回风巷掘进作业规程.doc

荣县石桥煤业有限公司石 桥 煤 矿掘进工作面作业规程编号：掘 011号工作面名称： 1201-1回风巷 矿 长： 技术负责人： 施工负责人： 编 制 人： 批准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日 会 审 意 见 会审单位及人员签字：技术负责人： 年 月 日生 产： 年 月 日通 风： 年 月 日机 电： 年 月 日安 监： 年 月 日掘 进： 年 月 日监 控： 年 月 日地 测： 年 月 日运 输： 年 月 日调 度： 年 月 日一、存在主要问题二、处理意见荣县石桥煤业有限公司石桥煤矿扩建工程1201-1回风巷掘进作业规程目 录第一章 工程概况1第一节 概述1第二节 编写依据1第二章 地面相对位置及地质情况3第一节 地面相对位置3第二节 矿井地质5第三节 地质灾害8第三章 布置及支护11第一节 巷道布置11第二节 巷道支护12第四章 施工工艺14第一节 施工方法18第二节 凿岩方式14第三节 爆破作业14第四节 装载与运输17第五节 管线及轨道敷设17第六节 设备及工具配备17第五章 生产系统18第一节 通风18第二节 供电23第三节 综合防尘23第四节 防灭火23第五节 安全监控23第六节 排水31第七节 运输系统24第八节 通讯系统25第六章 劳动组织与主要技术经济指标26第一节 劳动组织26第二节 循环作业26第三节 主要技术经济指标27第七章 安全技术措施29第一节 作业前的准备工作及安全知识教育和学习29第二节 一通三防38第三节 顶板管理44第四节 爆破44第五节 机电44第六节 顶板45第七节 爆破46第八节 矿井涌水管理49第九节 机电运输管理49第十节 其它51第八章 灾害应急措施及避灾路线532荣县石桥煤业有限公司石桥煤矿1201-1回风巷掘进作业规程补充内容：修改内容：58第一章 工程概况第一节 概述一、巷道名称 本“作业规程”掘进的巷道名称为1201-1回风巷。二、巷道目的及用途主要用途：为1201-1采煤工作面回风等。三、巷道设计长度及服务年限1201-1回风巷全长475米。服务年限至该对拉采煤工作面结束（约2年）。四、预计开、竣工时间拟定于2012年6月15日开工，预计2012年12月15日竣工。第二节 编写依据一、四川省人民政府办公厅关于自贡市煤炭资源整合方案的复函二、自贡市经济委员会关于2009年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复三、设计说明书设计说明书名称荣县石桥煤矿改建初步设计及安全专篇。四、地质说明书地质部份摘录2009年四川省地质矿产勘查开发局化探队编荣县石桥煤矿改建初步设计保有煤炭资源储量核实报告。五、井巷施工手册六、煤矿安全规程七、现场考察及矿山实测资料； 第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置 一、概况荣县石桥煤业有限公司石桥煤矿始建于1994年，先后经过多次改造，矿井采用斜井开拓，主采上元炭煤层，生产规模为9万t/a。根据四川省人民政府办公厅川办函200711号关于自贡市煤炭资源整合方案的复函，荣县石桥煤业有限公司石桥煤矿被列为扩建矿井。根据四川省国土资源厅批复的矿区范围由6个拐点圈闭，开采标高+670m+510m，矿区面积2.0393km2，开采划定范围内的上元炭煤层，共获保有资源/储量990kt。二、交通位置石桥煤矿位于荣县县城323方向，直距约13km。行政区划属自贡市荣县双古镇四合厂村。矿区中心地理坐标为东经：1042023、北纬：93300。矿区有0.5km简易公路连接顺(河)至清(白)公路，于来牟镇与内江乐山(s305线)公路相接，距双古镇10km，距荣县县城30km。由荣县县城东行35km达自贡市，与内昆铁路相接，交通方便，如图所示：三、地形地貌矿山地处四川盆地南部低山丘陵区，属盆地构造剥蚀低山深丘地貌。地势总体东南高、西北低，地形起伏较大，山顶地形较缓，坡度1020，沟谷两侧地形较陡，坡度达3050，局部形成悬崖峭壁。矿区内最高点位于矿区东南角烟兜岩正北370m的无名高地，标高+8636m，最低点位于主井口下方的石桥沟，标高+636m，最大相对高差2276m，一般高差100200m。四、气象矿区属温湿季风气候，据荣县气象站多年观测资料，年平均气温17.6，最高气温达39，最低气温-2.7。年均降雨量1012.9mm，降雨量多集中在每年5-9月，占全年降雨量60%以上，霜冻期短，冬季多雾，日照较少。四、水系矿区范围北部有顺河由东向西流过，河流蜿蜒曲折，流程长，水量随季节变化。区内横向冲沟也较发育，多属季节性流水。地表水汇入顺河，流出矿区。五、地温通过矿井下实地调查，目前矿井坑温为1620，平均18。区内地温正常，本矿建矿以来尚未出现地热异常现象。六、地震情况本区晚近期地壳运动以间歇性大范围抬升为主，属四川盆地弱活动构造区。据中国地震动参数区划图(gbl83062001)，本区地震动峰值加速度为0.05g，地震动反应谱特征周期值为0.35s，地震基本烈度为vi度，属无震害区。