1600回风上山作业规程.doc

+1600回风上山作业规程第一章 编制依据一、根据煤矿安全规程及上级主管部门有关规定。二、根据四川省核工业地质调查院编制的富源县大河镇金晶煤矿一号井资源储量核实报告编制。 三、结合本矿实际情况进行编制。 第二章、概 况第一节 概 述 一、巷道名称、位置、工程量及相邻关系：1、1600运输上山一采区M7运输上山掘进工作面位于1600水平运输石门北翼，北部为开采井田边缘。工作面拉门子标高为1604m，与1718m回风巷贯通。2、设计工程量：工作面沿煤层倾向掘进，倾角约31，方位角310，整个工程长度222m，工期预计为60天。3、工程时间：2009年6月108月10日。二、巷道布置及用途：用于一采区120701、120702、120703采区运输。三、巷道性质及特殊技术要求，需要重点说明的问题巷道掘送采用25kg工字钢梯形棚支护形式，施工在煤层中掘送，必须按测量给定的中心、腰线施工。第三章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 井上下对照关系水平 、 采区二水平工程名称1600运输上山地面标高+18001885井下标高+16041718地面的相对位置 建筑物、小井及其他该工作面地面位置在井田范围北部，地表为丘陵地带，地面标高在1800+1885m之间，工作面地表为山地、耕地、荒地，无建筑物。工作面西部0.2km为上坡路村。相对位置对掘进巷道的影响该掘进工作面不可能造成地表出现裂隙情况；地面周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。邻近采区水火瓦斯情况对巷道的影响上部是老巷采空区，没有自燃现象，淋头水不大，对本工程影响不大第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤层及其结构煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别稳定性厚度岩性特征顶板直接顶粉砂岩、泥岩稳定底板直接底泥岩稳定 M7煤层位于龙潭组的上部，煤层层位稳定，平均厚度为1.94米属稳定煤层，煤层中部夹二层棕色隐晶质高岭石泥岩夹矸，二者相距0.20.3米，且上细下粗，全区稳定、可采。煤层走向方位在340360之间，倾角在1628之间，煤层顶板多为粉砂质泥岩夹薄层状的菱铁质粉砂岩。二、煤质1、灰分：M7煤层的原煤灰分平均值在1530%。 2、硫分：M7煤层0.19%， 3、M7煤为烟煤，原煤发热量介于27.0032.43MJ/kg。煤层特征情况表指 标参 数备 注煤层厚度（最大最小）1.82.3m煤层倾角（最大最小）1628煤层硬度F中等煤层节理（发育程度）性脆易碎，质地松软自然发火期容易自燃绝对瓦斯涌出量2.06（m3/min）相对瓦斯涌出量 14.88(m3/T)煤尘爆炸指数有爆炸性地温地温正常 第三节 地质构造矿区地层呈单斜构造，走向大致为北西向，倾角2545之间，一般32。矿区内断裂构造发育，对开采影响较大主干断裂由北向南贯穿整个矿区。巷道过断层处加强顶板管理，采用特殊支护。主要断层特征表断层编号走向长度（米）断层产状断 层性 质落 差（米）控制程度备 注倾向倾 角（度）F1E61逆800基本可靠井田边界断层F2W56逆60120基本可靠影响所有断层F3NE71正20基本可靠影响所有断层F4NW69正10基本可靠影响所有断层F5NS81正160200基本可靠影响所有断层F6NE76正10基本可靠影响所有断层F7SE72正10基本可靠影响所有断层 第四节 水文地质1、矿区最低侵蚀基准面位于铜长河，标高1705m。井田内的含水层主要以卡以头组、长兴组和龙潭组中的粉砂岩、细砂岩及煤层，含裂隙水及孔隙水。其中主要涌水量来自裂隙水，矿区总的地形呈四周高、中间低，中部有铜长河。2、矿井沿露头一带浅部有老窑，现在已停产，开采情况、涌水量、积水无从调查。所以要注意老窑积水、大气降水与老窑采空区的水利联系。巷道接近老窑开采范围时制定安全技术措施，预防采空区冒落引发老窑透水事故。3、水文地质条件属于以裂隙水充水为主的简单类型。4、矿井涌水量预测：预计矿井正常涌水量40m3/h，最大涌水量为90m3/h。5、坚持“预测预报、先探后掘、先探后采、先治后采”的原则，探放水按矿编制的探放水措施执行。综 合 柱 状 图层 次柱 状厚度(m)岩 性 特 征13.83上下为炭质粘土岩，中间有煤灰色中厚层粉砂岩及少量粘土岩214.29341.0黑色半亮型煤，粉状-块状，深灰、灰黑色薄-中厚层粉砂岩、粉砂岩粘土岩为主，局部夹细砂岩、夹三层煤线39.14522.92深灰、灰绿色粘土岩为主，局部夹少量粉砂岩，底部有0.45、0.25厚二层煤线第五节 矿井瓦斯根据2008年煤矿瓦斯鉴定实测资料,该矿瓦斯相对涌出量为14.88 m3/t，绝对瓦斯涌出量2.06m3/min属于高瓦斯矿井。