煤 矿 实 习 报 告.docx
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煤矿实习报告
煤矿实习报告
实习煤矿：
山西柳林大庄煤矿有限责任公司
实习日期：
2012年4月1４日-5月12日
班级：
姓名：
闫海平
提交时间：
2012年5月12日
煤矿实习报告
一、实习单位简介
山西柳林大庄煤矿前身为柳林县国营大庄煤矿，位于柳林县北端西王家沟乡大庄村,北与临县交界,南与离石市接壤,处于临县和离石市的交接处,其工业广场距柳林县城30公里,1947年建矿，1949年投产，2003年改制为民营企业并组建公司，2008年完成45万吨/年改扩建并通过验收，2009年山西省煤矿企业兼并重组，对原柳林县骆驼局煤矿、山西柳林文安煤业有限责任公司进行整合，整合后煤矿井田面积6.0058km2，批准开采4-9号煤层，根据资源储量报告4-9号煤层地质资源/储量为34.68Mt，可采储量为16.8719Mt.矿井设计生产能力：
1.2Mt/a；服务年限10.2a。
二、实习目的及意义
通过本次生产实习，巩固学生所学的专业理论知识，加深对所学基础知识及专业理论知识的理解，进一步巩固和扩大专业知识面，锻炼学生在采矿开采技术领域发现问题、分析问题、解决问题及实际动手能力，培养学生劳动意识。
为后续课程的学习和走向工作岗位打下坚实的实践基础。
三、实习内容
（一）、地理位置及交通
大庄煤矿位于山西省柳林县王家沟乡大庄村，北与临县交界，东南与离石市接壤，南距柳林县城20余公里。
矿区交通有太原—军渡公路途经离石和柳林县城，公路途经大庄煤矿，并于井田南面王家沟乡与柳林—西王家沟公路交汇，柳林县有307国道及孝（义）—柳（林）铁路与全国各地相通。
（二）、地质赋存条件及煤质
井田面积6.0058KM2，井田范围内可采煤层有山西组一段4号煤层、太原组—段8号煤层和9号煤层，目前，开采8号煤层，8号煤层为中灰、中硫、低磷煤，沉积稳定，全区可采。
煤层结构简单，偶含1-2层夹矸，位于太原组一段顶部。
顶板为L3灰岩，底板为泥岩、粉砂质泥岩。
煤层厚度1.79-3.20，平均厚度2.69米，属全区赋存较稳定可采中厚煤层。
（三）、矿井储量及服务年限
矿井保有储量为45168.74kt，可采储量为37413.0kt，服务年限为10.8年。
（四）、瓦斯等级和涌出量
从井田煤层赋存情况分析，煤层开采过程中，瓦斯涌出主要来自煤层，涌出形式为普通涌出。
根据地质报告，8#煤层瓦斯含量为3.81m3/t；9#煤层瓦斯含量为2.21m3/t。
均为低瓦斯煤层。
据山西省煤炭工业局2011年度瓦斯等级鉴定：
矿井绝对瓦斯涌出量为0.46m3/min；相对瓦斯涌出量为0.42m3/t，属低瓦斯矿井。
（五）水文地质
1、含水层（顶部和底部）分析
该工作面充水水源主要为煤层顶板砂岩裂隙水。
2、其他水源的分析
815工作面之上为原4#层文安煤业实体，局部地段有采空区，低洼处可能会有积水，通过8#层顶板石灰岩层局部地带裂隙，并有导水倾向，在施工过程中必须注意观察顶板淋水，底板及采空区涌水情况，在低洼处安设水泵，做好排水的准备工作，发现异常时及时向有关部门汇报。
3、涌水量
正常涌水量：
预计回采过程中工作面正常涌水量为0.5m3/h。
最大涌水量：
工作面最大涌水量为20m3/h。
（六）、煤层自燃发火性及煤尘爆炸性
2011年经山西省煤矿矿用安全产品检验中心对本矿8#、9#煤层进行煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定：
本矿8#、9#煤尘均有爆炸性，煤层自燃倾向性属Ⅱ级自燃煤层。
（七）、矿井开拓方式：
三竖井综合开拓。
（1）、主立井井筒直径为4.5m，采用混凝土砌碹，担负全矿井的煤炭提升和进风任务，兼作安全出口。
装备2JK-2.5/20E型双滚筒提升机，一对6T非标箕斗，提升机电控为原主机厂配套电控，电气保护设有短路、过载及欠电压等保护，设备及各类保护运行可靠。
