工作面设计说明书

1、第一章 工作面概况第一节 工作面概况地面位置: 14031工作面对应地表为前柿杭村。井下位置: 14031工作面东为14011工作面采空区，南为Fz14断层保护煤柱，西为14扩大区运输巷，北为14采区轨道下山。该工作面地面标高+311.5m+315.7m，工作面标高+81m+113m。该工作面主采二1煤层，走向长330m，倾斜长100m，面积33000；煤层倾角516，平均倾角10；煤层厚度04.6m，平均煤厚2.2m。工业储量8.02万吨，可采储量6.85万吨。14031工作面沿倾斜方向布置，后退式俯斜开采，全部垮落法管理顶板。14031工作面主采二1煤层，煤呈灰黑色，粉末状，半亮型，原生构

2、造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，滑面及磨擦镜面发育，强度较低，煤层结构简单且煤层赋存较稳定，但煤厚两极值变化大，工作面下部煤层较上部煤层厚。根据本矿14011工作面回采及14031工作面掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为3m/h，最大涌水量为10m/h。因此，工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理，确保巷道在掘进、回采期间水路畅通，加强水情观测，根据需要及时进行探放水。14031工作面设计工程量：上副巷308m，下副巷利用原14扩大区前期回风巷，切巷113m；设计总工程量：420m。工作面设计可采长

3、度300m，切巷平均长度97m。14031工作面上下副巷为拱形断面，采用U25型钢可缩性支架支护，支架间距600mm（中-中）。瓦斯含量以通风科提供的依据(瓦斯绝对涌出量平均1.2m/min )为准。因此，14031工作面按无突出危险采煤工作面进行管理。第二节 采区概况14采区为双翼下山采区，位于尤氏井田的西部，该采区下部以后告F4断层为界，上部以二1煤+157m等高线为界，沿煤层走向布置走向长壁工作面。14采区的二1煤层赋存比较稳定，煤层倾角平均8，煤层平均厚度2.75m左右。煤层构造比较简单，未见夹矸，水文地质勘探类型为二类二型，即以顶板裂隙孔隙水充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。根据

4、煤层赋存条件，考虑该矿生产实践和管理水平，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板。14采区运煤路线为：工作面落煤经工作面刮板运输机运输顺槽刮板输送机、胶带输送机运输下山胶带输送机上仓皮带斜巷主井煤仓箕斗装载硐室主井箕斗地面。14采区通风路线为：新鲜风流自主井（部分来自副井）运输大巷运输下山运输顺槽工作面轨道顺槽轨道下山采区回风巷回风大巷风井地面。14采区排水路线为：工作面出水运输顺槽采区下山自流至采区水仓采区泵房水泵采区轨道下山排水管排至运输大巷自流至井底水仓井底泵房主排水泵排至地面进行处理。14采区避火（避瓦斯爆炸）路线为：工作面运输顺槽运输下山运输大巷副井（或主井安

5、全出口）地面。14采区避水路线为：工作面轨道顺槽中部车场轨道下山（或运输下山）运输大巷（或回风大巷）副井（或主井、风井安全出口）地面。14采区共布置6个工作面，工作面平均长度为120m，采区工作面接替顺序为：14021工作面14011工作面14061工作面14031工作面14051工作面14071工作面。14采区炮采工作面的生产能力：采高工作面长度年推进度容重工作面采出率 2.75m120m660m1.350.9527.933万t/a第二章 巷道布置方式及支护形式选择、支护设计第一节 巷道布置及支护形式选择14031工作面掘进巷道包括上副巷、切巷。14031上副巷以200方位角掘进，下副巷利用

