规程措施编写指南.doc

掘进工作面作业规程部分第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、位置及相邻关系：2120（1）工作面位于二水平北一采区12煤层，工作面北部为范吕边界保护煤柱线，南部为2120（2）设计工作面，西南部为2100副石门，东部无工程；此区域上方7、8、9煤层均已回采，此区域东北部进入2298高水位异常区。二、巷道用途：回采2120（1）工作面，满足回采时的通风、行人、运输、管线敷设的要求。三、巷道设计长度和服务年限：设计长度：风道1238m、运道1220m，切眼176m，服务年限：18个月。开工时间：2010年3月。附图1：2120（1）掘进工作面巷道布置图第二节 依 据一、经批准的设计及批准时间：本面所掘巷道施工的依据是有关煤矿法律法规及2120（1）工作面设计平面图，批准时间为2010年3月。二、地质说明书：本面所掘巷道地质资料的依据是2120（1）工作面地质说明书，批准时间为2010年3月。三、矿压观测资料：断层附近围岩应力集中。第二章 地面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地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1 井上下对照关系情况水平、采区二水平北一采区工程名称2120（1）工作面地面标高/m+28.52井下标高/m-410-490地面相对位置建筑物、小井及其它位于古范公路东侧。地表有塌陷坑、稻田地和高压线。井下相对位置对掘进巷道的影响工作面北部为范吕边界保护煤柱线，南部为2120（2）设计工作面，西南部为2100副石门，东部无工程。邻近采掘情况对掘进巷道的影响此区域上方7、8、9煤层均已回采，此区域东北部进入2298高水位异常区。第二节 煤（岩）层赋存特征该区域煤层为复杂结构煤层，煤层厚度变化较大，最厚3.6米，最薄0.93米，平均2.03米。倾角变化较大，平均倾角10。煤层特征情况见表2，煤层顶底板情况见表3。表2 煤层特征情况表指标数值备注煤层厚度/m0.933.6/2.03煤层倾角/(0)615/10煤层层理发育煤层节理发育煤的自燃类自然发火煤层绝对瓦斯量/( m3/min)0.13煤尘爆炸指数37.38%表3 煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶粉砂岩2.25深灰色，上部颜色深浅相间,浅色含高岭土质成分,夹有细砂岩条带,层理发育。直接顶腐泥质页岩2.84黑色，油脂光泽，贝壳状断口，含炭量较高，褐色划痕。12煤层2.03复杂结构。直接底粉砂岩2.83灰褐色，致密，含植物根化石。老 底细砂岩1.69灰白色，成分以石英为主，上部岩性较细，深部岩性较粗。附图2：综合柱状图第三节 地 质 构 造本工作面位于北二背斜一翼，预计隐伏构造和小断层会比较发育。根据工作面四邻和上下煤层实见分析，对掘进产生影响的断裂构造有3条，其中，F1为本煤层实见； F3、F4为9煤层实见，地质构造情况见表4。 表4 地质构造情况构造名称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）对掘进影响程度F11314132逆断层1.8有一定影响F312421450正断层6.0有很大影响F4134125215正断层2.2有一定影响第四节 水 文 地 质2120（1）掘进工作面东部无工程；南部为2120（2）设计工作面：西部、北部为范吕边界煤柱。上覆2190（1）、（2）两个采空区，2190（1）、2190（2）采后涌水量分别为0.03m3/min、0.2m3/min，均无积水空间，对2120（1）不构成影响。东南部斜上方9煤层有2298高水位异常区，突水时最大涌水量达2.87 m3/min，目前尚有0.15 m3/min左右，9-8孔附近的突水点下部存在垂直裂隙导水通道直达K3含水层。工作面内有地面地质孔75-2、范66、865，均已封孔，封孔质量良好；水文观测孔89-2，井下水文观测孔7-7、7-9、7-10、9-2，均已封孔，封孔质量良好。预计:施工中可能会有顶底板裂隙水出现，过断层及破碎带时可能会有水量增大情况。