（2）、副立井井筒直径为4.0m，采用混凝土砌碹，装备2JK-2/30E型双滚筒提升机，一个容纳20人的防坠罐笼，采用一罐一锤双钩提升方式，担负全矿的人员、材料、设备等辅助提升任务并兼作进风井。
提升机电控为原主机厂配套电控，设有动力制动及后备保护功能，电气保护设有短路、过载及欠电压等保护，设备及各类保护运行可靠。
（3）、回风立井井筒直径为4.0m（利用原主提升井）采用混凝土砌碹，作为全矿井的专用回风井兼作安全出口。
（4）、井田开拓大巷布置：
副立井井筒落底在9#煤层，在+753.626m处设置水平井底车场，主立井井筒落底在9#煤层底板岩石中，在井筒南侧+748m处开凿井底煤仓，并沿煤层布置大巷，清理撤煤系统采用斜巷轨道运输的方式。
主提升井西侧9#煤层上布置中央变电所、中央水泵房。
（5）、采区划分及大巷布置：
全井田各煤层均划分为二个采区，共划分为四个采区，布局合理。
采用倾向长壁巷道布置体系为主的开拓巷道布置方式。
8#、9#两层煤开拓巷道基本重迭布置的方式。
初期共布置8#煤东轨道上山、8#煤回风上山和8#煤西轨道下山，8#煤回风下山与9#煤西胶带下山，9#煤西轨道下山重叠布置，系统合理。
（八）、采掘工作面设备配置：
矿井布置一个综采工作面，二个综掘工作面，综采工作面安装ZY4800-17/35支撑掩护式支架，MGTY-250/600W、的电磁调速电牵引采煤机，SGZ-764/400刮板机运煤，顺槽安装DSJ1000/2×125可伸缩带式输送机。
综掘工作面装备EBZ-120CJ综掘机。
支护均采用锚杆+锚索+W钢带+金属网支护。
（九）、矿井通风系统
①、属低瓦斯矿井，现已形成完整可靠的独立系统。
三个竖井井筒，两进一回。
通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式负压通风。
2011年配备了同等能力的FBCDZ-30型防爆对旋轴流式主要通风机两台，型号为FBCDZ№30/2×280KW，对旋轴流通风机，电机功率为2×280KW，风量范围为80～160m3/s，风压范围为800～3300Pa，叶轮直径：
3000mm，主扇装有在线微机自动监测系统，可以连续监测风机的运转情况，并按规定配备了甲烷、负压、开停、风速等各类传感器。
对井下环境进行检测，为全矿的安全生产提供了可靠的保证。
、采掘工作面通风
矿井采掘工作面均采用独立通风系统，系统稳定合理，安全可靠。
采煤工作面采用一进一回U型通风方式。
掘进工作面采用FBDN02×30KW对旋轴流式局部通风机两台压入式通风，局部通风机及其机电设备均设在新鲜风流中，无不合理的串联通风及循环风现象。
并实现了“三专两闭锁”、“双风机双电源自动切换”，避免了无计划停风现象，保证局部通风的连续性、可靠性。
（十）、供电方式
矿井建有35KV变电站一座，两回路电源供电，地面变电所采用电压等级10KV母线，为单母线分段供电。
井下供电采用10KV下井，双回路电源引自地面35KV变电站，电缆经过主井井筒敷设至中央变电所，所内设四台矿用干式变压器及12台隔爆高压真空装置，担负全井下的供电负荷。
三大保护齐全、可靠，能满足安全生产供电需求。
（十一）、运输方式
矿井主立井提升设备采用2JK—2.5/20E矿用提升机，一对6t箕斗双钩提升，担负全矿原煤提升任务；副立井提升设备采用2JK—2/30E矿用提升机，“一罐一锤”提升方式，装备一个容纳20人的防坠罐笼，完成全矿井矸石提升、人员升降、下放材料设备等辅助提升任务；井下主运输为胶带运输机，构成从采掘工作面至主井井底煤仓的连续原煤运输系统；辅助运输系统为新型无极绳绞车和1吨矿车，担负全矿的出矸和运料任务。
（十二）、供、排水系统
矿井防尘洒水、消防供水采用合流制系统，水源来自处理后的井下排水，其水质符合标准。
井下消防洒水管路由地面Ｖ＝600m3高山水池，经主立井减压后下至井底，然后送至洒水使用地点，井下消防洒水管路采用枝状管网，管材采用SRPE矿用管，采用法兰连接，闸阀用法兰连接，管道敷设U型无腿托架固定在巷道侧壁上。
中央水泵房安装3台MD85—45×5水泵，一台运行，一台备用，一台检修，安装两趟φ133×4mm排水管路，从主水仓通过管子道排至地面水处理站。
