11121工作面采用掩护支架作业规程

11121工作面采用掩护支架作业规程11121工作面回采作业规程第一章概况1、工作面位置与地面对应关系11121工作面位于凉水沟第一水平，本工作面主采C12煤层。工作面运输巷标高1490水平，工作面西端为工作面切眼，北端为11121工作面上部而末采区域,南端为下部末开采部分,东端为工作面前进方向运输巷总长180米，工作面回风巷全长230米，工作面平均走向长约200米。工作面对应地表为山坡地,对应地面是农作物旱地，对应地表位置无建筑物、河流、公路等公共设施，地形为高山陡坡，山形走向与地层走向基本一致，煤系地层分布于糟谷陡坡地带，第四系覆盖较少，回采塌陷范围内无建筑物和构筑物及地表水体。2、煤层结构及赋存情况据工作面内的巷道揭露，工作面范围内为一单斜构造，断层、皱褶不发育，构造简单。岩层产状为倾向8587，平均85，局部地层倒转。C12煤层位于龙潭组上部，煤层厚度矿较稳定，煤层结构单一，煤层厚0133米，一般为26米，煤层赋存稳定。顶底板较稳定，顶板为泥质粉砂岩,泥质结构，底板为粉砂岩,顶底板岩性相对较稳定。3、水文地质情况本矿文地质简单，可采煤层不受承压含水层影响，现有开采范围也不受老窖的影响，工作面在回采过程中将以渗水为主，局部地段可能出现小股涌水现象。预计涌水量23M3/H，对工作面的正常回采影响不大。4、瓦斯、煤尘及自燃发火情况1（1）瓦斯本矿属高瓦斯矿井，根据2008年度瓦斯等级鉴定,其绝对瓦斯涌出量为325M3/MIN,相对瓦斯涌出量为3656M3/T。因此，本工作面回采必须加强瓦斯检查和通风管理。本工作面绝对瓦斯涌出量预测为04M3/MIN。本矿C12煤层未采动过，未发生过煤与瓦斯突出现象及瓦斯突出预兆，现有的开采水平其它煤层也未发生过煤与瓦斯突出预兆现象及瓦斯突出预兆，但矿井按突出矿井管理。（2）煤尘煤尘有爆炸危险性；（3）自然发火期C12煤层属二类自燃煤层，C12煤层具有爆炸危险性煤层。5、地温情况区内无地温异常现象，属地温正常矿井。6、工作面布置图（附后）第二章、采煤方法及回采工艺一、采煤方法的选择及采高的确定1、采煤方法的选择因本工作面煤层倾在8587，平均倾角达85，煤层厚1233米，选择伪倾斜走向柔性掩护支架采煤法。由西向东推进，采用后退式采煤，每循环采深08，即沿工作面走向进度189。因安全需要，在工作面推进过程中施工辅助安全联络上山，进行分段采煤法回采。2、采煤工艺工艺流程安架打眼装药爆破攉煤安溜槽支柱放架回撤巷道支架2工作面布切眼后卧地沟安架（支架接长形成回风巷超前支护），工作面爆破落煤、破矸，人工攉煤，工作面煤矸采用搪瓷溜槽自溜运煤，风巷架头安架与架尾撤架循环往复，运输巷采用刮板输送机运输。二、采煤工作面支护根据煤厚选用宽为20M多边型掩护支架，支架为11号工字钢制作，采用单体液压支柱沿伪斜工作面架设一行控架撑柱控制掩护支架，柱距不大于25M。单体液压支柱额定载荷为240KN。初撑大于90KN，乳化液泵站给定压力不小于18MPA，保证单体支柱有足够的初撑力，做到支护有效。单体液压支柱相对工作面伪倾斜方向要有3050迎山角，相对掩护支架也要对山有劲。单体液压支柱必须采取防倒柱措施，单体液压支柱必须用6MM的钢丝绳或牢固的绳索栓在多边型掩护支架上。单体支柱必须挖柱窝，柱窝深度不小于200MM，支柱严禁架在浮煤浮矸上。1、采场布置工作面从11121运输巷通到回风巷，采用柔性掩护支架隔离工作面与采空区，工作面伪斜布置，伪斜坡度230260（以煤炭自溜的最小坡度为准，工作面整体坡度一致）。2、掩护支架工作状态、支架钢梁的梁端跨度线与煤层顶底板法线成3050迎山角。33、两巷超前支护，采面上、下出口20范围内采用单体支柱与铰接梁抬棚支护，其中回风巷距煤壁前10为双排，后10为单排，运输巷均为双排，（当矿压显现突出的地段必须采用梁与液压支柱抬棚支护，抬棚为一梁三柱）三、顶板管理全部垮落法管理采空区，两巷回棚放顶，工作面回采放架，让顶板自然垮落充填采空区，工作面架头平架子段必须超前工作面上端出口810米。工作面采用多边形柔软掩护支架下宽为20M配合单体液压支柱控顶,工作面采用人工回架,使用5吨拔柱器拉出掩护支架安架1因工作面切眼与工作面回风巷宽度达3米，大于多边形支架的宽度，不需开帮扩巷，安架前必须卧地沟,地沟规格上宽1M,下宽04M,深06M地沟超前于掩架架头不少于10M，开始安架时必须采用防倾倒的措施固定好架子。2每循环在11121风巷中顺架头处采用掩护支架配合钢丝绳用夹板、螺丝拧固成整体钢丝绳为28MM,长度20M/根,为防止松捻两端封头不少于01M。3安架时,掩护支架长腿端抬高靠顶板,短腿端放矮沿底板铺设,相邻两架支架间的工字钢槽内放置挡板并撞紧（挡板厚度为50，宽度一致为170，根据架子边长有300、400、600三种）,相邻两支架的间距为017M偏差不得超过30MM4钢丝绳搭接长度两个端头卡子之间的距离不少于20M搭接处留4空绳头长度0205M,搭头用5个绳卡卡紧,相邻两根钢丝绳接头错开不得少于2M。5掩架安好后应及时回拆巷道内架头老塘侧的支架,但必须保持架头距回拆支架切顶线处的支护有效,切顶线老塘侧的掩架压实厚度不得少于20M,遇淋水或窜矸严重时,应适当延长平架空架长度同时,平架空头段架背至原支架顶梁高度不低于08M6工作面上出口巷道内架头平架长度不得少于8M架尾平架长度不少于5米。