煤矿作业规程

目 录

第一章 地质概况

第一节 工作面位置及井上下关系┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄3 第二节 煤层情况┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄3 第三节 煤层顶底板情况┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄4 第四节 地质构造┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄4 第五节 水文地质┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄4 第六节 影响回采的其它因素┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄5 第七节 煤层储量┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6 第八节 存在的问题与建议┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6

第二章 采煤方法和回采工艺

第一节 采煤方法的选择┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄6 第二节 回采工艺┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄7 第三节 设备配备┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄9

第三章 顶板控制

第一节 支护设计┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄10 第二节 控顶方法┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄12 第三节 矿压观测┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄15

第四章 一通三防

第一节 通风系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄16 第二节 瓦斯防治┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄17 第三节 综合防尘系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄23 第四节 防灭火系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄23 第五节 通风安全监测系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄24

第五章 生产系统

第一节 出煤系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25 第二节 运料系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25 第三节 供水系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25 第四节 排水系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄25

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第五节 供电系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄26 第六节 通讯信号系统┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄26

第六章 劳动组织和主要技术经济指标

第一节 劳动组织┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄27 第二节 循环作业图表┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄27 第三节 主要技术经济指标┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄29

第七章 煤质及资源管理┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄30 第八章 安全技术措施┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄31 第九章 灾害应急措施与避灾路线┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄61 第十章 其它内容┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄62 附图┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄┄65

附件：

1. 工作面地质说明书

2. 有关报告、设计、措施及批复、意见等 3. 巷道隐蔽工程记录 4. 作业规程复查记录 5. 工作面地质预报

6. 工作面平面图、剖面图、素描图 7. 采煤工作面供电设计

8. 工作面补充安全技术措施 9．工作面安装（装面初放）、拆除（收作）措施

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第一章 地质概况

第一节 工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系（表1）

水平名称 地面标高 位 置 井下位置及与四邻关系 回采对地面设施的影响 走向长度m 380 741.5～871.0m 采区名称 工作面标高 南二区 359.0～461.0m 地面相对 S1826工作面对应地面位于石壕填高山村，地名,由东向西：陈家沟、沟头、桐子顶、土角房。多为坡地。无大型建筑和大的水体，有少量水田及民房。 S1826工作面位于羊叉滩背斜西翼，对应上部为S1626、S1627工作面采空区。该工作面东以轴部巷保护煤柱为界；南面8煤层尚未布置工作面；西以下水平隔离煤柱为界；北面为S1825工作面采空区。 6、8煤层回采后,累计采高3.8m，根据《水文地质规程》计算8煤层采空区冒落裂隙带高度约65.5m左右，而工作面与地面的高差约为382.5～410.0 m。预计6、8煤层回采后对地面设施,有一定影响，局部地段地表有开裂、下沉现象。 154～181 ######倾斜长度m 455～526 面积m2 75596.0 第二节 煤层情况

工作面煤层情况表（表2）

开采煤层 8煤层 #煤层厚度(m) 0.65～3.60 平均2.70 煤层倾角(°) 7～ 13 平均9 低磷无烟煤 稳定 煤层结构 可采指数% 描 述 简单 1.0 硬 度 变异系数% 0.2～0.4 25 煤 类 稳定程度 煤层情况 S1826工作面煤厚0.65～3.60m，平均煤厚2.70m。黑色，块状，金属光泽，以亮煤为主。在煤层增厚及遇构造地段，煤层较松软，呈粉末状。 煤岩综合柱状图（附图1）

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第三节 煤层顶底板情况

工作面煤层顶底板情况（表3）

类 别 基本顶 直接顶 伪 顶 类 别 直接底 基本底 岩石名称 砂质泥岩 细 砂 岩 砂质泥岩 厚 度m 6.47 0.80 0.35 岩性特征 深灰色, 具泥质条带,含黄铁矿结核石。 深灰色，显水平层理，含黄铁矿结核石。 黑灰色，断续缓波状层理，含黄铁矿结核。 岩石名称 泥 岩 砂质泥岩 厚 度m 0.60 1.20 岩性特征 黑灰色，微波状层理，含黄铁矿结核。 深灰色砂质泥岩,富含黄铁矿结核。 第四节 地质构造

S1826综采工作面位于羊叉滩背斜西翼，南二盘区中部。工作面煤厚0.65～3.60m，平均2.70m。煤层产状：297°，倾角7°～13°，平均9°，工作为煤层赋存稳定。S1826工作面机巷、回风巷及切割巷共揭露断层2条，落差2.30～1.90m，预计两条断层是同一断层，断层影响较大。根据对S1825工作面回采情况的总结、分析，S1825工作面断层延伸至S1826回风巷、切割巷，影响工作面的正常推进，对工作面的回采有较大的影响。该断层下盘煤厚3.60m左右，进入上盘煤层压薄到1.3～0.90m。由于受挤压影响，煤层顶板较破碎，裂隙发育，顶板易垮落。采煤一队在割煤时应及时移架支护，以确保安全生产。断层产状及位置见下表和工作面平面图。

主要断层情况表(表4) 断层名称 f1 f2 走向246 244 倾向156 154 倾角61 60 (度) (度) (度) 性质 正 正 落差(m) 2.30 1.90 对回采的影响 对回采有一定影响。 对回采有一定影响。 第五节 水文地质

一、水文地质情况及探放水措施

S1826工作面对应上伏地层长兴组一、二段，总厚49.67m。玉龙山组一、二、三段，总厚134.62m。飞仙关组一、二段，总厚121.08m。

长兴组石灰岩岩溶裂隙发育。8煤层开采后导水裂隙带高度为65.5m，已超过长兴组石灰岩含水层；为煤层顶板直接充水含水层，是采面主要水源。

玉龙山组富水性弱。 飞仙关组为隔水层。

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S1826工作面对应地表无大型水体，有少量农田，对开采无影响。该工作面主要水害为长兴水和对应地表部份水沿裂隙渗透采空区。当相邻采面采空区高于本工作面时，还应特别注意上覆岩层之间离层水，如遇断层或裂隙导通工作面，工作面涌水量将在极短时间内快速增加，影响S1826工作面回。

对6煤层采空区积水，工作面回采前要在切割巷低洼处，两巷施工2组（每组2～3个）探放水孔，探放6煤层采空积水，在确认6煤层采空水放净后方能回采。

S1826工作面开采，采空区水通过放水孔和尾排立眼排水。工作面排水方向：采空水通过放水孔和尾排立眼自流至S1626瓦斯巷和瓦斯联络巷，进入南二区水仓，由南二区水仓泵排入南二运输大巷，自流入中央水仓后，再用水泵排出地面。

最大涌水量为：35.0m/h 正常涌水量：20.5 m/h。

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二、放水孔坐标

放水孔坐标（表5）

放水孔 编 号 1#孔 2孔 #开孔坐标 X 3161067.43 3161061.40 终孔坐标 Y X Y 36371821.94 36371796.90 备注 管孔 通风兼 36371796.97 3161067.43 36371796.90 3161061.40 放水孔

第六节 影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况表（表6）

8煤层具有煤与瓦斯突出危险，根据地勘报告，8煤层瓦斯含量为21.34m/t。在遇断层附近及煤层增厚或变3##瓦 斯 薄地段，由于受挤压影响，顶板较破碎，裂隙发育，裂隙内储藏的游离瓦斯和煤层本身的吸附瓦斯含量均较高。瓦斯涌出量较大。所以，工作面要有足够稳定风量。 煤 尘 煤的自然 低 温 地 压 无爆炸性（2009年鉴定）。 8煤层为Ⅱ类，属自燃煤层。 Tn=(Hn-h)/s+t=(396.3-160)/53.8+19=23.4°C。 无冲击地压。 5

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第七节 煤层储量

储量计算（表7）

块 段 号 Ⅰ-111b Ⅱ-111b 合计 工作面 走向长 （m） 154 181 / 工作面 倾斜长 (m) 371 66～138 / 斜面积 (m) 2煤厚 (m) 容重 3工 业 储 量 回采率 (%) 95 95 / 可 采 储 量 （万t） 22.80 7.36 30.16 (t/m) （万t） 1.50 1.50 / 24.00 7.75 31.75 57134 18462 / 2.80 2.80 / 第八节 存在问题与建议

一、由于该工作面对应上部为S1626、S1627工作面采空区,预计采空区内有积水。S1826工

作面回采前，必须先从S1826工作面一次切割两巷向上部6煤层采空区进行探放水，确认上方采空区无积水威胁后，方能开采S1826工作面。

二、在S1826切割与回风巷交岔点处，对应下方的瓦斯巷已施工有一个放水孔；C16（转点）

点向东6.0m左右施工有直径1.2m尾排通风兼放水立眼，解决S1826工作面采空区积水问题。保证S1826工作面的开采不受水害影响。

三、S1826工作面回采时，应架木躲及用排材和芭片保护好放水孔，确保放水孔孔口不被堵

塞，从而保证放水孔畅通。

四、在回采中，由于切割巷、回风巷断层影响较大，煤层受断层挤压，断层上盘煤层变薄，

下盘煤层增厚。煤层最厚达3.60m，最薄处只有0.65-0.90m。预计断层从回巷延伸至切割巷影响工作面的正常推进，所以，在工作面回采过断层地段，采煤一队应编制好过断层的安全技术措施，加强工作面的顶板管理，以确保安全生产。

五、由于工作在面南高北低，当煤壁垂直两巷时，机巷比回风巷高24米.煤壁坡度达9°.

