采煤工艺毕业设计

毕业设计（论文）
题目xxx矿采煤工艺设计
批次层次专业采矿工程
学号
学生
指导教师
起止日期2009年9月3日至2010年1月10日
目录
第一章采煤工作面概况 (1)
第二章采煤工作面地质条件 (2)
第三章采煤方法 (5)
3.1 采煤工作面巷道布置 (5)
3.2 采煤工艺及顶板管理 (5)
第四章生产系统 (16)
4.1 运输系统 (16)
4.2 通风系统 (16)
4.3 供电系统 (19)
4.4 供水降尘系统 (19)
4.5 液压系统 (22)
4.6 安全监测系统 (22)
4.7 排水系统 (24)
4.8 通讯照明系统 (24)
第五章采煤工作面瓦斯治理技术的探讨与研究 (25)
5.1 概述 (25)
5.2 煤矿井下的采煤工作面瓦斯治理装置的研究 (25)
5.3 实施安全效果 (26)
5.4 社会经济效益 (27)
第六章劳动组织 (28)
第七章主要技术经济指标 (30)
第八章安全技术措施 (31)
8.1 总则 (31)
8.2 采煤工艺安全技术措施 (32)
8.3 机电维修及操作安全技术措施 (43)
8.4 采煤机解体和安装安全技术措施 (51)
8.5 一通三防安全技术措施 (52)
8.6 煤质管理措施 (55)
8.7 其它安全技术措施 (55)
第九章避灾路线 (63)
9.1 水灾避灾路线 (63)
9.2 火灾避灾路线 (63)
9.3 瓦斯煤尘爆炸事故避灾路线 (63)
参考文献 (64)
第一章采煤工作面概况
第二章采煤工作面地质条件
煤岩层综合柱状图
单位
地质构造
第三章采煤方法
3.1 采煤工作面巷道布置
（详见图3-1）
3.2 采煤工艺及顶板管理
3.2.1采煤方法概述
（一）采煤方法，采用单一走向长壁后退式采煤方法，综合机械化采煤工艺，全部陷落法管理顶板。

（二）采高的确定：
该采面煤层厚度在1.2-2.3米之间，平均厚度为2.05米。

支架适应高度1.2-2.5m，原则上见顶见底回采。

（三）工艺流程
采煤机割煤、装煤→输送机运煤→移架→推移输送机。

3.2.2回采工艺
（一）落煤
1、落煤机械：采用MG132/320—WD型双滚筒采煤机。

2、割煤方式：双向割煤，前顶后底。

3、进刀方式：端头斜切进刀。

4、进刀工序：（见图3-2）
（1）采煤机运行到下端头时，上部的支架已拉完，输送机已推完，同时落下下滚筒割底煤，上滚筒升起割顶煤，采煤机向上牵引。

（2）采煤机上行切入煤壁，直到上滚筒吃满刀为止。

（3）拉下部支架支护顶板，推移输送机，使采面支架输送机各成一条直线。

（4）采煤机升下滚筒割顶煤，降上滚筒割底煤，然后采煤机下行割机头三角煤。

（5）割透机头后调换滚筒，并换向上牵引，正常割煤至机尾。

（6）上端头进刀同下端头进刀方式一样，端头进刀长度不小于25米。

己二下
延轨道下山
水仓
停采线
己16.17-12120风巷
己16.17-12120机巷
己
二
下 延
皮
带 下
山采面
通回风上山
己
二 下
延
专
用
回 风
下 山图
己16.17-12120工作面巷道布置图
图 3- 2
爆破图表
（二）装煤
借助采煤机滚筒与铲煤板相结合，在采煤机运行和采面输送机推移过程中完成装煤，必要时人工清浮煤，装入输送机。

（三）运煤
采面采用SGZ—630/264WS型输送机，机巷使用SGW—40T型桥式转载机和STG —1000/132胶带输送机运煤。

（四）移架
采用本架操作方式，煤机割煤后要及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成，移架的操作过程为：降架→拉架→升架。

