沟门口煤矿掘进工作面作业规程(5304备采).doc

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1、沟门口煤矿掘进工作面作业规程编号掘1003号掘进工作面名称:5304备采工作面运输巷编 制 人: 马朝立区 队 长: 孙相中施 工 单 位: 掘进一队批 准 人: 鲁绍玉编 制 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日矿 审 批 意 见 会审单位及人员签字： 生产科： 年 月 日 地测科： 年 月 日 通风科： 年 月 日 安监处： 年 月 日 机电科： 年 月 日 调度室： 年 月 日 总工程师： 年 月 日 作业规程学习和考试记录负责人: 传达人: 班次:贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字第一章 概况第一节 概述一、巷道名称及煤（岩）层，相邻巷道位

2、置。1、掘进巷道名称：本作业规程掘进的巷道为5304备采工作面运输巷。2、巷道位置：巷道位于5306采煤工作面北侧，相间预留20米保安煤柱，采区运输巷西侧，掘进450米时与5304切眼贯通，5304切眼与矿东边界预留30m保安煤柱。形成5304备采工作面（掘进工作面位置见图11）。二、巷道掘进的目的和用途。本巷道掘进的目的是形成53采区04采煤工作面生产系统，满足04采煤工作面运输、通风、行人和管路敷设等需要。三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限。巷道设计长度：运输巷450m。巷道坡度：按3进行施工。巷道服务年限：预计1年四、巷道开、竣工时间。巷道计划于2010年8月15日开工，预计201

3、0年12月竣工。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为53采区设计说明书，批准时间为2009年9月。二、本规程根据矿产资源开发利用方案，矿井储量核定报告，本矿多年以来开采揭露的煤层地质情况，矿井矿界为依据编写。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、巷道相对位置本单项工程掘进巷道地面相对位于老包寨村仙人沟东侧，地面标+2018m+2045m。区域内为荒山坡，无建筑物和地表水体，工程施工对地表无大的影响。二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系本掘进巷道沿C5煤层施工，巷道距C6煤层22.4m。三、老窑区水、火、瓦斯对巷道掘进的影响。掘进巷道

4、以下为本矿已采区，邻近无其他采掘工作面，无火区，煤层无自燃发火倾向性，查同煤层巷道瓦斯涌出量，预计本掘进期间巷道绝对瓦斯涌出量0.9m3/min，对巷道施工无大的影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距。本区内煤（岩）层为单斜构造，产状稳定，煤（岩）层厚度变化不大，走向5565，倾向145165， 倾角35。据工作面地层综合柱状图（图12）C5煤层厚度1.82.2m，平均为2m，硬度f=2.5，下距C6煤层平均22.4m，伪顶为黑色碳质泥岩，厚约0.1；直接顶为块状泥岩、泥质粉砂岩，厚平均3。0m，基本顶为黑色粉泥岩。直接底为黑色泥岩；基本底为深灰灰黑色

5、粉砂岩来泥质粉砂岩。二、煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸指数。矿井为低瓦斯矿井；C5煤层瓦斯绝对涌出量1.05m3/min；煤层自燃发火倾向为类，不易自燃；无煤尘爆炸性；地温20左右。第三节 地质构造本区内煤（岩）层为一单斜构造，走向5565，倾向145165，倾角35。产状稳定。据多年来开采揭露的煤层地质情况提供的资料，本区没有发现落差较大的断层，没有岩浆岩侵入。由于地质勘探程度较低，预计有一些较小的断层，在巷道施工过程中注意收集相关资料。第四节 水文地质本区为新掘进区，无老窑及巷道积水问题；巷道顶部是一层黑色泥岩夹粉砂岩，具有良好的隔水作用，所以上部含水层对本区巷道掘进无影响。矿井涌水量预

