2采煤工作面作业规程.docx

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2采煤工作面作业规程

22031伪斜柔性掩护支架回采工作面

回采作业规程

第一章概况

1、工作面位置及开采范围

22031回采工作面位于三水平3＃煤层的南，走向长550M，倾向长52M，距南矿界留30M边界煤柱为工作面的起采位置，其上为21031工作面的已采区，北至三水平运输石门口（运输石门口以内保留30M为保护煤柱），下面为未采区。

2、煤层情况

煤层为灰褐色，光泽暗淡，裂隙发育，断口阶梯状，具水平层理及状结构，煤层较硬，煤层的容重为1.4T/M⒊。

煤层倾角为60度左右，煤层有反山现象，煤层的一稳定1.8M-2.2M范围,平均厚度为2.0M。

3、顶底板岩性及稳定性

煤层的顶板为灰色粉砂岩或粉砂质泥岩；底板为细砂岩。

4、地质构造

该煤层F63以南厚2.00m左右，F63～0线变薄为1.00m左右。

煤层中部有高岭石粘土岩一层，厚2～5cm。

该煤层顶板为灰色粉砂岩或粉砂质泥岩；底板为细砂岩。

上距1号煤层15m左右。

矿区位于盘关向斜东翼北段黎明井田内。

盘关向斜东翼北段为一走向30°～60°的单斜构造，倾向北西，倾角25°～35°,中部倾角40°～70°。

矿区内断层发育，主要以Ｆ69、Ｆ63为主形成相似的两组，在主断层之上或下，有一些产状相似、性质相同的断层。

这些断层走向多为北东，断层面呈舒缓之波状，角度小，造成煤系地层多次重复。

由于煤系地层的上覆和下覆地层较硬，而其间的煤系岩层较软弱，因此在受力作用时，在煤系地层中，尤其是煤系地层中部，产生一系列断层和褶曲。

同时，造成同一个断层在非煤系地层中显得单一、规整、落差也大，而进入煤系之后，则分枝较多，在剖面上往往形成带状，落差也逐渐变小。

因此，钻孔所见重复断层与Ｆ69、Ｆ63的方向基本一致，而属缺失的断层则相反。

一、水文地质

⒈水文情况

本工作面载采范围内相对地表无水体和老窑，在上为21031工作面采空区，已全部陷落充实，无水患危胁，由于距地表较近，风氧化带区段裂隙发育，地表水通过裂自隙和采空区渗入工作面，受大气降雨影响大，雨季期间，工作面的生产条件较差。

⒉瓦斯、煤层及自燃发火

本煤层在部开掘揭露的情况来看，煤层的瓦斯涌出量不大，在正常通风的情况下，瓦斯浓度稳定在0.1﹪左右，煤层的绝对瓦斯涌出量为0.28m3/mim，依2006年矿井瓦斯鉴定其绝对涌出量为0.91m3/mim，相对斯涌出量为8.12m3/mim，属高瓦斯矿井。

本煤层经鉴定，煤层属不易自燃煤层，但煤尘具有爆炸性，在生产过程中要加强防尘管理。

第二章采煤

一、回采工作面巷道布置

工作面掘进风巷和回风巷两条顺槽，即22031运输顺槽、22031回风顺槽，两条顺槽长550m，距这界留30m煤柱，由22031运输顺槽形式切眼联通22031回风顺槽，形成工作面的生产系统。

工作面巷道布置：

工作面形成后沿顺槽由南向北每隔5m，开掘溜煤小眼，小眼高度为4m，规格1.0m×1.0m。

二、采煤方法及采煤工艺

1、采煤方法的选择

根据煤层发育稳定，厚度在2m左右，在走向长和倾向长度变化不大，且顶板岩性较为稳定，倾角600，故采用柔性金属掩护支架采煤法。

掩护支架由钢丝绳、支架、绳卡、U形卡、小卡等组成，将单一支架联为一整体，组成柔性掩护支架。

其构件图如下：

2、回采工艺

①工艺流程：

安装支架→落架→采煤调架→拆架。

②各工艺要求：

A、支架安装

a、起始安装支架，在南边切眼以南距切眼4m的位置开始，由南向北铺架。

b、安装支架前，先将地槽挖好，地槽规格为宽0.8m，高0.5m，位于支架的中央。

c、安装支架时，根据顶板的倾角大小要有一定的迎山角，一般为30～50，也就是靠顶板端比底板销高，同时靠顶板端较底板端要要有一定的提前量，一般为300mm，支架紧靠顶板安装。