（五）推移输送机
推移输送机由支架推移千斤顶来完成，以支架为支点，推移输送机至煤墙，推输送机与移架距离保持在15m，刮板输送机的弯曲段长度不小于15m。

3.2.3顶板管理
（一）顶板岩性分析
采面直接顶板上部为5米厚砂质泥岩，属Ⅰ类顶板，中夹己15煤层（已回采），上部为砂质泥岩3米，属Ⅰ级顶板，基本顶为坚硬砂岩17.6米。

根据己采工作面情况，当煤层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，支架前移后能顺利跨落，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高。

当直接顶跨落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，其作用力主要作用在前方煤壁上和采空区垮落岩石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力为八倍采高岩石自重。

（二）支架选择及验算
根据我矿地质条件及临近回采工作面经验，结合我矿现有支架类型；选用ZY4000－12/25型液压支架工作阻力为4000KN，设计初撑力为3082KN。

1、根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时支架适应性验算
ZY4000－12/25型支架工作时顶板载荷
Q=KHFγ=8×2.05×3.544×2.5=145.3t=1423.98KN
式中：Q—顶板载荷KN
K—岩石厚度系数K=8
H—采高H=2.05m
F—顶梁面积F=3.544m2
γ—岩石平均容重，γ=2.5吨/m3
根据该支架的设计技术特征该支架满足顶板载荷要求。

2、根据质量标准化要求和结合我矿己组煤层的实际情况，这种液压支架的初撑力不低于规定值的80%。

即ZY4000－12/25 P= 3082×80%=2465.6KN
3、底板比压验算
这种液压支架对底板比压为1.2-1.5Mpa，己16
煤层底板容许比压为11.07 Mpa，
、17
故此支架对底板适应。

（三）支护形式及管理
1、支护形式：根据采面采长采用70架ZY4000-12/25型液压支架支护顶板。

2、采面顶板管理方法：采面采用全部陷落法管理顶板，最大控顶距4484mm，最小控顶距为3884mm，放顶步距为600mm，移架后，顶板自行垮落充填采空区。

（见图3-
3、图3-4）
3、端头支护
（1）工作面下端头替棚后用DZ-28（25）单体柱配一对两根3.8mπ型大梁，保证机头替棚两边都有柱子支撑，将大梁抬住替棚靠上帮梁头迈步前移，迈步距为0.6m，过机头时要保持两柱，过后及时补柱，保证大梁一梁三柱。

大梁与下缺口顶梁的距离保持在250mm—500mm，两根大梁相距100mm（走向）并排架设，单体柱初撑力不低于90KN，支柱与顶梁必须用铁丝拴结，防止卸载倾倒伤人。

（2）工作面上端头：当采面支架直接支护上端头位置时，对替棚设一对大梁支护，必须用DZ-28（25）单体柱配一对两根3.8米长π型大梁，保证上端头支护，具体要求同下端头支护。

3.2.4两巷支护
1、两巷支护形式、设备及管线布置（见图3-5）
2、风、机两巷超前支护顶板完整情况下两巷采场以外5米坚持替棚，5米以外在拱型梁下打点柱机巷与转载机机头打齐，风巷不少于50米进行加强支护。

工 作 面 支 架 布 置 示 意 图图 3-3
图3－4
3、支护形式：
采用拱型棚子支护的巷道，原则进行替棚，替棚长度从煤壁向外保持5m（替棚长度从煤壁开始不大于5m），替棚前必须在拱型棚子中间用φ180×2300m圆木作梁配合DZ-28（25）单体柱作腿加套梯形支架，而后去掉拱型梁支架梁腿，背严，背实顶板，去掉两架拱型支架后，继续用HDJA-1200铰接顶梁配合DZ-28（25）单体柱支护。