2放架工作面随采煤放架,采面每次落煤或攉煤35M就必须下放掩护支架工作面空间高度要求放架后不高于16M,不低于12M控架支柱间距为25米,根据现场实际情况打成斜撑或立柱但必须对掩护支架控架有效，过断层或围岩破碎时必须加密支柱。顶板暴露高度垂直于伪倾斜线达到16M以上时,必须加打护顶支柱若顶板破碎时,尽量减少顶板的暴露面积并根据现场实际对顶板进行护顶四、钻眼爆破管理一）落煤破岩方式采用爆破方式破岩,落煤1打眼煤层内采用GMZ型煤电钻打眼过断层或变薄带时,破顶、底板岩石采用YT28型风钻打眼。2爆破1爆破材料采用三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒电雷管（总延期时间不能超过130MS）爆破52起爆器材采用MFB100型晶体管电容式发爆器起爆3炮眼装填及起爆方式正向装药,正向起爆坚持使用水炮泥（2节约03米），炮眼装药段处先装一小节粘土炮泥再装水炮泥，水炮泥外的部分采用粘土炮泥填实。1联线方式大串联2装药量单眼装药量都按01503KG/眼即每眼不超过1节药,装药量届时可根据爆破效果进行适当增减。3手镐清洗顶、底板煤矸,打柱窝。4采深工作面每循环采深为06M,最大不得超过08M。5炮眼布置1炮眼布置方式采用三花眼如果煤层较薄且不破顶底板时采用单眼布置布置顶眼眼底距顶板03M,以不破坏顶板为宜底眼靠掩护支架架脚布眼,以眼子终点在架脚以外04M为准，炮眼出口方向必须避开支柱。2炮眼深度根据采深控制炮眼深度,深度为1M。，3炮眼角度与水平线成30俯角顺煤层层位方向斜向下施工。4炮眼间距双排炮眼按排距1M，间距08M布置；单排眼间距为0608M布置。可根据现场情况增加辅助眼解决变薄带等特殊问题根据现场实际回采长度确定炮眼数量。5根据工作面的生产能力，每班采煤长度30M，一大班推进一循环。6、爆破说明表根据现场实际回采长度可自行调整炮眼数量和装药量炮眼布置及装药规格表6二爆破要求1爆破工作必须由经过专门培训合格的专职爆破工担任，并持证上岗。2工作面必须一次装药、一次起爆，严禁边打眼边装药。3炸药、雷管必须分开存放在专用的爆破材料箱内并加锁,严禁乱扔、乱放。爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备、导电体的地方，放炮时必须把爆破材料箱移至警戒线以外的安全地点。4炮眼深度为1M，封泥长度不得小于05M，。封泥应采用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分用粘土炮泥封实，严禁放明炮、糊炮及明电放炮。5从成束的电雷管中抽取单个电雷管时不得硬拽管体或脚线，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其脚线扭成短路。6电雷管必须从药卷的顶部全部插入药卷内，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住。7脚线的连接工作由经过专门培训合格的爆破工操作。8爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、电雷管脚线与脚线之间必须相互扭紧并悬挂，不得与金属物体接触。9爆破母线必须挂在电缆或信号线下方，并保持03M以上的距离。10装药和爆破前爆破地点附近20M内风流中瓦斯达到08或炮眼内发现异常，有显著瓦斯涌出时严禁装药、爆破。11工作面装药结束后不准行人，爆破工必须最后一个离开爆破地点，并7在警戒线以外安全地点起爆，爆破后严禁人员进入老塘掏煤或捡拾材料。12爆破前，凡能通往爆破地点的各个通路必须设专人警戒，做到“人、牌、网”三警戒。班、队长必须安排责任心强的人员在各警戒地点担任专人警戒。13爆破前，班、队长必须清点人数，确认工作面人员全部撤到警戒线以外后，方可下达起爆命令。爆破工接到放炮命令后，必须先发出放炮信号，至少再等5S后方可起爆。14装药和联线要避开电器设备，装药时雷管的两根脚线必须扭成短路。15、放炮拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从发爆器上取下，扭成短路，至少等15MIN后方可沿线路查找拒爆的原因。拒爆、残爆的处理由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；在距拒爆炮眼03M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；处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；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。16装药的炮眼应当班爆破完毕，如确因特殊情况不能当班爆破完毕的，须与下一班爆破工现场交待清楚。817放炮时严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制。18爆破后至少等30分钟，待工作面炮烟吹散，爆破工、瓦检员和班队长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有隐患，必须立即处理。确认安全后，由布置警戒的班队长撤回警戒，人员方可进入工作面作业。19本工作面启炮地点必须在距工作面300米以外进风流中,回风系统内必须停电撤人（本质安全型电器设备除外），工作面、架尾、小眼、联巷中严禁有人，放炮前，必须清点人数布置警戒，在可能会有人员进入回风流的通道上布置警界。