鑫峪沟煤业集团德隆煤业有限公司采煤工作面规程.doc

精品文档鑫峪沟煤业集团德隆煤业公司采煤工作面作业规程 采煤工作面名称： 0412工作面 编 制 人： 区 队 长： 施 工 单 位： 批 准 人： 编 制 日 期: 2011年 3月 7日 执 行 日 期: 2011年 3月20日目 录目录2第一章 概况 3第一节 工作面位置及井上下关系 3第二节 煤层 4第三节 煤层顶底板 5第四节 地质构造 5第五节 水文地质 6第六节 影响回采的其它因素 7第七节 储量及服务年限 8第二章 采煤方法 8第一节 巷道布置 . 8第二节 采煤工艺 9第三节 设备配置 10第三章 顶板管理 10第一节 支护设计 10第二节 工作面顶板管理 14第三节 顺槽及端头顶板管理 15第四节 矿压观测 18第四章 生产系统 20第一节 运输系统 20第二节 通防与监控系统 20第三节 排水系统 24第四节 供电系统 24第五章 劳动组织和主要经济技术指标 27第一节 劳动组织 27第二节 主要经济技术指标 28第六章 灾害预防及避灾路线 30第七章 安全技术措施 30第一节 一般规定 30第二节 顶板管理 32第三节 防治水 34第四节 爆破管理 35第五节 通防及安全监测 39第六节 运输管理 40第七节 机电管理 44第八节 其它 47第一章概况一、工作面位置及井上下关系：煤层名称4层水平名称-115水平采区名称四采区工作面名称0412工作面地面标高（m）1022工作面标高（m） +685+702地面位置本工作面地面位置位于新主井以北100m处，无村庄及其它设施。井下位置及 四 邻采掘情况4406工作面东南为皮带上山，东北相邻4405预放工作面，西北为F4断层（落差1535m，倾角45），西南为第三系侵蚀边界，呈长方形工作面。回采对地面设施影响回采将会对部分地区造成下沉现象，农田平整后，不影响耕种。走向长（m）160倾斜长（m）118面积（m2）18880 表1-1二、煤层根据地质资料证实，该工作面范围内，4#煤层赋存稳定，煤层厚度在1.6-2.1m之间，平均厚度1.5m。具体情况如表1-2所示。 煤 层 情 况 表 表1-2煤层厚度(m)1.41.61.5煤层结构简单煤层倾角（度）80-140开采煤层4硬度2.5煤 种焦煤稳定程度稳定煤层情况描述北0412作面回采的煤层为山西组4煤层，煤层厚度1.41.6m，平均厚度1.5m。北0412工作面煤层走向为3100，倾向为450，倾角为80140一般在90左右。煤层平均厚度1.5m，不含夹矸，属稳定煤层、结构简单。煤质牌号焦煤，煤以亮煤、暗煤为主，镜煤次之，丝炭少量，宏观煤岩类型多为半亮型，局部为半暗型，暗淡型、光亮型较少。煤层主要为条带状结构，层状构造。该煤层属焦煤。煤层坚固性系数f=2.5，容重1.36t/m3，灰分22.62%,硫分0.56%。工作面倾斜方向为煤层真倾角，一般在90左右。工作面走向方向为煤层走向，一般在3100左右。在此范围小型波状起伏发育，但幅度很小。根据实际揭露，本工作面煤层结构简单，沉积较稳定，煤4顶板为细砂岩，厚度3.9米，局部有层理，粒度细，底板为厚0.8米的细砂岩。平均厚度1.2米，煤层结构简单，煤质较好。坚固性系数为f=3煤4上距煤2为19.5m。煤层裂隙较发育，裂隙宽度00.5，垂直煤层，被分层和分层中的层状煤层切割或错动，呈斜立方体，方向与煤层走向一致，03600。煤层以亮煤为主，夹有暗煤薄层组成，煤质较好。可采性指数为1，煤层变异系数为2.5%，属稳定煤层。三、顶底板岩性 煤层顶底板情况表 表1-3顶、底板名 称岩石名称厚度特 征基本顶上部为板粉砂岩、砂质页岩、泥质直接顶灰色粉砂岩4-5伪顶直接底中粒砂岩12砂质泥岩或泥岩，含有大量植物茎叶化石老底砂质页岩四、构造一、断层情况以及对回采的影响从已掘进的北0412回风巷、北0412运输巷及切眼所揭露的地质资料分析，该工作面无断层。 二、褶曲情况以及对回采的影响根据已掘进的北0412回风巷、北0412运输巷及切眼的资料揭露，该工作面有小型波状起伏比较发育的褶曲，对正常回采影响不大,但对皮带输送机铺设和运输有一定影响。