采区方案设计
第一节、采区概况
一、该采区位于三汇三矿五水平东边，东以矿井边界为界，西与七采区相邻，南以+20等高线为界，走向平均长度为1230m ，采区平均倾斜长度560m ，采区面积688800m 2。
采区内有m 1、m 2两层可采煤层，煤层赋春存稳定，煤层倾角20°，东部边界附近的煤层倾角略有变化，倾角由南向北逐渐变缓。 二、采区地质构造。本采区根据勘探和相邻采区揭露的资料看，构造较简单。
三、煤层要素及顶底板特征。
m 1煤层：平均厚度1.2m 。煤的密度1.42t/m3 ，为稳定煤层，含0.1m 夹矸，煤质中硬，节理较发育，高瓦斯煤层。
m 2煤层：平均厚度2.0m ，煤的密度为1.42t/m3，为稳定煤层，结构较为简单，煤质中硬，节理发育，煤与瓦斯突出煤层。 m 1、m 2煤层相距8m 。
m 1煤层伪顶厚0.1m ，为泥岩；直接顶厚4m ，为沙质泥岩；基本顶为粉砂岩，底板上有厚0.3m 的泥质页岩，较松软。 m 2煤层伪顶厚0.4m ，为泥页岩，底板为细质砂岩，无突水危险。 四、采区储量。采区地质储量为314.3万吨，可采储量为283万吨。
第二节、采煤方法及采区生产能力
根据煤层的赋存条件，在m 1煤层及m 2煤层中采用走向长壁综合机械化采煤法同时开采。
M 1煤层采用综合机械化采煤，采煤机的截深为0.5m 。日循环为两采一准。每班割三刀煤，即进1.5m ，日进度为3m ，月进75m 。该工作面日产量：180*1.2*0.5*3*1.42*2=920t； m 2煤层也采用综合机械化采煤，采煤机的截深为0.5m 。日循环为两采一准。每班割三刀煤，即进1.5m ，日进度为3m ，月进75m 。该工作面日产量：180*2*0.5*3*1.43*2=1544t。采区日产量为：920+1544=2464t，月产量为：2464*25=61600t，年产量为：61600*10=61.6万t 。
采区日产量2464t ，月产6.16万吨，年产61.6万吨，服务年限 4.6年。
第三节、采区巷道布置
一、采区形式。采用综合机械化采煤法的采区，要求有一定的走向长度，采区上部走向长度1200m ，下部走向长度1250m ，平均走向长度1230m ，采区采用双翼采区布置，每翼走向长度600m ，已满足综合机械化采煤工作面走向长度的要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。
二、采区上山。根据采区煤层赋存稳定，采区地质构造简单的条件，而采区上山在区段垂高大于50m 的情况下要布置三条上山，即增加一条人行上山，采区上山可提出两种方案。
第一种方案：采区上山联合布置，在距m 2煤层12m 的底板岩层中布置两条上山，运输上山和人车上山合一布置，两条上山相距20m ，上山位于采区走向中央。每区段还布置一条集中运输平巷。
第二方案：三条上山都布置在距m 2煤层20m 的底板岩石中。三条上山相距20m ，三条上山均位于采区走向中央，但不布置区段集中运输平巷。
三、区段巷道，因m 1及m 2煤层均为薄、中厚煤层，可以一次采全高，根据本采区的条件，决定在开采上层煤时使用沿空留巷，使上区段的运输平巷做下区段的回风平巷，而在下一层煤中留5m 小煤柱沿空送巷，区段巷道单巷布置方式。
四、联络巷道。由于采用采区上山联合布置，在联络巷道的布置上，采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式，第一方案的溜煤眼分煤层设置，即m 1、m 2煤层均在本煤层的区段运煤平巷中设溜煤眼与采区运输上山联系；第二方案中m 1、m 2联系也用石门和溜煤眼结合的方式连接。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段平巷联系。行人上山用平巷或斜巷与轨道和运输上山联系。
