煤矿新工人培训讲稿.docx

1、煤矿新工人培训讲稿第一章 井田概况一、位置和交通箭竹坪煤矿位于古蔺县城西直距17km处，行政区划属古蔺县箭竹乡，其西侧为叙永县正东乡，东侧为古蔺县德跃镇。井田地理座标为东经10535491054108，北纬280118280227。矿井位于省道309公路南北两侧，往东经古蔺通往贵州，往北经叙永直达川南重镇泸州。设计立井井口位于16号勘探线附近的玉林沟，东行22km至古蔺县城；西行15km在正东接321国道，33km至叙永县城，147km到泸州与长江航道、隆（昌）泸（州）铁路、隆（昌）纳（溪）高速公路相接，矿区交通较方便（详见交通位置示意图）。隆（昌）叙（永）铁路纳溪至叙永段已开工建设，建成通车

2、后矿井的外部交通条件将更加方便。二、地形地貌及水系该井田位于四川盆地南部边缘与云贵高原的过渡地带，在地貌分区上属于川南山地。井田地形总体特征为西高东低，西部最高处为大尖山，标高+1478.14m，东部最低处为德跃河，标高+752m，相对高差726.14m。一般标高在+1000m左右。区内山脉走向与地质构造线基本一致，属构造剥蚀地形。矿区内山峦与沟谷相间，沿地层走向并行排列。飞仙关组地层形成横贯井田中部的长梁山脊和单面山，在山脊北侧为嘉陵江组地层形成的宽缓槽地、坡地和单面山；山脊的南侧是龙潭组煤系形成的狭窄槽地，槽地以南为茅口组、栖霞组地层形成的分布宽广的单面山。嘉陵江组、茅口组、栖霞组灰岩中发

3、育有溶蚀槽谷、洼地、溶洞、漏斗、暗河等岩溶地貌。井田内平坝少见。矿区内仅在南部有一条德跃河，其余均为小溪沟。德跃河呈东西向分布，源头为井田中部茅口组灰岩的暗河出口鱼洞，沿煤系地层槽谷南侧从西向东汇集沿途的溪沟水、泉水及暗河，经烟地湾斜穿飞仙关组地层而出区外。该河是古蔺县主要河流古蔺河的源头，古蔺河在太平镇汇入赤水河。三、气象及地震情况1、气象该井田地处四川盆地边缘，南靠云贵高原，属亚热带气候。全年气候温暖潮湿，雨量充沛，夏季炎热，常有雷雨、暴雨和冰雹，冬季和初春有积雪和霜冻。据古蔺县气象站1991年1993年初的观测资料，年降雨量750.41033.9mm；49月为雨季，其降雨量约占全年的90

4、%；最高气温为40.8（1991年5月24日），最低为1.9（1993年1月24日），年平均气温17.6；年蒸发量为1230mm，蒸发量大于降雨量；相对湿度为76%，风向以西风为主，最大风速17m/s。另据本次勘探收集的古蔺县气象站2003年和2004年3月6月28日的观测资料，2003年总降雨量为568.9mm，月最大降雨量是6月份，为152.5mm，年蒸发量为1388.2mm，平均气温18.3，主汛期为59月。2004年36月月降雨量为49.6137.0mm，月蒸发量为70.1137.5mm，月平均气温13.222。由于该井田地处古蔺西部山区，标高比古蔺县城高，气候存在较大差异，其特点是气

5、温比古蔺县城低，降雨量较县城大。降雨量随地形高度而变化，约每百米增加16mm。2、地震矿区属云南和四川雷波、马边地震波及区，该区域曾发生过震级2.55.5级地震，最大烈度6度。据四川省地震局编制的四川地震目录和川南国土规划的危险区划图，古蔺及其邻区属于相对稳定区。根据中华人民共和国2001年2月出版的1：400万中国地震动参数区划图（GB18306-2001），区内动峰值加速度0.05g，地震基本烈度度；区内地震动反应谱周期分区为中硬场地1区，动反应谱特征0.35s，属中硬较稳定场地。四、煤层（一）含煤性煤系地层厚83.5998.61m，平均92.00m，含煤1018层，其中基本可以对比的12