三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据已掘进的北0412回风巷、北0412运输巷及切眼的巷道资料揭露，该工作面煤层无岩浆侵入体、岩溶陷落柱及古河流冲刷变薄等现象。五、水文地质1、含水层（顶部和底部）分析北0412回采工作面不靠近采空区，不受老空水的威胁。根据已掘进的北0412回风巷、北0412运输巷及切眼情况来看，该工作面无富水现象。 2、其它水源的分析根据观测资料来看，无其它水源对北0412工作面造成威胁。六、影响回采的其它因素 影响回采的其它地质情况表 表1-5瓦 斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量1.209m3/t，瓦斯绝对涌出量0.044m3/minCO2低CO2矿井，CO2相对涌出量2.612m3/t，绝对涌出量0.096m3/min煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性，指数为41.82%煤的自燃倾向性自燃发火煤层，自燃发火期6个月地温危害平均地温17度，无地温危害冲击地压危害无七、储量计算 走向长（m） 倾斜长（m）常数斜面积（m2）煤 厚（m）容 重t/m3工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）160118188801.51.3385159536589 工作面服务年限可推进长度月设计推进长度 160（1.2230） 2.2个月（67天）八、问题及建议：1、工作面内断层构造复杂，顶板破碎，应加强顶板支护，预防冒顶事故的发生。2、制定专门提高回采率措施，预防丢煤现象发生。附图：1、4406工作面平面图（1：1000）2、4406工作面运输巷剖面图（1：300）第二章 采煤方法第一节巷道布置1、工作面巷道布置进、回风巷沿煤层走向方向布置，切眼沿煤层倾斜布置。进风巷、回风巷及切眼支护为工字钢棚支护，净宽2.6m，净高2.0m。巷道断面及支护形式巷道名称断面形状断 面支护形式备 注进风巷梯形5.2m2工字钢棚切 眼梯形2.64m2工字钢棚 回风巷梯形4.6工字钢棚 第二节 采煤工艺根据采区设计和煤层赋存条件，确定采用走向长壁后退式采煤法一、 落煤方法依据采区设计和工作面地质条件，确定为炮采。1、 爆破落煤工艺打眼超前定炮为20m， 炮眼布置为“三花眼”，眼距1.0m，眼深1.4m，上斜切定炮，用2级煤矿许用乳化炸药爆破，1-5#毫秒延期电雷管引爆。放炮自下向上进行，一次放炮不准超过60炮，倾斜距离不超过30m；采用分组装药，分组起爆，分组装药的间隔距离不得小于5m，并且做到联一组，放一组，严禁提前联炮。采用正向定炮， 串联联线，联线放炮一人操作。底眼与顶眼雷管脚线扭结并悬空,严禁接触带电体。只允许一台放炮器放炮。2、炮眼布置图（三视图）依据4406工作面作业规程（图中所示为1-5#电雷管）3、炮眼特征表一 单位：m名 称距 离位 置角 度眼深利用率装药量炮眼数量距顶距底仰（俯）水平上眼1.00.30.951008501.191%0.4kg110个下眼1.00.90.351008501.191%0.6kg110个5、爆破说明书序号项 目单 位数 量说 明1打眼工具型号ZQS-601.9台数台22炮眼特征循环眼数个220平均深度m1.1循环炮眼总长度m2423火 药炸药种类2级煤矿用乳化炸药每孔装药量千克0.5循环用量千克110吨耗Kg/t0.6454雷 管种类1#-5#毫秒延期电雷管循环用量发220吨耗发/t1.295封 泥炮泥m/孔0.2水泡泥个/孔1封泥长度m/孔填满封实6起爆联线方法串联起爆顺序1#-5#电雷管顺次起爆二、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，循环长度110m，日产量510t，月产量15300t第三节 设备配置 一、工作面设备配备情况设备配置及管理机械 名称型 号单 位数 量用 途说 明刮板运输机SGW-150Z部2运 煤泵 站ZRB2-B台2提供高压液煤 电 钻ZQS-601.9部2打 眼1、机运工区要对配电点以里的设备上台上架、电缆吊挂平直。