1520二层煤采煤作业规程1.doc

目 录第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系第二节 煤层第三节 煤层顶底板第四节 地质构造第五节 水文地质第六节 影响回采的其它因素第七节 储量及服务年限第二章 采煤方法第一节 巷道布置第二节 采煤方法及回采工艺第三节 设备配置第四节 乳化液泵站第三章 顶板控制第一节 采场管理第二节 端头支护及顺槽管理第三节 矿压观测第四章 生产系统第一节 运输第二节 “一通三防”与安全监控第三节 排水第四节 供电第五节 供水、通讯第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 作业循环第三节 主要技术经济指标第六章 煤质管理第七章 安全技术措施第一节 一般规定第二节 顶板第三节 防治水第四节 爆破第五节 “一通三防”及安全监控第六节 机运管理第七节 其它第八章 灾害应急措施及避灾路线编制依据一、安全生产法二、矿山安全法三、煤炭法四、劳动法五、煤矿工人技术操作规程六、煤矿安全规程七、煤矿工业矿井设计规范八、煤炭工业小型矿井设计规范九、建设煤矿安全目标管理制度十、建设煤矿采掘布置调整与瓦斯治理方案第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系该工作面位于王家山煤矿1520水平一采区。该采面运输巷标高m，具体见表一。表一 工作面位置及井上、下关系表水平名称+1520水平采区名称一采区（1520采煤工作面）地面标高+1824m井下标高+1530m+1520m地面相对 位 置根据井上、下对照图分析，该采煤工作面对应地表为油尖沟地段，地表无建筑物，无水体，无小窑，对应地表为斜坡地。回采对地面设施的影响1520采煤工作面的回采不会造成地面大范围塌陷区，目前在塌陷区无任何建筑物和设施。井下位置及与四邻关系工作面开切眼位于井田东翼，上为与上水平隔离煤柱，下为+1510水平，尚未布置。走向长度330m倾斜长度20m面 积6600m2第二节 煤 层该采煤工作面煤层为四层煤，通过地质资料表明煤层赋存稳定，全区可采，平均厚度2m具体见表二。表二 煤层情况表煤层厚度平均2m煤层结构较破碎煤层倾角60煤 种开采煤层四层煤硬 度硬稳定程度中等稳定半暗煤煤层情况描 述本区含煤地层为窑街组四层煤，该采面煤层厚度较稳定，平均2m左右，倾角在60，属不易自燃煤层，煤层无爆炸性，硬度在35之间，煤层层理、节理较发育，绝对瓦斯涌出量一般0.53m3/min,相对瓦斯涌出量约为3.8m3/t。第三节 煤层顶底板该采面煤层顶板底板情况见表三。表三 煤层顶底板情况表顶 底 板 名 称岩 石 名 称厚度（m）特 征基 本 顶粉砂岩4-6深灰色中厚层状，含植物化石碎片及钙质直 接 顶泥质粉砂岩45深灰色中厚层状，裂隙发育伪 顶炭质泥岩0.1灰黑色薄层状，较破碎、泽灰色直 接 底粘土岩、泥岩0.1-0.5灰至深灰色中厚层状基 本 底页岩、砂岩浅灰色说 明顶底板为二类二级第四节地质构造该区域无明显地质构造，该采面煤层顶板伪顶为炭质泥岩，裂隙发育充填大量高苓石，易于垮落，在回采时，应加强支护和顶板管理。底板为粘土岩，应采取防支柱插底措施。第五节水文地质该面水文地质条件简单，地表无河流、堰塘、水库等水体，上履地层无强水层，但回采过程中受顶板岩层中的裂隙水渗透影响，需加强防治水工作。