第六节 煤 尘根据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年9月17日提交的煤尘爆炸性鉴定报告：M7煤样煤尘有爆炸性。第七节 煤的自燃性根据江西煤矿矿用安全产品检验中心2005年9月17日提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，鉴定为容易自燃煤层。第四章 巷道布置及说明 第一节 巷道布置1、1600运输上山在M7号煤层中掘送，按310方位角，31坡度掘进，为120701、120702、120703三个采区服务，在1600顺槽起上山，与1725回风巷贯通。前进时要打超前钻，打30米探眼前进20米巷道，以确保安全施工。 2、巷道施工必须严格按测量人员标定的中心、腰线施工。3、每架棚棚距（按棚梁或棚腿中心量取）不得超过0.6m，帮、顶要用铁丝网或木板刹严，空顶或空帮要接牢木垛。4、第二节 支护设计1、1600回风上山在煤层使用梯形棚支护，棚梁、棚腿用25kg工字钢。采用净宽1.6m的棚梁，2.2m的棚腿，棚净高2.0m规格尺寸。使用荒断面5.5m2，净断面4.2m2。二 遇构造带、煤岩交界处、煤岩破碎、构造面、断层，根据实际情况加密锚杆或挂网。选择锚杆长度为1800mm锚杆为螺纹钢，直径为16mm锚杆间排距为800800mm金属网 12#铁线，网格尺寸exi=5050mm、网宽1000mm铁托盘尺寸 1501506mm。巷道采用锚杆支护，岩石稳定可只打锚杆。第三节 支护工艺一 锚网巷道施工顺序：安全检查敲帮问顶打眼放炮临时支护出货施工锚杆眼安装锚杆拆除临时支护收尾整理工程质量。二、 安装锚杆：1、打锚杆眼 （1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具撬落浮石、危石，确认安全后方可进行工作，打锚杆人员必须站在临时支护下进行作业。 （2）打眼前要根据巷道中心，检查巷道断面是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。 （3）打锚杆眼使用锚杆机，使用锚杆机打眼时要先开水，后开风，停锚杆机时要先停风，后停水。 （4）打锚杆眼时应与岩壁尽量垂直，夹角不小于75，打到比锚杆的设计尺寸少100mm，锚杆外露长度小于100mm，打完眼后，要用压风或压力水把眼内的集水，岩粉清理干净。 2、安装锚杆 （1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼到设计要求为止。 （2）安装锚杆时，将每眼装锚固剂3个推入孔底，随后插入锚杆，此时安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌30s后，卸下风锚机，待5min后方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用手扳拧紧。 （3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平，先用手镐找平后再安装锚杆。3. 铺设锚网(1)铺设锚网时, 先把螺母和托板拧下来,把锚网紧贴岩壁,锚网搭接100mm,连接200mm,然后把螺母和托板拧紧。(2) 铺设金属网：所铺铁丝网网与网之间用铁丝连接，每隔0.3米连接一处，锚网支护与掘进工作面的距离不得超过5米。(3) 紧固锚杆：使托盘压紧岩面，锚杆具有较大的预拉力，最后扳手拧紧锚杆，确保锚杆的托板紧贴顶板 。 4、 临时超前支护采用DM20300/90单体液压支柱配4米长规格为12 kg/m的钢梁做临时支护，沿倾向架设2排，2排钢梁上用50 mm厚2.4米长木板拼严护牢顶板。同时在架设临时支护过程中，必须加强敲帮问顶工作，严防顶板脱落伤人事故发生。断 面 锚 网地点断面锚杆标号喷浆强度2801运输下山荒m2净m2种类长度m锚深m眼距配合比喷厚顶眼帮眼水泥砂子石子顶m帮m纵横纵横6.0螺纹钢锚杆1.81.70.80.8附图规格 S=1:50说明：1、巷道坡度030”。2、巷道宽（毛）2.5m，高2.0m。3、水沟下宽0.2米 上宽0.3米 高0.2米。 锚网断面展开图1：50300800 800 800 800 800 800 800 800 3008002400800锚杆8001500锚杆锚盘木锚盘20200400铁锚盘20150150说明：锚杆必须使用木锚盘。