20爆破钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人，人员未全部撤至警戒线以外，严禁将放炮母线连在发爆器上。921爆破材料在运送过程中，必须使用抗静电物质包裹、封装，严禁挤压、碰撞；爆破工应严格坚持火工品的领退制度，同时随身携带便携式甲烷报警仪。五、主要设备配备表第三章通风管理一、通风方法为全负压抽出式通风。二、风量计算1、按工作面同时工作的最多人数计算，Q采4N42080（M3/MIN）式中N采煤工作面同时工作的最多人数。2、按同时起爆的炸药量计算10Q采25A2512300（M3/MIN）式中A采煤工作面一次放炮的最多炸药消耗量（炮眼按双排眼布置，顶眼装一筒，底眼装一筒），每小班采煤长度30M，分2次放炮，每次取12公斤。3、根据瓦斯涌出量计算Q采125CH4/CKCH4125120816300（M3/MIN）式中CH4采煤工作面绝对涌出量，取12M3/MIN。KCH4沼气涌出不均系数，取16。（炮采工作面取1420）C工作面允许最高瓦斯浓度为08。4按良好的气候条件计算Q采60V采6012516240（3/IN）式中采煤工作面的采厚，取25M；B采煤工作面的最大控顶距，取16M；V采采煤工作面的风速，一般为0916MS，取1MS，根据以上计算，取Q300M3MIN5M3S。为工作面所需风量。5风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为025MS，最高风速为4MS的要求进行验算。工作面最大控顶距时风速验算V采Q采SMAX5M327218MS025MS18MS4MS经验算符合要求。工作面最小控顶距时风速验算V采Q采SMIN5M3225MS025MS25MS4MS经验算工作面风速符合要求11三通风系统（详见通风系统图）1、风流路径新风路线1副井1490甩车场1490运输石门11121运输巷11121工作面。泛风11121工作面11121回风巷1526回风石门风井地面。2、通风系统示意图第四章、劳动组织表及主要技术经济指标表一、工作面循环方式，作业方式的选择采用“三八”工作制，工作面循环方式为“三采三准”。循环方式正规循环（每小班采长30M，一大班一循环）。循环进度08M。正规循环作业图表采用平行作业，护架安装和回收工作，在空间上与工作面的正常回采工作分开，三者平行作业。12劳动组织图表二、主要技术经济指标。主要技术经济指标表13第五章、主要生产系统一、运煤系统工作面回采时，在工作面敷设搪瓷溜槽，煤炭自溜运输至工作面小煤仓，在工作面运输巷用刮板输送机运输。刮板输送机运输线路11121工作面运输巷1490运输石门1490溜煤眼主井（皮带）地面。二、运料系统线路1材料从地面副斜井1490甩车场1490运输石门11121工作面运输巷工作面。线路2材料从地面副斜井1526甩车场1526水平轨道石门11121回风巷11121工作面。三供电系统本工作面不使用供电设备。如须要则由地面S91601004变压器引电力电缆到1400中央变电所主变，由中央变电所引动力电缆经主斜井引至井下1490水平,再由DW350开关给工作面机电设备供电。三、供水系统地面蓄水池（200M3）副斜井1490运输石门11121运输巷11121工作面。工作面进、回风巷敷设直径50MM洒水管路，每隔50M设一个三通和阀门，工作面安全出口距进、回风巷30M及装载点处各设一道水幕。四、排水系统工作面11121运输巷1490运输石门1490风井联络巷1400水仓主水泵排至地面。14五、通讯系统工作面及进、回风巷距安全出口20M处各设一部电话机，电话机与矿井内部程控交换主机联成网络。六、安全监控系统1安全监控（见监控系统图）2在回采工作面距回风巷510M处安装T1探头，距工作面回风巷出口1015M处安T2探头，在进风巷距工作面10M范围内安装T3探头，及工作面上隅角设置T0探头。甲烷传感器工作参数为报警浓度TL08CH4，T208CH4，T3O5CH4，T0O8CH4。断电浓度T112CH4，T208CH4，T3O5CH4，T012CH4。复电浓度TL08CH4，T208CH4，T305CH4，T0O8CH4。T0探头的断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。T1探头的断电范围为工作面及进、回风巷内全部非本质安全型电器设备。T2探头的断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。T3探头的断电范围为进风巷内全部非本质安全型电器设备。3甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人和行车，安装维护方便，垂直悬挂，距顶板顶梁不得大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。4瓦斯传感器必须每7天进行一次校对，瓦斯检查员每班用光学瓦检仪校对传感器是否准确，若误差超过规定，则必须立即报告矿调度室安排人员进行处理。5监控系统若出现故障，必须立即进行处理。6设在现场的安全监控设备及电缆由班组长负责保护和使用，需要移动传15感器及电缆时，只许生产班组长按规定移动，严禁擅自停用。七、防灭火系统（附防灭火系统图）矿井消防水池设在风井西侧，水池容积200M3，用DN100塑管从高位水池内引接出向井下各用水点输送。