运输巷掘进作业规程_免费下载.doc

桐梓县桐河煤矿 编号201305号 +813-1152采煤工作面运输巷作业规程 编制日期：2013年5月27日会审单位及管理人员签字+813-1152运输巷掘进作业规程单位及职务名称 会审意见时 间签 名编 制 人生产技术科通 风 科机 电 科安 全 科施工队队 长安 全 矿 长生 产 矿 长机 电 矿 长技术负责人矿 长施 工 时 间修改内容及会审意见：作业人员、现场监管人员学习签字：会 审 意 见一、存在的主要问题：二、处理意见：三、会审结果：目 录会 审 意 见3第一章 概况6第一节 编制依据6第二节 巷道布置10第三节 巷道管线布置11第二章 施工工艺12第一节 施工方法12第二节 凿岩方式12第三节 爆破13第四节、掘进方式及工艺流程图16第五节 装载与运输16第三章 生产系统16第一节 掘进通风16第二节 掘进压风20第三节 瓦斯防治20第四节 综合防尘21第五节 防灭火21第六节 安全监控21第七节 供电22第八节 排水22第九节 运输23第十节 照明、通信和信号23第四章 劳动组织及主要技术经济指标23第一节 劳动组织23第二节 循环作业23第五章 安全技术措施24第一节 一通三防安全技术措施24第二节 顶板安全技术措施26第三节 爆破安全技术措施27第四节 防治水安全技术措施31第五节 机电管理安全技术措施32第六节 运输安全技术措施35第七节 其它安全技术措施36第八章 灾害应急措施及避灾路线39一、灾害预防39二、避灾路线39作业规程学习和考试记录41作业规程补充学习和考试记录42作业规程复查记录43第一章 概况第一节 编制依据一、巷道用途,性质,位置(附图1-1巷道布置图)。1、该巷道为+813m水平1152采煤工作面运输巷 ，服务于1152采煤工作面的材料运输、通风、行人等。 2、区域地质构造、岩层岩性：巷道区域地质构造简单，为一向北东倾斜的单斜构造，地层平均倾43 度，岩性：伪顶为炭质泥岩厚度0.1-0.2m；直接顶为泥质页岩厚度0.3-0.8m，结构力（硬度）一般；老顶为砂页岩、泥岩互层，厚度3m左右，硬度f=35，结构力较好。直接底为钙质炭质页岩厚度0.1-0.2m，性脆易破断，老底为砂页岩泥岩互层，厚度2.5m左右，硬度f值在46之间，结构力较好，选择远距煤层的矛口灰岩中，不会产生巷道底鼓现象， 巷道围岩相对稳定采区往西受节理裂隙发育、层位褶皱突出，沿煤层倾斜方向裂隙明显。3、布置的位置：该巷在原有813水平1#石门运输石门与1151运输巷交叉处的东端接着往西掘进，预计掘进300米后布置开切眼。对应地表为荒山地段，无水库、农田、开拓此巷不存在受、构筑物等对工程的影响等。二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，对此巷道开拓工程无影响。1、矿区内总体受，F1、F2、f3、等三个正断层的影响，根据矿井的开拓可能会遇见未标注的小型构造，（在掘进过程中必须执行超前钻孔，进行探测，构造、裂隙、溶洞等）。2、区域水文情况：巷道区域无采空区积水，水文条件简单。矿区水文地质条件复杂程度属中等，预测正常涌水量7m3/h，最大涌水量10m3/h，涌水量较小、较少。3、区域瓦斯赋存情况：根据贵州省煤炭管理局文件对遵义市煤矿2005年度（黔煤行管字【2005】269号）、2006年度（黔煤行管字【2007】71号）、2007年度（黔煤行管字【2007】482号）2010701号关于呈报2010年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复，桐河煤矿均属高瓦斯矿井。 目前+813m上部单独进行取样鉴定，在圈定的区域内无突出危险性，具体情况见贵州省矿山安全科学研究院文件，黔矿安院突出论证字201237号，关于对桐梓县大河镇桐河煤矿C5煤层与瓦斯突出危险性鉴定报告的综合论证评审意见： 5、煤层自燃及煤尘爆炸指数情况：根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年9月提交的桐梓县大河镇桐河煤矿煤自燃倾向性等级鉴定报告表,本矿+813水平以上C5煤层，自燃倾向性等级为三类，即不易自燃、其煤尘不具有爆炸危险性，无突出危险性。三、地质说明书(一) 矿区构造桐河煤矿位于新站向斜东南翼中段，地层走向北东南西向，倾向北西，地层倾角3340，中部局部5058，平均约43。沿走向和倾向产状有起伏，但变化不大，煤层产状与地层产状一致。矿区总体为单斜构造。矿区以断裂为主，褶曲不发育。区内地表发现3条断层，现分述如下：F1：位于矿区中南部，走向近北北东向，倾向北北西，倾角约65，地层断距1020m，延伸长度约400m，性质为正断层。