1181回风巷掘进作业规程.docx

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1、盘县羊场乡松杨煤矿（1181采面回风平巷）掘进作业规程编 制：总工办施工单位：掘三队编制日期：2014年10月28日规程会审情况职 务签 名职 务签 名矿 长总 工安全矿长生产矿长机电矿长通防工程师采掘工程师地测工程师机电工程师规程会审意见: 会审时间: 年 月 日规程贯彻落实情况贯彻时间贯彻地点贯彻人参加学习人员签名目 录第一章 概述6第一节 概述6第二节 编写依据6第二章 地面位置及地质情况7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节 煤(岩)层赋存特征 8第三节 地质构造10第四节 水文地质10第三章 巷道布置及支护说明11第一节 巷道布置11第二节 矿压观测12第三节 支护设计12

2、第四节 支护工艺12第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿岩方式13第三节 爆破作业13第四节 装载与运输14第五节 管线及轨道铺设14第六节 设备及工具配备14第五章 生产系统15第一节 通风15第二节 压风17第三节 瓦斯防治17第四节 综合防尘17第五节 防灭火18第六节 安全监控18第七节 供电19第八节 排水20第九节 运输20第十节 照明、通信和信号20第六章 劳动组织及主要技术经济指标21第一节 劳动组织21第二节 作业循环21第三节 主要技术经济指标22第七章 安全技术措施23第一节 一通三防23第二节 顶板26第三节 爆破27第四节 防治水32第五节 机电33第六

3、节 运输33第八章 其他38第一节 施工组织管理措施38第二节 过断层或构造措施41第三节 处理片帮措施41第四节 防止冒顶、片帮措施42第五节 巷道开口点施工安全技术措施42第九章 避灾路线43附图一：1181采面回风巷巷道布置位置局部平面示意图附图二：1181采面回风巷巷道断面形状、规格尺寸及支护方式图附图三：1181采面回风巷炮眼布置图及爆破说明书附图四：1181采面回风巷运输系统图附图五：1181采面回风巷管线吊挂及溜子敷设情况示意图附图六：1181采面回风巷通风系统示意图附图七：1181采面回风巷监控系统图附图八：1181采面回风巷供电系统示意图附图九：1181采面回风巷排水系统示意

4、图附图十：1181采面回风巷通讯系统示意图附图十一：1181采面回风巷避灾路线示意图第一章 概 况第一节概 述1、巷道名称：1181采面回风平巷2、用途：回风、行人3、设计长度550m4、设计坡度：+5（实际施工定向跟煤层顶板走） 5、设计方位：323。6、预计开工时间：2014年10月31日7、预计竣工时间：2015年6月7日第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间根据2009年5月贵阳林东矿务局设计研究所编制的松杨煤矿开采设计方案变更，九村井田松杨煤矿可行性研究报告及安全专篇。结合松杨煤矿地质情况、开采现状等。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为九村井田松杨煤矿地质勘探报告，批准时间为

5、2003年9月18日。三、矿压观测资料:从已掘1181运输上山和18号回风系统几条巷道煤层顶底板的情况来看，压力不大。但在支护上要严格按作业规程的要求，严把质量关，严防顶板事故的发生。随着巷道不断延长，在巷道掘进过程中，对后方巷道应安排人员随时进行检查，对因压力大变型严重的支架应及时进行校正或更换等维修处理，随时确保后路的畅通安全。四、规程编写依据: 新版2011煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程及德佳投资有限公司、矿一系列安全生产文件中的有关规定；关于机电、运输安全技术规范；关于一通三防技术管理规范和通防企业标准中有关规定。第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及地质情况巷道相应的地面位