2、机电部要定期对设备进行监督检查，发现问题及时处理保证设备完好，并对单位和个人进行处罚。第三章 顶 板 管 理第一节 支护设计一、工作面实测地质参数根据4406面地质说明书提供的实测地质参数，四层直接顶板分层厚度平均0.3cm（该数据由地质科实际测量，从4406上风巷及运输机巷取二组六个数，分别为(0.4，0.3，0.3，0.32，0.35，0.37)，通过矿压组观测直接顶分层厚度0.35m（根据5402面的直接顶冒落观测），由于矿压组直接从5409面观测，确定直接顶分层厚度0.35m，工作面节理间距对5409面上风巷、运输机巷，进行观测分别取三段9个数，三段平均间距0.3m，直接顶强度为26.75MPa。二、同水平同煤层工作面地质、开采条件及矿压观测参数工作面编号：0412，采高：1.5m，煤层倾角：12 ，距地表垂高：320337m。支柱型号：DZ18，支护方式：排距1.2m ，柱距0.8m，最大控顶距：4.8m，最小控顶距 3.6m。支护密度：1.14 根/m2 ，支护强度：160kn/m2。切顶方式：单排密集切顶。支回方式：见四回一，放顶步距：1.2 m。三、控制设计1、 直接顶厚度hz=P（rz.fz.cosa）=10.72（2.51.50.978）=2.9m2、 位态方程法Ps1=A+K0hah=71+94.6163.3120=199.7kN/m2式中：Ko-为实测支架对基本顶作用力,( 165.6-71)=94.6kN/m2； h要求控制的顶板下沉量120mm；ha-实测顶板下沉量163.3mm；A直接顶岩重，2.925cos12=71KN3、 回归分析法Ps2=Ck（39hm+2.4Lf-6.9N+134）=1.4391.502.42.45106.9(2.91.20)+134=312kN/m2；式中:Ps-支护强度kN/m2，hm-采高m，Lf-初次来压步距m，N-采空区充填系数，Ck-备用系数1.4，Lf=2.45.Lp，Lp-周期来压步距m，N=hi/hm，hi-直接顶厚度m4、 初次来压和周期来压期间支柱的最大载荷平均值法（267.8+198.37）/2=233.05KN/m25、支柱有效支撑能力 Rt=Kb.Kz.Kg.Rb=0.950.950.99250=223.4 KN/棵 Kb-不均匀系数，0.95；Kz-增阻系数，0.95；Kg-工作系数，0.99； Rb-支柱额定工作阻力250KN/棵； 6、根据以上计算选取最大值Ps2=312KN/m2,则n=ps2/Rt=312/223.4=1.4棵/m2b=1/n.a=1.2/(1 1.4)=0.857m,取0.80ma-排距，1.2 m；b-柱距；7、柱鞋直径的确定 第二节工作面顶板管理 工作面采用全部垮落法管理顶板一、 工作面基本支护材料（附：单体支柱系列表）采用单体液压支柱配型钢梁支护顶板，采用铁网护顶，使用中流量三用阀，初撑力11.4MPa。DZ18-25单体支柱系列表型号最大高度（mm）最小高度（mm）油缸行程（mm）额定承载力（KN）DZ121200790460250DZ141400870530250DZ161600980620250DZ1818001080720250二、工作面基本支护规格表名称支护形式支柱控顶距支护参数顶板管理方式放顶步距柱距排距最 大最 小密度强 度支 回切 顶规格柱梁0.71 3.62.61.4327见四回一无密集1.0三、炮道宽度，临时柱柱距炮道宽0.6m，临时柱柱距1.62.4m。四、支回临时柱方法放炮后在第一排基本支柱的保护下，用长把工具敲帮问顶，并及时铺网、移型钢梁，挖出柱窝，支设临时柱，柱帽为小方木（规格：0.3m0.1m0.1m），柱帽顺煤层走向放置，然后攉煤。支柱必须支到实底迎山有劲，严禁支在浮煤、浮矸上。移溜前一次撤临时柱距离不大于15m。且先支后回，打好替换柱。五、炮道护顶措施1每次放炮后打倒的支柱都要先扶起升牢，然后再进行铺网、移型钢、支设临时柱，否则严禁继续放炮。2工作面铺设铁网护顶。