根据相邻采区的涌水量情况，预计在本采面接近尾声时，因顶板裂隙，有滴水现象，正常涌水量约为0.2m3/h,最大涌水量约为0.5m3/h。第六节 影响回采的其它因素1、影响回采的其它因素见下表：表四 影响回采的其它情况瓦 斯低瓦斯采区，绝对瓦斯涌出量为0.6m3/t、 CO23.77m3/t 煤尘爆炸指数具有爆炸性，指数为38.2642.16%煤层自燃倾向性自燃发火煤层，发火期36个月地温危害无冲击地压危害生产期间偶有发生，但对采煤工作面危害不大 2、工作面回采过程中的具体建议(1） C2煤层顶板裂隙较发育，回采过程中应加强顶板管理。(2） 采面推进接近断层时，顶板破碎且压力较大，必须的加4煤壁和顶板管理。(3） 因地应力影响，断层附近存在残余应力，可能积聚大量瓦斯，必须加强瓦斯管理。(4） 因断层是地下水的良好通道，在回采过程中加强水的观察。第七节储量及服务年限一、储 量（一）、工作面工业储量平均走向长倾面长采高容重33020151.35133650吨（二）、工作面可采储量工作面按可采率90%设计工业储量90%120285吨二、工作面服务时间按每日一个循环推进1m计算，每月生产25天，则每月推长度25m。工作面走向长度 330m工作面服务时间13.2个月每月推进长度 25m 第二章采煤方法第一节，巷道布置概况1520采煤工作面由运输巷、切边上山构成。第二节采煤方法及回采工艺（一）、采煤方法1、采煤方法：走向长壁后退式采煤法。2、采煤系统（1）、采高的确定：根据工作面回采巷道掘进资料显示，该工作面煤层赋存稳定，煤厚在家1015m之间，多数地段煤厚20m，煤层较稳定，工作面采高为15m。（2）、支护材料：采用DW18-250/100的单体液压支柱，DJB-1000的金属铰梁等支护材料。支护材料需求量DW18-250/100单体液压支柱A、基本支柱四排：65m0.8m/根4325根B、切顶支柱（密集）：65m0.3根217根C、帖帮支柱：65/3=22根D、上、下端头抬棚支柱：36根E、戗硼、堆柱：52F、超前支柱：40根G、备用支柱：50根DJB-1000的金属铰梁采面基本支护的使用数量：65m0.8m/根3根244根超前支护所用铰梁：40根备用铰梁：20根上述表明采面及三巷共需单体支柱742根，需铰接顶梁304根。（二）、回采顺序由南向北推进（后退式）。作业流程及回采工艺1、作业流程：打眼补液装药联线井外放炮检查安全处理顶板临时支护攉煤移溜安设基本支护回柱放顶。2、回采工艺（1）、落煤：采用ZQS-22/2.0风煤钻打眼，炮眼呈三花眼布置，炮眼间距为1.0m，炮眼深度1.00m，采用15段毫秒雷管配用3#煤矿许用安全炸药。（2）、装煤：采用人工攉煤入工作面刮板机至皮带运输巷，攉煤顺序为先采空区侧，后煤壁侧，从下往上分段进行，采场内的浮煤由上而下回收干净。（3）、运煤：由刮板机送到皮带，再经溜煤眼到1480皮带进入煤仓，再经主斜井运输至地面。（4）、支护：放炮后出煤前及时支设临时护身点柱，其柱距不得大于3m（支设点柱时严禁攉煤）。（5）、回柱：基本支柱支设完毕后，采用人工从下至上，分段作业方式，将采场支护缩小至最小控顶距。第三节设备配置工作面设备详见表10和表11。第四节 乳化液泵站一、泵站规格、型号、数量根据本采面具体情况决定选定二台BRW40/20乳化泵，一台工作，一台备用。二、泵站设置位置泵站设在1530石门硐室内。三、泵站使用规定泵站必须由经过培训合格的专职司机上岗操作，严格按泵站操作规程进行作业，其它人员严禁操作。