2202综放工作面支架存放硐室施工措施

第一篇：2202综放工作面支架存放硐室施工措施

2202综采放顶煤工作面存放支架硐室施工

安全技术措施

一、施工简介及工序

（一）、施工简介

2202综采放顶煤工作面现长154.4m，现有支架只够支护144m的距离。现场测量情况：机尾架距风巷上帮5.4m，机头架距转载机3.6m。工作面支架长约5.5m，宽1.5m。根据现场情况，经矿领导商议决定，工作面需添加6台中间架（机头添加2架，机尾添加4架）。

（二）施工工序

1、现场共安装6部支架，上端头4架，下端头2架；为此，分别施工一个支架存放硐室和下放支架硐室。

2、支架存放硐室采用锚网+锚索+W钢带支护,硐室规格为：净长8m，净宽8m，净高为2.4m，锚杆间排距均为：800mm×800mm。材料规格：帮部使用玻璃钢树脂锚杆Φ18mm×2000mm,不悬挂网片；顶部使用左旋无纵筋螺纹钢锚杆,悬挂金属网，锚杆规格为：18mm×2000mm；托盘规格为:木托盘200×250×50mm，铁托盘120×120×10mm,金属网规格：使用φ6钢筋，网格：150mm×150mm,“W”钢带规格为：宽280mm，长2000mm，厚度为5mm，锚索规格：15.24mm×6300mm ,间排距：2000mm×2000mm。锚索托盘规格：300×300mm,钢板厚度:14mm.树脂药卷规格：Z2350，锚杆充填2根,锚索充填4根。

3、下放支架硐室采用锚网支护,硐室规格为：净长6m，净宽1.8m，净高为2.4m，锚杆间排距均为：800mm×800mm。材料规格：帮部使用玻璃钢树脂锚杆Φ18mm×2000mm,不悬挂网片；顶部使用左旋无纵筋螺纹钢锚杆18mm×2000mm,悬挂金属网；托盘规格为:木托盘200×250×50mm，铁托盘120×120×10mm,金属网规格：使用φ6钢筋，网格：150mm×150mm。

4、下放支架硐室应提前存放四架中间架，待工作面推至与存放支架平行后，将四部支架下推，与上端头支架连接。

5、下放下部支架走廊宽度应不得低于1.7m，走廊长度应超过25m，具体开挖临时存放点应选择在顶板条件较好位置，现场下放点开帮处应30º夹角斜切施工，存放支架总长度应不得低于6m。

6、下放至靠近机巷的两部中间架，应布置在2#和3#之间，现场应把1#和2#下移至端头。

7、工作面下端头2#端头架至机巷下巷壁至工作面煤壁范围内顶板采用锚网+锚索+W钢带支护，材料规格：使用左旋无纵筋螺纹钢锚杆,悬挂金属网，锚杆规格为：18mm×2000mm；托盘规格为:木托盘200×250×50mm，铁托盘120×120×10mm,金属网规格：使用φ6钢筋，网格：150mm×150mm,“W”钢带规格为：宽280mm，长2000mm，厚度为5mm，锚索规格：15.24mm×6300mm ,间排距：2000mm×2000mm。锚索托盘规格：300×300mm,钢板厚度:14mm.树脂药卷规格：Z2350，锚杆充填2根,锚索充填4根。

7、施工过程中，超前支护，必须保证《煤矿安全规程》中规定20m。

三、安全技术措施：

（一）安装工艺及打眼要求： 螺纹钢锚杆安装的质量要求： 1）顶板锚杆眼深必须保证深度。

2）打锚杆眼时，必须严格按设计尺寸打设。3）锚固锚杆时，首先将药卷(每眼装两个)送入眼中，然后再把锚杆送进眼中,感觉破坏药包后，开动锚泵机，旋转杆体搅拌药卷，螺纹钢药卷的锚固时搅拌时间约15秒。直至杆体达到眼底，停机（但锚泵机不下落），持续60秒以上的时间后，重新启动钻机。顶破档片（螺纹底部），达到锚固预拉力。正常采用药卷2个，如顶板不好必须进行全长锚固。

4）锚泵机打钻眼时，必须在钎杆上做出眼深的标记，以保证眼深符合设计的要求。5）锚杆外露长度从托盘算起不大于50mm。6）锚杆打设完毕后锚固力不小于50KN。操作要求：

1）作业人员必须认真学习并掌握锚杆钻机的性能和操作方法。2）检查钻机的各零部件是否齐全，紧固件是否松动。3）检查各操纵机构是否灵活。

4）压缩空气一定要清洁，空气压力应控制在0.4～0.63MPa之间，输出管路必须上限压阀。

5）外接水源和气源在送入锚杆钻机前设专用阀门。6）锚杆钻机开动前，扳手、扳把应处于关闭状态。7）油雾器内应注入20＃或30＃机械油。打眼作业要求：

1）每班作业前应做空载试验。

①将支腿控制扳把缓慢转到开的位置，使支腿内部各级缸筒缓慢伸出。将扳把转到关的位置，各级缸筒应在自重下缩回。②将马达控制扳机缓慢压下，使钻杆接头旋转。③将马达控制扳机压下，支腿控制扳把转到开的位置，钻机接头旋转与支腿内部各级缸筒外伸应能同时进行。

④将水控制扳把转到开的位置，不能进行钻孔作业。修复后应重新做空载试验。2）空载试验正常后将六方钻杆插入钻杆接头的六方孔中，将马达控制扳机旋开一小角度，入让钻杆缓慢转动。同时将支腿扳把旋开一小角度，使钻头和顶板逐渐接触。然后将水控制扳把转到开的位置，将马达控制扳机全压下，开始钻孔作业。钻机过程中适当调节支腿控制扳把的角度，即可调节钻进速度。

3）钻完一根钻杆后关闭支腿水源，使锚杆钻机在慢转下带着钻杆下降，然后关闭马达风源。从钻杆接头中取出短钻杆，并将另一已装有钻头的长钻杆插入钻杆接头的六方孔内，继续进行钻孔作业。

4）钻进过程中水流不可中止，水应清洁，否则影响钻进效率。最佳水压应控制在0.6MPa--1.2MPa之间。注意事项：

1）严禁磕碰锚杆钻机支腿。2）锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用。

3）操作前所有操作控制开关，都应处在关闭位置。4）所有通气通水管路确保清洁。5)严禁在钻机下垫木料。6)严禁用手触摸旋转的钻杆。

7）操作锚杆钻机时，应带防护罩进行隔离噪音。8）油雾器内充满足够润滑油，无油雾喷出时不准开钻。

9)减速箱每月应注20＃或30＃机油或黄油，箱体温度不得超过65度。10）推进速度和推进力要适度，防止卡钎，损坏钻杆、钻头。11）当钻机收缩时，手不要按在支腿上，防止挤手。13）钻进过程中，钻杆不得与钻机相对倾斜。