铺网前，由上向下将铁网展开拉直，两端固定在余网上，然后沿倾斜每间隔0.2m用14#铁丝双股拧牢，不得出现漏联网孔。顶梁前余网长度不得小于0.3m。3铺设好铁网后，自上向下进行前移钢梁，钢梁与顶板紧密接触，若顶板不平或漏顶时必须用木料穿实，严禁使用损坏、失效顶梁。4、工作面炮茬处顺运输机时，需撤临时柱，必须先支后回。5、过断层、破碎带，使用2.6m长的型钢（或木板棚），架距1.62.4m,支在基本柱空档内。放炮后及时前移型钢，移型钢时3人操作，二人在两头抬住型钢，一人观察顶板并缓慢卸载降柱，在降柱后，确认顶板稳定后，立即将型梁前移到位，然后升起支柱。一梁二柱支设牢固，型钢不得代替基本支护，其支柱穿铁鞋。 第三节 顺槽及端头顶板管理 一、工作面轨道、运输巷的超前支护1、超前支护距离：超前切顶线20m，支护方式为单体液压支柱配型钢梁沿巷道走向支设，柱距1.0m。2、超前支护要求（1）支柱必须穿铁鞋，穿鞋后若钻底量大于100mm时，必须首先将软底清除掉，将铁鞋平放在硬底上。铁鞋要放平，严禁放在浮煤浮矸上。（2）兀型钢梁，与工字钢棚头紧密接触，否则梁上加方木，无断梁折柱和失效、漏液支柱，支柱棵棵栓好防倒绳，初撑力达到50KN。2、回撤要求超前支柱不得滞后和超过切顶线回撤，同面上的切顶支柱一起由下向上回撤，执行“三角回柱法”。3、工作面溜头缺口长3.0m，宽1.0m，最大控顶距4.6m。上、下安全出口净宽1.0m，净高1.6m。五、端头（缺口）支护措施1、溜头使用六架兀型钢梁，梁距0.6m，移溜头时，双楔梁中间悬梁不得超过两根，应将双楔打紧，圆销灌满，方可撤煤壁临时柱。双楔要成对使用，双楔的凹面朝上，并反向插入打紧，双楔的伸出量应一致，伸出长度不小于30mm。双楔使在运输机之前。溜尾使用六架双楔顶梁支护顶板。2、机头上侧和机尾下侧各支设一组丛柱。丛柱支在切顶排与次切顶排支柱空挡内，每组四棵，一梁二柱支设牢固，两根顶梁沿工作面推进方向布置，顶梁间距0.7m，柱距0.6m，支柱穿铁鞋，初撑力达到90KN以上。3、工作面正规支护与平巷支护间距不得大于0.5m，架棚巷道段工作面基本支护与超前支护之间支设一对兀型钢（兀型钢长3.5m），抬巷道工字钢棚头，交错迈步前移，错距1.0m，一梁三柱。兀型钢成对使用，型钢架距为0.4m，其支柱初撑力达到90KN以上。4、超前支护不得断开，顶梁铰接至切顶排，支柱支设齐全。六、切顶线支护材料、规格、要求 切顶线采用单排密集切顶。特殊支护规格表名称木垛间距抬 棚丛 柱密集支柱/棵数间距柱距分段出口宽度规格4棵5m/组/0.8七、工作面加强支护稳定性措施1、工作面支柱初撑力达到90KN，迎山角35，迎山距0.09-0.15m；泵站压力达到18MPa以上；铁网不得出现漏联网孔，撕网处联结牢固后方准回柱。 2、顶板破碎、过断层局部漏顶处加使型钢加强支护，一梁二柱或三柱支设牢固，用木料穿实顶板柱。3、所有支柱必须拴好规范的防倒绳。4、采高变化时要及时更换相应高度的支柱，严禁超高使用和出现“死柱”，工作面不得有空载支柱。5、所有备用支柱支在末前排与基本柱成对支设。八、回柱方法与措施（附回柱示意图）（图五）1、工作面支柱人工回撤，采用“三角回柱法”。2、回柱工要带齐长钩，长把锤、镐、锨及手拉葫芦，并配有注液枪、卸荷手把，水平销等工具。3、回柱前对第一排基本柱进行二次注液，否则不准回柱。4、分段回柱距离15m，分段处在切顶排支柱与次切顶排斜上方第一棵支柱之间支设两棵隔离点柱，一柱一帽。以上5m，回柱时以下8m有人工作和停留，断层处回柱要分在同一段内回撤，拤头点要距断层以上5m或以下5m处拤头。5、回柱前，在所回支柱的顶梁及上方第一根顶梁上插设一对水平销，交错上移。回柱时要两人一组，一人回柱，一人监护，先清理好退路，遇有埋压支柱或“死柱”时，要在同一根顶梁下支设一棵替换柱，用卧底的方法将其回出。6、在压力集中点、顶板破碎带及地质构造带回柱时，先打替换柱，支护牢固方可回撤，由班组长盯在现场。7、端头和平巷支柱同面上支柱一同回撤，平巷回撤完后在切顶排支设两棵关门点柱。8、在回柱前切顶排有破网时，必须先联好后再回柱。