2008年5月12日，四川省西部汶川发生震级为8级的强烈地震，矿区距震源中心直距较远，虽有强烈震感，但地表山体、房屋、道路和电力设施等没有造成大的破坏，地震影响较小。第二节 矿井地质一、地层区内出露地层由老至新为三叠系中统雷口坡组(t2f)、三叠系上统须家河组(t3xj)、第四系(q) 。现由上而下分述如下： （一）第四系(q)：大于4.5m，零星分布于北侧顺河两岸和山麓洼地，为现代河流沉积物（砾、砂、粘土）和残坡积物（碎石、砂、粘土、亚粘土和腐植土等。 （二）三叠系上统须家河组(t3xj)：第五段：厚2060m，未见底，上部为灰、深灰色页岩、砂质页岩、粉砂岩；中部为灰白色厚层块状中粗粒长石石英砂岩，岩屑石英砂岩；下部为灰、灰黑色页岩、砂质页岩、炭质页岩，炭质页岩夹粉砂岩，夹煤线及菱铁矿层。第四段：厚6081m，黄灰、褐灰色厚层块状长石石英砂岩，长石砂岩，局部夹泥质页岩。第三段：厚7586m，出露于矿区北中、南部山腰，灰绿灰色砂质泥岩、泥岩、粘土岩及页岩互层，含二层煤线，上部为大白炭，下部为小白炭，均为不可采煤层。第二段：平均75.15m，主要出露在矿区中北部沟谷中，灰、黄灰色厚层块状中细粒长石石英砂岩，地貌上常形成陡岩，性硬，抗风能力强，不含煤。第一段：厚16.02m出露于矿区外北西角及矿区内中部，灰绿、灰黑色砂质泥岩、泥岩、页岩、底部为角砾岩，上元炭为本矿现开采煤层，下部有下元炭不可采。（三）三叠系中统雷口坡组(t2f)：出露于矿区外围北东及西北角，灰色薄层状灰岩，夹灰色泥质灰岩。二、构造 (一)褶皱 威远背斜轴线沿55方向穿过矿区中部东兴场逆断层与大垭口逆断层附近，轴部及两翼地层均为须家河组，产状平缓，倾角24，背斜轴面近于直立，微向北西倾斜，北西翼略缓、南东翼略陡。(二)断裂大垭口逆断层(f1)呈北东55展布，长135km，断层面倾向南东，倾角4550，断距4080m，穿过矿区南部，断于须家河组。东兴场逆断层(f2)呈北东55展布，长135km，断层面南东倾斜，倾角4550，断距4080m，进入矿区东部边界仅190m即断层结束，断于须家河组，对矿区内地层(包括煤层)影响较小。综上所述，石桥煤矿地质构造复杂程度属简单偏中等类型。三、煤层及煤质（一）含煤岩及煤层特征本矿区含煤地层为上三叠统须家河组，其中须家河组第一段为主要含煤段，共含煤三层，小白炭、下元炭煤层不可采，上元炭为现矿山主要开采煤层，煤层特征如下表所示： 煤层赋存层位纯煤厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性倾角（）备注纯煤厚度平均夹矸层数夹矸总厚（m）顶板底板上元炭t3xj10.350.490.4301泥岩泥岩、砂质泥岩较稳定25近水平极薄煤层（二）煤质及工业用途1、物理性质上元炭煤层为灰黑色，半暗半亮型煤，具细条带状结构，块状构造，易碎成颗粒状，内生节发育，断口阶梯状，主要由亮煤及暗煤组成。煤质化验分析结果详见表123。 类 别项 目上元炭煤层水分mt(%)1.47挥发分 vdat25.12灰分ad(%)31.71全硫std(%)0.65固定炭fcd(%)41.5发热量qnetar(%)17.45胶质厚度y（mm）13煤质分类高灰低硫低热值1/3焦煤第三节 地质灾害一、瓦斯、煤尘及自燃发火情况1、 瓦斯根据2009年度自贡市经济委员会关于核准2009年煤矿瓦斯等级鉴定报告的通知，矿井瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.379m3/min，相对瓦斯涌出量为5.67m3/t。经多年开采情况表明，本矿从未发生过煤与瓦斯突出现象。2、 煤层自燃及煤尘爆炸性根据四川省煤炭产品质量技术监督检验站2005年8月16日对本矿煤样的鉴结果，上元炭煤层自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层，无煤尘爆炸危险性。二、地温区内未发现地温异常，属地温正常区。三、水文地质情况区内上元炭煤层赋存于须家河组第一段上部，与第二段长石石英砂岩有相距56m的泥岩隔水层阻挡，通过计算导水裂隙带高度，得出第二段长石石英砂岩裂隙含水层为本矿直接充水含水层。煤层底板雷口坡组项部为一古风化壳，溶洞、溶蚀裂隙较发育，常存有高压自流水。因须家河组第一段厚度变化较大，局部地段煤可能与雷口坡组直接接触。因此，该含水层对开采上元炭煤层影响较大，尤其是当底板隔水层安全厚度不足时，影响更为明显。 区内石桥沟及次级沟系水量较小且受季节变化控制，雨季地表水多以坡面水的形式迅速汇集于沟谷中，排入区外顺河，自然排泄条件好，地表水补给地下水的水量有限，对矿井开采影响相对较小。大垭口逆断层（f1）穿过矿区南部。沿北东南西向切穿须家河组，加强了砂岩孔隙裂隙含水岩组及地表水与煤层的水力联系，因断层越层导水性强，可能成为井巷充水的主要因素，对未来开采+510m标高以上煤层，有一定影响。本矿始建于1992年，1994年正式投产，至今已开采近15年，采空区面积较大(投影面积约0.27km2)，主要分布在矿区北西部，可能赋存一定规模积水，对矿山生产具潜在威胁。