（十三）、采煤工艺
该面采用单一煤层一次采全高走向长壁式全部跨落法的综合机械化采煤法采煤。
采用MG250/600—WD型机载交流变频调速销轨式采煤机割煤，利用机组滚筒叶片和运输机铲煤板将煤自行装入运输机，SGZ764/400型双中链可弯曲刮板运输机运煤，ZY4800/17/35型掩护式液压支架支护顶板。
生产工艺过程如下：
割煤→移架→返空刀→推移后半部刮板输送机→割煤→移架→推移前半部刮板输送机。
具体工艺如下：
（1）、采煤机割煤、装煤
采煤机采用单向割煤，往返一次进一刀，采煤机进刀方式采用中部斜切进刀，割刀时前滚筒沿顶板开采，后滚筒割底刀，两滚筒旋转方向相背，煤壁要割平直。
（2）、移架
该面支架均为本架手动操作，移架工作按采煤机前进方向依次进行，移动步距0.6m。
在顶板完整，压力不大的情况下，滞后采煤机后滚筒2～3架，若顶板破碎或来压时，滞后采煤机前滚筒2～3架，并承载移架，一次移到位，若移架速度赶不上机组牵引速度时，可放慢采煤机牵引速度或停机。
移架过程中应随时调整支架，支架移好后，及时升紧，并呈一直线，各操作手把及时打至“0”位。
（3）、推移刮板输送机
当采煤机割前半部煤时，推移后半部刮板输送机，弯曲段长度不小于15m，并保持弯曲段圆滑。
当采煤机割后半部煤时，推移前半部刮板输送机，弯曲段长度不小于15m，并保持弯曲段圆滑，移过的刮板输送机必须保持平、稳、直。
（十四）、工作面的支护设计
液压支架支护强度验算
（1）、经验计算支护强度：
依据公式P1＝9.81×h×r×k
＝9.81×2.8×2.5×8
＝549.36KN/m
=0.55MPa
式中:
P1—工作面合理支护强度
h—采高
ｒ—顶板岩石平均容重，取2.5t/m3
k—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高成正比，一般取4—8
（2）、支护设备选择：
本工作面选用ZY4800/17/35型掩护式液压支架，其额定支护强度为0.737-0.784Ma。
根据工作面条件与支架适应条件，工作面支护强度大于顶板来压强度，所以ZY4800/17/35型掩护式支架适合本工作面使用，本工作面倾斜长度为153m，上端头使用2架ZYT4800/17/35型液压支架，工作面布置102架ZY4800/17/35型液压支架，下端头使用2架ZYT4800/17/35型液压支架，从皮带运输巷到回风巷依次编号为1-102号支架。
（十五）劳动组织
1、作业形式
采用“三八”制作业方式，二采一准的形式生产，即早班准备，其余二个班生产，生产班检修工及时处理生产过程中出现的问题，检修班负责全面检修，确保正常生产。
2、劳动组织，见表10
表10劳动组织图表
早检修班
二班
三班
合计
跟班队长
1
1
1
3
班组长
5
1
1
7
采煤机司机
2
2
2
6
支架工
4
4
4
12
三机工
7
3
3
13
支护工
3
3
3
9
泵站工
1
1
1
3
巷道维护工
2
2
2
6
电工
5
1
1
7
标准化验收员
1
1
管理人员
6
6
合计
36
19
18
73
3、巷道布置
（1）、采区设计、采区巷道布置概况
本采区采用两条巷布置，一条为回风兼安全出口（用于行人及回风）；一条为机轨合一进风巷，用于人员行走和煤炭运输及各种材料、设备的运输等。
在大巷北侧西部布置815工作面。
（2）、工作面运输巷
815工作面运输巷断面规格为4.5m×2.8m，采用锚杆、锚索、锚网梯子梁支护，地质破碎带加锚杆、锚索加锚网联合支护。
顶锚杆排间距为1.3m×2.0m用于运煤、进风，绞车轨道运料，电气列车处铺设轨道，随工作面推进一段距离后，电气列车也随之前移，轨道也将跟着拆除。
（3）、工作面两回风巷
规格为4.0m×2.8m，采用锚杆、锚索、锚网、梯子梁支护，地质破碎带加锚杆、锚索加锚网联合支护，用于回风。
（4）、工作面开切眼
815工作面切眼规格为6.5m×2.8m，采用锚杆、锚索、锚网梯子梁支护，用于稳装综采设备。
（5）、溜煤眼
815工作面运输巷与8#轨道下西山巷正交，且在运输巷口有一溜煤眼，工作面出煤采用胶带运输机运往北十四口溜煤眼，达到工作面出煤需要。
