矿业有限责任公司回风措施巷掘进工作面作业规程.doc

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1、目 录第一章 概况3第一节 概述3第二节 编写依据3第二章 地面位置及地质情况4第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4第二节 岩层赋存特征4第三节 地质构造5第四节 水文地质6第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 矿压观测6第三节 支护设计7第四节 支护工艺8第四章 施工工艺9第一节 施工方法9第二节 凿岩方式10第三节 爆破作业10第四节 管线及轨道敷设12第五节 设备及工具配备13第五章 生产系统13第一节 通风13第二节 压风14第三节 供电14第四节 排水14第五节 运输15第六章 劳动组织及主要技术经济指标15第一节 劳动组织15第二节 作业循环16第三节 主要技术

2、经济指标16第七章 安全技术措施17第一节 一通三防17第二节 顶板19第三节 钻眼爆破20第四节 防治水21第五节 机电22第六节 运输22第七节 其它24第八章 灾害应急措施及避灾路线29作业规程学习和考试记录 30作业规程复查记录 30 第一章 概况第一节 概 述一、巷道名称、位置与煤（岩）层、相邻巷道的关系（一） 巷道名称本作业规程掘进的巷道名称为：201回风措施巷。（二） 位置与煤（岩）层的关系该巷沿B4上煤层顶板掘进的全岩巷道。（三） 相邻巷道的关系201回风措施巷从201回风巷11点前7米处开门，相邻巷道的关系祥见工程平面图。二、掘进目的及巷道用途（一）掘进目的掘进目的是为了探明

3、201工作面B4上煤层走向及厚度变化情况。（二）巷道用途该工程主要担负工作面回风、行人等任务。三、 巷道设计长度及服务年限（一） 巷道设计长度201回风措施巷设计长度为22米。（二） 服务年限201回风措施巷服务年限约1年。四、 预计开竣工时间该掘进巷道于2010年6月下旬开工，预计2010年7月竣工第二节 依据一、采区设计说明书及批准时间施工设计图名称为201回风措施巷施工设计图，批准时间为2010年6月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为201回风措施巷掘进地质说明书、201回风措施巷瓦斯地质说明书通风设计，批准时间为2010年6月。三、 矿压观测资料根据201回风半煤巷掘进期间的矿

4、压观测资料可知，本巷道顶、底板岩性较好。在施工过程中须加强矿压观测和支护质量，确保施工安全。四、 其他与编制规程相关的技术规定1煤矿安全规程2.丰城矿务局安全技术操作规范3.丰城矿务局安全装备技术管理规范4煤矿作业规程编制指南5.煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法之掘进安全质量标准化标准及考核评级办法及其他相关法律法规。第二章 地面相对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表1 井上下对照关系情况表水平名称-360水平工程名称201回风措施巷地面标高/m+30-+50井下标高/m-360地面的相对位置建筑物、小井及其它锁口山的北面，有一口废弃小窑，地表为山地。井下位置对掘进巷道

5、的影响巷道沿B4上煤层掘进。邻近采区开采情况未开采第二节 岩层赋存特征一、煤层瓦斯涌出量：参考邻近矿井尚庄矿， 预计该煤层瓦斯解吸指标K1值为1.2左右，S值为6kg/m以上，瓦斯绝对涌出量在2.0-2.5m3/min左右。二、瓦斯等级：未作鉴定，按煤与瓦斯突出工作面管理。属高瓦斯突出危险性掘进工作面。三、自燃发火期：未作鉴定，属煤具有自燃发火期。四、煤尘爆炸指数：煤尘具有强烈的爆炸性,其爆炸指数为：20.8%。五、地温：地温2535，地压随采动显现明显。附图1岩层综合柱状图(1:200) 名称厚度（米）柱状岩性描述老顶40米以上深灰色粉砂岩, 夹细砂岩条带直接顶8深灰色伪顶0-1.0灰黑色B

6、4 0.8-1.0结构简单，硬度系数1-2.5直接底1.5-2.0浅灰色，遇水易膨胀老底30-35灰白色石英砂岩，具斜层结构第三节 地质构造本巷道所属区域为未开发区，地质构造情况可根据揭露的地质资料预计。在施工中必须坚持“先探后掘”及“先抽后采”的技术。在掘进前应加强瓦斯抽放卸压工作，防止瓦斯突出，遇到断层时及时补充相应的过断层措施。表2 断层情况表序号断层名称性质走向/（）倾向/倾角落差/m对工程的影响1F44薄层状条带状细砂岩NE150-160NE320-32545-501m-2m有少许断层水附图2：预想剖面图。第四节 水文地质一、最大、最小涌水量最大涌水量：0.9075 m3/min，正

