1201采面回采作业规程

水城县化乐宏宇煤矿1201采面回采作业规程矿长技术负责人生产副矿长安全副矿长机电副矿长施工负责人编制人编制日期2010年11月22日目录一、采面基本情况及地质概况3二、采区巷道布置图5三、采煤方法及工作面顶板支护图6四、回采工艺8五、生产系统及风量计算13六、通风系统图16七、安全监控系统布置图17八、供电系统图18九、防尘、防火管路系统图19十、避灾路线图20十一、生产劳动组织及循环作业图表21十二、主要技术经济指标23十三、主要安全技术措施及安全制度24一、采面基本情况及地质情况采区名称2煤层一区段工作面名称1201回采工作面位置及回采区界限该采面属于新系统首采面,东起1201运输巷，南至1201回风斜巷保安煤柱,西至1201回风巷，北至矿界保安煤柱。与邻近采区及地面关系该采面东部为未开采区，南部为1201回风斜巷保安煤柱，西部为民房保安煤柱，距地表垂深216466米。走向长335米最大340（M）最小330（M）平均335（M）开采煤层2号工作面特征倾斜长120米最大122（M）最小118（M）平均（M）开采厚度19（M）平面积39809（M2）储量11075万吨容重145/M3储量计算斜面积40200（M2）可采储量1052万吨回采率95厚度最大20（M）最小18（M）平均19（M）倾角最大90最小70平均80煤层结构2号煤结构简单煤层情况煤的物理化学性质黑色，细条带状结构，半亮型，一般01层夹石，夹矸主要为炭质页岩，结构简单。2号煤层原煤属于中灰、中硫、高热值贫煤。类别岩石名称岩性特征顶底板岩性及期稳定性煤层顶底板顶板直接顶泥岩，局部泥质粉砂岩，稳固性及抗压强度总体较好底板直接底底板为细砂岩局部裂隙发育处,其稳定性较低,岩石易于软化、渗水产生底鼓现象构造情况从该采面运输巷、回风巷及切眼揭露的地质资料分析，该采面遇到的构造及裂隙面对生产有一定的影响，在构造带附近应重点加强工作面的支护。水文地质情况水文地质条件简单，由于矿区内因存在过去采煤时形成的采空区和老硐预计存有一定积水，在开采前，将采面垮落范围内的水排干，同时要防止雨水、山水倒灌入井，顶板裂隙、采空区与大气降水联系而造成的危害。瓦斯、煤尘及自燃发火情况瓦斯瓦斯经鉴定绝对瓦斯涌出量为088M3/MIN,相对瓦斯涌出量为8720M3/T，属低瓦斯矿井按高瓦斯管理。必须重点加强通风、瓦斯管理。煤尘有爆炸性，自燃发火倾向性属三类。正常涌水量（M3/H）其它需要说明的问题瓦斯、煤尘、煤炭自燃发火、顶板管理、机电运输、防治水等，都必须严格按照煤矿安全规程的规定及有关安全技术管理措施要求严格执行，加强管理。二、采区巷道布置图三、采煤方法及工作面顶板支护图（一）、采煤方法及循环方式的选择根据该工作面煤层的地质条件，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。循环方式昼夜三个循环，循环进度10米，班采班放的作业方式。采面推进方向由北向南推进。（二）、工作面顶板支护图（包括平面图、断面图）1、基本支护为加强顶板支护强度，采用单体液压支柱配铰接顶梁走向支护方式。排距10米,柱距08米，顶子对山，顶梁紧贴顶板。要求在顶梁上架设6钢丝网规格为2M1M（内网01M01M），沿倾向架设严密。所架设的支柱沿走向、倾向成直线100MM。初撑力不得少于90KN。严禁在浮煤浮矸上架设支架。2、特殊支护切顶线采用单排密集、戗柱切顶。戗柱柱距16米。在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距16米。密集柱距08米。如遇断层、顶板破碎或压力增大时，基本支柱柱距为缩小为06米，戗柱、贴帮柱须见梁支柱，重点加强支护，确保所有架设的支柱迎山有劲，牢固可靠。在工作面刮板运输机机头及机尾上方由2根长3米的钢梁组成一对，沿走向架设，两梁前后交错迈步1米，间距为01米，沿倾向依次布置四对，均在刮板运输机头及机尾上方，每对梁之间的间距为08米，采用一梁三柱，组成四对八梁进行支护牢固。端头支护采煤工作面两端使用单体液压支柱加强支护，采用单体柱DW25300/100X、，四对八梁支护方式,梁长38M,形工字钢联合支护。