6、原14扩大区回风巷，在掘进过程中根据实际地质情况进行调整。14031工作面采用原有DZ22型单体液压支柱配合ADC2240型型钢梁支护顶板，人工回柱放顶。上副巷、下副巷及进回风联巷及绕巷支护形式为拱形断面，支护材料为U25型钢，棚距600mm（中中）。14031工作面停采线位于14采区轨道下山40m处。第二节 工作面支护设计1、顶板管理方法采用全部垮落法处理采空区。2、控顶距与放顶步距该工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.8m，放顶步距0.8m。3、特殊支护 上、下副巷超前支护总长度20m。超前替棚采用2.5m单体柱配合3m型钢梁替棚,替棚长度不少于10m；替棚段使用1m的铰接梁配合单体柱

7、打双抬棚；其外10m采用2.5m单体柱配合3m长直径不少于200mm的坑木打单抬棚。4、顶板支护设计相邻工作面矿压观测结果：根据相邻工作面观测结果分析，该工作面直接顶初次跨落步距为1m，老顶初次垮落步距为815m ，老顶的周期来压步距为812m。顶板结构：顶煤-直接顶-老顶采场控制设计直接顶初次跨落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =(13.412.5)/（22.8）=5.98t/式中：P1-支架支护强度 t/ MA -直接顶厚度 13.4m YA -直接顶平均容重 2.5t/m

8、 LA -直接顶初次垮落步距 1m L小 -最小控顶距 2.8m老顶初次来压期间要求支架在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/4ktL小式中 A-直接顶作用力 t/mA=MzYzL/L小Mz-直接顶垮落厚度 4.2mYz-直接顶平均容重 2.5t/ mL-最大控顶距 3.6mL小-最小控顶距 2.8mA=（4.22.53.6）/2.8 =13.5t/m式中：P2 -支架支护强度 t/ MB -老顶厚度 9.2mYB -老顶容重 2.5t/m CB -老顶初次来压步距 8m kt -岩重分配系数 2.1L小-最小控顶距 2.8mKt-岩重分

9、配系数，直接顶厚度与采高之比N N=4.2/2=2.1 Kt取2.1P2=13.5+(9.22.58)/42.12.8=21.3t/顶板周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4kt L小式中: 则P3=13.5+(9.22.515)/(42.12.8)=28.1t/m取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P3=28.1t/、工作面支护密度G(根/m)G=P/Fn 式中:F-支柱工作阻力 40t/根n-支柱工作阻力利用系数 0.85P-最大支护强度 取28.1t/m则G=P/Fn=28.1/(400.

10、85)=0.83根/m实际支护密度为：Gs=4/（1X4）=1根/mGsG,工作面支护强度可满足安全生产需要。采场支护 护帮顶:根据炮采放顶煤工艺要求，顶板、煤壁、采空区实行全封闭管理，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。护底：采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此要求支柱对底板的压强小于底板比压。支架稳定分析要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin/f）/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-构造顶板厚度 6.3m r-构造顶板密度 2.5t/m -煤层倾

11、角 12 G实-支护密度 1根/ f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=6.32.5(cos12+sin12/0.5)/1=21.96t/根=215kN/根工作面实际支护密度为1根/，则P初=21.96t/根=215kN/根。故：根据郑煤集团生字2003第8号文件规定，单体柱初撑力保证在55KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。第三章 工作面生产系统第一节 通风系统1、通风线路新鲜风流：主井（部分来自副井）运输大巷14采区运输下山14031上副巷工作面。污风流：工作面14031下副巷14采区轨道下山回风大巷风井地面。2、工作面风量计算按采面同时工作最多人数计算 Q人=4N=440=160

12、(m/min) 式中：4以人为单位的供风标准 m/min N工作面同时工作的最多人数，按40人计算。按最大装药量计算 Q药=25A=25(20.15+40.30)=67.5(m/min) 式中：A采面一次放炮的最大炸药消耗量 Kg按良好的气候条件计算 Q良=60Vmb=600.61.83.0=194.4(m/min) 式中：V工作面适宜风速 取0.6m/s m工作面有效采高 取1.8m b工作面最大控顶距有效宽度 取3.0m按瓦斯涌出量计算 QE=Q沼K/c=1.51.2/0.01=225(m/min) 式中：Q沼瓦斯绝对涌出量，平均1.2m/min K瓦斯涌出不均衡系数，取1.5 C工作面瓦