各方案采区巷道布置图如下： 第一方案：
第二方案：
第四节、方案比较
根据已提出的方案及方案比较的原则，两个方案中相同的部分可以不做比较，故区段巷道不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较！方案的技术比较见下表：
采区方案技术比较表:
采区方案经济比较表:
采区方案经济比较总汇:
第五节、正式方案
在比较方案过后，一方案比二方案更好一些，所以最终选择第一方案。第一方案运输和人车布置在同一巷道中，巷道断面大，便于掘进，这样减少了一条巷道，通风网路也简单了。第一方案有区段集中运输平巷，可以用来对m 2煤层进行穿层预抽，对开采m 2时瓦斯压力降低很多！而抽出来的瓦斯还可以民用或瓦斯发电。所以第一方案优于第二方案！
第六节、采煤、掘进接替表
一、采煤工作面接替表
二、采区掘进接替表:
巷道施工工艺
1、巷道施工方法及作业方式 （1）、巷道施工方式：采用7655型风锤打眼放炮掘进，用手镐、撬棍剔刷成巷，人工撮煤（矸）。施工m 2运输巷时，严禁动用风镐。
（2）作业方式：采用“三八制”平行作业；
（3）施工工艺流程：检查该巷道沿途安全——打眼——吹眼内煤粉——装药联线——放炮——撮煤——打锚杆眼——洗眼——上锚杆——铺网锁紧（临时固定）——加垫板上螺帽（锁紧钢筋梯和锚网）——支护质量检查。
2、施工前准备 （1）、坚持敲帮问顶制度，进班时，由班组长及安全员对该巷道进行
全面的检查，确认该巷道无危险时，方可允许工作人员进入工作面。
3、进入工作面，首先由班组长组织人员延腰线，检查风水管路是否完好，到位。
（1）、工作面采用7655型风锤三台，二台工作、一台备用（附断面炮眼布置图）。
（2）、工作面采用KB ——100型放炮器。 （3）、使用煤矿许用乳化炸药和1——3段延期毫秒电雷管。 （4）、全断面一次放炮成巷。 （5）、采取正向起爆（附爆破参数表）。 4、瞎炮处理方法及安全注意事项：
处理瞎炮必须在班组长直接指导下进行，并应当班处理完毕，处理瞎炮时，应做到以下几点：
（1）、由于联线不良造成的瞎炮，可重新联线起爆。 （2）、确认是由雷管或炸药原因，在距瞎炮0.3m 处另打平行于瞎炮眼的新炮眼，重新装药起爆。
（3）、严禁用手镐或直接从炮眼中拉出药卷或雷管。 （4）、处理瞎炮后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆雷管。 （5）、处理瞎炮时，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的事。 （6）、处理瞎炮时，原有的站岗地点不撤岗。 5、通风 （1）、巷道掘进采用压入式通风方式：采用11KW 局部通风机供风，供风量为200m ³/min，而工作面实际80m ³/min就能满足要求。
（2）、风筒直径400mm ，局部通风机安装在进风流20m 以外的安全不隐患的地方。
（3）、巷道供风必须实行“三专二闭锁”，并定期检查。 （4）、风筒口距工作面碛头距离不得超过5m 。
6、巷道采用15Kg 钢轨，轨距600mm ，掘进时由施工队钉临时路，随掘进延长而延长。
7、支护 （1）、巷道断面为梯形断面，断面规格：巷道中净高2.4m ，断面内必须见顶板；巷道净宽2.6m 。
（2）、端面内支护采用锚杆、钢筋梯、锚网支护（附巷道端面图）。 8、防尘 （1）、个人配戴防尘口罩，坚持湿式打眼，放炮时碛头附近3——5m 范围内用喷雾防尘装置及放炮后洒水防尘。
（2）、炮眼封堵坚技术安全措施持使用水炮泥和黄泥。撮煤时坚持先洒水防尘，后开工作业。
第七节、采煤方法