6、置在杨桃箐村后三百余米的大山底下，地面标高+1578 +1700米，区域内无水体和建、构筑物等。 巷道标高+1489+1491，起点在1181运输上山迎头处，起点标高为+1489，终点标高为+1491。全段从开口点起沿煤层顶板定向施工。附：井上下对照关系表如下：水平、采区二水平、一采区工程名称1181采面回风平巷地面标高+1578 +1700井下标高+1489+1491地面的相对位置建筑物、小井及其它地面无住房、水体及其公路、铁路、铁塔等构建筑物。井下相对位置掘进巷道的影响顶部距1171回风巷20米平距，斜距35米左右，相互间无大的影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响周边无采空区，周边对该巷没有

7、任何威协和隐患。 第二节煤(岩)层赋存特征 本设计巷道所在18#煤层走向西北-东南，倾向为东北-西南，倾角约17，煤层直接顶为碳质泥岩、老顶为细沙岩。直接底为泥岩或砂质泥岩，老底为细沙岩。本区域内煤层赋存情况及顶底板情况柱状图如下： 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度(最大最小/平均)m最大2.5m 最小1.5m 平2.0m煤层倾角(最大最小/平均)（0）最大35 最小10 平17煤层硬度35煤层层理(发育程度)较发育自燃发火期/d10个月绝对瓦斯涌出量/(m3/min)0.5S相对瓦斯涌出量/(m3/.t)8.64煤尘爆炸指数%80煤层顶底板情况表顶底板名称岩层类别硬度厚度(m)岩性顶板基本

8、顶细沙岩4-610-20沉积岩直接顶碳质泥岩4-62-5沉积岩伪顶碳质泥岩6-80.05-0.03沉积岩底板直接底砂质泥岩6-80.1-0.5沉积岩基本底细沙岩4-65-15沉积岩 煤层小柱状图第三节、地质构造此区域内地层稳定，地质构造简单，从井上、下对照图来看，估计前掘至矿井边界均无较大构造，掘巷期间可能有较小的裂隙及褶曲，过裂隙、褶曲带时，可能有大量的瓦斯涌向掘进工作面，过裂隙、褶曲时必须实施防治煤与瓦斯突出措施，同时加强巷道顶板支护强度，防止突出、瓦斯与顶板事故发生。 第四节 水文地质(1)、水文地质情况1)、地层含、隔水性主要含水层：龙潭组由粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩、泥岩

9、及煤层组成，浅部含风化裂隙水，浅部含水性弱，一般不含水。根据矿矿区水文地质资料和现场实际调查，泉水平均流量0.105升/秒，深部一般不含水。含煤地层下伏地层峨眉山玄武岩组，以玄武岩、拉辬玄武岩、凝灰岩为主，亦含浅部风化裂隙水，邻区泉水平均流量0.173升/秒，深部含水性极弱。含煤地层上覆地层飞仙关组下段粉砂岩、细砂岩为主，底部未粉砂质泥岩，细砂岩及泥岩，含风化裂隙水，深部含水弱或不含水。第四系残坡积物分布范围有限，厚度不大，降大雨时多处出露泉点，雨后干涸。矿井主要隔水层：主要是含煤岩组及上覆地层中的泥岩和粘土岩。2)、断层导水性本巷区域内有断层，因此可能有断层导水性。3)、水文地质类型井田内含

10、风化裂隙水，随着垂深增加，风化程度减弱，含水性减小，深部含水甚微，甚至无水。风化裂隙水以渗流为主，水力联系较差。本矿区水文地质条件属第二类第一型，即以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件属简单类型。结论：此区域内地层稳定，上覆岩层为弱含水层，无采空区，大气降水为该区域充水的主要来源，涌水量大小主要受地面降水及裂隙水影响，本采面范围内无水，但在掘进过程中仍要严格做到边探边掘。其它需要说明的情况1、做好瓦斯管理工作，特别是过构造带、应加强瓦斯排放工作。2、必须做好巷道的支护及排水工作。3、煤层强度不大，破岩时易产生煤尘，应加强洒水防尘工作。4、加强通风管理，严禁无风、微风或瓦斯超限作