规格 1：50第五章 施工工艺 第一节 确定施工方法及顺序1、本区2801运输下山沿煤层倾向掘送80米。待2801回采下山掘送80米，施工联络巷贯通形成回风系统，施工28012运输巷。2、巷道施工均采用炮掘的掘进方法。因煤层较薄，需打1.0米左右的底板，不能破顶板。3、2801运输下山施工采用锚杆支护，临时支护在放炮后要及时到位，钢梁上使用50mm以上木板拼严护牢顶板。4、巷道内开拉门子必须按测量人员给定的位置进行拉门子工作，拉门子施工前必须撤出拉门子以里所有作业人员到拉门子口以外安全地点后再进行其它工作。5、拉门子5.0米内，采用风镐前进，煤层有夹石或岩石拉门子可采用浅打眼放小炮掘进，单孔装药不大于0.15kg，分装分放一次放炮总装药量不大于0.6kg。拉门子必须在拉门子口5.0米范围加打锚杆、加强支护，满足安全生产要求后再拉门子。锚杆距不能大于600mm600mm。第二节 、 打眼方式1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘送。2、 用GMZ1.2型煤电钻打眼，煤电钻电压127V。 第三节 爆破作业 爆破条件爆破条件及指标锚网或锚网巷道巷道掘进断面6.0掏槽方式斜眼掏槽每次钻眼深度1.210炮眼个数/个11炸药额定消耗量/（/m）4.5每循环炸药消耗量/公斤4.5每循环雷管消耗量/个11循环进尺/m1.0每循环岩煤实体/m36.0硬度系数 f23炸药种类硝氨类炸药雷管种类瞬发电雷管炮眼利用率 100%炮泥种类黄泥瓦斯情况（m3/min）020 第四节 装载与运输 一 工作面爆破落煤，煤炭用0.8吨矿车沿运输下山提升到+1050车场，经暗主井运至地面。二 运输系统见运输系统图第五节 管路及轨道铺设一 工作面铺设12KW轨道。二 风筒吊挂在巷道一侧 ， 水管铺设在巷道顶板中间位置;缆线铺设在巷道行人侧， 离底板1.8米以上靠帮吊挂 管路及轨道铺设方式表序 号名 称规格型号单 位数 量（m）吊挂方式与工作面距离m轨枕间距m轨面高低差m轨道接头间隙m1轨道12mm1000.70.0050.0052风筒500mmm120顶板吊 挂4m3风管12寸寸600顶板吊 挂紧跟工作面4水管13m600顶板吊 挂紧跟工作面5缆线m600帮吊挂5m 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备表序 号设 备 及工具名称规格型号单 位数 量备 注1锚杆钻机QT120C2台12电 话HBZ(G)-1AJ部13煤电钻GMZ1.2台1（四）爆破说明书规格：1：50 单位：mm3000200654900732000218008910 11100030001001200200120010002009001000900200爆破顺序炮眼号眼 深m角 度装 药 量kg计kg垂直水平121.29070240.151.2371.09075250.151.58111.07575340.151.8计114.5炮眼总长度11.4米炮眼总个数11个爆破进度1.0米每循环火药耗量4.5公斤平均每米火药消耗量4.5公斤每循环雷管消耗量11个平均每米雷管消耗量11个装药结构示意图锚网断面装药结构掏槽眼辅助眼底眼锚网拱形断面装药结构掏槽眼辅助眼、底眼注：当掏槽眼封泥达不到要求时可适当加深封泥达到规程图例要求。药 卷水 炮 泥大于500mm炮 泥雷 管第六章、生产系统第一节、通风一、2801运输下山掘进期间通风设计1、采用压入式通风方式，用YBT52-2型功率11kw局部通风机为工作面供风。2、局部通风机设在1050顺槽距回风口处不小于10米的入风巷道内有独立通风系统的巷道中；监测分站，设在入风侧，工作面甲烷传感器设在距工作面35米处，回风甲烷传感器设在距分层口以里1015米处。3、风筒选用抗静电阻燃风筒，正面延接靠帮、靠顶吊挂。二、凹河煤矿属于高瓦斯矿井，三专两闭锁齐全，必须灵敏可靠。三、2801运输下山需风量计算 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算根据预测，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.89 m3/minQ掘100q掘kd式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/s；q采掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/s；kd掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd=1.8。