6、层，煤层总厚5.75m，含煤系数6.25%，其中可采和局部可采6层。煤层总厚度4.21m，可采含煤系数4.6%。（二）可采煤层区内有可采和局部可采煤层6层，从上到下编号为C11、C17上、C17下、C20、C24和C25煤层，其中C24煤层基本全区可采，C25、C17上煤层大部可采，C17下、C20煤层局部可采，C11煤层零星可采。根据矿井地质规程，按煤层可采指数（Km）和煤厚变异系数（r），对可采和局部可采煤层进行稳定性评价。评价结果，主要可采煤层C24煤层属稳定煤层，C25煤层属较稳定煤层， C17上煤层属不稳定煤层，C11、C17下、C20煤层属极不稳定煤层（其中C17上、C20煤层在可

7、采区内属不稳定煤层），详见表1-2-2。煤层倾角在井田西部为3113，东部为2634。1、C11煤层位于煤系顶部，上距P2c界线7.6313.77m，平均9.78m ，俗称“封顶臭”。煤厚01.08m，平均0.46m，含矸02层，分层厚0.020.09m，岩性多为炭质泥岩。可采区主要分布在井田中部，纯煤厚度0.600.84m，平均0.59m，属于零星可采煤层。可采面积1.03km2，占总面积的11%。煤层顶板多为砂质泥岩、泥灰岩或生物碎屑灰岩，底板为浅灰，灰色高岭石粘土岩（B2标志层，俗称“砂锅土”）。2、C17上煤层位于煤系中部，俗称“高炭”。下距C17下煤层0.363.28m，平均1.56

8、m，煤层厚度0.081.89m，平均0.93m；含夹矸13层，分层厚0.020.81m，一般0.050.15m，岩性为深灰色泥岩、炭质泥岩。可采区在井田西部主要分布于浅部和深部，井田东部基本全部可采，纯煤厚度0.601.35m，平均0.96m。从全区来看属大部可采煤层，可采面积5.25Km2，占总面积的60。煤层顶板岩性多为灰、深灰色泥岩，部分为灰色粉砂岩、细砂岩，局部有冲刷现象，使煤层变薄；底板为灰、深灰色泥岩、砂质泥岩。3、C17下煤层位于煤系中部，俗称“高炭”、“马综煤”，上距C17上煤层0.363.28m，平均1.56m，下距C20煤层4.2611.48m，平均7.12m。煤层厚度0.

9、321.95m，平均0.82m；结构简单，仅偶含夹矸一层，厚0.030.12m，岩性为深灰色泥岩、含炭泥岩。可采区在井田西部和中部主要分布于+600m标高以上，井田东部则在+600m标高以下；纯煤厚0.601.75m，平均0.88m，从全区来看属局部可采煤层，可采面积3.62km2，占总面积的41%。煤层顶板为C17上煤层的底板、岩性为深灰色泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩；底板为灰色、浅灰色泥岩、砂质泥岩。4、C20煤层位于煤系中下部，俗称“铁炭”，下距C24煤层6.5018.32m，平均11.52m。煤厚 00.92m，平均0.47m，结构简单，不含夹矸。可采区位于井田西部19号勘探线以西+4

10、50米标高以上，煤厚0.600.84m，平均0.68m，属局部可采煤层。可采面积2.31km2，占总面积的26%。煤层顶板岩性为细砂岩、粉砂岩，常见与C20煤层呈冲刷接触，使煤层变薄不可采。底板岩性为灰色泥岩、砂质泥岩。5、C24煤层位于煤系下部，俗称“三层炭”、“二股臭”。下距C25煤层4.4212.51m，平均8.02m。煤厚0.721.47 m，平均0.96m，为复合煤层，一般含夹矸13层，局部4层，分层厚0.020.26m，一般0.10m，夹矸岩性为深灰色泥岩、炭质泥岩。井田内除西部1613号孔不可采外（煤厚0.49m），其余全部可采，可采区纯煤厚度0.601.06m，平均0.96m，