11、业。5、掘进工作面坚持使用风电、瓦斯电闭锁装置，严格执行瓦斯排放制度。6、加强临时支护与永久支护管理，防止片帮冒顶事故的发生。第三章、巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置1181回风平巷，起点在1181运输上山迎头处，开口点标高为+1489，设计长度550m，设计方位323，设计坡度+5（实际施工定向跟煤层顶板走），终点标高为+1491。具体巷道布置局部平面位置示意图附后 第二节 矿压观测一、观测对象：1181运输上山、18号回风系统几条巷道。二、观测内容：几条巷道内支架变形及压力情况。三、观测方法：目测与实测，压力表试压。四、数据处理：测压力，每隔十天进行一次巷道断面和支架断面形状数据的采集

12、，然后进行对比，并将结果交技术部门。 第三节、巷道断面尺寸及支护设计 由于该巷道围岩相对稳定,矿压小,依据施工现场实际情况，选择支护，确定巷道支护形式为T型工字钢支护。 巷道断面设计为T形，底净宽3.6米，顶净宽2.3米，净高为2.4米，巷道顶部跟煤层顶板走，以不破顶板为准。在巷道下墙帮底部距腿脚20公分处设置毛水沟，宽30公分，深20公分。巷道断面形状、规格尺寸及支护方式图附后。第四节、支护工艺巷道支护：采用T型工字钢支护，支护材料采用11#“工”字钢支架，棚距700 mm。木板背帮背顶严实,支架棚腿之间的接触面必须密合，支架要严格按标准尺寸架设，且要支在实底上。每架棚之间必须打5根撑杆（梁

13、正中一根，梁两端各一根，两侧腿中间各一根）。 支架背帮接顶必须严实，支架不前倾后仰，所有支架均要求无迈步现象。背帮接顶板皮必须对空搭接，板皮两端在工字钢梁、腿两侧出头15公分左右，在顶帮岩石破碎容易垮落地段，在板皮上部、后部加锚网防止破碎岩石垮落。 第四章 施工工艺第一节、施工方法一、巷道施工方法本回风巷采用炮掘，具体采用爆破落煤矸，人工出煤渣，刮板运输机及皮带运输，T型工字钢支护的施工方法。第二节、凿岩方式该巷使用炮掘，施工中采用风煤钻打眼放炮，如遇岩层采用凿岩机配合打眼放炮。施工方法：全断面一次爆破成巷的施工方法。第三节、爆破作业 该巷为全煤、岩巷掘进，煤的硬度在35之间，T形断面，巷道净

14、断面6.52，通风方式为压入式通风，瓦斯涌出量低于0.53/in，所以选用三角形掏槽方式掏槽，周边眼与巷道轮廓线相距0.2，进行打眼爆破作业，循环进度1.4，炸药选用煤矿专用3号乳化炸药，雷管便用瞬发电雷管，炮眼利用率100%，每米炸药消耗量为4.7kg，每米雷管消耗量为 8Fa。每个炮眼必须严格使用2个水炮泥，且泥头必须装满眼口，放炮母线必须挂在巷道内电缆另一侧，且必须随用随挂，不得有明接头，放炮母线和雷管脚线在未连线起爆时必须拧结成短路，爆破作业必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，同时严格执行放炮器箱、雷管箱、炸药箱“一箱三锁”，瓦斯超限严禁爆破作业。爆破地点设在本掘进巷道防突

15、风门退后的局扇风机侧，放炮器钥匙必须由爆破员随身携带，放炮站岗设置警戒位置分别在1483回风石门18号回风出口往里20米以外的安全地点和1483回风石门防突风门外的安全地点。炮眼布置图及爆破说明书附后：第四节、装载与运输 1、煤（矸）运输：爆破后，人工装煤（岩）到1181回风巷迎头溜子1181回风平巷皮带1181运输上山皮带18号溜煤眼1418运输石门皮带主煤仓主井皮带地面煤（矸）场。2、材料运输：地面人工装车副斜井绞车下放1418运输石门18号进风联络巷1181运输上山1181回风平巷掘进工作面迎头煤（矸）及材料运输路线示意图附后 第五节、管线、风筒吊挂及溜子敷设 管线及风筒吊挂、溜子敷设情