根据四川省地质矿产勘查开发局化探队2008年12月提交的四川省荣县原荣县普查区石桥煤矿煤炭资源储量核实报告，预测矿井+510m水平正常涌水量为136m3d，最大涌水量为194m3/d。区内含煤岩系由砂岩、粉砂岩及粘土岩、粉砂质粘土岩组成，前者是矿区的主要的含水层和透水层，后者为隔水层，地下水主要为层间裂隙水类型，大气降雨补给。坑道以滴水为主，平巷有滴水或股流，靠近采空区段为股流，其它地段为滴水；开采工作面为滴水或无水；随季节变化明显。碎屑岩类裂隙水为矿坑主要充水因素，其次为老采空区积水和层间裂隙水、断裂带水。综上所述，本矿属以顶板砂岩裂隙含水层充水为主、水文地质条件简单的煤矿床。第三章 布置及支护第一节 巷道布置本巷道为半煤巷，在580上探巷煤楼处以189o方位，+5的坡度沿煤层掘进55m后，再以191o方位+5的坡度沿煤层掘进至预定位置。巷道平面布置图见下：第二节 巷道支护一、巷道断面1、巷道断面形状：梯形巷道净断面：净高2.5m,上宽2.16m，下宽2.6m，净断面积5.952。2、巷道断面及支护图如下：3、巷道断面特征表二、支护方式1、临时支护 掘进工作面临时支护为无腿棚支护。无腿棚梁采用9kg/m的工字钢，并加以圆木接顶，无腿棚支护必须及时跟进碛头，无腿棚间、排距为1m。2、永久支护该巷道永久支护为9kg/m工字钢铁棚支护，采用半圆木背帮、接顶。第四章 施工工艺第一节 施工方法本巷道采用普通钻爆法施工。巷道全断面一次起爆，掘进与支护顺序作业。第二节 凿岩方式本巷道采用7655型浅孔凿岩机湿式凿岩。第三节 爆破作业1、爆破器材使用安全等级为三级及以上的煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32mm200mm，重200克，1-5段毫秒延期电雷管引爆，mfb-100型隔爆电容式发爆器起爆。2、装药结构全部炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用木制炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。3、爆破说明（1）采用垂直楔形掏槽，1o为掏槽，眼深1.5m，其它1.2m。（2）采用正向爆破，串联联线方式。（3）炮眼利用率按90%计算，每循环进度1.0m。（4）采用全断面一次性起爆，延长炮烟排放时间。（5）依据现场实际煤岩情况，可以适当调整炮眼位置及装药量，保证巷道成形规整，达到最佳爆破效果。4、炮眼布置图（三视图1：50）：5、爆破说明表 炮眼名称眼号眼 深炮眼角度装药量（kg）雷管段数爆破顺序水平倾斜掏槽眼141.475900.2342.41辅助眼5-101.20.23106.02帮眼11-181.20.2283.23顶眼19-231.20.2252.04底眼24-291.20.2262.45合计16.06、爆破指标及材料消耗：矿井瓦斯等级低火药种类煤矿许用炸药掘进断面（m2）7.56雷管种类煤矿许用电雷管岩石硬度系数4-6循环火药消耗量（kg）16.0炮眼个数（个）29循环雷管消耗量（个）29炮眼深度（m）1.2炮眼利用率（%）90循环进度（m）1.2第四节 装载与运输该巷道掘进过程中采用人工装砂，矸石重车装满后人工推至煤楼转倒入主平硐车场矿车内，再由机车运出地面。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工过程中，敷设的电缆、水管、风筒等要按规定的位置吊挂牢固整齐。风筒使用直径500mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒距工作面不超过5m，风筒口必须悬挂。轨道铺设按质量标准施工。严格按巷道腰线铺设，不按质量标准施工铺设的轨道不准使用。施工期间临时枕方用木料，轨距600mm，枕距800mm。其轨枕规格长宽高=1200140120。第六节 设备及工具配备设备和工具配备情况表序号设备工具名称型号单位数量备注合计使用备用1局部通风机 fbd5/25.5台21125.5kw2控制开关qbz-60d台13馈电开关dw80-35台14综合保护器zbm-40台15空压机y-7/3台116矿车0.75m3翻斗式矿车部10827煤电钻台2111.2kw8风钻yt23（7655）台321第五章 生产系统第一节 通风施工过程中采用压入式通风方式，配备fbd-5型局部通风机二台（其中一台备用）。局部通风机安设在主平硐内，距回风口距离不小于10m处，局扇安装采用三专供电和风电、瓦电闭锁装置。一、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算q=100qk=1000.3791.8=68m3/min式中掘进工作面所需的风量，m3/min；100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流中瓦斯浓度不超过1%的换算值；q掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，此巷设计预测q值不大于0. 