7、常涌水量：0.4742 m3/min。二、地表水系及构造导水对巷道的影响程度本面所处区域水文地质条件简单，在掘进过程中会遇少量的顶板砂岩裂隙水下渗，但不会影响正常生产，地表水系对该巷掘进无影响。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置该掘进巷道从201回风巷11点前7米处开门，以0真方位角掘上山22米，水平标高-355m,坡度为+20。附图3：巷道平面布置图第二节 矿压观测一、观测对象201工作面201回风措施巷二、观测内容及方法（一）、锚杆拉拔力测试巷道每掘进20米或每施工300套锚杆，即对施工的锚杆进行一次锚杆拉拔力测试，每次测试选择较近施工的顶锚3套、帮锚3套用锚杆拉力器进行拉拔测试。

8、（二）、顶板离层监测巷道内每隔30m安装一个顶板离层指示仪,顶板离层的临界值为20mm。（三）、顶底板相对移近量、两帮相对移近量巷道掘进30m后，开始布置测站，测站间距100m，每个测站检测点必须是在已支护好的巷道内设置，每隔30天观测一次，直到巷道施工完毕。三、数据处理矿压观测数据必须详细记录，并留有台帐以便参考。如数据超出临界范围，必须采用架设金属支架加固支护。第三节 支护设计一、巷道断面岩石巷道为半圆拱形断面：巷道墙净高1.2米、拱净高1.3米、净宽2.6米，净断面面积为6.033 m2 附图4；巷道支护断面图 二、支护方式(一)临时支护该掘进迎头严禁空顶作业，临时支护紧跟当头及时打护顶

9、锚杆（一排5套），采用单向右旋全螺纹锚杆，l=2000mm,=20，锚杆间排距为800mmx800mm。(二)永久支护根据生产部联系单采用锚网梁支护，锚杆采用单向右旋全螺纹锚杆，l=2000mm,=20，锚杆间排距为800mmx800mm，铁丝网采用12#铁丝网、网目不大于40mm，梯子梁直径10mm，铁丝网间搭接100mm以上。当锚网梁支护难以控制顶板时，必须联合使用锚索加强支护，规格：托板采用槽钢(规格:18#长0.4m/根)，一组两根锚索长9300/根，排间距15001200，施工的锚索必须与顶板成20度。在掘进期间如遇到矿压异常或处地质构造地段，以上支护难以控制顶、帮时，必须联合使用1

10、1#矿工钢架设的梯形棚子以加强支护。三、支护设计（一）设计方法根据该巷道围岩地质资料而设计。（二）巷道支护和支护参数的设计1.锚杆规格：锚杆采用单向右旋全螺纹锚杆，l=2000mm,=20，锚杆间排距为800mmx800mm，锚杆破断力不小于18t ，托盘为边长150150mm的10mm厚钢板；药卷型号：K2335。2.金属网：12#铁丝机编菱形网，网孔40mm40mm，金属网与网之间搭接长度为100mm，采用锚杆压接，局部不能压接的采用小铁丝连接成整体。3.钢筋梯子梁：使用主筋直经不小于10mm、配筋直经不小于8mm的钢筋,主筋间距不小于80mm,材料必须 选用质量合格的A3圆钢。3根连体梯

11、子梁当头横向使用，2根连体梯子梁当头纵向使用。 4锚固剂：使用质量合格的树脂锚固剂，一般为K2335型，不合格的锚固剂严禁下井或使用。 5.锚索（1）锚索：采用7股15.24mm钢绞线，锚索长度9.3m/根。（2）锁具：采用锚索专有锁具，型号MK-15。（3）钢垫板：规格100x100x10mm。（4）托梁采用18#b槽钢，长度为0.4m/根。（5）采用有合格证书的K2335树脂药卷，每根锚索配5卷药卷。（四）质量标准与检验质量标准与检验见表3。表3 质量标准与检验项目设计尺寸、数量允许偏差巷道净宽（中宽）/mm2600合格-50-+150优良0-+150巷道净高（中高）/mm2500合格-3