16、况图附后说明：风筒要用绳环环吊挂，且要平直，离工作面不得超过5米。风管、水管可用铁丝固定在风筒侧下部并挂平直，离工作面不得大于15米。电缆、电话线、探头线等用电缆钩吊挂在巷道顶部靠风筒侧，距风筒30公分。放炮线挂在风筒侧下方。第六节、设备及工具配备附工作面工具及设备配备表如下：序号名称型号单位数量备注1风煤钻FMS 1.2台2一台备用2风钻7655台2一台备用3局部通风机FBDNO5.6/112台2一台备用4控制开关QBZ280/1140（660）ASF台2局扇专用5馈电开关QBZ400/1140VD台3探水钻刮板用6专用防突钻ZQSJ-90/2.1台2打校检孔用8锹把49镐把410锤把311

17、钻机750钻机台1用于防突探水1213第五章、掘进系统第一节、通风一、通风方式及送风距离通风方式：压入式供风方式，总送风距离约550米。 二、风量计算1)、按绝对瓦斯涌出量计算Q掘=100qk=1000.432.0=86m3/min式中:q工作面绝对瓦斯涌出量，取q=0.43m3/min；K瓦斯涌出不均衡系数，炮掘取2.0；2)、按最大炸药消耗量计算Q=25A=256.6=165m3/min式中： A掘进工作面最大炸药消耗量，取6.6kg。3)、按工作面最大班出勤人数计算Q=4N=410=40m3/min式中：N掘进工作面最大班出勤人数，取10人4)、按局部通风机实际风量计算掘进工作面采用FB

18、DNO5.6/230型号矿用隔爆压入式轴流局部通风机，其供风量为190390 m/ min，Q掘Qf+NKf式中 ：Qf：掘进工作面局部通风机吸风量，取Qf=390m3/min；N：掘进工作面平均断面积；取6.5；Kf：掘进工作面最低风速，取0.25。故 Q掘390+6.50.2560=487.5m3/min按风速验算Qmin15s=156.5=97.5m3/minQmax240s=2406.5=1560m3/min式中:s掘进工作面断面平均为6.5m2综合上述计算，掘进工作面按Q掘=487.5m3/min配风，满足要求。具体通风系统示意图附后第二节、压风 采用两台OGLC110A型20.5立

19、方的单螺杆空气压缩机从地面经副井、1418运输石门、1181进风联络巷、1181运输上山、1181回风平巷压入工作面。地面及副井采用管径100，其余地段采用管径30的无縫钢管，工作面二十米范围内用与工具配套的高压软管。第三节、瓦斯治理 我矿属煤与瓦斯突出矿井，必须严格按煤与瓦斯突出矿井进行管理，因此，按防治煤与瓦斯突出规定的要求，首先必须预抽掘进前方煤层瓦斯，并达到消突效果后方可进行掘进施工工作，具体瓦斯治理情况详见“1181回风平巷掘进工作面防突设计”及“1181回风平巷消突评价报告”等，同时还必须按防突规定要求采取相应的瓦斯治理局部防治措施，搞好相关预测预报及安全防护等工作。第四节、综合防

20、尘一、防尘设施 从地面500立方高位水池用100无縫钢管引水到主井后，用60无縫钢管经副井和1418运输石门引水到18号进风联络巷再经1181运输上山、1181回风平巷最后进入工作面迎头，工作面用30米高压软管，每次放炮前和放炮后进行洒水和冲洗煤帮。在有粉尘积聚的地点，分别装上开关及喷头，进行洒水防尘。在所有运输转载点安设自动喷雾装置，在运煤矸时实时进行自动喷雾降尘。所有防尘管路，每隔40米装一个开关及喷头，必须顺直固定在巷道一侧的下脚帮上，严禁乱堆乱放。并在巷内安设隔爆水袋，安设办法见综合防尘措施。二、综合防尘措施1、掘进工作面必须按掘进作业规程规定打眼、装药、坚持使用放炮前后洒水降尘。2、