11、属基本全区可采煤层。面积7.80 km2，占总面积的94%，。色泥岩、粘土岩。6、C25煤层位于煤系底部，俗称落底臭。煤层厚度01.59m，平均0.81m；一般为单一结构，局部含夹矸12层，分层厚0.020.17m，一般0.050.10m，岩性为深灰色炭质泥岩或泥岩。可采区井田西部主要分布于标高+600m以上，井田东部全部可采。可采纯煤厚度0.601.03m，平均0.84m。从全井田来看属大部可采煤层，可采面积5.51km2，占总面积65%。顶板为深灰、黑色泥岩，具贝壳状断口，为对比本煤层的辅助标志层。底板为灰、浅灰色高岭石粘土岩，含黄铁矿结核，为B1标志层。五、煤质（一）煤的物理性质各煤层颜

12、色为灰黑黑色，光泽为似金属光泽；不规则状、参差状、阶梯状断口，层状块状构造（C11煤层为粉状、鳞片状构造），内生裂隙较发育。结构普遍为条带状。硬度除C11煤层较疏松外，其余煤层为中等坚硬，C24煤层锤击有火花。煤层比重为1.551.78g/cm3。火焰试验无烟、无焰，不粘结，不熔融，残渣较硬。（二）煤岩类型宏观煤岩类型以半亮型煤为主，次为半暗型和光亮型煤，少数暗淡型煤。其中，C17上、C17下、C20、C25煤层为半亮光亮型煤，部分半暗型煤；亮煤呈不规则的中宽条带状、薄层状，镜煤呈细条带状、透镜状；暗煤一般与亮煤呈互层分布。C24煤层为半暗半亮型变化，C11煤层为半暗暗淡型煤，以暗煤为基质，夹

13、线理状和细条带状亮煤。（三）主要煤质指标1、水分各煤层原煤水分（Mad）为1.591.91%，平均1.76%；浮煤水分为1.792.35%，平均2.15%，属低水分煤。全水分（Mt）为2.863.62%，平均3.11%。2、灰分各煤层原煤灰分(Ad)（剔除部分异常点，见插表5-5）为17.4232.61%，以中灰分煤为主，次为中高灰、低中灰煤。其中C20煤层为低中灰煤，C25、C17下、C17上煤层为中灰分煤， C11、C24煤层为中高灰煤。浮煤灰分为8.9613.92%，其中C25煤层属低灰煤，灰分为8.96%。3、挥发分和固定碳各煤层挥发分原煤（Vd）为5.5310.23%，浮煤（Vdaf

14、）为7.108.83%，差别不大。各煤层固定碳(FCd)原煤为58.3976.02%，浮煤为79.3283.54%。C11、C24煤层属中等固定碳煤，C17上、C17下、C25煤层属中高固定碳煤，C20煤层属高固定碳煤。4、发热量计算各煤层的低位发热量为22.0528.13MJ/kg。按国标GB/T15224-94标准，C11、C24煤层为中高热值煤，C17下、C17上、C25煤层为高热值煤，C20煤层为特高热值煤。5、全硫各煤层全硫（St，d）（剔除2个异常点，即1604号孔C25煤层全硫9.22%，1611号孔C24煤层全硫5.36%）原煤为0.132.61%，属特低中高硫煤。其中，C17

15、上、C17下、C20煤层属特低硫煤，C24煤层属低中硫煤，C25煤层属中硫煤，C11煤层属中高硫煤。浮煤为0.160.64%，属特低低硫煤，其中C17上、C17下、C20、C24煤层为特低硫煤，C11、C25煤层为低硫煤。第二章 爆破知识掏槽眼：它的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上崩出第二个自由面来，为其他炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环进尺起着决定性的作用。掏槽眼分为：直眼掏槽；斜眼掏槽和角柱式掏槽。现场多采用的是斜眼掏槽。若在煤巷和半煤岩巷中掘进，掏槽眼应布置在软煤带或岩石巷道的软分层中。辅助眼：又称崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼，

