次上网时严格按照3#、2#、1#顺序依次落前梁上网，上网时微落3#架前梁，将网伸入前梁，升紧3#架前梁并打开护帮板，开始在2#及1#架上网，网与网搭接处采用双股16#绑丝每200mm联网一道，顺时针旋转三圈。

　　2、以后每割一刀煤联一横网。

　　3、安全注意事项：

　　1)上网时必须闭锁溜子、转载机，切断机组电源，摘掉机组离合器，并悬挂停送电标志牌，并有专人看守。

　　2)初次上网时，先采用板梁及单体柱护帮，经敲帮问顶确认顶板无活煤、活矸、煤壁无异常情况后，在专人监护下方可作业。

　　3)上网时，严禁同时操作两组架及两组架以上支架。

　　4)机头、机尾架上网前，必须先管理好三角区域煤壁、顶板后方可作业。

　　5)作业时必须由专人指挥，专人操作，整个作业过程由驻队安全员现场指挥负责。

　　6)正常联网时人员站在支架下作业。且必须保证网连接的牢固程度，防止网掉入溜子中。

　　7)机组割至机头(尾)时，掌握好前滚筒高度，防止滚筒割网。

　　8)拉架时，一定要随时观察支架与网之间情况，防止推网、挂网，必要时铺设板梁。

　　八、防止支架、溜子上窜下滑技术措施

　　该工作面煤层倾角为18°～25°，为了保证生产期间工作面支架、输送机不整体下滑，在生产过程中应根据煤层倾角的变化调斜工作面(正巷超前副巷)，调斜角度依工作面倾角为主要依据，调斜角度一般为2°～8°。

　　1、在调面过程中，应加强工作面的工程质量,保证支架不歪、不咬、不挤，移架过程中及时调整支架。

　　2、严格按作业规程规定的循环进尺割煤，严禁多拉少拉，驻队安全员严格把关。

　　3、调面时严格按队内设计的调面幅度、进刀位置及作业工序施工。

　　4、保持输送机的平、直，严禁出现局部超前或滞后现象。

　　九、支架的防倒技术措施

　　1、支架顶梁上预留有安装防倒千斤顶耳座，将顶梁用防倒千斤顶连接成一体，调整顶梁位置，以达到控制要求(十架一组,也可按现场情况确定)。

　　2、支架底座前、后部均有调架千斤顶预留孔，利用调架千斤顶将降柱的支架前、后部调正位置，也可安后调千斤顶，调整后部输送机的位置(十架一组也可按现场情况确定)。

　　3、支架顶梁错差严格控制，不得超过20cm。

　　4、支架前部位置靠输送机位置确定。

　　5、机头支架的防倒措施：割煤时要保证第一架底板平整，拉架前用调底座千斤顶和防倒千斤顶调正后升紧，以第一架为导轨拉2#、3#过渡架。

　　6、中间架的防倒：采取双人或多人分组拉架，每组拉架由下向上顺序，以下方支架为导轨前移，支架间距超过规定时，先调底座间距，然后再调倾斜度，调整以后再拉支架，防止个别支架下倾造成中部倒架。

　　7、处理倒架时必须制定专项安全技术措施。

　　注：端头及超前支护示意图见附图5

　　第四节：初次来压及周期来压期间的顶板管理

　　1、工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。

　　2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。

　　3、来压期间，采高严格控制在2.6～2.7m，严禁超高回采。

　　4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30MPa，工作面支架初撑力不小于25Mpa，副巷超前支架的初撑力不小于15Mpa，单体支柱支护段支柱初撑力不小于11.5Mpa。

　　5、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。

　　6、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护且在梁下支设贴帮柱。

　　7、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。

　　8、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。

　　第五节：最大、最小控顶距及放煤步距、排距的规定

　　工作面采用ZF6400/18/35型低位放顶煤液压支架和ZFG6400/18/35型过渡支架进行顶板支护。工作面共布置5架过渡支架(机头2架、机尾3架)和109架中间架。支架顶梁长度4.4m，端面距366mm，确定工作面最小控顶距4.766m，最大控顶距为5.566m。根据采煤机滚筒截深为0.8m，确定移架步距、放顶步距、超前支护排距为0.8m。

　　在正常情况下，随着采煤机向前割煤，顶板或顶煤暴露，这时待采煤机向前行进3～5m时，应立即移架,支护已暴露的顶板或顶煤。但当工作面局部发生顶板不稳定，产生片帮、冒顶时，采煤机应停止割煤，将支架护帮板打开，临时支护好顶板，必要时应采取其它临时背板护帮措施，这样不致使顶板事故继续扩大,只有在事故处理好的安全条件下，才能继续割煤。工作面两巷超前支护选用单体液压支柱配用π型梁支护，单体支柱具体规格根据巷道参数选定。为防止支柱钻底，保证支柱初撑力，超前支护单体支柱要穿铁鞋。此外，还需备用一定数量的柱帽、棚板、木梁、π型梁以备特殊支护用。

　　注：最大控顶距示意图见附图6

　　最小控顶距示意图见附图7

　　第六节：两巷回收管理

　　1、两巷帮锚杆、顶锚杆及锚索均由生产班负责回收，两巷回采侧的帮锚杆随当班的推进度回收，也可超前1～2个循环回收。顶锚杆及非回采侧的帮锚杆随采空区处理一并回收，严禁超前回收，垫片、锚索、钢板、锁具回收率不低于80%。

　　2、副巷38kg/m轨道随着工作面的推进及时回收(正常情况下超前设备列车6m回收)，回收率不低于90%。

　　3、正巷单轨吊梁随着工作面的推进及时回收(正常情况下超前正巷的超前支护6m回收)。回收后必须将卡轨器安设在最后一节单轨吊梁的末端。

　　4、巷道局部地段加强支护的铁棚正常情况下要全部回收，若顶板较破碎时，可只回收棚腿。回收工作超前工作面的距离以保证超前支护长度为宜。回收时应先回收棚腿，然后回收棚梁。如遇顶板压力较大且较为破碎时，先用木梁替换铁棚维护顶板，梁间距等于铁棚间距，梁下加单体支柱，一梁三柱。回收过程中必须三人协同作业。回收铁棚棚腿时，应在棚腿上套好链环或绳套，再进行回收,不得用胶轮车等强拉硬拽。

　　第七节：支护监测

　　一、矿压观测的内容

　　5-105综放工作面矿压观测的内容主要有：支架初撑力、阻力观测，两巷超前支护范围内超前支架、单体液压支柱初撑力、阻力观测以及支护质量动态监测。

　　二、矿压分析的目的

　　1、分析支架阻力变化规律，评价放顶煤液压支架的适应性，为以后放顶煤工作面布置及支架参数确定提供依据。

　　2、分析工作面顶板来压规律。

　　3、分析工作面超前支承压力影响范围及应力集中系数，确定超前支护距离及方式。

　　4、分析工作面两巷侧向支承压力的分布规律，为以后工作面合理区段煤柱的留设的设计提供参考。

　　5、分析工作面两巷受采动影响时的表面位移变化规律，评价巷道支护效果。

　　三、矿压观测方法

　　一)工作面的矿压观测

　　工作面每5架(5#、10#、15#、20#、25#、30#、35#、40#、45#、50#、55#、60#、65#、70#、75#、80#、85#、90#、95#、100#、105#、110#)安设一台CDW-60支架工作阻力记录仪(共23台)，实时电脑记录工作面推进过程中支架前、后柱的压力变化情况。同时在支架每根立柱上安装普通压力表，达到工作面支架一柱一表的硬件要求。

　　二)巷道的矿压观测

　　两巷超前单体支柱的初撑力及阻力观测采用测力计进行监测并记录数据，工作面前方210m范围内的巷道内，每隔30m设置1个测站，240m位置设置1个测站，每条顺槽共设置8个测站，共设置16个测站。每个测站包括2台钻孔应力计，两顺槽共需要32台钻孔应力计。

　　四、支护质量监测

　　回采矿压监测组每班对工作面及两巷支护质量动态检查，生产科负责对所汇报的数据进行分析处理，以报表形式报送矿分管领导、科室及队组，队组及时整改检查中存在的问题。

　　监测的内容包括：支架的初撑力、煤壁的片帮情况、端面距、采高及端面冒高情况、两巷单体支柱的初撑力、超前支护质量等。

　　五、矿压观测时间要求

　　1、整个生产期间都要对工作面进行矿压观测。

　　2、整个生产期间都要对正副两巷进行矿压观测。

　　3、整个生产期间都要对支护质量进行监测。

　　六、支护管理方法

　　1、泵站压力确保不低于30 MPa，严禁随意调整泵站压力。

　　2、工作面支架的安全阀、液压锁、液控单向阀、平面截止阀及各种液压管路(包括管路接头及密封)必须完好，若损坏必须及时更换，液压系统杜绝跑冒滴漏，确保完好。

　　3、每次升架后必须达到规定的充液时间，并进行二次补液，确保初撑力达到规定要求。

　　4、每班必须加强对支架初撑力的验收管理，达不到要求的要严格考核落实。

　　5、每班队组必须安排维护工对支护监测设备进行完好检查，监测设备不完好或不能正常监测，必须进行处理并进行专项汇报，确保支护监测设备的正常使用。

　　6、矿、科管理人员必须不定期对支护监测设备进行完好检查，加大对支护监测设备的管理力度。

　　第八节：过特殊地质构造带期间的顶板管理

　　过断层等特殊地质构造带应制定专项安全技术措施，并遵循以下要求：

　　1、根据断层资料调整层位、坡度，刮板输送机溜槽垂直弯角≤±3°，断层面支架严禁放煤，以防冒顶。

　　2、严格控制采高，相邻支架错差小于侧护板高度的1/3，以防挤架、咬架。

　　3、采煤机速度控制在2.0m/min以下，追机机组前滚筒带压擦顶割一架拉一架。移过的支架保证前梁接顶严密，保证初撑力，并及时升起护帮板。

　　4、采煤机司机站在距滚筒2.0m以外进行操作，无关人员不得在采煤机机身范围内逗留和作业。

　　5、顶板破碎时，应采用超前带压擦顶移架的方式控制顶板，移架后将前梁插板伸出，打出护帮板护帮。在前梁插板伸出情况下拉架过程中，应边拉架边收回前梁插板，支架前移后，将前梁插板完全伸出，打出护帮板护帮。片帮大于0.8m时在支架顶梁上铺设走向梁，防止端面冒顶。

　　6、当煤壁片帮严重，顶梁有漏渣预兆时，必须进行停机处理，在支架顶梁上捆绑π梁，并制定专项安全技术措施。

　　7、过断层期间，技术人员应及时掌握断层落差及延伸方向，并制定出卧底、挑顶尺度，指导安全生产。

　　8、加强支架、采煤机、输送机、转载机、皮带机、液压系统的检修，严禁带病作业，保证设备的正常运转。

　　9、当断层落差小于1.5m时，无岩石暴露时，工作面及时调整层位，落差大于1.5m，有岩石暴露时，必须采取放震动炮的方法通过，并严格执行放炮管理制度。

　　10、若需要注浆时，则必须制定专项安全技术措施。

　　第九节：备用材料的管理

　　1、入井的备用材料必须符合规格要求，否则严禁下井。

　　

2、备用材料在巷道中必须摆放整齐。

 