在井下轨道上山每隔100M设置一个消火栓，井下机电硐室、消防材库附近设置消火栓。消防材料库设在1400M井底车场，配备防火沙，灭火器，供井下发生火灾时使用。八、液压系统安装在副井工业广场的液压泵站通过高压管路向工作面输送高压乳化液，与工作面设备、器材构成液压系统。第六章、安全技术组织措施一、通风保障措施1、通风系统必须调节合理，系统稳定，设施完善可靠。2、矿井主要通风机必须保持24小时运转，备用通风风机保持完好，备用通风机必须在10分钟内启动。3、所构筑的各类通风设施，必须严格按质量标准进行施工，矿应对通风设施严格管理，任何人不得损坏通风设施，一旦发现设施损坏，矿必须立即安排人员恢复，并对责任人追查处理。4、严格执行测风管理制度，矿井每旬进行一次全面测风，根据测风情况，对各工作地点进行合理分配风量，保证各地点的风量需要，工作面进回风巷必须设测风站随时进行测风。165、工作面必须形成独立的通风，严禁采用串联风。6、尾巷及补充巷道需安装局扇必须审批，在安装前，必须在安装地点进行测风，保证安装地点的进风量大于所安装局扇吸入风量的43。补充巷道施工时，在能风与顶板管理及安全生产其它方面相互影响，只准一个地点施工作业，不得同时施工。7、局扇安装的地点，高度必须符合要求，实行“三专两闭锁”，并实行专人挂牌管理，保持经常运转。8、局扇停电，检修等原因停风时，必须及时撤人到新鲜风流中，并由当班班长派人要到能够通往停风区内的所有巷道交岔口外的安全地点站岗，直到恢复送电，按规定排放瓦斯后，才能撤除岗哨。9、风筒敷设做到吊挂平直，缓慢拐弯，逢环必挂，接头使用双反边方法连接严密，破口必补，风筒出口距掘进工作面的距离不大于3米，保证掘进工作面有足够的风量。10、工作面的煤矸与杂物必须及时清理，保证风流畅通，11、各种通风设施应做到定期检查、维护，保证安全可靠。二、瓦斯防治措施1、回架采用5吨拉链葫芦，撤架地点瓦斯浓度不超过08，达到08必须停止工作，进行处理。2、撤架过程中，若工作面或架尾瓦斯浓度达到08时，必须停止工作，进行处理，只有待瓦斯浓度降至08以下时，方可恢复作业。3、通风部门必须加强通风设施的检查和管理，调整好通风系统，确保工作面的配风量満足安全生产的需要，防止瓦斯超限，同时避免工作面风速过大造17成煤尘飞扬。4、瓦检员必须加强工作面及两巷的瓦斯检查，特别是掩护支架架头、架尾、上隅角必须经常检查，一旦发现瓦斯超限或瓦斯变化异常必须立即停止作业，采取措施进行处理，严禁瓦斯超限作业。5、瓦检员必须随时注意检查工作面上、下出口是否畅通，若遇堵塞必须立即通知生产班作业人员及时疏通，确保通风系统畅通无阻。6、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过08或CO2浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，查明原因，采取措施进行处理。7、工作面风流中瓦斯浓度或CO2浓度超过12时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，查明原因，采取措施进行处理。8、工作面及其它巷道内，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时，附近20M内必须停止工作撤出人员，切断电源，进行处理。人员全部撤到进风巷新鲜风流中。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时，方可人工开启。9、工作面甲烷传感器（T1）安装位置为回风巷距工作面上安全出口510M，且随着工作面的推进而移动。在工作面风巷距一号通风斜坡1015M设置甲烷传感器（T2）。每天检查安全监控设备及电缆是否正常，经常检验其灵敏度及完好程度，定期（每周）进行检验、调校和测试。10、工作面上隅角设置甲烷检测报警仪,距摆架子茬口最后一排架料0510M向老塘侧、距棚梁不大于300MM、距棚腿不小于200MM。如果瓦斯超限采取风筒供风、风障导风等方法进行处理，必要时采取瓦斯抽放。11、甲烷传感器断电范围应为本工作面总电源，安全监控设备必须具有故18障闭锁功能。其供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。12、停工或竣工的补充巷道必须检查瓦斯。13、所有施工人员必须爱护和保护好瓦斯监控设施，严禁人为损坏。14、矿长、矿技术负责人、爆破工、区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工入井时，必须携带便携式甲烷检测仪。15对工作面回采的煤炭必须及时装运，并安排专人观察、清理工作面及相关巷道堆积的煤炭，保证风流畅通。三、工作面防突措施1、本作面由防突部门编制专门的防突措施并组织实施。2、工作面区域防突措施按照防突专项设计选用的方法进行，区域防突措施中区域验证采用测定残余瓦斯含量的方法进行，残余瓦斯含量必须小于6M3/T。3、区域防突措施必须在消除突出危险、编制消突评价报告后才能认为措施有效，经总工批示后，才能组织回采。4、工作面回采过程中必须按照防突专项设计进行局部防突措施，预测无突出危险后必须保证3M的预测安全距离。预测和措施效果检验采用测定钻屑瓦斯解释指标法进行，最大1值取04。四、预防煤层自燃发火、防火安全技术措施一预防明火的安全措施1加强机电设备防爆管理，防止电气火灾。加强爆破管理，防止爆破产生火花。严格执行地面检身制度，严禁下井人员携带点火物品下井。