4、运输
（1）运煤设备及运输方式
本工作面采用SGZ764/400型刮板输送机从工作面运煤端卸至SZB-730/75型转载机，再运至DSJ100/80/2×125型皮带输送机上。
经8#层北十四口溜煤眼，经9#运输巷、9#主皮带、主立井，最后到达地面。
（2）辅助运输设备及运输方式
工作面需要的材料、设备等物资，经副立井→8#暗斜井→8#层轨道西下山→北十四顺槽→工作面。
（3）、移溜（转载机、破碎机等）方式
采用支架推移千斤顶推移刮板运输机，移动步距0.6m，推移刮板运输机距采煤机后滚筒不得小于15m，推移方向为自上而下，或自下而上顺序进行。
弯曲段长度不得小于15m，并保持弯曲段的圆滑。
破碎机已作为转载机的一部分，整体移动，移动时操作推移千斤操作阀，将转载机移动到适当位置。
（4）、运煤路线
815工作面煤→北十四顺槽→北十四口溜煤眼→9#西下山皮带巷→9#主皮带巷→主煤仓→主立井→地面。
（5）、辅助运输路线
地面→副立井→8#暗斜井→8#层轨道西下山→北十四顺槽→工作面。
5、矿压观测
（1）、矿压观测内容
矿压观测内容主要有：
液压支架阻力观测、巷内超前、端头范围内单体支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点、片帮深度、工作面顶板、采空区顶板冒落状况，以及工作面巷道压力变化情况及超前影响范围，进一步了解煤、岩层力学参数等基础数据。
（2）工作面的矿压观测
工作面每架安装一组YHY60（A）矿用本安型数字压力计，监测支架立柱的阻力情况。
每班员工在操作支架时都要将支架升紧，确保支架的初撑力。
再布置三个区域五条观察线，及安装在10﹟、42#、62#、93#、102#架（除10#架外观察点向后移一架）处各安装一组KBJ-60
-1矿用数字压力计分机。
由矿压观测工定期对压力表进行数据采集，并对两端头的单体液压支柱采用单体测力计进行监测、记录。
（3）、巷道的矿压观测
矿压观测工还要对巷内的单体液压支柱的阻力观察，采用单体测力计进行监测并记录。
将观察到的记录交生技科，经整理后，将矿压观测资料提交矿生产作业会通报，以便本队管理人员及技术人员及时掌握工作面情况，并及时在班前贯彻落实，同时由本队采取相应措施。
要求所有人员要爱护仪表，严禁敲打碰撞，若需放炮时必须把仪表保护好，以防损坏。
（十六）、乳化液泵站
泵站型号、数量
乳化液泵站型号为BRW-200/31.5，数量为2台；乳化液箱一台，即两泵一箱，进液管路为38mm高压胶管。
泵站使用规定
（1）、启动泵站前，应首先检查各部位有无损伤，各连接螺栓是否紧固、润滑油要正常、液位适当，乳化液浓度3%～5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。
（2）、泵在启动后，要注意监听泵的运行状态，如有异常要立即停泵处理，严禁反向运转。
（3）、再开泵时必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。
开泵前，必须向工作面发出开泵信号，收到开泵信号后方可启动。
（4）、检修泵时必须把开关停电闭锁。
（5）、泵的泄载阀整定值不超过31.5Mpa，供液压力不低于30Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。
（6）、根据运输巷的地质条件，适当调整泵的倾角，始终让泵处于水平状态。
（7）、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器要定期清洗，乳化液泵箱每月清洗一次，坚持使用乳化液自动配比装置，每次配液后要检测乳化液浓度，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口。
（十七）、通风系统
风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1％为标准且应高于最低风速0.25m/s，低于最高风速4m/s。