6、计最大1.25m3/h，一般为0.8m3/h左右。预计本掘进区域涌水量0.3m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置5304工作面运输巷从53采区运输巷中部距5306工作面回风巷25米（中心中心）处开口，由东向西沿C5煤层掘进运输巷，施工方位232，坡度3，工程量450米。该巷道掘进450米时，与已经开掘的5304工作面回风巷切眼贯通，使5304备采工作面形成完整的回风回采系统。第二节 矿压观测每个井下工程，均应进行矿压观测，其观测内容根据支护方法而定，本工程为全煤岩掘进，锚杆支护，破碎地点工字钢支护，梯形断面11#工字钢支护。本工程的矿压观测内容主要是：顶板离层监测。顶底板和两帮

7、移近量监测。矿压观测目的、内容及仪表序号观测内容观测目的观测仪表备注1巷道表面位移监测巷道相对变形量，从而判定稳定性测标、测枪测枪4支2顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施离层指示仪30套掘进巷道成巷每50m设一测站，定期观测巷道顶板离层；顶底板和两邦移近量。对矿压观测，应成立矿压观测小组，并有组织分工，对观测出的资料，加以收集整理，得出结果，向矿长汇报，并提出对本工程支护的改进意见。第三节 支护设计一、巷道断面设计巷道的断面形状为矩型顶宽2.8m，下宽3m，巷道2.2m，巷道毛断面为S毛=6.8m2，净断面S净=6.4 m2，局部破碎地点采用（详见图3-2）。为梯形断，顶宽2.2m，下

8、宽3m，巷高2.2m，巷道毛断面S毛=6.9 m2，净断面S净=5.72 m2。二、支护方式（一）放炮后，采用吊挂式前探梁及时护顶（见图3-3），前探梁用两根50mm钢管制作，长度4.0m，用金属卡进行固定，每根前探梁不少于4个金属卡，将前探梁悬挂在永久支架顶梁上。前探梁必须及时跟迎头。（二）5304工作面运输巷，均采用锚杆支护为永久支护，锚杆距800mm800mm。（三）遇地质构造及顶板破碎时，利用梯形工字钢支护。第四节 支护工艺一、支护材料5304运输巷采用锚杆支护，规格18罗纹钢筋，长度1.8米。二、支护工艺及质量要求严格按支护断面图所标注尺寸施工，并按中、腰线架设。运输巷上宽2.8m，

9、下宽3.0m，中高2.2m，锚杆距0.8m。（一）支护工艺1、永久支护平巷锚杆支护前，先用细线把中、腰线点拉好，用卷尺量出每排锚杆的位置，再用卷（直）尺沿巷道顶板每根锚杆的位置，确定锚窝点。打眼时，不得少于3人，一人观察，顶板及煤壁两人打眼。打锚杆眼时，应从外向里进行，同排锚杆眼先打顶眼，按所使用锚杆正规操作程序及时打锚杆，压好锚盘，托板并用专用工具上紧，预紧力符合要求。（二）质量要求1、支护规格偏差：净高，腰线上下-30+50mm，净宽，中线两侧-30+50mm，支护梁水平度小于等于50mm，锚杆间距误差不超过正负100mm。2、锚杆保持一条线，使锚杆明暗一致。锚杆必须打设在坚硬的顶板上。第

10、四章 施工工艺第一节 施工方法1、本单项工程采用一次成巷施工方式，永久支护紧跟迎头。2、掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。3、永久支护为金属锚杆支护，放炮后，采用前探梁及时护顶。4、按地测部门给定的中、腰线，沿C5煤层顶板掘进。5、采用人工装煤（矸），刮板机运输至皮带运煤。6、接班后，必须先进行（班长、安全员、瓦斯检查员同时进行）安全检查，发现隐患必须立即处理，确认无安全隐患后方可打眼、装药、爆破等工作。放炮完毕、工作面炮烟吹散后，由班（组）长、瓦斯检查员和放炮员进入工作面，由外向里依次检查顶板、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，架前探梁进行护顶，用锚杆机打眼进行支护，以此为一个循环。第二节