最大涌水量0.8m3/min，正常涌水量0.3m3/min。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置表5 巷道基本参数巷道名称工程量规格支护方式备注风道1238m4.2m2.8m/10.4m2锚网支护/架棚支护改变支护另制定补充措施运道1220m4.5m2.8m/10.4m2锚网支护/架棚支护切眼176m6.2m2.8m锚网支护/水柱圆木支护运料下山180m10.4m2架棚支护运煤上山20m10.4m2架棚支护运道联络平巷50m10.4m2架棚支护运道机头硐室40m5.5m3.0m/14m2锚网支护/架棚支护属运道范围风道双道车场80m5.5m3.0m/14m2锚网支护/架棚支护属风道范围合计2884m第二节 支 护 设 计一、巷道支护形式：2120(1)工作面风道、运道、切眼均采用锚网支护或架棚支护；12煤层运料下山、12煤层运煤上山、运道联络平巷采用架棚支护。二、支护参数：（一）锚网支护：1、根据2120(1)工作面锚杆支护设计执行。2、控顶距及超前支护形式：炮掘最大控顶距为排距加0.3m，机掘最大控顶距为排距加0.4m。超前支护采用锚网巷道专用前探梁：前探梁由1根长3.5m的3寸钢管和1根长4m的2.5寸钢管组成，3寸钢管通过3个特制的安装架与顶锚杆进行连接，2.5寸钢管套在3寸钢管内，荒断面成型后，马上将前探梁串至迎头托上金属菱形网，并采用木料将前探梁与顶板楔实，然后在超前支护下施工顶锚杆。使用前探梁时，运道4.5m2.8m断面使用4套，即在每排第2、3、5、6号眼位置各布置一套；风道4.2m2.8m断面使用3套，即在每排第2、3、5号眼位置各布置一套。3、巷道质量标准（见表6）：表6 锚网支护巷道质量标准（长度单位：mm）检查项目检查内容设计尺寸质 量 要 求 及允 许 偏 差（mm）巷道净宽全宽4500/4200-100 +200巷道净高净高2800-100 +400顶锚杆布置间距700100排距800（600）100外露050帮锚杆布置间距800（700）100排距800（600）100外露金属为 +20+80 木 为 +50+100 玻璃钢 +20+80顶锚杆距帮最靠边顶锚杆距帮距离200帮锚杆距顶最上面一根帮锚杆300帮锚杆距底最下面一根帮锚杆400锚杆角度锚杆角度5锚固力锚固力顶杆70KN帮杆30KN螺母扭紧力矩顶杆螺母扭紧力矩140N.m铺网搭接100扣距200巷帮表面平整01m范围内凹凸200托板与网、巷道表面紧贴，无间隙附图3：锚网巷道支护断面图（二）金拱支架支护：1、金拱支架支护强度计算：巷道压力计算:PB=NKBR=0.5(4.5 /2.6)2.5=2.164t/m2=21.64(Kpa)式中： N围岩稳定系数0.5-1.1, 取0.5； KB跨度影响系数，KB=2a/b； R岩石容重 取2.5t/m3； 2a巷道跨度 取4.5m； b巷道高度 取2.6m。根据施工经验,选棚距为0.8 m，则每架棚子所承受的压力P为：P=2a0.8PB=77.89 (KN)查金拱支护抗压能力表: 10.4m2支架抗压能力Pt=274KN，为棚距0.8m时所承受压力的3.5倍。根据以上计算结果，选取巷道支护棚距为0.8m是合理的。2、控顶距及超前支护形式：控顶距：炮掘最大控顶距为棚距加0.2m，机掘最大控顶距为棚距加0.3m。超前支护：根据安全技术操作规程第二篇 矿井掘进中规定：超前支护采用钻杆前探梁或撞楔的方式，也可撞楔配合前探梁一同使用；荒断面成型后，马上进行前探梁超前支护，只有在打好超前支护后方可进行架设支架工作，支架架设完毕后立即撤出前探梁，以便进行下一循环；现场前探梁损坏或顶板破碎可用大板或撞楔代替前探梁。使用前探梁时10.4 m2支架不少于8根，14m2支架不少于12根，前探梁间距不得超过0.8m。钻杆前探梁采用DZ40-50型地质管（规格为：425）加工而成，长度视棚距而定（长度2棚距+0.2m）。3、巷道质量标准（见表7）： 表7 金拱支护巷道质量标准（长度单位：mm）基本项目检查项目支架质量要求及允许偏差合格优良1、净宽全宽450010050一侧宽2250-30+1000+1002、净高26000+3003、水平巷道支架的前倾后仰10.54、铁撑子数量：3道正顶一道、两帮各一道，正顶铁撑子利用专用卡缆上在棚子正顶，两帮的铁撑子上在梁腿搭接处下面的卡缆上，或利用专用卡缆上在两帮棚腿上。