Q采＝100·q回·k采通
式中：
q回——采煤工作面绝对瓦斯涌出量m3/min。
K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数。
取1.1
根据“二0一0年矿井瓦斯等级鉴定书”可知，本矿井绝对瓦斯涌出量为0.48m3/min
则：
Q采＝100×0.48×1.1＝52.8m3/min
2、按气象条件计算实际需风量
Q采＝Q基本·K采·K采面长·K温
Q采＝60×【（3.935+4.535）/2】×2.5×70%×1.0×1.5×1.0×1.0
Q采＝667m3/min
式中：
Q采---采煤工作面需要风量。
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min。
Q基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/S）【工作面控顶距为采煤工作面的平均控制距离=（最大控顶距+最小控顶距）/2】。
K采——回采工作面采高调整系数，取1.5。
K采面长——回采工作面长度调整系数，取1.0。
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，区1.0
3、按工作面同时作业的最多人数计算（按交接班时间的最多人数计算）：
Q采＞4·N（m3/min）Q采＞4×55（按检修班与二班交接班时的人数计）
式中：
Q采＞220（m3/min）
4、按风速进行验算：
15S＜Q采＜240S（m3/min）
140.4＜667＜2246.5m3/min
备用工作面亦满足按瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际风量的50%
则Q采＞1/2Q采Q采＞667m3/min
从以上计算可知，按工作面气候条件计算工作面用风量最大，因此，取气候条件计算的风量667m3/min为815综采工作面的配风量。
5、瓦斯检查
（1）、设专职瓦斯员。
瓦斯检查员必须进行现场交接班。
瓦斯检查员必须每班按规定要求对工作面及上、下顺槽及上隅角、回风口至少进行2次有害气体检查，将检查结果写在记录牌板上。
并严格执行瓦斯管理制度。
（2）、每班工作面班长以上干部和单独作业人员必须携带便携仪，以便随时对工作面瓦斯进行监测。
（3）、所有人员进、出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，使风流短路造成工作面瓦斯超限。
爱护通风设施，若风门关闭不严或通风设施受损时，要及时通知通风队修复。
（4）、生产过程中出现便携仪或监测探头报警时，必须切断电源撤出工作面所有人员，然后由瓦斯检查员落实工作面及报警点瓦斯情况，确认气体不超限后，方可重新送电，恢复生产。
否则，严禁生产。
（十八）、瓦斯监测
监测仪表的型号及数量
815工作面采用KJ83N瓦斯监控系统，选用KJF39—2型监控仪（分站）：
五台GJC4
（2）型甲烷传感器，1台DJB4型机载式甲烷报警断电仪，2台KGA3型一氧化碳传感器，1台GWD100型度传感器。
1台KGNI型烟雾传感器，1台KG5/36型馈电传感器。
布置位置及要求
1、工作面上隅角距切顶线不大于0.8m。
2、回风顺槽距工作面5-10m范围内安设GJC4
（2）型甲烷传感器一个，监测工作面瓦斯情况。
3、回风顺槽距回风口10-15m范围内安设GJC4
（2）型甲烷传感器一个，监测工作面回风流中瓦斯情况。
所有型GJC4
（2）甲烷传感器吊挂时，距顶板不得大于300㎜，距巷道侧壁不小于200㎜，连续监测瓦斯情况。
4、1台DJB4型机载式低浓度甲烷报警断电仪安设在采煤机上，其电源应取自机载式甲烷报警断电仪专用开关上。
5、距回风出口10—15m处安装一台温度传感器和一台一氧化碳传感器。
6、皮带运输机滚筒下风侧10—15m安装一台一氧化碳传感器和一台烟雾传感器。
7、被控安装馈电传感器一台。
8、每周对各甲烷传感器维护调校一次，同时对闭锁断电系统进行试验，瓦检员每次检查的数据必须与传感器显示的数据进行校对，发现问题及时分析处理。