没有替棚的棚子采用单体柱在拱形梁下打一排点柱超前支护。

遇风巷车场替棚时必须打四排铰接梁托棚，以加强支护。

4、质量要求：
（1）两巷超前支护长度自煤壁线以外符合上述支护要求，高度不低于1.8m，留有0.7m以上的人行道，无浮矸和杂物堆积，对多余的物料和拄梁及时外移到指定位置码放整齐，并对压破和撕烂顶帮网及时连接。

（2）两巷超前支护采用拉线打柱，其偏差不超过±100mm。

柱阀朝走向，注液孔朝采空区，手提把朝推进方向。

（3）单体柱打在金属铰接顶梁中间，两巷使用单体柱钻底量大于100mm必须穿柱鞋（长300mm×宽200mm×厚200mm）。

初掌力不小于90KN，金属铰接顶梁必须全部联锁，严禁断开，顶梁与铁质棚子之间加垫木柱鞋以防滑。

（4）铰接顶梁与顶板之间必须刹实背严。

（5）单体柱必须同顶梁拴结以防倒柱。

（6）拱型棚若支架变形，必须重架设或增加梯形支架，增加支护强度。

3.2.5支护质量
1、液压支架支护质量标准
（1）支架必须编号管理，移架时必须拉线移架，确保支架成一直线，其直线偏差不超过±50mm。

（2）支架垂直于顶底板，歪斜小于±5°。

（3）支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角小于7°。

（4）相邻支架间不能有明显错茬，不超过相邻支架顶梁的侧护板高度的三分之二，支架不挤不咬，不歪不倒，架间空隙小于200mm。

（5）支架的初撑力不低于规定值的80%，即不低于2465.5KN，端面距≤340mm。

3.2.6采面所需支护材料及备用物料的数量
1、备用材料数量见表3-1
2、支护材料见表3-2
3、备用材料位置：风巷距采面位置不超过200m。

4、备用物料的管理办法：
（1）由风巷运料人员将备用物料在风巷指定位置分类码放整齐，挂牌管理，不能影响正常通风、行人
（2）各种备用物料一经被采面应急使用，队要立即组织人员在地面将所缺物料迅速下到指定位置，码放整齐。

（3）当备用物料需要外移时，风巷施工人员要及时外移备用材料，并码放整齐。

附：备用物料表3-1
附：支护材料表3-2
第四章生产系统
4.1 采面运输系统
4.1.1工作面生产能力
根据采面设备能力，以及采面地质条件和运输能力，预测采面生产能力每天割煤5刀，即：
日产量Q=5×105×0.6×2.0×1.35=850吨。

4.1.2运煤系统（如图4-1）
采面煤机落煤→工作面输送机→机巷转载机→机巷皮带输送机→己二上山皮带→己二煤仓→西翼重车线→卸载坑→主井→地面。

4.1.3运料系统（如图4-1）
—12120地面→副井井底车场→西翼空车线→己二大巷→己二下延轨道车场→己16
—17
片盘→采面风巷→采面。

4.2 通风系统
4.2.1通风系统路线（如图4-2）
1、新风路线
西翼空重车线→己二下延轨道下山(己二下延皮带)→己16-17—12120机巷→采面
2、乏风路线
采面→风巷→己二下延回风→西翼总回风巷→西一风井
4.2.2工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q采=100QgK=100×1.292×1.5=193.8 m3/min 取200 m3/min
——工作面实际需要风量（m3/min）
式中：Q
采
Qg——采面瓦斯绝对涌出量Qg= 1.292m3/min
K——瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5
2、根据劳动气象条件计算：
Q采=320Kt×Kh×K1=360×1.815×1.2×1.0=784（m3/min）
式中：基本风量——360
Kt——工作面温度系数，Kt =at-b 工作面温度在26-30℃时a=0.2275 b=4.555 取28℃Kt=0.2275×28—4.555=1.815
图4－2
Kh——工作面高度系数Kh=C×H×A=1.0×2.0×0.6=1.2
式中：C——支护方式系数，综采取1.0
H——采高2.05m
A——工作面有效断面系数取0.6
K1——工作面长度系数，本工作面取1.0
3、按人数计算实际需要风量：Q采=4KN=4×1.5×100=600m3/min
式中：N——工作面同时工作最多人数100人K——风量备用系数，取1.5
=800m3/min。