不符合要求的不超过2处均符合设计要求5、背板使用小板与巷道平行，与棚子及顶板背实，卡缆以上间距200，卡缆以下间距250。基本符合设计要求，80以上背紧背牢符合设计要求，全部背紧背牢6、柱窝深度200柱窝到实茬，否则穿鞋。允许偏差项目1、搭接长度400-4002、耳间隙0153、卡缆螺栓扭距150Nm掘进迎头准备力矩扳手4、支架梁扭向01005、卡缆间距310306、支架间距800507、网扣200附图3：金拱支架支护断面图第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、12煤层运料下山由设计位置开口，到风道位置后施工风道和风道小川。12煤层运煤上山由设计位置开口，到运道位置后施工运道和运道联络平巷，运道施工到切眼位置后施工切眼。二、按地质科给定方位线沿12煤层底板掘进施工。三、巷道开口采用炮掘，具备机掘条件后采用机掘。第二节 凿 岩 方 式一、炮掘施工方式：1、采用风钻、风锤打眼，楔型掏槽，使用煤矿许用三级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，同一个工作面不许使用两种以上炸药。2、爆破作业中，执行好爆破图表中的炮眼位置、数量及其它参数。3、炮机选型计算：根据所选发爆器允许最大负载电阻不小于正常电爆网路全电阻测算值的1.6倍计算。R=（n1R1+n2R2）1.6式中 R-发爆器允许最大负载电阻；R1-电雷管脚线电阻，2.5m脚线电雷管取6.8欧姆；R2-百米大线电阻，取20欧姆；n1-爆破所需电雷管个数；n2-大线百米数，按最大截人距离250m计算，n2=2.5。R=（236.8+2.520）1.6=330.24欧姆根据计算，查MFd150型发爆器的允许最大负载电阻值为920欧姆，大于330.24欧姆，所以2120（1）掘进工作面在响炮时采用MFd150型发爆器。4、采用正向装药。5、采用串联联线，全断面一次起爆。6、工艺流程：安全确认打眼装药连线爆破安全确认临时支护出煤永久支护下一循环。二、机掘施工方式：1、设备配备： EBZ150掘进机、刮板输送机、胶带输送机。2、工艺流程：安全确认掘进机割、装、运煤临时支护永久支护下一循环。附图4：锚网巷道截割曲线图、金拱支架截割曲线图第三节 爆 破 作 业一、 爆破条件：（见表8）表8 爆破基本参数爆破条件及指标爆破巷道巷道断面/m2风道锚网（11.76） 运道锚网（12.6） 架棚（10.4）掏槽方式楔形掏槽每次钻眼深度/m1.0/1.2炮眼个数/个23/23/22每循环炸药消耗量/Kg9.15/9.15/8.55每循环雷管消耗量/个23/23/22循环进度/m0.8炸药种类煤矿许用三级乳化炸药雷管煤矿许用毫秒延期电雷管二、爆破说明书：表9 锚网巷道（4.5m*2.8m）爆破技术要求炮眼编号炮眼名称炮眼角度炮眼深装药量（g/眼）起爆顺序联线方式水平垂直1-5掏槽眼75-90901200mm600g1串6-9辅助眼90901000mm300g2串10-18周边眼759075-901000mm300g3串19-23底眼709075-901000mm450g3串合计9150g表10 锚网巷道（4.2m*2.8m）爆破技术要求炮眼编号炮眼名称炮眼角度炮眼深装药量（g/眼）起爆顺序联线方式水平垂直1-5掏槽眼75-90901200mm600g1串6-9辅助眼90901000mm300g2串10-18周边眼759075-901000mm300g3串19-23底眼709075-901000mm450g3串合计9150g表11 架棚巷道（10.4 m2）爆破技术要求炮眼编号炮眼名称炮眼角度炮眼深装药量（g/眼）起爆顺序联线方式水平垂直1-4掏槽眼75-90901200mm600g1串5-8辅助眼90901000mm300g2串9-17周边眼759075-901000mm300g3串18-22底眼709075-901000mm450g3串合计8550g附图5：爆破图表第四节 装载与运输一、设备配备1、装运设备：SGW-40T型刮板输送机、EBZ150掘进机、SJ-800型胶带运输机、SJJ-1000型胶带运输机2、运料设备： JD-11.4绞车，JD-25绞车,JD-40绞车二、运输方式及要求：1、人工装煤或掘进机装煤，刮板输送机、皮带运煤，材料运输根据巷道坡度使用JD-11.4绞车、JD-25绞车或JD-40绞车、牵引矿车或船（船帽子）运输，有轨道时采用牵引矿车运输。