　　3、所有备用材料必须挂牌管理，分类摆放，明确专人负责。

　　4、备用材料必须建立发放领用台账，严禁随意丢失浪费。

　　5、工作面存放备用材料必须专材专用，在日常工作中严禁挪用备用材料。

　　6、驻队安全员必须每班清点备用材料数量，因特殊情况经队领导许可使用的备用材料必须及时补充。

　　第四章：通风系统及管理

　　第一节：通风系统

　　一、新鲜风流：

　　主斜井、副斜井、行人斜井→910大巷→行人暗斜井→5-1051行人联巷→5-1051巷→工作面

　　二、乏风风流：

　　工作面→5-1052巷→中部水泵房绕道→中部水泵房回风通道→回风暗斜井→总回风巷→回风立井→地面

　　注：通风系统图见附图8

　　第二节：风量、风速计算

　　一、工作面风量、风速要求

　　根据《煤矿安全规程》第101条有关规定要求，5-105综放工作面风速控制在1-4m/s。

　　二、工作面配风量计算

　　根据霍煤电通字[2006]第196号文件下达《霍州煤电集团矿井风量计算细则与配风标准》的通知中有关规定，每个独立通风的综采工作面实际需要风量根据集团公司实际情况，按瓦斯(CO₂)涌出量、工作面气温和风速分别计算后，取其中最大值。

　　工作面概况：采面长170m，采高2.8 m，工作面温度18℃—20℃。根据预测该面平均绝对瓦斯涌出量0.8 m3/min，瓦斯涌出不均衡系数KCH取1.5。

　　1、按气象条件计算

　　Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温

　　=60×(5.166×2.8×0.7×1)×1.5×1.1×1

　　=1002 m3/min

　　Q采——采煤工作面需要，m3/min;

　　Q基本——工作面平均空顶距×工作面实际采高×工作面有效断面70%×适宜风速(取1 m/s);

　　K采高——回采工作面采高调整系数;综放面取1.5。

　　K采面长——回采工作面长度调整系数;150-200m时取1.1。

　　K温——回采工作面温度调整系数;<200C取1。

　　2、按瓦斯(CO₂)涌出量计算

　　Q采=100×q采×K CH4

　　=100×0.8×1.5

　　=120m3/min

　　式中：Q采——回采工作面实际需要风量

　　q采——回采工作面瓦斯平均绝对涌出量，根据预测0.8m3/min

　　KCH4——回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数(1.2-1.6，取1.5)

　　3、按工作面最多人数和炸药量计算：(本工作面不使用炸药，因此可不按炸药量计算)

　　Q采=4N=4×40=160m3/min

　　4—以人数为计算单位的供风标准，即按井下每人4m3/min的规定风量来计算。

　　N—工作面同时工作人数

　　4、按工作面气温计算

　　Q采 =60×V×S

　　=60×1×(5.566+4.766)÷2×2.8

　　=868m3/min

　　式中：V——回采工作面风速(按照规定17-22°之间长壁综放对应风速取1.0-1.3m/s，取1)

　　S——采煤工作面平均断面积S=(5.566+4.766)÷2×2.8=14.46m2

　　5、按风速进行验算：

　　(Q小)≤Q≤(Q大)

　　回采工作面最小风量应满足：

　　Q小 =60×H×L

　　=60×2.8×5.566

　　=935m3/min

　　按最高风速验算：

　　回采工作面最大风量应满足

　　Q大=240×H×L

　　=240×2.8×5.566

　　=3741m3/min

　　式中：L——最大控顶距

　　因为Q小≤Q采≤Q大，工作面配风量取1002m3/min

　　第三节：瓦斯检测、监控仪表布置

　　5-105综放工作面装备完善的安全监测系统。依据AQ1029-2007标准要求，监测系统设计如下：

　　1、西区五联巷风门外安设两台分站，一台主要配置工作面瓦斯传感器、上隅角CO传感器，上隅角瓦斯传感器和设备列车处的机组、前后工作溜子、破碎机、转载机的开停传感器，共5个;另一台主要配置回风巷瓦斯传感器、回风巷温度传感器。

　　正巷5-1051行人联巷口安设一台分站，主要配备5-1051巷皮带开停、工作面馈电传感器、皮带机头下风侧安设1个烟雾传感器、1个CO传感器。

　　开停传感器、馈电传感器安设在各开关的负荷侧，距出线口2m处。

　　烟雾传感器、CO传感器安设在胶带运输机辊筒下风侧10—15m处。

　　2、工作面传感器的安设标准

　　瓦斯传感器T1：瓦斯报警浓度≥0.8%，断电浓度≥0.8%，复电浓度<0.8%。安装位置：回风巷距机尾≤10m处的巷帮, 距顶不大于300mm，距帮不小于200 mm。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　3、上隅角传感器的安设标准

　　1)、瓦斯传感器T0：瓦斯报警浓度≥0.8%，断电浓度≥0.8%，复电浓度<0.8%。上隅角瓦斯传感器安装位置：切顶线处，靠巷帮的最后一根封口柱处，距顶不大于300mm，距帮不小于200 mm。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　2)、CO传感器：。报警浓度≥24ppm，安装位置：切顶线靠巷帮的最后一根封口柱处，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　4、回风巷传感器的安设标准

　　1)、回风巷瓦斯传感器T2：瓦斯报警浓度≥0.8%，断电浓度≥0.8%，复电浓度<0.8%。安装位置：距回风口10-15m,距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

　　2)、温度传感器T:报警值≥26º,安装位置：距回风口10-15m,距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。

　　5、监控线路敷设严格执行电缆悬挂的标准，悬挂在最上面的电缆钩上，与其它电缆间距不得小于0.1m。监控电缆线使用专用挂钩，分别吊挂。

　　注：监测监控仪器布置图见附图9

　　第四节： 防尘、防灭火设施布置及要求

　　一、隔爆设施：

　　根据《煤矿安全规程》有关规定，为做到安全生产，隔绝瓦斯煤尘爆炸传播，在工作面顺槽要安装隔爆设施。

　　1、工作面进回风顺槽每间隔200m安设一组隔爆水棚，每组隔爆水棚长度不小于40m。进风顺槽每组隔爆水棚的水量不少于3600L，回风顺槽的水量不少 于3200L。

　　2、最后一组隔爆水棚距工作面的距离60-200m。

　　3、隔爆设施吊挂标准:

　　①隔爆水袋排距正巷为1.7m，副巷为2m，水袋距离巷道顶部及两帮的间距不得小于100mm，距离巷道轨道面不小于1.8m，每处水袋高度应保持一致。

　　②水袋之间的间隙与水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不得超过1.8m。

　　③吊挂水袋的横梁均采用直径1.5寸钢管，并漆成绿漆。

　　④水袋应被自由吊挂在挂钩上，挂钩也应自由地吊挂在支承构件上，均不得捆扎绑死。水袋挂钩位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置(勾尖与勾尖相对)，挂钩用4—8mm的圆钢，挂钩角度为60±5°，弯钩为25mm。

　　⑤水袋吊挂后，要做到横竖成线，不准有参差不齐现象;隔爆水棚应保持水量充足，外观完好、干净整洁，并在隔爆水棚的中部行人侧吊挂管理牌板。

　　⑥在每排隔爆水袋第一个与第二个水袋中间悬挂每排的说明牌，采用“白底红字”，白底规格为长×宽=140×70mm，红字规格为宽×高=40×60mm，编号在长方形中部。

　　二、工作面的防尘设施

　　1、在进回风顺槽安设Φ89mm防尘管路，距工作面煤壁小于30 m。每隔50m设一个异径三通阀门，每隔200m设一个管路阀门。防尘管路使用管路挂钩悬挂，挂钩间距3.2m，挂钩采用专用花栏螺栓及吊钩固定在顶锚杆上，管路吊挂高度距地板不得小于1.8m。

　　2、进风顺槽设2道净化水幕，位置在距进风口以里20-50m范围内，回风顺槽设2道净化水幕，位置在距工作面煤壁20-50m范围内。

　　3、采煤机必须安装使用内、外喷雾。要求喷雾完好不堵塞。内喷雾水压不小于2MPa，外喷雾水压不小于1.5MPa;没有内喷雾时，外喷雾压力不得小于4MPa。

　　4、每个支架上安装1组前后自动喷雾，角度为迎风450。

　　5、上隅角安设朝老山侧的喷雾装置，喷嘴数不少于两个。机组割煤、工作面移架时开启喷雾。

　　6、皮带机头、溜头、转载点、卸载点安装喷雾。其中皮带机头必须是自动喷雾。

　　7、净化水幕、防尘管路等防尘设施安装完毕，经验收合格交给队组使用。隔爆水袋由通风区负责加水和移位。净化水幕、防尘管路的的维修、移动，工作面及副巷设备车里的防尘工作由使用队组负责。正巷防尘区域由通风区负责。

　　8、放炮必须按规定使用水炮泥，放炮前后冲洗放炮地点附近20m范围内的巷道。

　　注：综合防尘布置图见附图10

　　三、煤体注水

　　由通风区负责开展煤体注水工作

　　一)注水方式及选择

　　1、注水方式

　　5-105工作面煤层注水采取长孔向下注水方式。

　　2、注水方式选择

　　注水设备选用KHYD155dIAB(7.5KW)注水钻一台，φ50mm钻杆90根，φ60mm钻头2个。

　　注水钻孔选在正常压力带，钻孔深度为135m，钻孔直径为60mm，钻孔角度为16°，钻孔间距为20m，封孔采用封孔注水器，5-1052巷共打钻孔100个。

　　二)注水工艺及参数确定

　　1、钻孔直径

　　钻孔直径由钻机、钻杆直径决定，我矿采用φ50mm钻杆和φ60mm钻头，钻孔直径为60mm。

　　2、钻孔长度

　　L=L1×2/3=170×2/3=112m，实际钻孔长度选择112m

　　式中 L—钻孔长度，m;

　　L 1—工作面长度，m;

　　3、钻孔间距

　　钻孔间距可根据煤层湿润半径计算，既：

　　B=R h =5×3.4=17m

　　式中 B—钻孔间距，m;

　　R—湿润半径，m;

　　h—巷道净高，(注水工作面、回风巷)，m。

　　我国矿井注水采用的钻孔间距大多为10～25m，设计时我矿按20m考虑。

　　4、钻孔角度

　　钻孔角度原则上与煤层倾角保持一致，5-105工作面煤层倾角平均为18-25°，因此钻孔角度取20°。开口位置在距顶板1m处。使钻孔始终保持在煤层中，以免穿透顶底板。

　　5、封孔深度和封孔方式

　　我国煤矿中低压注水封孔深度一般为2—5m，我矿封孔深度取3m。

　　封孔方式采取MZH-Ⅱ型煤层封孔注水器进行封孔。

　　6、注水系统及注水参数

　　1)注水系统

　　采取静压多孔注水系统，将每个注水管通过胶管和阀门连接在静压洒水管路上进行注水，并记录每个注水钻孔的注水流量，可在胶管中间安装流量表。

　　2)注水压力

　　5-1052巷的静压洒水管路的压力为3Mpa，为中压注水方式。

　　3)注水量计算

　　①钻孔注水量(按水分增加量)。

　　Q=BLMr(W1-W2)K=20×170×6.1×1.51×(0.04-0.0114)×1.5=1267m3

　　式中 Q—1个钻孔注水量，m3;

　　B—孔间距，m;

　　L—工作面长度，m;

　　M—煤层厚度，m;

　　r—煤容量，t/m3;

　　W1—注水后要求达到的水分，%;一般取4%;

　　W2—煤层原有水分，%;

　　K—考虑围岩吸收水分、水的流失和注水不均匀系数，一般取1.5-2.0。

　　②钻孔注水量(按吨煤注水量计算)。

　　Q=LBMrq=1170×20×6.1×1.51×0.03=886m3

　　式中 q—按吨煤注水量，它应根据注水时的水分流失率，煤的孔隙率，及注水实践中的经验确定，一般按0.03m3/t考虑;

　　Q、L、B、M、r等符号同上式。

　　经计算钻孔注水量取1267m3。

　　③矿井日注水量(按水分增加值计算)。

　　QH=K1G(W1-W2)=2×5232×(0.04-0.0114)=299m3/t

　　式中 QH—矿井日注水量，m3/t;

　　G—矿井计划注水采煤工作面日产量，t/d;

　　K1—注水系数，一般取1.5-2.0;

　　W1、W2同上。

　　④矿井日注水量(按吨煤注水量计算)。

　　QH=Gq=5232×0.03=157m3/t

　　式中 q—吨煤注水量;