21、掘进工作面距迎头60m设置一道防尘水幕，转载点必须设喷雾装置。3、掘进工作面后巷每隔50-60m内安设一组隔爆水袋。水量以200ml/m2断面，棚区长度20m，每天派专人对隔爆水袋加水。4、掘进工作面必须必须坚持湿式打眼，使用凿岩机或风煤钻打眼时边打眼边用水冲洗巷帮，严禁无水打眼。5、监测设备、机电设备及动力电缆的煤尘由电工负责擦净，确保设备无尘堆识。6、定期对掘进迎头和各转载点进行粉尘测定，以掌握各工作地点煤尘浓度的变化情况。 第五节、防灭火因该巷内有防突钻机及开关等电器设各，所以防火重点是电器火花和爆破火焰。采取办法是杜绝电器失爆和坚持使用乳化炸药和水炮泥，每个炮眼不少于2个水炮泥，炮泥长

22、度不得少于60公分。并在该掘进头和局部通风机、控制开关附近，均安设灭火砂一桶，小铲两把，干粉灭火器2台。第六节、安全监控一瓦斯传感器的安设位置及要求1、瓦斯传感器的安设位置1181回风巷掘进迎头T1瓦斯传感器安设在距迎头不大于5米的范围内，掘进巷道回风流中T2瓦斯传感器安设在该工作面内回风出口1015米的范围内。同时在T2瓦斯传感器点附近悬挂CO传感器和温度传感器，所有传感器均必须悬挂在距巷道顶板不大于0.3米，距帮不小于0.2米的地方，每周必须按规定进行一次校检，确保灵敏可靠。所有传感器通过井下分站均与地面监控中心主机相连，确保实时对井下瓦斯、温度、一氧化碳情况实施监控。2、瓦斯报警点迎头与

23、回风风流瓦斯传感器的报警点瓦斯浓度都为0.8%。当瓦斯传感器报警时，掘进迎头立即停止作业，撤出人员进行处理。3、瓦斯断电点掘进迎头瓦斯传感器的断电点瓦斯浓度为0.8%，断电设备为掘进工作面非本质安全型电器设备。回风流中瓦斯传感器的断电点瓦斯浓度为0.8%，断电设备为掘进工作面巷道和回风流中全部非本质安全型电器设备。复电点为两个传感器的瓦斯浓度0.79%以下。4、在局扇开关安设“局扇开停传感器”，在两道正向风门上安设“风门开关传感器”。5、每班班长还带便携式瓦斯报警仪，并挂在工作面正前方，一但瓦斯超限，立即撤出工作面所有人员。传感器布置情况详见附后监控系统布置图。 第七节、供电供掘进使用的电器设

24、备有30kw局部通风机2台，22kw探水钻1台，40刮板机运输机1台，皮带二台，其它为相应的矿用隔爆型控制开关。因此，该专线选用U3162+162矿用阻燃电缆。探水钻专用线只有打钻时才向井下送电，平时不准带电。供电系统示意图附后第八节、排水工作面打钻水、防尘洒水等各种水均可通过自流的方式先流到1483回风石门，再经1483回风石门流到风井，最后流到底部主、副水仓后，用75千瓦离心泵排到地面污水处理池，经地面污水处理池处理达标后排出。 第九节、运输详见附后的运输系统示意图 第十节、照明、通信和信号一、照明采用矿灯照明 二、电话使用KIH型本质安全电话，分别在18号溜煤眼上口皮带机头、1181回风