支架的起始安装：

先将两钢丝绳相互交叉弯曲，形成上两根、两侧各一根，两钢丝绳的搭接处错开4～5m，不要放在同一位置，然后开始安装支架，钢丝绳位于支架下，连接横梁的两根钢丝绳分别位于与横梁端点相距100mm处。

两侧钢丝绳位于两支架两腿的固定位置。

安装支架要每根紧靠接触，相互平整，高低一致，便于卡紧卡牢，U型卡与支架上的小卡，在每安装好一根支架后，及时上齐垫板和螺帽，逐根排列延长，，形成柔性掩护支架（见图），支架安装高度为1.2m。

钢丝绳相互的连接采用搭接的方式，搭接的长度不少于2m。

支架安装长度达10m时，开始将支架上部顶煤陷落，压实掩护支架，使其均匀受力。

支架安装全部安装完毕后，开始初次落架采煤。

必须保持铺架的超前长度（距上拐点）不少于8m。

B、初次落架

a、初始安装支架后开支落架，初落架先前两切眼的盘木逐步拆下，拆盘木前，在切眼的顶底板用点柱支好支架，逐步调整点柱高度下一步落支架，两切眼间保持水平状况，工作面前进方向形成伪斜，伪斜的坡度在250～300之间，安装滑槽出煤（见图2）。

b、由于初始安装支架后，架上陷落程度不一，受力不均匀或处于无压力状态，因此在初次放炮落架，每孔的装药量控制75克以内，采用小炮的形式进行，一次下放量不大于0.5m。

c、当工作面的顶煤全部陷落压实掩护支架后，初次落架结束开始正常的落架采煤。

d、掩护支架工作面的高度为1.2m，地槽深度不得小于0.4m，支架底板端脚均匀浇地槽煤墩上，顶板采用点柱的形式靶护，点柱的间距为1.5—2.0m，视工作面压力动态增加点柱密度，点柱的材料为液压单体支柱。

C、正常浇架采煤

a、清理地槽：

从上至下卸除滑槽，清理地沟余煤和松动的煤块，便于打眼。

b、打眼装药：

在清理地沟过后，从上至下开始打眼，炮眼按双排炮眼错位布置，眼深0.8m，呈水平状，打眼与装药为平行作业，相互之间错开3～5m距离。

打完一个眼后，及时用木塞堵好炮眼，防止煤碴堵塞炮眼。

c、联线放炮落煤：

从上至下依次联线，采用串联连线方式，脚线联接牢固，与金属支架隔开理顺，然后开始放炮落煤。

d、出煤调架：

先将溜煤眼口的点柱打好，锁好溜煤眼口，从溜煤眼起逐步从下而上出煤，出煤时，先义析，后顶板，将架子均匀调落，底析端落在煤墩上，顶板用点柱打好，支架保持30～50的迎山角，拼好顶板，挖出地沟，地沟深0.5m，架好滑槽，依次向上出煤到工作面上出口，工作面出煤调架结束。

e、清理检查：

工作面出煤调架完后，由上而下逐段检查架子的下落情况，适当调整支架清理余煤。

工作面高度保持在1.2m，坡度为250～300，顶板支护完好的情况，交给下班工作。

D、拆除掩护支架：

当工作面逐步向前推进，落到距下运输巷相距2.5m的位置停止下落，逐步的士掩护支架放平（见工作面工作状态图），在工作面下水平段长度有4个小眼的距离时，可以开始拆除尾部支架，下水平段长度要保持三个小眼，一个出煤，两个行人、通风。