在采面运输巷、回风巷安全出口20米范围内采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米支双排，以后10米支单排。3、工作面最小控顶距为三排32米，最大控顶距为四排42米。放顶步距为10米。运输巷、回风巷支架的回撤，同放顶步距一样为10米。四、回采工艺1、落煤方式工作面采用15米钻杆配合电煤钻打眼、装药、放炮落煤，工作面刮板运输机转运至运输巷刮板机，运至1201溜斜巷到自溜到煤仓,再装入主斜井皮带运输机转地面皮带运输机运出地面煤场。2、落煤工具及型号采用电煤钻打眼，型号为ZM12D，功率为12KW，共2台。3、爆破说明书（1）、炮眼布置图（2）装药结构图（2）、爆破材料消耗表炮眼装药量（KG）位置（M）角度（度）炮眼名称距顶距底水平垂直眼数（个）眼深（M）每眼装药量一次装药量循环装药量雷管数（个）炮眼充填长度（M）备注顶眼0316708015012015022515005底眼170270761501203004515005合计675300分次装药分次放炮2、工作面支架规格的选择工作面支柱采用DW22300/100型单体液压支柱，顶梁为HDJA100型。支护排距为10米，柱距为08米，“三、四排”支护方式。回采工作面支架论证支护强度P8MV819223344（T/M2）式中M采高为19米，VT/M2取22T/M2按8倍采高考虑；工作面最长122米，采面最大面积为122425124（M2）支柱数为122/084610（根）即610/5124119（根/M2）根据产品手册，单体支柱额定承载能力最小为30T，每平方米支柱实际提供的支柱强度为30119357T，大于需要的支护强度3344（T/M2）。根据以上计算，支护密度符合要求。（1）、普通支架工作面采用DW22300/100型单体液压支柱，顶梁为HDJA100型。支护排距为10米，柱距为08米，“三、四排”支护方式。挂梁、支贴帮柱；用岩尖扫平顶板下残煤，并及时垂直于工作面的走向悬1挂顶梁，挂梁时应打紧顶梁栓，及时打紧水平楔，顶梁间距为08米，顶梁必须与煤壁上部平齐，其煤墙最大伞沿不得大于200MM厚，并确保顶梁前端至煤壁上沿（即端面距）不大于300MM。挂梁后及时支好贴帮柱，贴帮柱柱距为16米。工作面移完刮板运输机后，及时进行支柱支撑在工作面悬挂的顶梁下，而2支柱支在顶梁中部稍靠老塘一侧，打成大墙与老塘侧的比为32的正悬壁方式支护，支柱前必须挂线，其偏差不得超过A100MM。（2）、特殊支架工作面切顶线采切顶线采用单排密集、戗柱切顶。戗柱柱距16米。在1煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距16米。如顶板破碎或压力增大时，基本支柱柱距为06米，戗柱、贴帮柱须见梁支柱。在工作面刮板运输机机头及机尾上方由2根长3米的钢梁组成一对，沿2走向架设，两梁前后交错迈步1米，间距为01米，沿倾向依次布置四对，均在刮板运输机机头及机尾上方，每对梁之间的间距为08米，采用一梁三柱，组成四对八梁进行支护牢固。在采面运输巷、回风巷安全出口20米范围内采用单体液压支柱配金属3铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米支双排，以后10米支单排。端头支护采煤工作面两端使用单体液压支柱加强支护，采用单体柱4DW25300/100X，四对八梁支护方式,梁长38M,形工字钢联合支护。3、顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板。（1）、工作面采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，排距10米，柱距08米。（2）、特殊支护采用密集、戗柱支柱切顶。刮板运输机机头、机尾上方采用四对八梁支护,形工字钢联合支护。（3）、放顶按放顶措施执行。最大控顶距4排42米，最小控顶距3排32米。1放顶步距10米。