第三章顶板控制第一节采场管理一、采面布置及顶板管理方法采用单排密集支柱切顶，全部垮落法管理顶板。二、控顶方式采用“三、四排”控顶，基本柱距为0.8m，排距为1.0m，炮道宽度为0.6m，最大控顶距为3.6m，最小控顶距为2.6m，放顶步距为1.0m，末排切顶支柱密度为3根/08m。支护强度计算附后。三、支护方式1、选用DW25-250/100型单体液压支柱和DW22-250/100型单体液压支柱，柱距0.8m，排距1.0m。2、基本支柱和密集支柱的迎山角为2-4迎垮角为2-3。四、密集支柱与特殊支护1、每相邻两根末排基本支柱之间增设2根单体液压支柱作为密集支护，增设支柱必须带帽，严禁打光头支柱。铰梁采用正悬臂齐梁式安设，铰接顶梁不得超过0.3m。2、堆柱戗棚：第一、二排基本支柱支设堆柱，支设成品字型（中间距为5.0m，每组不少于4根单体支柱），靠密集支柱侧支设戗棚，棚材用直径不小于0.2m的半圆木，每组间距不得大于3.0m。3、堆柱或戗棚支设滞后于新密集支设点的距离不得超过3m，可同时进行，但不得超前支设，其回撤与密集支柱同时进行。五、回柱放顶1、采用人工分组分段回柱放顶，每组3人协同操作，并指派有经验的安全人员观察顶板。2、每组分段长度15m，分段地点必须选择在采空区顶板已充分垮落，采场顶板完整，支护可靠，退路畅通的地段，回柱前先在分段处支设一排伪斜挡矸密集，该密集与采面走向成15-30的上仰角，密度不得少于4根/m。3、每组回柱放顶前，必须先补齐分段范围内所缺的基本支柱，并重新注液，加固加牢本段范围的所有支柱，且掺好临时护身支柱，维护好退路，确保畅通。4、回柱按由下往上的顺序逐根逐段进行，且新密集必须在滞后于旧密集回撤点1.0m处开始支设。5、回柱时，先将扒柱器挂在回柱地点上方安全牢固的支柱上，并拴牢待回支柱，然后回柱人员站在上方煤壁侧远离御压，待顶板垮落稳定后，迅速取出支柱。6、采面回柱、支护后剩下的多余支柱靠末排密集按堆柱形式堆放。以便需用支柱时随时取用。7、回柱时，相邻回柱点之间的距离必须大于15m，且严禁其它任何工序与其平行作业。8、遇以下情况均严禁回柱（1）、基本支柱未设齐。（2）、采空区悬顶超过规定又未另采取措施时。（3）、安全退路不畅或有人在附近作业时。（4）、特殊支护不齐，护身支柱未掺。第二节端头支护及顺槽管理一、端头支护1、采面上出口采用二对四梁抬棚支护，工作面下出口采用四对八梁抬棚支护，顶梁为长3.0m的11#工字钢梁，每根棚梁下支设三根单体液压支柱，同一组的两根棚梁交错迈步1.0m，棚梁间距为0.2m，组距中对中0.8m，按1.0m的步距交替前移。2、在工作面上下端头超前缺口的斜长为1.5-3.0m 。二、风巷、运输平巷超前支护1、回风巷、运输平巷，从采面煤壁侧往北0-10m段，采用双排单体支柱，且确保人行道净宽0.7m.。2、运输巷的维护（1）、回采过程中，必须加强上、下安全出口，确保风巷、运输平巷，煤壁超前10m范围内支护完整可靠，上、下安全出口（净高不低于1.6m），巷道净断面不低于3.2m2，行人侧宽度不小于0.7m，双排支护。（2）、采场煤壁至放顶线段支设齐超前支护，必须保证超前支护的初撑力不小于50KN，超前支护外的原巷道的木点柱支护保持完好。3、顺槽护巷回撤（1）、回风巷回撤与采面密集支柱回撤平齐，运输巷放顶线到溜槽尾挡矸密集段（除保留原巷的支护和超前支护外），在原巷道上帮位置视槽尾顶板情况增设一排走向挡矸密集。