379m3/min，本计算取0. 379m3/min； k 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，本计算取1.8。2、按同时爆炸的炸药量计算25a=2516.0=400m3/min式中：25每1kg炸药爆炸最少的配风量，m3（min/kg）； a掘进工作面一次爆破的最大炸药量，本计算取a=16.0kg。3、按工作人数计算q= 4nk =481.2=38.4m3/min式中：4每人每分钟的配风量，m3（人min） n掘进工作面同时工作最多人数，本计算取8。 k风量备用系数，取1.2。4、按局部通风机的实际吸风量计算q=qfikf=17011.2=204m3/min式中：qf掘进巷道安设的ybt5.2-2型局部通风机额定风量为157242m3/min，本计算取170m3/min。 i掘进工作面同时供风的局部通风机数，台，本计算取1台； kf为防止局部通风机供风量不足吸循环风的风量备用系数。本计算取1.2。根据以上计算，按局部通风机实际吸风量确定配风量为204 m3/min。二、局部通风机、风筒规格选型1、局部通风机风量的确定因采用全断面一次性起爆，故采用延长炮烟排放时间来解决炮烟排放问题。风量按爆破后排放炮烟时间：20/t25a，t取50min计算，20502516=160m3/min。故根据风量计算结果，风量初定为203 m3/min，选用ybt5.2-2型局部通风机（5.52），能满足所需风量要求。经计算，在30min左右就能将炮烟排放完，现将炮烟排放时间延长为50min甚至更长时间即可。q=qi/(60c)=160/(6077%)=3.46m3/s=208m3/min式中：q局部通风机吸入风量，m3/s，m3/min； qi掘进工作面需要风量，m3/min，按同时爆炸的炸药量计算为160m3/min。 c风筒有效风量率，%，本计算取c=77%。2、根据局部通风机吸风量为204m3/min，选用ybt5.2-2型局部通风机（5.52）能够达到要求。3、风筒采用抗静电、阻燃风筒。掘进工作面风筒直径为500mm。三、掘进工作面风量验算1、按风速验算（1）按最低风速验算，巷道掘进最低风量为：qqs净=95.95=54 m3/min式中：q按巷道掘进工作面最低风速的换算系数，取q=9； s净掘进巷道净断面积，m2。取5.95m2。（2）按最高风速验算，巷道掘进最高风量为：q240s净=2405.95=1482 m3/min式中：240换算系数。2、按掘进工作面温度和炸药消耗量验算经查表，温度为20，炸药同时爆炸量小于6kg时，风量为150m3/min。3、按有害气体浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，即p瓦/q1% 即qp瓦/1%=0.379/0.01=37.9m3/min式中：p瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量m3/min。ybt5.5型局部通风机（5.5kw）需要风量204m3/min，能满足以上各项条件。四、局部通风机的安装地点及管理规定和安全措施1) 风机安设于主平硐内距回风口大于10m处，不影响行人，保证风机不抽循环风，风机必须上架。2）必须设专人管理局部通风机，严禁任何单位、个人私自停、开风机。3）风机实行挂牌管理，牌板吊挂在风机安设处上方，并与风机平行吊挂。4）每月定期检查检修局部通风机，严格执行停电停风审批制度。必须保证风机连续运转，杜绝无计划停电停风现象。5）严格按质量标准化要求延设风筒，采用500mm风筒，风筒吊挂要平、稳、直，逢环必挂，拐弯处上弯头。风筒接头必须实行双反边，风筒破损、漏风要及时修补更换。工作面应保有12节备用风筒,由瓦斯检查员延设。6）因检修、停电等特殊原因停风时必须立即撤出工作面所有人员，并切断电源，设置栅栏和警标。7）风筒末端距碛头不大于5m。8）未经通风管理人员允许，不得擅自挪移风机和断开风筒。9）局部通风机必须使用专用电源，实行风电、瓦斯电闭锁。10）施工中，应随时注意防止炮崩、挤压和压埋风筒的现象发生。11）坚持“五、十”测风制度，及时掌握工作面的通风风量情况，当风量较小时，测风人员要立即查明原因，并进行处理。五、掘进通风示意图第二节 供电主电源接自双古变电站10kv母线接至煤矿地面变电站，本矿双回路已形成。主平硐中央变电所工作面供电从煤矿地面变电站经变压成660v输送至主平硐井口总开关，后送入工作面。第三节 综合防尘防尘水源：施工中用水去取地面的消防水池，由2吋铁管和4分胶管送到掘进工作面，每100m安设一个三通，工作面外设两道喷雾。使用水炮泥放炮、爆破喷雾、装岩洒水、冲洗巷壁、净化风流等综合防尘措施。第四节 防灭火该工程防火的重点是电气设备、机械磨擦和人为火灾。在巷道口和巷道中部储备砂子可供直接灭火，防火水源来自施工供水管路。