　　QH、G同上式。

　　经计算矿井日注水量取157m3。

　　4)注水流量

　　U=KPey=5×3×2.03=30.45L/h·m

　　式中 U—单位长度钻孔的注水流量，L/h·m;

　　K—单位长度钻孔的渗透系数，L/Mpa·m·h，取5L/Mpa·m·h;

　　Pe—注水有效压力，Mpa;

　　y—钻孔的渗透指数，为2.03，计算时可取2。

　　Pe=Pφ-Pω 取3Mpa

　　式中 Pφ—钻孔内水的压力，Mpa;

　　Pω—煤层的瓦斯压力，Mpa;

　　注水流量一般为1-31L/h·m。

　　5)注水时间

　　T=Q/V=1267÷30.45=42h

　　式中 T—注水时间，h;

　　Q—钻孔注水量，m3;

　　V—注水流量，m3/h;

　　V=UL/1000=30.45×170/1000=4.96m3/h。

　　注：注水系统图见附图11

　　四、防灭火

　　1、在皮带机头5m范围内配备2台灭火器、1个容积不小于0.2m3的沙箱、长度不小于20 m的消防软管，一把消防锹、一个消防钩、一把消防斧;油脂库配备2台灭火器，1个容积不小于0.2m3的沙箱,一把铁锹。设备列车处配备2台灭火器、1个容积不小于0.2m3的沙箱、一把消防锹、一个消防钩、一把消防斧。

　　2、由于5#煤层属于二类易燃煤层，因此需要对煤炭自燃进行早期预测预报，防止发生重大火灾事故。

　　①现场人工检测。工作面设专职瓦检员，随身携带CO检测仪、光瓦，对工作面、回风巷及上隅角的CO、瓦斯进行检测，并定时汇报。

　　②在综放工作面设置2个束管监测点。上隅角设置一个、回风巷设置一个。每班分析一次CO、CO2、CH4、C2H2等8种气体浓度，每天出预测预报表。

　　③人工取样色谱分析。每5天在工作面回风巷、上隅角取样，进行色谱化验分析，分析内容包括CO、CO2、N2、CH4、C2H2、C2H4、C2H6、O2。若发现其它成分发生变化，如CO呈上升趋势时，可判断有高温点发生，就要每班监测，并采取封堵下隅角、均压通风、往上隅角导风等措施。

　　④在正巷右手帮距底板200mm处安装注氮管路(前600m范围内管路铺设一趟，从600m处到切巷下端头通过三通将管路分为两趟)，管路选型为φ89mm无缝钢管。在正巷口安设1个总阀门。发现有可能发生火灾的隐患后及时进行注氮。注氮系统：地面注氮机——行人斜井——南总回风巷——回风暗斜井——5-1051巷——5-105采空区。

　　3、防火门墙设置在回采面停采线附近，构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。

　　4、采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久封闭。

　　第五节 ：瓦斯检查

　　1、工作面设瓦斯检查员巡回检查，每班检查2次，并及时向通风调度室汇报。

　　2、瓦斯检查点的位置：

　　1)回风巷瓦斯检查点位置：工作面回风口以里10-15m处。

　　2)工作面瓦斯检查点位置：工作面范围内。

　　3)上隅角瓦斯检查点位置：切顶线及其以里1.2m处。

　　4)工作面进风巷检查点位置：进风巷距工作面煤壁0-20m处。

　　5)下隅角瓦斯检查点位置：切顶线及其以里1.2m处。

　　6)瓦斯浓度达0.8%时，通风科队干部必须下井查明原因，进行处理。

　　第六节 ：通风管理规定及措施

　　一、 通风系统

　　1、严禁在通风设施5m范围内存放物品。

　　2、通风系统需要改变时，由通风科负责编制通风设计以及安全技术措施。

　　3、测风员每5天对工作面的风量进行一次测定，并认真填写测风牌板。

　　4、瓦检员每班对瓦检区域的通风设施进行检查，发现问题及时上报。

　　5、通风区、科干部下井进行不定时检查，发现问题及时安排处理。

　　6、严禁人为破坏通防设施。

　　二、监控系统

　　1、通风区监测工严格按照设计进行安装，安装不合格，不予验收。

　　2、每班必须有一名监测工对该面监控设施进行巡查，发现问题及时处理、上报。

　　3、瓦检员对检查区域的监控设施进行检查，发现问题及时汇报。通风区接到汇报后，必须安排监测工及时处理，处理时间不得超过8小时。

　　4、传感器必须按照设计位置进行悬挂。

　　5、瓦检员每班使用光瓦与甲烷传感器进行对照，并将结果写在监测管理牌板上，两者误差大于允许值时(0-1%，±0.1%;1%-2%，±0.2%;2%-4%，±0.3%)，先以读数较大者为依据采取措施，并将结果汇报通风队值班室。

　　三、瓦斯管理

　　1、必须确保上、下隅角空顶面积不超过10m2，防止瓦斯积聚。

　　2、瓦检员必须按照瓦斯检查计划图表规定时间、路线和内容，对该工作面及其它作业地点的瓦斯、二氧化碳浓度及空气温度进行检查，并认真填写瓦斯图表、牌板，每次检查结果及时汇报通风调度。

　　3、瓦检员监督队组严格执行“一通三防”有关规定，当工作面出现瓦斯超限、煤尘堆积、电气失爆、机组喷雾失效、放炮不使用水炮泥等重大通防隐患时，必须汇报矿调度室。

　　4、瓦检员严格执行班中、班后汇报制度，坚持井下交接班，杜绝空班漏检。发现一次空班漏检，予以开除。

　　5、瓦斯检查必须做到“三对口”。

　　四、防尘管理

　　1、防尘管路及附件由准备队负责管理。

　　2、准备队管好用好工作面的防尘设施，发现损坏及时报告，并按通防部门的要求及时处理。

　　3、准备队每班必须安排专人负责冲洗正副两巷，工作面以及皮带机头，做到随时检查，随时达标。

　　4、队组必须严格执行先开喷雾后开机制度，防止煤尘飞扬。保证采煤机的内外喷雾覆盖滚筒全断面，使用正常。机组损坏时，立即停机进行处理。

　　5、拉架、推溜时必须使用架间喷雾;出煤时，必须使用转载点喷雾，并保证喷雾的完好。

　　6、工作面作业人员必须佩带防尘口罩，进行个体防护。

　　7、爆破作业必须使用湿式打眼，使用水泡泥;爆破前后对放炮地点20米范围内，进行冲洗。

　　五、放炮管理

　　1、队组必须严格执行放炮及火工品管理有关规定，严格火工品领退库手续，防止丢失。

　　2、队组严格执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制度。

　　3、队组严格按照爆破说明书进行打眼、装药。

　　4、严格遵守处理瞎炮的以及放炮五不准的规定。

　　5、放炮员亲自到工作面连接放炮母线，并最后撤离工作面。

　　6、放炮时，提前安排专人对附近设备进行保护，执行过断层措施规定。

　　7、严禁坐在火药箱上装配引药，火药箱必须存放在顶板完好、无淋水、远离机电设备的位置。

　　第五章：生产系统

　　第一节：运输系统

　　一、运煤系统

　　工作面MG400/930型采煤机割下的煤经前部SGZ800/750刮板机运至SZZ1000/375型桥式转载机;支架后部所放的顶煤经后部SGZ800/750刮板机运至转载机。前后部刮板机最大中心距(放顶煤中心距)为5675mm，最小中心距(后部刮板机收回后)为4875㎜。运至转载机的煤经PCM-200破碎机,破碎后运至DS-1200/150/2×400可伸缩带式输送机。该皮带机采用自移机尾，每次伸缩距离为2.7m，满足综放工作面三刀一推的作业方式。皮带机上的煤经溜煤眼(带扇形闸门)到西区强力皮带进入西区煤仓，经主井强力皮带运至地面。

　　二、运料系统

　　(一)正巷辅助运输系统

　　正巷采用DX80型蓄电池电牵引单轨机车进行辅助运输;

　　1、车选用型号 DX80型蓄电池电牵引单轨机车，配用6TC型起吊梁。

　　2、吊轨系统的设计：

　　①吊轨的选择：选用I140E型，3m/根。

　　②吊挂方式：选用ø22mm×2.5m吊挂，每吊挂处用两根锚杆。如果遇顶板破碎处，则使用锚索吊挂。

　　③吊轨在巷道的布置方式：吊轨距下帮的净距离为1100mm，距皮带架的距离不小于900mm,吊挂高度可调整吊挂链。

　　3、运输能力的计算

　　①机车的牵引能力的计算

　　根据公式F=(P+Q)(SINθ+μCOSθ)：式中P为牵引机车的重量，Q为机车携带重物的重量16t，θ为巷道的倾角最大为10°，F为牵引力最大为80KN，机车重量10t，μ为吊轨与承载轮之间的摩擦系数0.08，代入数据得，F =87.038KN，机车牵引力满足要求。

　　②锚杆锚固力的计算

　　采用6TC型起吊梁进行起吊时的受力分析如下:

　　A、当1

　　3TB1=3500×(3-x)

　　3500×(X-1)=3TB2

　　TB=TB1+TB2=3500×(3-x)÷3+3500×(X-1)÷3=2333kg

　　B、当x小于或等于1，但大于或等于0时

　　3TB=3500×(3-x)，0时，TA最大，为3500kg

　　式中x为安全系数，取三倍的安全系数，3×3500=10500kg，要求固定吊挂板的两根锚杆的锚固力和不小于10500kg。

　　4、单轨吊充电硐室位于四联巷运输联巷，规格为长×宽=4400mm×5300mm，吊轨为中心线两侧分别为2650mm.,硐室铺设24Kg/m道轨，轨枕间距为700mm，道轨规矩为1750mm，单轨吊吊轨底面距地轨轨面的高度不低于1.9m。

　　(二)副巷运料系统

　　1、运输路线：地面→副斜井→910大巷→井下3米车场→轨道暗斜井→三车场→5-1052巷→工作面

　　2、运输方式：采用2台WC22RE型胶轮车配合38kg/m道轨牵引料车运输;胶轮车与料车采用专用连接杆连接。

　　3、运输线规定

　　副巷铺设38Kg/m轨道，采用水泥轨枕，轨枕间距800mm，轨道每50m及曲线段设置轨距拉杆，底板采用水泥、砂、石子硬化，配比为水泥：砂：石子=1：2：2，石子规格φ20-40 mm。

　　4、WC22RE机车牵引支架计算：

　　按两台WC22RE胶轮车牵引27t重物(支架按25t计算，平板车按2t计算),5-1052巷最大坡度为10°。胶轮车自重7.5t，柴油机功率75kW，胶轮车牵引力60kN，制动力65kN，滚动摩擦系数按0.04计算，滑动摩擦系数按0.6计算。

　　车辆自重：7.5×2=15t

　　滚动摩擦阻力：F滚动摩擦阻力=(27+15)×0.04=1.68t

　　胶轮车牵引力：F牵引力=2×60kN/g=2×60kN/10=12t

　　胶轮车制动力：F制动力=2×65kN/g=2×65kN/10=13t

　　①按10°斜坡牵引支架上坡时：要使胶轮车牵引支架上坡，必须满足两个条件：①胶轮车牵引力大于支架的下滑力和滚动摩擦力之和②胶轮车滑动摩擦阻力大于支架的下滑力和滚动摩擦力之和。

　　下滑力：F下滑力=(27+15)× sin10°=7.2t

　　胶轮车滑动摩擦阻力：F滑动摩擦阻力=cos5°×(7.5×2)×0.6=8.91t

　　支架下滑力+滚动摩擦力=F下滑力+F滚动摩擦阻力=7.2t+1.68t=8.88t

　　F牵引力=12t>(F下滑力+F滚动摩擦阻力)=8.88t; F滑动摩擦阻力=8.91t>(F下滑力+F滚动摩擦阻力)=8.88t

　　所以两台胶轮车在10°斜坡上可以牵引一架支架正常上坡。

　　②按10°斜坡牵引支架下坡时：要使胶轮车牵引支架正常下坡，必须满足两个条件：①胶轮车的制动力大于支架与胶轮车总重量的下滑力。②胶轮车滑动摩擦阻力大于支架与胶轮车总重量的下滑力。