14）用操纵臂可以拧紧锚杆螺母，使钻孔、搅拌、安装螺母一体化，但使用力量要适度，否则会损坏输出轴与内六方套。15）钻进过程中，水流不可中断。

16）操作者应远离钻孔中心线，以防钎杆折断时发生意外。17）冲洗水压力超过4MPa时，应在输水管路上安装减压阀

18）钻孔结束后，用水冲洗干净，并远离工作面，安放位置要正确，禁止平放及摔砸。

4、锚索支护要求：

1）打锚索时使用MQT-110型号气动锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升防止钻杆折断。

2）锚索眼深6300mm，药卷搅拌时间按药卷说明书使用，严禁随意截断药卷和钢绞线。3）锚索预应力要达到要求。

4）锚索尽量与岩层层面或轮廓线垂直布置，外露长度在100-150mm，锚索距迎头不大于10m，顶板破碎时紧跟迎头打设。铺联网要求：

1）顶网短边平行巷道中线铺设。相邻网必须对接，对接长度不小于200mm，接头采用14号双股铅丝连接，拧紧不少于3圈。

2）铺设顶网时操作人员必须时刻留意顶板情况，若有危险停止作业。锚杆支护工艺及要求 1）爆破距离够一排锚杆距离→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸，进行敲帮问顶→开始吊联顶网→打顶板锚杆→每打设一根上好托盘紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格

2）锚杆间距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。3）巷道超挖300mm，必须在其旁边补打锚杆。

4）锚杆螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。5）煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉掏净。

5、交叉点施工要求

1、巷道丁字口、十字口均用锚杆、钢带、锚索进行联合支护

2、各开口和透口处，帮网要连接合格搭接长度不小于20cm，帮锚杆要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过30cm时要补打顶锚杆进行维护。

（二）管理要求

1、顶板管理

（1）、严格执行敲帮问顶制度，作业人员在每次重新进入工作面必须由代班人员认真执行敲帮问顶，将罩头、松动的顶帮危岩等用长2.5米的工具处理掉，作到不安全不作业。

（2）、每班接班后，必须首先对上班所遗留的隐患进行处理，临时支护上好、松动的锚杆立即打紧，做到不安全不作业，（3）、顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢的撬下，不得硬刨强挖。

（4）、工作面临时支护的方式参见图示方法，工作面最大控顶距即放炮后时，应立即前延临时支护，并及时组织上永久支护，严禁进行与之无关的作业，严禁空顶作业。

（5）、工作面顶板正常时采用断面图的方式进行支护；在放炮后及时前延临时支护，当顶板破碎或压力增大时，将循环进尺降低0.8∽1.0M/个每循环永久支护紧跟迎头。（6）、锚杆安装托盘要与围岩，煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片等杂物，托盘、螺母要上紧上牢固。

（7）、对该工程已施工完的巷道要经常检修，不合格的支护要及时进行处理，离层顶帮要及时挑掉。

（8）、施工时工作面应采用一次成巷，不得留尾工。施工中要采用控制爆破，以减小对围岩的破坏和超欠挖。

（9）、巷道施工中发生冒顶及时进行处理，顺序为由外向里逐步进行，同时设专人观察顶板，根据现场情况上好临时支护，严禁空顶作业

（10）、工作面每次放炮前应将临时支护加固，以防放炮崩松，放完炮后要立即前延并刹严接顶，工作面严禁空顶作业。

（11）、若工作面出现挂红、挂汗、出现雾气，或顶板淋水加大、顶板来压等异常情况时停止作业，撤出人员并通知去调度和技术室已采取相应措施解决。

（12）、竣工后必须按要求打设好支护，处理完尾工，经矿有关部门验收合格后，方可撤回施工设备。

2、爆破管理

爆破时要对皮带、电缆、水管进行挂皮保护

（1）、工作人员进入工作面，首先由代班人员进行敲帮问顶，检查瓦斯浓度，清除隐患，残炮及时按规定进行处理、将临时支护和永久支护上齐，不安全不能作业。（2）、每班在打眼施工前，首先应将施工方位线延至工作面，由段队值班段长用红油按规程要求给定各炮眼位置。

（3）、打工作面炮眼时要严格按作业规程执行，打眼工应在钎(钻)杆上标出眼深位置，以便打出的炮眼底均落在同一平面上(掏槽眼除外)。严禁在残眼或裂隙中打眼。（4）、使用多台风钻打眼时，严禁二台以上风钻在同一铅垂线上打眼，以防止台钻落下将下面的人碰伤。

（5）、打眼工应配齐劳动保护，严禁干打眼。

（6）、每班在打锚杆眼前，段队值班段长要用红油按作业规程规定的间排距给定各锚杆眼的位置，同时给定该巷道具有的各种吊挂眼和检查孔的位置。

（7）、工作面应有配套打眼工具和配套钎(钻)杆，以适应工作面的打眼条件。打眼工具应经常检修，严禁带病作业。

（8）、工作面每次放炮要严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”，残炮按《煤矿安全规程》规定进行处理。

（9）、严格按作业规程规定的爆破方式进行装药放炮，达到工作面的光、控爆，最大限度地减小对围岩的破坏和工作面出货量。

（10）、在领运火药时必须使用火药兜子。严禁将爆破材料装在衣袋内。领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。

（11）、火药雷管必须由爆破工亲自运送。炸药和雷管分别存放在炮药箱内，并加锁。火药箱必须放到警戒线以外的安全地点并上架。

（12）、炮眼封泥应符合《煤矿安全规程》规定并使用水炮泥，严禁明火或动力放炮，严禁放糊炮，长距离联线时严禁使用带雷管的脚线。放炮在最小控顶距下进行。放炮必须使用放炮器。

（13）、放炮前代班人员必须指派专人设警戒，放炮工作面20米范围以内为炮区，警戒区为通往炮区距离在100米以内的各通道。放炮距离和警戒距离均不得小于100米，警戒区里严禁有人。

（14）、工作面每次放炮以前，代班人员应指派一责任心较强的人负责进行联络，检查各警戒人员到位以后再通知放炮员。放炮前应由放炮员最后清理人员，接不到通知不许放炮，工作面放完炮以后，再通知警戒人员。警戒人员接不到撤回通知前不得擅自撤回。

（15）、工作面每次放完炮，要待炮烟被吹散后才可进入工作面，并由代班人员进行敲帮问顶，排出一切隐患后方可进行作业。

（16）、放炮八不准：⑴没检查瓦斯。⑵没排除积存瓦斯。⑶没清除煤尘隐患。⑷没充填炮泥和水炮泥。⑸没消除电器失爆。⑹没加强支护。⑺没专职放炮员和放炮器（8）工作面风量不足。