F2：位于矿区中北部，走向近北东南西向，倾向北西，倾角约65，地层断距约30m，区内延伸长度约700m，性质为正断层。F3：位于矿区中部上瓦窑坪北约200m处，走向近东西向，倾向北，倾角约67，地层断距约1030m，延伸长度约900m，性质为正断层。断层名称位置长度（m）地层断距（m）断层产状断层性质及证据对煤层的影响F1正断层矿区中南部400102065破坏了煤系的连续性破坏了煤系的连续性F2正断层矿区中北部7003065断层落差25m破坏了煤系的连续性F3正断层矿区中部900103067断层落差30m破坏了煤系的连续性四、 水文地质（1）含水层分析地表水害主要表现在区内小冲沟发育、雨季水量暴涨，可能沿风化裂隙或采矿裂隙参透或突入矿井。井下水文地质条件属中等型，主要应注意浅部老窑水以及浅部采空区可能的积水影响。（2）矿井涌水量矿井+813m水平水沟排水测算正常涌水量为8m3/h，最大涌水量为10 m3/h。 此巷道施工过程中严格探水制度，成型巷道标准建设水沟、自排矿井掘进期间的水量。5、其它地质因素矿井地温正常，无地温危害，矿井无冲击地压危险，其它地质因素对矿井影响较小。五、有关技术规范：煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范：煤矿掘进安全管理标准化考评办法、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）。第二节 巷道布置一、巷道名称、用途巷道用途,性质,位置(附图1-1巷道布置图)。该巷道为+813m水平1152采煤工作面运输巷。用于1152采煤工作面煤炭的运输、通风 、行人。巷道设计：梯形巷道，下净宽：2800mm,上净宽1700mm，净高2200mm，水沟0.3米深、水沟宽0.3米，水沟有毛水沟就行。轨道间距600mm,轨道15KG铺设、 担负矿井运输、行人、管、缆线铺设等。服务年限1年 ，详见巷道断面图。巷道毛断面：6.7m2，净断面：5m2。计划2013年6月1日开始施工，先掘进300米。 二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。采用成型巷道掘进、掘进期间利用前探梁做临时支护、11#矿用工字钢作永久性支护。第三节 巷道管线布置掘进施工过程中所需的电缆，压风管路，风筒等均应按规定安装，吊挂整齐牢固。1、掘进工作面采用1台YT7655型气旋式气动凿岩机打岩石炮眼，煤炭采用2把风镐落煤。气源来自地面安装的防爆空气压缩机，+813m井筒外50mm主管，碛头转换为32mm压风管将气源引至作业点附近，沿新掘巷道移设至碛头备用，主管采用32mm高压管至用风点后用25mm高压管连接至凿岩机，接头要严密不漏风。2、消防水管从+1029m副井高位水池用25mm高压水管引至掘进作业面备用，水管、风管沿巷道右侧整齐布置，确保接头严密不漏水。3、动力电缆从+813车场的KBZ400真空馈电开关引出沿新掘巷道左侧整齐悬挂悬挂供局扇开关及探放水设施设备提供动力用电等。4、采用600mm抗静电阻燃软风筒，风筒接头必须双反边，严密不漏风，风筒吊挂在巷道左上方逢环必挂吊挂平直，转弯平滑，不得转直角弯。第二章 施工工艺第一节 施工方法确定巷道施工方法：掘进作业面采用YT28型风动气腿式凿岩机打眼，使用煤矿许用2#乳化炸药和毫秒延期电雷管作为爆破材料，正向装药，串联接线，用矿用MFD100型防爆发爆器起爆，掘进碛头采用机械装矸、人工运输至指定的车场，用前探粱作临时支护， 11#工字钢金属支架支护。第二节 凿岩方式掘进工作面采用1台YT28型气旋式气动凿岩机打眼（遇巷道变为岩石头面时），煤炭采用2把风镐落煤。气源来自地面安装的防爆空气压缩机，通过设在运输巷的32mm压风管将气源引至作业点附近，用25mm高压胶管输送至风动凿岩机，采用2m岩石钻杆，42mm岩石钻头打眼。人工装煤岩。第三节 爆破爆破条件：使用煤矿许用2#乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管作为爆破材料，用MFD100型防爆器起爆，正向装药，串联联线，炮眼布置图，爆破说明书表，预期爆破效果表（参考）。由于该巷绝大部分断面为煤层，施工时应先根据现场煤层断面情况用风镐落煤，用木料做好临时支护，保证顶板不发生冒落。然后用凿岩机在岩石断面中根据现场情况布置炮眼爆落岩石，炮眼的具体布置情况要根据现场煤岩的变化情况由现场班组长决定，此处的炮眼布置图只能起到参考作用。