　　下滑力：F下滑力=(27+15)× sin10°=7.2t

　　胶轮车滑动摩擦阻力：F滑动摩擦阻力=cos10°×(7.5×2)×0.6=8.86t

　　胶轮车制动力F制动力=13吨>F下滑力=7.2t，胶轮车滑动摩擦阻力F滑动摩擦阻力=8.86吨>F下滑力=7.2t

　　所以两台胶轮车在10°斜坡上可以牵引一架支架正常下坡。

　　综上计算结果，两台WC22RE胶轮车完全可以满足牵引27t重物顺利通过5°上坡和10°下坡。而且计算过程是比较保守的：滚动摩擦系数正常情况0.02-0.04，现按0.04计算;滑动摩擦系数0.6按平整水泥路面，5-1052巷底板为粗糙硬化面，其滑动摩擦系数应大于0.6，牵引力6t是最小保证值，实际测量结果在7t。

　　三、运输管理方法

　　1、在进出料运输期间严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，在使用胶轮车或者单轨吊运输过程中必须严格执行胶轮车、单轨吊运行制度。

　　2、胶轮车在运行过程中，严禁相向行驶，在同向行驶过程中，车与车间距保持在50m。

　　3、必须正确使用挡车器等各种保护措施，只能在挂好钩头销子、正确使用保险绳后方可发出启动信号。摘钩时必须打好挡车器。

　　4、在斜巷中间停车卸料时，车后要安设临时挡车器，同时要有可靠的联络方式与绞车司机联络。

　　5、装卸料时，号令必须一致，防止挤手、砸脚;单人抬重物必须看好脚下周围环境。

　　6、行人不准跨越运行中的钢丝绳，如工作需要跨越，一定等车停稳，经把钩工同意后方可跨越。

　　7、所有绞车必须执行“停车停电”制度，司机在离开岗位时，必须切断电源。

　　8、装运备件、单体液压支柱或其他物体时，必须用钢丝绳封车，封车一般不少于两道，封车牢固可靠，否则不准运输。

　　9、严禁超挂、超载，严禁蹬钩、扒车。

　　注：运输系统图见附图12

　　第二节：机电管理

　　一、供电设备配置及布置说明：

　　1、5-105综放工作面主要电器设备有采煤机1部、前部刮板机1部、后部刮板机1部、转载机1部、破碎机1部、乳化液泵2台、1.2m皮带1部以及潜水泵4台。

　　2、各主要设备负荷分配：采煤机、前部刮板机由1台2000KVA移动变电站供给，电压等级3300V;后部刮板机、转载机、破碎机由1台1600KVA移动变电站供给，电压等级3300V;顺槽1.2m皮带由1台移动变电站供给，电压等级1140V;回柱车、潜水泵等其它设备利用原工作面掘进时的660V低压线路进行供电，在此不再计算本综放工作面的660V负荷。

　　3、综放工作面的设备布置：本设计总体考虑将综放面组合开关、移动变电站等安设在设备列车上随工作面的推进而整体移动。将设备列车安设在副巷，设备列车从里往外依次为电缆车、电缆车、移动变电站、8组合开关(3300V)、油脂车、2000KVA移动变电站、8组合开关(3300V)、1600KVA移动变电站、操作控制箱、电缆车、电缆车、低压开关车、工具车等。

　　二、设备及电缆选型：

　　一)、选择移动变电站：

　　1、1#移动变电站(采煤机及前部刮板机)的选择：

　　采煤机及前部刮板机统计功率为1680KW。

　　根据公式：S=KxΣPn/cosΦ 1-----1

　　其中：S—所计算的电力符负荷总视在功率，KVA;

　　ΣPn—参加计算的所有用电设备的额定功率之和，KW;

　　CosΦ—参加计算的电力负荷的平均功率因数，取0.70;

　　Kx------需用系数，Kx=0.4+0.6Pmax/ΣPn =0.4+0.6×800/1680=0.69。 (式中：Pmax-----参加计算的用电设备中最大功率设备的功率，KW;ΣPn-------由变 电站(变压器)供电的所有用电设备额定功率之和，KW。)

　　S=KxΣPn/cosΦ=0.69×1680/0.70=1656KVA。

　　根据计算结果选用1台KBSGZY—2000/6/3.45移动变电站供电。

　　2、2#移动变电站(后部刮板机、转载机及破碎机)的选择：

　　后部刮板机统计功率为1325KW。

　　根据公式1—1可得：S=KxΣPn/cosΦ=0.75×1325/0.70=1419KVA(Kx取0.75、 CosΦ取0.70)。

　　根据计算结果选用1台KBSGZY—1600/6/3.45移动变电站供电(同时该移动变电站可作为采煤机及前部刮板机的后备变电站)。

　　3、3#移动变电站(乳化液泵)的选择：

　　乳化液泵负荷统计功率为500KW。

　　根据公式1—1可得：S=KxΣPn/cosΦ=0.65×500/0.70=464KVA(Kx 取0.65、 CosΦ取0.70)。

　　根据计算结果选用1台KBSGZY—630/6/1.14移动变电站供电。考虑其它因数，利用原5-1052掘进工作面掘进机1140V电源。

　　4、4#移动变电站(顺槽皮带机)的选择：

　　顺槽皮带机负荷统计功率为800KW。

　　根据公式1—1可得：S=KxΣPn/cosΦ=0.65×800/0.70=742KVA(Kx 取0.65、 CosΦ取0.70)。

　　根据计算结果选用1台KBSGZY—1000/6/1.14移动变电站供电。考虑其它因数，将该变电站放置在5-1051机头适当位置。

　　二)、高压开关及电缆截面的选择：

　　综放工作面各移动变电站的高压电源将从西区中部变电所直接供给。

　　1、1#移动变电站由1台高压开关1趟高压电缆供电：

　　1#移动变电站统计总功率为1680KW。

　　根据公式：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ 1----2

　　式中：I-------工作面最大长时工作电流， A

　　ΣPn---工作面用电负荷总功率， KW

　　Kx—需用系数，取0.75

　　U--额定电压等级，KV

　　CosΦ—加权平均功率因数，取0.75

　　I=0.75×1680/√3×6×0.75=162A。因此高压开关到移动变电站的电缆选择截面为70mm2的UGSP-6/6-3×70型电缆，其长时载流量为215A。选择300A高压开关，考虑开关及保护本身误差等因素，开关过载整定为180A，短路整定为900A。

　　2、2#移动变电站用1台高压开关1趟高压电缆供电：

　　2#移动变电站统计总功率为1325KW。

　　根据公式1--2：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ=0.7×1325/√3×6×0.75=119A(其中Kx取0.70、CosΦ取0.75)。因此高压开关到移动变电站的电缆选择截面为70mm2的UGSP-6/6-3×70型电缆，其长时载流量为215A。选择200A高压开关，高压开关过载整定为140A，短路整定为600A。

　　3、4#移动变电站用1台高压开关1趟高压电缆供电：

　　4#移动变电站统计总功率为800KW。

　　根据公式1--2：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ=0.75×800/√3×6×0.75=77A(其中Kx取0.75、CosΦ取0.75)。因此高压开关到移动变电站的电缆选择截面为70mm2的UGSP-6/6-3×70型电缆，其长时载流量为215A。选择100A高压开关，高压开关过载整定为80A，短路整定为500A。

　　4、其余660伏负荷的高压开关选择：

　　660V负荷将与其它工作面负荷共用1台高开，将结合其它工作面负荷一并进行考虑，在此不对其进行专门选择。

　　三)、3300V及以下电缆截面及其开关选择：

　　1、综放工作面采煤机及前部刮板机使用1台KJZ3—1500/3300组合开关控制;后部刮板机、转载机、破碎机使用1台KJZ3-1500/3300组合开关控制;1.2m皮带机由变频起动器(电压等级1140V)控制;乳化液泵由400A防爆电磁起动器(电压等级1140V)控制，利用原1052掘进工作面掘进机电源系统;其余660V供电利用原有660V供电系统。

　　矿用橡套电缆的长时允许载流值：

　　主芯线截面(mm2)4610162535507095

　　长时允许载流值(A)36466485113138173215260

　　2、采煤机、前部刮板机组合控制开关电源、负荷电缆截面及开关选择：

　　根据公式：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ 1----2

　　式中：I-------该线路最大长时工作电流， A

　　ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW

　　Kx—需用系数，取0.69

　　U--额定电压等级，KV

　　CosΦ—加权平均功率因数，取0.70

　　I=0.69×1680/√3×3.3×0.75=270A。

　　根据计算结果到采煤机、前部刮板机移动变电站到组合开关的电源电缆选用2趟MYP-1.9/3.3-3×95+1×25橡套电缆(电缆长时载流量260A)，控制开关选用KJZ3—1500/3300组合开关(电压等级3300V)，能够满足要求。

　　1)、采煤机负荷电缆截面及开关的选择：

　　根据公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----3

　　其中 I------设备长时工作电流，A

　　Kf----设备负荷系数，取0.8

　　Pn---设备的额定功率，KW

　　η-----设备的效率，取0.95

　　U-----设备的额定电压等级，KV

　　CosΦ—用电设备的功率因数，取0.75

　　I=0.80×930/0.95×√3×3.3×0.75=182A

　　根据计算结果选取MCPJ--1.9/3.3--3×95+1×25橡套电缆，开关选用组合开关，对应的起动开关整定值190A。

　　2)、前刮板机负荷电缆截面及开关的选择：

　　前刮板机电机为双速电机，高速/低速：375/188KW，额定电流84.7/54.8A。

　　刮板机高速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×375/√3×0.95×3.3×0.75=139A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　刮板机低速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×188/√3×0.95×3.3×0.75=69A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，前刮板机高速电缆选取MCP--1.9/3.3--3×70+1×25橡套电缆，低速选用MCP--1.9/3.3--3×50+1×16橡套电缆，开关选用组合开关，对应的高速起动开关整定值2×80A(即单台起动器整定值为80A)，对应低速起动开关整定值2×40A(即单台起动器整定值为40A)。

　　3、后部刮板机、转载机、破碎机组合控制开关电源、负荷电缆截面及开关选择：

　　根据公式：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ

　　I=0.69×1325/√3×3.3×0.75=216A。

　　根据计算结果到后部刮板机、转载机、破碎机移动变电站到组合开关的电源电缆选用2趟MYP-1.9/3.3-3×70+1×25橡套电缆(电缆长时载流量215A)，控制开关选用KJZ3—1500/3300组合开关(电压等级3300V)，能够满足要求。

　　1)后部刮板机电机为双速电机，高速/低速：375/187KW，额定电流84.7/54.7A。

　　刮板机高速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×375/√3×0.95×3.3×0.75=139A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　刮板机低速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×187/√3×0.95×3.3×0.75=69A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　2)转载机电机为双速电机，高速/低速：375/187KW

　　转载机高速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×375/√3×0.95×3.3×0.75=139A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　刮板机低速时的负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.75×2×187/√3×0.95×3.3×0.75=69A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　3)破碎机电机单速电机，功率200KW

　　破碎机负荷进行计算，根据公式1--3：I=KfPn/η√3U cosΦ=0.9×200/√3×0.95×3.3×0.75=44A(其中Kf取0.9、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，后刮板机高速电缆选取MCP--1.9/3.3--3×70+1×25橡套电缆，低速选用MCP--1.9/3.3--3×50+1×16橡套电缆，开关选用组合开关，对应的高速起动开关整定值2×80A(即单台起动器整定值为80A)，对应的低速起动开关整定值2×40A(即单台起动器整定值为40A);转载机高速电缆选取MCP--1.9/3.3--3×70+1×25橡套电缆，低速选用MCP--1.9/3.3--3×50+1×16橡套电缆，开关选用组合开关，对应的高速起动开关整定值80A，对应的低速起动开关整定值40A;破碎机电缆选用MCP--1.9/3.3--3×50+1×16橡套电缆，开关选用组合开关，对应的组合开关整定值40A。

