采煤工作面作业规程

荥经县齐心煤业有限责任公司采煤工作面作业规程
编号：QCG-0701
工作面名称：22采煤工作面
编制人：
施工负责人：
总工程师：
主管矿长:
批准时间：年月日执行时间：年月日
作业规程会审意见表
参
目录
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层
第三节煤层顶底板
第四节地质构造
第五节水文地质
第六节影响回采的其他因素
第七节储量及服务年限
第二章采煤方法
第一节巷道布置
第二节采煤工艺
第三节设备配置
第三章顶板控制
第一节支护设计
第二节工作面顶板控制
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制第四章生产系统
第一节运输
第二节“一通三防”与安全监控
第三节排水
第四节供电
第五节通信照明
第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织
第二节作业循环
第三节主要经济技术指标
第六章煤质管理
第七章安全技术措施
第一节一般规定
第二节顶板
第三节防治水
第四节爆破
第五节“一通三防”及安全监控
第六节运输
第七节机电
第八节其他
第八章灾害应急措施及避灾路线
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
附工作面位置关系图1（采掘工程平面图）
第二节煤层
附图2：煤层柱状示意图
附图3：煤层底等高线示意图附图4：煤层剖面示意图
工作面关系位置图（一）：
第三节煤层顶底板
第四节地质构造
根据已回采工作面和布置本区回采巷道所揭露的地质情况，在本区内无断层，煤层较稳定，煤层的变化在正负10—20厘米之间，部份地点煤层顶板较破碎，在回采过程中要加强支护。

第五节水文地质
一、涌水量
1、对煤层开采有影响的含水层，位于五连炭之上的须家河组上段的多旋回中厚层状，中细粒长石砂岩与泥页岩，厚约150米。

组成复合含水层及隔水层，在全区分布较为稳定。

因其与地表水无直接联系，五连炭的顶底板富水性及水量补给较弱，矿井涌水量15-30m³/d，故涌水量不大。

2、煤层顶板为弱充水矿床，矿井水的主要来源于岩层、煤层露头导通水和小煤矿积水。

3、21采空区有少量积水，但对本区煤炭开采无影响。

第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质因素
二、压力集中区
两工作面运输机头及北回风巷（以南为采空区）均为压力集中区，在生产中必须加强支护。

第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：Q=采面走向长×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度
Q=162×222×7×1.50=41538T
煤柱损失：停采线距运输大巷25米，两回风巷各留1米煤柱，开采每间隔推进3米与回风巷揭穿。

煤柱损失煤量为
Q损=（22×162＋2×202）×1.50=4209T
工作面可采煤量=工业储量-煤柱损失
Q可采量=41538-4209=37329 T
落煤损失：本矿开采煤层为薄煤层，工作面普采，其落煤损失率按2%计算：
落煤损失煤量=可采煤量×落损率
Q落损=37329×2%=747T
采面实际回采煤量=工业储量－煤柱损失量－落煤损失量
Q实=41538-4209-747=36582T
采面回采率=工作面实际回采煤量÷工作面工业储量×100%
=33582÷41538×100%=%
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可推进长度/月设计推进度=202÷1×27=7.5个月（每天进1米，每月出勤27天）
第二章采煤方法
五连炭煤层属薄煤层，平均厚度7米，煤层倾角平均为8度等煤层条件，采用倾斜长壁采煤方法。

第一节巷道布置
采用平硐开拓，下山开采的方式进行采煤。

＋885米水平大巷为矿井运输、行人、通风等服务，+885米煤层巷为工作面进料，运煤、行人、进风等服务。

＋885米水平大巷布置在距五连炭煤层10米左右的顶板岩层中，断面形状为半圆拱,采用发碹支护,净断面6.29米²,+885米煤层巷布置在五连炭煤层中, 断面形状为半圆拱,采用发碹支护,净断面²;＋885米水平大巷与+885米煤层巷在
1833米、2184米处用石立门联接。

回风巷及皮带道均为梯形巷，净断面分别为3.51m2,3. 9 m2;采用架木厢进行支护，厢柱中—中米。

开切眼规格米宽，高1.0米，总长为162米，采用金属支柱支护。

第二节采煤工艺
工作面采用截煤机掏槽、爆破落煤的采煤工艺，其工艺过程为：
每天每个工作面一个循环，根据支护材料、顶板岩性和循环产量等确定每个循环进1.0米。

一、掏槽选用MJ-50C型截煤机掏槽，掏底板煤，掏槽深度,掏槽厚度10厘米.
二、爆破落煤
爆破落煤要求进度准确，煤块破碎均匀，不破坏顶板，不残留顶底煤，工作面煤壁平直，不崩倒支柱和崩翻输送机产尽可能减少炸药及雷管的消耗量等。