25、巷外口和距工作面迎头20米位置各设一台。 通讯系统图附后 劳动组织图表序号工种在册人数出勤人数备注零点班八点班四点班合计零点班八点班四点班合计1打眼工22261113爆破工兼打眼，出渣工和支护工相互协作配合工作2放炮工111311133出渣工222622264支护工222622265安全员111311136瓦检员111311137电瓶车司机111311138皮带溜子工55515555159班长11131113合计1616164815151545 第六章、劳动组织及技术经济指标第一节、劳动组织 第二节 循环作业图表 三班循环作业，每天三循环。每循环进度为1.4米。附：工作面工艺流程图。第三节、技

26、术经济指标表序号项 目单 位指 标备 注1每班在册人数人162每班出勤人数人153出勤率%93.754循环进度m1.45直接工效m/工0.0936每天进度m4.27正规循环率%658非正规循环率%359月进度m8010炸药消耗量/m4.711雷管消耗量个/m814板皮消耗量 m3/m0.0115工作面长度m总55016巷道净断面26.517第七章、安全技术措施第一节、一通三防安全措施1、掘进工作面回风巷流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%必须立即停止作业，撤出人员，采取措施进行处理。2、工作面瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到0.8%

27、时禁止放炮。3、工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作撤出人员切断电源，进行处理。4、电动机及其开关附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.5%时必须停止运转，切断电源撤出人员进行处理。5、工作面内体积大于0.5平方米的空间中局部瓦斯浓度达到2%时，附近20米内停止工作，切断电源，进行处理。6、因停风停电造成工作面瓦斯积聚瓦斯浓度达到3%时必须编制排放瓦斯措施在矿领导指挥下进行排放。7、爱护通风设施，严禁同时打开两道风门。一、“一通三防”管理措施（一）、通风管理1、施工作业人员应爱护通风设施，迎头风筒不落地，风筒端头距迎头不超过5米，风筒破口要及时修补。风筒逢环必挂，以减小通风阻力。2、必

28、须随时确保掘进工作面有足够的新鲜风流，任何人不得随意停开风机。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，如工作面必须停风则要编制专门的停风措施报矿总工审批。恢复通风作业前后必须由瓦检员经过检测，处理，待瓦斯浓度降到0.8%发下时，迎头正常通风后，方可恢复工作。3、安装瓦斯电闭锁装置，并确保其安全使用。4、严禁工作面在无风或微风时作业，工作面回风巷风流的瓦斯浓度超过0.8%时或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施处理。（二）、防尘管理1、通风部门要在迎头60200米的回风流中设隔爆水袋，隔爆水袋总装水量应确保200L/2，在掘进巷道每隔40米设置一个三通喷头，每天洒水灭尘一

29、次，每个出货转载点要设置自动喷雾装置，出煤时要打开，不出煤时关闭。施工人员要配戴好防尘口罩，搞好个人身体防护工作。2、各出煤转载点要设置喷雾，放炮地点后50米处要设置一道喷雾，放炮前打开，喷雾必须覆盖全断面。3、每天对施工巷道洒水冲洗煤帮一次，并建立洒水灭尘台帐，各防尘设施必须定期进行维护，保证灵敏可靠。（三）、防瓦斯事故管理1、掘进工作面风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，工作面回风巷风流中的瓦斯浓度0.8%时或二氧化碳浓度1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员。等通风部门采取措施处理，瓦斯浓度小于0.8%和二氧化碳浓度小于1.5%时，才允许恢复工作。2、掘进工作中由于因瓦斯超限被切断电源