对于m 1、m 2煤层都设计采用综合机械化采煤！有工作面支护的机械化，产煤量才能保证。工作面的破煤、装煤、运煤、移输送机、支液压支架等主要工序全部实现机械化，大幅度的降低工人的劳动强度，提高了单产及安全性。 M 1煤层工作面的设备配备：
M 2煤层工作面的设备配备：
第八节、安全措施
一、防止冒顶措施
1、严格执行敲帮问顶制度，进班时，由班组长检查工作面内巷道的安全，在确认无安全隐患时，方可允许工作人员进入工作面工作。
2、施工时如发现工作面内有安全隐患，班组长应立即组织人员处理。在处理过程中要做到“不安全不生产，隐患未排除不生产，”的要求。 每放炮一次，及时洒水撮煤，及时支护，防止顶板暴露时间过长而跨落。如遇顶板破碎，必须打临时支护，严禁空顶作业。
3、煤层松软时，应适当的减少装药量。防止顶板冒落或煤壁片帮。 4、在巷道施工中，必须按腰线摸煤层顶板走，严禁留顶煤。特殊情况如遇断层除外（措施另编）。
2、 施工锚眼时，如遇顶板破碎时，必须进行临时加固后，方可进行锚眼施工。施工中必须按照措施执行，即孔距０. ８m 、孔深１.9m ，其孔深不得超±50mm ，孔距不得超过±１５０mm 。其施工锚眼角度应根据顶板和煤壁的铅垂面而施工。具体由技术员在现场指导。
3、 施工锚眼时, 严禁留顶煤, 必须在见顶板的情况下施工. 在施工过程中必须时刻注意顶板变化情况, 如遇顶板离层或掉渣时, 必须停止打眼, 采取加固措施稳定顶板后, 方可恢复工作。
4、 锚杆和锚网时，必须派专人观察顶板情况，在顶板完好安全的情况下施工。施工时严禁材料行人等堵塞退路。
二 防止瓦斯积聚措施
１、 工作面设专职瓦检员，随时进行瓦斯检查，当工作面风流中瓦斯浓度达到１. ５％时，或回风流中瓦斯浓度超过１. ０％时，立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中，待处理好后方可作业。
２、 不得随意停启局部通风机，风筒必须吊挂平直、无脱节、破口，以保证碛头有足够的风量、风速。碛头悬挂便携式瓦检报警仪一台。
３、 风筒出风口距碛头的距离不得超过５m ，防止碛头涌出的瓦斯不能被吹散而引起瓦斯积聚。
４、 因停电停风原因而引起的瓦斯积聚，必须经排放瓦斯后方可施工。
５、 巷道有跨塌高冒处应及时封闭严密，以防止瓦斯积聚。 ６、 坚持用好瓦斯监控装置，通风管理部门要严格按规定校验，并加强日常检查维修工作，保证灵敏可靠。
三、防止突出措施
在开采时，在集中运输平巷先进行穿层预抽，降低瓦斯浓度，解放煤层瓦斯压力。在 运输巷中每隔30m 一个布置一个瓦斯抽放机。
本工作面已在被保护范围，本着安全生产的原则，施工前进行瓦斯效果检验，效果检验孔深１０，孔径４２mm ，沿断面垂直布置４个孔。有效卸压半径０. ５m 以上。在每项指标都不超的情况下，掘进６m ，每次余有效孔深４m ，从新进行效果检验。
5、 防尘措施 １、 坚持湿式打眼，坚持使用水炮泥，撮煤矸前先进行洒水降尘，施工人员应佩带防尘口罩。
２、 在碛头后４０——５０m 范围内安设洒水喷雾装置。撮煤矸、放炮大，必须开启喷雾。
３、 定期对巷道进行冲洗，防止粉尘积聚。 6、 防灭火措施
1、炮眼内的煤粉必须清除干净，不得使用变质炸药。
2、坚持使用水炮泥和黄泥充填满炮眼，不得使用可燃性材料作充填物。
3、巷道内的浮煤及时清理，定期冲洗巷道，防止粉尘积聚。 4、炮眼深０. ６m 以下严禁装药。未装药的富于孔应用黄泥封堵满。
四、防止水措施
本工作面不采取专门的防止水措施。但掘进过程中，若发现有水灾
预兆时，必须先探后掘，有疑必探的探放水原则。
五、锚杆支护措施
１、 施工锚眼时，锚眼的角度严格按照措施及施工断面锚杆布置图施工，其孔距为0.8m ，孔深1.9m, 其偏差不得超过±150mm 。在巷道中央每隔3m 施工一个深5.5m 的锚索锚孔。
２、 锚眼打好后，应先将孔内的粉尘清洗干净，在锚杆的前端装两节树脂由锚杆顶至锚孔的顶端，再旋转锚杆，使树脂受到破坏，慢慢的旋转锚杆3——5min ，使树脂充分的受到破坏而迅速的疑固。