故 Q掘1000.891.8160.2m3/min=2.67(m3/s) 按炸药使用量计算Q掘=25A掘=254.5 =112.5 m3/min =1.875m3/s式中：A掘炮掘工作面一次放炮的炸药用量，取4.5kg。 按局部通风机吸风量计算YBT52-2型11KW局部通风机，风量4.0-2.17 m3/s,全压400-3600Pa。Q掘QfIkf式中Qf：掘进工作面局部通风机最大吸风量，Qf=4.0m3/s；I：掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf：为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.34。故 Q掘4.011.34=5.36(m3/s) 按工作面工作人员数量计算Q采4N=410=40 m3/min=0.67 m3/s式中: N工作面最大班出勤人数，取10人。通过以上计算取Q掘6.3(m3/s) 风量验算按风速验算0.25SjQ掘4Sj，则 0.25Sj0.255.21.3 (m3/s)Q掘4Sj45.220.8(m3/s)Q掘故 Q掘5.36m3/s满足要求。 (附图：通风系统示意图)。第二节压风地面有压风管路铺设到工作面,工作面压风管路为2寸胶管至工作面所需压风处。第三节 瓦斯防治1工作面设置瓦斯监测分站,工作面及回风流中设置瓦斯监测探头,瓦斯超限停止作业,撤出人员。2采区供风实行三专两闭锁。3保证工作面有足够的风量能有效的冲淡和排出瓦斯与有害气体。4瓦检工必须携带便携式光学甲烷检测仪，要跟班检查,做到井下交接班,并填好记录,发现瓦斯超限及时撤人并汇报调度,要求瓦检工每班至少巡回检查三次,不得出现空班、漏检或假检。5人员入井必须按规定携带自救器,并由班组长携带便携式瓦斯检定仪。6管理人员下井必须携带便携式甲烷检测仪上岗作业。第四节综合防尘1工作面打眼时要戴防尘口罩,放炮前后洒水降尘,放炮使用水炮泥。2采区通过静压水管路,在顺槽口,集中上山等易产生煤尘地点设置喷雾洒水装置。3 做好自身的防尘保护等。 第五节防灭火1采区内巷道的电器设备实现”三无”杜绝”失爆”，。2及时清理巷道的杂物,确保通风畅通。3区内设置洒水系统。4采区风筒使用阻燃风筒,水管及风管。5及时监测老空区及工作面有害气体情况,有异常情况及时汇报调度。6每人必须佩带隔离式自救器。7发生火灾事故时,必须按避灾路线及时撤人到安全地点,有关人员必须及时采取措施防止火灾蔓延。第六节安全监控1为加强工作面瓦斯管理,采区设置瓦斯监测分站,并配置瓦斯传感器。2要求在距工作面35米处设置一台瓦斯传感器,要求位于巷道悬挂风筒的另一侧,且距顶板不大于0.2米,距巷帮不小于0.3米处,其断电值为1.5%(CH4)；在掘进巷道回风石门以里1015米处，距顶板不大于0.2米，距巷帮不大于0.3米处，设置一台瓦斯传感器，其断电值为1%（CH4）。3、断电范围：当巷道内瓦斯超限时，切断巷道内全部非本安型电器设备电源；当瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工对联锁开关送电，严禁联锁开关自动恢复送电。供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的电源侧。4、每班队干部，值班段长，电工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。第七节、机电井下局扇和绞车选择电压等级为380V，风机开关为QC83-80，低压总开关为DW80-350。局扇5.52 KW。选用16平方毫米。设备情况：风机5.5KW4台，额定电流6.45A，选用16平方毫米电缆。1、风机总开关DW80-350馈电开关，所带设备为2台5.5KW风机。2、动力总开关，DW80-350馈电开关。第八节：排水1、根据地质提供的资料，工作面涌水主要是老巷积水，顶板裂隙水，采空区积水，但不影响正常的生产，特殊情况在探放老巷水时必须控制探眼数量，从而控制流水量，以防冲毁巷道支架，造成窝水事故。2、挖好排水沟，将水引至临时水仓用水泵排出。第九节、运输一、运煤系统工作面装0.8T矿车2801运输下山1050车场运输上山暗斜井经副平硐运到地面2、材料设备运输系统地面料场 副平硐 暗斜井 运输上山 1050车场 2801运输下山 工作面3、人员行走路线：由地面 副平硐 暗斜井 运输下山 1050车场2801运输下山工作面第十节、照明、通信和信号井下掘进工作面通过井口调度与绞车房、料场、配电室等地点用电话联系，通过通讯电缆敷设到井下各地点。