综合以上三种计算，确定该工作面风量为Q
采
4、按风速进行验算
Qmax=4×60Smin×K=4×60×2.0×3.34×0.75=1202 m3/min
Qmin=1/4×60Smax×K=0.25×60×2.0×3.94×0.75=89 m3/min
式中：Smax、Smin为最大、最小有效通风面积
K—有效断面积系数取0.75 因为Qmax＞Q采＞Qmin 故符合规定4.3 供电系统
4.3.1高压供电线路：（见图4-3）
中央变电所→己二下延车房变电所→机巷→移动变→开关列车→采面
4.3.2低压供电线路：（见图4-4）
中央变电所→己二下延车房变电所→风巷馈电开关→风巷绞车
中央变电所→己二车场变电所→机巷馈电开关→转载机（机巷绞车）
4.4 供水、降尘系统
4.4.1供水系统
（一）供水线路：
通过两巷供水管路，供给液压泵站、煤机内外喷雾及冷却系统、输送机冷却系统及洒水喷雾灭尘系统等用水点。

（二）供水设计：
1、采面主要用水点：
=1000l/h
（1）采面、风巷洒水灭尘 Q
1
（2）泵站用水量 Q
=1000l/h
2
（3）转载点、架间喷雾 Q
=3000l/h
3
（4）煤机冷却、喷雾 Q
=12000l/h
4
图
2007年10月18日
（5）输送机冷却水 Q
5
=1200l/h
Q总=（Q
1+Q
2
+Q
3
+Q
4
+Q
5
）.K
=18200×1.0=21840l/h=18.2m3/h
式中K—水量备用系数取1.0
2、供水管径：
Dp===0.046m=46mm
根据该采面液压泵站系统放置机巷，结合计算两巷均铺设一趟φ50mm管径的供水管路。

4.4.2降尘系统
1、风巷供水管每50m设一个阀门，供洒水灭尘使用。

2、采面每15m设一个架下喷雾降尘。

3、采面输送机头、机尾，转载机头各设置一个喷雾。

4、转载机头以里5m处设一道净化水幕，风巷距采面煤壁50m、100m处分别设置净化水幕，阀门、喷头灵敏可靠，雾化效果好，打开降尘时应能封闭巷道全断面。

5、采煤机安设内外喷雾，割煤时同时打开降尘。

6、采面煤壁按要求规定进行煤体浅孔注水。

4.5 液压系统
泵站开关列车设在机巷，距采面700m。

设置位置应宽敞，支护完好，不影响通风行人。

泵站采用两泵一箱，泵站压力不低于30MPa。

乳化液配比3～5%，用糖量计检查配比。

泵站至采面铺设供回液管路各一趟，在机巷转载机头前后安设一块压力表，压力不够或发现漏液，及时调压更换部件。

4.6 安全监测系统
4.6.1采面监测系统仪表布置示意图（见图4-5）
工作面所有电气设备，通过安设在风巷的两个甲烷传感器（T1、T2）和瓦斯断电开关，监控瓦斯涌出情况，当瓦斯超限时，断电开关发生作用自动断电。

生产中，采面上隅角挂便携仪，采煤机司机带便携仪。

4.6.2甲烷报警、断电、复电浓度
甲烷报警浓度：T1、T2≥0.8%
甲烷断电浓度：T1≥0.8% T2≥0.8%
复电浓度：T1＜0.8% T2＜0.8%
三、断电范围
T1、T2断工作面和机巷及回风巷中全部非本质安全型电气设备的电。