建议机尾超前缓解煤壁坡度。

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第二章 采煤方法和回采工艺

第一节 采煤方法的选择

一、采煤方法：倾斜长壁综合机械化采煤法

二、确定依据：依据煤层赋存条件，现有管理、装备水平及工人的熟练程度，

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旨在提高采煤机械化程度和单产水平，减轻工人劳动强度及物料损耗。

三、推进方式：后退式倾斜长壁开采

四、采高确定：本工作面煤层厚度0.65～3.60m，平均2.7m。所选采煤机型号为

MG150/375-W，所使用的液压支架型号为QYS1700-14/31掩护式液压支架进行支撑。通过一次采全高，采高控制在2.0-2.8。当每层小于2.0m时，采取破低不伤顶的原则。

五、区段巷道布置剖面示意图： 区段巷道剖面布置图（附图2）

第二节 回采工艺

一、工艺流程：S1826工作面为综合机械化采煤工作面，其基本工艺有破、装、

运、支、控五项，辅助工艺有设备维护、两巷回撤、运送物料等。

二、破煤方式：

机组落煤。

1、割煤方式：双向往返割煤 2、进刀方式：端部斜切式进刀 3、进刀过程：

A、采煤机在输送机机头或机尾，沿输送机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止；

B、将输送机机头或机尾推近煤壁；

C、升后滚筒降前滚筒，返回装载浮煤并割下（上）端头三角煤至输送机机头（尾）； D、再次调整采煤机换上、下滚筒，上（下）行正常割煤，直至另一端。

附图3：采煤机进刀方式示意图

图A 斜切进刀

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图B 抵机头部分

图C 回刀

图D 上行割煤

图E 抵车

三、装、运煤：

煤机装煤为主、运输机铲煤板和人工装煤为辅，刮板输送机运煤。

四、工作面支护及采空区处理：

工作面由液压支架支护顶板 1、支架操作方式：本架手动操作。

2、移架方式：是顺序移架，追机移架，滞后采煤机3-5m。

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3、采空区处理：采用全部陷落法。

第三节 设备配备

一、工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）

工作面主要机电设备及技术特征表（8）

设备名称 规格型号 单位 数 量 功率 备 注 采煤机 MG-150/375-W 运输机 SGZ-630/400 转载机 ZGD-630/75 破碎机 LPS-1000K 乳化液箱 台 部 部 部 1 1 1 1 375KW 400KW 75KW 110KW XRXT 台 1 乳化泵 XRB2B-80/350 移动变电站 液压支架 扩音电话 KBSGZY-800/6/1140 QYS1700-14/31 台 台 架 部 台 台 2 1 130 1 7 1 55kw 一台备用 工作面 150kw 11KW 皮带机 DSJ-80-2X75 ZX-2 回柱机 JH-14 二、工作面设备配置的生产能力及问题分析：

本工作面所安装的设备生产能力配套较为合理，在生产过程中，要加大机电检修力度，以及在使用中的爱惜程度，避免无谓的损坏，减少机电事故的发生；其次，运输下山因局部角度较大，为一不确定因素，可能会制约生产能力的充分发挥。

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三、工作面设备布置示意图（附图4）

第三章 顶板控制

第一节 支护设计

一、液压支架支护强度校验

1、按经验法计算支护强度

pt＝9.81hγk=9.81*2.7*2.5*6=397.30 kN/m

式中：pt-------工作面支护强度，kN/m； h------采高（m）；

γ-----顶板岩石容重，kN/m。一般可取2.5 kN/m。

k-----工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，应该根据

具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选取低倍数；反之则采用高倍数。

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2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度

参考工作面矿压观测与本面矿压预计表（表9） 序号 顶1 2 初3 次来压 周4 期来压 底板 项目 直接顶厚度 基本顶厚度 直接底厚度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 10

单位 m m m m m kN/m mm 2参考面实测 6.47m 0.80m 0.35m 10-12 12-15 580 380 明显 9 本面预计 6.47 0.80 0.35 10-12 12-15 610 380 明显 9 430 260 不明显 直接顶初次垮落步距 m kN/m mm 2430 260 不明显

5 6 7 8 9 10 平时 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板允许比压 直接顶类型 基本顶级别 kN/m mm 2290 160 290 160 m MPa 类 级 m m 0 0.96 Ⅱ Ⅱ 12 18 0 0.96 Ⅱ Ⅱ 12 18 机 风 巷道超前影响范围 3、选择本工作面支护强度：p≥397.3KN/m2

4、支护设备的选择：根据目前集团公司现有装备水平，选择QYS1700-14/31型支

架。

二、液压支架适应性分析

按工作面条件与支架适应条件进行对比分析其适应性。

工作面条件与支架适应条件对比表（表10） 项 目 采 高 倾 角 煤 厚 煤层硬度 底板比压 支护强度 顶板种类 工作面条件 2.0～2.8m 9 0.65～3.6m 0.2～0.4 0.96 397.3KN/m 中等稳定顶板 20支架适应条件 2.0～2.8 ＞9 0.65～3.6 0.2～0.4 0.86 400 KN/m 中等稳定顶板 20三、乳化液泵站

1、泵站选型、数量：根据工作面液压支架要求及现有装备情况选用XRB2B-80/350

型泵站两台。

2、泵站位置：根据综采工作面生产实际使用情况将泵站安装在机巷移动设备列车上。 3、泵站使用规定。

（1）、泵站司机须持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度。

（2）、泵站周围不得有积水、杂物，严禁开清水泵，并有乳化液配比和检验手段。 （3）、乳化液配比按3～5％执行，水质为中性，乳化油为油包水型。 （4）、过滤器应定期清洗，防止堵塞，乳化液泵箱每周清理一次。

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（5）、液压管应排放整齐，不得拖在地上，密封圈和管路损坏应及时更换，防止乳化液流失。

（6）、泵压由检修工调定，其它人员不得随意调整。正常情况下，只准开一台，另一台备用，如果有一台损坏应及时修复。

第二节 控顶方法

一、工作面支架主要技术特征：

液压支架主要技术特征表（表11）

项 目 支架架型 支撑高度（m） 支架宽度（m） 支架中心距（m） 初撑力（KN） 额定工作阻力（KN） 支护强度（MPa） 对底板比压（MPa） 泵站压力（MPa） 支架重量（t） QYS1700-14/31 2.0～2.8 1.5 1.5 1122-1224 4800 0.78 0.86 31.4 17.4 内 容 二、工作面支护与采空区处理

1、支架操作方式：本架操作。

2、移架方式：追机顺序移架。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护

顶板，确保端面距不大于340mm；移架滞后煤机滚筒3～5m。

3、移架步距：0.6m。

4、推溜方式：滞后煤机10～15m推溜，工作面采用顺序逐架推溜方式，推溜步距为

600±50mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾推溜方式与机头处相同。

5、采空区处理：全部陷落法。

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6、两巷支架的回撤：使用拔柱器和放水手把人工回柱。回柱前先整改支架、清理

后路，确保过顶严密、支柱正规有劲，后路安全畅通；并备回柱工具、材料，回柱时先在待回顶梁下方插齐水平销，再挂好大笆，将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，钩头挂牢待回支柱的手把及柱鞋链，拉紧拔柱器绳，松掉拔柱器手把，回柱工严禁正对钩头操作，防止脱钩伤人；然后按由里向外、由下向上的顺序逐棚卸载单体支柱并拉出，最后再回收顶梁。