12、0-+150优良0-+150锚杆扭矩/N.m顶150帮150锚杆间排距/mm顶800 x800合格100帮800 x800优良100锚杆锚固力/kN顶120帮60锚杆角度/( )顶板锚杆应垂直岩层层面，两帮锚杆垂直帮面，靠近四角的锚杆角度必须符合设计要求。锚杆外露长度/mm露出托板50中间锚索间排距/mm1500x1200100锚索角度/() 20锚索初锚力/kN100锚索外露长度/mm50-200第四节 支护工艺一、支护工序安排及支护方式的主要参数1.质量保证项目：锚杆、托板、金属网、钢筋梯子梁等的材质、品种、规格、结构、强度以及锚固剂的材质、配比、规格、强度、顶板离层指示仪监测等应符合设计

13、要求。2.基本项目：巷道墙净高1.2米、拱净高1.3米、净宽2.6米。允许误差为-30150mm。巷道净高为2.5m，允许误差为-30150mm。锚杆安装牢固，托板及钢筋梯子梁紧贴岩（煤）面。锚杆初锚力：顶锚大于65KN，帮锚大于40KN。锚杆锚固力：顶锚大于120KN,帮锚大于60KN。锚杆预紧力：顶、帮锚杆不小于150NM。锚杆排间距：锚杆排间距为 800800mm，允许误差为-50-+50mm。锚杆角度：顶板锚杆应垂直岩层层面，两帮锚杆垂直帮面，靠近四角的锚杆角度必须符合设计要求。锚杆端部必须推至孔底，尾端露出托板应小于50mm。（不包括螺冒长度）锚索露出锁具外长度不得大于20020。锚

14、杆孔深度：顶板锚杆孔深度为2000mm，帮锚杆孔深为2000mm，允许误差为0-+50mm（锚杆眼深度不超过锚杆全长）。锚索孔深不得大于设计30。锚眼孔内岩岩粉要吹洗干净。搅拌药卷时,其搅拌时间一定要控制好在10-15秒左右。施工时必须带秒表测定时间，严禁搅拌时间过或长过短。严格按中腰线施工，确保巷道成形良好。 （14）锚杆打好后,必须等待2-3分钟后再用锚杆钻机或板手拧紧螺母，确保托板、杆体均不得松动。锚索打好30分钟后，装上槽钢、托板、锁具等紧贴顶板，挂上张拉千斤顶，开泵进行张拉，同时观察压力表读数，达到设计预紧力后，停止张拉，卸下千斤顶，锚索安装完毕，锚索安装48小时后，如发现锚索预紧力

15、下降，应及时补拉。铺网质量：网要铺满、绷紧、平整、紧贴煤岩面。铺网方向应与巷道掘进方向垂直，网间搭接长度大于100mm，网间压接牢固，并用14#铁丝绑扎。必须使用质量合格的树脂锚固剂,锚杆每孔使用锚固剂数量不少于1条，锚索孔不少于2条。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂，锚固剂应在温度为425度的避光防火的仓库中储存。（供应科必须向施工单位提供符合质量要求的合格锚固剂）。所有锚杆必须使用预紧力专用螺母（T型销钉或堵片加长螺母）,并在上螺母时加装特制塑料垫圈，便于目测。 锚杆锚固力如不符合要求，必须重新补打合格的锚杆。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工顺序201回风措施巷由我队施工

16、， 从201回风巷11点前7米处开门,以0真方位角掘上山22米，坡度为20。二、巷道开口施工方法（一）技术组进行导线测量，精确控制巷道开门中、腰线，用石灰水标记好，同时画好巷道开门掘进轮廓线。（二）将巷道开门处管路、电缆等进行处理，防止放炮崩坏。（三）巷道开门前3m必须采用放小炮的施工方法施工，同时周边眼眼距控制在0.3m以下，严格控制装药量。（四）必须班掘班锚，及时搞好支护，防止片帮冒顶。（五）巷道开门处可根据要求施工2-4根锚索加固巷道。第二节 凿岩方式一、炮掘施工方式（一）掘进采用钻眼、光面爆破1、打眼机具：气腿式风动凿岩机打眼2、装载、运输：本当头装载使用人工出碴，运输使用1t的矿车。

