二1_22051采煤工作面作业规程.doc

平顶山市中祥圣达煤业有限公司二122051采煤工作面作业规程工作面编号：二1-22051 编 制 单 位： 采煤队 施 工 队 长： 技术负责人： 编 制 日 期： 目 录第一章 采煤工作面概况第二章 采煤工作面地质条件第三章 采煤方法第一节 采煤工作面巷道布置第二节 采煤工艺及顶板管理第四章 安全生产系统第一节、运输系统第二节、通风系统第三节、供电系统第四节、液压系统第五节、供水降尘系统第六节、排水系统第七节、安全监测系统第八节、照明通讯系统第五章 劳动组织第六章 主要技术经济指标第七章 安全技术措施第一节、总 则第二节、采煤工艺安全技术措施 第三节、机电维修与操作安全技术措施 第四节、一通三防安全技术措施 第五节、煤质管理措施 第六节、其它安全技术措施 第八章 避灾路线第九章 二1 22051采煤工作面初采初放安全措施中祥圣达会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位职务签名单位职务签名施工单位技术负责人技术技术副总技术科科长地测地测副总通风科科长通风通风副总地测科科长机电机电副总机电科科长安全安全副总安检科科长生产生产副总调度室科长机电矿长生产矿长安全矿长总工程师矿 长 中祥圣达会审意见会审意见中祥公司会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位职务签名单位职务签名通风部技术部机电部安检部调度室总工程师中祥公司会审意见会审意见： 煤层气公司会审签字表措施名称二122051采煤工作面作业规程主持人会审时间会审地点单位姓名职务（职称）签名技术处机电处通风处调度室安监局煤层气公司会审意见会审意见第一章 采煤工作面概况序号项 目内 容 说 明1采面位置该采面位于矿井二水平西翼采区进风巷南侧2采面范围该工作面由3768820，383832523768551，383831363768585，383822503768783，38383065四点连线组成。3与邻近煤层及周边关系 该采煤工作面位于采区中部的二11煤层中，在平面位置上位于采区中间。其中：南部为矿井边界防水保护煤柱、东部为二1-22071计划工作面、北部为采区进风巷；西部为二1-22061采空区。4与地面相对位置回采巷道及停采线对应地表无村庄5采面与地面建筑关系地面无村庄，回采时对地面无影响项目序号内容说 明地质赋存条件1产状走向WE倾向NS 倾角5°-8°2瓦斯相对涌出量4.0m3/t绝对涌出量绝对瓦斯涌出量为1.54m3/min，3煤质牌号水份灰份挥发份煤尘爆炸指数自燃发火期1/3JM1.5%29.04%12.47%12.4917.96%68个月储量1可采储量88200t2储量损失9800t顶底板特征1伪顶、直接顶、基本顶关系采面无伪顶；直接顶为；大占砂岩，基本顶为砂质泥岩、砂岩及泥岩2顶板特性直接顶初次垮落步距基本顶初次垮落步距基本顶周期垮落步距23m79m710m直 接 顶 类 别基 本 顶 类 别3底板特性直接底为深灰色砂质泥岩及泥岩，厚4.50 m 7.50m；老底为砂质泥岩、砂岩及泥岩，厚4.507.50m。水文地质1涌 水涌水方式涌水量预计涌水地点（个）水质（酸碱度）顶板淋水35m3/h2PH=682老塘积水实体煤开采，无老空水存在3钻孔断裂水无影响第二章 采煤工作面地质条件顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征煤层顶底板情况基本顶香炭砂岩12灰、深灰色砂质泥岩直接顶大占砂岩4.63灰、深灰色中粒砂岩及砂质泥岩伪 顶无0直接底砂质泥岩5.56深灰色砂质泥岩及泥岩基本底砂质泥岩、砂岩及泥岩5.56浅灰色中厚层状灰岩岩根据采面机、风巷开拓揭露，本采面地层有一向斜构造，地层平均倾角810°，对回采无影响。地质构造情况断层名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对回采的影响程度任村F322658517535570正断层100170无刘庄F332608035017075正断层220 无何庄F142901102002070正断层15无注明：任村F32、刘庄F33、何庄F14三条断层线不在22051采面。