（17）、施工段队采用煤矿许用三级乳化炸药，采用煤矿许用毫秒电雷管爆破方式进行爆破。

毫秒爆破安全技术措施：

1、标志： 段别 秒量 脚线标志 1 ＜13 灰、红 2 25±10 灰、黄 3 50±10 灰、蓝 4 75±15 灰、白 5 110±15 红、绿

2、毫秒爆破联线必须使用串联连线，不得并联或混联，所使用的毫秒管必须经过导通试验的合格品，否则不准使用。

3、使用的毫秒管必须保证总延期时间不超过130毫秒，即最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

4、雷管应全部放在药卷内，装药时防止掏破脚线，并采用反向装药。

5、采用毫秒爆破，采用一次装药，分次联线，分次起爆，每次放炮执行“一炮三检”，“三人联锁放炮制度”。

6、炮眼封泥采用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分全部用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料做炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。

7、炮眼深度及封泥长度要符合下列要求： 1）炮眼深度小于0.6米时，不得装药爆破。

2）炮眼深度0.6-1.0米时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。3）炮眼深度超过1米时，封泥长度不得小于0.5米。

4）光面爆破时，周边炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3米。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0.5米，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3米。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3米。

8、爆破前，脚线的连接工作由经过专门训练的班组长协助爆破工作。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工1人操作。、装药炮眼必须当班爆破完毕，特殊情况下当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

10、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，纽结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5分钟；使用延期电雷管时，至少等15分钟），才可沿线路检查，找出拒爆原因。

11、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，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。

12、处理拒爆时，必须执行下列规定： ⑴由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

⑵在距爆破眼0.3米以外另打与拒爆爆破眼平行的新炮眼，重新装药起爆。⑶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；严禁用打眼底的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

⑷处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸石，收集未爆的电雷管。

⑸在处理拒爆前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

13、放炮员必须持证上岗，自联自放，必须最后一个离开欲爆地点，并距爆破地点100米以外，顶板完整，支护完好的安全地点放炮。放炮前班、组长要派责任心强的专人到能通往爆破点的各个巷道内，距爆破点不小于100米远的地点设好放炮警戒。警戒人员没得到指派人通知不得离开警戒点。警戒点选在顶板完整，支护完好的安全处。放炮时警戒区不得有人。

14、放炮员在联线时，必须将放炮器钥匙或把手随身携带，并将放炮母线从放炮器上摘下来，并扭结成短路。

15、工作面必须执行“一炮三检制度”“三人联锁放炮制”其中有班长，瓦检员，放炮员。

16、毫秒管使用时，不得使不同型号雷管同时使用。

17、放炮后，班组长和放炮员必须巡视放炮点支护情况，将隐患处理完后，人员方可进入工作面作业。

18、工作面必须有火药箱子和雷管箱子，火药箱子与雷管箱子间距不小于30米，火药箱子与雷管箱子距离工作面不小于150米且不大于300米。

19）每班当班剩余火药、雷管，必须由值班段长及放炮员负责返回火药库。

六、灾害应急措施

进入新工作面地点前，必须熟悉该工作面的通风系统及避灾路线。下井人员必须携带自救器，并会正确使用。

遇有火灾.瓦斯.煤尘爆炸或巷道内散发出有害气体事故时，要立即佩戴自救器，一律向进风方向组织撤人。

迎头有透水预兆时，或遇水灾事故时，要立即组织人员向附近巷道高出撤退，并迅速撤出事故地点。

灾害发生后，必须沉着冷静，不得乱喊乱叫，根据灾害位置，程度由班组长或跟班人员带领职工以最快的速度，按避灾路线迅速撤至安全地点。如是瓦斯事故发生后，必须佩戴自救器，迅速撤离。撤至安全地点后，要清点人数，另一方面必须就近电话向调度室回报，同时尽可能将当班现场能处理的灾害积极处理，以免灾害扩大。

本措施未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》、《各工种操作规程》、及矿有关文件规定中规定。

2、距101架2m处打设两个木垛，以便安装时能有效的支护 端头采空区顶板，为安装工作创造有利条件。

3、在安装前准备好安装工作所需的各种工具，拉移、起吊设备用的绳扣、卸扣体必须完好无磨损。

4、在101#液压支架四连杆上用40T型大链绑一个10T滑轮，通过风巷回柱慢速绞车，采用倒拉方式，将载有支架的平板车拉至轨道末端，将平板车固定，并将支架上的捆绑的链条、螺丝等固定件取掉。

5、支架在松绑、卸车时只准现场负责人一人指挥，严禁其它人员乱喊。

6、卸车时，平板车与周围5m范围内及其101#架架间，钢丝绳附近不得有人员停留或作业。

7、将绞车钢丝绳与捆在支架上的40T链子用卸扣连接，开动绞车，使支架缓缓卸车。

8、支架卸车后，利用风巷绞车以倒拉方式将支架拉至101#支架旁边，然后利用单体液压支柱将支架调向并使支架与101#架靠拢。

9、安装支架与101#支架靠拢后立即恢复好该支架的液压管路，并将支架升起接顶达到初撑力。

10、确保乳化液泵压力在28—30MPa，乳化液配比浓度3%—5%。

11、安装时专人负责注意上端头采空区三角区域的顶板变化，如发现异常，立即停止作业并采取措施处理。

12、绞车钢丝绳如从刮板机上跨过，与刮板机接触处要加垫枕木或木板，防止钢丝绳磨损。

13、风巷回柱绞车采用两戗两压固定，卸支架时，平板车用钢丝绳固定在轨道上。

14、预存支架到达卸车地点后，先将载重平板车固定在轨道上，取掉捆绑支架的链条和螺丝，然后用单体液压支柱将支架卸至风巷上帮侧，接好液压管路，并将支架升起接顶后拆下液压管路。

三、其他安全技术措施

1、绞车司机必须持证上岗，每班必须检查钢丝绳完好情况，绞车压摃是否松动。

2、在运输支架过程沿线风水管路的吊挂是否影响支架运输，不合格立即整改。

3、使用单体液压支柱必须完好，用单体顶支架时，必须远距离供液缓慢开动截止阀，单体柱头用8#铁丝捆住，防止柱头打滑伤人。

4、加支架时支架不能出现较大倾斜，必要时底座垫板皮。

5、使用绞车时声光信号灵敏，指挥得当。

6、钢丝绳有摩擦地方，垫枕木防磨损。

7、支架安装到位后，支架侧护板不能超过原支架三分之二，仰俯角不大于7°，歪斜角不超过5°，和原支架保证一条直线。

8、顶底板不能出现台阶现象。

第二篇：综放工作面末采工作总结

内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司

不连沟煤矿 F6103工作面采后总结

编

制:

审

核:

生产技术部：

副总工程师：

总 工程 师:

编制单位：不连沟煤矿生产技术部地测组 编制时间：2012年3月18日

F6103回采工作面工作总结

一、F6103工作面概况

1、工作面位臵及地表情况

本面西连6煤辅运大巷，东部是未采区，北靠F6102面采空区，南部为F6104掘进工作面。

地表为西高东低的斜坡，地表小型冲沟发育，无泉水出露点，多为雨季过水沟，地表黄土层厚约16.7-44.8米，地表无民房，但有一路高压线经过本面。

2、煤层赋存及顶、底板情况

本面所采煤层为6煤，埋深220-288米，平均厚度17米，煤层倾角变化较大且结构复杂，含夹矸5-7层，平均厚度1.5米。

6煤伪顶为灰黑色炭质泥岩，厚度0.3-0.94m，赋存不稳定，薄层状结构；直接顶为砂质泥岩，厚度0-9.9m，层理发育，易破碎冒落；老顶为粗砂岩，厚9-16.7m，局部含砂岩裂隙水。

3、工作面地质概况

本面地质构造，东西方向为两头高中间低的舒缓向斜，起伏角0-5度；南北方向为北部高南部低的单斜构造，起伏角0-5度。煤层倾角起伏较小，煤层节理、裂隙及断层发育。

4、水文地质情况

本面地表沟壑发育，水土流失严重。冲沟多为无水沟，无泉水出

露，地表水文条件简单。

本面井下直接充水水源来自煤系地层上部的太原组砂岩裂隙含水层，导水通道为构造裂隙和采动裂隙。

根据资料显示本面煤层底板最低高程为+918m,实测本地区奥灰水位高程为+882m，比本面回采最低高程高了36m，故奥灰水对本面回采没用危害性。

二、本面回采概况

1、本面于2011年6月中旬开始回采，至2012年2月25日停采，共采出煤量409.2万吨。

2、涌水情况

本面初次来压无涌水，当工作面推进450米时，工作面72-80#支架顶板开始淋水，涌水量约1-2m3/h，3天后无涌水。工作面推进至520米时，工作面机头顶板出现局部淋水，涌水量为2-3m3/h，推进至550米时涌水量变小，到560米时无涌水。经分析，水源均为煤层顶板砂岩裂隙水。经计算F6103工作面在回采期间总涌水量约700m3。

3、构造情况

本面切眼揭露4条落差在2-4米左右的断层，造成初采期间工作面34-50 #、113-135#之间破底板岩石，最大破岩厚度为2米，工作面推进41米后正常；工作面推进至160米时，在86-106#架之间，煤层底板隆起形成小背斜，导致回采破底板岩石，岩性为中细粒砂岩，致密坚硬，最大破岩厚度0.8米；工作面推进至250米时，在116-117#

支架处揭露一条落差为5.5米，倾角75°的正断层，导致工作面破岩长度达47米，最大破岩厚度3.6米，该断层向工作面内延伸约75米后尖灭。

4、地表沉降观测

本面对应地表于2011年7月14日开始塌陷，在切眼中部形成锅底状沉降区。2011年7月14日（距工作面82米位臵）至2011年9月21日（距切眼309米位臵）期间地表塌陷均滞后工作面，最大滞后距离45m,随着回采速度的降低，地表塌陷滞后距离逐渐缩小； 2011年9月22日至2012年2月24日末采贯通期间，地表全为超前塌陷，最大超前51m。经过回采过程中的观测，塌陷区发生台阶式沉降最大裂缝宽约3米，最大沉降量约7米，裂缝最长150米；截止2012年3月18日塌陷面积为492250 m2。

三、末采贯通测量

在末采贯通期间，为了确保F6102回采工作面与主回撤通道的精确贯通，地测组从人员操作误差、仪器误差、控制点精度误差等方面综合考虑，在回采剩150m时地测组就提前针对性的制定了末采贯通测量方案。

1.地测组指定了测量组里业务能力最强的员工负责末采贯通测量，同时选定了自检合格符合测量规范的测量仪器，并组织参与末采贯通测量人员在地面近一步熟悉仪器及末采贯通测量流程。

2.提前在回采变形影响小，行人及行车干扰少，工作面及主回撤通道剖面测量通视的地方布控制点。现场测量：

3.在控制点架设仪器，做检查角，检查角现差按煤矿测量最高精度7秒级导线取14秒，检查角不超限则进行正常工作面剖面测量，如超限则重新假定高程测量主回撤通道与工作面剖面以保证工作面与主回撤通道剖面测量的高程系统的一致性；架设全站仪整平时，管水准气泡在任意方向气泡保证不超1刻度线及整平误差不超2秒；量取仪高和觇标高时分别量取两次，两次互差不大于3mm，否则重测；剖面测量中前视照中误差、对中误差、测量误差不得超过3mm，否则重测；每次剖面测量必须做高程闭合，高程闭合差不得超过20mm.，否则重测。

4.回采至距主回撤通道100m时实测主回撤通道与工作面剖面；回采至距主回撤通道70m时实测工作面剖面（主回撤通道如有变形加测主回撤通道）；回采至距主回撤通道50m时实测工作面剖面（主回撤通道如有变形加测主回撤通道）；回采至距主回撤通道30m时每天实测工作面剖面直至贯通，其中距主回撤通道10m时加测主回撤通道剖面（其它时间主回撤通道如有变形加测主回撤通道）。

5.现场实测完成升井后立即传输数据并生成工作面与主回撤通道剖面对图；数据传输、对比图绘制必须由主测员和前视员分别独立完成后经校对确认无误后方可使用；对比图绘制完成后及时发放综采队与上报生产技术部及矿领导。

末采贯通期间测量组严格按制定方案实施并主动与综采队协调配合，考虑到综采煤机司机不好控制调整量测量组主动在既定方案正常实施的同时，测量组加班加点不休息保证每天测量一次，在末采后期，因顶板压力大，主回撤通道受压变形严重，为了掌握主回撤通道的高程和坡度变化情况，测量组工作人员不惧危险一次又一次的进入主回撤通道实测巷道剖面。为了快速高效地完成了对采面剖面测量，测量组工作人员抓住工作面人员停采不挂网吃饭的短暂时间内快速高效完成测量工作。并及时升井把测量成果整理出来报到综采队、调度室和相关领导手里。为末采贯通起到了重要的作用。