17、3、降尘方法（1）坚持湿式打眼，坚持使用水炮泥，禁止打干眼。（2）装矸时先洒水降尘。（3）每隔50m设置一道喷雾洒水降尘装置。（4）合理控制通风量，及时排尘。（5）坚持佩戴口罩，搞好个体保护工作。（6）在201回风岩巷安装二道高压喷雾降尘装置。第三节 爆破作业表4爆破说明表一、爆破眼打眼工具：采用型号7665风钻打眼，2m长麻花钻杆，钻头为直经42-45mm硬质合金钻头。二、爆破1、爆破器材：选用I至V 段毫秒延期电雷管（总延期时不超过130毫秒）,三级煤矿许用炸药、MFB-200型防爆发爆器。2、装药方式：采用正向装药，装药顺序为：起爆炸药、被动药卷、水炮泥、黄泥，最后用黄泥封满孔 3、爆破

18、方式：采用串联联线，全断面一次启爆正向爆破。4、炮眼装药结构图：附图5采用正向装药结构。（附装药示意图）1.炮眼布置图：（三视图）附图62.爆破说明书：眼号眼名眼深角 度装药量雷 管连线方式水平垂直条/眼公斤个数段号16掏槽眼2.278043.661串联719铺助眼2.092536.751532034周边眼2.090025.11753539底 眼2.092553.7551合计2.019.2431、 原始条件：序号名称单位数量1掘进净断面Sm26.0332炮眼深度m23炮眼个数个434岩的硬度中等5雷管类型毫秒延期雷管6炸药类型三级煤矿许用炸药7总装药量kg19.24、预期爆破效果：序号名称单位

19、数量1每循环炮眼总长度m22炮眼利用率%1.23每 m3炸药消耗量kg/ m33.24每 m3雷管消耗量个/m37.15每循环炸药消耗量kg/循环19.26每米炸药消耗量kg/m127每米雷管消耗量个/m278每循环进尺m1.69每循环落岩量T18第四节 管线及轨道敷设（一）管路安装本巷施工期间布置3路管子，管子均安装在巷道右帮侧，一趟供风管路采用2焊接管，两趟供水管路采用1焊接管。供水管敷设在供风管路上方，供风管距底板距离为0.8m1.0m，管路间隔100mm。采用专门焊制的管卡子固定在帮部管路吊挂上，固定点每4.0m固定一处。掘进期间，水管按50m设一三通。管路吊挂要保持平直。（二）电缆吊

20、挂本巷施工期间，电缆均吊挂在本巷东帮侧。电缆按顶板监测电缆、瓦斯监测电缆、信号电缆、负荷电缆、动力电缆顺序自上而下分挡掉挂，电缆钩采用5头钩。电缆钩距按每1.0m固定一个电缆钩。电缆吊挂最下一条电缆距底板不少于1.8m。吊挂保持平直。(三)风筒吊挂风筒布置在本巷西帮侧，风筒逢环必挂，保证平直，风筒接头严密，无破口，风筒出口距迎头距离不超过5m。风筒底部距底板距离不小于1.6m。第五节 设备及工具配备表5主要施工设备及工具配备表序号名 称规格型号单位数 量备 注1风钻7655台3使用2台，备用1台2耙岩机PB-30台2使用1台，备用1台3喷浆机ZP-VII台2使用1台，备用1台4锚杆钻机120型

21、台2使用1台，备用1台5U型1t固定矿车1.0m3辆306JD-11.4绞车11.4Kw台2第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离压入式通风,由局扇将新鲜风流送入当头，供风距离距迎头不得超过10m。二、通风系统(一)新鲜风流地面 副井井筒 副井360甩道车场 201运煤联络巷 掘进工作面(二)污风风流掘进工作面 201回风岩巷 风井井筒 地面。附图7：通风系统图三、风量计算1、按人数计算：Q=4N=4x15=60 m3/min式中： Q掘进工作面实际需要风量，m3/minN工作面同时工作的最多人数。2、掘进工作面最低需风量：Q掘=7.8A(LS)2K水1/3/t =7.819.2(