不影响该采面的回采。煤岩层综合柱状图:第三章 采煤方法第一节、工作面布置示意图第二节、采煤工艺及顶板管理一、工序管理: (1)打眼、装药、放炮: 工作面炮眼布置为三角眼，上眼间距1.4m，距顶0.m，底眼间距为0.7m，距底0.3m, 严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业.(2)伸开翻转梁临时支护: 伸开翻转梁临时支护时设专人观山，翻转梁规格为800mm×960mm煤墙空顶超过800mm时，必须提前拉开前探梁支护。(3)攉煤: 攉煤时要前后照应，人员站在顶板维护好的地点，面向机尾方向，防止运输机机道内有物料、大块煤矸伤人，并注意顶板变化情况，严禁空顶作业。(4)移架: 采面分段采通后，由机头向机尾顺序开始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，再降前柱使顶梁可移动时立即停止。移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。(5)放煤: 放煤采用多轮多口顺序低位放煤法，分段放煤间距不少于6m, 放煤口间距1-1.5m，放煤口高度距顶板0.3-0.5m，开口大小约0.3×0.3m。(6)移溜: 推移运输机用推移器或单体柱远方供液推移，推移器或支柱应支在支架牢固完好的地点，做推移用的单体柱要编号，专项使用，推移后应搁放好。(7) 以上工序结束后开始整体推进托梁。二、采面顶板管理：（1）、本工作面采用走向长壁后退式炮采采煤方法，全部垮落法管理顶板，使用ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架（ZH国家代码2000工作阻力16/24最小/最大采高ZL整体顶梁），回风巷超前支护使用DZ型单体液压支柱、配合圆销梁支护顶板（详见ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表）。（2）、工作面采用ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架，支架中心距煤壁1000（±10），最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6 m移架时要按中线移ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表名 称单 位参 数备 注支架高度16002400支架长宽2600×960翻转梁960×800上仰35度支架中心距1000支柱数量根4（Ø125）柱高1400-2200移架步距800工作阻力KN2000初撑力KN1545支护强度MPa0.61泵站压力MPa31.5架，支架应保持一条直线，其偏差不得超过±50，支架垂直顶底板，其偏差不得超过±3°，支架顶梁要与顶板平行，相邻支架间隙40（±10），支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋，支柱迎山有力，初撑力达到要求。（3）压力集中地带顶板管理：1、工作面上下出口及端头支护。机头，机尾超前规格为宽3.0m，高1.6m，长3.0m，采用6棚圆销梁配合单体支柱，柱距为0.5m，排距1.0m。在机头机尾上方的圆销梁支架间加套3根型钢大梁，长3.0m，一梁三柱架设，随着机头的推进及时前撺，始终使用在机头的正上方。2、巷道压力集中地带超前支护采用单体柱配合双圆销铰接梁支护。3、上、下安全出口超前棚距煤壁8-10m，10m以内为替棚部分打双排点柱，10-20 m打单排点柱。4、高度不低于1.6m，留有不少与0.7m人行道。5、帮顶必须刹严背实，浮渣及时清理。6、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。7、作业方式为人工分段作业。8、顶板监测采用阻力监控法，用测压枪对每一循环支柱初撑力进行监测，监测重点为上下安全出口和压力异常区。