两巷回撤支架时挡矸要严密，严禁窜矸，必须与工作面放顶线回成一条直线，必要时可超前回收一峒，隅角悬顶走向超过1m或瓦斯积聚空间超过0.5m以上时必须充填，必要时采取措施强制放顶。

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三、端头支护方法：

1、上、下端头支护：普通支架支护端头顶板，上端头支架下侧或下端头支架上侧采用DZ28-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000金属限位梁走向支护，一梁一柱，跨机头（机尾）需架棚时采用2对4m金属“π”型钢梁配合单体架设迈步式走向棚。

2、上下端头架设的单体棚与支架或两巷抹帽棚之间间距不大于500mm，且顶板必须接实过严，严禁留有台阶或裸棚现象存在。

3、移机头（尾）时，要按“先支后回”的原则替柱：限位梁棚必须先支设好临时支柱，再插紧水平销，然后方准替柱，必要时使用4米的“π”型钢梁临时辅助支护，支护方法：在每两棚单体棚之间使用单体配合“π”型钢梁一梁两柱跨运输机架设一临时棚，架设好临时棚后再替柱移机头，机头推移到位后，按要求及时补齐支柱。“π”型钢梁棚必须先支设好前步钢梁棚后方准替掉后步钢梁棚。

4、端头支架的单体必须棵棵穿鞋，铁鞋直径为300 mm，如底软或支柱钻底量较大时必须在铁鞋下面加放方木，确保支护系统的强度符合要求，单体的初撑力不小于50KN/棵。 5、端头架棚时，煤壁和人行道要有不小于700mm的安全人行通道。

四、特殊支架

1、顺山挑棚：当煤壁出现片帮、端面距大于340mm且小于500mm又不能够及时移架

支护时，必须采用顺山挑棚及时维护，支护形式为：采用?20031600mm半圆木配合DZ28-25/100型单体一梁两柱顺山支设。

2、戗柱：工作面上、下端头单体棚受压变形较大、有推棚、钻底等现象时要加打戗

柱，支设戗柱时，要根据压力方向确定其支设的角度。

3、点柱：在顶板压力较大，支架可能被压死的情况下，用单体液压支柱在支架顶梁

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下打点柱。

4、走向超前棚：当工作面顶板来压造成煤壁片帮大于500mm或出现端面冒顶等现象

时，必须及时架设走向超前棚。其支护方式为：采用?20031600mm半圆木配合DZ28-25/100外注式单体液压支柱一梁一柱走向支护，棚距750±50mm，半圆木支架侧一端插入支架顶梁上方，搭接长度不小于200mm，单体支设在煤壁侧距梁端200mm处，并用板皮、小笆将顶板过严接实，冒顶时其上方要用半圆木按“井”字型接顶，严禁空顶幔笆现象存在。

五、三巷及超前管理方法

1、超前管理的形式：为了确保巷道在生产过程中符合安全生产要求，巷道超前管

理的形式为：①抹帽；②挑棚；③套棚。

2、超前支护的范围：三巷自工作面煤壁向外0～20m范围内必须超前支护，其中：

0～12m范围内必须超前抹帽，12～20m范围内必须架设挑棚；另外要根据三巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。

3、超前支护的方法：（1）抹帽：采用DZ28-25/100外注式单体液压支柱配合HDJA-1000

金属限位梁四梁四柱走向架设，中定位；（2）挑棚：采用DZ28-25/100外注式单体液压支柱配合?20033000mm半圆木一梁三柱走向架设，支柱补在工字钢棚梁或U型钢棚梁的正下方；（3）套棚根据压力情况可采用DZ25-25/100外注式单体液压支柱配合工字钢或半圆木架设在原支护每两棚之间。

六、顶板管理参数

顶板管理参数表（表12）

项目 阶段 支架 支护 最大 3.35 控顶距（m） 初撑力（KN） 放顶步距（m） 最小 2.80 1122 0.6 端面距 （mm） 340 底板 比压 （MPa） 0.86 七、支护质量要求

1、工作面支架应编号清晰，初撑力不低于规定值80％。

2、支架应拉成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距偏差不超±100mm。

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3、支架顶梁与顶板平行支撑，其最大仰角小于±7°。

4、相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤不咬，架间空隙不超过规定（200mm）。

5、三巷抹帽棚单体支柱要棵棵穿鞋，支架架设正规，迎山合理，确保初撑力不低于50KN/棵。严禁架设在浮煤、浮矸上。

6、三巷单体支架必须架设成一直线，其偏差不大于±50mm。

7、加强腰帮过顶，顶板破碎处要重新过顶或用料接实，上、下帮要用大笆吊挂整齐并背帮背实，以防片帮、漏顶，严禁空帮、空顶。

8、挑棚与原棚之间必须接实，否则用木料垫平接实。 9、挑棚必须对接，严禁存在漏打挑棚现象。

10、三巷维护人员对断梁等现象应及时处理，超前支护用的梁、腿要符合规定，变形缺板的梁子，柱帽少爪或自动卸载的单体及时更换。

八、支护平、剖面布置图(附图5）

包括工作面纵向、横向剖面图，横向分为最大控顶距、最小控顶距剖面图；车窝、上下出口及超前管理纵向、横向剖面图。

第三节 矿压观测

一、矿压观测内容：矿压监控工作必须按局(91)淮煤技字第108号文件要求执行，

把监控工作纳入安全技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，把好安全关

二、矿压观测方法：

1、本工作面支架实行编号管理，从机巷处第一架开始，直到风巷处最后一架依次为：1、2、3??101、102、103。矿压监测安装两套测压表：（1）双针表： 每隔10架安装一架，端头两架必须安装，每架2块，共安装26块表。其架号依次为：1、2、10、20??70、80、90、102、103；（2）矿压连续观测表：1＃、103＃架各安装一块表，中部均匀布置，共安装10块表。

2、初放及正常回采期间泵站压力不小于30MPa，支架初撑力不小于设计的80%，单体支柱初撑力不小于6MPa，乳化液浓度3～5% 。

3、采区班班安排专人观测矿压，并严格按“检测、补改、验测、填报、处理”五个过程进行，监测数据必须真实可靠，发现问题及时整改，排除隐患。验测后填写原始记录表并

15

将监控情况及时向技术科报送，技术科将处理图表交采煤矿长阅示后交区值班向职工贯彻落实。

4、加强工作面特殊点、异常段的矿压监控。确保支架的初撑力和支架状态符合有关要求。

5、班队长进入工作面后，与安监员一起巡视后，认真填写《班评估表》和安全确认牌板，并将班评估表交安监处汇总处理。

6、技术科和安监处分别建立监控图表簿和班评估表供值班领导参阅，每月资料均应装订成册存档备查。

第四章 一通三防

第一节 通风系统

一、风量确定

采煤工作面风量确定表（表13）

项 目 按瓦斯涌出量计算 计 算 Q采=1003 q采3KCH4 ＝10031.535=750 Q采=603V采3（Smax+Smin）/2＝6031.2313.5＝972 Q采＞43N=43100=400 Q采＞253A 500 1000 Q采 ＞15S=202.5 Q采＜240S=3240 1000 单 位 m/min 3按工作面温度计算 按同时工作最多人数计算 按同时一次爆破炸药最大量计算 按 公 司 规 定 初 次 选 择 按风速验算 最低风速 最高风速 m/min m/min m/min m/min m/min m/min m/min m/min 33333333风量确定 16

说明： Q采——回采工作面实际需要风量； q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，预计本工作面经抽放3后最大瓦斯绝对涌出量为5.0m/min； 说 明 栏 V采——采煤工作面风速，取1.2m/s； S采—采煤工作面的平均有效断面积，取13.5m； N——工作面最多人数，按100人计算； A——一次爆破炸药最大量； 2KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5； 二、通风路线