３、 待锚杆稳固后，铺设锚网，锚网下面铺设钢筋梯，每根锚杆上面戴一木垫，以增大于顶板的接触面。再在木垫下面上螺冒。上螺冒时必须要等锚杆的疑固时间在10min 以上。铺设锚网时，锚网的接头尽量处于锚杆处。
４、 上锚杆时，锚杆上的木垫一定要于顶板接触严实，严禁锚杆上的木垫与顶板或煤壁有空隙。
５、 锚杆疑固时间在30min 以后，方可用扳手紧锚螺，并每隔3用拉力计抽查一根锚杆的受力是否达到设计的要求，在测试的过程中，拉力计上的数字达到要求以后，就不要再用力去测试，以免损坏锚杆的受力面。
六、放炮技术安全措施
１、 严格执行“一炮三检制”，当放炮地点附近20m 范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁装药放炮。
２、 施工过程中，全断面实行大串连，与次起爆成巷，严禁分次装药、连线、放炮。
３、 严格按照爆破说明书装药，雷管对号入座，采用正向爆破。 ４、 施工中有时会与采煤工作面形成串连通风，为了减少对采煤工作面安全威胁。施工队每班放出班炮。
５、 工作面放炮严格按照《煤矿安全规程》有关规定进行，若出现瞎炮时，按《煤矿安全规程》第342条规定执行。
６、 放炮前由班组长负责组织人员设岗，严禁漏岗。
７、 放炮时，放炮员要做放炮示警；放炮后，待炮烟吹散后，方可进入碛头。进入碛前首先观察瓦斯监测分站显示的瓦斯浓度情况，若出现异常，严禁如内，并向调度室汇报。
七、其他技术安全措施头
１、 M 2煤层为突出煤层，工作严禁使用风镐。 ２、 工作面碛头至轨面距离约1.4——2.0m 。
３、 煤矸实行分装分运，严峻煤矸混装。
八、避灾路线
１、 冒顶或透水灾害；工作面--—回风平巷----总回风巷 ２、 瓦斯灾害；工作面——压风自救器装置----运输平巷----人车斜巷-----运输大巷。
采区方案设计
第一节、采区概况
一、该采区位于三汇三矿五水平东边，东以矿井边界为界，西与七采区相邻，南以+20等高线为界，走向平均长度为1230m ，采区平均倾斜长度560m ，采区面积688800m 2。
采区内有m 1、m 2两层可采煤层，煤层赋春存稳定，煤层倾角20°，东部边界附近的煤层倾角略有变化，倾角由南向北逐渐变缓。 二、采区地质构造。本采区根据勘探和相邻采区揭露的资料看，构造较简单。
三、煤层要素及顶底板特征。
m 1煤层：平均厚度1.2m 。煤的密度1.42t/m3 ，为稳定煤层，含0.1m 夹矸，煤质中硬，节理较发育，高瓦斯煤层。
m 2煤层：平均厚度2.0m ，煤的密度为1.42t/m3，为稳定煤层，结构较为简单，煤质中硬，节理发育，煤与瓦斯突出煤层。 m 1、m 2煤层相距8m 。
m 1煤层伪顶厚0.1m ，为泥岩；直接顶厚4m ，为沙质泥岩；基本顶为粉砂岩，底板上有厚0.3m 的泥质页岩，较松软。 m 2煤层伪顶厚0.4m ，为泥页岩，底板为细质砂岩，无突水危险。 四、采区储量。采区地质储量为314.3万吨，可采储量为283万吨。
第二节、采煤方法及采区生产能力
根据煤层的赋存条件，在m 1煤层及m 2煤层中采用走向长壁综合机械化采煤法同时开采。
M 1煤层采用综合机械化采煤，采煤机的截深为0.5m 。日循环为两采一准。每班割三刀煤，即进1.5m ，日进度为3m ，月进75m 。该工作面日产量：180*1.2*0.5*3*1.42*2=920t； m 2煤层也采用综合机械化采煤，采煤机的截深为0.5m 。日循环为两采一准。每班割三刀煤，即进1.5m ，日进度为3m ，月进75m 。该工作面日产量：180*2*0.5*3*1.43*2=1544t。采区日产量为：920+1544=2464t，月产量为：2464*25=61600t，年产量为：61600*10=61.6万t 。