随着工作面的推进依序进行拆架（见拆架图）。

a、拆架前，先将架尾的矸碴用竹笆挡好，将两帮的顶底拼好。

b、卸下U型卡螺帽和小卡螺帽，将钢丝绳拉出，从行人通风的小眼放下，摆在下部运输巷，靠帮放好。

拆除的螺帽和卡子要收集放好，以便再用。

c、拆除螺帽和卡子后，将支架的两腿周围挖空，将支架放下拆除，运到下运输巷，靠边码好，然后运至铺架地点。

掩护支架工作面常见故障的处理方法：

1、掩护支架切底：

由于煤层的倾角变缓，调架不及时等造成支架切底。

处理方法：

根据切底的程度，向底板用钻打浅眼爆破，分次加大底板支架的下放量，逐步将支架调过底板岩石，落到煤层内。

2、掩护支架搁顶，由于煤层变窄，底板下放量过大等原因造成支架搁顶。

处理方法：

先将顶板支架用长柱（视顶板悬顶高度）支好，用竹笆拼好顶板防止掉碴，然后将顶板支架的顶板岩掏空，使支架便于下落，逐步将顶板调落到正常位置。

3、断绳：

由于掩护支架受力不均匀，压力集中或掩护支架切底和搁顶造成支架不能同步下落而造成断绳。

处理方法：

先将断绳处的支架用点柱一一支好，量好断绳处的长度，采用搭接的方式将断绳联接，两端的搭接长度各不少于2m，绳卡各不少于5只。

钢丝绳尽量收紧，上好U型卡将支架联成一整体。

4、顶板射碴：

由于悬顶过高或顶板破碎而造成射碴。

处理方法：

由上而下打好单体支柱，采用小尖板逐步将顶板制住，拼好顶板，然后将顶板支架逐步落到正常位置。

⒌工作面一旦出现胀架或扭架现象,必须及时用液压单体支柱进行调整,以保证工作面架面平整。

四、炮眼布置图及爆破说明书

1、炮眼布置：

采用双排炮眼布置，炮眼深度为1m，间距1.6m，排距为0.6m，沿地沟相互错开布置。

工作面斜长100m，采取分进行爆破，（每段为30米，共计炮眼30个。

2、爆破说明书

炮眼

名称

炮眼

个数

炮眼深度

炮眼深度

装药量（kg）

封泥

长度

起爆

顺序

倾角

偏顶、底板

每孔

循环

顶板眼

15

-15°

0°

1m

0.3

4．5

0.6

串联

一次

起爆

底板眼

15

-15°

偏底5°

1m

0.3

4．5

0.6

合计

30

9

第三章顶板管理和工作面上下安出口管理

1、顶板管理：

工作面顶板管理方法为全部陷落法管理顶板，随着工作面推进，顶板随采随落。

2、工作面出口管理

①工作面上出口顺槽用大棚加固，保证畅通无阻。

②工作面上出口的掩护支架的高度不得低于1.2m，顶板用单体支护，底板落在地沟的煤墩上，不得堆放杂物，确保畅通。

③工作面下出口与下运输巷留有不少于2m的护巷煤柱，下出口落成水平状，高度保证1.2m。

④工作面下出口的各个小眼必须完好无损，畅通无阻，小眼口的点柱要放地梁支护支架，顶底两帮用竹笆背满背实。

⑤工作面的下运输巷用大棚加固联锁，棚帮背牢背实。

⑥工作面通过的小眼拆架后要及时封闭，采过的运输巷及时清理、维修，保证进风畅通。

第四章通风

1、通风系统

工作面为全负压通风，新鲜风经主斜井→三水平运输石门→22031运输巷子→22031通风小眼→22031采煤工作面。

泛风经22031采煤工作面→22031工作面专用回风巷→二水平回风石门→总回风上山→总回风巷→地面。

2、风量计算

（1）、按瓦斯涌出量计算

Q采＝100Q瓦/0.75×K

式中：

Q采─采煤工作面所需风量（m3/min）；

Q瓦─矿井瓦斯绝对涌出量：

0.72m3/min；

K─瓦斯涌出有均衡系数：

取1.4.

即：

Q采＝100×0.72/0.75×1.4=134.4m3/min。

（2）、按炸药消耗量计算

Q采＝25A×K

式中：

Q采─采煤工作面所需风量（m3/min）；

A─采煤工作量一次爆破所需要的最大装药量9kg;

K─瓦斯涌出不均衡系数：

取1.4.

即：

Q采＝25×9.0×1.4=315m3/min。

（3）、按最多人数计算

Q＝4N×K

式中：

Q采─采煤工作面所需风量（m3/min）；

N─采煤工作面最多作业人数：

11人；

K─瓦斯涌出不均衡系数：

取1.4.