新鲜风流：主副斜井 →南区运输大巷→南二皮带大巷→S1826机巷进风行→S1826机巷→工作面。

污风风流：S1826工作面→S1826回风巷→南二区总回风巷→D1613上下瓦斯行→S1614上下瓦斯行→北三集中回风下山→北风井→地面。

三、进回风巷道布置方式

1、进、回风：

进风：S1826工作面机巷，布置在本煤层中。 回风：S1826工作面回风巷，布置在本煤层中。 2、工作面风流方向： 上行风。 3、工作面通风系统型式：u型。

四、通风系统示意图（附图6）

第二节 瓦斯防治

一、瓦斯防治方案：

㈠回采工作面瓦斯涌出量预测

回采期间瓦斯涌出主要来源于本煤层瓦斯涌出、围岩瓦斯涌出和临近层瓦斯涌出。 按公式Q=QB+QN计算

Q——开采层瓦斯涌出量，m/t

QB——开采层本煤层瓦斯涌出量，m/t；QB=KwKdKzKs（m/m0）Wh QN——临近层瓦斯涌出量，m/t；QN=∑（mi/m0）biKSWi

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3

3

3

Kw——围岩瓦斯涌出系数，取1.2

Kd——丢煤损失系数；KD=100/（100-C），C——损失率，%

Kz——掘进巷道瓦斯预排系数；KZ=（L-2h）/L， L工作面长度，h掘进预排宽度 Ks——瓦斯涌出程度系数，一般0.8（运到地表的煤中残存瓦斯量占煤层瓦斯含量的20%）

m——开采层厚度，m M0——回采高度，m

Wh——本煤层瓦斯含量，按预抽后的瓦斯含量6.75m/t mi——邻近层厚度，m Wi——邻近层瓦斯含量，m/t bi——邻近层瓦斯涌出程度系数 计算得工作面相对瓦斯涌出量Q＝6.6m/t。

3

3

3

日产量与瓦斯涌出量关系（表14）

日 产 量（t） 预计瓦斯涌出量（m3/min） 3000 13.96 4000 18.6 5000 23.3

㈡工作面瓦斯治理

根据瓦斯涌出来源及涌出量预测，本着“分级治理”、“高投入”、“大流量”的原则，工作面风巷敷设双路抽放管，高位钻场与老塘埋管和顺层孔实现高低浓度分开。主要采用高位钻场、老塘埋管、上隅角插管等立体抽放技术。

(1)高位钻场

立孔上隅角插管 20m 采空区 0.5％ 漏风 18 意 图 立 体 抽 放 示10％ 2％

钻场设计位于煤层顶板，倾角30°，斜长10m，钻窝规格深3高3宽＝4m33.0m34.0m，钻场间距100m。钻场内采用高压水射流供风。钻场内布置3～5个孔，终孔位于煤层顶板上10～15米、终孔间距5-10米，孔深150m，压茬长度50米。

S1825采空

钻孔 机巷风巷

冒 落带10～15m 顶板走向钻孔 S1826风巷 S1826 根据公式计算工作面裂隙带发育高度为33m，但由于工作面推进较快（日进5m），顶板冒落等不充分，钻孔孔位必须降低。钻孔位于冒落拱的顶部（冒落拱一般为3～4倍的采高）、采空区流场中的瓦斯聚集区，位于风巷下5～10米左右，高度上保证有效的钻孔抽放区间为3～6倍的采高（10～20米）。

由于煤层顶板发育有煤线及破碎泥岩，为防止钻孔塌孔，可在钻孔内安设护孔套管。

⑵老塘埋管、立孔抽放

老塘埋管沿回采工作面的回风巷的上帮敷设一条的瓦斯管，瓦斯管路每隔一定距离设一个三通，并安设阀门，随着工作面的推进，将三通接上抽放站管，埋入采空区。抽放站管的高度为2.0m。站管随工作面的推进每20m布置一个，当工作面回采抽放器滞后20m时，关闭老塘内的抽放器连入新的抽放器，以次不断向前延接。

为弥补埋管抽放不足，利用顶板裂隙钻孔抽放原理在工作面风巷打立孔，安设抽放站管，加大站管的高度（一般4倍的采高），让其处于顶板离层区、冒落带上部的裂隙带内，抽上隅角高浓度瓦斯。

施工工艺：先垂直巷顶施工15m，后垂直底板施工2m。下入108mm套管15m（上段凿5m花眼），下段用水泥浇灌。各站管间距20m，站管下部焊接三通与埋管连接好后合茬抽放。

⑶上隅角插管瓦斯抽放

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工作面 抽放管路 S1826风巷高位钻场钻孔布置示意图

后退式采煤工作面U型通风方式容易在工作面上隅角易造成瓦斯积聚，利用工作面上隅角插管抽放方法，将聚集在上隅角的瓦斯抽出。具体做法：每班工作面上隅角超前回收，并用编织带冲装碎矸石等，从支架边缘至风巷上帮垒放成一个封闭的空间。用直径108mm的钢管凿成花管连接抽放软管后插入上隅角，用黄泥堵住缝隙以免漏气影响抽放效果。

⑷边采边抽

利用卸压增流效应，在工作面采动形成的卸压带内煤层膨胀变形，透气性明显增大。工作面前方10～25m的顺层钻孔有效地阻止瓦斯涌向工作面。

二、回采工作面瓦斯涌出治理其它常规方法

1、合理配风，加强通风管理。考虑日产煤量、瓦斯涌出量等因素，条件允许时合理加大工作面风量。

2、严格控制割煤速度和工作面推进速度，防止瓦斯超限。 3、上下隅角堵漏、及设置采空区风障，消除瓦斯局部积聚。

4、加强初放期间瓦斯管理。提前退锚采取顶板松动爆破，避免采空区爆破强制放顶。 5、其他强化工作面瓦斯管理措施

①加强支护以减小瞬时瓦斯涌出量，移架放顶期间要加强瓦斯监测； ②加强瓦斯监测监控，确保瓦斯传感器断电功能灵敏可靠； ③加强工作面上下出口管理，确保通风断面符合要求； ④定期进行电气设备检查，杜绝失爆现象； ⑤隔爆水袋安设齐全，各种防尘设施正常使用； ⑤综采工作面必须实现快运，以减少落煤放散瓦斯； ⑥顺层孔封孔应尽量采用塑料管，不应采用钢管封孔。

三、其它

工作面每推进30～100米按照工作面突出危险性预测方法对工作面连续进行预测，确保工作面安全回采。

四、抽放系统

因现有地面抽放系统能力不足、煤层低透气性、瓦斯预抽时间短等因素，必须建立井下局部抽放系统实施高负压强化瓦斯抽放，工作面回采期间利用移动抽放系统实施采空区抽放。（泵的选型按照回采时计算）

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1、抽放管径计算

根据抽放经验，风排按5m/min计算，则采空区抽放量为13.6 m/min，其中高位钻孔抽放为10m/min（抽放浓度按40%计算），老塘埋管及立孔抽放插管抽放为3.6m/min（抽放浓度按10％计算）。

D 高= 0.14572(Q/V)

1/2

3

3

3

3

D 埋= 0.14572(Q/V)

式中：D── 抽放管路内径，m； Q── 混合瓦斯流量，m/min；

V── 瓦斯管内的瓦斯平均流速，取12m/s。

经计算得D高＝0.21m，D埋＝0.25m，依据合适的钢管标准，选择两路直径为?250mm的薄壁管。

3

1/2

2、泵的选型

⑴抽放管路系统阻力计算

抽放管路系统阻力系统包括进、排气管摩擦阻力、局部阻力和孔口负压。 管道阻力按下列公式计算 ①摩擦阻力 HI=35316(QrL/KD) 式中：HI──管路的摩擦阻力，Pa;

L──管路长度，m

r──混合瓦斯气体的相对密度，查表得 K──系数，查表得 D──瓦斯管内径，cm

L=1300m,查表可得r=0.722、K=0.71,D=15cm. 带入公式计算可得HI=2148.6Pa

②局部阻力按照摩擦阻力的10％～20％计算，取摩擦阻力的15％， △HI =15%32148.6=322.3 Pa。

③孔口负压, 高位抽放、埋管抽放为一趟管路，孔口负压应不小于20Kpa，即Hk

≧20Kpa。

④抽放泵压力计算 Hp=(HI+△HI+ HK)Kp

HI ──管路的摩擦阻力；Pa;

21

2

5

△HI──管路的局部阻力，Pa; Hk ──孔口负压，取20000Pa KP ──备用系数，这里取1.2。

把以上数据带入计算可得 Hp＝26965.1Pa。 ⑤泵的流量计算 QP=QKQ.kV/c.n

式中：QP──瓦斯泵的工作流量

Q──抽放的瓦斯纯量，10 m/min C──泵吸气口瓦斯浓度，40％ n ──泵的机械功率，n＝80％ KQ──抽放流量备用系数，KQ＝1.2

kV──瓦斯压缩系数。kV＝1013/（1013－HK ）=1.246

带入数据可得QP =46.75m/min。按实际抽放为额定抽放率的75％计算，抽放泵的能力为62.3 m/min，才能满足高位钻孔抽放的需要。老塘埋管Qp=67.28 m/min。考虑到抽放泵有效功率等问题，通过以上分析，选择两台西门子2BE1-303水环式真空泵（最大流量80 m/min）同时抽放，才能满足抽放设计要求。