　　4、1.2m皮带电源及负荷电缆截面及开关的选择：

　　1.2m皮带为2×400双电机驱动，电源、负荷电缆截面及开关的选择：

　　根据公式1--2：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ=0.7×800/√3×1.14×0.75=378A(其中Kx取0.75、CosΦ取0.75)。控制开关选用2台QJZ—400/1140本安型电磁起动器(跟电机一对一控制，并配备变频器)，移动变电站到起动控制开关各选用1趟MYP-1.14-3×95+1×25橡套电缆(电缆长时载流量260A)，控制开关到电机的负荷选用MYP-1.14-3×95+1×25橡套电缆。控制开关过载整定值260A。

　　5、乳化液泵站负荷电缆截面及开关的选择：

　　根据公式1--3：I=KfPn/η√3UcosΦ=0.75×250/√3×0.95×1.14×0.75=134A(其中Kf取0.75、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，乳化液泵站电缆选取MCP--1.14--3×70+1×16橡套电缆。

　　6、660V低压线路电缆及开关的选型：

　　1)、正副巷低压总开关及电源电缆截面选择：

　　a、根据公式1—2：I=0.4×547/√3×0.66×0.75=255A(Kx取0.4、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，移动变电站至正副巷总开的电源电缆选取UY 3×95+1×25橡套电缆，正副巷低压总开选取400A真空开关。开关过载整定为290A，短路整定为1200A。

　　b、正巷低压电缆总干线截面及低压开关的选择：

　　根据公式1—2：I=0.5×51/√3×0.66×0.75=30A(Kx取0.5、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，到正巷的电源干线选取UY 3×25+1×10橡套电缆，正巷低压开关选取200A真空开关。开关过载整定为40A。

　　c、副巷低压电缆总干线截面及低压开关的选择：

　　根据公式1—2：I=0.4×496/√3×0.66×0.75=231A(Kx取0.4、CosΦ取0.75)。

　　根据计算结果，到副巷的电源干线选取UY 3×70+1×16橡套电缆，副巷低压开关选取400A真空开关。开关过载整定为260A、短路整定为1040A。。

　　d、正副巷水泵控制开关及电缆截面选择：

　　根据公式1—3：I=0.7×5.5/0.94×√3×0.66×0.75=5A(Kf取0.70、CosΦ取0.75、η取0.94)。

　　根据计算结果，选取UYQ 3×2.5+1×1.5橡套电缆，开关选取30A或80A真空开关。开关过载整定为6A。

　　以上设计已经考虑电压损失等各种因素，开关、变压器、电缆基本上都有较大的余量，整定时也充分考虑保证开关起动的基础上尽量降低其整定值，整定值选取较小，故不在进行校验。

　　注：5-1051巷供电系统图见附图13

　　5-1052巷供电系统图见附图14

　　断电接线图见附图15

　　三、液压系统：

　　一)供液方式：5-105综放工作面用液采用地面乳化液配液站集中向井下供液的方式供液。供液站液箱2个，容积为各2.5m3 ，入井管口流量为24m3/h。

　　二)供液路线：地面乳化液配液站→行人斜井→南总回风巷→回风暗斜井→五联巷→5-1052绕巷→5-105综放工作面泵站→工作面

　　三)供液要求：

　　1、泵站放置在5-1052绕巷拐弯处上手帮。

　　2、采用BRW400/31.5型乳化液泵站及RX-2000/2500型乳化液箱供液，设计按两泵一箱配备。

　　3、由于该型号泵站为两进一回设计，因此液压系统管路设计采用两进一回。两趟进液管路(Φ51无缝钢管)及一趟回液管(Φ89无缝钢管)均采用配套的双密封快速接头连接，三趟管路安装各1300m。

　　4、管路吊挂：

　　1)副巷压风、洒水及乳化液管路安装标准：吊挂均采用可调节升降的特制管路五联钩悬挂，距帮150mm，最下一钩距底板1800mm。

　　2)五联钩管路顺序为(从上往下)：第一钩悬挂Φ108mm压风管路，第二钩悬挂Φ89mm洒水管路，第三钩悬挂Φ89mm泵站回液管。第三钩、第四钩悬挂Φ51mm泵站两趟进液管路。

　　四、机电管理：

　　一)设备配备表

　　注：设备布置图见附图16

　　二)机电管理

　　1、各种机电设备必须有专人包机负责维护，任何人不准乱动与本工种无关的机电设备。

　　2、各种机电设备要定期检修，严格按机电设备质量标准进行检修，保证所有电气设备完好，无失爆，做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”、“十不准”即：三无—无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”。

　　四有——有过电流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。

　　两齐——电缆悬挂整齐，设备列车清洁整齐。

　　三全——保护装置全、绝缘用具全、图纸资料全。

　　三坚持——坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、坚持照明和信号综合保护。

　　十不准——不准带电检修或搬迁电气设备;不准甩掉无压释放装置和过流保护装置;不准甩掉检漏继电器、煤电钻、照明、信号综合保护;不准明火操作、明火打点、明火爆破;不准用铜铝、铁丝等代替熔断器中的熔体;工作面停风、停电未检查瓦斯不准送电;失爆设备和失爆电器不准使用;不准在井下拆卸矿灯;有故障的供电线路不准强行送电;电气设备的保护装置失灵不准送电。

　　3、材运两巷电缆要吊挂整齐，且严禁用铁丝吊挂电缆或在电缆上吊挂其它设施;材料巷电缆车内电缆要盘成“8”字型。

　　4、严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁明火操作。

　　5、各种机电设备的保护设施要齐全、可靠、动作灵敏，严禁甩掉各类保护，严禁随意调整各类保护的整定值。

　　6、机电设备检修验、放电时，作业电工必须佩带便携式瓦检仪，检查作业地点附近20m范围内瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时方可作业。

　　7、严格执行停电挂牌、谁停电谁送电的停送电制度。

　　8、各工种人员必须经过专门培训，由取得合格证的人员担任，操作人员要严格按操作规程作业，不得违章操作。

　　9、发现设备事故隐患时，必须立即停机处理，严禁设备带病运转。

　　10、严把设备入井关，杜绝不完好设备入井。

　　11、严格执行现场交接班制度，将设备运行状况、出现的故障、存在的问题给下一班交待清楚。

　　12、井下应备有设备常用配件，并分类存放好，以备急用。

　　13、各种电气开关要放在支护完好且无淋水的地点。如有淋水，必须用防水布遮好。

　　14、变频开关、PLC软启动开关检查时，严禁使用普通指针表检测，必须用数字式万用表检测，检测电机时，必须把外接电源甩开，才能使用普通指针表检测。

　　五、油脂管理

　　1、下井的油指必须经过化验，符合标准方可下井。

　　2、认真执行油脂管理制度。向工作面运送油脂要有专人负责，使用专用容器及工具，油桶要严格密封，不准敝口。巷道内必须设专用油脂库，将不同型号的油分类密封储存，并挂牌管理。向工作面运送油脂应使用密封塑料桶，桶上应有明显的标记，并写清油号，不同牌号、不同种类的油桶严禁混用。

　　3、井下存放油脂应在煤尘小、不淋水、安全妥善地点，不得把油脂容器放在电气设备附近。

　　4、所有的油脂必须符合各项要求，不合格的油坚决不能使用，使用时，不得任意更换油的品种或混用不同牌号不同品种的油脂。

　　5、使用油脂必须严格过滤，换油时要彻底清洗液压系统，做到“无油垢、无水分、无锈蚀、无金属杂质”。

　　6、油脂要设专人管理，注油时要清洗注油器及注油地点，防止煤粉进入机体，同时对不同牌号的油要有专用抽油器，抽油器用完后要及时分类码放在桶内。

　　7、油脂应定期化验，发现油质指标不符合规定要求或工作过程中发现油脂分油、变色、发臭等异常现象时必须立即查明原因，更换新油。

　　8、更换下来的旧油及时出井交油库，严禁泼洒丢弃。

　　9、油脂库应设有可靠的灭火器材，如砂箱、干粉灭火器等。

　　10、认真填写加油、换油记录。

　　11、给设备加油时，设备一定要停止运转且停电闭锁，并及时检查维护好工作地点附近支架、顶板煤帮，加油时附近严禁进行对加油有安全威胁的工作。

　　第三节：供水、压风、排水系统

　　一、供水系统

　　1、正巷：行人暗斜井φ159mm无缝钢管→5-1051行人联巷φ89mm无缝钢管→5-1051巷φ89mm无缝钢管(供正巷洒水、采煤机、前后部溜子机头、转载机、破碎机、皮带机)，管路长度1450m，每200m安装一个阀门，50m安装一个异形三通(管路末端安装一个阀门)。

　　2、副巷：西区行人暗斜井φ159mm无缝钢管→五联巷φ89mm无缝钢管→5-1052绕巷φ89mm无缝钢管→5-1052巷φ89mm无缝钢管(供副巷洒水、前后溜机尾、支架喷雾、乳化液泵站)，管路长度1500m，每500m安装一个阀门，200m安装一个异形三通(管路末端安装一个阀门)。

　　注：供水系统图见附图17

　　二、压风系统：

　　1、正巷：行人暗斜井φ219mm无缝钢管→5-1051行人联巷φ108mm无缝钢管→5-1051巷φ108mm无缝钢管，管路长度1450m。

　　2、副巷：行人暗斜井φ219mm无缝钢管→5-1031巷φ108mm无缝钢管→5-1052绕巷φ108mm无缝钢管→5-1052巷φ108mm无缝钢管，管路长度1500m。

　　注：压风系统图见附图18

　　三、排水系统：

　　1、工作面涌水量情况

　　水文地质概况：5-105工作面水文地质条件简单，顶板主要含水层为上覆二叠系砂岩裂隙水及第三系沙砾层孔隙水。底板主要含水为石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水岩组。

　　涌水量预计：考虑到东部5-103工作面采空区积水受采动影响顺裂隙会流入巷道内，涌水量会逐渐增大，预计该工作面正常涌水量为15-30m3/h，最大涌水量为45-60m3/h，5-105工作面副巷比正巷高，排水系统以正巷为主。

　　2、排水系统选型设计

　　1)对排水泵的选型设计

　　QB=24/20Qmax=1.2×60m3/h=72m3/h

　　式中：QB ---工作水泵必须的排水能力，m3/h;

　　Qmax ---工作面最大涌水量，m3/h;

　　根据上式计算工作面选用额定排水量不小于72m3/h排水泵方能满足5-105工作面正常涌水排水量。

　　由于工作面最大涌水量为60 m3/h，根据排水泵额定排水量必须大于工作面最大涌水量2倍的设计要求，工作面选用额定排水量不小于120m3/h排水泵方能满足5-105工作面最大涌水排水量。

　　2)对于排水管路选择：

　　根据上式计算工作面选用一趟φ159mm的排水管路能够满足5-105面最大涌水量。

　　故5-105工作面设计选用BQS180-50/45型水泵(额定流量180m3/h，扬程50m，功率45KW)及φ159mm排水管路能满足最大涌水量排水要求。

　　3、排水系统：

　　根据正、副巷实际标高，工作面副巷比正巷平均高60m，故预计工作面回采期间大部分积水从正巷排出。

　　1)正巷排水系统：

　　水仓情况：正巷共施工3个水仓，距巷口690m处为1#水仓，距巷口880m处为2#水仓，距巷口1110m处为3#水仓。

　　排水管路：在正巷铺设一趟pvc管(φ159mm)与回风暗斜井的φ219mm主排水管路接通。

　　水泵型号：1#水仓：BQS50-20-7.5型污水泵两台(一用一备)、2#水仓：BQS70-90-37型污水泵两台(一用一备)、3#水仓：BQS180-50-45型污水泵两台(一用一备)。