13、斯最高允许浓度，取0.01 取以上四项中最大值为该面的风量，则 Q=QE=225m/min。按集团公司有关要求，工作面风量取450 m/min风速验算 V=Q/S=450/(460)=1.875(m/s)经验算风速符合煤矿安全规程规定。根据以上计算14031工作面风量配备450m/min，符合和集团公司有关规定，14031工作面回采期间可根据实际情况随时调配风量。第二节 运输系统煤炭运输路线：工作面14031下副巷运输联巷14采区运输下山上仓皮带斜巷主井煤仓箕斗装载硐室主井箕斗地面。材料运输路线；副井井底车场运输大巷14采区上部车场14采区轨道下山14031上副巷工作面。第三节 供电系统由主井

14、中央变电所敷设二条380V供电线路，一条至下副巷供给工作面17型溜子、下副巷40 T型溜子等；一条至下副巷供一部650型皮带等。1、电缆选择低压负荷线选用MY-0.66 370+125矿用橡套电缆，各点的电缆长度及截面、短路电流计算如下表：短路点电缆两相短路电流两相短路电流实际值截面(m)长度（m)d1703002931.922945.14d2701202660.082632.962、短路电流计算K9#开关：型号：BKD19-400 电压660V；所带设备有：运输顺槽30KW皮带配用QBZ-80开关、40T溜子40KW配用QBZ-80开关、17KW溜子配用QBZ-80开关；各开关额定电流计算：

15、I1=301.15=34.5 A I2=401.15=46 AI3=171.15=19.55 A各启动开关的整定依次为：40A、50A、22 A此开关的过流整定计算：Ie=34.56+46+19.55=272.55A272.55400=0.68过流保护整定值取0.7档，即为4000.7=280A 此开关的短路保护整定计算：Id=8Ie=8300A=2400A 动作时间：瞬动校验灵敏度系数：计算此开关最远端的最小两相短路电流电缆的换算长度为420米，查表得5368A,12.781.5满足灵敏度要求。第四节 防尘洒水系统1、洒水系统 平地静压水主井14采区轨道下山14031工作面上、下副巷各洒水点

16、及水幕。2、综合防尘设施的配备与安装工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。上、下副巷按规定安装防尘管路及附属装置。在上、下副巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕, 在距工作面60-200m范围内，安设隔爆水袋长度不小于20米，水量不小于200L/。放炮使用水炮泥封孔。在上、下副巷及工作面内采用浅孔动压注水。第五节 防排水系统14013下副巷布置临时水仓，水仓容积80 m；下副巷敷设4寸排水管路和电缆，安装好开关，水仓安设两台QY40-16型水泵，单台排水能力40m/h。采煤工作面涌水自流至工作面下副巷水仓，经水泵、水管及时排至14采区水仓。14采区泵房安设3台MD

17、155-305型水泵，单台排水能力155m/h，14采区水仓容积480 m，3台水泵运行正常。排水路线：工作面出水点下副巷临时水仓经水泵、水管排出至14采区水仓14采区轨道下山、运输大巷排水管主水仓主井底车场、主井排水管平地。第六节 爆破说明1、炮眼布置及特征：炮眼布置采用三花眼。2、爆破器材：该工作面采用 ZQS-65/25手持式气动钻机配合1m的大麻花钻杆打眼，眼深0.8m，同排眼间距为1 m，所用雷管为1-5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒，用MFB-100型起爆器起爆。3、联线方式：串联。4、起爆长度：根据工作面情况一般不超过5m。5、超爆顺序：按腰眼25段，底眼14