一）、打眼
1、打眼工具
在移运输机完毕后进入工作面进行打眼，打眼工具为一台MZ15T型煤电钻配Ф42mm，长的麻花钻杆。

2、炮眼排列
由于C5煤层属中硬煤层和在实际生产作业中总结出经验，采用单排眼的布形式较为理想，故工作面炮眼采用单排眼沿走向排列。

单排炮眼间距为1.5米。

3、炮眼的角度（炮眼角度包括炮眼角、仰角、俯角）
（1）、炮眼角度即炮眼在层面上与煤壁的夹角，为便于操作且不崩倒支柱和崩翻运输机，炮眼角度一般取70—800，炮眼布置在两支柱之间。

（2）、炮眼平行于顶板布置,炮眼蹀顶板10厘米。

二）、装药放炮（包括爆破器材、装药量、装药结构、联线方式、装药放炮顺序等规定）
1、爆破器材
（1）、雷管及炸药雷管和炸药均为煤矿许用三级瞬发雷管和乳化炸药。

（2）、放炮器放炮器为MFB—100型发爆器起爆。

（3）、放炮线放炮线为胶质线，长度不小于100米。

2、炮眼装药量
装药量为50克/眼，间隔装药量为75克/眼.循坏药量为27个×0千克/个+27个×千克/个=千克。

3、装药
装药采用正向装药，雷管从药卷的底端插入，药卷聚能
穴向炮眼底，其后封填水炮泥及粘土炮泥，其封泥长度不小于60㎝。

（附装药结构图）
4、联线方式
炮眼联线采用串联方法联线。

5、装药放炮顺序
装药放炮从机尾向头推进，每次爆破长度20米，工作面分4次爆破完毕；装药必须是一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆。

顶板破碎或遇断时应减少一次放炮长度或采取留煤垛间隔放炮。

三）、炮眼布置图及爆破说明书
1、爆破说明书
2、吨煤雷管消耗量：
54发÷吨=0.589发/吨
3、吨煤炸药消耗量：
千克÷吨=千克/吨。

二、装煤与运煤
1、装煤
工作面为人工攉煤，工人进入工作面后首先将运输机上
大量的煤炭刨开，便于运输机正常启动运行。

2、采空区浮煤的处理
采空区煤炭在回柱前，在跟班队长或班长的陪同下用长臂工具将煤炭回收干净。

3、运煤
回采工作面采用SGD-420/22型刮板运输机运煤，运至皮带机巷运输机上在运输大巷装车。

4、移溜
采面采用人工移溜，每班移溜移至距煤壁15㎝处，将溜子安装直；机头可用顺槽溜子向上带机头。

移溜时应注意以下几个问题：○1、移溜前必须将浮煤清扫干净，对起伏的底板应先进行处理；○2、严格移溜顺序，可沿机头至机尾或机尾至机头，不允许从两头向中间移，移溜完毕后必须对运输机进行试运行，确保正常投入生产。