3

3

3

3

3

⑵泵站及管路布置

利用349回风联巷作为移动瓦斯泵站抽放采空区瓦斯。进气管路线：3410钻场抽放钻孔（管）→349机风巷→3410瓦斯泵站，排气管路线：3410瓦斯泵站→北翼辅助总回风巷，最后抽放瓦斯从北翼总回经中央风井排至地面。抽放泵站采用“双三专”供电。抽放管路的具体布置见抽放系统图。

抽放管路按瓦斯抽放管理规范的要求敷设，在低洼处安设自动放水器。排放口在北翼辅助总回风巷，稀释后排放至北总回风道中。在排出口上风侧5m、下风侧30m各安装全断面栅栏，并揭示警标，栅栏间禁止行人和任何作业。

在下风侧栅栏外5m内安装瓦斯传感器，断电瓦斯浓度为1.0％，当瓦斯浓度超过1.0％时，必须停止瓦斯泵的运转，采取措施进行处理。泵站内瓦斯浓度不得大于0.5％，每小班检查不少于3次。

五、瓦斯抽采系统示意图（附图7）

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第三节 综合防尘系统

一、综合防尘措施

本工作面煤层根据有关资料表明具有爆炸性、因此应综合防尘。 1、完善防尘系统，防尘设施。

2、实行煤体超前注水，润湿煤体，搞好综合防尘。 3、在各运煤转载点，要架设喷雾装置，出煤则喷雾。 4、机巷设喷雾泵对工作面各喷雾装置进行供水。 5、采煤机内外喷雾完好，支架设架间喷雾，移架时打开。 6、机电设备上的煤尘应做到班班清理，防止煤尘堆积。 7、进风巷应设二道净化水帘，风巷设三道水幕。 8、两巷定期冲刷，支架间保持班班洒水，防止煤尘积聚。

9、两巷材料分类码齐，保证通风有效断面不少于设计断面的70%，无水或喷雾设施损坏时，严禁开启煤机。

10、做好个人防护。

11、在进、回风巷设置隔爆水棚，要求水量不低于200L/m。

2

二、综合防尘（隔爆）系统示意图（附图8）

第四节 防灭火系统

一、防灭火综合治理措施

１、加强机电设备维修，杜绝电器失爆，不准带电检修或搬迁电器设备。 ２、爱护设备，防止挤伤电缆等设备造成短路。

３、工作面须放炮时，应严格执行“一炮三检”、“三警戒”及“三人联锁”放炮制，并加强火工品的管理，严禁明火炮。雷管炸药严禁乱放乱丢。放炮前必须将电缆油管、水管、支柱及千斤顶用旧皮子包好。

4、井下油脂应设置临时油库，集中管理，油库设一人管理。做到文明清洁。 5、移变、油脂及皮带机头存放点应设置灭火器材，其数量和质量应符合规定。 6、两巷杂物清理干净。

7、清理净浮煤，采后及时打上封闭防止自然发火。

8、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿未经静电处理的化纤衣服下井。

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9、如发现井下着火，首先应采取一切可行措施直接灭火，并且迅速和调度所、区值班人员联系，如火势太大无法扑灭，要带上自救器，有组织地沿避灾路线撤退（或进入躲避硐室）并通知任何可能受火灾威胁的人员及时撤退，然后采取局部封闭及其它有效措施处理，直至火源熄灭。

二、防灭火设备、设施配置

每台移变配置1只干粉灭火器，油脂储存处配置2只干粉灭火器并外加沙量至少0.5m

3

3

砂箱和消防铲两把，皮带机头配置2只干粉灭火器并外加至少沙量0.5m砂箱和消防铲两把。

三、防灭火灌浆系统示意图（附图9）

第五节 通风安全监控系统

一、技术要求：

断电范围：T1负责工作面全部电器设备；T0、T2负责工作面及其进风回风巷全部电器设备。

报警瓦斯浓度：T0、T1、T2均为≥1.0% 断电瓦斯浓度：T1≥1.5%、T0、T2≥1.0% 复电瓦斯浓度：T0、T1、T2均为<1.0% A、瓦斯传感器的吊挂和安设要求：

T0——上隅角，具体距采空区切顶线、帮、顶各300mm T1——工作面煤壁线向外10m以内

T2—— 工作面回风巷口向工作面方向10～15m处

瓦斯传感器垂直悬挂在风巷上帮距顶板（顶梁）不大于300 mm，距巷道侧壁不小于200mm的风流中

B、瓦斯传感同电缆的联接必须按出厂说明书的规定执行。

C、瓦斯浓度超过规定而切断电器设备的电源后，不得自动复电，只有当瓦斯浓度降到复电点以后，方可人工复电。

二、瓦斯监测传感器安装位置、断电范围示意图（附图10）

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第五章 生产系统

第一节 出煤系统

一、出煤系统图（附图11） 二、出煤路线

出煤：S1826工作面→S1826机巷→S1826机巷穿层上山→南二皮带运输大巷→煤仓→南区新皮带运输大巷→卧室煤仓→皮带斜井→地面煤仓。

第二节 运料系统

一、运料系统图（附图11） 二、运料路线

材料、设备辅助运输方式为矿车运输

副主井→主石门

运输系统：材料及设备由地面 南区运输大巷→ 副斜井→南三角

南二小斜坡→南二总回风巷→S1826回风巷、S1826机巷

南二材料上山→南二总回风巷→S1826回风巷、S1826机巷

……

第三节 供水系统

供水路线

供水路线：水池→副斜井→南区运输大巷→S1826回风巷、S1826机巷→S1826工作面 供水管径不小于Φ50mm，水压不小于4MPa。

第四节 排水系统

一、设备选型：BQK20-40型排污泵，流量：20m/h。

3

二、排水路线

正常情况下：S1826工作面、机巷、回风巷积水、采空区水→工作面最低点→放

水孔→东翼边界瓦斯巷→东翼水仓→中央水库房→地面。

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特殊情况下：制定针对性的排水措施。 要求：

1、完善疏排设施，定期清理，保持各巷道水流畅通； 2、机电班认真检修，确保水泵正常运转；

3、若工作面顶板淋水或淋水较大时，应设专人管理引导水走老塘侧、做水煤分流； 4、工作面两端头及巷道低洼处少量积水，可在适当的地点挖水仓，容量：1.5m，用水泵向外排水，其管理及配电设备要符合《煤矿防治水工作条例》；

5、水流至皮带机头时要严加管理，以防水流入煤眼,煤眼要安置栅栏。 6、机风巷各敷设一排4寸排水管路，采用BQK20-40型水泵排水。

7、坚持快速、连续正规循环作业，回采期间加强水情监测工作和顶板管理工作。

3

第五节 供电系统

一、附工作面供电设计图（附图12） 二、照明系统

1）、机巷照明：皮带机头40m段，每10m一盏20W日光灯；转载机头5m至三机控制台安设2盏20W日光灯；其余每隔30m安设一盏20W日光灯。 2）、工作面照明：工作面每隔10架安装一台照明灯。

第六节 通讯信号系统

通讯系统路线：

1）、程控电话通讯：矿调度室→副立井→主石门→南区运输大巷→南二总回风巷→S1826皮带机头→移动变电站→机巷桥转载机。

2）、工作面扩音电话通讯 ：分别在皮带机头、移动变电站、桥转机、机头及工作面安设扩音电话通讯。

第六章 劳动组织和主要技术经济指标

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第一节 劳动组织

一、循环方式:

循环进度0.6米，每日8循环。

二、作业方式:

“三八”作业制，两班割煤放煤，早班上半班检修，下半班割煤放煤。

三、组织方式:追机作业。

第二节 循环作业图表

一、循环作业图表

循环作业图表（表15） 班次 时间面长 Y 夜 班 Y Y Y Y 早 班 Y Y 中 班 Y Y Y Y Y 工 作 面 长 度 150米 Y 割煤 推 溜 移架护顶 检 修 图 例 Y Y 27