（附图：通信系统示意图）。瓦斯探头在工作面位置示意图 上1015m35m DD工作面山图 例D探头信号线回风线路风筒配电系统图瓦斯断电仪风机电源来自地面变压器QC83QC83QC83DW808080JD 11KW11KW KW传感器 动力电来自地面变压器 DW QC8380 QC83-80QC83-80 JD22KW 11KW 30KW注：1、总开关型号：DW350 ，数量2台。2、风机开关型号：QC8380，数量3台，其中1台备用。3、JD继电开关型号：JD数量2台。 4、 瓦斯断电仪， 数量1台。 5、探头， 数量2台。 第七章、劳动组织与主要技术经济指标第一节、劳动组织1、劳动组织：各工种各班人员配备（附图：劳动组织表）。2、作业方式：队组实行“三八”工作制，三个班正常生产，出勤率为85%以上。3、每个班3个正规循环，循环进尺锚网支护0.8M，正规循环为100%，架棚支护1.0M，正规循环率为100%。4、严格执行交接班制度。、各班值班队长必须认真组织，并严格执行交接班制度。、各班组必须由值班队长统一领工，做到集体入井，集体收工，集体升井。、各班入井前，必须由值班队长主持召开班前会。根据上一班的井下工作面情况，针对性地进行生产工作安排，班前会要准时，简明，完毕后按要求及时入井。、进入作业地点后，必须与上班交接好，交不清不能走。、每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准施工，在本班内保质保量按时完成额定工作量，并在班末认真填写计录，与下一班认真交接签字。、交班人员必须将当班安全生产情况，遗留工作和存在问题，以及交接班后注意事项交接清楚。、交班人员对本班内能够处理的问题必须在交接班前解决。、凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收，对于交接过程中的发现影响生产的问题，交接双方必须共同处理，确保当班按时进入正常生产状态。、接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查，接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。、交接双方将交接的现场交接接清楚后，共同交接完毕，交班人员方可离开现场，收工升井。（11）、交接双方队长要互相协调，发现问题及时汇报值班矿长，并按值班矿长提出的意见执行。劳动组织图表 序号工 种班次在册人数出勤人数备注一斑二班三班1安全员31112瓦检员31113绞车司机31114打眼工62225爆破工31116出货工62227维修工31118其它62229班长311110打锚杆622211合计42141414第二节 循环作业 工序顺序班次工序时间（分）工序名称工循环作业图表备注序所需时间(分)一班二班（同一班）三班（同二班）891011121314151617181920212223123456781准备202敲帮问顶203打眼604联线205放炮206敲帮问顶207支护608出货20910第三节 主要经济技术指标锚网巷道序号项 目单 位指 标备 注1工作面长度m802巷道毛断面6.03在册人数人424出勤人数人395出勤率936循环进尺m1.07日进尺m3.38月进尺人1009循环率10010单位材料定额11炸药定额/m4.512雷管定额个/m1113锚固剂消耗个/月80014锚杆消耗根/月40015第八章 安全技术措施第一节：一通三防一、通风瓦斯管理1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。2、局部通风机必须由指定人员负责管理。配有专职瓦检工，局部通风机由专职瓦检工负责管理。 3、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90度的应设弯头，一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补或更换，风筒百米漏风率应控制在10%以内。4、风筒出口到工作面的距离，在保证不积存瓦斯及吹散炮烟前提下，煤巷不超4m。5、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。6、风筒的安装使用必须符合下列标准：、风筒无破口，末端两节除外。、风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。