四、对今后工作建议

1、设计主回撤通道巷高时应考虑末采后期顶板下沉量。

2、设计和掘进主回撤通道时应尽可能保持坡度的平缓。

3、主回撤通道支护时应用大阻力垛式支架，越大越好。

3、末采贯通时当工作面与主回撤通道底板相差0.8m时且工作面支架带坡度时就应立即开始调整工作面坡度使支架变平。

4、末采贯通后期剩余10m后应每天观测主回撤通道顶板的下沉量及时调整工作面采高。

5、在工作面接近地质资料显示有构造区域时，要提前对前方煤层进行钻探，以避免工作面破岩，影响生产。

6、当工作面揭露地质构造时，应在支架允许的爬坡范围内及时调整回采坡度。

7、在岩石区段放松动炮时，要布眼密集，减少大块岩石产出，避免出现大块岩石压死前部刮板机，砸坏支架管线等现象。

8、为了降低工作面生产原煤中的矸石含量，建议对回采面中的煤与矸石分装分运，以降低总产煤量中的含矸量。

9、地质构造带可能是煤层中有毒有害气体释放和赋存的空间，虽然本矿井属低瓦斯矿，但不排除局部瓦斯积聚的可能，故工作面回采至构造区域时，瓦检人员要加强该区段施工时的气体检查工作，严防假检、漏检，一旦发现瓦斯、一氧化碳等有害气体浓度超限，须及时采取措施进行处理，并及时上报矿调度室。

10、工作面出水位臵多显现在构造破碎裂隙带和地表为冲沟的地段，为此，工作面回采至这些区段时，综采队应加强顶板观测。

11、工作面排水设防能力应为工作面正常涌水量的2-3倍，确保排水系统随时能够正常启动；加强工作面来压、突水征兆观测。

12、综采队及时排出工作面内的积水，严禁将冲洗巷道水及冷却水排入采空区。

第三篇：工作面初次放顶措施

工作面初次放顶措施

为了保障1101工作面初采和初次来压期间的安全，特制定如下措施：

一、组织措施

1、本矿成立领导小组

组 长：周玉洪

副组长：肖伦华、邹世林、何世彬

2、领导小组跟班上、下井，处理安全隐患，严格按规程施工，发现顶板来压立即组织人员撤离工作面，待压力稳定后组织生产。

二、安全技术措施

1、初采将工作面全部支柱进行二次注液，初撑力符合要求，将溜头、溜尾四对八梁上齐。每推采一排及时挂梁，打好正规柱和对柱，支柱升牢。

2、初采时两超前必须打够20米，支柱前后成线，迎山有力。

3、初采时，如遇顶板破碎和断层处必须用塑料网结实支柱升紧升牢。

4、向前推采时，要严格按规程施工，加强工程质量，按0.8米柱距，0.8米排距，偏差不得超过正负100毫米，支柱要打成直线接实顶。

5、初次放顶期间，放炮时要及时挂梁，挂梁滞后放炮不超过15米，挂梁时必须停炮停溜。顶板破碎时必须边维护边放炮，并坚持放炮后20米范围洒水降尘。

6、初次放顶期间，溜子不得连续开起不停，每10分钟停一次溜子，以便观察顶板。

7、初次放顶期间，必须打齐临时支柱，临时柱一棚一根。顶板破碎时要接实顶，临时柱不得任意挪作它用。

8、初次放顶期间，坚持敲帮问顶，严禁空顶作业。工作面内无空载支柱，严禁缺梁少柱。

9、初次放顶期间，每班坚持二次注液。放炮前将工作面初排支柱重新注液，整改不合格支柱，整改时先支后回。加强泵站的管理，泵压达到18MPa以上，系统不得漏液，乳化液配比达到2~3%。

10、放炮后，先整改打倒歪斜支柱，打好临时支柱。攉煤先攉面后，攉面前煤时，攉出柱窝要及时挂梁支柱，随攉随支，不得空顶作业。攉煤过程中要及时找掉活矸伞檐。

11、初次放顶期间，切顶排加强密集支护。初次来压回柱后，面后顶板不落或冒落不充分，悬顶走向超过4米时，应每隔6米打一组丛柱；悬顶超过8米时，应打丛柱或放炮强制放顶。

12、初次放顶回柱时，严格两人一对，先支后回，使用长把工具按由下到上、由外到里逐架回撤。顶板不好，可打好替棚或护身柱，回出的柱子及时支好，不得空载。回柱时，时刻观察后退路线及周围支架牢固情况，发现隐患及时处理。

13、严格按措施施工。

三、其它未尽事宜按审批意见和1101工作面作业规程执行。采煤工作面初次放顶技术管理

工作面初次来压的技术管理是加强顶管理、减少顶板事故、保证安全生产的一项重要内容。特别是初次来压正确预报和初次放顶期间的顶板控制，对杜绝伤亡事故具有积极作用。

一、正确进行初次放顶 1.直接顶能够充分垮落

（1）在老顶开始断裂下沉之前，支柱必须有足够的初撑力，泵站压力调整在18Mpa，以保证支柱达到7KN的初撑力；从加强支护入手，防止初次放顶阶段两巷、切眼及采面抽冒顶；采面初次放顶前上机组开帮，以减少放炮震动使顶板产生松动。

（2）直接顶、老顶初次垮落步距一般大于10m，来压时矿压明显，此阶段易发生压垮型顶板事故。一般在第五个循环开始即上矿压观测，根据顶板活动情况，及时采取有效措施。

2.人工强制初次放顶

（1）初次放顶距离。通过开采经验和矿压观测，坚硬顶板初次来压步距在29.8~36.7m，因此，在工作面推进20m时，加强人工挑顶力度，进行强制放顶。

（2）垮落高度。强制放顶就是用爆破的方法将顶板人为切断，使其冒落形成垫层以减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载何荷。

（3）放顶方法在最初放顶时，采取小步距、密打眼的挑顶方式，只在眼深不低于1.50m，角度大于75°，呈“八”字打法，也能达到预期目的。

3.初次来压前的压力显现

（1）顶板断裂前煤壁方支承压力显现。采面从切眼推进后，当直接顶和老顶悬露面积达到一定跨度时，顶板下沉，作用在煤壁前方的支承压力逐渐升高，上下两巷距煤壁由里向外的顶板下沉速度逐渐增大。一般情况下顶板在煤壁前方断裂，支承压力高峰很快向煤壁收缩，上下两巷顶板下沉速度又由外向里升高，大于一排时，说明顶板来压随即开始，伴随这个过程，上下两巷20m内两帮侧压增大，支架断梁，折柱增多，片帮加距，断面缩小。

（2）顶板断裂前采面矿压显现。顶板若断裂，支承压力高峰向煤壁收缩，而一排的下沉速度大于末排，这就预示顶板即将来压，当末排的顶板下沉速度又大于一排时，说明顶板来压已经开始。同时，采面煤壁压酥，打炮眼容易片帮，支柱阻力增大，支柱钻底，顶板出现平行煤壁的裂纹、夹沟或台阶下沉。而且伴有淋水现象。