三、工作支护及采空区的处理
一）、工作面支护
1、工作面支护使用金属支柱和铰接顶梁支护。

采用正悬梁齐梁直线柱布置，最大控顶距为米，最小控顶距为米，排距为1.0米，柱距为0.9米。

工作面布置图：
工作面支护图
2、工作面支护质量
○1、工作面支柱、顶梁、水平销要实行编号并对号管理，要求号码清晰。

○2、支柱要打成一条直线，排距为1000㎜，柱距为900㎜，其篇差不大于30㎜，顶梁端面距煤壁不大于100㎜。

○3、新暴露的顶板要及时进行支护，严禁空顶作业。

○4、支柱支设要迎山有劲，迎山角为30—50，工作面支柱必须全承载。

○5、金属支柱必须用5T液压升柱器将初力打够，支柱水平楔打紧，不得出现受压突然跑楔现象。

○6、支柱钻量大于100㎜时，其支柱要穿铁鞋，铁鞋规格为100㎜×100㎜。

○7、对失效支柱要及时进行更换。

○8、工作面不得钢铁木混支，并配备10——同型号金属支柱，用于工作面顶板垮高带。

○9、所有支柱及铰接顶梁的水平楔方向要一致，铰接顶梁的铰接率不低于85%。

3、采空区的处理
○1—2米宽，其间距为5—7米；砌矸墙时先将最后一排支柱的煤回收干净，矸墙切在硬底板上；矸墙内要充填实，不得用煤进行填充。

○2、工作面每推进5—10米后，要对矸墙位置和矸墙间的空间进行交换充填，防止局部冒顶和采空区涌入工作面。

四、正规循环生产能力：
W=L×S×h×ｒ×C
=81×1.0×7×1.5×98%
=T
W—工作面正规循环生产能力，T
L—工作面长度，81米；
S—规循进尺，1.0米，
h—工作面（纯）煤平均厚度，7米，
ｒ—煤的密度，1.5吨，
C—工作面采出率，98%，
每天一两个循环，日产量为吨,月产量按27个工作日计算2475吨。

第三节设备配备
设备一览表
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支护强度计算
工作面采用金属支柱和铰接顶梁组合成正悬臂支架进行支护。

（一）、支护材料特征表：
○1、金属支柱
○2、铰接顶梁
（二）、工作面支护强度
1、采用经验公式计算强度：
×ｒ×K×COSδ
×1.0m×2.50KN/ m3×5×COS80=KN/㎡P—采煤工作面支护强度
h—采高
ｒ—岩石平均溶重
δ—煤（岩）层倾角
2、单体金属摩擦支护实际支撑力：
R=K1×K2×K3×K4×K3K5×R1
×××××195
=149KN/根
R—单体金属摩擦支护实际支撑力；KN。

K1——
K2——
K3——
K4——
K3——
R1——支柱额定工作阻力，按支柱初、终工作阻力的平均数计算：即195KN；
3、工作面支护密度；
ｎ=P/R
=1KN/㎡÷149KN/根=根/㎡
4、工作面支柱柱距：
L=（N·S）/D
=3×÷3.9=0.92米（现场取0.9米）
L—柱距；
N—工作面支柱排数；3
S—每根支柱的支护面积；1/㎡
D—最大控顶距；米；
现场每根支柱支护面积小于设计每根支柱支护面积即：
1.0×0.9＜1÷
0.9根/㎡＜根/㎡
故规定采煤工作面排距为1.0米，柱距为0.9米合符设计要求。

第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面支护为金属支柱和铰接顶梁组合成的正悬臂支
架支护，采用三排控顶，最大控顶距为米，最小控顶距为米，柱、排距分别为米、米；采空区采用局部充填法进行处理；采煤、采空区处理、及回柱交叉进行，工作面不得出现空顶作业。

二、正常工作时期的特殊支护形式
1、如果工作面顶板较破碎时，要增加支柱和铰接梁并超前掏梁窝，支架交替前进；防止顶板抽心。

2、工作面煤壁片帮和伞檐长达50㎝时，必须采用紧贴煤壁打支柱的方法进行处理。

三、回柱与其他工序平行作业的安全距离
1、攉煤、回柱与支护及采空区处理均为平行作业；回柱工作由支护工操作，回柱安全工作的看守由该处攉煤工负责，回柱先将砌矸墙处支柱回掉，待矸墙砌完后进行正式回柱工作；回柱工作必须坚持从两矸墙中间向两边回柱，在回柱前先要维护好附近支态，找掉顶帮活煤矸，清理好退路，保证后路畅通。

回柱时，作业点上下15米范围内不有人员作业（一人回柱一人看守），回柱尽量调整在运输机没有运行时段内进行。

攉煤工必须及时将支柱位置掏出，支护好后方可进行攉煤作业。

四、特殊时期的顶板控制
（一）、初采及末采安全技术措施
1、初采
○1、初采支架的更换待工作面开切眼内运输机安装完毕正常运行后进行支架的更换，按作业规程规定的柱距，采用单排中心梁柱进行更换；第二、三排为单梁双排支柱。

○2、初采煤初采前两班采用人工挖煤，每班进0.5米，第一班支护采用单柱戴帽进行支护，待第二班生产完毕后支护形式改为单梁双排支柱（工作面形成三排支柱支护，形成最小控顶距时工作面的支形式），前两班工作面所有的煤矸全部运出井；第三班生产按正规循环组织生产，生产中边上梁边调整支护形式（最后一排不作调整），生产完毕后形成最大控顶距的支护形式，此班的生产过程中支护工作全程有救护队员和生产技术科的人员参与指导生产工作。