1、炮眼布置图2、爆破说明书（一）原始爆破条件序号项 目单 位数 量1岩层坚固系数f462掘进面积m26.73工作面瓦斯情况m30.61（安全专篇预测量）4工作面涌水情况m3/min无5巷道坡度56炮眼深度mm20007炮眼数目个68炸药品种及规格二号煤矿乳化炸药9起爆方式正向爆破（二）炮眼说明表眼名眼号个数眼深（mm）角度装药量封泥长度/mm雷管消耗个/孔起爆顺序联线方式水平垂直卷/孔合计kg顶眼1120000030.612001I串联帮眼2-54201483032.412001（4）水沟眼6120068640.812001（1）合计63.8（6）（三）预期爆破效果表序号项 目单 位数 量1掘进断面m26.72掘进进度m23每循环掘进岩石量m313.44每循环炸药消耗量kg3.851m3岩石炸药消耗量kg/m30.286每循环雷管消耗量个671m3岩石雷管消耗量个/m30.458炮眼深度m2.09炮眼利用率%10010每循环炮眼消耗量m12111m3岩石炮眼消耗量m/m30.9第四节、掘进方式及工艺流程图1、工艺流程图安全检查敲帮问顶开工准备临时支护风镐落煤 装煤运煤临时支护打岩石炮眼装药爆破安全检查临时支护人工装矸永久支护。第五节 装载与运输确定装载与运输方式：掘进碛头人工装运煤岩，煤岩实行分装分运，装入MGL1.16型1吨矿车内，人工运至+813m水平车场、采用3.5T蓄电瓶机车沿+813m主平硐至井口地面。往返运作。设备及工具配备情况表序号名称型号单位数量备注1空压机LMG-10-4台12风动凿岩机YT-28台23局部通风机FBD-IINo 112台24探水钻机MYZ-150B 台1 另备用2台5风镐把2备用1把第三章 生产系统第一节 掘进通风一、选择通风方式1、采用压入通风方式2、风筒敷设方式：采用600mm抗静电阻燃柔性风筒。3、供风距离：500m。二、掘进工作面风量计算独立通风的掘进工作面需风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量，炸药用量，人数和局部通风机实际吸风量等规定分别计算，并选用其中最大值，然后根据掘进工作最高和最低风速，掘进工作面温度和炸药量有害气体浓度分别进行验算，验算符合要求即为掘进工作面的需风量。1、按瓦斯涌出量计算：Q100qk1000.611.591.5（m3/min）式中： Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1.0或二氧化碳浓度不超过1.5的换算值。q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，按0.61m3/min（安全专篇预测瓦斯涌出量）；k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际的结果确定，一般可取1.52.0。2、按炸药量计算：Q25A253.895（m3/min）式中： Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；25每千克炸药不低于25m3的配风量；A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg。3、按人数计算：Q4N4832（m3/min）式中： Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；4每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；N掘进工作面同时工作的最多人数。4、按局部通风机的实际吸风量计算：QQ局I2301230（m3/min）式中： Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；Q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。5、确定掘进工作面实际需要风量：确定掘进工作面实际需要风量230 m3/min。6、掘进工作面风量、风速验算：根据1152运输巷设计净断面积为6.0m2。VQ/S2306.0600.64(m/s)式中： V-巷道风速，m/s；Q巷道风量，m3/min;S巷道断面积，m2.根据煤矿安全规程中第101条规定，风量验算：煤巷掘进最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出巷道内风速为0.64m/s。大于0.25m/s，小于4m/s。均符合煤矿安全规程规定。 