18、段，依次起爆。6、炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长或按措施适当增减。局部煤质较硬时适当增加药量，顶板破碎及煤质松软时，要减少装药量，减少腰眼个数或不要腰眼。第四章 工作面生产能力14031工作面生产能力计算：1、工作面日产量：Ar=RBLHPN式中：Ar工作面生产能力，万t/a；R循环进度，0.8mB日循环个数，取3个L工作面平均宽度，100mH煤层平均厚度，2.2m；P煤层容重：1.35t/m；N工作面煤层回采率，95%；则工作面日产量为：Ar=0.831001.81.3595%=554(t)2、工作面月度生产天数按30天，则工作面月生产能力为：A= Ar30K式中：

19、Ar工作面日产量， K正规循环率，85%A=5543085%=14127（t/月）则14031工作面设计生产能力为1.41万t/月。第五章 采煤工艺及设备选型第一节 采煤工艺1、回采工艺过程检修打眼注水打眼爆破移架采煤放顶煤移刮板运输机交接班2、落煤采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。3、装煤 采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。4、悬移支架移架过程炮后护顶（前探梁超前护顶）收回前探梁提起四根立柱前移顶梁及四柱落四柱支撑顶梁移托梁5、移架操作顺序放炮后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出0.8m的移架步距宽度。操作手柄提起前四根支柱，使柱跟脱离底板100mm。伸出移架千斤

20、顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接以保证达到初撑力。待刮板运输机移过后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移0.8m，恢复到炮前位置。将各操作手把扳到“零”位。6、放顶煤根据刮板输送机运输能力，工作面可分为2-4个作业段同时放顶煤作业，同时作业数不得超过5个，作业段之间间隔距离应大于20m。放顶煤顺序：由机尾向机头方向（由上而下）依次顺序进行。每个作业段每次只准1架放顶煤，不准2架（及多架）同时放顶煤。防煤口的位置在刮板输送机上方0.30.5m处，开口间距1.1m。工作面由上而下每个作业段采用“单轮、顺序”放顶法。当顶煤厚度过

21、大时，应适当调整采用“两轮等量、顺序”放煤法。第一轮次放煤量为顶煤总量的1/2，然后挡门。待工作面放煤口全部放完一遍后，再按第一轮次放煤方法，进行第二轮次放煤，直到把顶煤放净为止。待移刮板输送机后，清净老塘侧浮煤。7、移刮板运输机待当班采煤段老塘煤放完，攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移当班采煤段刮板运输机，移刮板运输机宽度0.8m，刮板运输机弯度不超过40。第二节 设备选型1、根据工作面要求，切巷选用SGD320/17B型刮板机1部，配用1台17kw电机，其运输能力为40t/h，按工作面最高峰出煤量计算工作面设备运输能力为：Q=2.2601.3585%80%/6=20.2T/h设计切巷刮板机运

22、输能力为40 T/h，远大于20.2T/h，故满足采面运输要求。2、下副巷和运输联巷选用SGB620/40T 型刮板机各1部，配用1台40kw电机，其运输能力为150t/h，远大于20.2T/h和切巷刮板机运输能力40 T/h，故满足采面运输要求。3、下副巷选用650型胶带输送机 1部，配用1台30kw电机。胶带输送能力：输送量200t/h，速度1.3m/s，输送机倾角160,胶带为SSJ-650型，带宽650mm。电机选用YB315MJ-4隔爆型三相异步电动机，功率30KW。Q=KB2VrC(T/a)式中：K货载断面积系数，因是槽形辊，堆积角为300，则K=358B胶带宽度 B=0.65mQ