9回风巷要有备用物料：其数量为半圆木 板：1/2180mm×2m 不少于30块单体柱：2.2m 30棵穿 楔： 不少于30块10、采面推采接近交叉口（钻场）时提前打木垛加固。三、采面支护设计：结合本矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数和合理的支护强度，采用下列方法计算采面支护强度：Pt=9.81hrk =9.81×4.8×2.6×8=612.144KN/m2式中：Pt-工作面合理的支护强度，KN/m2;h-采高，4.8m；r-顶板岩石重力密度，2.6t/m3；k-工作面支柱应设支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-8，该处取5；（二）支柱实际支撑能力确定：Rt=kg×ks×kb×ka×kh×R =0.99×0.95×0.90×1.0×1.0×400=338.58KN/柱式中：Rt支柱实际支撑能力，KN；Kg工作系数，0.99；Ks增阻系数，0.95；Kb不均匀系数,0.90；Kh采高系数,1.0；Ka倾角系数,1.0；R支柱额定工作阻力，400KN；（三）工作面合理的支护密度N=Pt/Rt =612.144/338.58 =1.81柱/m2式中：N支柱的支护密度，柱/m2Pt-合理的支护密度，489.715KN/m2Rt-支柱实际支撑能力，338.58KN/柱（四）工作面支护柱距、排距a=（N×S）/( Nb+F) =(2×1.81) /(2.8+0.8) =2.9/3.6 =0.81m式中： N-工作面支柱排数，2； s-每根支柱的支护密度，1.81柱/m2；F-机道上方梁端至煤壁距离，0.8m；Nb-顶梁长度，2.8m；（五）支护设备选择。根据上述有关参数，结合采高等因素，22051炮采工作面选用ZH11600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，在满足顶板控制支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。四、支护强度计算：按经验公式计算： P=（4-8）hYe=（4-8）×2×2.5=20-40t/ 式中: h-工作面采高Ye-顶板岩石平均容重 2.5 t/ m3取以上计算的最大值，则合理的支护强度为Pn=40t/ m2.=0.41Mpa 由于ZH2000/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.61Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。五、两巷与端头支护设计：(一)支护设计：根据柱距计算公式：L柱=P1/KLPP1=R1 R2R3R4=0.95×0.95×1×29.8=26.9t/根R1支柱不均匀系数：0.95R2支柱增阻系数：0.95R3工作面系数R4支柱最大承载值：29.8t/根P为顶板压力，本采面采用6倍采高围岩重P=6hv=6×2×2.5=30t/m3L柱=P1/KLP=26.9/1.2×L 排×30=0.74m为保证安全，距L柱取0.5m，支护强度即可达到要求。（二）底板比压分析：JB= PN / SI=300KN/3.14×（0.005m）2=0.0383KN/m2式中JB支柱对底板比压PN支柱额定工作阻力SI支柱底座面积比较：泥岩比压JBN=0.0165KN/m2JBJBN故支柱应垫柱鞋，防止柱子钻底。2、爆破设计说明书炮眼指标循环指标炮眼指标项目单位上眼底眼项目单位说明眼距m1.40.7眼数个165距顶m0.8药量Kg8.25距底m0.3雷管发16.5仰角度15炮泥Kg247.5俯角度15水袋个165水平角度70-7570-75装药g/眼150225封泥mm/眼500500水袋个/眼11孔径mm4242第四章 安全生产系统 第一节、运输系统一、出煤系统（一）运输设备及运输方式工作面回采出的煤通过工作面刮板输送机、机巷刮板输送机、带式输送机、西翼采区带式输送机、上仓皮带运至煤仓。（二）煤炭的运输22051工作面22051机巷西翼采区运输巷上仓皮带巷煤仓主井地面。