三、局部通风机、风筒的选择1、局部通风机吸风量确定：QfQj/60z230/6080%225 m3/min5 m3/s式中：Qf局部通风机风量m3/sQj掘进工作面所需风量m3/minz风筒有效风量率，取80%2、局部通风机风压的确定压入式局部通风机通风时的工作全压力hf=RQ2+hn式中：hf：局部通风机工作全压PaR：风筒风阻，根据煤矿用正压风筒标准600柔性风筒百米风筒风阻应小于36N.S2/m8取36N.S2/m8，（系数取0.06），（600m风筒风阻为144N.S2/m8 系数取0.24） Q：风筒平均风量m3/min，按下式计算Q=QfQa=18018080%=155m3/min=2.5m3/sQf：局部通风和吸风量m3/minQa：风筒出风口风量（18080%）=141 m3/min=2.4m3/s hn：Qa2=2.42=9.6PaD4：风筒出口直径（m）故局部通风机工作全压为：hf=RQ2+hn=962.682+9.6=699（Pa）3、局部通风机风阻计算R f= hf=/Qa2=699/2.42=121 N.S2/m8式中：R f：局部通风机风阻。4、根据局部通风机吸风量230 m3/min，工作全压为699Pa，选取FBDII No5.0/n矿用防爆型对旋轴流式局部通风机（211kw），该风机吸风量230-300 m3/min，全压14761568 Pa，（系数取0.49）满足要求。5、选用600mm抗静电阻燃柔性风筒，风筒接口必须双反边，严密不漏风，风筒吊挂平直，逢环必挂。验算：掘进工作面需风量为95m3/min，同时满足上述条件，所以选FBDII No5.0/211KW矿用防爆型对旋轴流式局部通风机，满足要求。四、局部通风机的安装地点局部通风机安装在+813m车场内进风口以外20m左右的全风压通风巷内，通风系统（见附3-1通风系统示意图）。第二节 掘进压风气源来自风井地面变电所附近的空气压缩机，通过80mm钢管输送到+813m水平。碛头通过32mm压风管将气源引至作业点附近，压缩空气额定气压为0.7Mpa，到达作业地点的风压保证不低于0.4Mpa。第三节 瓦斯防治该矿井为高瓦斯矿井，+813m水平上部鉴定无突出危险性，为确保安全生产，根据煤矿安全规程第158条规定，必须装备矿井安全监控系统。通过该系统，可以对矿井的生产进行系统、连续的集中监测，适时准确地对矿井各作业环节的主要参数进行动态监测和控制，一旦发现瓦斯超限，立即声光报警，并进行风电、瓦斯电闭锁，确保矿井生产的正常运行和人身安全。该工作面的瓦斯监控探头从813水平避灾硐室处的中分站接入。瓦斯检查工每班必须跟班督促，严禁无风、微风瓦斯超限作业。第四节 综合防尘防尘水源来自+1029副斜井高位水 ，防尘管路设置见防尘管路系统图。掘进工作面采用综合防尘措施：湿式打眼，使用水炮泥，爆破喷雾，装岩洒水，冲刷岩壁，净化风流等个体防护及综合防尘措施。第五节 防灭火1、井下消防管与防尘管共用一条管路，岩巷每200m 设置一组消防栓。2、目前车场（机电硐室）附近设置一个消防材料库，里面堆放一定数量的灭火器、水泥、河沙、石子、木板等消防材料。3、硐室配备灭火器等 。第六节 安全监控一、便携式甲烷报警器及光学瓦斯检定器的配备和使用：矿长、技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷报警器，瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪，安全监察工必须携带便携式甲烷报警器或便携式光学甲烷检测仪。二、传感器的配备和使用在掘进碛头及其回风流中，分别设置甲烷传感器各1个，配断电仪1个，风机开停传感器1个，风筒传感器1个，工作面甲烷传感器距碛头不得超过5m，回风流传感器距回风口1015米，甲烷传感器距巷道侧壁不得小于200mm，距顶板不得小于300mm。并安装在维护方便，不影响行人和行车的位置。甲烷传感器的报警浓度设置为1%，断电浓度设置为1%，复电浓度设置为1%。甲烷传感器的校正，维护应按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-200）规定执行。见附图3-2：+813-1152运输巷掘进监控系统图。 第七节 供电在副斜井落平点设配电点，安装二台KBZ-400馈电开关， 详见井下供电系统图。第八节 排水掘进工作面的涌水通过碛头的毛水沟流入浇灌成型的水沟自排出井口外。 第九节 运输运行系统：+813-1152运输巷掘进碛头813m1#运输石门 +813车场组车后经+813主运输平巷 主井口工业广场、矸石场。运料系统：+813m主井口+813m主运输平巷+813m车场813m1#运输石门 813-1152运输巷碛头 。运输线路均采用600mm轨距，窄轨运输。第十节 照明、通信和信号地面监控室、调度室设调度录音交换机，通讯线从+813m主平硐引入井下，在运输巷附近设分线盒，分别引入井下防爆电话至掘进点附近 。第四章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织作业制为“三八”循环作业制，设三个班，一班一个循环，劳动组织见表。