采区日产量2464t ，月产6.16万吨，年产61.6万吨，服务年限 4.6年。
第三节、采区巷道布置
一、采区形式。采用综合机械化采煤法的采区，要求有一定的走向长度，采区上部走向长度1200m ，下部走向长度1250m ，平均走向长度1230m ，采区采用双翼采区布置，每翼走向长度600m ，已满足综合机械化采煤工作面走向长度的要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。
二、采区上山。根据采区煤层赋存稳定，采区地质构造简单的条件，而采区上山在区段垂高大于50m 的情况下要布置三条上山，即增加一条人行上山，采区上山可提出两种方案。
第一种方案：采区上山联合布置，在距m 2煤层12m 的底板岩层中布置两条上山，运输上山和人车上山合一布置，两条上山相距20m ，上山位于采区走向中央。每区段还布置一条集中运输平巷。
第二方案：三条上山都布置在距m 2煤层20m 的底板岩石中。三条上山相距20m ，三条上山均位于采区走向中央，但不布置区段集中运输平巷。
三、区段巷道，因m 1及m 2煤层均为薄、中厚煤层，可以一次采全高，根据本采区的条件，决定在开采上层煤时使用沿空留巷，使上区段的运输平巷做下区段的回风平巷，而在下一层煤中留5m 小煤柱沿空送巷，区段巷道单巷布置方式。
四、联络巷道。由于采用采区上山联合布置，在联络巷道的布置上，采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式，第一方案的溜煤眼分煤层设置，即m 1、m 2煤层均在本煤层的区段运煤平巷中设溜煤眼与采区运输上山联系；第二方案中m 1、m 2联系也用石门和溜煤眼结合的方式连接。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段平巷联系。行人上山用平巷或斜巷与轨道和运输上山联系。
各方案采区巷道布置图如下： 第一方案：
第二方案：
第四节、方案比较
根据已提出的方案及方案比较的原则，两个方案中相同的部分可以不做比较，故区段巷道不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较！方案的技术比较见下表：
采区方案技术比较表:
采区方案经济比较表:
采区方案经济比较总汇:
第五节、正式方案
在比较方案过后，一方案比二方案更好一些，所以最终选择第一方案。第一方案运输和人车布置在同一巷道中，巷道断面大，便于掘进，这样减少了一条巷道，通风网路也简单了。第一方案有区段集中运输平巷，可以用来对m 2煤层进行穿层预抽，对开采m 2时瓦斯压力降低很多！而抽出来的瓦斯还可以民用或瓦斯发电。所以第一方案优于第二方案！
第六节、采煤、掘进接替表
一、采煤工作面接替表
二、采区掘进接替表:
巷道施工工艺
1、巷道施工方法及作业方式 （1）、巷道施工方式：采用7655型风锤打眼放炮掘进，用手镐、撬棍剔刷成巷，人工撮煤（矸）。施工m 2运输巷时，严禁动用风镐。
（2）作业方式：采用“三八制”平行作业；
（3）施工工艺流程：检查该巷道沿途安全——打眼——吹眼内煤粉——装药联线——放炮——撮煤——打锚杆眼——洗眼——上锚杆——铺网锁紧（临时固定）——加垫板上螺帽（锁紧钢筋梯和锚网）——支护质量检查。
2、施工前准备 （1）、坚持敲帮问顶制度，进班时，由班组长及安全员对该巷道进行
全面的检查，确认该巷道无危险时，方可允许工作人员进入工作面。
3、进入工作面，首先由班组长组织人员延腰线，检查风水管路是否完好，到位。
（1）、工作面采用7655型风锤三台，二台工作、一台备用（附断面炮眼布置图）。