第五节 安全监控一、便携式甲烷报警仪的配备和使用矿井管理人员、工程技术人员、爆破工、班组长和井下流动电钳工等下井时要携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点进行瓦斯监测。放炮员每次放炮要进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把甲烷报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作面的瓦斯进行监测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查瓦斯浓度，有报警信号时必须停止作业，进行处理。二、瓦斯传感器的配备和使用掘进工作面及回风各安设一瓦斯传感器，通过监控分站与矿井安全监控系统相连。（详见监控系统图）按照煤矿安全规程的规定，瓦斯报警浓度大于或等于1%，断电浓度设在小于或等于1.5%，复电浓度小于1%，断电范围为掘进工作面内的电气设备。瓦斯传感器，瓦斯检测设备每7d要用校正气样和空气样调校1次，并对其超限功能进行测试。便携式瓦斯报警仪或便携式光学瓦斯检测仪与瓦斯传感器检测的瓦斯浓度数据，每天要进行对照，如两者检测的数据误差大于允许误差值时，先以检测读数的大值为依据进行瓦斯管理，然后在8h内完成两种设备的调校工作。第六节 排水 由于本巷道是沿煤层掘进，无积水的危险。第七节 运输系统空车和材料车的运输系统：1、材料从地面由机车直接运送到主平硐车场，再由人工运送到工作面，掘进矸石由人工推至煤楼转倒入主平硐车场矿车内，再由机车直接运出井口。2、掘进矸石出井后，全部用来平整（填方）井口工业广场。第八节 通讯系统在主平硐口、作业地点各安设一部电话，直接与矿调度室联系第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织1101运输巷掘进日循环2个，循环进度1.2m，架铁棚支护平行作业。详看“工作面作业图表”和“劳动组织表”表5 劳动组织表工种出勤人员/人备注工种出勤人员/人备注早班中班夜班早班中班夜班打眼工22碹工兼爆破工砌水沟工3兼装矸(煤)工33兼接风水管工22兼机车司机11支架(护)工223兼辅助工111兼注：劳动组织中正副队长4人未列。第二节 循环作业1、合理安排各道工序进行作业。2、打乱正规循环的补救措施提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，实现正规循环后再恢复循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，保证正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。见循环作业图表：作业循环图表第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1201运输巷掘进1循环出勤人数人62循环进尺m/人0.23效率m/工1.2三班统计4月循环数个905月进尺m906循环率%807炸药消耗量kg/m168雷管消耗量发/m299杭木消耗量m3/m0.00510料石消耗量m3/m11河沙消耗量kg/m12水泥消耗量kg/m 第七章 安全技术措施第一节 作业前的准备工作及安全知识教育和学习一、作业前的准备工作1、组织掘进班学习该掘进工作面作业规程，让每班工人了解该掘进面作业全过程的操作技术要求及安全技术措施等。2、作好施工前的准备工作，机具设备等安装到位，对各种设备进行检查维修，确保设备完好。 3、开好班前会，每个作业人员必须服从分配，听从班长指挥，遵守劳动纪律；严格按照该掘进工作面作业规程及煤矿安全规程的有关规定执行。二、各工种、岗位的安全操作技术措施1、班长的职责（1）上班前由班长组织该班各工种工人开好班前会，向工人介绍掘进工作面位置、操作技术要求及避灾路线等，同时对下井人员做好记录并强调劳动纪律等。 （2）上班前，由班长与上一班做好交接班工作，并将上一班遗留问题及安全等方面的情况详细向该班工人介绍。 （3）进入作业地点前，首先由瓦检员和班长进入工作面检查瓦斯和安全，敲邦问顶，确认无隐患和工作面安全后，工人方能进入工作面再检查身边安全后作业。 （4）在掘进过程中，班长必须随时检查工作面各地点的安全情况，发现隐患及时进行处理；当工作面出现异常时，应立即通知工人迅速撤出工作面，并报告矿长。（5）每2小时，由班长提醒工人检查工作地点安全。（6）班长必须随时检查各工种工人的操作情况，发现违章操作必须立即指出并当场纠正，严禁违章指挥。（7）指导各工种工人严格按照作业规程、操作规程和安全规程操作，并协助爆破工进行爆破作业。同时在爆破前亲自清点人数，确认无误后，下达起爆命令；并亲自布置专人在禁警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作等。2、打眼工安全操作技术措施（1）打眼前，首先检查风钻及电煤钻是否完好，开关、进线等处是否漏电；若存在问题，必须通知维修工进行维修后方能使用。 （2）打眼时，必须严格按照操作规程、作业规程和安全规程操作，并按作业规程规定的炮眼布置进行打眼，同时根据煤岩变化优化调整，严禁挑顶等违章操作。（3）打眼时，推力必须适度、均衡，严禁时大时小，更不能用力过猛。（4）打眼时，操作工人必须脚要站稳，严禁站在控顶区内或支架不牢固的地点作业。抽出钻杆时，要慢慢抽出，严禁用力拔出。 （5）打眼钻孔时，若发现岩松软、片帮、来压或钻孔中有水，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻矸，由班长负责立即向矿调度室报告。如果发现情况危急时，必须立即切断电源，撤出所有人员，然后采取措施，进行处理。（6）拉电钻输电线必须先停电后再拉线，收线时也必须停电后再收线。（7）打眼结束后，必须及时切断电源并收好电钻及电线，放置在安全地点。3、放炮工及爆破工作的安全操作技术措施（1）放炮工作必须由专职爆破工担任。（2）雷管必须经保管员检验后领用，炸药、雷管分装分运下井。（3）井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，必能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。（4）爆破器材必须放置在支架完整，避开机械、电气设备的地点，并分别装入专用的爆破材料内加锁锁好，放置在干燥的地点，同时保持一定的安全距离。在保持爆破时必须把爆炸材料箱放置在警戒线以外的安全地点。（5）从成束的电雷管中抽出单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，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，必须将其脚线扭结成短路。（6）爆破工必须依照爆破说明书进行作业，严禁违章作业。（7）爆破工作必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁”放炮制度。（8）装起爆药卷时，必须遵守下列规定： 必须在支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装起爆药卷的数量以当时当地需要的数量为限。 装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。 电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。 电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。（9）装药前，必须首先清除炮眼中的煤粉火岩粉，在用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的药卷必须彼此密接。（10）装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及电煤钻等导电体相接触。（11）炮眼封泥应用水炮泥，该工作面炮眼深度为1.2m，掏槽眼装药量不小于0.7封泥长度不得小于0.9m。水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或可燃性材料作炮封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。（12）装药前和爆破前，支架有损坏、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0、炮眼内发现异状、温度积聚升高或将低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、工作面风量不足等情况时，严禁装药、爆破。（13）爆破母线必须符合标准，采用绝缘母线单回路爆破，爆破前爆破母线扭结成短路。爆破母线与连接线、电雷管脚线和连接线、脚线与脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与带电导体接触。（14）井下爆破必须使用发爆器。爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。（15）爆破工必须最后离开爆破地点，必须在距爆破地点约100.0m的进风巷道内起爆。（16）爆破前，脚线的连接、爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人进行。（17）爆破前，班长必须亲自布置专人在禁警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。（18）发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到起爆通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器内。爆破后必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。