16、辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。其间距一般为500mm左右。周边眼：周边眼是爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼，周边眼布置合理与否，直接影响巷道成型是否规整，我们矿的规定周边眼间距是400mm。超过400mm每眼处罚50元。 炮眼布置应做到：A ：“抓两头，带中间”。即首先选择掏槽方式和掏槽眼位置，其次是布置周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼。B：掏槽眼一般布置在断面的中央偏下，C：周边眼一般布置在断面轮廓上，各炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。D：辅助眼（崩落眼）应均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。炮眼直径：炮眼直径的大小对钻眼效率、全断面炮眼数目、炸药消耗量和爆破岩石块度与

17、岩壁平整度均有影响，在采用气腿凿岩机的情况下，现场多采用药卷直径确定炮眼直径，目前国内岩巷掘进均采用直径32mm,35mm两种药卷，因炮眼直径要比药卷直径大10mm左右炮眼直径多采用4245 mm的钻头。 炮眼深度：炮眼深度决定了每一循环的钻眼和装岩工作量和循环进尺以及每班的循环次数。炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。采用气腿凿岩机的情况下，一般以1.82.5m为宜。 1、正向和反向装药(在炮眼中装填引药时，必须注意引药的位置和方向。通常每个炮眼中只装一个引药。引药置于靠近眼口的装药端，引药和所有药卷的聚能穴均指向眼底，爆炸波

18、向眼底传播，叫做正向装药。反之亦然，引药置于眼底装药端（称为底端），引药所有药卷的聚能空均指向眼口，爆炸波向眼口传播，叫做反向装药。引药位置和传爆方向是影响爆破效果和爆破安全的重要因素。试验表明，反向装药与正向装药相比，能够提高炮眼利用率，加强岩石破碎，减小大块率。但反向爆破不仅需要较长的脚线而且不够安全，因此，煤矿安全规程规定：在高瓦斯矿井中放炮时，都应采取正向起爆。低瓦斯矿井采用毫秒爆破时，可反向起爆，但必须制订措施，经局总工程师批准。不论正向装药，还是反向装药，引药和其他药卷的聚能穴指向必须一致。)2、炮眼的填塞：一般按炮眼深度1：3进行填塞炮泥。3、起爆方式：全断面一次起爆。4、钻眼工

19、作：画线定位打眼5、钻眼爆破安全：钻眼安全注意事项：a、开眼必须使钻头落在实岩上，如有浮矸，应处理后再开眼。B、不允许在残眼内继续钻眼。C、开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风门。D、为避免断钎伤人，推进凿岩机用力不要过猛，更不要横向用力，钻工打眼时要站稳，随时提防突然断钎伤人。6、爆破安全注意事项： 装药前检查顶板情况、断电、撤人。 检查放炮点20范围内的瓦斯。瞎炮的处理。A、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。B、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。C、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮

20、眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。D、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。E、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。井下爆破安全基本知识有下列情况之一时，必须报告班长、值班队干及时进行处理，未做出妥善处理之前，爆破工严禁爆破：1、爆破前，爆破点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时。 2、采、掘工作面的控顶距不符合作业规程的规定，或有支架损坏，或留有伞檐时。 3、爆破地点20m以内有矿车、煤矸或其它物体，堵塞巷道断面1/3以上时。 4、工具未收拾好，机器、液压支架和电缆等未加以保护或移出工作面时。 5

21、、在有煤尘爆炸危险的煤层中，掘进工作面爆破前，爆破点附近20m的巷道内未洒水降尘时。 6、放炮前 ，靠近掘进工作面10m内的支架未加固，掘进工作面到永久支护之间，未使用临时支架或前探支架，造成空顶作业时。7、采煤工作面2个安全出口不畅通，在爆破地点及上下方5m内，支架不齐全、不牢固，采煤工作面没有一定量的备用支护材料，爆破与放顶工作执行平行作业，不符合作业规程规定的距离时。8、发现装药炮眼有异状（出水、药卷被推出）温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散、透老空等情况时。9、局部通风机未运转或工作面风量不足时。10、工作面人员未撤离到警戒线外，或各点岗哨未设置好、人数未点清时。11、无封泥，封泥