（2）、当顶板压力小且顶板完整，稳定时，采用人工回撤，当顶板压力大，顶板破碎松软时，采用泵压套链子远距离回撤。（3）、回撤前，必须敲帮问顶，处理好危岩，掺好临时护身支柱，加固周围支护，保证安全退路畅通。（三）、周期来压支护措施1、加强顶板动态监测，回采过程中随时掌握周期来压的步距。2、加强采面密集支柱支设质量及戗棚和堆柱的支护质量，确保每根单体支柱的初撑力不小于90KN，并将采面所有闲置的支柱支设在末排处以强化支护。3、来压前的两个循环必须严格按初放措施要求对采面进行强化支护。贴帮柱间距缩为1.5m，若出现煤壁断裂线或台阶下沉时采用骑溜抬棚进行支护，并背顶严实。4、一旦发现来压征兆，及时将工作面所有人员撤到回风巷、运输巷支护完好的安全地点并向调度室值班领导汇报，待顶板稳定经跟班班长、安全员两人一同巡检无隐患后才准进入采场作业。（四）、采空区悬顶处理措施采空区悬顶面积不得大于2m5m，超过此规定时必须按下列要求对该区域及上下5m范围进行强化支护。1、堆柱间距缩小为3m，每组不小于4根。2、加强对支柱补液，必须确保悬顶段及前后5m范围每根支柱初撑力90KN，消除失效支柱和空载支柱。3、必要时根据现场悬顶情况，采取强行放顶措施（具体要求详见强行放顶措施）。五、遇断层及破碎带支护措施1、备齐足够的坑木，楠竹跳板及单体支柱。2、将炮眼间距缩到0.60.8m，每眼装药量0.2kg，将顶眼至顶板的距离增大200400mm，放炮前，对采场所有支柱补注液加固。3、一次放炮个数不超过6个，每次炮后及时恢复放炮打倒的支柱，并用工字钢抬棚支护加牢放炮新爆露的顶板，冒落空间用坑木或楠竹跳板背顶严实，支护好顶板后才准放第二炮。4、工作面遇断层及破碎带时，该区域内的支护柱距缩为0.6m。六、软底支护措施若支护插底量达到100mm/m以上，且工作面支柱的初撑阻力达不到要求时必须采取下列措施：、基本支柱根根穿铁鞋或木鞋，其规格为：木鞋：长宽厚300mm200mm150mm，铁鞋：长宽厚40040010mm。2、不得留顶煤开采。3、确保工作面支护密度达到要求，堆柱支护齐全，支柱迎山角，迎垮角符合规定。第三节矿压观测在回采时由生产科对工作面的初次来压时间、步距，周期来压的时间、步距进行详细记录，对周期来压显现程度进行判断，以便与以往回采工作面的记录进行对比、分析，找到规律指导生产。顶板控制设计说明书一、采面支护强度PT的确定：工作面采高为2.5m，顶板岩石平均容重为22KN/m3,按5倍采高计算PTMR2522220（KN/m2）二、支柱有效支撑能力PT的确定：1、单体支柱平均支撑能力RB250（KN/根）2、支柱工作系数KG0.954973、支柱承载不均衡系数KB0.934、增阻系数KZ0.935、支柱有效支撑能力RTRTKGKBKZRB0.954970.950.93250210.92KN/根6、工作面基本支柱合理支护密度n的确定：n=PT/RT=220/210.92=1.043根/m2工作面选用DW25-250/100的单体支柱支护顶板，排距确定为1.0米，柱距0.8米，沿走向每米在最大控顶距3.6米和最小控顶距2.6米时，其支护密度：Nxan=260/（653.6）=1.11根/m2Nxin=195/（652.6）=1.15根/m2N均大于n的理论数据1.043根/m2；故支柱的柱距、排距是合理的。第四章生产系统第一节运 输一、运输设备及运输方式（一）、运煤设备及装载方式工作面使用刮板机和皮带运输至14801520溜煤眼，1480皮带机直接运送到煤仓，再经主斜井皮带运送到地面。