回出的支柱要全部支在末前排顶梁下做备用柱，顶梁竖放在第二排支柱与备用柱之间。9、回最后两棵支柱（隔离点柱）时，要细心问顶，专人监护照明，清理退路打好护身柱后方可回撤。10、回柱工必须遵守“八不回”的原则新的一排基本柱没有支设完时；悬顶超过规定没有采取措施时；破网处没有重新联接时；退路不畅通时；支护不完整时；以上5m，以下8m有人工作和停留时；对所回支柱没有做出观察判断时；有来压冒顶征兆时。其它规定执行煤矿安全技术操作规程回柱放顶工1-30条的规定。第四章 生产系统第一节 运输系统1.煤炭运输系统工作面0412面运输巷4#煤运输皮带巷阶段煤仓北采区皮带下山主井煤仓主井地面2、辅助运输系统地面主井北采区皮带下山4#煤进风巷0412进风巷工作面料场工作面第二节通防与监控系统一、通风系统1、工作面风量计算工作面面长120m，温度23，采高1.5m，最大空顶距3.6m，最小空顶距2.6m；平均控顶距3.1m，采用下行风。按集团公司生产矿井风量计算细则,工作面需要风量261 m3/min；(1)按温度计算需要风量：Q采60.V.H.B.P.KL 601.31.23.10.751.2=261m3/min式中：V采面温度系数，取1.3-采煤工作面采高1.2（）均-采煤工作面平均控顶距3.1（）-采煤工作面有效通风断面系数，取0.75L -采煤工作面面长系数，取1.2 (2)、按瓦斯涌出量计算: Q100qK=10020.3=60m3/min；Q瓦斯绝对涌出量0.3m3/min,K:瓦斯涌出不均衡的风量系数,取2; (3)、按人数计算:Q=4Ni=450=200m3/min；Ni同时工作最多人数风速验算 ：按风速不小于0.25 m/s，不大于4 m/s效验 V大Q/(60B小H)261/(602.61.2)1.39m/s0.25 m/s 根据计算、验算结果可知，工作面正常生产时采用风量261m3/min。2、通风系统新风：地面主井主井底北采区皮带下山4#煤进风巷0412进风巷0412工作面乏风：0412工作面0412运输巷4#煤皮带巷北采区回风巷总回风巷风井地面二、防治瓦斯1、瓦斯检查在工作面回风流、工作面回风巷及上隅角分别设瓦斯检查点，要求班与班、次与次之间检查间隔时间在35h，每班至少检查两次。每班都必须将一台瓦斯报警仪挂在上隅角，并处于常开状态。瓦斯检查点分别设在：工作面回风口以外510m范围内。瓦斯牌板应设置在采煤工作面回风侧距安全出口20m的范围内（包括上隅角）；每次检查取最大数据填写在瓦斯检查牌板和记录手册上，当班的班组长必须在瓦斯检查手册上签字。当工作面回风流及上隅角瓦斯浓度达到10/0时，瓦斯检查员有权停止工作，撤出人员，查明原因，进行处理并及时向调度室和通防部门汇报。工作面严禁装药放炮。上隅角达到10/0时必须按抽出式风机进行排放瓦斯。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯的监测，在距工作面回风口510m安装瓦斯传感器，瓦斯报警浓度10/0、断电浓度1.50/0、复电浓度(25)m2时，用丛柱加强支护，每组4棵，组间距5m。 2、悬顶达到(715)m2时，用丛柱加强支护，每组4棵，组间距5.0m，同时进行人工强制放顶。3、悬顶达到(1015)m2时，停止采煤，同时进行人工强制放顶(执行本作业规程第六章初采措施中的第11条规定)。丛柱间距3m，每组4棵。二、处理漏（冒）顶措施1、漏顶区域及其上、下5m范围。首先加固附近的支架，整改变形支柱更换卸荷支柱，敲邦问顶，支设临时柱。防止继续漏顶或掉矸砸人，确保施工地点安全。2、在漏顶范围内。清理一部分浮矸后，支设型钢，施工前先用长把工具敲帮问顶，摘除危岩悬矸后方可进行，人员在支架掩护下操作，严禁空顶作业。3、支设好型钢、挂好顶梁后，铺设铁网，然后在网下用木料打“井”字形木垛，穿顶时必须4人操作，一人照明监护，一人传递木料，二人穿顶。4、安排有经验的老工人进行操作,工区盯岗人员现场指挥,有专人监护。三、过断层措施 1、当断层带顶板破碎时型钢梁架距缩至0.50.7m，铺设铁网护顶。断层上、下盘支设临时柱(或戗柱)。