（2）、工作面采用KB ——100型放炮器。 （3）、使用煤矿许用乳化炸药和1——3段延期毫秒电雷管。 （4）、全断面一次放炮成巷。 （5）、采取正向起爆（附爆破参数表）。 4、瞎炮处理方法及安全注意事项：
处理瞎炮必须在班组长直接指导下进行，并应当班处理完毕，处理瞎炮时，应做到以下几点：
（1）、由于联线不良造成的瞎炮，可重新联线起爆。 （2）、确认是由雷管或炸药原因，在距瞎炮0.3m 处另打平行于瞎炮眼的新炮眼，重新装药起爆。
（3）、严禁用手镐或直接从炮眼中拉出药卷或雷管。 （4）、处理瞎炮后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆雷管。 （5）、处理瞎炮时，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的事。 （6）、处理瞎炮时，原有的站岗地点不撤岗。 5、通风 （1）、巷道掘进采用压入式通风方式：采用11KW 局部通风机供风，供风量为200m ³/min，而工作面实际80m ³/min就能满足要求。
（2）、风筒直径400mm ，局部通风机安装在进风流20m 以外的安全不隐患的地方。
（3）、巷道供风必须实行“三专二闭锁”，并定期检查。 （4）、风筒口距工作面碛头距离不得超过5m 。
6、巷道采用15Kg 钢轨，轨距600mm ，掘进时由施工队钉临时路，随掘进延长而延长。
7、支护 （1）、巷道断面为梯形断面，断面规格：巷道中净高2.4m ，断面内必须见顶板；巷道净宽2.6m 。
（2）、端面内支护采用锚杆、钢筋梯、锚网支护（附巷道端面图）。 8、防尘 （1）、个人配戴防尘口罩，坚持湿式打眼，放炮时碛头附近3——5m 范围内用喷雾防尘装置及放炮后洒水防尘。
（2）、炮眼封堵坚技术安全措施持使用水炮泥和黄泥。撮煤时坚持先洒水防尘，后开工作业。
第七节、采煤方法
对于m 1、m 2煤层都设计采用综合机械化采煤！有工作面支护的机械化，产煤量才能保证。工作面的破煤、装煤、运煤、移输送机、支液压支架等主要工序全部实现机械化，大幅度的降低工人的劳动强度，提高了单产及安全性。 M 1煤层工作面的设备配备：
M 2煤层工作面的设备配备：
第八节、安全措施
一、防止冒顶措施
1、严格执行敲帮问顶制度，进班时，由班组长检查工作面内巷道的安全，在确认无安全隐患时，方可允许工作人员进入工作面工作。
2、施工时如发现工作面内有安全隐患，班组长应立即组织人员处理。在处理过程中要做到“不安全不生产，隐患未排除不生产，”的要求。 每放炮一次，及时洒水撮煤，及时支护，防止顶板暴露时间过长而跨落。如遇顶板破碎，必须打临时支护，严禁空顶作业。
3、煤层松软时，应适当的减少装药量。防止顶板冒落或煤壁片帮。 4、在巷道施工中，必须按腰线摸煤层顶板走，严禁留顶煤。特殊情况如遇断层除外（措施另编）。
2、 施工锚眼时，如遇顶板破碎时，必须进行临时加固后，方可进行锚眼施工。施工中必须按照措施执行，即孔距０. ８m 、孔深１.9m ，其孔深不得超±50mm ，孔距不得超过±１５０mm 。其施工锚眼角度应根据顶板和煤壁的铅垂面而施工。具体由技术员在现场指导。
3、 施工锚眼时, 严禁留顶煤, 必须在见顶板的情况下施工. 在施工过程中必须时刻注意顶板变化情况, 如遇顶板离层或掉渣时, 必须停止打眼, 采取加固措施稳定顶板后, 方可恢复工作。
4、 锚杆和锚网时，必须派专人观察顶板情况，在顶板完好安全的情况下施工。施工时严禁材料行人等堵塞退路。
二 防止瓦斯积聚措施
１、 工作面设专职瓦检员，随时进行瓦斯检查，当工作面风流中瓦斯浓度达到１. ５％时，或回风流中瓦斯浓度超过１. ０％时，立即停止作业，撤出人员至新鲜风流中，待处理好后方可作业。
２、 不得随意停启局部通风机，风筒必须吊挂平直、无脱节、破口，以保证碛头有足够的风量、风速。碛头悬挂便携式瓦检报警仪一台。