第二节“一通三防”与安全监控一、通风系统（一）、风量计算1、按瓦斯涌出量计算根据相邻工作面瓦斯涌出量，预计本采面瓦斯涌出量为0.53m3/min，则Q风100qK1000.532.0106 m3/min式中 q为工作面绝对瓦斯涌出量K工作面的通风系数，k22、按工作面适宜气候计算Q60VS式中 S为工作面控顶距断面积平均值V为工作面风速，取0.6m/sQ60v600.6（3.62.6）/21.5167 m3/min3、按炸药量计算所需风量Q25A式中A为一次爆炸的最大炸药量取A6kgQ25A256150 m3/min4、按同时作业人员数计算Q4N式中N为采面同时工作的最多人数N15人Q4N41560m3/min 5、风速验算1. （1）、按最低风速验算Q15S2153.62108 m3/min （2）、按最高风速验算Q240S2402.621248m3/min 108 m3/min 167m3/min 1248 m3/min 风量确定经以上计算和验算：确定采面初期风量为170m3/min （二）、通风路线工作面1520石门材料上山1530上部车场1530石门1530车场轨道下山风井地面二、瓦斯防治（一）、瓦斯检查及采场通风管理1、检查地点：采面上下出口、采面采面回风，工作面及上隅角，顶板高冒区。2、上述地点每班检查不少于3次，另严格执行一炮三检制。3、工作面溜槽头、溜槽尾在末排密集支柱处采用各挂10m挡风帘全面遮挡。4、工作面溜槽下口超前溜槽上口约35m。（二）、瓦斯监测在风巷设探头T1、T2，探头T1安设在距采面风巷煤壁以南10m以内，并随采面推进而移动，T2安设在采面风巷与总回风巷交岔口以南1015m处，T3安设在煤运输巷距采面煤壁以北工作面上隅角5m以内，并随采面推进而移动。具休情况见下表5名 称报 警 浓 度断 电 浓 度复 电 浓 度断 电 范 围T11.0%CH41.0% CH41.0% CH4工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T21.0% CH41.0% CH41.0% CH4T30.5% CH40.5% CH40.5% CH4进风巷内全部非本质安全型电气设备三、综合防尘系统（一）、防尘管路系统该采面防尘管路从地面消防水池接入，经+963m底板岩石运输平巷经二石门至9121采煤工作面运输巷。（二）、防尘措施1、工作面坚持使用炮泥和水炮泥2、运输巷每个转载点及风巷入口处设一组防尘水幕，每组防尘水幕的喷嘴不少于3个，要求水幕能封闭巷道全断面。3、每旬对运输、风巷用水进行一次冲扫，消灭煤尘堆积。4、作业人员必须坚持使用防尘口罩。四、防治煤层自燃发火技术措施我矿的11#煤层不易自燃，但为了防止因其他原因起火，故采取以下防治火技术措施：（一）、综合防灭火措施1、保证通风断面及配风量，运输巷断面不得小于4m2，风巷断面不得小于3.0m2，保证通风系统畅通。2、采面上、下隅角悬顶面积较大时，应设挡风帘，上、下挡风帘用风筒布制作，长度为1015m，且必须上接顶，下接底，遮挡严密，减少向采空区漏风和瓦斯涌入采场内。3、采面随时保持溜头超前溜尾35 m，工作面上下超前缺口每个圆班必须及时开设，缺口内的浮煤必须及时收净。4、采面必须随时收净浮煤，浮煤丢失较多或留有底煤的地点，回柱前洒石灰浆，其浓度为20%。（二）、防灭火要求1、制定防灭火规章制度，建立火区管理挡案。