30、的电器设备，必须在瓦斯降到0.8%以下时方可人工送电开动。3、跟班班长和电工必须携带便携式瓦斯报警仪。4、电器设备20米范围内的瓦斯浓度达到0.5%时，严禁启动电器设备。5、传感器管理措施：（1）、所有传感器信号线必须悬挂在电缆钩上，距动力电缆不小于100。（2）、T1悬挂在迎头小于5米范围内的风筒另一则距顶板不大于0.3米，距帮不小于0.2米的地方，T2挂在掘进巷道内距回风出口向里1015米处。（3）、洒水灭尘时，甲烷传感器必须妥善保护好。（4）断电点及复电点报警点的瓦斯浓度：报警点0.8%，T1断电点0.8%，复电点0.8%，T2断电点0.8%，复电点0.8%，T1、T2断电范围为1380

31、运输石门所有非本质安全型电源。（四）、防灭火管理1、分别在工作面迎头退后20米位置及电器设备处设置消防设施和器材，灭火器不少于2个，沙箱含沙量不于0.53，消防软管不少于30米长，且是两根。并备有短接。2、任何人发现井下火灾时，应视火灾的性质，灾区的通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方式直接灭火，控制火势，并迅速向调度室汇报。3、电器设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只许用不导电的灭火器材如干粉、灭火沙等材料灭火。4、机电检修用过的绵纱，废油等及时装进密封铁桶，定期带出井，若井下发生油类火灾时，不许用水灭火，必须采用沙或灭火器灭火。5、救火时，灭火员要站在上风侧安全地点，6、如里灾害危

32、及到人生安全，无法控制灾害时，人员要戴好自救器，立即按避灾线路撤离。第二节、顶板管理安全措施1、开工前必须由班队长对掘进工作面进行一次敲帮问顶检查工作。2、作业中施工人员必须随时进行敲帮问顶工作，用镐锹等长柄工具敲打巷帮、顶板，如果发现声音清脆时，说明顶板比较稳定，暂不会脱落。3、在敲帮问顶时，若声音发空、低浊，表明顶板已有裂隙和松动，随时有脱落危险，必须用长柄工具将松动煤（岩石）撬下来，在背顶背帮。4、工作地点如有伞檐等不安全隐患，必须及时挖落下来。5、在打眼、装药、放炮、出渣、支护前都必须敲帮问顶。6、对后巷经常检查，对因顶板压力大导致工字钢棚变型严重、梁子或腿子断裂的必须及时进行维修更换

33、处理，防止冒顶堵巷。7、因地质条件变化，压力过大巷道要加密支护，造成巷道变形的，必须采取措施进行拉底、维修等工作，确保巷道畅通。8、必须严格并正常使用好前探支护，每棵前探梁必须使用3挂大链，所用护顶大板厚度必须5公分以上，每次爆破后先对顶帮进行敲帮问顶，及时清除顶帮活煤矸，之后及时将前探梁挂到迎头，并用大板铺满，避免人员在底下出煤渣时顶帮煤矸掉落伤人。 9、严禁空顶违章冒险作业。第三节、爆破一、爆破措施1、爆破连线方式：串联方式，一次装药，一次爆破。 第一次起爆时如达不到效果，则补打眼爆破，待达到爆破效果后方可进行下一项作业。一次装药一次起爆。2、装药方式：正向装药，用黄泥封填不少于60公分，

34、中间必须加2个水炮泥，外面再加黄泥封满眼口。3、放炮位置：该工作面局扇风机后，并指定专人站岗设置警戒线（站岗设置警戒线位置分别设在本工作面局扇风机侧、1483回风石门内1171回风出口处以及主井至1483回风石门联络巷防突风门处）。站岗撤人不到位严禁联线爆破。4、采用煤矿许用乳化炸药、瞬发雷管、放炮时严格执行“一炮三检和三人连锁”放炮制度。5、放炮员必须由经过专门培训、考试合格、取得资格证的人员担任。6、必须按照本规程爆破说明书的规定进行放炮。7、禁止采用反向装药放炮。8、工作面不得使用两台发爆器放炮。放炮器钥匙必须随身携带，不得转交他人。9、严禁使用其它电源代替发爆器放炮，放炮器必须防爆。1