11、 凿岩方式一、5304掘进工作面运输巷为全煤巷掘进使用DZ-22A型煤电煤钻人工打煤眼。二、掘进工序及工艺流程5304工作面运输巷掘进：安全检查打眼装药放炮通风出煤永久支护。第三节 爆破作业巷道煤层硬度f=2.5，基本底层为深灰色粉砂岩，硬度f=6，采用形掏槽，使用煤矿3#煤矿安全许用炸药;1-3段毫秒延期电雷管，起爆使用MFD-100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联，炮眼布置见4-1图。一、施工技术措施1、爆破说明书（1）炮眼布置图（1：50） 单位：mm爆破说明书炮眼编号炮眼名称眼深（m）眼距(m)抵抗线(m)装药量角度爆破顺序联线方式眼数(个)孔装药量(kg)总装药量运装药重量水平竖直左

12、度右度仰角零度俯角1掏1.70.152.510.453条909022-2311-32槽1.70.152.510.453条909022-2324-113眼1.70.152.510.453条909022-234顶眼1.711-4-52.510.32条90905角眼1.50.152.510.32条90906帮眼1.50.152.510.32条90907底眼1.50.152.510.32条90908底眼1.51m9-8572.510.32条90909底脚眼1.50.152.510.32条909010邦眼1.50.152.510.32条909011角眼1.50.152.510.32条3.75kg9090

13、(2)爆破参数指标名称单位参数指标名称单位参数炮眼利用率%100%单位岩体消耗Kg/ m3循环进尺M1.5单位岩体雷管消耗个/ m31.5/ m3循环实体岩石M37.93炮眼密度个/ m32.1 m2循环炸药消耗Kg每天循环数/每天进尺个/ m33/4.5循环雷管消耗个月循环数/月进尺个/ m390/135m2、循环图表3、支护说明书（1）支护图（1： 50）第四节 装煤与运输人工攉煤至刮板机输送机,经皮带输送机至地面.第五节 管线敷设1、风筒使用600风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒出风口距工作面最大距离不能超过5米。2、压风管采用DN75钢管，距工作面20m内使用DN25胶管。3、电话接到掘

14、进工作面开口处。4、煤电钻电缆吊挂整齐。5、防尘水管采用DN50钢管，距工作面20m内使用DN25胶管。6、电缆、风筒、风管、水管须吊挂平直，高度不低于1.8米，严禁放炮线与电缆挂在一起。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况（见设备表4-4）表4-4 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号单位数量工作备注1局部通风机FBD5.6/211台32备用1台2空压机UG55HA台113凿岩机HY20台21备用1台4煤电钻DZ-22A台32备用1台5风镐G10台32备用1台6风筒600m米500第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式、设备及供风距离施工中采用压入式通风。矿井现有FBDNO5.6/

15、211局部通风机及600mm抗静电、阻燃风筒，局部通风机拟安设在采区运输巷中，距5304运输掘进巷口大于10m处，并且两台风机间距不小于是10m，最长供风距离470m。二、掘进工作面风量计算（一）按瓦斯涌出量计算Q瓦=100qK=1000.91.8=162m3/min式中: Q-掘进工作面实际需风量, m3/min(下同)q-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,本处取0.9 m3/min;K-工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8（二）按人数计算Q人=4N=46=24m3/min式中: N-工作面同时工作的最多人数,为6人.(三)按炸药爆破量计算Q掘=25A=253.75=93.25 m3/min式中:

16、A-掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,此处为3.75Kg。（四）按局部风机的实际吸风量计算Q4= Q局IKf式中：Q4局部风机的实际吸风量；Q局局部通风机额定风量，范围m3/min，306-1350m3/min；I工作面同时运转局部通风机台数，台，1；Kf防止风机吸循环风的风量备用系数，取1.2.Q4=30611.2= 368m3/min；(五)掘进风量确定根据以上计算，确定掘进工作面实际需风量Q=144 m3/min；Q4大于掘进工作面实际要风量与风筒实际漏风量之和，需要实测确定。三、掘进工作面风量验算1、按最低风速验算煤巷掘进工作面最低风量为Q低qS=156.4=96 m3/min式中:

17、Q低-煤巷掘进工作面允许最低风量;q-按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数,q=15;S-巷道掘进断面,S=6.4 m22、按最高风速验算煤巷掘进工作面最高风量为Q高240S煤=2406.4=1536 m3/min式中: Q高-煤巷掘进工作面允许最高风量;240-按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数;S-巷道掘进断面,S=6.4 m23、按掘进工作面温度和炸药量验算按掘进工作面温度、炸药量和需风量关系，炸药量3.75Kg，温度为20，需要风量为60 m3/min。表5-1 掘进工作面温度、炸药量和需风量关系表炸药量5520温度6162223261616222326需要风量m3/min40506

18、05060804、按掘进工作面有害气体浓度验算Q掘q瓦/1%=0.9/0.01=90m3/minq瓦-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,为0.9 m3/min;根据以上验算计算,确定掘进工作面实际需风量为162 m3/min,符煤矿全规程要求。四、局部通风机选型、风筒规格选型本设计局部通风机选型按有效风量率确定风机吸风量，风筒有效风量率按风筒有效量率及漏风率参考表查取。1、局部通风机吸风量的确定Qf= QJ/C=162/0.77=210 m3/min式中: Qf-局部通风机吸风量, m3/min;QJ-掘进工作面需风量, m3/min;C-风筒有效风量率,取77%.2、根据以上计算，局部通风机的吸风

19、量210 m3/min，查局部通风机吸风量参考表，选用FBDNa5.6/211局部通风机,抗静电直径为600mm阻燃风筒,可满足掘进通风要求.3、局部通风机安装地点局部通风机的安设在采区运输巷中部的新鲜风流中距5304运输巷掘进回风口大于10m处，风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。（见图5-1）第二节 压风利用矿现有UG55HA型空压机供风。空压机安设在地面行人井北侧15米处。（见图5-2）。第三节 瓦斯防治1、根据瓦斯鉴定资料，矿井为低低瓦斯矿井，没有高瓦斯区域和瓦斯异常区，施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。2、瓦斯监控系统应专人管理，24小时不间断监控井下各作业点和回风系统中的瓦斯变

20、化情况，发现超限，立即报告矿调度室。3、监控系统井下应设分站，监控信号线路应整齐悬挂在巷道距底板1。8m高的帮上，瓦斯监测仪甲烷传感器，应悬挂在距迎头5m内的回风侧，距帮不低于0。3m，距梁不超过0。2m。4、工作点瓦斯超限，甲烷传感器报警，立即停止工作，撤出人员切断电源，报告值班队长进行处理待风流中瓦斯浓度降到“规程”允许范围时，再恢复工作。5、凡入井人员，必须按规定携带甲烷监测报警仪和自救器，违者入井，检身处不予以放行，强行入井者，按违规严处。第四节 综合防尘防尘水源来自地面消防水池。自地面消防水池风井总回风巷、运输巷5304工作面运输巷，分别用DN50T和DN25铁管路送到掘进工作面。采

21、用静压向井下各用水地点供水。在巷道中每100m设一组节伐；在距工作面515m内安设喷雾。采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流和个体防护等综合防尘措施。防尘系统示意图（见图5-3）。第五节 防灭火该工程及相邻煤层无自燃发火倾向和火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。在采区运输巷、机电设备集中点、液压泵站均备有砂子、灭火器材，可直接灭火。防火水流来自地面防尘水池风井总回风巷、运输巷5304工作面运输巷，用DN25铁管路送到掘进工作面。第六节 安全监控一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用矿管理人员、技术员、爆破工、班组长和电钳工等下井时，必须携带便携式报警仪，对所经过的