2、运煤过程中的大块需打碎，各个转载点要洒水灭尘。3、绞车运输时，要用双向声光信号联系，严格执行“行人不行车，行车不行人”的规定。 三、装载设备运输方式：表12 设备布置情况序号设备名称型号数量安装位置备注1掘进机EBZ1502风道、运道各1台2刮板输送机SGW-40T2风道、运道各1部3胶带输送机SJ-8002风道、运料下山各1部4胶带输送机SJJ-10002运道、运煤上山各1部5刮板输送机SGW-40T1运料下山6刮板输送机SGW-40T2切眼7绞车JD-11.4JD-25JD-40422风道、运道、边眼对拉注：设备数量根据现场施工进度，随时进行调整。第五节 管线及轨道敷设一、各类管线、运输设施的布置及要求： 1、风筒、风管、水管、电缆、胶带输送机及轨道按巷道断面图布置。 2、风筒做到逢环必挂，使用专用吊挂勾吊挂在专用3钢丝绳上。 3、各类电缆必须悬挂在电缆勾上，电缆勾每隔0.8m悬挂一处，每勾只准挂一根电缆。4、轨道使用：24Kg/m，轨距0.9m，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内外错差不超过5mm，高低错差不大于5mm。第五章生产系统第一节 通 风一、通风方式及供风距离：2120（1）掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，最长通风距离为1600m，将风机按通风区给定地点安装在新鲜风流中。二、通风路线： 运料下山（风道）：二水平北翼大巷-新风2100副石门-新风工作面-乏风12煤层运煤上山-乏风12煤层运料下山-乏风12煤层回风巷-乏风2020上山-乏风1023上山-乏风一水平总回风巷-乏风中央风井运道（切眼）：二水平北翼大巷-新风2100副石门-新风工作面-乏风12煤层运煤上山-乏风12煤层运料下山-乏风12煤层回风巷-乏风2020上山-乏风1023上山-乏风一水平总回风巷-乏风中央风井通风路线要根据实际通风系统的调整情况随时进行修改和补充。附图6：2120（1）掘进工作面通风系统图三、掘进工作面风量计算：1、计算风筒距迎头距离：L1.5故供电可靠二、通讯：在风运道外口、迎头、各工作面局部通风机处各安装一部电话。三、信号：各部刮板输送机使用信号钟。胶带运输机、 各部绞车按规定安设声光信号，且需采用具有短路、过载和漏电保护的127V照明综合保护装置配电。刮板输送机、胶带输送机司机在开启设备时，必须和机尾人员联系好后方能开启设备。1、绞车信号采用声光信号，对拉绞车距离不超过400m。2、采用截面2.5mm2的供电电缆,需要换算截面积。由电网电压127V伏时，电缆的不同芯线截面换算表得：L=250m由变压器二次侧电压133V两相短路电流表得： Id(2)=39A检验：Id(2)/Iz=1.951.5 故供电可靠第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织采用综合作业形式，机掘或炮掘一次成巷，作业方式采用两掘一准。表14 劳动组织表工种出勤人数/人备注六二十合计班长1113随着进度增加，适当增加看转工和运料工。掘进机司机2428掘进工8816运输机司机8816小绞车司机66运料工46414机电维护34310其它3238合计29232981第二节 作 业 循 环1、循环方式：循环方式为班内多循环，循环进度0.8m。2、循环图表：(循环时间：分钟)表15 锚网巷道循环图表(循环时间：分钟)表16 架棚巷道循环图表(循环时间：分钟)第三节 主要技术经济指标 经济技术指标表：表17 锚网巷道经济技术指标序号项 目单位指标序号项 目单位指 标1平均走向m12087月进尺m244.82总工程量m28848平均倾斜长m183.73循环个数个69开工日期年.