22、1006.033)21.21/3/20 =79.2 m3/分式中：A-一次爆破装药量； L-放炮安全距离； S-巷道掘进断面； t-吹炮烟时间； K-系数；取大值为掘进工作面通风量Q=117m3/分钟。风速校核：Q=79.2m3/分=1.32m3/s V=QS=1.326.033=0.219m/s式中：Q掘进工作面最低需风量，m3/min S巷道断面。 V掘进工作面最大低风速。3、确定所需配风量巷道风速0.219 m/s符合煤矿安全规程规定的掘进中的岩巷风速要求（0.15m/sV4.0m/s）。四、局部通风机选型及安装位置根据风量计算，考虑通风距离，选用ZBKJ-215型对旋式通风机，局扇技术

23、参数：全风压供风量Q=300360 m3/分，送风长度大于1000m，功率：215Kw。附图8：风机安装位置图第二节 压风一、压风系统压风机房 副井井筒4吋压风管 副井360甩道车场 201回风措施巷二、附图9：压风系统示意图第三节 供电一、供电方式、电压等级、电器设备-400变电所 660V -400大巷 660V 副井井筒 副井-360车场 201运煤联络巷 掘进工作面JD-11.4绞车等用电设备。二、附图10：供电系统示意图第四节 排水一、排水系统 201回风措巷当头及巷中引水至水仓内使用水泵打至水沟-385总回风巷-400水平水仓地面。（该巷道裂隙水及作业用水对施工无影响）二、附图11

24、：排水系统示意图第五节 运输一、运岩系统 掘进工作面 201回风岩巷 201运煤岩巷 副井360甩道车场 副井井筒 地面1.0t矿车至矸石山。二、运料系统 支护材料（轨道、机电设备等） 副井主提升下放 副井360甩道车场 201运煤岩巷 掘进工作面。三、附图12：运输系统示意图第六章 劳动组织及主要经济技术指标第一节 劳动组织一、劳动组织（说明）表6 劳动组织表工种出勤人数/人备注中班夜班早班合计打眼工44412爆破工1113装岩机司机1112绞车司机1113推车、摘挂钩工2226开泵工机电维修工1113班长1113合计11111133第二节 作业循环表7循环作业图表班别工 序 名 称工 时时

25、 间小班时分12345678掘进班交 接 班8小时015延中腰线、接风水管等准备工作020打 眼230装药连线放炮030通风025出 矸220打锚杆140第三节 主要技术经济指标表8主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1工作面长度m 222巷道毛断面M26.0333在册人数个754出勤人数个655出勤率%936循环进度m1.67日进尺m3.28月进尺m809循环率%90第七章 安全技术措施第一节 “一通三防”一、通风管理1加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨

26、擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量。3管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。4局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。 5使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5时，方可人工开启局部通风机。 6局部通风机必须

27、使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或与采煤工作面分开供电。 7局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1和最高二氧化碳浓度不超过1.5，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。 8局部通风机无计划停风预案：（1）局部通风机无计划停风时，班组长必须立即命令停止工作，撤出人员，切断电源，并及时向调度室汇报。如兼职司机在10分钟之内无法恢复通风时，班、组长协助瓦斯员在全风压巷道口打好栅栏，切断作业面动力电源，安排专人看管风机，禁止随意停开风机和人员进入停风区。（2）矿调度室必须及时

28、向有关领导汇报并安排人员查明局部通风机停风原因，进行处理，为尽快恢复通风做好准备。恢复通风前，必须检查瓦斯。高瓦斯区掘进工作面停风、瓦斯重点区掘进工作面停风时间超过2小时、非瓦斯重点区掘进工作面停风时间超过8小时，恢复通风时，必须由救护队进行探查。在规定时间内，由专职瓦斯检查员进行探查，当氧气浓度不低于18，瓦斯浓度不超过1，二氧化碳浓度不超过1.5，方准人工恢复通风，否则要按规定排放瓦斯。 （3）局部通风机无计划停风，总工程师必须组织有关领导和部门负责人及时进行分析处理，总结经验教训，并有记录可查。 9巷道贯通预透必须遵守下列规定：（1）掘进巷道贯通预透前20m，通风部门必须预计贯通预透后的

29、通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。（2）贯通预透时，必须有专人在现场统一指挥，掘进工作面必须保持正常通风，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到贯通点检查贯通点处的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有其回风流中的瓦斯浓度都在1以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，必须有专人警戒。二、防尘管理（一）坚持湿式打眼，坚持使用水炮泥，禁止打干眼。（二）装矸时先洒水降尘。（三）每隔50m设置一道喷雾洒水降尘装置。（四）合理控制通风量，及时排尘。（五）坚持