（3）顶板断裂前采空区悬顶状况。实践证明，根据老顶岩梁活动的规律，利用矿压观测数据可知，坚硬顶板悬顶一般可达10排×8m左右，最多可达10排×15m，特别是上隅角由于矿工钢支护的撑力，造成大面积悬顶存在，也极易引起瓦斯积存。

二、初次放顶期间的顶板控制

1.对直接顶的控制措施

在初次放顶期间，对直接顶必须采取“限定变形”的准则，即最大限度地保证直接与老顶不出现较大的离层，在控顶区内保证直接顶完整，不产生台阶下沉，防止直接顶破碎发生漏冒和回柱时顶板跟下伤人，防止因老顶来压时，对直接顶产生冲击，造成切顶垮面。这就要求采面从切眼推进开始，狠抓一排支柱的初撑力，每次放顶回柱前对支柱进行二次给压，以保证支柱的有效支撑能力。这在现场管理中应作为主要内容来抓。

2.对老顶的控制措施

随着采面推进，老顶达到极限垮度而挠曲、下沉，直接顶也随之下沉。根据这一动态，使用戗柱和采用软帮密集柱等特殊支护来提高支护强度，使支架在老顶“给定变形”状态下发挥作用，防止大面积推垮工作面的事故，安全渡过老顶初次来压阶段。

第四篇：401101综放工作面瓦斯治理工作总结

401101工作面瓦斯治理工作总结

一、工作面概况

401101工作面是胡家河矿业公司第一个回采工作面，在中央一号回风大巷南侧布置。该工作面地层整体向南、南西及北、北东方向倾斜，倾角3°～5°，一般3°左右。工作面在中部发育一向斜构造，轴向南东，轴面倾向南西，地层较平缓，倾角较小，一般为2°左右。

该工作面所采煤为4号煤层,煤层倾角平缓，一般小于5°，构造简单；煤层的透气性系数为3.32～3.78m2/MPa2.d，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.033～0.0348d-1，属于可以抽放煤层。煤层伪顶多为黑色炭质泥岩，厚度小，直接顶板为较易冒落的泥岩、粉砂岩、砂质泥岩。底板岩性一般为泥岩及粉砂岩，局部为细砂岩。

401101工作面走向长度1563m，倾斜长度175m，平均厚度23.5m。采用分层综采放顶煤采煤法，回采上分层煤平均厚度13.5m，下分层煤平均厚度10m，煤视密度1.36t/m3。

401101工作面沿煤层走向布置四条巷道，灌浆巷、回风巷、泄水巷、运输巷；灌浆巷平行布置在回顺外侧，与回顺相距20m，与回顺用横川连接；泄水巷平行布置在运顺外侧；高位瓦斯抽放巷布置在4#煤煤层顶板岩石中，内错回顺30m，距工作面煤层顶板27m。

根据沈阳研究院对胡家河矿井煤体进行的自燃倾向性及煤尘爆炸性鉴定结果：胡家河煤矿4号煤层煤尘有爆炸危险性，其火焰长度20mm，最低岩粉量为55％。煤层自燃倾向性鉴定为：自燃倾向性为Ⅰ类，属容易自燃煤层，吸氧量为0.81ml/g，发火期3—5个月，最短20天。

2013年瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为45.08m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为5.94m3/t,401101采面绝对瓦斯涌出量为22.15m3/min。

二、存在问题

2012年10月份至2013年2月份，401101工作面进入古河床冲刷构造带，工作面瓦斯涌出异常。采煤工作面瓦斯主要来源为煤壁、落煤、和采空区三部分。401101工作面自生产以来，煤机割煤时瓦斯迅速涌出、下分层煤有大量瓦斯涌出，工作面、上隅角风流中瓦斯浓度处于临界状态，说明工作面推进方向的煤壁和落煤是瓦斯涌出的主要来源。2012年10月份—2013年2月份401101工作面瓦斯浓度变化情况。

图1 10月份401101工作面瓦斯浓度变化

图2 11月份401101工作面瓦斯浓度变化

图3 12月份401101工作面瓦斯浓度变化

图4 1月份401101工作面瓦斯浓度变化

图5 2月份401101工作面瓦斯浓度变化

三、瓦斯治理措施

（一）结合自身情况，采取相应措施。

1、保持工作面通风系统稳定性，风量保持在1100m3/min左右，稀释煤壁及采空区涌出的瓦斯，考虑通风与防灭火关系以及避免将工作面风量大量流入采空区，将采空区瓦斯大量携带到工作面及回风流中。

2、瓦斯抽放采取采前预抽、上隅角抽放、高抽巷抽放、采后卸压抽放等方法，配备三套抽放系统。

3、完善401101工作面瓦斯抽放设计，在401101回顺补打双排倾向钻孔，向上分层、下分层施工钻孔，钻孔长度不小于160m；401101灌浆巷施工高低位孔，长度不小于185m。4、401101灌浆巷采后泄压孔正常施工，抽放管路从闭墙引出，连续抽放到滞后工作面20-30m处，解决上隅角瓦斯。

5、加强采面高抽巷位置顶煤的回收，增大高抽巷裂隙，提高高抽巷瓦斯抽放效果。

6、保持工作面原监测系统设置不变的情况下，给回顺增设一台1台瓦斯传感器，与采煤机瓦斯闭锁，断电浓度根据工作面前后溜子在煤机断电后不断为原则，以杜绝工作面整体频繁断电。

7、开展401101工作面瓦斯抽采会战活动，累计在401101回顺、灌浆巷施工钻孔38400m；

8、改进和优化现有的封孔工艺，采用膨胀水泥进行“两堵一注”的封孔方法，提高瓦斯抽放效果。

9、加强上隅角的管理，提高上隅角抽放效果；深入上隅角袋子墙内1—1.5m左右，距顶0.2—0.4m，管口安设保护罩，严禁过长或者过短。

（二）常规性瓦斯防治措施

1、工作面瓦斯浓度检查次数每班不少于3次，瓦斯涌出较大，变化异常的地点，必须设专人经常检查瓦斯和二氧化碳。

2、工作面、机电硐室和其它用风地点的风量必须满足要求，风速符合规定要求，不用的灌浆巷和和泄水巷，随工作面的推进，及时施工双墙（1m×2预制块墙+3m黄土）进行封闭。