月2010. 34循环进度m0.810施工期限月185日进尺m9.611雷管消耗个/排236循环率85%12火药消耗Kg/排9.15表18 架棚巷道经济技术指标序号项 目单位指标序号项 目单位指 标1平均走向m12087月进尺m326.42总工程量m28848平均倾斜长m183.73循环个数个89开工日期年.月2010.34循环进度m0.810施工期限月185日进尺m12.811雷管消耗个/架226循环率85%12火药消耗Kg/架8.55第七章 安 全 技 术 措 施第一节 施 工 准 备1、施工前，地质科提前给出开口位置，挂好方向线，严格按方向线施工。2、认真落实“三全一化”安全确认制，做到安全确认的全员性、全过程、全方位、工序化，消除作业过程中作业场所的安全隐患；3、在施工过程中，随时注意观山，注意顶板变化，落实敲帮问顶及找掉工作，防止掉矸、片帮把人砸伤，找掉时，使用长度在2m及以上的专用找掉工具。第二节 一 通 三 防一、通风瓦斯管理：1、掘进工作面采用局扇压入式通风，按规定要求在开工前安装好风机，无风不许开工。风机安装在进风侧，距回风口不小于10m，具体位置由通风区指定。风机安装要求悬挂或垫高距底板300 mm以上，吊挂平稳，风筒逢环必挂。风筒随掘随接，出风口距迎头机掘不超过8m，炮掘不超过5m。2、风筒接头严密，不漏风，无破口（末端20m除外），无反接头，风筒接头要反压边，风机嘴与风机连接处采用铅丝绑牢。3、风筒拐弯处设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。异径风筒接头要用过渡节，先大后小，不准花接。4、风机周围要保持干净，风机与其供风的掘进工作面机电设备必须采用风电闭锁装置，做到风停电停，保证灵敏可靠。5、施工中任何人不得随意停开风机，如因故停电停风时，必须及时将人员撤到有新鲜风流处，恢复供风前，必须由通风区瓦斯检查员检查瓦斯浓度，允许后，方可开风机和开启机电设备。6、根据煤矿安全规程第128条第四款之规定：其他掘进工作面和通风地点正常工作的局部通风机可不配备安装备用局部通风机，但正常工作的局部通风机必须采用三专供电；或正常工作的局部通风机配备安装一台同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。在工作面施工时，必须提前安好双风机双电源进行供风、供电，风机一台使用，一台备用，备用风机必须带电，保证当正在使用的风机出现故障时，能正常投入使用；同时每天每班必须对风机进行“切换试运转”，时间不少于10min，并做好记录。7、局扇司机要求现场交接班，且挂牌上岗。8、所有局部通风工作面供风风筒必须使用风筒卡箍。其中，炮掘工作面迎头4节可不使用风筒卡箍；机掘工作面迎头2节可不使用风筒卡箍；迎头5节风筒以外必须使用钢丝绳吊挂，保证风筒吊挂平、直、顺。风机与风筒连接采用双股8号铅丝摽牢。9、施工中严禁同时敞开两道风门，确保通风系统稳定；当风门发生损坏时，要及时采取措施进行处理，并汇报通风区。10、掘进迎头瓦斯浓度达到10或二氧化碳浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员切断电源进行处理；由瓦检员处理好后，经瓦检员检查好允许时方可开启风机和进行送电工作；掘进工作面内，当体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m范围内必须停止工作，撤出人员到新鲜风流中，切断电源，由瓦斯员及时进行处理。11、瓦斯报警断电仪探头、便携式要使用好特制的小筐按规定悬挂，并随掘随倒。施工中瓦斯报警仪发生报警时，必须立即查明原因，向安全监测科汇报，如瓦斯超限则立即将人员撤到新鲜风流处，由瓦斯员处理好后，经瓦斯员同意后方可开工。12、必须采用抗静电、阻燃风筒。正常工作的局部通风机和备用局部通风机必须按规定安设使用好特制三通，特制三通与主、备通风机连接都必须严密可靠，风筒吊挂保证平直顺。交叉风筒接头的规格：特制三通风筒直径600mm（900mm）；特制三通总长度3.5m；特制三通腿长2m。二、防尘管理：1、运输系统各部机头转载点用好喷雾设施；距工作面迎头50m内安装两道净化水幕。