、风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于90度）。异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。、局部通风机出口全风压通风区段风筒设三通，平时捆严，排瓦斯时用来控制风量。7、局部通风机必须实行“三专两闭锁”。8、局部通风机不得随意停开，如遇突然停风，人员要及时撤至风机以外的安全地点，并设置栅栏、揭示警标，严禁人员入内，机电工锁动力总开关。恢复正常时，首先由瓦检工按规定排瓦斯，并检查瓦斯浓度无问题后再进入工作地点。排放瓦斯时严格按煤矿安全规程执行。9、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出风口这一段巷道中的风流。掘进工作面瓦斯浓度达到2%，体积大于0.5m的空间，为掘进工作面局部瓦斯积聚。其20m范围内必须停止机器运转，切断电源，除处理瓦斯工作外，禁止进行其他工作。10、掘进无计划停电、停风的地点，盲巷可以不进行封闭，但必须切断电源，在盲巷口设置栅栏、揭示警标，由专职瓦检工或爆破工在盲巷口新鲜风流中看守，任何人不得进入停风区，看守人员必须现场交接班。11、掘进工作面必须安设断电仪，一台监视工作面瓦斯变化情况，另一台监视回风瓦斯变化情况。当瓦斯浓度达到1.0%，必须切断工作面及盲巷内全部设备的电源。12、通风机以里所有电气设备的电源，必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁。13、停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中并设置栅栏.揭示警标，送风排瓦斯必须由通风人员进行，严禁“一风吹”，严格按排放瓦斯规定执行。瓦斯排完后，必须经瓦检工同意后才能送电。14、分别在工作面5m和回风巷口以里10-15m内安设瓦斯断电仪。15、人人爱护通风设施，不得随意移动瓦斯监测探头。发现损坏，及时汇报通风部门处理。16、井下严禁明火。不许用电焊、气焊、喷灯焊，如确实生产需要，要编制措施方可作业。17、电气设备严禁失爆，以免造成瓦斯和火灾事故。电气设备附近要有灭火设备，如灭火器、砂箱、石粉等二、综合防尘。1、掘进工作面必须有完善的洒水系统，爆破前后煤（岩）工作面必须洒水 。2、爆破时必须使用水炮泥。第二节、顶 板1、开工前，班长和瓦检工先检查工作面顶板情况，确认无问题后方可施工。2、严格执行：“敲帮问顶”制度（工作面必须配备镐、撬棍等敲帮问顶工具），仔细检查顶帮围岩情况，处理净活矸、危石，确保施工安全。3、严禁空顶作业，必须在有正式支护或临时支护下打眼，锚杆眼的方向、角度原则上应与岩石的层理面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向与巷道周边垂直。4、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、川皮锚杆等不合格锚杆时必须及时补打。5、发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、网包增多、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。6、处理冒顶区段，队长、班长、瓦斯工必须现场指挥，抽调至少2人以上的老工人配套作业，1人工作、1人监视顶板，发现有跨落流矸、片帮预兆时，要将人员立即撤至安全地点。7、冒落高度在1米以上时，构顶前先检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。8、处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽柱，戴帽柱每排3根，防止冒顶区域的扩大。9、处理冒顶地区，首先用2.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶帮活矸，顶板处理好后，及时支设戴帽柱临时维护顶板，如可以打锚杆时由外向里逐排补打，如架棚时由外向里逐架支护，用木半、板皮挑顶维护。10、施工中要有专人监护顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。11、处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停工撤人，先组织排放瓦斯。12、如遇顶板有淋头水，停止作业汇报矿长，经技术人员检查无问题后，方可施工。加强顶板管理，在顶板淋水段必须缩小锚杆排距为600mm。