2工作面初次放顶支架图（A）、工作面初次放顶前支护（B）、放顶后恢复到最小控顶状态4、安全出口规定（1）、各巷道安全出口都必须设专人维护，当发生支架变形、断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。（2）、超前支护各巷道安全出口都必须采用单体液压支柱配铰接顶梁超前工作面20米加强支护。确保巷道净宽不小于2米，净高不小于16米。（3）、出口要求无积水，无余煤余矸，无空帮空顶，严禁堆放物。电缆、支柱及时吊挂收集好，严禁乱扔乱放。各种管线吊挂整齐，电器设备安装牢固稳定，确保巷道畅通无阻。（4）、采煤工作面必须保持2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。无2个安全出口，严禁回采。五、生产系统及风量计算1、主要生产系统流程（1）、运煤系统；回采工作面（刮板运输机）1201运输巷（刮板运输机）1201溜煤斜巷（自溜）主斜井煤仓（装车）主斜井（皮带运输机）地面（皮带运输机）煤场。（2）、通风系统进风主、副斜井1201材料斜巷、1201溜煤斜巷1201运输巷回采工作面。回风回采工作面1201回风巷1201回风斜巷回风井排出地面。（3）、运料系统地面料场副斜井1201材料斜巷1201回风巷回采工作面。（4）、供电系统地面高压电网矿10KVA变压器井口配电间副斜井井下机电硐室总配电开关1201分流开关工作面。2、风量计算（1）、按出勤最多人数计算Q4KN430174M3/MIN（2）、按一次放炮最多炸药消耗量计算Q25KA251451688612M3/MIN3、按瓦斯涌出量计算Q100KQ10014509914355M3/MIN根据以上计算工作面风量取最大为612M3/MIN上式中K备用系数，取135145N最多出勤人数；A一次放炮最多炸药量（公斤）T日产量（吨）Q工作面绝对瓦斯涌出量（M3/MIN风量验算按最大风速验算1最大Q/60S最小61260608168（）按最小风速验算2V最小Q/60S最大61260798128（）经验算，决定选用供风量为612M3/MIN满足要求。3、主要设备及工具配备表数量（台）数量（台）名称型号及规格使用备用小计名称型号及规格使用备用小计刮板运输机SGB420/2044铰接顶梁HDJA100型89990989刮板运输机SGB6205555KW11乳化液泵BRW80/20112皮带运输机DTL80/20/27522四对八梁3M88分总开关KBZ40011单体支柱DW22300/10067067737刮板机开关QBZ200527镐213综合保护器ZBZ84/660Z213铲628煤电钻ZM12D213斧213放炮器MFB100112放炮母线铜质双芯100100200回柱器2个1个3个六、通风系统图七、安全监控系统布置图八、供电系统图九、降尘、防火管路系统图十、避灾路线图十一、生产劳动组织及循环作业图表1、正规循环作业组织形式劳动组织三八制作业循环方式昼夜循环三个，每循环进度10米。作业形式班采班放2、劳动组织和出勤表出勤人数在册人数编号工种一班二班三班小计一班二班三班小计1班长11132打眼工22263放炮员11134挂梁、临时支护、装煤工444125移刮板机、支护放顶工444126刮板司机555157皮带司机22268瓦检员11139安全员111310跟班领导111311电钳工222612装煤工2226合计26262678十二、主要技术经济指标序号指标名称单位数量1工作面长度米1202煤层厚度米193煤层倾角度84煤层容重T/M31455煤层生产能力T/M227556回采率957可采储量万吨10528工作面采高M199循环方式个/昼夜310循环进度米111循环产量T/循环3140712月循环率9013原煤灰份AD200514原煤挥发份VDAF210515原煤全硫STD27416坑木消耗定额M3/千吨17炸药消耗定额KG/千吨2149218雷管消耗定额个/千吨955219日出勤人数人7820回采工效率吨/工1208十三、主要安全技术措施及安全制度（一）、顶板管理安全技术措施1、加强工作面及巷道的工程规格质量管理，消灭断梁折柱，确保工作面及运输进风、回风巷畅通无阻。