劳动组织表工种人数工种人数班长2打眼工（风镐工）2瓦检工2装岩工2爆破工1运输工 2合计 5 合计6 第二节 循环作业实行平行交叉作业，各班内部合理安排各工序，提高劳动效率，循环作业图表第五章 安全技术措施第一节 一通三防安全技术措施一、局部通风1、局部通风机及起动器必须安装在+813m副斜井落平点，距回风口外约20m的全风压通风的运输巷道中，风筒必须吊挂平直，逢环必挂，接头双反边，转弯处平缓过渡，严禁转直角弯，风机必须实行风电、瓦斯电闭锁，因检修，临时停电等因素停风时，工作面作业人员必须撤到+813车场大巷中 ，因故使新掘巷道停风时，应切断电源，并在巷道口设置栅栏，挂警示牌，恢复施工前应编制排放瓦斯的专门措施，并组织学习进行瓦斯排放方可恢复施工。2、安监科每班配专职瓦检工配合施工队严密检查瓦斯，加强碛头瓦斯管理，严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”，填好瓦斯检查日报表，报送通风科长，矿长及技术负责人审阅，瓦检工、班长应加强风筒的管理，随时检查风量情况，风筒出口距碛头不得超过5m，风量、风压符合规定，发现风筒破损，漏风必须随时修补或更换，严禁微风、无风、循环风作业。二、瓦斯管理1、瓦检工每班必须巡回检查路线进行“一班三检”工作，认真如实填写瓦斯检查手册，瓦斯现场分布牌板，下班后及时填写瓦斯报表，报技术负责人和矿长审阅，检查和校对各点的瓦斯传感器，发现问题及时通知通风科值班人员处理。2、掘进工作面爆破必须坚持“一炮三检”和“三人联锁放炮制”，有瓦斯超限，未安设警戒等违章情况时，严禁爆破作业。3、掘进工作面爆破必须坚持使用水炮泥，爆破后通风时间不得小于30min，炮烟吹净后方可进入工作面检查瓦斯和顶板安全，爆破崩坏的风筒必须及时修复，挂齐。三、防尘管理1、喷雾洒水防尘掘进工作面回风流安设一道水幕（在距风筒出风口外1020米处），在爆破时必须打开，等爆破后，炮烟吹净方可关闭，掘进碛头用防尘管洒水，充分湿润粉尘，防止粉尘飞扬。2、水炮泥掘进工作面爆破时，炮眼中装填12节水炮泥，然后用炮泥填补封口，爆破后水受高温融化而起到降尘、降温、净化空气的作用，实践证明其降尘率可达80%，减少炮烟20%。3、通风排尘掘进工作面采用最佳排尘风速，在采取防尘措施中，最佳风速在2m/s2.5 m/s，最高不超过4 m/s。4、冲洗粉尘掘进工作面在爆破后和装岩作业过程中，由外向里逐步清扫巷道的粉尘。5、个体防护由矿统一提供、发放防扩口罩、手套等防护用品，作业人员必须人人配备口罩，并在作业过程中有效使用，加强对作业人员保护教育，使每个作业人员自觉佩戴防尘口罩等防护用品，让个体防护成为每个作业人员的自觉行动。四、防灭火管理1、电器设备或电缆着火时，首先要切断电源，使用矸石、砂子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。2、因机械摩擦、油脂等引发的火灾，应使用砂石或水管灭火。3、如发生火灾时，要严格控制风流，防止火势漫延。第二节 顶板安全技术措施1、掘进工作面严禁空顶作业，需要空顶时，必须使用前探梁作临时支护。2、坚持“敲帮问顶”制度，及时用长炳工具找掉危岩，在打眼前，爆破后的敲帮问顶工作尤为重要，必须长期坚持不懈。3、找顶工作必须遵循下列原则打顶工作应由2名以上有经验的工人担任，一人找顶一人观察顶板，找顶人员要站在安全地点，观察人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路，在找顶工作开始前应首先看好退路。找顶顺序应由支护完整处由外向里，先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进入。找顶工作人员应戴好手套，使用长炳工具，应注意防止矸石顺杆向下伤人。顶帮遇大块矸石或较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢打下，严禁强刨硬挖。4、每次爆破后，工作人员要等炮烟吹尽后，由爆破工、瓦检工、班长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、残炮、瞎炮等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在临时支护下进行敲帮问顶工作。5、所有工作必须在永久支护或临时支护前探粱下进行，不得空顶作业。永久支护距碛头不得大于2m。6、严格控制好炮眼装药量，确保两帮及顶板岩层平整，稳定，切实有效控制顶板。第三节 爆破安全技术措施1、认真做好打眼准备，检查附近岩层情况，确定安全后才能进行打眼工作。2、爆破工领取炸药雷时，必须对号领取，禁止混用。3、严格执行爆炸材料的领退制度，领退应有记录、签字，做到用多少，领多少，剩余部分必须当班交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。