即：

Q掘＝4×11×1.4=61.6m3/min。

（4）、按允许风速验算

采煤工作面风量取最大值：

即390。

V掘＝Q掘/60/S

式中：

V采─采煤工作面风速（m/s）

Q采─采煤工作面所需风量（m3/min）；

60─每分钟60秒;

S─采煤工作面净断面积：

9m2。

即：

V采＝390/60/3.5=1.857m3/s。

0.25≤1.857≤4符合规程要求

3、通风要求

①工作面的进回巷要加强维护，经常检查，发现漏棚片帮，及时清修，不得堆积杂物和煤碴，确保通风断面畅通无阻。

②工作面炮眼深度不得超过0.8m，防止爆破后掩护支架下落量达大而阻塞工作面进风。

③工作面要及时搞好单体支护，挖好地沟，确保通风断面，做到坡度一致。

④工作面的溜煤小眼严禁放空，做到溜煤眼不上风。

⑤工作面下水平段要经常保留二个小眼，即溜煤、拆架出碴；行人、通风。

⑥经常检查通风设施，及时关好风门，移装挡风墙，确保工作面供风。

⑦工作面溜煤小眼掘进采用压风供风，压风管出风口距迎头不得超过5m，掘进到位后，仍保持送风，防止瓦斯积聚。

第五章正规循环作业与劳动组织及主要技术经济指标

1、正规循环作业

（1）循环方式

一个小班一循环，所完成的工作内容为：

班前检查→清理地沟→打眼装药→放炮落煤→出煤调架→清理调架→交接班。

（三班相同）

（2）循环进度与产量

①循环进度为1.0m，月正规循环率为85%。

②产量：

T=1.0×100×2×1.4=280t

（3）循环作业图表:

工序

１

２

３

４

５

６

７

８

交接班

安全检查

打眼

装药连线

放炮

调架支护

出煤

清理文

明卫生

2、劳动组织

工作面的劳动工作制度为三班制，每班8小时，采取定岗、定员、定量劳动组织，每班完成一个循环，每天三个循环。

工种

一班

二班

三班

合计

回采工

5

5

5

15

放炮员

1

1

1

3

瓦检员

1

1

1

3

安全员

1

1

1

3

拆架、铺架工

4

4

4

12

运输工

5

5

5

15

班长

1

1

1

3

合计

18

18

18

54

3、主要技术经济指标

名称

单位

指标

名称

单位

指标

工作面走向长

m

600

工作面循环产量

t

280

工作面伪斜长

m

100

工作面日产量

t

280

煤层厚度

m

2.0

工作面月产量

t

8400

煤层倾角

°

60

月正规循环率

%

85

容重

t/m3

1.4

炸药消耗量

kg/kt

82

煤层生产能力

t/m2

3.5

雷管消耗量

个/kt

539

可采储量

t

65000

回采工效

t/工

5.8

回采期

月

8

日出勤人数

人

48

第六章主要生产系统

一、运输系统

1、工作面初期的掩护支架运输：

地面加工支架→主斜井→二水平车场→二水平回风石门→22031专用回风巷→掩护支架安装地点。

2、正常回采期间的掩护支架运输：

工作面拆出的支架→22031运输平巷→三水平运输石门→主斜井→二水平车场→二水平回风石门→22031专用回风巷→掩护支架安装地点。

3、运煤系统

煤自工作面自溜至溜煤小眼→22031运输平巷（经电溜子和皮带机）→三水平运输石门煤仓→三水平井底车场→主斜井→地面。

4、运料系统

材料自地面→主斜井→三水平井底车场→三水平运输石门→22031运输平巷→作业地点。

5、提升运输安全管理措施

①22031运输平巷采用皮带输送机和刮板输送机运煤,严禁人员走在正在运行的皮带输送机和刮板输送机上面。

②大巷和运输平巷推车要注意前方和障碍物，及时提醒行人和清除障碍物，拐弯处和叉道口要减慢车速，并呼喊或鸣哨示警。

③两车同向运输时，相距不得小于20m，后面推车要注意前面车辆的运行状况，及时刹车。

④斜井提升严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定，严禁上下班搭乘矿车进出井。

⑤经常检查运输轨道的完好情况，及时钉紧松松动道钉和更换阵旧腐化的枕木及整修变形轨道，清理余碴余煤，确保运输畅通。

⑥加强运输巷道的维修，及时更换变形的支架，确保运输巷道的断面符合要求。

⑦上山上料或下料必须使用结实的绳索捆紧扎牢，上下联系好后才可上料或下料，严禁在上山内射料，严禁上料或下料时人员进入上山内。

⑧严禁从人行道上山和有电缆风水管的上山内射料。

⑨掩护支架从上山内下放和上提一次只能运送一根。

⑩上山内运送重量较大的设备必须使用葫芦等起重工具。

二、供电系统

工作面采用电煤钻打眼，电煤钻型号为MZ-12A，电缆为6mm2，综保开关为DZZ-2.5，起动开关为QC815-60型，电源由井底动力开关线引出。

为确保供电安全，必须做到：

1、电缆要吊挂好，防止推车或材料碰坏。

2、工作面打眼时，严禁将电缆放在地沟处，必须将电缆从下而上吊挂在支架上，防止煤块砸坏电缆。

3、发现电缆破皮或接线盒锈蚀，必须及时更换。

4、电煤钻使用完后，要盘好电缆，放在支护完好、无滴水且不会被放炮崩坏的地方。

5、加强对电气设备的维护和保养，确保不失爆。

6、供电系统图：

（附供电系统图）

三、供水系统

工作面防尘消防水引自地面静压水池（250m3）,运巷每隔50m，安装一个三通阀，煤斗口和工作面的小眼安装喷头洒水，回风巷安装两组水幕除尘装置，静化风流。

四、排水系统

工作面和巷道的废水通过1101运巷的排水沟排至井底水仓，采用机械排水至地面，排水泵三台，功率为22KW，排水管路两趟3寸管至地面污水处理站，水泵型号为MD54-16×6，流量为37.6m3/h，其中1台工作，1台备用，1台维修。

五、通讯系统

在工作面运巷安装防爆本安型电话一部，与矿交换机接通，形成通讯网络。

第七章安全保障系统

一、安全监控

矿井采用KJ90安全监控系统，在工作面的回风巷（22031专用回风巷）安装瓦斯传感器一组，一氧化碳传感器一台，温度传感器一台，风速传感器一台，其报警数据设置如下：