22、不足或不实，放炮母线的长度、质量和敷设质量不符合规定的炮眼严禁爆破。按照煤矿安全规程第329条规定，炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： （1）、炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。 （2）、炮眼深度为0.6-1.0m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 （3）、炮眼深度超过1.0m时，封泥长度不得小于0.5m。 （4）、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。 （5）、光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。 （6）、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小

23、抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。最小抵抗线：从装药中心到自由面的最短距离。“一炮三检”制度“一炮三检制”指在装药前， 放炮前和放炮后，必须由瓦斯检查员检查瓦斯。 这项检查制度是加强放炮前后瓦斯检查，防止瓦斯漏检,避免在瓦斯超限的情况下进 行爆破或打眼等工作的主要措施。爆破警戒工作的规定爆破警戒工作是爆破作业的一个重要环节，它是防止爆破崩人事故的一项重要措施, 为了做好警戒工作，应做到以下几点： 1、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道担任警戒工作。 2、必须指定责任心强的人员担任警戒人员，不能由未经培训的工人担任，也不准班长、放炮员兼任。 3、警戒员不能兼做其

24、它工作，不准擅自脱岗，不准打盹睡觉、打闹、聊天。 4、一名警戒员不能同时警戒两个通道。 5、一般贯穿巷道相距20m，有冲击地压煤巷贯通掘进相距30m，要实行单向掘进，再次爆破前，两个工作面都必须派专人警戒，并设栏杆。 6、爆破地点较远或下山与平巷贯通要多派一个人去，待警戒人员就位后，此人返回通知班长，才能下令爆破，此人未返回之前不准下令爆破。 7、爆破后，警戒员要接到口头通知才能撤回，不准事先约好某种信号，（如听几次炮响、放灯、听风门响、敲几下管子或煤壁等）便私自撤回。拒爆处理方法处理拒爆（包括残爆也就是通常所说的瞎炮）煤矿安全规程342条规定,必须在班组长直接指导下进行，并应当班处理完毕，如

25、果当班未处理完毕，爆破工必须向下一班爆破工在现场交接清楚；并遵守下列规定：（1）发现放炮不响时, 检查放炮母线及连接状况，仍放不响时，可用中间并联法处理，直至检查出拒爆的炮眼，然后将该炮眼的两脚线头拧在一起塞入炮眼内，并标明记号。（2）弄清拒爆炮眼的角度、深度，然后在拒爆眼至少0.3m处另打其平行的新炮眼，重新装药起爆。 （3）严禁用稿钎或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管；严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深；（原掘进二队重伤事故案例，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹这些炮眼。 （4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查煤矸，收集未爆的电雷管和残药。 （5）在拒爆处

26、理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 拒爆的预防（1）不领不合格的炸药和雷管；（2）装药时用木质炮棍轻轻将药卷推入炮孔中，防止损坏或折断雷管脚线；（3）正确选用和使用发爆器；（4）在进行发爆器与母线、母线与脚线、脚线与脚线之间的连接时，爆破工手要洗净擦干，并拧紧接头；（5）保持爆破母线完好；（6）炮眼连线方式不要随意改动,防止爆破崩人事故的预防（1）采掘工作面放炮地点有人，爆破工不准将母线与雷管脚线连接,放炮时,爆破工必须最后离开爆破地点，并只准爆破工一人通电放炮，严禁他人通电放炮。 （2）放炮母线要有足够长度，起爆地点和放炮地点的距离要在作业规程中规定，就我矿放炮作业规程中规定