附图7：22051采煤工作面运输系统图二、运料系统设备及材料的运输路线及方式（一）工作面需要的材料、设备等物资、由地面主井井底车场南下山西翼采区机轨巷22051机巷22051工作面（出料反向运输）材料的运输同样见附图7。三、设备配置表6 工作面机电设备配置表设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻ZM-1.5台2煤电钻综保ZBZ-4.0/660台2转载机SGB620/40T部1额定电压660V额定功率两部80KW输送量150t/h链速0.86m/s工作面刮板输送机SGB620/40T部2额定电压660v额定功率: 80kw输送量250t/h链速0.868m/s乳化液泵站BRW80/31.5台2额定工作压力31.5MPa额定流量80L/min电动机功率75kw一台备用小绞车JD-11.4KW台1三、生产能力分析：W=L×S×h×r×c=77.5×0.8×4.8×1.37×93%=380t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面循环长度，m；S工作面循环进尺，m；H工作面平均煤厚，m；R煤的容重，t/m3；C采出率，%运输设备能满足矿井生产需要。第二节、通风系统一、通风系统（一）通风方式及系统1、根据我矿采煤方法（走向长壁后退式），为减小采空区漏风量，回采工作面采用独立U型通风，通风动力由主井主扇提供。2、工作面采用上行风，机巷进风，风巷回风。新鲜风流：地面主井井底车场南下山西翼采区运输巷22051机巷22051工作面乏风流：工作面22051风巷西翼采区回风巷500m下山回风斜井地面通风系统示意图：二、风量计算：1、按工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人需风量4m3/min：Q采4N=4×55=220m3/min（工作面最多人数，取N=40）；每千克炸药供风25m3/min：Q采25A=25×11.5=288m3/min（一次爆破炸药最大用量为4.8Kg。）2、按瓦斯涌出量计算：Q采=100×q采×KCH4式中：q采采面回风巷中平均绝对瓦斯涌出量q采=q相对×P日产 KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.6Q采=100×q采×KCH4=100×0.06 0.1×1.6=9.6 160m3/min3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采=60V采S采=60×0.9×6.2=335m3/min式中：V采-采煤工作面风速，取V采=0.9m/s S采采煤工作面平均断面积，取S采=6.2m24、风速验算：Qmin=15Smin=15×6.2=93m3/minQmax=240Smin=240×6.2=1488m3/minQminQ采Qmax故采面风量Q采=335m3/min第三节、供电系统一 、设计说明1、二1-22051回采工作面因地质构造采用二部SGB620/40T刮板输送机，选用四台QBZ200/1140(660)型矿用真空电磁启动器控制；运输巷采用一部SGB620/40T刮板输送机搭接胶带运输机运输；二台MZ-1.5型煤电钻及两台ZZBL-2型煤电钻综保；生产系统选用两台400型馈电开关控制电源；2、两台乳化液泵安装在东大巷中部硐室，由两台37KW电机拖动（一备一用），选用一台KBZ-400/660馈电开关，二台QBZ-120+120型真空电磁启动器控制，供电来自采区变电所专用馈电；3、电源来自采区变电所专用线路电缆，选用MYP3*70+1*16,1140/660v橡套电缆；4、二1-22051回风巷内安装1台JD11.4KW小绞车，用于采面运料，绞车由QBZ80N开关控制。