2、炮掘采用湿式打眼，放炮使用好水炮泥和粘土炮泥，放炮前后迎头20m范围内要洒水降尘；3、必须安排人负责冲刷巷道和洒水灭尘，槽口30米内生产班每班冲刷一次，外围所属巷道每周冲刷一次。4、使用掘进机时要用好内外喷雾，内喷压力不小于3MPa,外喷压力不小于1.5MPa。机掘巷道掘进50m范围内，若掘进机无内喷或内喷水压达不到要求时，必须使用除尘风机，并在压入式风筒前端安装旋流器，除尘风机距工作面迎头吸尘口距离不大于40m，风筒采用600mm*5000mm圈骨架可伸缩、抗静电阻燃风筒；使用除尘风机时，除尘风机风筒距迎头距离23m，旋流器出风口距迎头距离不大于8m；使用除尘风机的掘进工作面除尘风机开机与否，压入式风筒及旋流器的吊挂使用都执行上述标准。5、掘进过程中，在迎头以外60200m处吊挂隔爆水槽，水袋个数根据巷道断面积计算：200Lm2，11.76 m2锚网巷道81个，12.6m2锚网巷道84个；10.4m2金拱支架巷道72个，14m2金拱支架巷道96个。水袋容积为30L/个，利用专用吊挂架吊挂在巷道顶板上，水袋高度不得低于1.8m，间距不大于100mm，排距为1.2m-3.0m，封闭巷道全断面。6、加强个人防护，破煤作业时进入工作面迎头人员佩戴好防尘口罩。三、防火管理：1、完善防灭火系统：掘进机转载上配备2台灭火器。使用胶带运输的巷道每隔不超过50m安设一个消防瓦路，并配齐胶管。皮带机头配备两台灭火器、沙箱（容积不小于0.2m3）、专用灭火锹一把。油库、变电所配备沙箱，沙箱容积不小于0.2m3，并配备专用灭火锹两把；灭火器2个（永久变电所配备4个）。2、严格通风管理，保证风量、风速符合安全规程规定要求。3、施工时，要加强顶板管理，预防冒顶事故发生；对有冒高的地点及其它易发火地点，加强监测、检查，发现问题，及时采取有效措施，进行处理。4、及时清扫巷道内堆积的煤尘。5、被检修机电设备洒落油脂浸湿的煤炭，及时清理干净，装到刮板输送机、胶带输送机中运走；严禁将剩油和废油泼洒在巷道内。6、发生自燃火灾预兆时，要立即撤出所在地点和受波及区域的工作人员，并汇报矿业公司调度室。7、发生外因火灾时，现场人员要在确保自身安全的前提下，及时利用现场灭火设施、设备扑救，阻止火灾扩大，并迅速报告公司调度室。8、电器设备着火时，必须先停电，使用灭火器或沙子灭火，严禁直接用水灭火。9、加强对电缆和机电设备的检修，防止出现着火事故。第三节 顶 板1、开口管理。巷道开口处根据施工设计和现场情况确定台棚形式及规格。2、严禁空顶作业，架棚巷道最大控顶距炮掘时为排距加0.2m，机掘时为排距加0.3m；锚网巷道最大控顶距炮掘时为排距加0.3m，机掘时为排距加0.4m。3、坚持敲帮问顶制度，由有经验的老工人操作，并设专人观山。4、每次进入工作面前，班组长必须组织员工对工作现场进行安全检查确认，无安全隐患后方可施工。5、要经常检查巷道施工质量，发现支护质量问题时及时组织处理。6、如遇到断层等地质构造时，根据断层情况采取相应措施进行处理，断层落差大于1.5m时制定专门措施。7、当掘进工作面出现以下情况时，必须停止工作，撤出人员，并及时汇报：（1）顶板来压，支护变形速度骤增时。（2）瓦斯等有害气体超限或局部通风机停风时。（3）工作面有突水征兆时。（4）其它异常情况出现时。第四节 爆 破1、坚持执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。2、在打眼前要先敲帮问顶并找好掉，防止掉矸、片帮伤人。3、装药时不得开溜，迎头刮板输送机必须打零位并闭锁；打眼与装药，装药与连线不得同时进行。4、炮眼封口使用好粘土炮泥和水炮泥；封泥长度要符合煤矿安全规程规定：炮眼深度为0.6m1.0m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；炮眼深度超过1.0m时，封泥长度不小于0.5m；炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。5、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩石时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。