Y Y

二、劳动组织图 ：

劳动组织图表（表16）

出 勤 人 数 工种 小计 煤机司机 支架工 机头机尾 清理煤工 看工具 验收员 班长 机巷司机 小班电工 大班检修工 合 计 15 45 24 12 3 3 13 9 3 31 158 一班 5 15 8 4 1 1 3 3 1 二班 5 15 8 4 1 1 3 3 1 三班 5 15 8 4 1 1 3 3 1 四班 24 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 4 分 工 种 作 业 时 间 安 排 说明栏：四班为机电检修班 28

第三节 主要技术经济指标

主要技术经济指标表（表17）

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26

名 称 煤层生产能力 煤 厚 容 重 走 向 长 倾 向 长 采 高 倾 角 可 采 储 量 回 采 率 煤 种 可 采 灰 分 日 循 环 数 循 环 产 量 循 环 率 平 均 日 产 回采工效率 坑木万吨耗 炸药万吨耗 雷管万吨耗 支柱丢失率 顶梁丢失率 乳化液万吨耗 截齿消耗 油脂消耗 月 产 量 可 采 期 单 位 t/m2 m t/m3 m m m 度 万吨 % ／ % 个 t % t t/工 m3/万吨 Kg/万吨 发/万吨 ? ? Kg/万吨 个/万吨 Kg/万吨 t 月 29

指 标 4.62 0.65～3.60 1.4 154～181 455～526 2.70 7～13 70.4 95 无烟煤 25.8 8 415.8 90 3326.4 22.6 16 0 1 300 25 200 99792 7.15 备 注 取平均采高 平均采高

第七章 煤质及资源管理

一、煤质指标和要求

煤种质量表（表18）

项 目 煤种煤质 Mad 6.49 Ad 25.6 Vdaf 30.8 Q FC Std Ymm 15～20 G 75 工业 牌号 无烟煤 5346 42.4 0.6 二、提高煤质的措施

1、抓好工作面工程质量，减少和避免漏、掉顶事故的发生，顶板破碎或煤壁片帮时，应及时拉超前架。

2、工作面大范围煤壁片帮时，超前管理应靠煤壁打锚杆，片帮严重时，应在支架梁上架设走向棚或在煤壁架设顺山棚，并过严顶板。

3、工作面发生冒顶，应停车处理，待顶板处理好后，方可开车，应将大块矸石掀入机头老塘。

4、遇有断层，底鼓等地质构造时，应根据具体情况编写补充措施，尽量少采矸石以提高煤质。

5、工作面对断层或煤层变薄时，应尽量降低采高，减少矸石混入。矸石厚度大于0.3m要放振动炮，大矸石掀入机头老塘。

6、风巷的矸石应用车皮打走，能进入老塘的尽量放进老塘。

三、提高采出率的措施

1、为保证回采率，不留顶底煤，不切顶底板矸石，当煤层小于2.0m时采取破顶不伤低的原则。

2、拉架前，必须把浮煤清理干净，确保2m内浮煤平均厚度不超过30mm。 3、工作面支架及上下出口隅角的煤应清理到运输机上，以减少煤炭资源丢失。

2

30

第八章 安全技术措施

第一节、一般规定

一、装面

1、切眼及三巷情况：

（1）、工作面为大小面，里段切眼为锚网支护7.032.8m；外段切眼为金属工字钢梯形棚对棚支护，梁长3腿长为3.532.8m。

（2）、工作面机巷为金属工字钢梯形棚支护，梁长3腿长为4.032.8m；风巷采用金属U型钢棚支护，巷道设计断面：风巷12.3m，宽度为：3.2m，腰巷里段为金属工字钢梯形棚支护，梁长3腿长为3.232.8m，外段为锚网支护。

2、隐蔽工程情况：该面暂无隐蔽工程情况存在，在施工过程中采区技术员必须对三巷及切眼的状况进行探查，发现问题及时编制针对性安全技术补充措施。

3、装面工程由综采预备区实施，具体安装措施详见《S1826综采工作面安装安全技术措施》。

2

二、收作

1、回采最后阶段要及时调整机、风巷进度，确保工作面在距收作线10m时与收作线平行，从而做到严格按预定收作线收作。

2、工作面推进距预定收作线10m时，工作面平推回采并开始铺设金属网，直到采至收作线、金属网落地后方可停采；

3、工作面铺网使大棚前应根据拟定的拆除方法编制针对性安全技术措施，并根据措施要求备足所需材料，确保工作面铺网使大棚及拆除期间的安全作业。

4、铺网期间要严格控制采高。采高控制在2.6～3.0m之间，严禁超高支护或存在“压死架”现象。

5、铺网期间加强工作面工程质量管理。工作面严格跟顶回采，支架、运输机保持一条直线，工作面无歪架、挤架、爬架现象，邻架间高低错茬不超过侧护板的2/3。支架初撑力不小于设计的80%。

6、加强连网的质量管理，严禁存在撕网、搓网和反接头现象存在。待网落到工作面底板后方可停止回采。

7、使大棚时要确保拆架超前空间的宽度、高度符合措施要求，并将浮煤、矸清理干净，

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为收作创造有利条件。

8、技术科根据拆除期间对拆除峒室的断面、高度及位置要求及时组织施工拆除峒室。 9、收作前由收作单位根据现场情况及出架线路情况及时编制针对工作面机电设备拆除的安全技术措施，以确保工作面安全顺利收作。

三、初放

1、初采、初放前，矿成立初采初放领导小组，由生产矿长任组长，组织技术科、安监处、调度所等单位有关人员，召开初采、初放会议，制定初采、初放措施，确定三班跟班人员。初采、初放措施及初放会议纪要必须向跟班人员和作业单位全体职工贯彻。

2、初采初放期间，每班必须有初采、初放领导小组的成员跟班，在工作面现场指挥初采、初放工作，发现问题及时汇报、处理。现场要备有《初放期间干部查面登记薄》，矿有关领导到面检查后必须认真填写登录薄，采区对登记薄反映的问题及时组织落实，初放结束后，查面登记薄交矿技术科存档。

3、初采时，及时在工作面机头处加刀，采区技术员严格掌握工作面机头、机尾进度及运输机上窜、下滑情况，使得工作面机头超前机尾合适的距离，以防止工作面运输机上窜、下滑。

4、加强初放期间的工程质量管理。确保工作面运输机、支架、煤壁呈一条直线，邻架间错茬不超过侧护板的2/3，支架顶梁与顶板平行接实顶板，歪架、挤架、爬架必须及时调整，确保支架垂直煤壁，架间距符合要求。

5、加强初放期间的顶板管理。严格跟顶施工，严禁超高，严禁随意逮煤顶，端面距超过340mm必须及时超前支护，必要时支设顺山挑棚或走向挑棚。架间无窜矸现象。

6、加强放顶期间的矿压监控，初放期间泵站压力不小于30MPa，，支架初撑力不小于设计值的80%，班班进行矿压监控，单体支柱初撑力不小于6 MPa，并严格按矿压监控的要求实施阻力监控。

7、初采初放期间，两巷出口及超前支护范围内应严格按规程要求加强支护，确保安全出口通畅，高度大于1.8m，行人道宽度不小于0.7m。

8、初放期间当采空区顶板不冒落、悬顶走向超过5m、倾斜超过20m时必须采取强制放顶措施，当悬顶走向超过15m仍不冒落，必须停止回采，报集团公司处理。

9、加强初放期间的瓦斯和通风管理，采空区悬顶时必须防止采空区漏风，并加强架间和上、下隅角的瓦斯监测，必要时采取隅角充填或强制放顶措施，确保安全生产。

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10、初放是否结束，必须经生产矿长或其指派的初放领导小组成员现场鉴定后确认。

四、大小面合茬

1、工作面为大小面，里段小面走向长70m。

2、当工作面推到距大面切眼20米时，防突区需提前拆除其内的抽排管路，大面上段合茬处需进行清理整治工作。

3、当工作面回采接近合茬距离15m时，加强工作面工程质量管理，保持运输机平直，严格掌握机头机尾长度，确保小面最后一架与大面第一架间距合理并避免合茬后工作面过于弯曲。

4、到达合茬位置即煤壁成一直线时，煤机放于小面下部顶板较完整的地点处，工作面机尾部支架5架不拉超前，作为运输机机尾拆除空间；拆除运输机电器部分，拆除运输机机尾各部连接，并用回柱绞车将各部位拉到大面机尾位置处。