供电系统示意图：设备配置表：序号设备名称规格型号功率数量地点1馈电开关KBZ-400/660(1140)1台进风巷2馈电开关KBZ-400/660(1140)1台回风巷3矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)2台运输4胶带运输机DTL-6518.5KW1台运输5刮板运输机SGB620/40T40KW1台采面6矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)1台采面7煤电钻综合保护ZBZ-4.01台采面8煤电钻MT-151.5KW2台采面9刮板运输机SGB620/40T40KW1台采面顺槽10矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)1台顺槽11刮板运输机SGB620/40T40KW1台顺槽12煤电钻综合保护ZBZ-4.01台采面13煤电钻ZM-1.51.5KW2台采面14真空开关（可逆）QBZ-80N1台回风巷15小绞车JD-11.411.4KW1台回风巷16矿用真空电磁启动器QBZ-200/660(1140)2台采区泵站17乳化液压泵BRW80/31.537KW2台采区泵站电流整定值计算：电流整定值重新计算公式一：式中：P负荷功率 功率因数0.86效率系数公式二：式中：过流整定值过电流整定系数（取1.21.5）负荷启动电流和1、二122051南回风巷：（1）小绞车：功率为11.4KW计算电流得：（2）煤电钻综保：功率1.5KW计算电流得：2、中间运输巷及22051南、北采面：（1）皮带运输机：功率18.5KW计算电流得：（2）刮板运输机：功率40KW计算电流得：（3）煤电钻综保：计算电流得：计算电流整定值：中间运输巷及二1-22051南、北采面馈电：=20.2+33×3+1.7×2=122.6A取过电流整定系数为1.2，计算过电流整定值为150A。总馈电：=122.6+12.5+1.7×2=138.5A取过电流整定系数为1.3，所以总馈电过电流整定为200A。第四节、液压系统1、液压泵站设置在采区运输巷泵站硐室，有两台BRW 80/31.5型乳化泵，公称压力为：31.5MPa，流量：80L/min，配套乳化液箱640L；2、液压管通过胶带运输下山、行人绕巷，分别从中间运输巷和二1-22051北回风巷排至南、北采面；3、采面每隔10m安装一个三通阀门，其它巷道每隔50m安装一个三通阀门。液压系统示意图：第五节 综合防尘及防灭火系统一、综合防尘系统（一）机、风巷各设一防尘供水管路，管路采用50的无缝钢管，保证水源、水压，定期对巷道进行冲刷，减少煤尘堆积。（二）各防尘设施正常使用，并设专人维护和管理。（三）各转载点落差不得超过0.5m，并设置洒水喷雾装置，保证灵敏可靠，覆盖全断面。（四）根据防尘有关规定，工作面上、下安全出口以外1020米范围内各安装一道净化水幕，另外在回风巷距工作面50米安装一道自动化降尘水幕。（五）进、回风巷内设置隔爆设施，并按照规程规定安装在巷道切眼以外60200米之间，每平方米巷道断面不低于200L水量，水棚排距1.23.0米，棚距长度不小于20米。（六）采用湿式打眼，严格执行水炮泥使用制度。（七）煤壁采用浅孔注水，每隔46米打一个注水眼，每个注水眼眼深不小于5米，注水时间不能低于10分钟，以煤壁或顶板渗水为准。（八）机械保护齐全，做好个人防护。二、防灭火系统（一）输送机机头、液压泵站、绞车处应各放置两个灭火器，并齐全完好，工作面工作人员必须会使用灭火器材。（二）进、回风巷各设置一道50的降尘管路，每隔50米要有一个阀门，并安设防尘胶管（距切巷口不超过20m），以便巷道除尘使用。（三）进、回风巷各设置一道50的压风管路，同样是每隔50米要设置一个阀门，以便在巷道作业时使用。第六节、排水系统二1-22051切眼及风巷排水路线为机、风巷临时水窝22051机、风巷中央水仓地面排水系统示意图：第七节、安全监测系统一、二1-22051工作面瓦斯绝对涌出量1.54m3/min ,相对涌出量4m3/t，属瓦斯工作面。在二1-22051工作面机巷与风巷交叉口外10m处安设瓦斯传感器、风巷设置甲烷、风速、温度、一氧化碳传感器，胶带输送机巷配备胶带机综合保护器和紧急制动装置。二、监控系统简介矿井建有“KJ95N型”安全监测监控系统。系统能力可满足矿井安全监测要求，目前系统全面覆盖井下所有工作地点。