需留底煤时，留底煤厚度不小于0.5m。 2、打眼、放炮：断层处打眼，眼距0.8m，装药量0.4Kg/孔，放炮前必须进行二次注液，对断层带支架进行加固，整改变形支柱，更换卸荷支柱，断层处放炮要少放，及时支护顶板，每次放炮15炮，放炮打倒的支柱及时扶起升牢后，方准继续放炮。起底或挑顶时，必须分打分装，矸石全部拣出，砌成条带。3、出煤：放炮后及时铺网、移梁、支设临时柱，柱帽为小方木（规格：0.3m0.1m0.08m）或木板棚，前移型钢梁，临时柱距1.4m，局部漏顶处用木料穿实填平，在临时支护的掩护下进入炮道攉煤。 4、移溜：断层带移运输机时，首先支设替换柱。断层处顺平溜子，溜槽扒口不得大于0.03m，严格执行先支后回制度，运输机移过后及时支设正规柱，溜槽上沿距顶板0.5m。 5、支柱：留底煤时必须穿铁鞋，铁鞋严禁铺在浮煤、浮矸上。支柱支设要求切度迎山有劲，初撑力达到90KN以上，并栓好防倒绳。 6、回柱：断层带的支柱要分在同一段内回撤，拤头时要距断层以上5m或以下5m顶板完整处拤头。7、及时更换适应采高的支柱，支柱不得超高使用及压成死柱。8、工作面炮茬严禁设在断层带内。第三节防治水三1、发现有下列透水预兆，必须立即停止作业，采取措施并报矿调度室，若情况危急，必须立即发出警报，撤出受水威胁地点的人员。透水预兆：顶板挂红、挂汗，空气变冷，发生雾气水叫，顶板淋水增大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发生涌水，水色发混，有臭味等其他异味。2、所有工作面施工人员必须熟悉巷道避水路线，出现水灾时应立即组织人员抢险，无法处理时立即清点人员按避灾路线撤离。第四节 爆破管理1、打眼工必须按照爆破说明书规定进行打眼。定炮前爆破工、班组长、安监员按照作业规程对炮眼角度、炮眼的位置、炮眼个数、炮眼深度和围岩情况进行检查，不符合规定的，严禁放炮。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破工必须是由两年以上掘进工龄的人员担任，经过专门培训，考试合格并持有放炮合格证，方准持证上岗。接触爆破器材的人员应穿棉布或其它抗静电衣服，不准穿带静电的化纤衣服。 3、严格执行炸药、雷管领退制度。禁止领取和使用失效的煤矿乳化炸药；严禁领取脚线不扭结、不编号及编号不属于自己的电雷管；领取的放炮母线必须是符合规定的专用放炮线缆，放炮母线接头除锈，扭结并用绝缘带包好。 4、必须使用符合要求的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，不同厂家生产的不同型号的电雷管不得混杂使用。5、爆破工必须持爆破工证、领料单和领退记录本到药库领取炸药、雷管、水炮泥，并签字齐全。领退记录本上要分别注明雷管、炸药的种类、数量和水炮泥数量。6、领取的炸药必须装在玻璃钢炸药箱内，由爆破工本人或在爆破工的监督下，由熟悉煤矿安全规程和炸药性能的人员运送；电雷管装在雷管盒内，并加锁，必须由爆破工亲自运送。严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后应直接送到工作地点，严禁中途逗留和乱扔乱放爆破器材，严禁用刮板输送机、胶带输送机等运输机械运送爆破器材。7、到达施工地点后，炸药必须放在专用箱子内并远离开关等电气设备，炸药存放量不得超过24h用量。8、装配引药前，必须按一次爆破所用炮泥量准备好成品炮泥，灌好水炮泥。水炮泥要饱满，损坏的水炮泥应交回药库。9、每次装配引药数量必须符合作业规程规定，按规定在安全地点进行装配，不得由他人代替，并由班组长或安监员负责监督。 10、装配引药时，必须遵守以下规定：装配引药必须在火药专用硐室内进行，严禁坐在炸药箱上装配引药。装配引药时必须防止电雷管受震动或冲击，以防折断电雷管的脚线和绝缘层损坏。 电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹木签扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插入药卷中部