4、炸药、雷管要分箱存放并加锁，严禁乱扔乱放，发爆器的手把钥匙必须由爆破工随身携带，严禁交给他人，爆炸材料必须放在顶板完好，支架完整，并避开机械、电器设备且不潮湿的地方，爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。5、运送爆炸材料必须遵循下列规定：爆炸材料箱必须使用耐压抗冲击、防震、防静电的木质容器。雷管炸药必须分箱装盛，严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋中。运送过程中不得停留，应直接送至工作地点。6、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线，硬拉管体，也不得手提管体硬拉脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将脚线扭接成短路。7、装配起爆药时必须遵循下列规定：必须在顶板完好，支护完整，避开电气设备和导电物体的地点附近进行，严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆炸药卷，起爆药卷的数量以当时当地的实际用量为限。装配起爆药卷时，必须防止电雷管受震动、冲击、拆松脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须从药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭接成短路。8、装药前，首先必须清除炮眼内岩粉，用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得撞击和捣实，炮眼内的各药卷必须依次连接，有水的炮眼应使用防水袋将药卷套住，装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线，爆破母线和运输设备，轨道，钢丝绳，管路，电缆，信号线，电器设备等导电体相接触。9、严格执行“一炮三检”（装药前，爆破前，爆破后的瓦斯检查），爆破地点附近20m范围内的瓦斯浓度达到1%时严禁装药爆破。10、必须使用矿用发爆器起爆。11、炮眼深度和炮眼泥长度应符合下列要求：严禁浅眼装药爆破，在特殊情况下，如卧底，刷帮，挑顶确需浅眼爆破时，必须符合下列规定：A、炮泥封满；B、浅孔装药量不得超过1卷；C、爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘和检查瓦斯，浓度达到1%时不准装药起爆；D、认真检查爆破地点附近的支护情况，必要时进行加固处理。当炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。当炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。当炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。12、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥上剩余的炮眼部分应用粘土炮中不燃性的材料作封泥，严禁用煤粉，块状材料或其它燃性材料作封泥，无封泥，封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。13、装药前和爆破前有下列情况，严禁装药爆破。掘进工作面控顶距离不符合作业规程规定，或者支护不符合规定。爆破地点附近20m内瓦斯浓度达到1%。爆破地点20m内的矿车，未清理的煤矸或其它的物体塔塞巷道断面2/3以上。炮眼内发现导状，温度过骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散。掘进工作面风量不足。14、爆破母线长度和爆破距离规定，起爆地点必须放在+813m1#运输石门中的新鲜风流中，且距爆破地点不得小于100m，并有掩体的地方。15、爆破时，要在所有通往爆破地点的各通道设置警戒，班长要委派责任心强的人员站岗，警戒线应设置警戒牌，栏杆或拉绳，巡岗人员一一查看，各站岗人员到位后，再通知爆破工起爆，起爆后，站岗人员要等巡岗人员通知撤岗时方可撤岗，站岗期间不得擅自离开岗位。16、爆破时班长必须清点人数，爆破工最后撤离爆破地点，由班长下达起爆命令，爆破工以吹哨为警戒信号，每次爆破至少吹三哨子，每次间隔510s，确认无问题后方可启爆。17、爆破后，待炮烟吹散，首先由班长、瓦检工、爆破工到掘进碛头检查通风瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残炮等情况，认真敲帮问顶，找掉活矸、危岩。