6、要在与响炮地点相通以及相邻且间距小于20m所有巷道内截人，截人距离：全煤平巷（下山）掘进：直线段不小于75m，拐一个直角弯不小于50m；全煤上山掘进：直线段不小于100m，拐一个直角弯不小于75m；全岩（半煤岩）平巷（下山）掘进：直线段不小于200m并设遮挡物，拐一个直角弯不小于100m，拐两个直角弯以上不小于75m；全岩（半煤岩）上山掘进：直线段不小于250m并设遮挡物，拐一个直角弯不小于100m。而且响炮地点以里为独头巷道的,巷道内不得有人。7、机掘时，如果顶底板岩石坚硬，严禁盲目硬割，要响好震动炮。 8、放炮前，要用旧输送机胶带、木料等挡好掘进机、电缆、各种管线及其它设备，并将掘进机退到距迎头5m外。9、放炮前后,要对放炮地点20m范围进行洒水灭尘，放炮时使用好喷雾。 10、截人使用好截人警戒牌并戴好截人袖标；放炮后，待炮烟吹散后由班组长、安全员（有瓦斯检查工合格证）与炮工一起进行验炮工作。11、班长要管理好炮机箱子，炮机箱子必须带锁，钥匙由班长负责。12、放炮必须坚持一炮一签的原则。13、炮工离开炮药箱子验炮时，由班长安排背药工看护药箱子。第五节 防 治 水1、2120（1）掘进工作面东部无工程；南部为2120（2）设计工作面：西部、北部为范吕边界煤柱。上覆2190（1）、（2）两个采空区，2190（1）、2190（2）采后涌水量分别为0.03m3/min、0.2m3/min，均无积水空间，对2120（1）不构成影响。东南部斜上方9煤层有2298高水位异常区，突水时最大涌水量达2.87 m3/min，目前尚有0.15 m3/min左右，9-8孔附近的突水点下部存在垂直裂隙导水通道直达K3含水层。工作面内有地面地质孔75-2、范66、865，均已封孔，封孔质量良好；水文观测孔89-2，井下水文观测孔7-7、7-9、7-10、9-2，均已封孔，封孔质量良好。施工中可能会有顶底板裂隙水出现，过断层及破碎带时可能会有水量增大情况。2、工作面排水管路为4寸水管。3、掘进过程中，要坚持预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采的探放水原则。4、掘进施工过程探放水时，要将后路清理干净，保证后路安全畅通。5、巷道施工过程中排水管路必须保持与巷道同步延伸，滞后迎头不超过100m。6、掘进工作面出现透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等异状时）必须停止作业，采取措施，报告矿调度室，如果情况紧急，必须立即发出警报撤出所有受水威胁区域人员。7、每一名现场作业人员都必须熟知避灾路线，一旦遇有险情，要按避灾路线进行撤退。第六节 机 电1、供电设备线路中，各种保护必须齐全、灵敏、可靠。设备放置合理、清洁、整齐、平稳。电缆吊挂必须符合规定，开关、五小电器上铁架。加强设备的检修质量，电器设备实现“三无”，杜绝“失爆” 现象。2、电气设备的保护整定和开关、电缆等设备必须由专职电钳工严格按机电管理组提供的数据值进行调整，任何人不得随意更改。3、每日检修班对移变、照明综保进行检漏试验并上井后填记录。4、接地系统必须完善，接地极、接地线符合规定。严禁使用铝接头连接地线，严禁串联接地。5、处理机电设备、线路故障时，必须切断上级电源、锁好开关，并挂“有人工作，禁止送电”停电牌，处理好后方可送电。严格执行“井下停送电制度”和“谁停电，谁送电”的原则。6、局部通风机供电实行风电闭锁、瓦斯电闭锁。瓦斯监测系统采用本质安全型电源及电器。7、风电闭锁、瓦斯电闭锁停电范围包括掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备。8、安全技术措施：（1）井下机电设备安装、配电、检修等都必须严格执行好井下停送电制度。井下电钳工检修电气设备前，必须用“便携式”检查电气设备附近20米范围内的瓦斯浓度，只有在现场瓦斯浓度在1%以下时，方可作业。人员在停电时，必须挂好自己的停电牌，多人同时停一趟电源线时，必须挂好各自的停电牌，然后再进行验电、放电工作，工作完毕检查电气设备无问题，最后一个摘掉停电牌的人员方可进行试送电1次然后再正常