1、瓦斯传感器型号为KGJ16B型，一氧化碳传感器型号为KGA5型，温度传感器型号为KG3007A型，风速传感器型号为KGF15型。2、瓦斯传感器3个，分别悬挂位置在机、风巷口，距离采面10-15m处，风巷出口往里15m处悬挂一台；风速、温度、一氧化碳传感器分别悬挂在风巷测风站（详见22051采面监控系统图）。3、传感器垂直悬挂，距离巷道顶板不大于300mm，距离巷帮不小于200mm。4、瓦斯传感器报警点为0.7%，断电点为0.8%，复电值为瓦斯浓度不大于0.7%。、第八节通讯系统 在运输机头和采面两端分别安装程控通讯电话，可直通调度室和重要场所及各科室。第五章 劳动组织1、循环方式：循环进度：0.8m ；日循环数：3个；循环产量：380t ；日产量：1140t；2、作业方式：人工分段作业回采工艺流程：打眼装药连线爆破伸开翻转梁临时支护铺网攉煤移架放顶煤移托架梁移溜.以上工序结束后开始整体推进托梁3、劳动组织：劳动组织形式“三八”制采用专业和综合工种相结合的分段作业方式劳 动 组 织 一 览 表序号工 种班 次合 计备 注零点班八点班四点班1采 煤 工4040401202机 电 工33393班 组 长22264验 收 员11135打 眼 工666186维 修 工22267管理人员22268三铁人员11139勤杂工222610合 计494949177附：工作面循环作业图表工作面循环作业图表：第六章 主要技术经济指标项目单位数量项目单位数量工作面指标走向长度m155管理放顶步距m0.8倾斜m77.5回柱方法液压煤层厚度m4.8老空处理跨落法采高m4.8材料消耗机油Kg/万吨回采面积m213412乳化油Kg/万吨煤层倾角°38截齿个/万吨工作面储量t98000坑木m3/万吨可采储量t88200炸药Kg/万吨2024回采率%90雷管发/万吨5014容重t/m31.37杂木棍根/万吨日进m1.6柱鞋块/万吨月进m48金属网m2/万吨回采工效t/工4.3挡帘个/万吨顶板支架类型悬移支架循环指标作业方式“三八”工作制人工分段支柱数量根、架620循环进度m0.8顶梁数量根155循环产量t641顶板管理方法全部跨落法日循环数个1.5最小控顶距m2.6日产量t962最大控顶距m3.4正规循环率%90第七章 安全技术措施“安全第一，预防为主”是煤矿生产一贯坚持的方针，每个职工都要树立“安全第一”的思想意识，认真执行煤矿“三大规程”，狠反“三违”，作好自主保安、联保、互保工作。每班开工前都必须由带班矿领导、班长、验收员首先检查采面安全情况，经程序化检查，确认安全无隐患后，方可允许施工人员进入采面作业，发现不安全隐患，应立即组织人员采取措施进行处理，切实做到不安全不生产，隐患不排除不生产，措施不落实不生产。第一节、总则1、所有工作面作业人员都必须认真学习三大规程,学习后履行签字手续,经考试合格后方可上岗作业,否则不准上岗.2、凡有新工人进队或转岗人员都必须重新学习本规程和参加培训,经考试合格。否则不准上岗作业.3、下井人员必须按时参加班前会,否则不准下井作业，在每班班前会上,值班矿领导、带班矿领导都必须讲明本班工作面的安全生产情况及注意事项，并结合规程讲明采取的措施，开工后及时检查、组织落实。4、在工作面出现意外情况时，带班矿领导及班长应及时组织现场人员进行处理，并向调度室和值班矿领导汇报，听取处理意见，组织现场落实。5、每班开工前，各工种都要备好自己的工具，并先检查作业地点的安全情况，发现问题及时处理，在确保安全的前提下，方可开工作业。6、工作面在开工前，由队长、技术员负责带领工人走一次避灾路线，以后每月由班长以上干部负责带领工人走一次避灾路线。第二节、采煤工艺安全技术措施一、打眼1、本工作面炮眼布置为三角眼，上眼间距1.4m，距顶0.8m，底眼间距为0.7m，距底0.3m。2、打眼工必须固定专人，严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业，对凹凸不平的煤壁和采高变化，要根据情况减少或加大眼深，保证爆破后煤壁平直、采高和进度实现正规循环。3、打眼工进入工作面后，首先检查煤电钻的完好情况、电缆有无破损失爆、综合保护装置是否灵活可靠，并且进行一次综合保护装置跳闸试验，确认无问题后方可打眼。