18、处理拒爆，残爆时，必须在班组长、安全员的指导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向一下班爆破工交接清楚，处理拒爆，残爆时应遵守下列原则：由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。严禁用镐、钎子钻或从炮眼内拉雷管脚线，不论有无残余炸药，严禁将炮眼残眼继续加深，严禁用钻眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆炮眼。处理拒爆，残爆时，应在原炮眼0.3m处打一平行炮眼，进行起爆崩出残爆药，拒爆药即可。爆破后，爆破工应收集残爆、拒爆的雷管、炸药。在瞎炮处理完毕前，严禁在该地点从事与处理工作无关的工作。19、爆破工在起爆通电后，发现拒爆时，应先将发爆器钥匙取下来，再取下爆破母线，扭接成短路，等待15min后才能检查拒爆的原因。20、当班装药的炮眼应当班爆破完毕，在特殊情况下，如当班留下尚未放完的炮眼，当班爆破工必须在现场向下班爆破工交待清楚。21、爆破前，应先加固附近的支护，撤出锚杆机，风钻等工具，用溜槽或旧胶带领保护好开关，缆线等设备、防止损坏。第四节 防治水安全技术措施1、813-1152运输巷布置在煤层C5中，隔水性较好，巷道涌水主要来自裂隙水、断层水、由掘进碛头自排出井。2、巷道掘进过程中，必须认真坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，边探边掘”的探放水原则。3、每班在打眼爆破前，利用探水钻机在在碛头打3个钻孔，两侧分别各打一个钻孔，（检测距煤层的间距）， 掘进1.7m，必须保证两帮控制距离不低于5m，掘进方向控制超前距离不低于20m，严禁超挖、超掘。4、在进行探水作业时，瓦检工必须在现场指挥作业，观察探水情况，督促钻眼工程质量，防止偷工减料，不按要求施工。5、每班的探水钻眼工作由瓦检工作好现场记录，证明探眼的钻进深度，有无异常情况，出现异常情况的处理措施等内容，每班用瓦斯日报一并报矿长，技术负责人阅审。6、在进行探水钻眼作业时，如发现钻眼出水，顶钻卡钻，钻孔内瓦斯涌出增大等异常情况时，必须立即停钻，严禁将钻杆拨出，将情况立即电话报告矿调度室通知矿长查看，并制定措施进行处理，在未处理前，要先撤出人员，保持通风，严禁从事与处理透水无关的一切工作。7、掘进工作面或其它地点发现有透水预兆如煤岩壁挂汗，空气变冷，出现雾气，水叫，顶板淋水加大，煤岩壁挂红，水流变浑浊，有臭味，顶板来压，侧帮片帮，鼓或产生裂隙出现渗水等异常情况时，必须停止工作，并向矿长汇报，请求处理，情况危急时，首先发出警报，迅速撤离作业人员和有受水害威胁危险的作业点的全部人员。8、经常检查，维护探放水设备，确保正常使用，制定探放水制度，并认真严格执行。第五节 机电管理安全技术措施1、井下不得带电检修，搬迁电器设备和电缆，检修和搬迁前必须切断电源，检查瓦斯，当在巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查，确认无电后，方可进行导体对地放电，所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂有人工作，禁止送电的警戒牌，只有执行这项工作的专职井下电工才有权取下此牌送电。2、操作井下电器设备应遵守下列规定：非专职人员不得擅自操作电器设备。手持式电气设备的操作手炳和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、容易碰到的，裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或设置栅栏等防护设施。4、电气设备不应超过其额定值运行，防爆电器设备入井前应检查其“产品合格证”“防爆合格证”“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后方可入井。5、电缆敷设必须使用电缆钩，电缆钩的间距不超过2m，巷道中悬挂的电缆应有一定紧驰度，并能在意外受力时自由坠落，其悬挂高度应保证在矿车脱轨时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上或其它导电管线上。6、电缆不应挂在水管上，不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物体，电缆与供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。