2在工作面配电点备2台以上的灭火器和足够数量的灭火砂。193保证地面消防水池水量经常不少于200立方米。4工作面风巷、机巷消防水管（可与防尘水管共用）必须接到位。风巷消防管路末端距回棚茬口不得大于10M，消防管路每隔50M设一个三通阀门，三通阀门能够正常使用。5保证供水管路畅通，有足够供水压力和流量，管接头无漏水现象。二预防自燃发火1、本煤层具有自燃发火倾向性，回采前要建立束管监测系统和灭火注浆2、不随意丢留煤柱，浮煤必须回收干净。严格控制工作面风量，保证工作面有足够新鲜风流。3、回采时要尽量加快回采速度。4、通风人员对工作面上偶角、回风巷及其它可能发热地点每周检查、观测一次工作面上出口温度和CO情况，出现异常情况要及时分析处理。采空区要及时密闭，防止漏风。5、11121工作面运输巷与1490车场至少准备20块木板、05M3黄泥。6、一旦发现有自燃发火预兆必须向矿调度室、通风、技术部门汇报。7、工作面回采结束后通风科应在45天内对两巷封闭。8、施工人员必须熟悉灭火方法和火灾避灾路线。五、综合防尘措施1、工作面回采前，风水管路应安装到位，保证正常使用。2、工作面各装载点必须设置喷雾设施，并做到正常使用；风巷设置水幕净化风流。水幕必须随工作面推进而相应移动，防尘水幕喷头不少于4个，水幕雾化效果要覆盖巷道全断面。3、溜煤眼不可兼作通风眼使用，巷道内及时洒水降尘，浮煤矸、煤尘等必须及时清理。204、工作人员应正确佩带防尘口罩。5、工作面必须在构成完整的通风、排水系统后，方可回采。6、工作面应实行独立通风，其进风和回风不得经过采空区或冒顶区。7、放炮坚持使用水炮泥。六、打眼放炮安全技术1、打眼前先检查掩护支架下点柱和地沟情况，安全、完好无误方可清理地沟进行打眼。2、打眼前应检查电缆、电钻、钻杆等完好情况，确认安全方可操作。打眼时必须检查瓦斯，瓦斯浓度达到08时，必须停止电钻打眼。3、打眼与清理地沟保持46M距离，清理地沟应经常“敲帮问顶”，观察支架情况，发现问题及时处理。清理地沟时，应将柱子、塘瓷溜槽用铁丝拴好，吊在地沟的顶板侧。4、打眼应根据架内情况，适当调整炮眼深度、角度。打眼时，操作人员应互相配合，钻眼工开钻前要发出信号，以防钻杆伤人。5、装药时雷管脚线必须扭成短路。爆破前，爆破母线必须扭接成短路。用风巷煤电钻打眼时，电缆使用吊皮固定在架子或点柱上，必须待煤电钻及电缆撤出工作面后方准装药、联线。6、放炮坚持使用水炮泥。架子刮矸子、煤层含夹矸时，必须打矸石眼,应采用洒水喷雾降尘措施。7、放炮后任何人不准在虚煤上爬行。8、放炮结束后，放炮员、瓦检员、安检员、班队长应首先检查是否有安全隐患，确认安全后，由布置警戒的班队长撤回警戒，其他人员方可进入工作面，21出煤过程中，放炮员必须留在架尾，以便随时处理有关问题。慎防煤流堵塞工作面及影响通风。9、操作钻杆人员严禁带手套。七、防治水措施1、加强水情观察，管理人员与施工作业人员必须掌握透水预兆。2、工作面或其它地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶要反来压、底板鼓起或产生裂隙出渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，班组长、安全员、立即命令作业人员必须停止作业，采取措施，立即报告矿领导。如情况危险，必须立即撤出所有受水威胁地点的人员。3、工作面回采前必须对本工作面上部采空区进行探放水，必须将上部采空区内积水排放干净。确保安全后方准回采。4、加强水流路线的疏导工作，疏通水沟。5、工作面水流较大时必须用足够口径的管道导流。6、有淋水或滴水的地方必须用风筒等隔水材料进行处理，以免影响作业人员的身体健康与施工作业。八、掩护支架安装安全技术措施（一）掩护支架安装的顺序，1理绳立架理顺平放钢丝绳，使之不打绞。再使支架立放平稳，周正、间距适合。2放置垫木在每架之间分别放置长度与支架边长相适应的垫木，并且用撞木将支架与垫木敲紧接实，避免支架之间钢性接触和漏矸。223上压板紧螺母，将螺栓插入螺孔，并且将压板压紧钢绳，然后拧紧螺母。4安架时，材料与工具必须放稳，慎防滑落伤人，安架时，与本工作无关的人员严禁进入本工作面。5安装时，每根钢绳都必须拉紧拉直，使之不打绞。支架的长腿端靠拢煤层顶板面，短腿端靠拢煤层底板，支架整体与地沟保持平行。6支架间距017M，避免刚性接触。支架之间必须用垫木卡紧，垫木厚4CM、宽17CM，长度与支架各边长相适应。各掩护支架必须用木料撞紧，再用压板、螺栓螺母将钢梁、钢绳连接为整体。7掩护支架用4根直径28MM的钢丝绳连接为整体，钢丝绳与掩护支架的连接使用压绳夹板和18MM的螺栓。螺母必须拧紧牢固，螺栓在拧紧螺母后外露34MM为宜。8支架接长时，钢丝接头必须错开，错距不小于5M，钢丝接头搭接长度不小于2M，每个接头用5个相应规格的绳卡均匀地将两钢绳卡紧卡牢，防支架受压后脱节。9为确保风巷平架有足够的缓冲垫层，风巷棚回撤后，若棚顶及上帮煤矸不能自然垮落充填架顶，必须采用人工打眼放炮强制放顶或用回柱绞车将上段护巷支柱拉倒，使煤矸垮落充填压实厚度不小于2M。10装架前、必须认真检查支架，钢绳的完好情况，凡支架变形，尺寸不符合要求、焊缝脱焊开裂，支架钢绳锈蚀严重以及钢绳断丝、磨损、腐蚀程度超过规定等，严禁使用。11安装支架前，将架头10M内水沟填实，防止风巷水流入工作面内，安装支架时，掩护巷支架与巷道支架间应留有06的间隙，利于原掘进巷道支架回撤。