4、打眼工进入工作面打眼前，要先检查周围顶板是否完好，有无片帮预兆，柱子是否牢靠，上、下各3架严禁动架，必须关闭翻转梁截止阀，如有问题经处理后方可作业。5、打眼工作由两人以上配合作业，一人掌握煤电钻打眼，保证眼距、眼深及角度。一人观山拉电缆，注意电缆的悬挂和使用，不得在刮板运输机上游动，同时查看周围支架、煤壁、顶板等情况，坚持湿式打眼。6、打眼时，要坚持执行敲帮问顶制度。7、打眼时，禁止作业人员戴手套，工作服袖口必须系好纽扣，以免被钻杆绞住。8、打眼期间应停止采面运输机运转，人员不准站在运输机道内，打眼施工人员严禁站在运输机上施工。9、禁止在煤岩的节理和裂隙上打眼，禁止在老炮眼和残眼上继续打眼。10、打眼中暂时休息时，钻杆必须脱离电钻，并放在安全地点。11、炮眼位置及角度严格按作业规程或补充措施施工，如遇异常情况，必须采取措施处理后方可继续施工。12、严禁用运输机运送煤电钻，电缆和炸药。13、打眼时，电缆应悬挂在人行道上，严禁悬挂在运输机道内。14、打眼结束后，把综保开关手把打到停电位置并闭锁，按下防爆插销。将电缆、煤电钻、钻杆放置到顶板完整、支架完好、无淋水处、距超前出口10m处盘放整齐，机巷离开溜槽帮400mm以上距离。15、打眼过程中，严禁用脚蹬或硬压煤电钻，若电钻打眼时间过长或操作不当引起电钻起热时，应及时更换电钻或待温度降低后使用。16、有下列情况之一时，不许打眼或应立即停止打眼，在向上级汇报并妥善处理，确认安全后，方能继续打眼。（1）工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%及以上时。（2）发现煤层内有连续小煤炮声或有大量瓦斯涌出，有煤和瓦斯突出征兆时。（3）发现煤层变潮，煤质变软，有挂汗、挂虹，出现雾气，水叫、顶板淋水加大，空气变冷的透水征兆时。（4）打眼时突遇压力水从钻孔中流出时，应立即停钻并不许抽出钻杆。 （5）工作面局部顶板来压，片帮严重，支护不齐全，不牢固。（6）控顶距超过本规程的规定。（7）电钻声音突然异常，出现卡住钻头或钻杆，电钻严重震动，电钻外壳带电。17、采面坚持沿底板推进，保证采面高度满足悬移支架高度需要。二、装药、连线、爆破1、装药、连线、爆破必须由经过培训的爆破工进行，并持证上岗。2、装配引药必须在支架完好、顶板完整的地方，并避开电气和导电物体及顶板淋水处。严禁坐在炸药箱上装配引药，装配数量以当班当时需要量为限。、装配引药工作由专职人员操作，附近20m范围内严禁有做与此无关的工作和人员。、爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的箱内并加锁，严禁乱扔乱放。装炸药、电雷管的药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点。每次爆破时都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。、本工作面采用乳化炸药，雷管扎入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把雷管固定在药卷内。雷管必须全部插入药卷，严禁斜插在药卷内或捆绑在药卷上。6、装配引药时，必须防止电雷管震动，冲击折断，防止损坏脚线绝缘层。7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管理顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线末端扭结。8、装药前先检查装药地点20m范围内风流中的瓦斯浓度，低于0.5%以下时，方可装药。9、装药时，要严格执行敲帮问顶制度，若发现煤壁松动、有伞檐煤、等情况都必须处理好后，再进行作业。10、装药前先用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞，炮眼内各药卷之间必须彼此密接。11、本工作面采用正向装药，严禁反向装药。装药量为上眼不超过300g/眼，下眼装药量不超过450g/眼，当遇顶板条件变差或煤层变软时，应减少或停止打上眼，同时适当减少上下