9、信号电缆和动力电缆的敷设
信号电缆和动力电缆应分别整齐吊挂在巷道的两侧，若吊挂在同一侧时，信号电缆必须位于动力电缆上方0.1m以上的地方。
10、瓦斯传感器的断电浓度及范围
工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4≥1.5%，断电范围是回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备，回风口处瓦斯传感器的断电浓度为CH4≥1%，断电范围是回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。
11、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度
当瓦斯浓度CH4＜1%时，方可人工为断电的设备复电。
12、瓦斯传感器的报警瓦斯浓度
瓦斯传感器的报警瓦斯浓度为CH4≥1%。
13、温度传感器的报警值为30℃，一氧化碳传感器的报警值为0.0024%。
（十九）综合防尘系统
防尘管路系统
1、地面静压水池→副立井→9#层轨道巷（4寸水管）→回风暗立井（4寸水管）8#层轨道西下山（4寸水管）→北十四顺槽（3寸水管）→815工作面各巷道。
2、815工作面各巷静压管路选用直径3寸的水管，运输巷每隔50m设一个三通阀门，回风巷每隔100m设一个三通阀门，为方便拆除工作面各巷水管，在进入工作面两巷口处各安装一个阀门,然后每隔200m安装一个阀门。
防尘措施
1、必须严格执行《815工作面煤体注水设计》,具体内容见《815工作面煤体注水设计》。
2、采煤机必须在内外喷雾洒水齐全的情况下割煤，且割煤时，洒水覆盖整个滚筒，内喷雾压力不低于2.0MPa，外喷雾压力不低于1.5MPa；各转载点都要安装喷雾洒水装置，并坚持正常使用，确保雾化。
3、工作面液压支架每架架前安设一支喷雾降尘设施。
4、转载点的喷雾：
工作面的各部运输机机头及转载机机头各安设一组喷雾洒水装置。
破碎机进、出料箱口各安设一道水幕，并能正常使用。
5、防尘水幕：
进风顺槽在距工作面煤壁50m处，必须安设一道能覆盖全断面的移动水幕,每条回风顺槽距工作面50m范围内必须设置至少2道全断面水幕。
距皮带头50m处及运料巷距回风口50m处各安装一道固定水幕，并能覆盖整个巷道断面，经常检查雾化程度，确保雾化效果符合要求。
6、机电设备上煤尘应班班清理，巷道要定期冲洗。
7、生产班各工种作业人员上岗时都必须佩带防尘口罩。
（二十）、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
1、在工作面两巷各安设多组隔爆水棚，每组间距不得大于200m，隔爆水棚距工作面保持60-200m的距离。
815皮带顺槽巷每组隔爆水棚吊挂40个60L隔爆水袋，815回风巷每组隔爆水棚吊挂36个40L隔爆水袋，要求水袋水量充足，吊挂整齐，如漏水要及时更换，吊挂要求：
钩尖对钩尖，水槽间距1.5m，槽距不得小于0.1m，槽区长度不小于20m，水棚距巷道轨道不应小于1.8m，水棚应保持同一高度。
2、两巷内物料分类码放整齐，并有标志牌，闲置的材料、设备及时出井。
3、风门前后5m清理干净，不得堆放物料。
4、严禁任何人将火种带入井下，严禁明火作业或带电检修电气设备，电气设备要消灭失爆。
5、井下用的液压油、齿轮油、乳化油等，必须放在通风良好的地方。
6、井下使用的油脂、棉丝、布头及易燃的杂物必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送往地面处理，不准乱扔乱放，严禁将剩油和废油泼洒在井巷内。
7、在皮带头附近20m范围内,使用不燃性材料维护顶板,备用Ф6′不小于20m的消防水管，并与主管路相连。
在皮带头及电气列车处应将灭火器材放置齐全，包括砂子、灭火水桶、专用灭火锹、两个干粉灭火器等。
8、确保皮带正常运
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