23、输送量（T/h）V带速1.3m/sr货载集容星（T/）取r=0.6T/mC输送机倾角系数 取C=0.65将各参数代入式中：Q=3580.651.30.6=232.2 T/h，远大于20.2T/h，故满足采面运输要求。4、采区乳化液泵站型号为XRB2B（A）-80/200，2泵1箱。第六章 劳动组织及人员配备1、劳动组织：采用“边采边放”的“三八”制作业方式。2、人员配备：附：人员配备表，表6-13、劳动生产率P=Q/N=554/114=4.86(吨/工)式中：Q工作面日产量，吨 N工作面日出勤，工。 附：工作面人员配备及劳动组织表14031工作面人员配备及劳动组织表序号工 种一 班二 班三 班

24、合 计1采煤工202020602跟班队长11133开溜工33394司泵工22265三铁工11136打眼注水工33397班长33398跟班机电工22269小班、回尾巷工3310回棚工222611合计373740114 第七章 主要技术指标14031工作面主要经济技术指标序 号指标名称单 位数 量1采面可采长度m2602采面可采宽度m603煤层平均倾角度84煤层容重t/m1.355平均煤厚m2.26工业储量万吨6.247可采储量万吨3.948循环进度m19日循环个数个310循环产量t151.511正规循环率%8012回 采 率%8513日 产 量t454.414月 产 量t10905.815回采工

25、效t/工3.1816采面服务时间月3.617采 高m2.018炸药消耗Kg/万吨61519雷管消耗个/万吨250020坑木消耗M/万吨6.8第八章 安全技术措施第一节 现场管理制度1、现场交接班制度每班跟班队长、班长、验收员必须在井下现场交接班，交接班时要交待清楚上班遗留的问题，及下班会出现的问题，并填好相应记录。跟班队长是现场管理的第一责任者，交接班时先检查工作面情况，并对上班遗留问题及当班存在的问题给班组长布置好，安排到位。班组长交接班过程中，发现的主要问题应与跟班队长结合，控制好打眼、放炮、移架、放煤等各个生产环节，指挥职工作业。验收员交接班过程中应说明上一班存在的问题、顶板控制情况及压

26、力分布情况，给职工讲明操作过程中应注意的问题，并填写相应记录。在交接班过程中发现有重大不安全隐患，当班不能解决的，应及时向相关部门汇报，听候安排处理。2、尾巷回收工作面上、下尾巷必须班班回收，必须有跟班队长或班长现场指挥，负责处理回收工作中出现的各种问题，确保回收工作安全。尾巷回收工作必须有三人配合作业，一人观山，二人操作。回收前必须先加固周围支架，清理好退路，只有在确保安全的情况下方可开始回收工作。回收上尾巷时，必须先停止上副巷运输机，并把开关手把打至“0”位闭锁，工作结束前，任何人不准开动运输机。尾巷回收后，若老塘不实，必须充填或强制顶板垮落，并挡好门，防止瓦斯积聚。回收工作完成后，要将回

27、下的单体柱、铰接梁、坑木等拉至两巷20m外宽敞处存放，并码放整齐，严禁堆放在运输机机尾处。若因地质原因需扎杆时，对回收尾巷坑木要制定单项措施，确保回收安全。3、上、下副巷替棚措施工作面上下两巷均为U型钢支架支护，要求超前切巷口510m范围内的支架全部用型钢梁替换下来。为确保替棚工作安全、顺利进行，现制定如下措施：替棚前要备足备齐各种支护材料和工具，并有一定数量预防冒顶的备用材料（钎椽、椽子、荆笆），统一码放在指定位置，不得影响通风和巷道卫生。作业前应先加固施工地点及前后5m的支架，同时，管线、设备加以移设或掩盖，然后将浮煤、杂物清净，保证施工地点巷高1.8m以上,同时选择好躲避退路。替棚时必须