4.7 排水系统
4.7.1排水系统
1、该工作面两巷可能有底板渗水，顶板淋水现象，因两巷为里高外底可在两巷低洼处安设水泵排水，确保巷道无积水。

2、两巷有积水时，挖泵窝蓄排水。

水泵窝规格：长×宽×深为2m×1m×1m。

及时排水。

—12120机巷→己二下延皮带上山→己二下延水仓→己二
3、排水路线：（1）己16
、17
轨道下山→己二大巷→中央水泵房→地面
（2）己16、17—12120风巷→己二轨道下山→己二大巷→中央水泵房→地面
4.8 通讯照明系统
4.8.1通讯系统
泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设置电话、对讲话机。

小绞车运输设置声光信号装置。

工作面刮板输送机下机头至机巷转载机头安装灯光打点信号。

4.8.2照明系统
泵站列车处设置一个防爆照明灯，机巷转载机头设置一个防爆照明灯，工作面每隔15米设至一个防爆照明灯管；风巷每50米设置一个防爆照明灯。

第五章采煤工作面瓦斯治理技术的探讨与应用
5.1概况
瓦斯之害，骇人听闻，瓦斯治理，迫在眉睫。

煤矿井下瓦斯超限和瓦斯积聚频频发生，甚至有的煤矿井下还发生瓦斯爆炸，严重地威胁着从业人员的生命安全和煤矿的安全生产。

在我国，煤矿井下的工作面采煤方法绝大部分是采用壁式采煤工作面，壁式采煤工作面采用的通风系统绝大部分是采煤工作面反向通风系统。

采煤工作面反向通风系统在煤矿井下生产中作用相当明显，从生产上讲具有生产系统简单、高产、高效、简便易行的作用，从通风系统安全上讲具有风流稳定，漏风少的独特优越性，因此采煤工作面反向通风系统的布置是煤矿井下主要的布置方法。

而这种工作面反向通风系统壁式采煤工作面的最大缺点是工作面上隅角瓦斯积聚（即刮板输送机机尾瓦斯积聚）。

采煤工作面上隅角瓦斯浓度大大超过《煤矿安全规程》规定的，采煤工作面瓦斯爆炸严重地威胁着从业人员的生命安全和煤矿井下的安全生产。

是采煤工作面重大隐患，也是重大危险源，是长期困扰煤矿安全生产的一大难题，至今全国乃至全世界尚未真正解决的世界性煤矿重大难题。

为了解决此类问题，传统的方法是：采取工作面顺向通风系统或在工作面上隅角挂风幛两种。

第一种方法是采用工作面顺向通风系统的方法能够有效解决工作面上隅角瓦斯积聚问题，效果很好，但是采取工作面顺向通风系统需要掘进大量巷道，须掘进一条上千米的工作面回风巷，还须送一条几十米或几百米的沿采空区巷道（既沿空留巷或沿空送巷）。

掘进这些巷道需增加大量资金投入和增加上百万元（甚至上千万元）的采煤成本，还要影响采掘衔接，所以绝大部分矿井不采用工作面顺向通风系统，只有极个别大型矿井采用工作面顺向通风系统或工作面顺向掺新通风系统。

第二种方法是工作面上隅角挂风幛的瓦斯处理办法，这种方法是在采煤工作面上隅角处倾斜吊挂风幛，改变少部分风流方向达到稀释瓦斯的目的。

工作面吊挂风幛最大缺点是在不规则的巷道中风幛很难有效起作用，就是随着工作面的推进速度风幛挂不住，再者风幛损坏严重。

工作面吊挂风幛的方法可以临时解决一下瓦斯积聚，但是不能永久或彻底解决瓦斯积聚问题，没有从根本上解决采煤工作面瓦斯积聚问题，采煤工作面仍然存在发生瓦斯爆炸事故的造成的隐患。