3、加强瓦斯抽放系统的检查维护管理，防止管路积水，漏气和损坏，发现问题及时采取措施处理。保持抽放系统的正常运行。

4、瓦斯传感器必须按期调校，其报警值、断电值、复电值要准确，监控中心能适时反映监控场所瓦斯的真实状态。

5、当瓦斯超限时，能够及时切断工作场所的电源，迫使停止采掘等生产活动。

6、加强采区顶板管理，工作面初次来压、周期来压以及过断层和地质破碎带期间，要密切注意采空区涌出瓦斯的变化，及时采取有效措施控制和处理瓦斯。

7、要制定瓦斯事故应急预案，当瓦斯超限和各类异常现像出现时能够迅速做出反应，采取正确的应对措施，使事故得要有效控制。

四、经验总结

1、采煤工作面要坚持正规循环作业，确定合理的推进度，采煤进度与瓦斯治理工作相协调。

2、对瓦斯抽放和防灭火之间的关系要合理调配，要有利于防灭火和瓦斯抽放工作；合理确定高抽巷层位，如高抽巷层位较高时，较难垮落，抽放效果差。

3、要准确掌握采煤工作面煤层的瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性等瓦斯参数，科学确定抽采方式，并根据工作面瓦斯涌出情况，合理选择抽采系统、抽采方法和抽采工艺。

4、利用一切可能的空间和条件充分抽采煤层的瓦斯，积极采用加大采前预抽钻孔密度、大直径钻孔、水平长距离钻孔、高位瓦斯抽放巷等抽采工艺，强化抽采措施。

5、结合矿井具有强矿压特点，将爆破泄压孔、探放水钻孔、瓦斯抽放孔三孔合一，既能达到效果，又减少人力的施工。

6、根据自身情况，适时取消了上隅角抽放和采后泄压抽放。401101工作面回采后期，上隅角及采后泄压抽放管路内瓦斯浓度很小，及时进行了关闭，减少了瓦斯抽放泵的运行成本。

7、健全瓦斯治理工作责任制度体系，要细化瓦斯治理和安全生产责任，并分解落实到各个员工、各个环节和各个岗位，上至总经理和总工程师，下至作业现场的每个员工，都要明确具体的岗位职责。

第五篇：8#层801工作面皮带硐室开掘吊装硐室施工安全技术措施

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8#层801工作面开掘绞车窝及皮带巷起底

施工安全技术措施

一、概 况

8#层801工作面位于本井田东北部，8#煤层赋存于太原组中下部L1石灰岩之下，上距4#煤层55.93～69.93m，为全井田稳定可采煤层。煤层顶板为石灰岩，底板多为泥岩，局部为粉砂质泥岩及砂岩。该区煤层厚度在2.8～3.2米之间，平均为3.0米。

通过对801回采工作面垮落情况来进行观测，8#煤层顶板虽为坚硬稳定的石灰岩，但在煤层往上约0.7～0.8米、1.4～1.5米、2.1～2.3米处节理发育,容易产生离层现象。

801皮带顺槽为801工作面运输顺槽，担负着整个工作面撤退期间的轨道运输任务。需要在801工作面停采线位臵开绞车窝，同时在801皮带顺槽与停采线交叉口附近起底，已备装架时使用，具体位臵要因地制宜现场确定。

二、绞车硐室规格及支护要求

绞车硐室规格为：4000×3000，要求使用 Φ18×2300mm的锚杆，排间距为1300×1500，配合3000×60×14的梯子梁。绞车窝周围打注护帮锚杆加网，锚杆规格为Φ18×2300mm，采用8#铁丝护网。

三、支护方式说明

1、采用锚杆、索进行支护

支护锚杆：Φ18×2300mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆以间距为1300mm，每根锚杆配2卷K2360树脂锚固剂。

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2、锚杆质量：锚杆锚固力不小于设计值（设计值为7.0T）。

3、锚杆螺帽必须拧紧，并上双帽，严禁出现松动现象。

四、施工工艺及注意事项

1、施工队组必须严格按《8#层801工作面停采搬家措施》执行，两巷在停采前，必须打注完锚杆，并上好梯子梁，两巷中心线位臵打注Φ15.24×4000mm钢绞线锚索，间距为3米。

2、施工队组必须认真组织员工学习贯彻开掘绞车硐室要求及注意事项，严格按作业施工安全技术措施和矿方工程技术人员现场意见进行作业。

3、施工前必须清理好施工地点附近20米范围内其它杂物、物料，并在硐室前方用废旧皮带遮挡好电缆、水管以及1#架的缸体等易损部件。

4、施工前，务必先在施工位臵划定硐室轮廓，然后方可钻眼进行硐室开掘有关的钻眼、爆破工作。

5、落煤及时装入转载机运出作业地点，不得影响通风、运输、行人。

6、工艺流程：

交接班→安全检查→加强支护→钻眼→装药→检查→爆破→清煤→清理现场。

7、工艺说明

交接班：实行井下现场交接班，根据各工种、各岗位按时对应交接，以质量标准化为准则，对作业地点顶板、支护、设备运行、任务完成情况，进行全面详细检查、验收，做到责任明确，共同协商遗留问题、做好开工前的准备工作。

8、开工前注意事项

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交接班后，跟班队长、班组长、安监员、瓦检员共同进入作业地点进行“四位一体”安全检查，发现问题及时处理，确认工作地点安全可靠，安全设施到位后方可开工作业。

五、安全技术组织措施

（一）、防止粉尘危害的安全技术措施

1、落矸前、后对作业地点洒水进行防尘、降尘处理。

2、必须每周对该条作业巷道煤尘进行清理洒水。

3、通风部门合理控制风速、风速过大或过小都对防尘不利。

（二）、防止顶板危害

1、所有作业人员进入施工地点后，必须严格执行开工前的“敲帮问顶”安全检查制度，不安全不生产。

2、每班由施工队组跟班队长负责，对801皮带顺槽，从巷口至作业地点进行详细的检查，发现顶帮支护隐患，立即指派专人采取措施予以处理，防止发生顶板事故。

3、如遇到顶板压力增大，顶板破碎及支护难以维护顶板时，必须先将全部人员撤至安全地点，及时汇报调度室和生技科及时修改设计，确保巷道支护安全。

4、工作面发生冒顶时，要撤出所有人员，发现隐患时及时处理。处理冒顶处片帮、危矸时，必须在有支护的情况下进行，确认安全后，方可依次由外向里进行支护工作。

5、如巷口或巷道内发生冒顶时，工作人员要在顶板完整处等待救援。如能走避灾路线，应当由瓦检员，调度员（或安全员）和班长带领统一行 第3页

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动。

6、支护前，必须由当班跟班队长检查符合要求的支护材料，严禁使用不合格的支护材料。

7、支护不合格的地段，必须返工处理，否则不得进行其它工作。

（三）、防止火灾危害的安全措施

1、严禁将可燃液体倒入巷内，其它物品，如绵纱，废旧电缆皮等可燃物必须由本班检修工下班时送出地面处理。

2、严禁明火操作，严禁将引火种带入井下。

（四）、支护的安全技术措施

1、每次进行各项支护工作前，必须先“敲帮问顶”将危矸、片帮等处理后，确认安全后方可作业。

2、进行支护时，必须由外向里逐一施工。

3、凡不合格的锚杆，必须及时重新补打。

4、进行支护时，各施工人员必须互相联系好，协调好，做到协调一致，以防发生砸脚碰手事故。

（四）、放炮时的安全技术措施

1、工作面推进过程中，岩石厚度达到0.4m硬度超过4时，必须放震动炮，破岩厚度小于1.0m时，在其中部打单排眼，眼深1.0m，眼距2.0m。厚度在1.0m-1.5m时，打双排眼，破岩厚度在2m时，布臵五花眼，顶眼装药量不大于150g，中、底眼装药量不超过300 g，眼深不得超过1.0 m，封泥长度不得小于0.5m。