35、0、未装水炮泥、封泥不足或无封泥禁止放炮，严禁使用煤(岩)块或可燃性材料代替炮泥。二、风煤钻打眼措施1、打眼前应先检查凿岩机、钻头、钎杆等无问题后方可打眼。2、检查保护设备是否灵活可靠，如失灵必须停止使用 。3、必须按照作业规程规定的炮眼进行布眼，如遇特殊变化，必须经值班领导同意后方可临时改变。4、先用手镐凿坑定位，安上钎杆，开动手柄 开关，禁止用手或戴着手套扶着钎子定位眼。5、钻进时用力要均匀，不准强推硬压，每隔一定距离向外拖动钻杆，以便排除煤粉。6、禁止在残眼内继续钻眼，若遇瞎炮眼必须按照处理瞎炮眼的原则进行处理。7、打眼时必须随时注意凿岩机、减速箱，风扇等的运行情况，如遇外壳温度过高必须

36、停止使用。8、禁止在夹矸层上钻眼，钻眼机具运转过程中如发现瓦斯涌出骤然增大、卡钎、顶钻或有透水预兆时，必须停止打眼并报告值班领导及安全员进行处理。9、打眼结束后要将眼内岩（煤）粉清理干净，拔出钻杆，盘好风管，放在顶板完好避开淋水的地点。三、爆破器材的装运1、炸药、雷管必须由持证的爆破员领取并分箱装运。2、雷管必须由放炮员亲自运送，炸药由爆破员指定专人运送。3、运送爆炸材料的人员不能与其他人员同行，中途严禁逗留。4、运送到工作地点后放炮员必须把两箱分别放在顶板完好、支架完整、避开电器设备及导电体的安全地方。5、起爆器必须实行“一箱三锁”，由爆破员、瓦检员、班组长三人各带一把钥匙，每次爆破前必须向

37、矿调度室汇报并在安全员的监督下实施。四、做引药、装药、爆破及处理拒爆、残爆措施1、必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行，严禁坐在爆炸材料箱上装配引药，装配数量以当时需要的数量为限。2、起爆药卷必须防止电雷管受振、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。3、电雷管由药卷的顶端中部径直插入，禁止用电雷管代替竹木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷和中部或捆在药卷上。4、电雷管插入药卷后必须将脚线在药卷上缠绕2圈以固定管体，脚线必须扭结成短路。5、装药前必须清除炮眼内煤粉。6、检查瓦斯不超过0.8%时，按本规程装药结构图进行装药，各药卷必须彼此密接。7、一

38、手轻将脚线向眼口上方拉起，一手用木竹棍将黄泥塞入眼内，用力要均匀适当，不得猛撞。8、装药后必须把电雷管脚线悬空。严禁将脚线或母线与运输设备电气设备以及导电体相接触。9、不得使用煤粉、块状材料或其他可燃性材料代替黄泥使用。10、炮眼深度和封泥长度必须符合下列要求（1）、炮眼深度小于0.6米时，不得装药放炮，在特殊条件下小于0.6米时，必须制定专门的安全措施，但封泥必须封满。（2）、炮眼深度超过1米时，封泥长度不得小于0.5米。（3）、炮眼深度在0.61.0米时，封泥长度不得小于炮眼深度的一半。11、装药前或爆破前有下列情况之一时禁止放炮（1）、爆破地点20米内风流中瓦斯浓度达到0、8%时；（2）、炮眼内发现异状、温度骤然降低，有明显的瓦斯涌出、煤岩体松散、透老空等情况时；（3）、工作面风量不足时。（4）、有透水预兆时。12、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路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全的地点警戒。13、爆破母线和连接线必须符合下列要求（1）、爆破母线必须使用两芯橡套软线；（2）、爆破母线和连接线、雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须扭紧，其悬挂不得与电缆、溜子槽板、皮带机架等相互接触；（3）、爆破母线必须挂在电缆的下方并保持距离300mm以上；（4）、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁使用水、金属管体、大地等作