27、曲线巷道放炮母线长度不得小于150m, 岩巷碛头放炮母线长度不得小于300m，防突碛头放炮母线从起爆地点按规程措施设置放炮硐室内长度，躲避处的选择要能避开飞石，飞煤的袭击，掩护物要有足够的强度。 （3）严格执行放炮警戒制度，公司放炮管理十二条规定严禁人员误入爆破区。 （4）通电以后装药炮眼未响时，如使用瞬发雷管至少等5分钟，使用延期电管至少等15分钟，方可沿线路检查，查出不响原因,不能提前进入工作，以免炮响崩入。 （5）防止杂散电流进入放炮网路。 （6）拒爆按煤矿安全规程第342条规定处理 第三章 通风、井巷相关知识巷道掘进中，都采用局部扇风机通风。通风方式分为压入式、抽出式、混合式三种。我们

28、矿掘进碛头均采用的是压入式通风。掘进通风设施包括：局部扇风机、风筒。我矿目前采用的是“双风机双电源”。风筒为阻燃抗静电风筒。综合防尘掘进岩石巷道时，在钻眼、爆破、装岩（煤）、运输等工作中，不可避免的要产生大量的岩石粉尘。这些粉尘极易在空气中浮游，被人吸入体内，时间久了就易患矽肺病，严重地影响工人身体健康。在掘进工作面综合防尘应做到：1）、湿式钻眼；严禁打干眼。2）喷雾、洒水冲尘，（爆破前、后）。3）加强通风防尘，可将含尘空气排出，稀释工作面粉尘并及时排主回风流中去。4）加强个人防护：戴防尘口罩。装岩与转运岩石巷道施工中，岩石的装载与转运是最繁重、最费工时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的35

29、50。装岩设备 装岩机按用途分类有：平巷用、斜巷用、装煤用、装岩用等。按工作机构分井下常用的有：铲斗式装岩机、耙斗式装岩机、蟹爪式和立爪式装岩机。我们井下均用的是耙斗式装岩机。巷道支护为保持巷道的稳定性，防止围岩垮落和变形过大，巷道掘进后一般都要进行支护，过去大多是架设棚式支架与砌筑石材整体式支架来维护巷道，现在锚喷支护在矿山广泛的使用。支护使用的材料有：木材、金属材料、石材、混凝土、钢筋混凝土、砂浆等。水泥是广泛使用的胶凝材料。常用巷道断面形状及支护形式分类断面形状：1、半圆拱2、三心拱3、梯形支护形式：素喷、锚网喷、格删拱架、浇注混凝土支护。 第四章 安全技术措施 一通三防安全技术措施 一

30、、局部通风机由瓦检员负责，保证正常运行。 二、使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准停风。困检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前必须检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。 三、临时停工时不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏警标，禁止人员进入。 四、定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电报批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风、停电现象。 五、跟班队干、放炮员、班组长必须携带便携式瓦斯自动监测报警仪，入井人员必须按规定配带好自救器。六、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化

31、碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。 七、瓦斯异常涌出预兆：碛头瓦斯忽高忽低，浓度骤降，煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到头昏等。遇上述情况，必须及时报告调度室，加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，

32、再进行工作。若情况危急，必须及时撤离危险区。 顶板管理安全技术措施一、各工种工作人员进入工作场所，无论是工作前还是工作中都必须随时注意围岩情况。经常使用长钎子对巷道顶帮进行严格的敲帮问顶，刁净松动矸石，发现问题及时处理，二、在处理安全前，必须通知附近工作人员撤到安全地点，绝不允许其它闲杂人员在所要处理安全地点拖延或逗留。三、每次放完炮后，必须待炮烟吹散，由瓦检员、跟班队干、班组长、放炮员沿途检查巷道围岩情况，对碛头加强敲帮问顶，处理好安全后，其它人员方可入碛头作业。 爆破安全技术措施一、爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。二、工作面采用毫米延期爆破，总延期时间不超过130ms，严格执行一次装药，一次起爆，严禁一次装药分次起爆。三、炮眼封泥必须使用水炮泥和黄泥，外剩余部分用粘土填满封实，封泥总长度（包括水炮泥）不得小于0.5米，炮眼深度为0.6-1m时,封泥长度不得小于炮眼长度的二分之一，炮眼