　　排水方式：各个水仓内的排水泵通过逆止阀分别与巷道内的φ159mm排水管路接通，各个水仓内的积水通过φ159mm排水管路直接排到回风暗斜井φ219mm主排水管路内。

　　排水路线：5-1051巷→回风暗斜井φ219mm管路→440轨道巷排水沟→440水仓。

　　2)副巷排水系统：

　　水仓情况：副巷共施工4个水仓，距离副巷后150m处为1#水仓，距副巷口300m处为2#水仓，距副巷口600m为3#水仓，距副巷口1000m为4#水仓

　　排水管路：在副巷铺设一趟pvc管(φ159mm)直接到五联巷排水沟。

　　水泵型号：1#水仓：BQS50-100-25型污水泵两台(一用一备)、2#水仓：FQW20-50型风动污水泵两台(一用一备)、3#水仓：FQW20-50型风动污水泵两台(一用一备)、4#水仓：BQS80-50-18.5型污水泵两台(一用一备)。

　　排水方式：各个水仓内的排水泵通过逆止阀分别与巷道内的φ159mm排水管路接通，各个水仓内的积水通过φ159mm排水管路直接排往五联巷排水沟内。

　　排水路线：5-1052巷→5-1052绕巷→五联巷排水沟→行人暗斜井排水沟→440轨道巷排水沟→440水仓。

　　注：压风系统图见附图19

　　三、管理要求：

　　1)维护工要每班对供排水管路、潜水泵进行完好检查，保证供排水的正常运转。

　　2)每班安排专人对正副巷水沟进行清理，防止积水乱流，保证水沟的畅通。

　　3)当管路出现事故，需要处理时，及时汇报调度室、机电科。

　　4)相关科室人员要积极检查，杜绝事故的发生。

　　第四节：通讯照明系统

　　一、通迅布置：

　　1、正巷

　　皮带机头、转载机机头处各安设一部矿用隔爆型电话。

　　2、副巷

　　超前支护、设备列车、急救硐室、乳化液泵站处各安设一部矿用隔爆型电话。

　　3、皮带机头、机尾、转载溜子与工作面溜子搭接处及工作面安设架间通讯系统一套。

　　二、照明设计及布置

　　因5-105工作面顺槽长度为1450m，为减少照明综保的投用数量及减少维护量，因此选用4台容量为10KVA照明综保为5-105正、副巷及工作面提供照明(考虑压降及信号等因素)。

　　单台照明综保负荷能力为：

　　根据公式：S =Kx*ΣP/cosΦ

　　得ΣP= S *cosΦ/Kx

　　S----综保干变视在功率

　　Kx---需用系数，取1

　　ΣP---综保满负荷功率

　　cosΦ—功率因数，取0.8

　　因此，ΣP=10*0.8/1=8KW

　　每盏灯的功率为13W，因此单台照明综保满负荷功率时照明灯数为N=8/13*1000=615。

　　1、照明综保布置：正巷机头一台，巷道1000m位置一台;副巷布置为5-1052巷口一台，巷道1000m位置一台。

　　2、照明灯具选用高亮度、低功耗13W防爆节能灯。

　　3、灯具布置间距：正巷(除皮带机头照明)及工作面为15m一盏，总计109盏;副巷(除泵站处照明)为15m一盏，总计88盏。

　　正巷机头段考虑良好视线及照明，采用双排照明，布置长度为18m(从皮带卸载滚筒处算起)，双排照明横向间距为3m，纵向间距为3m，总计布置12盏照明灯，机头开关硐室布置3盏照明灯。

　　副巷乳化液泵站处布置5盏照明灯，间距为3m。

　　工作面照明布置为15m一盏，总计13盏。

　　4、工作面照明系统：

　　工作面正副巷照明各用两台ZXB-4照明综保开关提供照明电源，正、副巷照明吊挂至巷道顶板正中间位置;照明灯每15m一盏;工作面照明灯选用架间照明，每15m吊挂一盏。

　　注：正规循环图表见附图20

　　第七章　　安全技术措施

　　第一节：工程质量要求

　　一、一般规定

　　1、所有上岗人员，必须认真学习并严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》和《5-105综放工作面作业规程》，经考试合格方准上岗。

　　2、所有人员必须持证上岗，并严格执行岗位责任制、现场交接班制度、工程质量验收制度等各项规章制度。

　　3、工作面工程质量要严格按照《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》的各项要求进行治理，做到动态达标。

　　4、工作面的安全监控系统、通风系统、防尘系统、通讯照明系统等各系统，必须处于完好状态，并正常使用。严禁任何人破坏系统中的各项设施。

　　5、工作面使用的单体液压支柱必须使用卡环、防倒链、硬连接等可靠联锁，防止倒柱伤人，绳两头必须牢固固定并张紧，铁丝必须有足够强度且保证一扣三圈。

　　二、工作面各工序质量要求

　　第二节 ：设备检修安全技术措施

　　一、一般要求

　　1、在设备检修期间，必须执行“谁停电、谁送电”的制度，不准他人送电，严禁约时停、送电。

　　2、停电检修时，先停低压、后停高压。

　　3、电器设备检修时，必须停电，并将开关闭锁，挂上“有人工作，严禁送电”的警示牌，无人值班的地方必须派专人看管好停送电的开关，以防他人送电。环形供电和双路供电的设备必须切断所有相关电源，防止反送电。

　　4、一台总开关向多台设备和多地点供电时，停电检修完毕，需要送电时，必须与所供电范围内的其他作业人员联系好，确认所供电范围内无其他人员工作后，方可送电。

　　5、机电设备要定期检查和维修。严禁带电工作和带电移动设备。检修电气设备时，瓦检员必须检查附近瓦斯，瓦斯浓度不超限时，方可开盖检修。

　　6、检查高压设备时，必须执行工作票制度，切断上一级电源开关。

　　7、使用手拉葫芦等工具起重设备时，不得超负荷起吊。

　　8、高空作业时，必须遵守下列规定，必须遵守下列规定：

　　①高空作业时必须使用登高工具和安全带。

　　②使用梯子时，梯腿接地必须牢固，并有防滑措施。

　　③严防物体坠落，严禁上下抛掷工具和器材。

　　二、采煤机检修安全措施

　　1、检修采煤机前，应闭锁溜子，摘掉滚筒离合器，切断采煤机电源，“挂停电牌”并有专人看护。

　　2、检修采煤机时，要将采煤机停放在顶、帮完整的的地点，对该段范围内的支架进行补液复升，确保初撑力达标，不得有卸载支架，支架前梁接顶严密。并且在检修机组作业中严禁操作前后6组支架。

　　3、作业地点如有片帮现象时，用长3.0m板梁对煤壁背帮，板梁间距0.5m，用护帮板支撑。

　　4、设备起吊用符合吨位的手拉葫芦、钢丝绳，严禁使用开口钩。

　　5、作业人员严禁站在起吊设备的正下方和设备滑落可能波及到的范围。

　　6、使用单体支柱时，必须将柱头柱尾戗在牢靠位置，并用8#铁丝捆绑牢固，防止滑脱伤人。

　　7、作业时，必须有一名驻队安全员或队干在现场协调指挥。

　　三、前部刮板输送机检修安全措施

　　更换机头、机尾电机、减速器及处理其它事故时的安全技术措施：

　　1、将机组停放在距机头、机尾20m范围以外，摘掉滚筒离合器，切断电源。

　　2、闭锁溜子机头、机尾、转载机电源，挂“停电牌”并有专人看护。

　　3、对机头、机尾5组支架进行复升，确保初撑力，前梁接顶严密，端面距不超规定，作业中严禁操作支架。

　　4、作业地点用长3.0m板梁对机头、机尾5架煤壁进行背帮，板梁间距0.5m，用护帮板支撑。

　　5、检查端头、超前顶板支护情况，发现问题及时处理，管理好端头三角区。

　　6、设备起吊用符合吨位的手拉葫芦、钢丝绳悬挂、捆绑在安全、牢靠的位置，严禁使用开口钩。

　　7、作业人员严禁站在起吊设备的正下方和设备滑落可能波及的范围。

　　四、后溜检修安全措施

　　1、闭锁后部溜子、转载机电源，挂“停电牌”并有专人看护。

　　2、对工作面所有支架进行复升，确保初撑力，支架尾梁、插板护顶严密，并通知所有人员严禁操作支架。

　　3、人员进入后溜后，在作业地点前后5m范围内用板梁、单体支柱对老山进行支护，确保安全后方可作业。

　　4、必须有一名驻队安全员或队干在现场协调指挥，随时注意顶板及老山帮变化，若有异常情况及时撤离人员。

　　5、在放煤过程中老山冒落大块矸石时，人工用大锤捣碎，严禁放炮。

　　五、转载机检修安全措施

　　1、闭锁转载机、皮带机、工作溜子电源，挂“停电牌”并有专人看护。

　　2、检查作业地点10m范围内顶板支护情况，发现问题及时处理。

　　3、更换电机、减速器时，必须支设两架3.6m棚梁，一梁四柱。

　　4、起吊电机、减速器等设备时，严禁人员站在设备正下方和可能滑脱波及到的范围。

　　5、必须有一名驻队安全员或队干在现场协调指挥。

　　六、支架检修安全措施

　　一)更换立柱

　　1、将机组停放在作业地点以下20m范围外，摘掉滚筒离合器，闭锁溜子，切断机组电源，挂“停电牌”并有专人看护。

　　2、对作业地点上下5组支架进行复升，确保初撑力达标。

　　3、拆卸前，先用符合吨位的手拉葫芦拴住立柱，捆绑牢靠，吊挂在支架顶梁上。

　　4、微落前柱(或后柱)100mm，将立柱顶销拆掉，然后升起支架接顶，手把打在零位。

　　5、关闭本架进液截止阀，将前柱(或后柱)的另一根立柱液压管拆除，用堵头封堵。

　　6、打开本架进液截止阀，操作手把，使立柱上腔进液收缩立柱。

　　7、关闭本架进液截止阀，拔开接头，拆除底销，拆下立柱。

　　8、作业时，人员严禁站在立柱滑脱可能波及到的范围。

　　9、安装新立柱时，先安装底销，然后将液压管接在立柱下腔，打开本架进液截止阀，升起立柱，再安装顶销。

　　10、关闭本架进液截止阀，把本架立柱液压管接好，打开本架进液截止阀。

　　11、必须有一名驻队安全员或队干在现场协调指挥。

　　二)更换支架液压零部件时，先关闭本架进液截止阀，更换后再打开进液截止阀。

　　三)更换支架前梁、插板、立柱等大型部件时，必须编制专项措施。

　　七、皮带输送机检修安全措施

　　闭锁皮带机电源，挂“停电牌”并有专人看护。

　　一)更换电机、减速器

　　1、必须施工专用锚杆进行起吊。

　　2、起吊时，使用符合吨位的手拉葫芦。

　　3、捆绑、吊挂必须牢靠。

　　4、人员严禁站在起吊设备的正下方和滑脱可能波及到的范围。

　　二)更换皮带各种滚筒

　　1、把滚筒从皮带机上拆下，用手拉葫芦配合绳套把滚筒缓慢吊起，放到安全地点。

　　2、把新滚筒吊到安装位置，用撬棍安装好新滚筒;更换机尾滚筒时先拆卸防护拦拖出旧滚筒，安装好新滚筒后再安装好防护拦。

　　3、作业时，人员严禁站在起吊设备的正下方和滑脱可能波及到的范围。

　　第三节：防瓦斯、煤尘、防火安全管理技术措施

　　综放工作面防瓦斯、防煤尘、防火必须制定一通三防专项措施，并遵守以下主要措施：

　　一、防治瓦斯安全技术措施:

　　1、当工作面风流中瓦斯达1%时，必须停止使用一切电器设备;当达到1.5%时必须停止工作，撤出所有人员，切断电源进行处理;当瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工送电。

　　2、当工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出所有人员，查明原因进行处理，报矿总工程师批准进行处理。

　　3、由于临时停电或其它原因，在恢复通风前，首先必须检查瓦斯，确保停风区内瓦斯不超过1%或CO2浓度不超过1.5%，且局扇及开关地点附近10m内风流中瓦斯不超过0.5%时，方可人工启动局扇，恢复通风。

　　4、工作面发现下列异常情况时，必须停止作业，切断电源及时汇报：

　　①工作面压力增大，帮部外鼓、喷岩、煤粉时;

　　②温度异常，忽大忽小，空气发冷发闷时;

　　③工作面出现煤炮声及瓦斯溢出声时;

　　④煤层结构发生变化，层理紊乱，由硬变软，由湿变干时;

　　⑤发现有突出预兆时，要立即组织人员按避灾路线撤离，撤退过程中切断工作面电源，把有突出征兆的地点汇报调度室。

　　二、防治煤尘安全技术措施

　　1、喷雾洒水。对工作面产尘点进行喷雾洒水，以捕获浮尘和湿润积尘。

　　3、通风除尘：控制合理的风速，稀释和排除作业地点浮尘，防止过量积尘。

　　3、净化风流：在含尘空气流经的巷道设置水幕设备，减少浮尘。

　　4、清除积尘：必须及时清除巷道中的浮煤，清扫或冲洗沉积煤尘。

　　5、在特殊情况下需要放炮时，使用水炮泥封堵炮眼，利用气化净尘。

　　三、防火安全技术措施

　　1、在皮带机头、泵站、油脂库、设备列车各配备2台灭火器、1个容积不小于0.2m3的沙箱、长度不小于20m的消防软管，一把铁锹。

　　2、由于5#煤层是自燃煤层，因此需要对煤炭自燃进行早期预测预报，防止发生重大火灾事故，5-105综放工作面早期预测预报方法有3种：

　　1)现场人工检测。工作面设专职瓦检员并随身携带CO检测仪，在检测瓦斯的同时，对工作面、回风巷及上隅角的CO、瓦斯进行检测，并定时汇报。

　　2)在工作面安设3个束管监测点，上隅角设置一个、工作面设置一个、回风流设置一个，对工作面的CO、CO2、CH4、C2H2等8种气体浓度变化情况进行连续监测。

　　3)人工取样色谱分析。定期在工作面回风巷、上隅角取样，进行色谱化验分析，分析内容包括CO、CO2、CH4、C2H2、C2H4、O2等。若发现有异常情况时，如出现CO并呈上升趋势时，可判断有高温点发生，就要每班监测，并采取封堵下隅角、均压通风、往上隅角导风等措施。

　　4)在正巷安设1趟φ89mm注氮管路。发现有可能发生火灾的隐患后及时进行注氮。

　　3、回采工作面结束后，一个月内封闭采空区，分别在正副两巷巷口处施工防火墙。

　　第四节 ：防治水安全技术措施

　　1、回采期间应加强涌水量监测，如遇涌水量突然增大，超过预计最大涌水量时，应立即停止生产，加强工作面排水，并通知调度室，如果水量持续增大，应立即组织人员撤离。

　　2、加强工作面水文地质资料的收集，对收集资料进行分析，并提供给相关领导及科室，以便指导生产。

　　3、加强工作面排水系统管理，排水设备备用到位，并明确专人负责，对设备不定期检查及维护，对工作面水仓定期进行清仓，确保水仓有效仓容。

　　4、在雨季汛期，加强地面检查及井下涌水量变化情况，并建立台账及时填写。

　　5、由地测科每月进行不少于三次的涌水量观测，并做好记录，出现异常情况及时汇报调度室及有关领导。

　　6、其它执行《煤矿安全规程》及《防治水管理规定》中的有关规定。

　　第五节：其它安全技术措施

　　一、轨道运输安全技术措施：

　　1、绞车司机必须持证上岗，严禁无证人员开绞车。

　　2、责任区域范围内的所有绞车实行挂牌制度，检修班电工负责电器部分的检查和检修;运输工负责对所有绞车的完好、绞车固定、钢丝绳及所有安全设施进行检查，发现隐患及时处理。

　　3、绞车司机、挂钩工严格按照操作规程、岗位责任制作业，开车前与把钩工进行信号联系，回信号后方可启动绞车。

　　4、绞车运行期间，必须有专人在各个岔口放警戒，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。

　　5、在操作过程中，绞车司机一定要集中精力，观察运行状况、钢丝绳在滚筒上的缠绕情况，发现问题立即停止作业进行处理。

　　6、要正确使用各种挡车设施。

　　7、行人不准跨越运行中的钢丝绳，如工作需要跨越，一定等车停稳，经把钩工同意后方可跨越。

　　8、在斜巷中间停车卸料时，车后要打上挡道器，同时要有可靠的联络方式与绞车司机联络。

　　9、调度绞车不能当作回柱绞车使用。

　　10、电动机在不启动的情况下不得松闸下放重物。

　　11、操作小绞车时，司机必须在护身板后操作，严禁在绞车侧面或滚筒前面操作，严禁一手开车，一手处理绳。

　　12、严禁超挂、超载，严禁蹬钩、扒车。

　　13、车辆掉道时，必须使用手拉葫芦、起道器等工具进行人工上道，严禁使用绞车强行上道。

　　14、所有绞车必须执行“停车停电”制度，司机在离开岗位时，必须闭锁开关。

　　15、平巷人力推车时执行：

　　①1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰时，不得小于30m。

　　②推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。

　　③巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。

　　二、装、卸车安全技术措施：

　　1、装卸料时，所有人员口号必须一致，防止挤手、砸脚;单人抬重物必须看好脚下周围环境。

　　2、较大设备在装车时要注意前、后、左、右均匀，不得偏重、超高，防止在运输过程中由于偏重，造成矿车运行失稳、掉道。装车后捆绑结实牢靠，并仔细进行检查，确保无问题后准予挂钩。

　　3、使用平板车装车时，捆绑钢丝绳直径不得小于Ø18.5mm，捆绑时纵、横方向都不得小于两道，并用专用绞捆或2寸管子拦腰绞实，然后用8#铁丝将绞捆或管子与钢丝绳上牢固，并仔细逐一进行检查。

　　4、捆绑时必须抓紧绞棍，以防绞棍反弹回来伤人。对易滑动部位要用双股8#铁丝对设备进行定位捆绑。

　　5、装运工具、材料、单体液压支柱或其它物体时，必须用钢丝绳封车，封车一般不少于两道，封车必须牢固可靠。

　　6、装卸物体时必须在支护完好的地点作业。

　　7、平巷人力推车时执行：

　　①1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰时，不得小于30m。

　　②推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。

　　③巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。

　　三、起吊安全技术措施：

　　1、起吊大件设备时，起吊锚索、锚杆必须是另行施工的专用锚索、锚杆，严禁使用其它锚索、锚杆代替。

　　2、起吊过程中，要由专人对起吊工具、用具、起吊时连接处、受力处进行严密监视，发现问题立即停止作业进行处理。

　　3、起吊过程中，无关人员严禁靠近起吊设备，严禁在起吊设备周围5m进行其它作业。

　　4、起吊时，必须确保人员站位安全，且由专人严密监视设备起吊后的重力倾斜方向，确保人员安全。

　　5、设备起吊后，严禁人员站在设备下方或将手或脚伸到设备下方，若要在设备下方进行其它作业时，必须用道木垫实，防止重物突然掉落伤人。

　　6、起吊、拖拉设备时要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具。

　　7、用导链起吊重物时，其吨位必须大于重物重量的1.5倍，且严禁摘掉导链自带的导向钩。起吊时，要先试吊高度100—200mm，无误后再起吊。

　　8、起吊大件时，所用的多台导链的受力必须均匀。

　　8、设备在起吊过程中，如遇特殊情况需要停止作业进行处理时，则在设备下方必须用道木垫实，或将设备重新放置在底板上。

　　9、对重心高的设备，应采取防摇动或倾倒的措施后，方可拆除起重机械或索具。

　　四、设备列车移设安全技术措施：

　　1、移动变电站前，派专职电工将断路开关停电闭锁挂牌并有专人看管。

　　2、派专人检查各节车箱之间的连接装置及沿途的电缆管线等，清除障碍物，并将设备车全部停电，确保无隐患后方可下达拉移命令。

　　3、拉移时要由机电队长或机电班组长统一指挥，各相关岗点人员必须持证上岗，分工合理。

　　4、移设过程中，严禁人员站在1#、4#、7#、11#车箱的两侧。

　　5、移设时，必须由专人观察电缆的富余情况，防止将电缆接头从接线盒内拉出。

　　6、列车移动较困难或不动时，不得反复操作手把强行移设，应停止作业进行检查，问题处理后方可继续作业。

　　7、遇巷道顶板有淋水时，电气设备上方应安设防淋水装置。

　　8、移动完毕后，将电缆管线等重新吊挂整齐，重新接好各设备接地极。

　　五、爆破安全技术措施：

　　1、所有电器设备必须完好，无失爆。

　　2、严格执行《火工品管理措施》中的规章制度。

　　3、放炮员必须由专职爆破工担任。

　　4、爆破作业严格执行“一炮三检”、“三人连锁”制度。

　　5、上、下隅角放炮时，放炮警戒距离岩巷、半煤岩巷不得小于100m;煤巷不得小于75m;如遇拐弯地点放炮时，放炮点距拐弯处≥30m时，可在拐弯后20m处放设警戒，若放炮点距拐弯处小于30m时，严格执行岩巷、半煤岩巷或煤巷的直线距离放设警戒;长壁回采工作面警戒距离不得小于20m。

　　6、爆破前，班组长必须亲自安排专人在可能进入爆破地点的所有通路上布置警戒。

　　7、爆破工必须最后离开爆破地点，并在警戒线外的安全地点起爆。

　　8、爆破前，必须保护好爆破地点20m范围内的电缆管线、机电设备、支架、单体柱等，采煤机停到距爆破地点20m范围外。

　　9、爆破前，爆破地点附近20m内风流中瓦斯达到1.0%不能放炮。

　　10、放炮前后，对放炮地点20m范围内必须洒水灭尘，放炮必须使用水炮泥。

　　11、火药、电雷管必须分别存放在专用的材料箱内，并上锁。

　　12、当班剩余的炸药、雷管下班时必须交回炸药库，严禁丢失火工品。

　　13、工作面爆破工作必须由驻队安全员、班组长现场指挥进行。

　　六、支护材料回收安全技术措施：

　　1、拆卸垫片、钢板时，严禁人员站在空顶下或可能片帮、冒顶的地段作业。

　　2、回收过程中，必须有专人观察顶、帮情况，发现有异常情况立即撤人，根据现场情况采取措施进行处理。

　　3、若顶板或煤帮不好时，根据现场实际情况，对部分支护材料进行回收即可。

　　4、捡掉入转载机或皮带上的支护材料时，必须停止设备的运转。

　　5、回收出的支护材料应及时装车出井交供应科，不得在巷道内或上、下端头存放。

　　七、防爆柴油机胶轮车使用安全技术措施：

　　1、胶轮车司机必须经过理论培训、实践操作，经相关部门考核合格后，方可持证上岗。

　　2、司机作业时必须遵照《操作规程》作业，并落实安全生产责任制。

　　3、司机每班操作时，必须携带便携式瓦检仪。

　　4、防爆柴油机胶轮车用于坡度不大于14°的顺槽巷道运输作业。机车运行巷道区域内必须安装照明。

　　5、车辆的制动距离不大于8m，并且每年由厂家或矿有关部门至少测定一次，并符合操作说明书的要求。

　　6、当瓦斯浓度超标时(达到1%)，应立即熄火停机，查明原因，待有害气体不超限时(≤1%)，方可开车运行。

　　7、当班安全员必须正确执行调度指令，装载点和卸载点的警戒人员必须通过电话联系保证警戒的放设可靠。

　　8、车辆停靠：车辆必须停靠在巷道的平段内，如运输途中须要停车时，必须制动锁车、熄火、亮灯，严禁中途在斜巷段停车。

　　9、开车前必须仔细观察车体两旁，前后无人时，方可鸣笛前行。没有特殊情况，司机不准离开驾驶室，不准熄火。

　　10、车辆经过巷道硐室、巷道岔口、噪声较大的地点时，必须慢行、鸣笛，提前做好路况观察，发现异常情况必须及时停车。

　　11、队组管理人员要注意定时检查5-105工作面正、副巷的支护情况，出现网包、漏顶、巷道回缩量增大、矿压增大或支护损坏等安全隐患时，要及时汇报矿调度室、生产科、安全科，并停止胶轮车运行，采取措施进行处理。