2、进入工作地点，班组长必须详细检查工作现场顶板支护情况、安全出口情况，发现隐患，必须先进行处理。隐患未处理好，不能生产。班组长必须对本班的安全情况及存在的问题应汇报清楚，并搞好井下现场交接班。3、工作面放炮后，必须及时进行支护，护牢固顶板。支柱排距为10米、柱距为08米，最大控顶距为42米，最小控顶距为32米。采煤时要注意检查支柱的安全状况，对放炮崩倒崩坏的支柱，要先进行修复好后，方可进入工作面工作。工作面上、下端头在必要时采用密集支柱或木垛加强支护。对工作面顶板破碎处要加强支护，采用密集支柱和木板，防止串矸、漏矸等。4、工作面支架要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大的伞檐（应小于02米）。5、计算、估计和观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗柱等加强支护，并在来压时撤退人员。6、工作面确保足够的出口高度，工作面出口20米内巷道净高不低于16米，其行人则宽度不小于07米。工作面安全出口（包括运输巷、回风巷离工作面20米范围内）要采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行超前支护，靠采面10米打双排，以后10米打单排。在放顶线采用戗柱、密集支柱切顶。在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距16米。（二）、回柱放顶1、做好放顶前的准备工作；在放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后支。2、放顶时，作业人员应站在支柱完整的地点，选好退路。放顶时，必须三人一组，二人回柱一人观山。如顶板来压时，必须停止放顶，加固支护，待压力稳定后，方可继续进行。如放顶后顶板大面积不来，必须采取打眼放炮进行强制放顶。放顶时，应按先无出口后有出口，先内后外，先下后上，先难后易等放顶顺序进行。3、回柱采用回柱器回柱。回出的支柱，必须堆码整齐，以免埋失。对失效支柱应及时外运修复好。4、回柱时人员严禁进入无支护区。5、初次放顶措施（1）、初次放顶时，必须由矿长到现场跟班指挥。（2）、初次放顶时，必须打齐密集及双排戗柱进行切顶以减轻动压冲击对采面的影响。最大控顶距4排42米，最小控顶距3排32米，放顶步距1米。（三）、防瓦斯措施1、加强通风瓦斯管理，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。2、瓦检员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，认真填写手册、班报表和瓦斯牌板，并告知现场作业人员。对工作面的检查次数为每班至少三次。瓦斯涌出量较大及异常地点，必须重点检查。其它无人工作瓦斯检查地点每班至少检查一次。杜绝空班、漏检、少检、假检，实行井下现场面对面交接班制度。3、加强井下通风设施管理，所有通风设施质量都必须符合标准要求，实行风门联动闭锁，绝不允许两道风门同时敞开，防止风流短路，确保工作面风量达要求。4、瓦检员必须加强对工作面上隅角的瓦斯检查，如上隅角瓦斯达到08时，严禁电煤钻打眼，并及时采取用风帘或木板等物隔开，挡风冲淡排出瓦斯，只有在瓦斯浓度符合规定的08以下允许范围内，方可工作。放炮地点附近20米范围内，瓦斯达到08时，严禁放炮。5、必须做好局部瓦斯的检查管理工作，工作面空顶处，应用木料接好顶，对体积大于05M3的空间，局部瓦斯达到2时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。6、加强老塘瓦斯检查，切顶线处瓦斯浓度超限时，必须采取用挡风帘的办法，冲淡和排出瓦斯，只有瓦斯浓度降到规定浓度以下时，方可工作。7、采用打眼放炮强制放顶时，瓦检员必须认真检查瓦斯，强制放顶严格按强制放顶措施执行。8、因停电或检修主要通风机停止运转，造成井下停风时，必须及时撤出人员至地面，待采取措施恢复通风，排除瓦斯后，方可入井工作。