22、路线和地点随时进行瓦斯监测。放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检”工作，并做好记录。班组长应把常开的便携式瓦斯报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地进行瓦斯监测。瓦斯检查员检查放炮地点附近20m范围内检查瓦斯浓度，有报警信号时必须停止作业，进行处理。二、瓦斯传感器的配备和使用。1、监测仪表的数量和型号。每个掘进工作面采用KG3019型瓦斯传感器2台，每台局部通风机各安设KP1005型远程断电器一台。2、布置位置。由于本矿为低瓦斯矿井，设2台瓦斯传感器在掘进工作面。一台安设在回风巷口处，一台安设在距迎头不得大于5m。瓦斯传感器垂直吊挂在顶板完好地方，距顶板不大于0.2m，距巷壁不

23、小于0.3m。监测电缆铺设在动力电缆上方0.1m处。3、瓦斯传感器的断电浓度及范围。工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4浓度1%，断电范围为工作面及附近20m范围内全部非本质安全型电气设备。4、瓦斯传感器复电瓦斯浓度，当CH41%以下时，方可为断电备用复电，局部通风机因故停转，恢复运转时，必须严格按煤矿安全规程第一百四十一条规定执行。瓦斯监控系统示意图见图5-4。第七节 供电掘进工作面供电电源由采区配电硐室供给。掘进工作面局扇选用QBZ-120型真空电磁起动器作为设备起、停控制。煤电钻选 用BZZ-2.5煤电钻综合保护装置供电；压风机选用配套设备供电。（见图5-5）。 第八节 运输一、运料系统运

24、输巷掘进工作面：空车（或材料车）由地面主斜井主运输巷采区运输巷人工运送到5304工作面掘进运输巷。二、运煤矸系统运输巷道掘进工作面：掘进工作面采区运输巷主运输巷地面。运输系统示意图（见图5-6）第十节 通讯在距每个掘进工作面碛头后方100m处安装防爆电话一台，直接与矿调度室联系（见图5-7）。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织采用“三八”制循环作业，每班工作8小时，每班定员8人。详见表6-1。表6-1 劳动人员组织表工种出勤人员备注早班中班夜班班长（兼安全员）111打眼工（兼支护）222爆破工（兼支护）111装煤矸（兼运输工）333瓦斯检查员111合计888第二节 循环作业一、

25、正规循环作业合理安排各道工序，进行交叉交行操作。每班一个循环，日三个循环（见表6-2）。运输巷循环进度1.2m，日进度3.6m。表6-2 作业循环图表二、打乱正规循环的补救措施（1）提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；（2）适当调整循环进度，组织力量突击，力争在本班内抢回，力争尽快恢复正常循环进度；（3）本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标见表6-3。表6-2 主要技术经济指标序号项目单位数量运输巷开切眼1工作面长度m450802掘进毛断面m26.43.633在册人数人24344出勤人数人885出勤率%71716循

26、环进尺m1.21.47日进尺m/日3.64.28月进尺m/月1031209正规循环率%959510炸药消耗Kg/m6.43.211雷管消耗发/m157.86第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风管理1、瓦检员必须在井下指定地点交接班，并详细记录，严禁空班、漏检和假检。2、瓦检员应将每次瓦斯检查的结果填写在现场“瓦斯检查记录牌”上，将将结果告诉现场工作人员；当瓦斯浓度超限时，瓦检员应立即责令现场人员停止工作，撤离现场。严禁瓦斯超限作业。3、加强对通风设施、构筑物的维护管理。4、严格通风系统管理，确保采区和各工作面的通风风流稳定，不得任意调整通风系统或风量分配。5、风筒出风口距碛头的距离不得