３、 风筒出风口距碛头的距离不得超过５m ，防止碛头涌出的瓦斯不能被吹散而引起瓦斯积聚。
４、 因停电停风原因而引起的瓦斯积聚，必须经排放瓦斯后方可施工。
５、 巷道有跨塌高冒处应及时封闭严密，以防止瓦斯积聚。 ６、 坚持用好瓦斯监控装置，通风管理部门要严格按规定校验，并加强日常检查维修工作，保证灵敏可靠。
三、防止突出措施
在开采时，在集中运输平巷先进行穿层预抽，降低瓦斯浓度，解放煤层瓦斯压力。在 运输巷中每隔30m 一个布置一个瓦斯抽放机。
本工作面已在被保护范围，本着安全生产的原则，施工前进行瓦斯效果检验，效果检验孔深１０，孔径４２mm ，沿断面垂直布置４个孔。有效卸压半径０. ５m 以上。在每项指标都不超的情况下，掘进６m ，每次余有效孔深４m ，从新进行效果检验。
5、 防尘措施 １、 坚持湿式打眼，坚持使用水炮泥，撮煤矸前先进行洒水降尘，施工人员应佩带防尘口罩。
２、 在碛头后４０——５０m 范围内安设洒水喷雾装置。撮煤矸、放炮大，必须开启喷雾。
３、 定期对巷道进行冲洗，防止粉尘积聚。 6、 防灭火措施
1、炮眼内的煤粉必须清除干净，不得使用变质炸药。
2、坚持使用水炮泥和黄泥充填满炮眼，不得使用可燃性材料作充填物。
3、巷道内的浮煤及时清理，定期冲洗巷道，防止粉尘积聚。 4、炮眼深０. ６m 以下严禁装药。未装药的富于孔应用黄泥封堵满。
四、防止水措施
本工作面不采取专门的防止水措施。但掘进过程中，若发现有水灾
预兆时，必须先探后掘，有疑必探的探放水原则。
五、锚杆支护措施
１、 施工锚眼时，锚眼的角度严格按照措施及施工断面锚杆布置图施工，其孔距为0.8m ，孔深1.9m, 其偏差不得超过±150mm 。在巷道中央每隔3m 施工一个深5.5m 的锚索锚孔。
２、 锚眼打好后，应先将孔内的粉尘清洗干净，在锚杆的前端装两节树脂由锚杆顶至锚孔的顶端，再旋转锚杆，使树脂受到破坏，慢慢的旋转锚杆3——5min ，使树脂充分的受到破坏而迅速的疑固。
３、 待锚杆稳固后，铺设锚网，锚网下面铺设钢筋梯，每根锚杆上面戴一木垫，以增大于顶板的接触面。再在木垫下面上螺冒。上螺冒时必须要等锚杆的疑固时间在10min 以上。铺设锚网时，锚网的接头尽量处于锚杆处。
４、 上锚杆时，锚杆上的木垫一定要于顶板接触严实，严禁锚杆上的木垫与顶板或煤壁有空隙。
５、 锚杆疑固时间在30min 以后，方可用扳手紧锚螺，并每隔3用拉力计抽查一根锚杆的受力是否达到设计的要求，在测试的过程中，拉力计上的数字达到要求以后，就不要再用力去测试，以免损坏锚杆的受力面。
六、放炮技术安全措施
１、 严格执行“一炮三检制”，当放炮地点附近20m 范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁装药放炮。
２、 施工过程中，全断面实行大串连，与次起爆成巷，严禁分次装药、连线、放炮。
３、 严格按照爆破说明书装药，雷管对号入座，采用正向爆破。 ４、 施工中有时会与采煤工作面形成串连通风，为了减少对采煤工作面安全威胁。施工队每班放出班炮。
５、 工作面放炮严格按照《煤矿安全规程》有关规定进行，若出现瞎炮时，按《煤矿安全规程》第342条规定执行。
６、 放炮前由班组长负责组织人员设岗，严禁漏岗。
７、 放炮时，放炮员要做放炮示警；放炮后，待炮烟吹散后，方可进入碛头。进入碛前首先观察瓦斯监测分站显示的瓦斯浓度情况，若出现异常，严禁如内，并向调度室汇报。
七、其他技术安全措施头
１、 M 2煤层为突出煤层，工作严禁使用风镐。 ２、 工作面碛头至轨面距离约1.4——2.0m 。
３、 煤矸实行分装分运，严峻煤矸混装。
八、避灾路线
１、 冒顶或透水灾害；工作面--—回风平巷----总回风巷 ２、 瓦斯灾害；工作面——压风自救器装置----运输平巷----人车斜巷-----运输大巷。