23九、采面单体液压支柱防滑防倒措施1、采面使用的单体液压支柱必须有35的迎山角。2、单体液压支柱必须有200MM的柱窝，柱窝落在实体煤上。3、所有单体液压支柱采用麻绳牵连成一体，防止个别单体液压支柱自动卸压后倒落伤人。十、回柱放顶安全技术措施（一）回柱及工作面放顶的安全技术措施1、回柱采用等机械远距离回柱。距1立眼45M架尾处安装拔柱器或拉链葫芦开始回柱放顶。2、放顶前，必须清理出可靠的安全退路，为操作人员提供安全通道。3、回撤支架时，人员应躲在有掩护体的安全地点，防止钩头碰人或断链伤人，回柱器距回架点的距离不得少于5米。4、回柱器必须生根，回柱器安装地点必须支架完好，生根牢固，操作人员必须站在支架完好退路可靠的安全地点。5、拴、解钩头时，人员必须精力集中，观察顶板动态，注意安全退路，等顶板稳定后方准拴、解钩头。6、回出的材料可用长柄工具钩出，材料堆放在不影响行人、行车、通风的安全地点。7、回柱放顶不少于3人，并设专人观察顶板动态。8、瓦检员、安全员跟班盯住现场，及时检查瓦斯，瓦斯超限时严禁作业。9、支架正常下放时，回柱放顶位置跟工作面起坡点保持5米以上的距离，回柱放顶处前、后3米必须支设牢固的点柱保证掩护支架稳定可靠。2410、回柱放顶时，人员应撤离出可能受不安全因素影响的地段，防止发生安全事故。11、支架回撤后，顶煤不冒落可以用打眼放炮的办法强制放下顶煤，打眼放炮必须严格执行爆破安全技术措施。（二）风巷放顶1、风巷摆架回棚后，平架上部煤、矸少于2M时，必须进行强制放顶。2、强制放顶工序打眼装药回棚（拴绳头）联线放炮。3、打眼必须在完好的支架下进行，严禁进入老塘内打眼和装药。4、打眼放炮必须严格遵从爆破安全技术措施5、打眼、放炮必须严格执行“一炮三检”，严禁瓦斯超限作业。6、炮眼布置示意图（见附图）说明使用毫秒电雷管、三号煤矿许用乳化炸药，封泥长度不低于1M。25（三）运输巷放顶1、运输巷回棚后，顶不冒落必须强制放顶。2、工序打眼装药回棚（拴绳头）联线放炮。3、运输巷放顶时，回棚放顶与架尾距离不小于4M。4、打眼必须在完好的支架下进行，严禁进入老塘内打眼和装药。5、打眼放炮必须严格遵从爆破安全技术措施。6、炮眼布置示意图（见附图）说明使用瞬发电雷管、三号煤矿用乳胶炸药，封泥长度不低于05M。十一、工作面采煤、支护、放架安全技术措施1工作面采用炮破落煤，一次采深不超过08米，（垂直工作面伪斜方向），即走向进度189米（伪倾角不大于300），煤薄采全厚，煤厚超过支架宽度时，26留底煤采顶煤，条件具备的可放底煤，煤壁采平直，工作面保持230260的伪倾角，煤壁与整体支架一致，不得出现大的凹凸台阶或“皱褶”，工作面地沟底部到架顶高度不少于12米。2落煤顺序，原则上先地沟，再采顶板煤，最后采底板煤，落煤过程中，随时观察顶板情况，坚持敲帮问顶工作。3放炮后，至少等30分钟方准进入工作面检查瓦斯等安全情况，确认安全后，人员才可以从下向上逐段出煤，逐节铺溜槽，清理浮煤，控制顶板。4任何人不准在虚煤上爬行，防止堵人事故的发生。5支架下放前，首先在支架下方沿伪斜工作面隔25米打一根支柱支撑支架钢梁，调整并控制掩护支架，随工作面顶底板煤帮的清理放煤，支架顶端失去支撑时，掩护支架在自重与采空区矸石推力的作用下，同时配合支柱辅助移架手段，完成支架下放调架工作。6采煤后必须及时放架，放架时必须遵从顺序，严禁违章放架，放架与落煤工作不得平行作业，放架时，必须将掩护支架顶腿靠拢煤壁。7掩护支架工作面下部至少必须保证一个行人立眼和一个溜煤立眼，并且两个切眼不准同时出煤，但不得超过四个立眼。8支架初放期间，架下的撑柱间距不超过2米。9为保证支架的均衡下放，工作面每次放架长度不得大于5米，每采出35米，必须及时放架。支架每次下放后，掩护支架钢梁梁端跨度线与煤层顶底板法线成5070的夹角，支架每次下放后，应及时打上控架支柱，使支架仰角和下放前一致。10作业点放架时，其上方5米，下方10米范围严禁有人作业或逗留，27放架人员必须注意自身的安全掩护。11工作面若煤层变薄或过断层构造带支架不能正常下放时，可将支架适当倾斜下放，倾斜的程度以支架移放不发生翻转位移为准，但应用支柱加固支架，以保证安全下放，若采用这种方法仍不能将支架下放，应采取打眼放炮挑顶、卧底进行放架。12采煤放架时遇顶板构造或窜矸等情况时，应根据现场实际情况，加大木支柱的支护密度，并保持角度适当。窜矸处应用荆条、竹笆或废木料充填背护，并使用木支柱尽量将支架靠拢顶板，同时要控制采宽，顶板破碎处可用木料加打背顶支柱控制。13架尾与运输巷必须留有一米厚的煤皮，运输巷支架必须支护得牢固可靠，保证安全可靠，架尾下方必须提前打好牢固的超前抬棚。十二、支架故障处理安全技术措施当出现煤层倾角变化，支架控制不当以及底板松软等情况时，使支架在下放过程中产生切入顶板及底板，其处理方法一般是将局部顶、底板岩石打掉，并加大切入端支架的下放距离。注意每次的下放距离不应过大，需经过几次调整逐步使支架回到正常位置，对于靠顶，底板侧煤质松软，受支架压力作用使支架切入顶底板地段，在出煤时要及时采用点柱支撑，对支架有效进行调控。安装时，钢绳拉紧程度不一致，未拧紧螺栓，支架控制不当，造成支架钢梁经常悬空以及支架发生切入顶板及底板后，都易造成支架扭斜，发现扭斜现象，应用点柱支撑，逐步把扭斜支架调整过来。在支架安装过程中，钢绳卡数量不够，未卡紧，钢绳质量不符合要求，28强度不够以及在采煤放架过程中控制不当，造成支架受力不均，钢绳拉紧程度不一致，都易造成钢丝绳断绳，一量发生钢丝绳断绳，必须及时在断绳处使用直径28的短钢绳重新连接，断绳处要根据情况加打支柱进行支护。