28、坚持先套后回的原则，套二回一，严禁空顶作业，替棚工作采用手镐落煤，不允许开帮。替棚过程中必须严格执行敲帮问顶制，替棚前采用撞楔法向老棚方向上打入一排密度适中的长钎椽超前护顶，同时认真检查顶板塑料网的搭接情况，确认无危险后，方可进行拆除支架工作。替棚必须由经验丰富的老工人施工，专人观山，专人操作，发现问题，及时处理，施工人员必须站在合格棚梁下作业，坚持小拿小取的原则，在替换棚时，严禁闲杂人员通过，必要时要设专人把口，临近不得有人做其它工作。回撤原支架时，应有人统一指挥，作业前先清净周围煤矸杂物，选择好躲避退路，每回一架立即将帮顶背严挡实，严防掉矸伤人及发生冒顶事故。替棚必须由里向外进行，只准一处

29、替棚，严禁两处及以上地点同时施工，拆除老棚时必须拆一架补一架，一架未完成之前，不得拆除下一架，严禁一次同时拆除两棚或两棚以上老棚。顶空处必须用坑木或道木背实，严禁空顶作业。替棚后，浮煤清净，高度达到2m,同时及时用单体柱和铰接顶梁同原超前支护联在一起。替棚过程中通风队要派瓦检工经常检测工作地点及附近瓦斯浓宽，瓦斯超限时，严禁工作。4、放顶煤措施放顶煤期间每个放煤口必须严格控制放煤量，严禁瓦斯超限。如有大块煤或矸石卡住防煤口，可用钢钎、大锤将其打碎，打不碎时可废弃该口，在附近另开防煤口。放顶煤时注意观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板输送机。放顶煤后在老塘侧一般用滞后铁链自动挡门即可，

30、必要时增加使用旧皮带或椽子挡门，防止煤和大块矸石窜入工作面。放煤时，瓦检工要密切注意瓦斯变化情况，当上尾巷瓦斯达到0.7%时，必须马上命令放煤工立即挡门，停止放煤，严禁瓦斯超限。放煤时，严禁摘老塘侧支柱放煤，严禁在支架顶部和高位放煤，严禁爆破放煤。工作面放煤过程中，老塘顶煤或顶板不垮落（面积超过10）时，必须制定专项措施进行处理。第二节 安全技术措施1、顶板管理安全技术措施工作面支架安装要求支架安装前必须先将工字钢支架替换为坑木，然后在安装悬移支架。工作面支架安装时必须编制工作面安装专项安全技术措施，并进行会审。过断层、顶板破碎带及压力大时的移架措施过断层时，由地质测量科提前下发地质预报，必须

31、根据工作面实际情况制定过断层专项安全技术措施。按照过断层、顶板破碎带及压力大时的有关安全技术措施进行护顶或超前支护，尽量缩短顶板暴露时间、缩小顶板暴露面积。移架顺序按正常移架顺序进行。一般采用“带压移架”，即同时打开降柱及移架手把，及时调整降柱手把，使破碎矸石滑向采空区，移架到规定步距后立即升柱。端头支护及两巷管理措施工作面机头、机尾采用ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架6架，支架梁长4m,宽0.96m。 清理上、下副巷杂物, 整修不合格棚子，烂帮烂顶重新打好，开关摆放整齐，电缆吊挂合格，并在两巷超前工作面20m范围内注水，保证注水质量。两巷维护及文明生产管理措施巷道维修工要

32、经常对上下副巷进行检查,发现支架变形要及时扩修,保证巷道符合要求。要求两巷支架完整,金属支架撑木齐全,有效可靠。无断梁折柱，空帮空顶现象。班班检查两巷安全畅通情况，发现问题立即处理。工作面上、下两巷净高不低于2m，人行道宽度不少于0.7m，巷道无积水(长5米,深0.1米)。两巷内的备用设备及材料摆放整齐并悬挂标志牌，荆笆、椽子、拉线管理，成面成线，坑木、小径木、方木等保持外端整齐。 2、爆破管理措施打眼工根据煤质情况进行打眼，煤质松软地段坚持不打眼，工作面瓦斯浓度达到0.8%时停止打眼。经过专门培训的班组长可协助放炮员装药，使用水炮泥屯炮，炮眼口处使用黄土填满封实。“十不装药”规定：采煤工作面