2、坚持预测预报，若发现CO后掌握采面一氧化碳变化情况。3、严格按综合防灭火措施，对采面进行管理。第三节排 水该采面排水经过路线：工作面材料下山1480石门水沟1480临时水仓地面污水处理站第四节供 电一、供电线路井口变压器主斜井1530石门工作面配电点采煤工作面。第五节供水、通讯1、供水由地面蓄水池主斜井1530石门工作面2、通讯 乳化泵站、工作面运输巷各设一台电话机。第五章劳动组织和主要技术经济指标第一节劳动组织一、作业方式采用“三班”作业制，采取自采自准，实行专业工种与综合工种相结合作业方式，每班一个循环，进度1.0m二、劳动组织见表6。第二节作业循环工作面正规循环作业见表7。第三节主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表8。第六章煤质管理1、加强顶板管理，防止发生冒顶，窜矸。2、工作面在正常情况下严禁破坏顶、底板；工作面过断层时，尽量减少破顶，底板的矸石在运输巷选出集中装车运走或在工作面攉煤时排入空区内。3、对于采面局部出现斜长大于1.0m，厚度大于0.3m的夹矸，取矸炮眼间距为0.81.0m，眼深为1.4m，每眼装药量为400600g，其爆破要求与采面放炮相同。4、运煤系统各转载点只能使用喷雾降尘，严禁直接用水管向煤炭内加水。第七章安全技术措施第一节一般规定、每班进班前必须开好班前会，了解上班工作情况及存在问题，讲清当班安全注意事项及处理方法、严格执行安全员、班长现场安全质量验收制度。、坚持经常性敲帮问顶工作，找净危岩活石，对一时无法凿下的危岩必须掺好可靠的临时支护后，才准作业。、各班在工作面进出班前，跟班班长、安全员必须对整个工作面范围进行安全质量检查，对不符合要求的立即进行整改。5、各工种操作严格按工种操作规程执行。第二节顶 板一、防止冒顶措施1、坚持上齐戗棚，堆柱等特殊支护。2、强化基本支护质量，及时补齐所缺支柱，确保采场支护“三度”符合设计密度、刚度和强度要求。3、及时掺设临时支柱，严禁空顶作业；每放一组炮，必须及时掺上贴帮支柱。4、定期派专人检查维护运输巷、风巷，以确保安全退路畅通。5、加强顶板动态监控，掌握顶板压力规律，及时采取有效支护措施强化采场支护。认真开展班评估工作。6、加强开帮茬管理，开帮茬的长度控制在5m以内，及时支柱和改设支架。二、防止片帮措施1、掌握好眼位和角度，严格控制炮眼深度和装药量，以减少对煤帮稳定性的破坏。2、及时清除煤壁伞檐，保持煤帮平直，若伞檐超过规定时，采取措施及时处理，煤壁松软时必须支设贴帮点柱。3、保证基本支柱和密集支柱的密度和强度，减少顶板压力对煤壁的破坏，保持煤壁的完整性。4、依据煤体硬度变化情况，及时调整炮眼布置和爆破参数。三、初采初放的安全技术措施、矿成立初采初放领导组：（）、组长：何江（）、副组长：何福远 刘再福 邹文丰 周明户（3）、成员： 周松、 高柏祥负责初采初放期间的日常监督管理工作及资料收集。、每班落实专人对全部支柱补加液，确保每根支柱的初撑力90KN。、每放一组炮后，必须在煤壁侧每隔1.5-3m打一根临时点柱，并及时扶起放炮打倒的支柱。、攉煤时，在煤壁侧支设间距为不超过3.0m的临时支柱，边攉煤边补注液。、加强顶板动态监控，一旦发现来压征兆，工作面采场内所有人员及时撤出至机风巷支护完好的安全地点。、初放期间，采面每推进5m，沿倾斜间隔20m支设根信号柱，信号柱为200mm的半圆木，并砍去1/3，初放期间每班指派专人观察信号柱来压情况，一旦发现采空区有大面积冒落征兆时，采场内全部作业人员立即撤出至机、风巷安全地点，并向地面值班领导汇报。