十三、工作面下口掩护支架回撤的安全技术措施工作面掩护支架在工作面下口位置落平，且距离超过6米时，必须及时回撤，掩护支架尾部放平段始终保持46米的距离。架尾始终与运输巷最末端（老塘侧）支架保持45米，运输巷滞后段架尾45米回架。掩护支架下拐点以外，放平段必须有一个小眼才可拆除支架。回架前，对架尾周围进行全面检查，敲帮问顶处理松矸活石，清理安全退路，消除安全隐患。撤架由34人组成，1人撤架，1人观察顶板、其余人员做辅助工作，撤架过程中，老塘有窜矸威胁时，根据现场实际情况，在架尾塞旧木料或有短木料打挡栏防止老塘窜矸，撤架后，待顶板稳定无安全威胁后，方能转支架。拆除掩护支架前，应清理架尾浮煤，架内高度不少于12米，支架应调整平直，架子尾端加强管理。撤架由人工借助拔柱器或葫芦进行，由里向外逐架回撤。拆架子应先卸底板一侧螺栓，一次最多只能松2架支架的夹板螺丝，松夹板螺丝前，必须提前打好稳架托梁柱子，待松脱夹板螺丝后，再远距离卸载拉出所回支架，撤出的支架及时转至风巷循环使用，不得堵塞下出口。回撤掩护支架不得与运输巷回棚装煤工作平行作业。及时回掉运输巷尾部支架，垮落不实时，可以临时封闭，避免向老塘漏风引起自然发火。29十四、工作面过交叉口地段时的安全措施。由于巷道交叉口地段是回采工作面应力集中区，当工作面推进至交叉口还差30米时，必须提前对交叉口地段的所有巷道进行加密支护，支护间距为045米。对局部应力相对较大的地段采取密集、木垛等特殊支护的措施。掩护支架过交叉口时其撑柱间距不超过1米。过变薄带挑顶卧底，支架调仰角最大不超过200，防架子翻转，若变薄带斜长较长时，另行编制措施。十五、掩护支架过老巷的安全技术措施。一）、工作面分上、下两段的过渡方法。上段工作面超前下段工作面10米，这10米支架在中间顺槽上方25米处，并将其放成水平状态。二）、工作面成直线通过顺槽，工作面上下成一条连续直线。可以在工作面与交叉口的平巷内架设抬棚和设临时木垛或将巷道用碎煤填实。随着工作面的推进再逐渐拆除巷道中的棚子，但不能先拆棚；否则，使煤体松动，顶底板受到破坏容易造成窜矸。三）、中间巷断面较小，位置在煤层中部偏底板一侧，过巷道之前，先将巷道内支架拆除，并填以碎煤，支架即可顺利通过。四）、平巷和斜巷沿顶板掘进，煤层较厚采用掩护支架放顶煤的办法回采，掩护支架工作面可以直接从旧巷下通过，采取措施如下1、顶板侧的煤体保持完整。2、缩小下放步距，减小炮眼和每眼的装药量，或者不放炮，采用手镐落架子。303、使支架上沿切入煤体，防止抽冒。4、使工作面与老巷斜交，减小交叉口处的长度便于管理。5、暂停放支架背后的煤炭，减小顶煤抽冒。6、老巷中铺竹笆，设人工假底防止煤矸混入影响煤质。五）、掩护支架过老巷前必须加强工作面及老巷的管理，对折损的支架及时更换维修，顶帮必须背接严实，保证支护有效。十六、机电、运输安全技术措施1、人力推车时，一次只准推一辆车。严禁手扶矿车两侧推车，同向推车的间距不得于少于30。严禁放飞车。2、每一推车工必须佩带一个口哨，坚持鸣哨推车，推车时必须时时注视前方，在起步、停车、掉道、过风门、发现前方有人或有障碍物，速度较快以及接近弯道时，推车人必须及时发出警号。3、严禁蹬钩、爬车。4、绞车司机必须持证上岗。5、斜井提升时，严禁蹬钩、行人。6、斜井每次提放矿车数不能超过3个，提升矿车数煤车与矸石车都不得超过3个。7、提升必须使用保险绳，未使用保险绳严禁提放车辆。8、掩护支架必须使用材料车运送，并且将支架捆绑牢固。9、在斜坡与立眼运送材料时必须用绳索捆稳绑牢，不能松绳走料。10、在煤仓和立眼上口必须铺设防坠网或采取其它防护措施。11、工作面电缆必须悬挂整齐，不得大盘堆积，严禁用电缆作扶手。3112、煤电钻坚持使用综合保护装置，坚持使用漏电继电器，坚持使用瓦斯电、风电闭锁并保证动作灵敏可靠，。13、加强工作面供电管理，防止无计划停电、停风。14、按要求检查和维护设备，严禁机运设备带病运行。15、采面电器设备必须有专人管理和维护，采面使用的任何设备都必须保证台台完好，并保证操作灵敏可靠，严禁出现任何设备的失爆现象。16、采面电煤钻电缆线、放炮线短路是井下失爆引起火灾、瓦斯事故的主要原因，必须严格加强管理；每班必须指定专人负责管理，工作面打完眼后，电缆线必须先收回到安全的地点吊挂好，严禁电煤钻电缆线放在工作面不收。十七、电机车运行安全技术措施（一）、蓄电池电机车使用规定1、操作蓄电池电机车的司机必须经过培训并经考核合格后，方可驾驶电机车，严禁非电机车司机驾驶电机车。2、使用蓄电池电机车的检查使用前的检查1检查活动零部件的润滑情况，齿轮箱的油量保持5公斤左右齿轮油。2检查电源装置与车架的联接销是否牢固定位。3检查电源装置的插销联接是否插牢靠。4检查所有可拆除部分的螺栓是否坚固。5敲击检查轮箍和轮心的紧固件。6检查制动机构是否灵活，闸瓦与车轮间的间隙是2MM3MM。7检查电气设备连接线是否完好。328检查司机控制器的反向手柄及主手柄的转动灵活情况。9检查警铃的声音是否响亮，照明灯是否明亮。10检查撒砂机构是否灵活，砂粒需经筛选和干燥，砂粒要装足量。11检查各空气管道和元件是否有漏气现象。12交接班检查交接班的检查与使用电机车前的检查相同，此外还应检查轴承温度温度不大于95。司机交接班时，应清扫电机车的灰尘和污泥，保持电机车各部分的清洁，特别是电气设备的清洁，同时，交班司机应将使用过程中发生的不正常情况和损坏情况告诉接班的司机，填写好交接班记录。