图下：
2、末采
工作面末采时（工作面机头机尾安全出口距大巷20米
处），煤壁要在停采线上采直；最后工作面支护要形成单梁双柱，工作面靠煤则，在两根支柱之间要打一根紧帖煤壁的木支柱护煤壁，防止回撤支柱时煤壁片帮伤人。

回收顺序为：清扫浮煤运出多余支护材料
撤运机回撤支护的单梁双柱；
回撤支架时可从工作面机尾向机头回收，也可从工作面中间向机头、机尾回撤。

（二）、过断层的顶板空制
在生产工作中若遇有小断层时必须加强支护，将支柱的柱距调整为50㎝，矸墙充填实，在支柱间架设2×2米规格的木垛；断层带只准放小炮，或者不放炮采用人工挖煤，先将支柱位置挖出支护好后方可进行其它作业。

（三）、应力集中区的顶板控制
工作面机巷和回风巷躲硐区为应力集中区，时机头、机尾过该区时采取以下措施：
○1、机巷躲硐内采用铰梁和金属支组合成的支架进行强支，回风巷躲硐内采用大块矸石砌填实或打木垛。

○2、巷内应按有的支护方法缩小柱距多设架进行加强支护。

第二节工作面运输巷、回风巷的顶板控制
一、机巷、回风巷的超前支护
1、机巷的超前支护为30米，两帮各支设一架马门厢。

2、机巷、回风巷的金属支柱超前支护要打成一条直线，支柱要迎山有力；要做到无空载、失效支柱；机巷用双排梁柱加强支护，架设在机巷运输机巷两侧10㎝处，每米打一根支柱，并加设挡煤板，防止运输机上的煤回填在机巷内；回巷中间位置上设一排单梁柱进行强支，每米打一根。

要求梁的铰接率不小于90%。

3、遇底板松软时，支柱必须穿木鞋。

两巷压力大时，机巷马门厢中间支中心柱，调整金属支柱柱距为50㎝。

二、工作面安全出口的管理
（一）、支护形式
1、机尾出口与回风巷有1米长的煤巷，宽，高的联络煤巷，此巷为安全进出的通道，正常时期采用双排单梁双柱支护，若压力大或顶板破碎时加中心；工作面内距机头、机尾10米范围内的支柱柱距调整为50㎝。

2、工作面机头5米内的支护为双梁双柱正悬壁支架支护，梁间距为10㎝，上下错距为10㎝，双梁双柱交替前进。

3、工作面与运输机巷处接口处理，该处采用单梁双柱进行处理，其间隔距离为1米，顶板破碎时必须加板梁处理。

（二）、质量要求
1、两安全出口的高度不小于，宽不小于1.5米,否则挖底、扩巷，并有专人维护。

2、两工作在机头间隔距离不应大于5米，超前工作面机巷则必须用矸石充填实。

三、运输、回风巷支架的回撤
工作面回采巷道内的支架均随工作面的进进行回撤，机巷超前工作面煤壁10—15米，采用坑木梯形支架进行更换；回风巷支架的回撤与出口对齐为止。

回撤支架先采用5吨葫芦远距离将支架拉倒，待顶板垮落稳定后将棚柱拉出。

为防止瓦斯积集和人员误入，工作面回风巷最后一架支架后的巷道进行封堵。

四、备用支护材料数量及存放地点
回风巷距工作面30—50米范围内必须经常存放有备用材料，金属支柱不少于40根，铰接顶梁不少于40根，坑木不少于2m3，以备抢险时用，此材料随用随补，严禁短缺。

第四章生产系统
第一节运输
一、运输方式
工作面所有煤炭均采用机械运输；工作面内为刮板运输机，机巷内为刮板运输机加皮带运输机，运输大巷为矿车和特殊蓄电瓶机车进行运输。

二、运煤路线
工作面刮板运输机机巷刮板运输机和皮带运输大巷
机车地面煤仓
三、运料系统
地面库房主平硐北运输大巷工作面
第二节一通三防与监控系统
一、通风设施设置
工作面共有三个出口与运输大连通，除进风石门外（机巷石门），其它两个石门均要各安装两道正反隔离风门；工作面机头、机尾於角或瓦斯集积区安设风帘。