5、按运输机安装完好标准从下往上铺设运输机，穿好链条，对正溜槽，上齐卡环、齿轨、电缆槽、各种销子，垛好运输机机尾，上齐上部刮板。人工将电缆运到运输机机尾，接通电器部分，开动运输机，翻出底部链条，上齐刮板。达到其平稳要求。

6、运输机铺设好后，应缓慢开动煤机，每3m一人配合一致将煤机电缆延至机尾，上齐电缆夹板。

7、工作面合茬后，应在中部往返进刀，将工作面采直，避免运输机弯曲，从而损坏运输机。煤机到机头机尾时，煤机司机应注意煤机电缆、水管的受力情况，并安专人观察中部花槽处的受力情况。

8、合茬后应加强运输机同上部支架的连接，以使工作面尽快进入正规循环阶段，并加强对上部工作面的初采管理工作。

第二节、顶板管理，落煤、移架、推溜、防倒、防滑

一、顶板管理

1、支架完好状况及支护要求：

（1）、工作面支架应编号清晰，初撑力不低于规定值80％。

（2）、支架应拉成一条直线，其偏差不得超过±50mm，中心距偏差不超±100mm。 （3）、支架顶梁与顶板平行支撑，其最大仰俯角小于7度。

（4）、相邻支架间不能有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤不咬，架

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间空隙不超过规定（200mm）。

（5）、支架拉到位升上劲后，根据情况使用伸缩梁。

（6）、支架的液压系统，严禁出现跑、冒、滴、漏现象，对损坏的千斤顶及其它配件，应及时更换。

2、煤壁及端面管理要求：

（1）、根据支架性能及煤层赋存条件，采高应控制在2.0-3.8m之间，?严禁超高。煤层较厚时应跟顶留底，当煤层变薄时，采高不得少于2.6m确保煤机能够顺利通过。

（2）、加强端面顶板管理。当顶板破碎或煤壁片帮严重、端面距超过规定（340mm）时，必须超前移架，必要时支设顺山挑棚或走向挑棚超前管理顶板，冒顶高度大于0.3m时必须用料接实过严。

（3）、工作面使棚超前维护时，必须有队长现场指挥，先将煤机放到施工地点以上或以下5m范围之外后、将煤机和工作面运输机停电并闭锁。

（4）、工作面超前维护时，进入煤壁侧作业的人员必须在有支护的情况下作业，严禁空顶作业，并要严格执行敲帮问顶制度，安排有经验的老工人专门观察煤壁、顶板情况，发现问题及时处理，防止煤壁片帮或掉顶伤人。

（5）、坚持正常的矿压监控工作，工作面应保持两泵一箱，始终保持良好的状态，泵压不小于30Mpa，工作面平均安装不少于20块表。工作面支架立柱初撑力不得小于24Mpa，乳化液配比浓度、水质等必须符合规定，泵箱设自动给液装置，防止吸空，管路系统完好不漏液，并做到班班监控，认真填写记录，并及时递交技术科，以便准确、及时地分析工作面的矿压显现情况。

（6）、采煤机采煤时必须及时移架，移架时，要注意观察顶板及支架周围的情况，保护好管路，电缆及有关设备，拉架时作业人员应站在支架架档内，并和周围的人员打招呼，以防碰伤人，移架前还应检查支架各连接件，是否牢靠安全，移架过程中，上、下三架无关人员不得逗留和通过。

（7）、顶底板应割平，严禁出现台阶，液压支架接顶严密，无浮矸，严禁出现栽车，否则处理好后方可推车。

（8）、如局部发生冒顶，应先关闭该区段支架内断路阀，并及时在冒顶处打上撞楔，使好棚，过好顶将顶板接实。

（9）、工作面过构造或顶板破碎时，要超前带压移架，尽量缩短顶板的暴露时间及面积，

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带压移架时待少降前柱，当支架前移时停止降柱，使破碎矸石滑向采空区，移到规定步距立即升起支架，接实顶板。

（10）、老顶来压期间，应加快推进速度，加强工程质量管理。

（11）、过断层破碎带及构造较为发育时，适当控制构造及其上下10架的采高，加强工作面的工程质量管理工作，确保“三直、一平、两畅通、浮煤净”。

（12）、过断层破碎带及构造发育带时，应根据情况及时编制专项技术安全补充措施，确保安全生产。

3、工作面上下端头及三巷管理

（1）上下端头：上（下）端头采用HDJA-1000金属限位梁配合DZ28-25/100外注式单体支护，一梁一柱，中定位，进行支护。跨机头（机尾）4米长的“л”型钢梁配合DZ28-25/100外注式单体支护组成的迈步走向抬棚支护；上（下）端头液压支架与两巷抹帽棚之间的间距不大于500mm，空顶距不大于300mm，且必须接实过严顶板，严禁留有台阶。

（2）三巷超前管理

1）、加强三巷超前管理，超前管理不少于20m，超前抹帽8～10m，抹帽材料：HDJA—1000mm型限位交接顶梁配合DZ28/25-100单体支柱，过顶每架不少于2根半圆木，单体支设在交接顶梁500mm处。要求单体棵棵穿鞋且迎山角度合理，替棚时，掉顶处必须背严接实，确保支柱初撑力不小于50KN/棵，并要班班监控。限位梁、防倒绳等安全设施齐全有效，巷道净高不低于1.8m，人行道宽度不小于0.7m，巷道断面不低于设计的70%。

2）、回采时要加强三巷超前维护，确保质量、断面、高度符合安全生产及安全质量标准化的要求。

（3）、两巷支架的回撤：

回柱时安设两人配合作业，一人负责观察顶板及传送物料，回柱前先将支架整改正规有劲，清理好后路，确保后路畅通无阻，并备齐大笆等材料，回柱时先挂好大笆，插紧水平销，然后按由里向外由下向上的顺序逐棚使用拨柱器和放水手把卸载单体支柱并拉出，再回收顶梁。拔柱器要挂在支护正规有劲的棚腿上，钩头要挂牢，人员严禁正对钩头操作，防止脱钩伤人。两巷回撤支架时严禁窜矸，必须与工作面放顶线回成一条直线

二、 落煤、移架、推溜

1、落煤：

（1）、煤机司机应严格执行操作规程，遵守岗位责任制，必须持证上岗。

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（2）、割煤前应检查各部位螺栓是否齐全，各部油位是否符合要求，各种螺栓是否紧固，操作手把是否灵活，可靠，并空载运行3至5分钟发现问题及时处理，防止带病作业。

（3）、开车前打开冷却喷雾系统发出割煤信号，巡视采煤机四周，?确认对人员无危险时方可开机，采煤机需返刀时要发出信号。

（4）、顶、底板应割平，正常情况禁止留台阶、伞檐。

（5）、割煤时煤机前后5米范围内不得有人停留或作业，并注意滚筒的高度，防止割到支架顶梁，斜切进刀长度不小于25m，煤机司机离开煤机时必须切断电源，拉掉离合器。 （6）、工作面过断层构造时禁止煤机割硬矸石，可根据情况，另行补充措施。

（7）、采煤机检修或更换截齿时，应停电闭锁，拉掉离合器。

（8）、采煤机运行时，应时刻注意托缆装置，不准卡住或出槽，防止损坏，挤坏电缆，水管。主司机要注意观察支架顶梁与煤壁距离，严禁割顶或护帮板。

（9）、供水或喷雾冷却系统存在问题时，严禁开机。

（10）、刮板输送机弯曲段与直线交接处，煤机应慢速牵引，后滚筒稍抬以免割到溜槽。 （11）、煤机割煤时，煤机司机和其他各茬作业人员应时刻注意电缆装置，不准卡住或出槽，防止损坏电缆和水管。

2、推移工作面运输机

（1）、操作人员必须经过专业培训，严格掌握推溜顺序，不得同时相向推溜或从中间随意推溜。

（2）、推溜前应将余煤、杂物清理干净，推移时，工作人员应站在支架内操作注意观察防止挤破电缆、水管等，同时应注意上下推溜千斤顶协调动作。

（3）、每次推溜时，必须推出600mm步距,若因机道有台阶、矸石等障碍物时，应进行人工清理或返刀，然后再推足步距。清理时应设专人监护，如顶板破碎则要采取临时支护，防止掉矸伤人。

（4）、推溜操作必须在输送机运行时进行，停车不准推溜（机头机尾除外），以防造成溜槽错茬或拉回头煤造成死车。工作面输送机一次推溜不宜过多（不超过6架），弯曲段长应不小于15米，弯度不大于2度，严禁出现陡弯，推完行程后，应立即将推溜手把复位。