　　12、胶轮车在井下运行速度不得超过30km/h，严禁超速行驶。

　　13、车辆在行驶过程中必须前有照明，后有红尾灯，严禁在没有照明、红尾灯的情况下启动车辆。

　　14、开车前必须按响喇叭，提醒其他人员，严禁喇叭末鸣的情况下就启动车辆。

　　15、胶轮车通过巷道的安全距离：距两侧附着物突出部分不得少于0.5m，或低于0.5m时，车辆运行速度不得超过10 km/h，距顶板吊挂物突出部分不得少于0.3m。

　　17、上车后任何人不得将身体的任何部位伸出车厢外，未发出开车信号或车未停稳时，严禁随意打开车厢门上下人员。

　　18、乘坐胶轮车时，随身携带的工具，必须放在脚下或采取安全措施，尤其是带尖、带刺的工具，严禁在身体的任何位置携带。

　　19、超长工具，严禁放在车内和随车行驶，应由专人步行带到工作地点。

　　20、胶轮车运行区域内严格执行“行人不行车，行车不行人”的管理制度。

　　21、其它方面参照我矿制定的《胶轮车安全运行管理制度》、《防爆柴油机胶轮车燃油使用规定》和《防爆柴油机胶轮车使用管理考核规定》及《煤矿安全规程》等管理制度。

　　八、单轨吊使用安全技术措施：

　　㈠、开车前的准备：

　　1、检查各机械转动部位的润滑情况，各承载轮、驱动轮及轴承有无损坏、各部位机械连接销是否完好，不完好不能运行。

　　2、检查各马达、驱动轮及制动闸皮的磨损情况，磨损超限时应及时更换，否则司机不得启动机车。

　　3、检查单轨吊各种指示仪表(加紧压力表、制动压力表、系统压力表)及电气设备是否正常。

　　4、检查各种液压管路，电器控制线路有无损坏、螺栓有无松动、变形，液压快速接头是否漏液等。如有问题，先处理再运行。

　　5、检查机车喇叭等通讯设施是否完好，如有问题严禁运行。

　　㈡、起吊物料：

　　1、使用机车专用集装箱起吊时，集装箱吊挂牢固，长物料使用专用吊装链或绳套吊装、捆绑物料必须牢靠、平稳起吊。起吊物件距地面100mm以上。

　　2、严禁超高(1.70m)、超宽(1.4m)、超长(5m)、超重(16t)以上的物料运输;

　　3、起吊物料必须使起吊梁载荷均匀，并且高低水平一致。

　　4、起吊载荷要符合起吊马达吨位要求，严禁超载起吊。

　　5、起吊大型设备必须悬挂专用起吊钩头，吊运时必须吊挂牢固，承载起吊臂必须均匀分配。起吊大件设备不得超高、超宽，离地面高度大于100mm，起吊后物料底面与巷道底板平行、运行速度控制在1.2m/s内。

　　6、卸放物料时，周围不得有闲杂人员;所卸物料必须缓慢放下，防止倾倒伤人、损坏物料。

　　㈢、运行：

　　1、单轨吊司机必须经过专门技术培训，经考试合格，持有效合格证上岗作业。主司机在前进方向驾驶机车，负责观察机车进行情况，防止物料碰撞造成故障。

　　2、操作时，司机保持正常自然姿势，坐在座位上，目视前方，注意观察轨道、道岔及轨道联接情况，手握控制操作手把，严禁将头或身体探出车外。

　　3、开车时先用鸣笛联系开车准备情况，打开机车前灯和尾灯，用电笛鸣号发出开车警号：一声停车，两声开车，长鸣急停。

　　4、操作手把时，司机应注意观察驾驶室内系统压力表的指示，确认指示正常。

　　5、机车过弯道、硐室、交岔点等特殊地点时，应提前30m减速运行(并在该处超前50m设置警示牌或者红绿灯)，速度限制在中低速(经验速度0.3m/t)，并间有规律隔鸣笛示警，副司机必须下地站立在安全位置跟车指挥。

　　6、在机车运行时，必须将起吊梁上的工作链收回，以防机车运行时摆动撞击巷道内的设施造成事故。

　　7、司机不得擅自离开工作岗位，严禁在机车行驶中或尚未停稳车时离开司机室。司机暂时离开机车前，必须关闭控制电路，拔出钥匙。

　　8、机车运行期间，必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。遇人员行走时，机车必须减速鸣笛，确定行人处于安全位置(躲入硐室或联巷内)，方可向前低速运行，严禁机车运行及人员从机车下通过。遇人员行至巷道无躲避硐室处，必须提前停车，先让行人安全通过后再运行。

　　9、机车在直巷道正常运行期间，速度控制在1.2m/s，爬坡段速度控制在0.6m/s。

　　10、机车在平巷正常停车时，操作主令手柄减速停车，尽量避免在斜坡段或段停车。

　　11、紧急情况，应按下急停按钮停车，非紧急情况下，严禁使用紧急制动停车。

　　㈣、人员运载安全技术措施：

　　1、行车前，必须先检查人行车的连接装置、吊挂装置、制动系统及车体安全的可靠程度，确保无问题后方可开车。

　　2、人员运输必须有押车工，司机开车前必须得到押车工的准确指令，否则不准开车。

　　3、押车工坐在人行车尾部外侧第一个座位上，通过观察窗随时观察运行前方情况，用观察窗处的电笛开关打信号与司机联系。

　　4、司机与押车工采用机车电笛作为行车、停车信号。

　　5、乘车人员坐稳后，押车工通知司机可以行车，当司机听到可以行车的信号，回复信号并鸣笛后方可运行机车。

　　6、到达目的地后，押车工用电笛告知司机停车，当机车停稳后，押车工才能通知乘车人员下车。

　　7、当押车工发现有异常情况无法继续前行时，要立即发出紧急停车信号。

　　8、押车工负责维持乘人秩序，乘车人员必须在指定的候车区域内乘车，机车未停稳时，严禁人员走出候车区域。

　　9、人车每排乘坐两人，不得超员乘车，押车工负责清点人数。

　　10、乘车人员在乘坐单轨吊人行车时，不得携带超长、超重、利器等物品上车。身体不得探出车外。

　　11、人员要在车辆停稳后先下后上。

　　12、严禁人员和物料混合运输。

　　九、其它安全技术措施：

　　1、严格执行敲帮问顶制度和先支后回原则，严禁空顶作业。

　　2、队组要加强本工作面的矿压观测工作，掌握工作面顶板活动规律，正确指导生产。

　　3、严格执行交接班制度。进入工作面前，班组长、验收员首先检查工作面顶板、设备及安全设施，发现隐患及时处理，否则职工有权制止作业，杜绝带隐患开工。各岗点按照设备完好要求进行交接班，交班人员必须向接班人员详细交接设备运转情况。

　　4、两端头切顶线处悬挂醒目的“严禁入内”标志牌，所有人员严禁进入切顶线以里作业。

　　5、要有专人经常检查两巷支护情况，发现支架及巷道变形严重，必须及时采取加强支护措施。

　　6、容易碰到的外露的机械转动部位及溜煤眼周围必须安设可靠的防护栏。

　　7、在高空作业时，必须搭设工作平台，并系好保险绳。

　　8、人员在机道作业时，必须停止采煤机并闭锁工作面刮板输送机，严格执行敲帮问顶制度，并有专人监护顶板，以防发生伤人事故。

　　9、独自作业工种，如开泵工、文明卫生清洁工、防尘工等人员要熟悉作业地点的安全注意事项，做好自主保安，严禁从事超出自己工作范围以外的工作，当发现解决不了的问题或隐患时，及时向管理人员汇报，另行采取措施。

　　10、任何进入作业场所的人员，都应先观察好作业周围的环境，确保安全后再作业。

　　11、在人员经常跨越的运输设备上(包括转载机和带式输送机)要安设牢固的行人过桥，两侧扶手必须安全可靠，并有专人维护。

　　12、作业人员需在皮带上工作时，必须将皮带开关闭锁、挂停电牌并有专人看管。

　　13、各部运输设备在停工前必须拉空，以防重载启动造成事故。

　　14、前、后溜运行时，若出现大块矸石卡链，造成溜子运行较困难或无法运行时，不得用放炮的方法处理，必须用风镐等工具进行人工处理。

　　15、现场作业人员发现隐患必须及时处理，若处理不了应及时汇报当班管理人员，另行采取措施。

　　16、工作面过断层、陷落柱等特殊地质构造确需爆破时，编制专项措施并经审批后严格执行。

　　17、工作面过断层、无炭柱等地质构造时，另行编制专项措施。

　　18、在两巷超高段及工作面冒顶后需构顶时，要编制专项安全技术措施。

　　19、其它未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、《机电设备操作规程》、《岗位作业标准》及其它方面的有关规定。

　　第六节：避灾措施及避灾路线

　　一、瓦斯、煤尘爆炸及火灾避灾措施

　　1、最先发现火灾的人员，应尽量弄清火灾的性质，地点和范围，并迅速报告矿调度和有关领导。如果火势不大，并确认非电气着火，应立即用灭火器、水和砂子等直接灭火。若是电气设备着火，则应首先切断电源，然后直接灭火。在切断电源前，只准使用不导电的灭火器进行灭火。如果火势较大，无法直接灭火，则应组织人员迅速按避灾路线撤离。

　　2、最先听到爆炸声，嗅到爆炸味，或发现瓦斯燃烧的人员应尽量弄清情况，有明火的尽量扑灭火源。不能及时扑灭的应立即报告调度室和有关领导并迅速撤离灾区。

　　3、撤退一般原则：当发生瓦斯、煤尘及火灾爆炸事故时，位于事故区进风侧人员应迎风退出，位于回风侧人员，应迅速佩戴自救器，通过附近风门应尽快进入新鲜风流中，如果回风路线较长，可能遇到爆炸波或火焰的威胁时，则应卧倒或潜伏于水沟中，以减轻有毒气体的侵蚀和火焰烧伤。当遇到通路冒顶阻塞，被高温火区隔离，有毒气体浓度大而无法撤退时，应利用硐室或独头巷道作为避难硐室等待救援。

　　二、水灾避灾措施

　　当工作面发生透水时，应立即按照防突水预案，由跟班队干或当班驻队安全员立即向调度室汇报井下突水情况。若水势较大时，应迅速组织抢救，尽可能就地取材，堵住出水点，防止事故扩大。如果水势较猛无法抢救，则应组织人员迅速按避灾路线撤往安全地点。万一未能及时撤退而被堵在上山独头巷时，被困人员应保持镇静，避免体力过度消耗，等待救援。

　　三、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时避灾路线

　　5-105工作面→5-1051巷→5-1051行人联巷→行人暗斜井→910行人巷→行人斜井→地面

　　四、发生水灾时避灾路线

　　5-105工作面→5-1052巷→三车场→五联巷→行人暗斜井→910行人巷→行人斜井→地面

　　注：避灾路线图见附图21