27、大于5m，风筒必须做到逢环必挂，对破损的风筒必须及时修补或更换，风筒吊挂做到“两靠一直”靠帮、靠顶、平直，不得挤压或损坏，转变处使用硬弯头。6、每旬对全矿进风，采区，水平和总回风测一次，掌握全矿风量情况。二、防尘管理1、采用湿式打眼，工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩2、定期清扫巷道积尘，管好、用好防尘洒水系统和设施。3、施工中应采取定期冲洗巷道（顶、帮），装矸、爆破时喷雾防尘。三、防火管理1、入井人员严禁携带烟草或点火物品，严禁穿化纤衣服下井；2、加强机电维护与管理，杜绝失爆，不带电检修，搬迁电气设备，防止引起电火花，产生火灾；3、加强通风管理，杜绝瓦斯聚积和煤尘堆积；4、加强放炮和火工产品的

28、管理; 5、巷道每隔50m设置一个消防栓；6、当发生火灾时，首先切断所有设备电源，并立即采取直接灭火，无法直接灭火时，现场人员必须立即按避灾路线迅速撤离，并通知和撤出火灾点回风侧全部人员，同时报告矿调度室。第二节 顶板管理1、严格执行矿和本规程有关“顶板管理”的各项规定和措施。2、要认真坚持“敲帮问顶”制度，作业人员进入工作地点后，必须首先由安全员检查作业点及附近巷道的顶、底板情况 ，检查有无片帮、顶板破碎和抽心、掉矸的可能，进行认真细致的敲帮问顶工作，如有隐患必须及时进行处理，敲帮问顶时应注意自己的排斥和他人的安全，特殊地点班长应指派专人安全检查和处理。3、前探支架必须及时紧跟碛头，出矸、打

29、眼等工作必须在前探 支架的排斥下作业，严禁空顶作业，永久支护必须紧跟碛头。4、因放炮崩倒、损坏的临时支架必须及时加固、修复，否则不得作业，修复或加固支架时，应先检查顶、帮，并及时清除危岩、活石。支架加固、修复必须由外向里逐架进行，并指定专人看安全为作业人员找好安全退路。5、每个掘进迎头每班必须保证至少2-4架临时支架是否存放位置距迎头不大于30m。6、支架必须背帮、接顶牢实，支架间撑木位置和数量符合要求。7、施工中，遇顶板破碎带、断层带等特殊地质条件时，根据现场情况，适当加密支架。8、更换支架时，必须加固邻近10m范围内的支架，拆除支架后必须凿净顶、帮危岩活矸。架支护时，支护必须跟拢碛头，严禁

30、空顶作业。9、每班指定专人负责看安全，发现有来压或冒顶征兆时，立即撤人到安全地点，待来压稳定后，再采取措施进行。10、下列情况立即停止打眼进行处理顶板压力大，支护未跟上；巷道有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫声、淋水增大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色变浑有臭味等透水征兆时；电钻温度超过规定和漏电时；眼内有瓦斯涌出、有响声、瓦斯超限时；风钻打眼无水时；严禁打眼和装药平行操作。第三节 爆 破1、打眼前，必须由当班瓦斯检查员对工作点20m范围进行瓦斯检查，由电工对电器设备进行防爆性能和漏电检查，由班长负责对工作面支护、顶板、通风等情况进行全面检查，确认无隐患、或将隐患处理完毕后，方

31、可进行钻眼工作。2、钻眼和爆破工作必须按炮眼布置图与爆破说明书中的规定进行。3、严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮”的规定，作到有记录可查。4、放炮前，必须切断工作面所有电源，钻眼设备撤放到40m外巷道中，并进行可靠掩护。5、放炮点和警戒点距离：转变巷不少于100m，直线巷不少于150m。6、装配引药和进行炮眼的装填工作，必须遵守煤矿安全规程第325-329条的规定，爆破作业处理瞎炮必须执行煤矿安全规程第331、第333-342条的规定。7、每次放炮后，必须等足15分钟以上，先通风，待炮烟散尽后，由瓦检员首先检查瓦斯和CO2深度，只有当瓦斯浓度1.0%时，人员才准进入工作面。8、工作面爆破