瓦斯：

工作面上隅角T1，报警断电浓度1.2%。

工作面回风巷T2，报警断电浓度0.8%。

一氧化碳：

工作面回风巷TCO，报警断电浓度22PPm。

温度：

工作面回风巷TC，报警断电浓度24℃。

风速：

工作面回风巷Ts，报警值3.9m/s。

二、防灭火系统

矿井在井底车场设置井下消防材料库，配备灭火器5个，消防铲3把，消防沙1m3，黄土1m3，消防桶3只等器材。

矿井在地面设置地面消防材料库，按规定配齐配足各类消防器材。

防灭火管路系统：

防灭火管路自地面静压水池接出由主斜井下→三水平井底车场→三水平运输石门→22031运输巷→22031工作面及其它消防用水点。

防灭火管路与防尘洒水管路并用。

三、防治水系统

根据我矿的水文地质情况和地表水体调查，该工作面在回条过程中无水害威胁，重在加强巷道水沟排水管理，改善工作面的生产条件。

四、瓦斯抽放系统

本矿在地面建立了瓦斯抽放泵房，对22031回风巷架头（上隅角）埋管进行采空区瓦斯抽放。

第八章安全技术措施

一、防突安全措施

⒈严格执行“四位一体”综合防突措施，搞好预测预报工作。

⒉作好防突措施效果检验和个体安全防护措施。

⒊所有下井人员必须配戴自救器。

⒋班组长及特殊工种人员除配戴自救器外还必须配戴便携式瓦斯报警仪。

⒌22031柔性掩护支架架头（上隅角）出口处必须悬挂便携式瓦斯报警仪。

⒍放炮地点必须在防突风门以外进风侧，放炮时所有作业人员必须撒至防突风门以外进风侧。

⒎22031运输平巷设一组避灾组峒室，三条生命线必须全部安装到位。

⒏22031运输平巷每隔50米设置一组压风自救系统。

二、爆破安全措施

1、加强火药管理，做到管药分装分运，分别放置在安全的地方，做到专人保管。

2、放炮母线与电缆必须分开挂好，母线线头放炮后及时短接。

3、严格执行“三人联锁”放炮和“一炮三检”制度，严禁放明炮、糊炮，炮眼封堵必须使用水炮泥和炮泥，严禁用煤和其它材料代替。

4、工作面打眼和装药要相距3～5m的距离，严禁打一个眼装一个药，零距离作业。

5、装药完成后，由放炮员一个进行连线，工作面上下出口设岗警戒。

放炮后，由安全员负责撤消警戒。

6、放炮地点设在防突风门以外进风侧运输平巷，距工作面最小距离不得小于70m。

7、放炮后，待炮烟吹散后，由安全员、瓦检员检查上下出口的瓦斯情况、支护情况、下出口溜煤眼的完好情况。

列安全隐患时，方可出煤作业。

8、在出煤过程中要注意检查放炮情况，发现瞎炮、残炮要及时处理，采用竹签将瞎炮瞎管掏出，保管带到地面退还库房。

或平等于瞎炮眼、残炮眼相距0.3m，重新打眼起炮。

严禁硬拉硬挖和套残眼打眼起炮处理。

9、出班后及时向库房办理清退手续，防止炸药、雷管流失。

二、瓦斯预防措施

1、开工前和打眼前，先由瓦斯检查员检查工作面的瓦斯浓度，禁止超限作业。

2、若遇停电、停风，要立即撤出人员到地面，在恢复送电通风后，先由瓦检员、安全员从新鲜风流逐步检查，在通风正常，瓦斯不超限的情况下，才允许开工。

3、掩护支架安装后，其上部要全部陷落充填，防止瓦斯积聚。

4、工作面上出口回风探头和下出口的进风探头，要经常检查，确保其准确性，随着工作面的推进及时移出，做到专人管理。

5、工作面的电气设备必须装好瓦斯闭锁装置，经常检查闭锁装置的可靠性。

6、下出口的小眼拆架过后，及时封闭，防止瓦斯积聚逸出。

7、溜煤小眼掘够高度后及时设好栅栏，防止人员进入工作面，采通小眼前，溜煤小眼必须先送风，排出积存瓦斯，然后落通小眼出煤。

8、加强瓦斯的日常检查，每班巡回检查不得少于三次，瓦斯变化大的，要严格把关，同时要加强通风设施的检查，防止风流短路，造成工作面微风作业。

9、做好现场交接班，不得出现空班漏检，填写好瓦斯报表和交班记录，便于掌握矿井瓦斯的变化情况。

10、加强电气设备的日常维护检查，确保不失爆。

三、防尘措施

1、工作面要做到放炮后先在上出口洒水，湿润煤层，下出口溜煤眼严禁放空，不得送风，并做到喷雾洒水，抑制煤尘飞扬。

2、工作面的进回风巷人做到定期冲洗，清除尘源，并安装水幕除尘，净化通风。

3、合理调节工作面风量，在确保工作面的所需风量的情况下，不至于风量过大引起煤尘飞扬。

4、个人带好防尘口罩，减少煤尘吸入体内。

5、专人负责维护防尘管路，保证供水正常。

6、做好隔爆设施的建设和维护，在22031回风巷每隔50米设置一组水棚，定期检查换水。

四、防水措施

1、工作面在初采前必须向上进行探水。

2、工作面在回采过程中若出现滴水、淋水增大时，要及时停止工作，撤出人员，进行观察后，确定水害隐患时，方可恢复工作。

3、做好工作面的排水工作，上回风巷和下运巷要

做水沟畅通，及时排出巷内积水。

五、顶板管理安全措施

1、安装支架前，必须对安装支架地点10m范围内支护进行检查和加固。

2、安装支架时，要打好点柱，架上回收材料要使用葫芦和长柄工具拉出，严禁进入架上操作和陷顶。

3、安装支架时要对安装地点的支护进行检查，做好小修理。

4、地沟清理进要加强对点柱检查，发现点柱松动，要及时打紧，点信必须落在实处，严禁打在浮煤不实的地方。

顶底松动破碎的地方要及时并好防止窜矸伤人。

5、地沟清理完好后，方可进行打眼工作，严禁边清理地沟，边进行打眼，以防打眼时松动煤块下下落伤人。

打眼要做到深度一致，避免爆破后出现高低不平。

6、下出口溜煤眼处0.5m范围严禁打眼装药放炮，接近溜煤眼处只能采用小炮松动方式进行，以防爆破破坏溜煤眼的支护。

7、上出口拐点处，打眼进要加强对顶底板的支护，及时拼好顶底板以防拐点处射碴、窜矸。

8、放炮后出煤