3、蓄电池电机车的操作和注意事项电机车的操作1首先将电源装置的插销按极的正负插入正负极的插座中，同时扳动司机控制器上的车头和信号灯开关处于“合”的位置，使两灯接通电源而发光，此时可以根据电机车即将运行的方向，扳动司机控制器上的反向手柄，使之所处位置与即将运行的位置一致，敲响警铃或鸣笛后就可扳动司机控制器主手柄，沿顺时针方向逐步转动，机车启动逐渐加速。机车可在任一速度上运行。2正在运行的电机车，如主手柄退回“0”位，这时电机车处于惰行运行状态即断电运行，需要减速时，扳动手轮制动。3司机离开电机车时，应带走换向手柄，并按顺时针方向转动制动手轮，使电机车处于制动状态，下次上车操作时，首先应将手轮制动处于缓解状态，再进行上述操作程序。注意事项1电源装置插销的插入或拔出应在无负载的情况下即司机控制箱上的主手柄33处于“0”位，灯开关处于“分”位进行。2电机车在起动或运行中，如发生车轮空转，应立即撒砂或将主手柄退回零位，以消除空转。3电机车在运行中如发生故障，应将主手柄迅速退回“零”位，以免损坏设备。4电机车运转部件如有不正常声响，各轴承部位有异常发热现象，应停车检查，排除故障。5电机车在运行时如有异常现象，应立即停车，检查各电气设备包括连接导线，若发现绝缘有损，应停止使用，另派电机车将其拉回车库修理。6电机车需要制动停车时，必须操作司机控制器的手柄置于“制动”位减速再采用手轮制动，严禁采用开倒车的办法来制动。电机车若需要反向运行时，也必须待电机车制停后，方可操作反向运行，以免损坏设备。（二）、安全运行技术措施1、行车速度必须遵守下列规定运送人员、运送材料、矸石不大于4米/秒；调车进出车场不大于15米/秒；过道岔、顶料不大于2米/秒；单道运行不大于2米/秒。25吨蓄电池电机车因只有一个驾驶室，反向运行时电瓶挡住司机的视线，因此机车在反向运行过程中速度不得超过2米/秒。2、列车牵引车数规定25吨蓄电池电机车牵引10吨矿车不大于10辆，拉运支架不大于2辆。3、所有行驶的机车必须前有照明，后有红尾灯。4、两列车同轨、同方向行驶时，两机车间的安全间距不低于100米。5、机车交锋或机车过弯道、道岔、巷道口、硐室口、施工段等地点都必须减速鸣笛，随时做好停车准备。346、运行时必须有一名专职跟车工，跟车工必须携带口哨指挥机车运行。蓄电池电机车跟车信号工严禁扒、坐机车头，电机车司机严禁随意探头向外了望，严禁乘坐其他人员。7、跟车信号工的职责负责指挥机车运行，搬道岔，配合司机摘挂连接环，并负责列车组列。机车运行时，负责检察材料运输情况，如有异常情况发生，要及时吹哨通知司机立即停车处理。在停车处理过程中要在前后50米设警戒，卡住所有来往车辆。8、机车行驶信号必须遵守口哨信号一停、二开、三倒车用头灯作为紧急临时停车信号上下摆为停，左右摆为开，划圆圈为倒车。9、每班必须有专门跟车员，严禁缺岗或代岗。跟车人员必须携带口哨指挥机车。10、在大巷各个车场顶、兑料等调车作业时，严禁异道行车和顶、兑车，如有特殊情况，需异道行车时，必须通知运输调度，并由当班队干或值班矿长现场指挥。顶、兑车完毕后，要及时恢复道岔，确保主运大巷道岔始终处于直道状态。11、电机车运行期间发生机车及电瓶故障时，司机要及时通知调度室、队干或值班矿长进行及时处理。非专职维护工不得私自对电车进行维修，电瓶发生故障时，必须首先切断电源，严禁对其进行带电作业。12、空车与重车在道岔相遇时，空车让重车先行。其它车辆与人车相遇时，其它车辆让人车先行。料车与矸重车道岔相遇时，料车让矸车先行，车场内严禁一切车辆交锋。由各岗位跟车人员用口哨指挥一切车辆通行，严禁用喊话的方式指挥车辆。13、机车通过施工地段时，必须减速、鸣笛、慢行，做到随时停车的准备，司35机要听从现场警戒员的指挥，确保机车运行周围无任何障碍后，再慢慢通过。14、机车车辆发生落道事故时，为防止事故扩大，司机或跟车人员必须到列车车尾部50米外截尾，并向调度及当班队干和值班矿长汇报，并按公司、矿关于处理机车、车辆落道事故有关规定及措施组织相关人员上道。十八、溜煤眼管理安全技术措施1、处理溜煤眼必须使用专用工具，如长竹竿，尖掏扒，保险绳等。2、每次处理溜煤眼时至少两人同行，其中一人操作，另一人观察安全情况，每次处理前，必须派人在溜煤眼的上方站岗，严禁溜煤眼下煤。3、处理溜煤眼时只能在人行道一侧并拴好保险绳后，使用通煤竿捅下被堵的煤炭。严禁人员进入溜煤眼内，如需进入溜煤眼内处理时，必须另行编制措施进行处理。4、为防止人员坠入溜煤眼内，在溜煤眼的上口必须设防坠网，防坠网必须使用直径为10毫米以上的圆钢制作，防坠网网格为200200。十九、小眼及联络平巷掘进施工安全技术措施1小眼掘进、小眼掘进规格为1010M的圆木箍盘支护，箍盘圆木直径不小于12CM。漏斗眼间距为5M（隔离煤柱）。、放炮时应严格执行放炮安全技术措施。、正常情况下，小眼沿煤层顶板向上施工，且底板侧留煤厚度在300500MM之间。、小眼掘进时最大空盘高度为05M，施工时应严格执行“敲帮问顶”制度，遇煤质松软、顶底板破碎和透眼时应缩小空盘高度或挖一盘、垛一盘。36、施工过程中，眼内须有可靠的扶手绳和牢固的脚手板，眼高3M以上时，刨眼人员必须佩戴保险带，下口设专人警戒。、眼高3M以上时，须用局扇通风，风筒末端距迎头不大于3M，局扇设在进风侧，距眼口不小于10M的进风流中。在未透平巷或采面前停头不准停风，如特殊情况下停风，人员应从小眼内撤出。重新上人前,必须进行瓦斯检测，确认安全后方可上人。、小眼垛盘时每3M下一道比盘木长400MM的底梁，垛盘时盘