33、超过作业规程规定的控顶距或者有伞檐、离层、片帮危险，支架或支柱不牢，损坏变形，上下出口支护状态不好或不畅通；装药前没检查瓦斯或装药附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时；工作面风量不足时；在装药地点附近20m以内，有未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道断面1/3以上时；炮眼内发现异常，温度骤高骤低，有明显瓦斯涌出、喷孔、夹钎子、煤岩松散、涌水增大等情况时；炮眼内煤（岩）粉没清除干净，炮泥质量不合格或充填不足，不用水炮泥时；工作面正在打眼时；发现炮眼缩小、坍塌或有裂缝时，以及炮眼深度与最小抵抗线小于煤矿安全规程规定时；过断层、冒顶区无安全措施时；有冒顶、透水、瓦斯突出预兆时。“八不放炮”规定：放炮地

34、点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时；工具、液压支架等没加以保护、保护措施不力；工作面放炮地点附近20m内的巷道未洒水降尘时；工作面放炮地点10m内的支架没加固，空顶距超过规定时；放炮母线长度、质量和敷设质量不符合规定时；工作面风量不足时；工作面人员未撤离到警戒线外，或各路警戒岗哨未设置好或人员没点清时；工作面安全出口不畅通，在放炮地点及上下5m内，支架不齐全、不牢固，工作面没有一定量的备用支护材料时。3、一通三防管理措施巷道内材料堆积不能超过巷道断面的1/3，并经常检查清理通风巷道，保证有足够的通风断面。工作面风量满足生产要求，并根据瓦斯涌出情况适当调整。严格执行瓦斯检查制度，工作面瓦斯

35、浓度达到0.8%时暂停生产，回风流中瓦斯浓度达到1.0%时，立即停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。严防工作面瓦斯聚积，要求上、下尾巷与放顶线回齐。加强本区域通风设施管理，严禁损坏通风设施，保证通风系统稳定可靠。每班班长带便携仪并挂在下隅角，同时跟班队长必须带便携，随时检查瓦斯浓度，发现瓦斯超限立即采取相应措施进行处理。移架期间，采煤队必须派专人观察回风巷瓦斯探头，达到0.7%时，及时打电话通知工作面停止工作。4、防火安全技术措施防止外源火灾措施加强机电设备的管理，机头轴、机尾轴、减速器严禁缺油运转，杜绝失爆现象，机头硐室用不燃性材料支护。使用不延燃电缆，加强皮带管理，严防皮带摩擦燃烧，并

36、用不延燃皮带，严禁夹带易燃物品进入工作面。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头等必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送地面处理，不得乱扔乱放。皮带机头段要用不燃性材料封闭，并要有备用砂箱，存放有不少于1m的沙子，准备一台灭火器，灭火器要定期按标准检查，保持完好，井下作业人员必须熟悉灭火器材的使用方法及存放地点。对巷道中出现的空帮、空顶严重的地方，前后5m内，注浆充填，并全断面喷浆封闭。防止内源火灾措施回采期间，工作面两巷坑木要回收干净，老塘煤要放净。工作面遇老巷或回风巷出现冒顶，冒落高度超过2m时，必须搁架处理。严格在CH4、CO、CO2等有害气体超限情况下作业。工作面回采结束后，要在25天内撤除工作面内所有设备及材料，必须在工作面结束45天内对工作面进行永久封闭。5、探放、防治水措施由于该工作面切巷临近尤氏小井采空区，其采空区内可能存在有老空水，掘进时要提前做好小井调查工作，查明老空区积水情况，以便采取措施，确保安全生产。工作面掘进、回采过程中应加强水文探测，施工队要注意水情变化，现场工作人员发现工作面煤壁变暗、发潮、发凉、老塘发生水响声、水量突然增大等异常现象时，应及时报告调度室，采取措施进行