待顶板垮落稳定后经跟班班长和安全员共同巡检无安全隐患后，方可进入采场恢复作业。、初放结束后，由矿初采初放领导组到现场验收，经同意合符规定后，方能按规程要求正常回采。四、强行放顶措施、矿成立强行放顶领导组：（）、组长：刘飞龙（）、副组长：李相直 李晓东 张正祥 刘兴春 （3）、成员： 石福德 金万东 尹金龙负责强行放顶期间的日常监督管理工作及资料收集。、凡工作面悬顶沿走向达5m，沿倾向达10m时，必须立即停止工作面生产，进行强行放顶。、强行放顶炮眼打在支护完整的基本支柱之间的顶板上，采用电煤钻或风钻打眼，眼深为1.5m，布置两排三花眼，排距为0.6m，眼距为1.0m。、强行放顶时，由现场指挥小组组长亲自指挥强行放顶工作，放炮必须坚持井下进行，放炮后要求按“三大规程”中的相关规定执行，一次放炮个数不得超过30个，每次放炮后必须及时扶起崩倒的支柱后，才能继续放顶。、每班安全员、班长必须观察顶板情况，若有来大压预兆时，立即撤出人员，待顶板垮落稳定后，按先加固支护，再恢复生产。第三节防治水该采面上部留有足够的隔水煤柱，故该采面不受老窑水影响，只是在采掘过程中，顶板裂隙水对开采有一定影响。第四节爆 破一、一般规定1、炸药、雷管由放炮员亲自运送，分别装于炸药箱和雷管箱内并加锁。2、打眼、装药、放炮等工作人员必须熟悉作业规程的炮眼布置和爆破说明书的规定，装药与打眼的安全距离不得小于20m ，打眼过程中用炮棍导向，确保炮眼角度及深度符合要求。炮眼抵抗线不能对准支柱。3、放炮前对煤壁贴帮柱及第一、二排基本支柱进行补液，放炮后及时扶起放炮打倒打松的支柱。4、采面可分组装药，但一组装药必须一次起爆，严禁在一个采面使用二台发爆器同时进行爆破。5、必须采用正向装药，炮眼充填水炮泥不小于1条，每条药卷之间不夹有浮煤、矸石等杂物，装药时雷管装在主爆药卷平顶一端，正对插入药卷中心，并将雷管脚线扭接。6、放炮顺序为由下往上逐段进行，顶板完整时，每炮放炮长30m，顶板松软破碎时，每次放炮个数不超过6个。7、放炮过程中，班长、放炮员、瓦斯检查员必须检查采场是否有堵塞情况，一旦有堵塞，必须疏通后，方可继续放炮或进行其它工序作业。8、严禁放明炮和糊炮。二、装配引药必须在顶板支护完好且无杂散电流的安全地点进行，引药的装配严格按操作规程进行，严禁使用变质炸药。三、装药前必须清除炮眼内的煤岩粉，装药量符合本规程规定，雷管脚线接头应短接并悬空处理。四、爆破母线和连接线应符合下列要求1、爆破母线不得有鸡瓜子，羊尾巴，明接头。2、爆破母线、连接线、电雷管脚线不得与溜槽等导体相接触。3、爆破母线分挂巷道一侧，两组线分开并保持0.2m的间距；若挂在电缆一侧时；保持0.3m以上的距离。4、爆破母线未用时，扭结成短路。五、严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮员必须最后离开放炮地点，实行统一井外放炮。1、放炮前由当班安全员亲自撤人到地面。2、统一放炮管理要求：放炮由持合格证的放炮员担任，放炮前工作面所有人员撤到井外，班长清点人数，然后瓦检员，放炮员，组长三人确定可以放炮后，班长方可下达放炮命令，放炮后至少通风30分钟，待炮烟吹散后，班长、瓦检员，放炮员进入工作面检查符合规定后，方可进入工作面。