30、佩戴口罩，搞好个体保护工作。（六）在201回风措施巷安装二道高压喷雾降尘装置，距迎头安装位置不得超过5m。三、防火管理掘进时采用风钻打眼，爆破喷雾降尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。四、防灭火措施：（1）风机选型要考虑工作面的实际需要风量，保证风机供风量满足要求。（2）本掘进工作面必须安设双风机双电源，并能自动切换，保证风机正常运转。（3）巷道开门掘进30米时，对开门30米范围内掘进巷道全断面喷浆封闭，喷浆厚度不少于10

31、0mm，作防火处理，巷道顶部及两帮超挖时，采用不燃性材料充填灌实。（4）巷道施工期问，每隔50米设一个防尘三通阀门，定期设专人洒水防尘，防尘水压不小于1.0MPa。 （5）当施工中发生冒顶事故时，要用以下方法处理，用砼背板穿顶，空洞内用不燃性材料(如黄泥，渣子袋等)充填接顶。（6）杜绝使用不合格的爆破材料，正规操作，防止炸药出现爆燃现象。（7）井下供电做到三无、四有、两齐、三全、三坚持”不准超负荷运转，不准带电外移设备，电器设备不用时，切断电源，所有机电设备杜绝失爆。a.井下供电应做到：无鸡爪子、养尾巴、无明接头。b.有过流保护和漏电保护、有螺丝和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置。c.电缆悬

32、挂整齐、设备硐室清洁整齐。d.防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全。e.坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻综合保护、坚持使用局部扇风机风电闭锁。 （8）放炮前后洒水，定炮使用水炮泥，严禁明电放炮，放明炮，糊炮，放炮时要保证冲击波水幕和净化水幕同时打开。第二节 顶板管理一、正常条件下的顶板管理1.锚杆杆体、锚固剂、钢筋梯子梁、网、托板等材质品种、规格、结构、强度应符合设计要求。供应科必须提供符合质量要求且经过测试的合格锚杆、锚固剂等支护材料,施工单位禁止使用不合格的锚杆、锚固剂等。2.锚杆的初锚力和锚固力必须达到设计要求,并定期进行抽查。3.巷道内每隔30m安装一个顶板离层指示仪,顶板离层的临界值

33、为20mm。4.在断层的上下盘、地质构造带及巷道交岔点等特殊地段必须安装一个顶板离层指示仪。5.顶板离层指示仪必须按其安装要求安装好,严禁弄虚作假,每月份由生产科至少监测一次,并对观测资料及时进行整理和分析。6.施工单位必须爱护好巷道内的顶板离层指示仪,一旦发现损坏必须立即通知生产科重新补装一只好顶板离层指示仪。7.如离层值超过监界值,则必须采用打长锚索的措施来加强支护,如用长锚索（长度为6.3m）或套棚与榴树联合加固。8.施工巷道每隔25-30m或每施工锚杆300根必须进行一次锚杆拉拔力测试,每次拉6根,顶帮各三根。锚杆拉(拔)力未达到设计要求时，必须在其旁补打锚杆。9.施工单位每班要对上一

34、班的锚杆安装预紧力进行抽检（检查30%）,采用扭矩板手对螺母扭矩的检查,如果其中一个不合格,将扭矩不足的螺母重新拧紧即可,如有二个以上不合格,应将所有螺母重新拧紧一遍。10.严格执行敲帮问顶制度,及时清除危岩浮矸。11.打锚杆眼前要做好临时支护,严禁敞棚作业。12.加强已掘巷道的顶板管理，凡发现顶锚杆断裂、锚网坨肚、漏尖、垮帮的地方，必须及时补打锚杆及套棚榴树加固，卡死顶帮。二、特殊条件下的顶板管理 （一）当头一旦发生冒顶事故.所有人员必须迅速撤离现场,待压力稳定后.采取边出碴边套棚护顶。冒顶高度不高0.2m以内时,出碴后直接用锚杆支护,然后打锚索加强支护,锚索密度应根据垮区的具体情况确定,但