2、由地面火药库用专车向作业地点运送爆炸材料时，严格遵守下 第4页

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列规定：

（1）电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。

（2）爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内。严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。

（3）在交接班、人员上下井的时间内严禁携带爆炸材料人员沿井筒上下。

3、打眼要在有支护的安全地点进行，完毕后切断电源，盘好管、线，将钻具放在距工作面40m以外的安全地点。

4、井下火药、雷管存放及装药，必须按下列要求严格执行：（1）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在回风顺槽的专用爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放在警戒线以外的安全地点。

（2）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽管线，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。

（3）装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支架完整，避开电器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。装配起爆药卷数量，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 第5页

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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内。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。

（4）装药前，首先必须清除炮眼内的煤尘和岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。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、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。

（5）两箱距离不得小于3m。

5、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：（1）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%。

（2）爆破地点20m以内，未清除的爆矸或其它物料堵塞巷道断面1/3以上。

（3）炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散等。

（4）工作面风量不足。

6、放炮前，工作面人员要撤到距放炮地点130m以外的安全地点，并在能进入放炮地点的所有通道上由跟班队长亲自指派专人设岗拦人，放炮母线长度不少于120 m，警戒距离比少于130 m。

7、放炮前，跟班队长要亲自清点人数，放炮以吹哨为令，必须先发出放炮警报，至少等五秒钟后方可放炮。

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8、采用正向装药，严禁反向装药，每次起爆不得超过2个炮眼，一次装药，一次起爆。

9、过断层前, 工作面必须备有（16cm直径以上）长4.0m的坑木30根；1.2m长规格为0.12×0.12m刹顶木30根；DW35—300/110X型单体液压支柱20根；DW40—180/110X型单体液压支柱20根，长4.4、4.6m的11#工字钢梁各10根；长Ф20×1200mm棚环20根；

10、过断层期间，工作面必须割平割直，确保工作面工程质量。

11、两巷超前及端头单体液压支柱都必须支在实底上，严禁支在浮煤浮矸上，单体液压支柱初撑力不得小于90KN。

12、过断期间，通风队应加强“一通三防”管理，避免脱岗、漏检现象。随时观察工作面断层揭露处及工作面的瓦斯涌出情况。一旦出现瓦斯超限，必须立即切断电源撤出人员，汇报矿调度进行处理，待隐患消除后，方可继续作业。

13、过断期间，必须加强检修力度，对工作面所有设备进行彻底检修，确保设备完好，运转正常。

14、工作面放炮前，必须将工作面支架缩小到最小控顶距，及时处理支架跑、冒、滴、漏、串液现象，支架所需配件，备用管、阀等必须充足，每班根据上班汇报情况将备用管件带入工作面，放在电气列车处备用。

15、放炮前，对放炮可能波及的设备，管线用废旧皮带或板皮遮盖严密，支架的前、后柱必须设臵可靠的护套，放炮点前后10 m，支架主梁前吊挂皮带，皮带吊挂要求整齐，相邻皮带重叠处，不得小于 第7页

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0.2m，防止煤矸抛出损坏设备、管线，每次联线放炮前，必须由跟班队长负责对遮盖的设备、管线进行全面检查，确认矸石抛出不致损坏设备、管线，方可进行放炮工作。

16、放炮前、后，必须对工作面通风、瓦斯煤尘、支架状况、顶、帮等情况进行认真“三位一体”检查，如有隐患，必须及时处理。

17、放炮员必须持证上岗，自带放炮器，严禁将放炮器钥匙转交他人保管，放炮联线必须自联自放，严禁用其它动力电源代替放炮器，放炮过程中必须严格执行“三人连锁放炮”制和“一炮三检”制。

18、放炮时严格执行停电制度，放炮前必须将工作面及两顺槽的高低压电源全部切断，将开关打到零位并闭锁。

19、爆破时，采煤机距爆破点不得小于30m，严禁用采煤机强行截割硬岩。

20、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，再等一段时间（瞬发电雷管时，至少等5min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

21、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班炮工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。当班剩余炸药、雷管必须及时清退。

22、处理拒爆时，必须遵守下列规定：

（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

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（3）严禁用镐刨或炮眼中取出原放臵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，严禁用打眼的方法向外掏药，严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

（5）在拒爆处理作业完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

六、劳动组织与主要技术经济指标

掘进队的劳动组织采用专业掘进队的形式，配备辅助工和管理人员。采用“单班”制作业，所有职工必须持证上岗。

2、严格执行岗位标准：

（1）各班上岗队长必须认真组织。

（2）每个生产班必须由跟班队长统一带领，做到集体入井、集体收工、集体出井。（3）本班内能够处理的问题必须在交接班前解决。

（4）每次交接班前必须将当班安全生产情况、设备运转情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。

（5）当工作地点出现影响生产的新情况、新变化要向队值班人员如实汇报，以便及时调整作业计划提高工作效率。

（6）完成作业任务收工时将工具和设备整齐放置到指定地点，做到文明标准化生产。

（7）交接班后由跟班队长和班组长带领当班全部作业人员按规定步行安全出井。

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七、避灾路线：

发生瓦斯、煤尘、火灾时，避灾路线如下：

作业地点→北五顺槽→8#煤层西运输巷→180米巷→8#轨道巷→8#暗斜井→井底车场→副立井→地面。

发生水灾时，避灾路线如下： 原则：沿井下逐步到最高点撤出：

作业地点→北五顺槽→8#煤层西运输巷→180米巷→8#轨道巷→联络巷→8#回风东上山→回风立井→地面。

作业地点→北五顺槽→8#煤层西运输巷→主井梯子间→地面。

八、说明：

本技术措施如有不到之处或与《煤矿安全规程》相违时，按《煤矿安全规程》规定执行。

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