六、拒爆、瞎炮处理1、通电后拒爆时，放炮员必须先取下放炮钥匙，并将爆破母线从电源上摘下扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min，使用延期电雷管时至少等15min），才能沿线路检查，找出拒爆原因。2、当发现采面有瞎炮时，必须及时向跟班安全员汇报，在班长指挥下，平行瞎炮30cm重新打眼，进行引爆。第五节“一通三防”及安全监控一、一通三防1、通 风（1）、加强对通风设施的维护管理，严禁损坏通风设施或同时开启两道风门。（2）、根据不同时期生产需要，及时调整通风系统，优化风量分配。2、防 尘（1）、运输巷各个转载点及风巷入口处设置的防尘水幕，要长期保持完好。（2）、坚持每眼充填水炮泥。（3）、定期冲扫运输、风巷粉尘。3、防火（1）、严禁携带烟火下井。（2）、严禁产生电气火花，在运输巷、配电点设置灭火器。4、防止瓦斯事故（1）、加强通风管理，防止瓦斯积集。（2）、强化瓦斯自动监测与专职检查，严禁瓦斯超限作业。（3）、加强机电设备维护，消灭电气失爆，每次炮前人工切断工作面中所有非本质安全的设备电源。（4）、落实放炮制度，强化炮眼装填质量，严禁使用变质炸药。二、安全监控1、监控调度室值班人员，必须随时观察工作面瓦斯变化情况，发现异常立即向值班领导汇报，瓦斯报表每天打印，报主管矿长，技术负责人审阅并签字。2、加强工作面瓦斯探头的日常维护和检查，一经损坏立即调换。3、加强对监控线路和分站的检查和维护，严禁出现断线和通讯中断现象。第六节机运管理一、运输（1）选用符合要求的轨型、道岔。（2）安设质量符合井巷工程施工及验收规范的要求，使用中加强维护，定期检查，经常清理，要求无杂物、无浮煤、无积水。（3）防止运行环境恶劣，经常出现轮轴推断、轴承散架等原因引起的运输事故，在生产中应随时检查、维修。（4）巷道人行道、安全间隙宽度必须按设计尺寸施工，巷道壁保持平整，局部冒顶的地方应进行填堵，并联通风的巷道必要时设导风板，防治瓦斯积聚。（5）人力推车时，必须时刻注意前方，一人一次只准推一个车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车，以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都必须发出警号。推车应匀速前进，严禁放飞车，严禁推车撞风门，不准蹬、坐车滑行。同方向推车时，两车的距离空车不得小于20m，重车不得小于30米，若前车停车时，要立即发出警号通知后车。二、设备（1）、加强对各类设备的维护检修，做好检修记录，确保设备台台完好。（2）、各类司机必须持证上岗，每班进班作业前必须对设备状况进行全面检查，消灭电气失爆，严禁带病运行。（3）、泵站应分别设馈电开关控制。（4）、各类电气保护必须齐全，接地保护符合要求。（5）、严格执行停送电管理制度，设备检修严禁带电作业。第七节其 它一、开工前，所有作业人员必须参加规程的贯彻学习，并经考试合格，方准上岗。二、每班进班前开好班前会，掌握上一班生产情况及存在的问题，落实当班安全生产注意事项，到搞好交接班，及时排除安全隐患。第八章灾害应急措施及避灾路线当工作面发生灾害时，作业人员在当班管理带领下，按即定路线迅速撤离现场，跟班矿领导做好入井总人数的清点与核对，并快速电话通报灾情，地面救护人员接到报警电话时，要简明记录灾害地点、性质及井下人员撤离情况，并立即向有关部门及矿主要领导及业主汇报，并将有关应急预案告知井下现场人员。避灾路线：1、瓦斯、火灾：工