（19）爆破前班长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出起爆警号，至少再等5s方可起爆。（20）爆破后，待工作面的炮烟被吹散后，爆破工、瓦斯检查工和班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。如有危险情况必须立即处理。（21）通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间(至少15min)，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。（22）处理拒爆、残爆时，必须在班长的指导下进行，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下一班爆破工交接清楚。（23）处理拒爆时，必须遵守下列规定： 由于连接不良造成拒爆。可重新连线起爆。 在距拒爆眼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。 处理拒爆的炮眼后，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。4、瓦斯检查工的安全操作技术措施（1）瓦斯检查工必须跟班作业，随时检查工作面瓦斯情况并做好记录。严禁空班漏检。（2）严格执行“一炮三检”制。即装药前要检查瓦斯浓度，爆破前要检查瓦斯浓度，爆破后要检查瓦斯浓度。当瓦斯浓度超过1.0，必须及时通知有关人员停止作业，并撤到安全地点。同时协助班长查明原因。（3）瓦斯检查工必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查记录牌上，并通知现场工作人员。5、支护工的安全操作技术措施（1）掘进工作面必须加强临时支护，发生支架梁折柱、巷道底鼓变形时，支护工必须即时更换、清挖。（2）掘进工作面必须按规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固整齐，严禁将支柱支设在浮矸上，严禁使用拆损、失效的支柱。采用柱窝等措施防止支架倾倒。（3）放炮通风后，首先检查安全，进行敲帮问项，补齐被崩倒的支架，清除底板浮矸，并采取前探梁临时支护控制顶板后再作业。6、维修工的安全操作技术措施（1）维修工在检修设备时，必须切断供电电源，并悬挂“正在检修、禁止启动”字样的警示牌。（2）井下电气设备的检查、维护和调整，必须由专职电气维修工进行。（3）井下防爆电气设备的运行、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气设备，维修工必须立即处理或更换，严禁继续使用。（4）井下各种电气设备的启动和停电，必须有专职电气维修工操作，严禁其他人员操作。（5）井下各种电气设备的停电和启动，必须符合煤矿安全规程的有关规定。7、局部通风机的管理措施（1）加强局部通风机的通风管理，提高风筒接头质量，安设风筒时，必须吊挂平直，拉紧拉稳，在直线段落内应使风机和风筒安在一条直线上，弯道处尽量使风筒缓慢拐弯，风筒出风口距掘进碛头为5 m。（2）局部通风机必须严格按照掘进通风示意图安设于主平硐距回风口大于10m处。（3）随时检查风筒的漏风情况，发现漏风及时补，绝不放过“针眼漏风”。（4）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转，不得停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出工作人员。三、防治提升运输事故的安全技术措施1）轨道和道岔选择标准的轨型及道岔，轨距600mm。轨道的铺设必须符合以下规定：扣件必须齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm：直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm：直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm。下偏差为-2mm；在曲线段内设置轨距拉杆：轨枕的规格及数量要符合标准要求，间距偏差不得超过50mm，道碴的粒度及铺设厚度要符合标准要求，轨枕下应捣实，对道床要经常清理，无杂物、无浮煤、无积水；同一线路使用同一型号钢轨。道岔应满足设计要求，道岔钢轨型号不得低于线路钢轨型号。2、行人管理和躲避硐的安全措施严禁使用矿车、材料车和平板车运送人员。行人不能在轨道上行使，必须随时注意是否有车辆通过，在需要横跨轨道时一定要看清没有来车确保安全的情况下快速通过。巷道中行人，必须走人行道。3、人力推车时，必须遵守下列规定1次只准推1 辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m。巷道坡度大于7时，严禁人力推车。