9、防止瓦斯突出措施（1）、回采时，采用钻屑瓦期解析指标法进行煤层突出危险性预测预报，严格按照“四位一体”的综合防突措施进行施工，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有2M的预测超前距。当预测为有突出危险时应采取超前钻孔防治突出的措施。超前钻孔防治突出的措施要求如下1）超前钻孔布置要求（1）钻孔直径75MM；（2）钻孔数量双排眼，眼距2M；（3）钻孔长度1545M；2）超前钻孔布置方式采用垂直采面布置钻孔，采用电煤钻带75MM钻头施工。电煤钻钻杆采用内罗纹套联结。3）超前钻孔防治突出措施实施后，经效果检验有效后，方可采取安全防护措施进行回采。超前钻孔布置图采面回风巷采面运输巷采空区超前钻孔超前钻孔80超前钻孔BBBBAAAA（2）、在回采过程中，若有突出预兆，必须立即停止作业、撤出人员、切断电源、设置栅栏，并向调度室汇报。（3）、突出预兆有A、层里紊乱、煤层变软、暗淡无光、煤层破碎、干燥，煤层受挤压褶曲，厚度变大、倾角变陡等。B、工作面有支架来压声响，煤炮声、机枪声，岩层和煤层破裂声，顶压增大、煤壁外鼓、掉碴、煤岩自行剥落，打钻时垮孔、喷孔以及电机过负荷等。C、沼气涌出量异常，忽大忽小，使人感到发冷、发闷，煤尘增大，气味异常，打钻时喷煤、喷瓦斯等。（四）、防灭火、防尘措施1、所有工作人员严禁携带烟草和点火物品下井；严禁穿化纤衣服；严格执行入井检身制度。2、井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉，严禁拆卸矿灯和严格执行使用矿灯有关规定，井口及通风机房周围20米内严禁烟火。3、井下所用电器设备必须台台完好上架挂牌专人管理。严禁井下电器设备失爆。4、炮眼充填必须使用水泡泥及黄泥，并符合煤矿安全规程规定要求，严禁用其它可燃物充填炮眼，禁止使用变质的炸药。5、任何人发现井下火灾时，应立即采取一切可能的办法直接灭火，并迅速报告矿长。6、对于井下火灾不能直接灭火时，在确保安全的前提下，以最小的范围封闭火区，并控制好。7、严格掌握自燃预兆，及时采取措施，进行处理。8、要提高回采率，把工作面上的煤炭回收干净，尽可能不留余煤在老塘。加快回采进度。采面采完后，应在规定时间内封闭采空区。9、井下和硐室严禁存放油脂及其易燃物，用过的油棉纱要及时消除。井下设置消防材料库，配备干粉灭火器10台，泡沫灭火器10台，消防砂袋50袋，消防水袋200米及其它灭火器材。10、在1201回采工作面运输巷、回风巷按规定安装好集中式隔爆水袋。11、井口安装好防雷电设施。12、控制好工作面风量，风速超限时，应进行调控或扩大巷道断面，避免煤尘飞扬。13、工作面放炮要使用水泡泥；爆破前、后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水，出煤时洒水。14、在采煤工作面运输巷、回风巷每隔50米安装风流净化水幕。15、井下运输巷装载点、转载点等处，都必须安设净化水幕。16、工作人员坚持戴防尘口罩。17、每天派专人冲洗和扫除巷道中的煤尘。（五）、工作面放炮安全技术措施1、必须使用取得产品合格证的煤矿许用的炸药和雷管。2、采煤工作面严禁使用2台放炮器同时放炮。3、炮眼封泥用使用水泡泥，水泡泥外剩余的炮眼部份，应用粘士将炮眼封实。4、炮眼封泥时严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。5、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出，煤岩松软，透老空等情况时，不准装药放炮。6、必须使用铜质双芯合格的放炮母线，放炮母线和雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳，刮板运输机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线放炮。7、放炮站必须设在进风巷道中，放炮距离，直线100米以上，有拐弯75米以上。