32、必须坚持一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆，严禁边打眼边装药。9、不准使用变质炸药和失爆的放炮母线。10、严禁将不同厂家、不同规格、不同批次的毫秒延期电雷管同时混合使用，且毫秒延期电雷管总延期不得超过130ms。11、每次放炮时，警戒范围内的所有人员都必须全部撤离到安全地点，并在相关地点安好岗哨。警戒由当班班长负责指定专人负责并负责撤除。12、起爆器保证起爆电流不小于1.5A-2.0A，并定期对起爆器参数进行检查和更换电池，保证有足够的起爆电流。13、放炮母线必须远离导体、电源，并悬挂，放炮后必须纽结成短路，将母线内的余电释放。放炮钥匙随身带。14、严禁采用大地、水、轨道、钢管、金属网等作

33、回路放炮。第四节 防治水掘进过程 中必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，施工过程中遇到下面任何一种情况，必须立即停止工作，撤出所有人员，汇报调度室，听候命令一、发现煤帮变松，片帮、支架折断，外移量大，底鼓，顶板压力骤增。二、钻孔中有压力抵钻、钻孔涌水是球状在或压力突然增大、有水叫声，淋水增大。三、顶板挂红、挂汗、空气变冷，巷道出现雾气。四、回风平巷以上为本矿采空，有无积水应探明，有水应编制控放水专项措施，按专项措施对回风平巷进行施工。五、出现其它异常情况需撤人时。第五节 机电管理一、机电设备维护保养制度工作面机电设备防爆防蚀性能检查，由井下电工负责。井下电工必须每班巡回检查机电设备的运行情况

34、，发现失爆必须立即处理，同时要防止冒顶及其它意外冲击、砸坏设备或线缆。二、所有机电、电器设备应由经培训合格并持操作资格证的人员操作。第六节 运输管理一、刮板输送机事故防治措施1、安装及投入运行时要保证输送机平、直、稳、牢，运行中，应根据链条的松紧情况及时调整，防止卡链、跳牙、断缝等事故。2、安装使用的绳扣、链环、吊钩等工具要进行详细检查，做到安全可靠。3、输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的距离不得超过15m，启动前必须发出信号向工作人员示警，情况正常时，方可正常启动运转。4、不能向溜槽中装入大块煤矸，一经发现应立即处理，使用输送机运送支柱或木料等物是地，必须制定防止顶人、顶

35、机组及顶倒支柱的安全措施，并通知司机。5、运转中发现断链，刮权严重变形，机关掉链，溜槽拉坏，出现异常声音及温度过高等事故时，应立即停机处理，防止事故扩大。6、严格执行停机处理故障，停机检查制度，停机后要悬挂停机牌，凡是转动、传动部位应按规定设置保护罩或保护栏杆。7、严禁人员在溜槽内行走，严禁乘坐刮板输送机。8、移动刮板输送机的液压装置必须完整可靠，移动时必须制定防止冒顶，顶伤人员和安全措施，机头、机尾锚固立柱必须打牢。二、皮带输送机事故防治措施1、禁止使用非阻燃输送机或不合格的阻燃带。2、操作保员必须经过培训，考试合格后持证上岗，认真贯彻岗位责任制，发现隐患及时处理。3、机道的消防设施要齐全，

36、机道要设置防灭火水管，每隔50m设一个三通阀门，机头要备有不少于0.2m3的黄沙和两个以上合格的灭火器，同时机头要备有DN25的消防软管。4、严禁人员乘坐输送带，用输送带运送物料必须制定专门安全措施，在行人垮越的地方必须设置人行过桥。5、胶带输送机必须按规定安装各种保护装置。输送机驱动滚筒防滑保护，驱动滚筒的温度保护胶带跑偏保护，装煤过量保护，胶带防止纵向撕裂保护。三、设专人定时（每天）对所有电器设备进行检查、维护，杜绝电器失爆。四、所有电器、机电设备应保持良好的清洁卫生，设备附近严禁堆放杂物和粉尘堆积，每班必须搞好清洁卫生再交班。严防机械摩擦产生火花，设备集中存放点必须配备不少于2台干式灭火