风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭并有风门连锁装置。

二、工作面实际需要风量的计算
工作面实际需要风量根据瓦斯、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面的实际需要的风量。

通风路线：地面新鲜风+885m水平运输大巷机巷
S号工作面回风巷
N号工作面回风巷
巷地面风机房（附通风系统图）
采面实际需风量计算：
1、按瓦斯出量计算
Q采=100×q瓦斯×K C
=100××1．7
=306立方米/分
Q采——工作面所需要风量，立方米/分
q瓦斯——工作面绝对瓦斯涌出量，立方米/分
K C——工作面的瓦斯涌出不均匀备用系数，1．2—，取1．7；
2、按工作面温度计算
Q采=60V采×S采
=60×1．5×3．50
=315立方米/分
V采——工作面适度风速，1．5米/秒
S采——工作面平均断面，㎡（经计算为3. 50㎡）
3、按工作面最多人数计算
Q采=4ｎ
=4×34=136立方米/分钟
4——工作面每人每分钟实际需要风量；立方米/分钟
ｎ——工作面最大工作人数，34人；
4、按炸药量计算
Q采=25A
=25×
25——每公斤炸药所需风量；
A——采煤工作面一次爆破的最大炸药量，3.375㎏。

综上所述，单工作面风量初选定为315立方米/分钟.
5、按风速进行验算
⑴、按最小风速验算
V采= Q采÷（60S大K）
=315÷（60××1.4）=/秒
⑵、按最大风速验算
V采= Q采÷（60S小K）
=315÷（60××1.4）=/秒
4＞V采
单工作面风量确定为315立方米/分钟；
故双工作面总需风量为630立方米/分钟。

附：风量计算表（单工作面）
三、瓦斯防治
（一）、瓦斯检查
1、所有人员进出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，致使风流短路造成工作面瓦斯超限，若风门关闭不严或其他通风设施受损要及时通知通风组修复。

2、每班跟班队长、班长必须携带便携瓦检仪；工作面下於角必须设便携瓦检仪，报警值为1%。

3、工作面设专职瓦检员，检查范围为工作面机头、中、尾及两回风巷，瓦斯员实行‘三检查’、‘三汇报’及工作面‘手拉手’的交接班制度，严禁空班、漏检、假检。

4、生产过程中出现便携仪或监测探头报警，先必须采取断电撤人的措施，然后由瓦斯员落实工作面及报警地点瓦斯情况，确认瓦斯不超限后方可恢复生产。

5、开采初期，工作面形成正规的通风断面后，生技科必须对通风进行系统调整，达到设计要求后为止。

（二）、瓦斯监测
1、工作面瓦斯检查点设点为：工作面机头、尾於角、工作面风流、工作面回风流。

瓦斯员每班至少检查三次，时间间隔为2小时，检查结果通知采煤班长，并要求采煤班长在记录手册上签字，检查结果记录在检查地点瓦斯公布牌板上。

2、在工作面运输巷距工作面50米内安设甲烷断电仪，实现对工作面回风流瓦斯连续监测，报警瓦斯浓度为1%，断电瓦斯浓度为1.5%；断电范围，工作面所电器设备电源，复电瓦斯浓度为1%以下。

断电后，经处理完毕后，确认无
误后，方可人工复电恢复生产。

3、监测仪表安装位置
运输机巷安装一个，监测工作面进风流瓦斯浓度，断电范围为工作面及回风巷内所有电器设备电源；北三回风巷安设两个，一个安在坡口下方20米处，监测一号工作面回风流中的瓦斯浓，一号工作面机尾出口处安设一个监测工作面风流中瓦斯浓度；北二回风巷安设两个，一个安在坡口下方20米处，监测二号工作面回风流中的瓦斯浓，二号工作面机尾出口处安设一个监测工作面风流中瓦斯浓度；断电范围均为工作面及回巷全部设备电源；北二、三回风石门风门及运输
机要安设好开停开关。

三、综合防尘
1、防尘示意图
2、防尘管路
3、防尘措施：
○1、运输机巷各转载点各设置一组防尘水幕，设置运行时将水幕打开；车场设防尘水幕，在机车运煤出井时将水幕打开，让所有煤车上一层润湿（车辆通过水幕时要慢行，以便车口层煤充分湿润）充分，防止大巷内煤尘飞扬，生产时全部打开防尘。