7、电缆的连接应符合下列要求：电缆与电器设备的连接，其芯线必须使用齿形压板或线鼻子与电器设备进行连接。不同型电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要求的接线盒，连接器或母线线盒进行连接。在地面修补的电线必须经浸水试验，合格后方可下井使用，在井下冷补的电缆必须定期升井检查。电器设备必须设置局部接地极。8、井下防爆设备的运行，维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求，防爆性能遭受破坏的电器设备，必须立即处理和更换，严禁未经处理继续使用。9、严禁甩掉和停用井下各种电气保护。10、存在以下问题的电器设备及小电器不得下井使用。防爆结合面锈蚀，划痕超过规定。绝缘座破裂导致接线栓松动，变形或螺纹滑扣。导电螺栓，螺母锈蚀超过规定。喇叭嘴不配套或断裂缺损。开关体与外壳不配套，转盖或外壳不配套，缺手把或转动不灵活，开关内导电螺栓与接线鼻子连接不牢。开关的机械闭锁失效。开关内缺电源隔离罩，电源危险牌，防护罩。开关底托架断裂或固定不牢。电机风扇处的护罩与电机外壳固定不牢。11、电气设备的隔爆外壳应清洁，完整无损并有清晰的防爆标志，有下列情况者为失爆。外壳有裂纹，开焊变形。防爆内外有锈皮脱落。闭锁装置不全，变形损坏，起不到机械闭锁作用。隔爆室的观察孔的透明板松动，损坏或使用普通玻璃。防爆电机绝缘盒内缺隔爆绝缘座。12、电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧闭，密封良好。13、工作面电器设备要加强管理和维护，爆破时要有可靠的掩护措施。14、局部通风机开关必须实行风电、瓦斯电闭锁，停电时必须查明原因，处理并确认安全后再人工送电。15、各低压操作信号都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。16、各机械设备必须定期按时注油，检查，维修，以保证设备良好运行。17、电气设备与轨道之间的的间隙不得小于0.7m。18、井下照明和信号装置，应采用短路，过载和漏电保护的照明信号综合保护装置，不得使用明火，明电照明。19、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，并按规定进行电气试验，入井前必须进行通流试验。20、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电和放电，严禁带电作业。21、井下电钳工必须经过培训，并考试合格，持证上岗。第六节 运输安全技术措施1、机车司机必须由经过培训考试合格，并持证的专职人员担任，必须严格按安全操作规程操作。2、掘进走向100米设车场，主运输巷的机车直接进入车场运输。 弯道岔口过风门时都必须提前发出信号，缓慢通过。 无论空、重车掉道时，或连接挂钩期间，必须用木料控制两个列车之间的距离，防止挤伤。第七节 其它安全技术措施一、打眼要求为保证爆破的效果和质量，除合理选择爆破参数外，必须严格施工操作，方能收到实际效果。1、必须保证打眼的规格质量，打眼质量是实现有效爆破的关键，总的要求应使各炮眼达到“平、直、齐”，各炮眼相互平行，平行于巷道的轴线，各炮眼顺直钻进，各炮眼眼底应落在同一平面上，严格按爆破图打眼，消灭“自由式”打眼的错误习惯，为保证打眼的规格质量，必须采取如下措施：准确看线和定位，开工前准确将中腰线引到工作面上，然后按中腰线准确地定出周边眼，辅助眼，掏槽眼的位置，并在工作面上做出明确的标记。按中线打好第一个正顶眼，打正顶眼时在钎杆上方顶板上距工作面1m的地方悬挂一临时中线，以此保证炮眼沿巷道轴线钻进，然后将此眼插上炮棍作为导向标志。周边眼打在设计轮廓线上，眼底允许向巷道外偏出5070mm，当周边眼轮廓线遇软岩夹层，煤层或层理较发育的部位，应适当增加空眼作为导向眼。预量钎长，做到心中有数，保证各眼底落在同一水平面上，划分区域，定人定眼，以便熟悉技术，掌握规律，提高打眼进度和准确性。打眼时，要注意眼的倾角，谨防坡度不移，巷道忽高忽低不一致。2、严格按要求装药联线，做到认真细致，必须杜绝多装药放大炮的习惯做法，装药联线应做到以下几点：严格检查炸药的质量，严禁使用受潮湿，变质，硬化的炸药，对雷管要做导通试验，以保证所有雷管准爆。正确加工起爆药卷，用炮针（木或竹制成）在药卷平端的正中插孔，将雷管埋入，而不应将雷管从药包的凹面或侧面插入。扫清炮眼，装药时要逐卷装入，使之接触，不要几卷一次装入，不要硬塞插撞，各药卷的聚能穴方向要一致，起爆药卷装入底端，聚能穴向眼口方向。填塞炮泥要有足够的长度。细心联线，避免接地。二、风钻打眼注意事项1、打眼前应检查风水管路是否畅通，零部件是否齐全坚固，注油器内要装满机油，运转声音是否正常，各操作把手是否灵活可靠，有