推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物、从坡度较大的地方向下推车、以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时同出警号。严禁放飞车4、处理掉道矿车的防范措施处理掉道矿车时，人员不得站在矿车的两侧和下方。 处理掉道矿车时，如是重车，必须先把物料卸下，放置在安全地点，再处理掉道矿车。5、预防串车脱节的措施运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引车数、各车的连接和装载情况。牵引车数超过规定，连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁发出开车信号。第二节 一通三防一、通风1、局部通风机必须由瓦检员专职定责管理，保证正常连续运转，任何人不得以任何借口停开局部通风机。2、风筒采用抗静电阻燃风筒，必须悬挂整齐，逢环必挂，风筒双反边连接，减少漏风，提高通风质量，若有破损必须及时修补或更换。3、风筒出风口距掘进工作面不得超过5米，放炮前必须采取可靠的保护措施，不得停风。4、局扇处必须安装风电闭锁和漏电保护装置，并经常检查运行情况，局扇和启动装置必须安在进风巷道中，距回风口不得小于10米。5、如遇因特殊情况需要停电停风或当瓦斯超限时必须按如下措施执行：1、个别地段瓦斯浓度超过规程规定时，必须严格按照规程规定和瓦斯排放的等级，及时采取措施进行处理。 2、一级排放管理，井下停风地点瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%以及恢复临时短暂停风，停工区域工作面的供风或生产，在能确定其瓦斯浓度不超过3%时，由通维队长、瓦检员、生产班组长、电工负责现场排放。 3、二级排放管理，瓦斯浓度小于3%，排放瓦斯流经路线短，直接进入回风系统，并不影响采掘工作正常运行，排放前，有安监科负责人提前3天制定安全措施，由安全生产副矿长核实同意和总工程师批准，有安监科和安全生产副矿长或技术员负责组织人员进行排放。 4、排放瓦斯的安全措施，必须根据不同地点的不同情况，有针对性，禁止使用“通用”措施，更不准几个地点共用一个措施，排放瓦斯的安全措施应包括下例内容：a、要计算排放瓦斯量，供风量和排放时间，制定控制放瓦斯的方法，严禁“一风吹”，确保排出的瓦斯风流在同全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.5%。b、确定排放瓦斯的流程线路和方向，风流控制设施的位置，各种电器设备的位置，做到齐图齐文，并在图中注明。c、明确停电撤人范围，凡是排放瓦斯影响的硐室，巷道和被排放瓦斯流程的路线，必须切断电源，撤出人员，标明警戒人员的位置。d、瓦斯排完后，必须指定专人检查瓦斯，只有在排放瓦斯巷道的瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，才能指定专人恢复供电。5、三级排放管理。凡排放瓦斯浓度超过3%的停风区时，其排放程序必须按以下规定执行，并层层把关，分级负责。a、由井在排放前一人向安通部填制瓦斯排放申请表，制定安全措施，明确排放路线，参加人员，并落实责任。b、由总工程师召集有关部门，技术人员并请求救护队领导参加的瓦斯排放会议对安监科初审同意的排放安全措施进行最后审定，确定排放方法，排放时间和指挥负责人，并签字备查。c、排放前，由排放指挥负责人组织全体排放人员学习安全措施，交待有关注意事项。具体排放工作请示救护队实施。6、排放积聚瓦斯必须控制风流，排出风流与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.5%。排放线路的整个通风系统内必须停电撤人。7、排放瓦斯的安全措施必须由总工程师组织与关部门进行回审后方可生效，严禁任何单位和个人私自排放瓦斯，凡无计划排放瓦斯的，由总工程师或技术远组织安监科、生技科等部门进行追查并处理。8、建立瓦斯排放台帐，每次排放瓦斯时由指挥者指定专人做好记录，记录内容包括：排放前的瓦斯浓度，开始和排放的时间。排出风流中的瓦斯浓度等。排放记录抄送总工程师和安监科备查。9、当排放地点及相应的回风流中的瓦斯浓度都符合规程规定，且无局部瓦斯积聚时，才能结束排放工作，撤离岗哨警戒人员，由指挥者组织对排放区域供风供电或恢复生产。二、瓦斯1、掘进工作面必须由专职瓦斯检查员进行巡回检查，严格实行“一炮三检”和“一班三检”制度，严禁空班、漏检。2、必须及时填写好瓦斯吊牌并作好记录，做到瓦斯记录“三对口”，严禁弄虚作假。3、瓦斯浓度超过煤矿安全规程规定，瓦检员必须指挥停止作业，撤出人员，查明原因进行处理。4、瓦检员必须在掘进工作面现场交接班，说明当班情况。5、作业人员必须佩戴自救器。三、防尘1、防尘设施保持完善，水源充足。2、掘进工作面安装喷雾装置，打眼时采取湿式钻眼，放炮后冲洗巷邦，装砂时洒水除尘。3、作业人员作业时必须佩戴防尘口罩。四、防火1、严禁作业人员带烟、火，穿化纤衣服入井。2、井下电气设备严禁失爆，供电线路严禁“鸡爪子、羊尾巴、明接头”。3、