雷管、炸药箱必须放在进风巷道中，且雷管、炸药必须分别入箱上锁，严禁乱扔乱放。8、在放炮地点20米内，有矿车，未清除的煤矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。9、炮眼深度最小不少于06米，严禁放糊炮、明炮。10、采用正向装药放炮，严禁反向装药放炮。11、放炮必须严格执行“一炮三检”（装药前、放炮前、放炮后）和“三人联锁”放炮（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁一次装药分次放炮。必须一次装药一次放炮。12、爆破工作必须由专职放炮员担任。爆破前，班组长亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒绳、警戒牌。爆破前班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟，方可起爆。爆破后，必须待炮烟全部吹散后，经放炮员、瓦斯员、班组长检查确认安全后，方可进入工作。13、处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，新炮眼必须平行瞎炮眼，距瞎炮眼至少03米处另打眼放炮。严禁用手拉、镐创等违章行为。爆破后及时收集未爆的火药。瞎炮应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。（六）、防水灾措施1、由于矿区内因存在过去采煤时形成的采空区和老硐预计存有一定积水，在开采前，将采面垮落范围内的水排干。由于受到采动的影响，水将会沿岩层裂隙渗入工作面，必须保持水沟畅通无阻，确保排水系统正常运转。水仓清理干净，准备一定数量的沙袋，以便应急时把水堵在巷道内。2、严格掌握透水预兆，及时发现，及时撤出人员。现场人员在发现透水报告值班人员的同时，应以最快方式通知附近地区所有工作人员，撤到安全地点或出井。3、位于透水点下方工作人员撤离时遇到水势很猛、很高的水头时，要尽量屏住呼吸，用手搜住管路等物体用力闯过，水头过后，水势减弱，可借助巷壁或其它物体攀扶着往外撤离，直至达安全地点。4、当井下工作人员发现撤离通路已被水隔断，要迅速寻找位置最高、离井筒或大巷最近地点暂时躲避，同时经常敲打电器巷帮，发出求救信号。5、矿长要立即组织人员排水，积极组织防洪抢险物资，以最短的时间排干积水。6、当发现透水水源来自老空、老窑积水时，工人撤离时，应立即采取措施，如用湿毛巾捂住口鼻等，以防止硫化氢等有害气体中毒或窒息。（七）、防运输提升事故措施1、防止过卷、过速、过负荷、欠负压保护装置，深度指示器失效保护装置，闸间保护装置，减速功能保护装置，防跑车和跑车防护装置都必须符合规定要求。2、每天必须检查提升钢丝绳、绞车、连接装置、过卷装置、制动闸和自动保险装置、矿车、插销、锁圈、三环链等，发现问题必须及时处理。3、斜巷坚持“行人不行车，行车不行人”的原则，并安设好行人不行车闭锁装置。4、挂钩工必须在挂好钩，安设好保险绳后及时进入躲避硐，方可发出开车信号。非挂钩人员，不得乱打信号。信号工、绞车工必须按回铃信号证实后方可开车。5、加强对刮板输送机和皮带运输机的使用与维护工作（1）、在每班开始运转前，对刮板输送机和皮带运输机全长进行巡视一遍，检查各部分及其联接处有无不正常现象，确认无问题后方可开车。（2）、机器起动前，应先点动试车检查各运动部分有无刮卡和闷车现象，正常后即可正式开动。（3）、根据满负荷运转试验和工作面实际情况确定分段爆破落煤长度。爆破前，输送机应先空运转一段时间，爆破前一般应停车。（4）、机器运行时，司机和跟班维护人员，应坚守工作岗位。注意观察机器运行情况，随时检查电动机、减速机各部轴承的温度、音响等有无不正常现象，如发现异常情况应立即停车，作进一步详细检查，排除故障。（5）、在运行中应随时注意刮板链与链轮的齿合状况，如发现刮板链过松或过紧，须拆开刮板链重新紧链。（6）、机头与下一输送机转机搭接处，应保持适当的卸载高度，避免卸载高度过小，使刮板链拉回或卸载高度过大将煤抛到底板上。（7）、每天检查一次刮板链螺栓的紧固状态，松动的须拧