如发现顶板压力大，顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作人员，待顶板稳定后，由外向里进行施工。13、锚网 掘进安全技术措施 （1）巷道均采用锚杆、锚网或砌碹支护。（2）锚杆、锚网支护锚杆为16mm镙纹钢，长为1.8米，锚杆间排距为0.80.8米。（3）打注锚杆使用锚固药卷，打注3个眼时每孔用2个药卷；锚杆锚固力不低于5吨。（4）金属网必须拉开拉直紧贴煤壁，网与网之间要用12号铁线联接好接扣间距200mm，连接处压茬为0.1米。（5）锚网采用的铁盘尺寸为1501506mm。（6）金属网铺设平整，铁托盘上用木托盘压严压紧。（7）在打注锚杆，铺网上托盘前工作面如有浮煤必须及时处理，以确保安全。打注锚杆、铺网时必须有专人监护顶板情况，发现异常及时通知作业人员撤离工作面。（8）工作面采用锚杆支护时，采用戴帽顶柱做临时支护。（9）如果顶板极其破碎，顶板压力大，过断层，应及时加密锚杆或挂网，确保施工安全和巷道稳定。（10）巷道掘送放炮时，需分装分放。（11）巷道施工出现冒顶时，严禁大量放货，必须用排杆子排顶棚距缩小为0.5米，防止冒顶面积及高度扩大。（12）施工出现冒顶时，必须用木垛接顶，接顶前要备足木料，认真观察顶板安全情况，待确认顶板安全稳定后方准进行接顶工作，接顶时必须设有专人监护，发现异常立即通知施工人员撤到安全地点，待顶板稳定后再继续施工。 第三节、爆破一、井下放炮、1、井下爆破严格执行煤矿安全规程第三百一十五条-第三百四十六条有关规定。2、爆破严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”及爆破停电、撤人制度。3、爆破15min后，班组长、爆破工、瓦检工同时进入工作面，检查通风瓦斯、顶板、有无瞎炮等异常情况，无问题后方可恢复生产。4、爆破母线连接、检查线路和通电工作必须由爆破工一人操作。排除母线故障可采用导通法，不得采用短路法进行试验，特别严禁在盲巷内采用短路法试验母线。5、装药时应注意以下事项：、装药前，必须将炮眼内煤粉掏净。、堵炮泥时不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。、每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉炸药卷，装雷管的药卷必须装在第一位置，不准装盖药或垫药。6、封堵炮眼时必须按规定使用水炮泥。7、不准放糊炮和利用残眼装药爆破。8、采掘工作面必须有洒水消尘设备，并严格执行爆破有后20m范围内洒水、消尘制度，无水或无水炮泥时不准装药爆破。9、爆破母线要由爆破工亲自连接，爆破前应检查全部网路有无断线、短路、接地，检查确认无问题后方可爆破。如拒爆，由爆破工检查线路、查找原因，其他人员不准检查，更不得进入警戒区内。10、炮眼深度小于0.6m，不得装药爆破。如遇拉底、刷帮、挑顶、爆破大块矸时，必须采取以下安全措施：、浅眼每眼装药量不得超过100g，眼数不超过10个。、炮孔要用土炮泥封满填实。、爆破前要在爆破点20m范围内洒水，并检查瓦斯浓度小于1%时方可起爆。、维护好爆破地点10m范围内的支架及各种设施。11、爆破如遇瞎炮，执行如下措施：、由于连线不良造成拒爆，可重新连线起爆。、在拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷，或从起爆药卷中拉出电雷管。，不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查爆落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 12、必须执行远距离放炮，躲炮要大于距离300米。二、贯通措施1、贯通前20m由技术人员下达贯通通知书，并标定透口位置。2、必须保证贯通与被贯通巷道正常通风，每次放炮前必须撤出被贯通巷道以里的所有人员。3、首次爆破前必须检查工作面和予透位置巷道的瓦斯浓度，当两头瓦斯浓度都在1%以下时，才可装药放炮。4、每次爆破前，跟班队长必须派专人在通往贯通侧的各通路口，在爆破安全距离以外有掩所的安全地点放好警戒。每个警戒点设警戒人员2名，一人放警戒确保无问题时，另一人返回通知已放好警戒。只有每个警戒点人员都通知后，才能装药爆破。各警戒员只有接到撤除警戒的通知后，才能离开。5、贯通相距10m时执行“探三进一”的施工方法，探眼打在巷道中部，上、中、下各打一个探眼，探眼内严禁装药，爆破前用炮泥充填。6、贯通相距5m时，必须在透口处补打锚杆加强维护顶板。7、探眼探透后，采用多打眼、少装药、小型爆破的方式贯通。