（5）、推溜应保证工作面输送机的“平、直、稳”，除弯曲段外偏差不得超过±50mm，若出现出链、栽车或漂车现象，应立即处理。

（6）、移上下机头时，必须拉闭锁停机，将机头及过渡槽处的浮煤清理干净，然后将机

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头及过渡槽移直，严禁向煤帮或老塘勾头。移老塘侧刮板输送机，必须先拉一道从机头到机尾的通直线，移车时，要保持平直，并确保移够600mm宽。

（7）、移机头、机尾时，对影响移车的支柱要坚持先支后替的原则，车移到位后，要按要求及时补齐正规支柱。

3、移液压支架

（1）、支架工必须由经过专业培训的人员担任，支架推移千斤顶与刮板运输机相连，必须紧固牢靠。

（2）、移架方式：本架操作，滞后煤机滚筒3～5m顺序移架。相邻液压支架不得同时推移，若移架速度跟不上煤机割煤行走速度时，必须停止煤机割煤，进行移架。移架前必须仔细检查顶板、支架及其周围的情况，发现问题及时处理，并清理净架档及架间的浮煤和杂物。

（3）、若煤壁片帮严重，应及时在煤壁侧架设走向棚或贴帮柱超前支护，防止煤壁侧片帮、掉顶。

（4）、移架前，先把下一架的推车操作手把打开，以确保移架步距；再收回待移支架的伸缩前梁和侧护板；将本架操作手把打至拉架位置，然后缓慢拉动降柱手把，使支架卸掉部分压力，当支架可以移动时立即停止降柱，使支架带压前移，支架移到位后，将拉架手把复位，升起液压支架，打开侧护板。

（5）、支架工移架时必须站在本架架档内面向煤壁操作，严禁将脚放在底座前，防止挤伤。移架时，上下2架范围内严禁人员停留和作业。

（6）、移溜过程中，拉架工应注意推移千斤顶和联销的受力情况，移架阻力过大，应及时查明原因进行处理，不得硬推、硬拉，防止联销切断伤人。

（7）、移架过程中应随时调整支架状态至最佳位置，到位后及时升起支架使顶梁平行接实顶板，初撑力不小于24Mpa。

（8）、升架时，应注意侧护板的伸出情况，支架移到位后相邻支架落差不得大于侧护板的2/3，防止出现歪架、咬架等现象。

（9）、支架有歪、倒架危险时，不准强行操作，要及时用单体支柱配合进行扶架；作业区内严禁人员通过或停留。

（10）、扶架顺序应视歪、倒架情况顺序扶架；扶架作业区内禁止行人与停留，扶架人员应躲在安全处操作，安全可靠时方可扶架；扶架所使用的单体支柱必须有防崩措施，阻力过大时，应及时查明原因进行处理，严禁硬扶，防止崩伤人员。

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4、落煤、移架、推溜质量要求：

（1）、煤层厚度变化时，采高应保持在2.0～2.7m，防止采高过大，接顶不实或采高过小“压死”支架及煤机过不去。

（2）、推溜移架应拉线作业，其偏差不大于±50mm。 （3）、运输机应保持平直，严禁出现栽、漂车或陡弯现象。

（4）、支架中心距偏差不大于100mm。并与运输机垂直，偏差不大于±５，垂直顶底板，支架歪斜不大于±５，支架顶梁应与顶板平行，仰、俯角小于±７。

（5）、采煤机上应安装停止工作面运输机的闭锁装置，以便出现紧急情况能及时停车，割煤、移架时，上岗人员必须带防尘口罩。

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三、防倒防滑

本工作面倾角较小，一般不需要防倒、防滑装置

第三节、防治水

1、工作面在回采过程主要受煤层顶底板砂岩裂隙水的影响，工作面局部顶板可能出现滴淋水，尤其在断层破碎带附近可能会出现淋水加大现象，对工作面的回采有一定影响。回采中要做好水情预报工作。

2、工作面及其他地点发现低洼积水要根据水量大小设泵排水。（详见第五章第五节）。 3、工作面及其他地点发现有挂红、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淋水、水色发浑、有臭味等突水征兆时，必须停止工作，采取措施，立即汇报矿调度所，发出警报，撤出所有受威胁的人员按避灾路线撤到安全地点。

3、回采时工作面每班设一名水量观测员，发现异常，及时向调度所或技术科汇报。 4、回采时当工作面涌水量达10m/h应及时向有关单位汇报，取样化验，分析水源，采取相应的措施处理；当涌水量达30m/h时，应停止回采，并向矿领导及有关单位汇报并按避灾路线组织撤离。

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第四节、爆破及爆破器材管理

1、放炮员凭计划单领取炸药和雷管，核对数量后分别装入药包和雷管盒内，雷管必须由放炮员携带，炸药在放炮员监护下由熟悉《煤矿安全规程》的规定人员步行送到施工地点，

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放炮员清点后，将炸药放在药箱内。

2、炸药箱必须放在进风巷内，顶板完整，支架完好，避开电器设备和警戒线以外的安全地点并加锁。

3、炸药和雷管必须由放炮员分别存放在专用药箱内严禁乱扔乱放。 4、放炮后，剩余的雷管必须当班交回药库。

第五节、一通三防及安全监控

一、通风系统及瓦斯管理

1、爱护通风设施，严禁同时打开两道风门，过风门后应随手关闭风门；

2、工作面回风巷必须坚持清理和维护，材料分类码放整齐，保证通风断面不低于设计断面的70%。

3、回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

4、加强通风系统的监控，瓦斯便携仪按规定吊挂规范，每班要检测工作面瓦斯浓度不少于3次，并填好牌板，严禁空班漏填。

5、三巷按规定设置隔爆水袋，数量和水量符合规定。

6、加强上、下隅角的瓦斯管理班队长要随身携带瓦斯便携仪，并坚持悬挂在上隅角处（位置距帮300mm、距顶300mm、距老塘800mm），及时回收支柱，如有瓦斯积聚，可设施风障吹散瓦斯或采取其他措施处理。

7、当工作面作业地点风流中电动机或其他开关地点20m以内风流中瓦斯浓度达1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理，只有在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工送电作业。

8、工作面各种电器设备完好状况每天检查一次，杜绝失爆现象。

9、加强对工作面和三巷的瓦斯浓度管理，按《煤矿安全规程》第136～139条规定执行，严禁超限作业。

10、工作面为高瓦斯面，回采时要进行抽放，如有片帮、瓦斯涌出等异常现象时，要停止作业，撤出人员，及时向调度所汇报并采取有效措施。

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11、工作面在断层带附近可能有瓦斯富集现象，在过断层期间，要重点进行瓦斯坚控工作。

12、由于本工作面为高瓦斯面，回采过程中，要严格按《煤矿安全规程》2005版、《国有煤矿瓦斯治理规定》和集团公司有关瓦斯规定执行

二、瓦斯防治

1、防治瓦斯积聚的措施

（1）、工作面应按规定测风，保证有足够风量，每班要测工作面瓦斯浓度，不得少于

3次，严禁空班漏检，并填好牌板；

（2）、通风区要加强通风设施管理，确保相关风门闭锁可靠，防止有风门同时打开造成风流短路。

（3）、通风区对于抽放钻场、打钻施工的钻场及瓦斯涌出较大的硐室采用导风筒供风，防止局部瓦斯积聚。

（4）、风巷超前一硐回收，并对上隅角用编织袋进行充填，用黄泥封堵，消除瓦斯积聚空间。

（5）、工作面应一次采全高，不得留有底煤，防止运输机底槽局部瓦斯积聚，造成瓦斯事故。受采高限制或构造影响造成留有底煤时必须采用人工处理、加强瓦斯检查，防止瓦斯积聚。

2、瓦斯抽放

（1）、防突区按要求实施瓦斯抽放，确保回风流瓦斯浓度控制在0.35%以下。 （2）、井下瓦斯抽放泵站不得随意停泵，必须安排专人检查管路确保抽放管路要吊挂平直，接头完好，无漏气现象。

（3）、技术科及时安排高位钻场施工，防突区根据工作面推进速度及时将钻孔埋管按设计施工到位，确保连续抽放。

（4）、防突区要认真对待抽放管理工作，严格按瓦斯抽放管理规定对抽放效果进行考察，并及时修改抽放参数。

（5）、对顺层钻孔抽放，任何单位或个人不得随意甩掉抽放管。

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