37、器。五、确保“三专”及“两闭锁”的正常使用，“三大保护”齐全，电气设备确保完好，且定期进行检查维护。六、随碛头延伸的电器，设备注意保护，以免放炮打坏。七、跟班管理人员每班对电器设备进行一次防爆性能及外观完好状况检查。八、凡非机电专业人员不得从事和操作机电设备。第六节 其 它1、本规程在工作面开工之前，由施工单位负责组织施工人员学习，经考试合格并签字后方可上岗。2、本规程在执行过程中，根据实际情况修改、完善。3、本规程未涉事项，扫煤矿安全规程和工种技术操作规程中的有关规定执行。第八章 灾害应急措施及避灾路线一、灾害预防（一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度。瓦斯检查员每班至少2次到工作面检

38、查瓦斯，高沼矿每班不少于三次并及时了解工作面有害气体状况，填好瓦斯牌板，做好瓦斯记录。填好瓦斯日报表，严禁空班漏检，假检，报表爆破工要做到“一炮三检”并做好记录，班组长利用便携式甲烷检测报警仪检查瓦斯浓度，坚持做到瓦斯超限不作业，便携式甲烷检测报警仪悬挂在工作地点5m范围内。完善瓦斯监控系统，探头必须悬挂在碛头5m内回风一侧。2、严格执行炮眼布置、装药量、炮眼装填的规定，坚持使用水炮泥。3、对发生冒落地点，要及时采取充填和导风措施，防止有害气体积聚，并将处理结果废专用记录本中备查。4、掘进工作面供电必须与采煤工作面分开，且使用风电闭锁装置。5、及时封闭废旧巷道和采空区。6、有瓦斯煤尘突出煤层，

39、必须坚持开采保护层和抽排入瓦斯的措施，石门揭穿煤层，必须采取放震动炮揭盖。7、严禁无风、微风作业，随时调整风量，确保各工作面通风良好。（二）防治运输事故的措施为防止运输事故，应采取以下措施：1、加强绞车司机的业务学习，坚持持证上岗制度。2、小绞车运输巷道内安装双向声光信号，严禁用晃灯、喊话、敲管子等方式代替信号。3、倾斜巷道必须设置挡车装置，上坡口设“常闭式”挡车装置，斜巷中下部“常开式”的挡车装置，以防斜巷跑车伤人。4、坚持“行车不行人、行人不行车”的制度。钢丝绳有专人定期检查，且司机每班开车前必须对钢丝绳进行检查，发现问题及时处理。5、加强轨道维护管理。6、机车运输，车头有照明灯，车尾有红

40、灯，转变过岔道，进车场和有嘈声地段减慢速度，发出信号，严禁非机动车辆混合运行。7、两列机车同一区段同向运行时，其距离不低于100m。8、人力推车时，原则1人1辆，特殊情况，串车运输时，必须有连接装置，严禁放飞车。两车相向行驶时，行车距离不得低于30m，串车不低于50m，且要有刹车装置。坡度大于7时严禁人力推车。二、避灾路线（详见图8-1）若工作面发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离。（一）若工作面发生水灾：施工人员应按如下路线进行撤离；1、回风巷掘进工作面采区回风巷总回风巷地面。2、运输巷掘进工作面采区运输巷主运输巷地面。（二）若工作面发生火、瓦斯灾害时，施工保山应按如下路线进行撤离：1、回风巷掘进工作面、开切眼掘进工作面回风联络巷采区运输巷主运输巷地面。2、运输巷采区运输巷主运输巷地面。- 43 -