本文煤矿井下采煤工作面上隅角瓦斯治理装置主要针对解决现有煤矿井下采煤工作面上隅角存在的瓦斯积聚而超标易造成瓦斯爆炸和治理费用昂贵的技术难点。

5.2煤矿井下的采煤工作面瓦斯治理装置的研究
煤矿井下采煤工作面上隅角瓦斯治理装置的目的是解决现有煤矿井下采煤工作面上隅角存在的瓦斯超标易造成瓦斯爆炸和治理费用昂贵的技术难点，并提供一种能治理煤矿井下采
煤工作面上隅角瓦斯积聚和消除瓦斯的且治理费用低的采煤工作面上隅角瓦斯积聚治理综合装置。

煤矿井下采煤工作面上隅角瓦斯治理装置由一个瓦斯分离器、瓦斯导风管、三叉排风器和焚风通风器组成的整体综合装置，能够降低采煤工作面上隅角的全部瓦斯，彻底治理采煤工作面上隅角瓦斯积聚的问题，并且治理费用低，经济效益好。

具有治理瓦斯彻底、节能环保、治理费用低和经济效益好等优点。

特别指出煤矿井下煤仓瓦斯积聚治理装置是：无噪音、无动力、无能耗、无污染的通风构造设施，纯属于环保节能型产品。

5.3实施安全效果
下面结合实施进一步的描述。

本实施例中的采煤工作面上隅角瓦斯积聚治理装置，其由采煤工作面上隅角焚风通风器、瓦斯分离器、瓦斯导风管和三叉排风器构成的有机体；采煤工作面上隅角瓦斯积聚治理装置，采用了一个焚风通风器、瓦斯分离器、瓦斯导风管和三叉排风器组成，且焚风通风器、瓦斯分离器、瓦斯导风管和三叉排风器组成的整体综合装置。

采煤工作面的控顶距、采煤工作面采空区的冒落方法、采煤工作面煤壁的推进速度是采煤工作面重要组成部分，它们直接影响着瓦斯治理效果，都对采煤工作面上隅角的瓦斯浓度的积聚有直接影响。

瓦斯分离器一端与瓦斯导风管或三叉排风器相连接，另一端伸向采煤工作面的采空区。

瓦斯分离器的作用是把采煤工作面的采空区浮煤和矸石与采空区积聚的瓦斯分离，分离后的瓦斯进入瓦斯分离器通向瓦斯导风管排出采煤工作面上隅角以外进入瓦斯导风管，达到稀释采煤工作面上隅角瓦斯的目的。

采煤工作面上隅角瓦斯分离器的结构由筒体、瓦斯释放帽、瓦斯释放孔和把捎构成，瓦斯释放帽设在筒体的体部，瓦斯释放孔和把捎均匀设在筒体上。

瓦斯释放孔为矩形过滤孔、同心圆过滤孔和禁止符过滤孔；所述把捎为园缺形屋檐型，把捎位于瓦斯释放孔的上方，旨在使煤（岩石）与瓦斯分离。

采煤工作面三叉排风器为扇状四通抗静电玻璃钢筒体，三叉排风器设在采区回风道或主要回风道中上方旁侧，与采煤工作面瓦斯导风管相连接，三叉排风器的功能使风流和瓦斯永远按一定方向运动；三叉排风器的作用是保证瓦斯永远按要求的风流方向运动，防止风流方向逆转。

采煤工作面瓦斯导风管一端与三叉排风器相连接；另一端与采煤工作面焚风通风器相连接。

瓦斯导风管的作用是把采煤工作面上隅角稀释来的瓦斯输送到采区回风道或主要回风道，达到采煤工作面安全生产的目的。

5.4社会效益
新装置填补了我国选煤厂瓦斯治理的空白，开创了我国无动力治理瓦斯新经验和先例，对所有煤矿井下采煤工作面的瓦斯治理开辟了一条新途径，为以后煤矿井下采煤工作面设计提供了先进的新技术，实现了煤矿井下采煤工作面永久性的瓦斯治理。