35、其密度不得小于正常情况下的密度。如冒顶较稳定,除架设矿工钢梯形棚子（棚距为0.5m）及打棚顶木垛外,还必须用长锚索（9.3m）及双边榴树进行加强支护。（二）在过断层、顶板破碎、地质构造带、压力大及伪顶厚等情况下,用锚杆难于控制顶板时,则必须采取以下措施：1.当头打锚杆,排距改为0.5m,后面打长锚索与套棚榴树联合加强支护,锚索、榴树距当头不超过3m。 2.当头打锚杆,排距改为0.5m,后面架设11#矿工钢梯形棚子,棚距为0.5m,用板皮、扁木卡死顶帮,同时榴双边树紧跟当头,棚子紧跟当头架设。3.所有榴树杠子采用11#矿工钢,顶子采用直经20cm以上长度2.6m以上圆木,要求一梁六柱,顶子打到实

36、底、对山,最后打三只崩子加固。4.必须加强已掘巷道的巷修工作,发现锚杆断裂、顶网驼肚、顶板离层时必须及时补打锚杆或套棚加固巷道,严禁剪网放碴,破坏顶板完整性。5.巷道出现排距超宽或断面超过设计尺寸时,必须在超宽地方补打一排锚杆或架设金属梯形棚加固,棚子规格为3.22.6m（担山木脚）,棚距为0.7m/架。6.各开门点、钻场、水仓及巷道交叉口等处均必须在开门前打二套并排的双锚索进行加强支护,打锚索时严格按锚索施工安全措施执行。第三节 钻眼 爆破一、钻眼爆破管理1建立健全火工产品领退、贮存、运输制度，做到随用随领。 2装配引药必须在顶板完好安全可靠且避开导电体的地点进行。3引药必须同炸药分别装在不

37、同的容器内运往掘进工作面，并且只能由放炮员或专人护送，其他人员和材料不得同箕斗上、下，同时，必须先通知绞车司机和井上、井下信号工、把钩工，(矿车)箕斗运行速度不得超过规范要求。 4严格按照爆破图表装药、连线、放炮，放炮员必须是经培训有合格证的人员担任。5放炮前所有人员撤到安全地点以外，放炮员发出放炮信号，至少等秒后方可启炮。6打眼装药放炮人员必须记清楚炮眼布置的方向、眼数、眼深、装药量，为处理瞎殘炮积累基础资料。7放炮严格执行“一炮三检”和“五人连锁放炮”制度。 8站岗放哨：必须在所有可能通往放炮作业点的巷道口设置站岗放哨。 放炮地点：副井-360甩道车场信号硐室。9放炮电缆必须符合规定要求并

38、且悬挂好，不得与其它管路、电气设备相接触，未放炮时必须将放炮母线扭结短路。放炮钥匙由放炮员随身携带，严禁乱放。10煤矿施工掘进工作面必须使用瞬发电雷管或毫秒延期电雷管，使用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms，不得使用导爆管和导爆索，严禁使用火雷管。11放炮后，放炮员和值班班、队长必须待炮烟吹散后到工作面检查放炮效果，查看是否存在瞎残炮，如有瞎残炮必须当班处理。如果由下班处理，放炮员和班、队长必须现场向接班的下班放炮员和班、队长交接清楚炮眼布置的方向、眼数、眼深、装药量、瞎残炮的个数等情况。12瞎残炮的处理必须严格按照煤矿安全规程瞎残炮处理之相关规定认真落实执行。(1)如果是

39、连线错误造成的瞎残炮，可以重新连线放炮。脚线良好的单个或几个瞎残炮可先连线放炮处理。(2)不能重新连线放炮的瞎残炮必须在距离瞎残炮至少300mm远的位置打与瞎残炮平行的新炮眼，然后装药连线放炮，将瞎残炮用放炮的方法崩出来。(3)严禁使用手拉脚线、压风吹、镐刨等方法处理瞎残炮。(4)处理瞎残炮时，必须由放炮员、班队长亲自处理，其它人员不得在掘进面从事任何与处理瞎残炮无关的工作，并撤离至掘进工作至少150m远处等候，瞎残炮处理完毕后方可进行掘进工作面作业。 (5)放炮后，认真仔细收集未爆的雷管、炸药并按要求退库处理。13.严禁套老眼打眼，防止眼内有未爆的雷管、炸药。14.打眼前必须将工作面的余碴清理干净，仔细检查工作是否存在瞎残炮，一切正常后方可打眼。15.煤矿施工井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，严禁使用黑火药和冻结或未冻结的砂化甘油类炸药。16.不得使用过期或严重变质的炸药材料。