○2、北二、三回风巷路工作面出口10米处各安设一组全断面防尘水幕，该防尘设施随工作面的推进向前移动。

○3、北二、三回风巷坡口下20米处各安一组固定式全断面防尘水幕，生产时全部打开防尘。

○4、定期由安全科负责对两回巷及总回风巷的粉尘进行定期冲洗。

○5、要求工作面所有人员佩戴防尘口罩，机电硐室及所有电器设备同当班值人员负责打扫干净。

○6、工作面使用好水炮泥，爆破前后要冲洗煤帮，爆破时要喷雾降尘。

○7、日常防尘工作由及其设施由采煤队负责实施和管理。

4、隔绝煤尘爆炸措施
○1、工作面及回采巷道各处水幕要有效地打开使用，且喷雾效果要良好。

○2、工作面运输巷、回风巷坡口下方20米开始下悬挂不小于20米长的隔爆水棚，保证有400L/㎡的水量。

○3、每周由安全科检查一次隔爆水棚，当煤尘浓度达致到5%时必须及时更换。

第三节排水
工作面涌水直接流至主水仓，采用D25—50型水泵配30KW电动机进行排水，排水管直径为80㎜。

排水路线：
工作采空区下排水平巷水仓主排水上山地面
第四节供电系统
一、供电简述
供电电源来自该采区变电所，由一台KS9-250 10/0.69KVA变压器供电，电压为660V。

二、机电设备的安装与验收
所有机电设备的安装一律按照斑煤公司机电科制定的安装技术要求执行；特别是煤电钻、接线盒、按钮等经常移动的设备坚决不能失爆；输送机的安装经公司机电科验收合格后方可投运。

第五节通讯照明系统
工作面各出口及设备地点各安部防爆电话，可直接与运输大巷硐室、调度室联系。

车场、硐室、各设备等点安装照明灯，灯若有损坏、不亮者及时更换。

第四章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
一、作业方式
两个采煤工作面均采用‘三、八’制作业，早班采煤，中班检修，夜班准备，另一工作面与之相反。

二、循环方式
单工作面昼夜一个循环，推进1.0米。

三、劳动组织（见人员配备表）
人员配备表
注：现为两台皮带运输机，随回采工作面推进，只有一台运输机时则减一名皮带运输机司机。

四；正规循环作业图表
第二节主要济技术指标主要经济技术指标表（两个采面）
序号项目单位数量序号项目单位数量
1 工作面长度m 16
2 1
3 消耗储量t/月
2 煤厚m 14 回采率% 98
3 采高m 1 15 坑木消耗量㎡/Mt
4 倾角度8 16 炸药消耗量Kg/t
5 煤层容重t/㎡1.50 17 雷管消耗量发/t
6 循环进度m 1.0 18 维修工人
7 日循环次数次 1 19 管理人员人
8 日进度m 1.0 20 工作面在籍人102
9 日产量t 183 21 工作面工效T/工d
10 月循环率% 90 22 吨煤工资元/t
11 月循环数次27 23 吨煤成本元
12 月产量t 4950 24
第六章煤质管理
一、煤质指标
煤质参数：灰分25.1%，挥发份13.5%，含硫0.43%，含磷0. 013%，发热量25.25MJ/㎏。

二、提高煤质和采出率的措施
（1）、加强工作面顶板的控制，提高支护质量，防止局部顶。

（2）、加强打眼放炮工作，炮眼不得穿过夹矸和顶板，严格按《爆破说明书》的要求进行放炮作业。

（3）、回收干净工作面后沙浮煤后方可回柱。

（4）、各转载点的防尘使用喷雾洒水，严禁用水直接入煤内。

（5）、工作面攉煤时加强对矸石的分选，将矸石抛入采空区。

第七章安全技术措施
第一节一般规定
1、工作面回采之前，由井口井长、安全井长负责人员，由安全井长贯彻学习；经公司审批后该回工作面作业规程后方可实施。

学习后由安全科出试题进行考试，成绩合格后方可下井作业。

不合格者必须进行补考，考试及格后方可下井作业。

请假人员或新工人上岗前必须进行学习考试，合格后才能下井作业，工人学习考试分别记在《作业规程》考试记录表上。

2、对工人贯彻作业规程时，同时学习斑煤公司的相关管理制度，对炸材的管理、违章的处罚规定、瓦斯的管理制度等加强学习。

3、交接班制度
○1、对工作面内质量及安全状况等问题不存在交接班制度，要求队长每天对工作面的质量及安全问题和相关安全设。