同时由于该系列装置结构简单，管理方便，不需经常维修，无需专人操作，具有简便易行、
经济实用、安全可靠等优点，煤矿井下采煤工作面瓦斯治理为改变煤矿形象、消除社会对煤矿安全的不良印象起到积极作用，因此易于在全国煤炭行业﹝以及矿山﹞推广使用，具有深远的现实意义。

该装置原理，可以拓展到所有需要排气、排污的建筑、工厂、矿山，以及民宅、厨房无动力排油烟机等等领域。

第六章劳动组织
6.1循环方式
1、循环进度：0.6m
2、日循环个数：5个
3、循环产量：171吨
4、正规循环率：90%
6.2作业方式
三采一准，即三班生产，半班检修。

每天八点至十二点为检修时间。

6.3劳动组织（如表5—1）
1、生产班按工种分为机电组、支架组。

机电组负责三机一泵的运转，支架组负责移架、推溜。

2、准备班按工种分为三机组、电气组、运料组、巷修组。

分别负责三机一泵检修和支架检修、电气维护、材料运输、巷修工作。

6.4正规作业循环图表（如图5—1）
劳动组织一览表表5-1
图 5－1
第七章主要技术经济指标
第八章安全技术措施
8.1 总则
1、为贯彻执行“安全第一，预防为主，综合治理”生产方针，保障职工的安全和健康，使职工在工作中有章可循，特制定本作业规程。

2、本作业规程编制依据《煤矿安全规程》（2007年版）、《操作规程》（操作规程包括有：原煤炭工业部制定的《煤矿工人技术操作规程》和矿队制定的《操作规程》及公司、矿有关文件，凡在本作业规程中未涉及到的，均严格执行《煤矿安全规程》、《操作规程》和有关文件。

3、凡进入本工作面的人员，必须认真学习和执行本作业规程，在工作面投产前，队全体人员分三次学习本作业规程，三次贯彻由队长主持，分别由队长、技术员、班长贯彻，并进行签字考试，凡不参加学习或考试不合格者一律不准上岗，直到合格方可上岗。

4、各工种必须严格执行《现场交接班制度》和各工种《岗位责任制》，并履行现场交接班制度（见附表）。

5、人人必须持证上岗，严禁无证上岗。

6、新工人岗前必须按《煤矿安全规程》以及上级的其他有关规定进行岗前培训，签订师徒合同，考试合格后方可下井，新工人要在有经验的老工人带领工作满三个月，同时继续学习本工种的安全操作技能，再次考试合格后才能在井下独立工作。

7、入井人员必须随身携带自救器、矿灯、戴安全帽，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服入井，入井前严禁喝酒，井下严禁拆卸矿灯。

8、入井人员必须衣帽整齐、精力集中，严格遵守乘罐、乘车制度，服从信号工、把钩工指挥，严禁挤罐挤车、抢罐抢车、跳罐跳车和闯红灯等。

9、在大巷或轨道行走时要走人行道，并随时注意前后、左右、拐弯处的车辆，严格执行斜巷运输“行车不行人、行人不行车、红灯停、灯灭行”的制度。

10、带长把工具入罐笼时，一定在人员少不拥挤时上下，不能将长把工具斜立或露出罐笼外，在巷道中行走时，凡携带的长把物件，一律都要用手提着行走，不能扛在肩上。

11、井下乘罐笼或乘车时，一定要将所带的有刃的锋利工具加戴防护套，防止挂伤他人，不能将头或其他部位伸出罐或车体，确保安全。

12、井下不准扒车、蹬钩、坐皮带、坐刮板输送机、滑轨道及钢丝绳，不准打闹、戏耍、睡觉，不准进入无支护区、盲巷、打栅栏和陌生地点。