永久支护紧跟工作面，够一排锚杆距离打一排。8、爆破严格执行“一炮三检”和“ 三人联锁放炮”制度。第四节、防治水根据地质资料，工作面涌水量主要以大气降水、老窑积水、地下水、断层水为主，掘进中必须执行以下措施：1、探放水要严格执行煤矿安全规程第二百八十五条第二百九十四条的规定。2、严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘”的原则。3、探巷期间，若钻孔有水流出，不准将钻杆拨出，用木楔将钻杆与探眼挤住，停止工作，撤出工作人员，立即汇报调度室。4、探巷期间及掘进时，发现探眼中有水渗出，煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋头水加大、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须立即停止工作面，采取措施，撤出工作面所有人员，及时汇报调度室。第五节、机电一、一般规定1、采区所有电气设备排列有序，线路悬挂符合要求。2、漏电保护每天试验一次，各类联锁必须班班检查，发现问题及时处理。3、井下隔爆电气设备 要完好，杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头、破口和失爆。4、严禁带电检修或搬迁电气设备、电缆、电线。5、机电设备检修时，必须切断电源，闭锁开关，并挂停电牌，严格执行停送电制度。6、检修好后需送电时，送电人员确认无人在电气线路上工作时方可送电。7、其他执行机电维护操作规定中有关规定。8、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新装护罩或遮栏等防护设施。9手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。10、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。11、存在问题的电气设备及小电器不得下井使用。12电气设备的隔爆处壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。 13、井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火、明电照明。14、工作面电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外。15、电气设备必须使用综合保护开关、风电闭锁等安全保护装置；自动停电时，待查明原因，确认无误后再人工送电。16、各机械设备必须定期按时进行注油、检查、维修，以保证设备良好运行。17、电气设备与道轨之间的安全间隙不得小于0.7m。18、电修工必须经过专门培训学习，并经考试合格，持证上岗。第六节、运输一、用人力推车、绞车提升运输。1、司机必须经过专业培训，考试合格，并取得操作合格证后，方可持证上岗。2、严格执行操作标准，坚守工作岗位，注意力集中，班中不许睡觉。随时听候把钩人员信号，停开绞车。3、绞车信号必须齐全、灵敏、可靠、无信号或信号不清楚严禁开绞车。4、严禁蹬车，做到“行车不行人，行人不行车”。5、绞车附近严禁堆放任何材料。第七节 “四位一体”综合防突措施(一) 突出性预测采用钻屑指标法进行突出性预测,测定最大钻屑量（Smax）及钻屑解吸指标K1值。用防突钻机在工作面迎头打3个预测孔，中间孔布置在巷道中心线位置，两帮钻孔分别布置在距侧帮各0.4m处，每个钻孔孔深810m，帮孔终孔位置必须超过巷道轮廓线24m。钻孔布置参数表钻孔编号水平角（与侧帮夹角）垂直角孔深孔径123010m4220010m42323010m42每打1m钻孔测定1次钻屑量（S），每隔2m测定1次钻屑解吸指标K1值。当最大钻屑量（Smax）6/m及钻屑解吸指标K10.5时，该工作面定为无突出危险性工作面；最大钻屑量（Smax）6/m或钻屑解吸指标K10.5时，则该工作面定为有突出危险性工作面。预测钻孔布置示意图(二) 防突措施当预测该工作面有突出危险性时，则采用ZL-380坑道钻机施工大直径超前排放钻孔，对前方煤体内瓦斯进行卸压及排放瓦斯，每循环布置钻孔9个，钻孔直径为65或75，每个钻孔孔深不得小于20m，前方超前保护距离不少于5m，侧帮保护距离为24m。大直径超前钻孔布置参数表钻孔编号水平角（与侧帮夹角）垂直角孔深孔径1、4、710320m753、6、910020m7525020m755、80020m75大直径超前钻孔布置示意图（三）防突措施效果检验采用钻屑法对防突措施进行效