13120工作面运输顺槽、回风顺槽及切眼作业规程
目 录
第一章 概述. 1
第一节 工程概况... 1
第二节 编写依据... 1
第二章 地质情况. 1
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况... 1
第二节 煤（岩）层赋存特征... 1
第三节 地质构造情况... 1
第四节 预测瓦斯、火、煤尘情况... 1
第五节 水文地质情况... 2
第三章 巷道布置及支护说明. 2
第一节 巷道布置... 2
第二节 支护设计... 2
第四章 矿压监测. 4
第一节 观测对象... 4
第二节 观测内容... 4
第三节 观测方法... 4
第四节 数据处理... 5
第五章 施工工艺. 5
第一节 施工方法... 5
第二节 凿岩方式... 6
第三节 管线敷设... 6
第四节 设备工具配备表... 7
第五节 探 放 水... 7
第六章 劳动组织及主要技术经济指标. 8
第一节 劳动组织... 8
第二节 循环作业图表... 8
第七章 生产系统. 8
第一节 “一通三防”系统... 8
第二节 供 电 系 统... 12
第三节 压 风 系 统... 12
第四节 排 水 系 统... 12
第五节 通讯、照明... 12
第一节 一般规定... 12
第二节 五大灾害预防措施... 13
第五节 运输、装卸车、抬运设备安全技术措施... 19
第六节 巷道特殊作业施工安全技术措施... 23
第七节 大铁锹攉煤安全措施... 24
第八节 矿井其它自然灾害预防措施... 24
第九章 工作面避灾路线. 25
第一节 发生事故时井下在场人员行动原则... 25
第二节 避灾路线... 26
掘进作业规程会审记录. 27
第一章 概述
第一节 工程概况
1、巷道名称
本作业规程掘进巷道为13120工作面运输顺槽、回风顺槽及切眼
2、掘进目的及用途
掘进目的是为形成13120工作面的运输生产系统，满足该工作面回采的通风、运输、行人及管路敷设等需要。
3、掘进工程量及开竣工时间
根据13120工作面设计说明书确定设计长度：主、副联络巷48m，运输顺槽170m，回风顺槽176m,切眼125m,总计519m。
预计开工、竣工时间：本工作面自2011年4月20日开工，预计2011年7月28日竣工。
附：13120工作面平面布置图
第二节 编写依据
根据批准的《山西省古县鸿兴煤矿13120工作面设计方案》 ；《13120工作面地质说明书》 ；《煤矿安全规程》；《生产矿井安全质量标准化标准》 及上级有关规定并根据工程类比法，结合施工单位现有的机电设备生产能力和工人的实际操作水平而编制。
第二章 地质情况
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况
13120工作面地表位于后窑沟以东，主斜井南侧，井田的南翼中下部，地面标高为1390～1320米，工作面标高为1042～1055米，盖山厚度为335～308米；井下位于13116工作面采空区及13118工作面采空区之间，南与东瑞煤业相邻。
第二节 煤（岩）层赋存特征
1、 工作面开采3#煤层，平均煤厚2.7m，倾角为3～5°，走向为345～355°，倾向75～85°，属近水平煤层，上距2#煤平均间距13.7m 。质地较软，煤岩类型为半光亮型，玻璃—沥青光泽、粉末状。内生裂隙发育，性脆易碎。
2、直接顶为粉砂岩、泥岩及2#煤煤层，厚度为8～12m，岩性呈深灰色，含少量植物化石，端口不平坦、松软。根据相临工作面情况，顶板中等冒落，较好管理，隔水性好。
老顶为粉砂岩及细粒砂岩，厚度为4.79～12.55m，岩性呈灰色，以石英为主，含云母及暗色矿物，分选中等次圆状，孔隙式胶结、半坚硬，粉砂岩含少量植物化石
底板为粉砂岩、细粒砂岩，平均厚度为2.7m。岩性呈灰色，以石英为主，分选中等，次圆状，孔隙式胶结，半坚硬。
该煤层属于稳定可采煤层，从地质资料及钻探孔分析，地质结构简单，但不排除有隐伏的断层存在。因此，在过地质变化带的过程中，应加强巷道的顶板控制并现场加强巷道支护。
第三节 地质构造情况
工作面为一单斜构造，根椐目前巷道揭露及地质报告资料分析 ，尚未发现断层及陷落柱，也没有发现岩浆侵入及河流冲刷现象，故对3#煤层掘进不造成影响。
第四节 预测瓦斯、火、煤尘情况
1、3#煤瓦斯绝对涌出量2.69m3/min, 相对涌出量5.81m3/t
2、自燃倾向性等级为II类，至目前为止，矿井尚无自燃发火现象发生。
3、煤（矿）尘爆炸指数：20.8%。
第五节 水文地质情况
1、根据已掌握的地质资料分析，该巷道水文地质情况简单，断层不含水。
2、13120工作面掘进时主要以含水层裂隙水为主，含水量微弱，补给不充分，正常情况下工作面仅有滴水及淋水现象，掘进中正常涌水量预计为1～3m3/h，最大涌水量为5m3/h；采空后对地面裂隙及时回填，防止雨季地面水灌入井下。
3、13120工作面位于矿区位置较低部位，相邻13116工作面2006～2007年采空，采空区预计积水755m3,积水威胁区域水量预计为395m3；13118工作面采空区位置低，对掘进工作面不够成威胁；根据省第一水文地质队2010年1月提供物探成果资料东瑞煤业位于13120工作面高程下方没有采空区及积水，但由于物探的局限性，掘进及回采过程中应注意预防；奥灰水位为830米左右低于3#煤层底板等高线，不属带压开采煤层。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1、13120回风顺槽布置在鸿兴煤业主运输巷里程1740米处，开口坐标：X=4043447.266，Y=19601595.047。开口后按168°40′、-3°坡度跟顶掘进，施工至里程224米后，按78°40′、-3°坡度跟顶掘进13120切眼。运输顺槽布置在主运输巷1880米处，开口后按168°40′、-3°坡度跟顶掘进，施工至里程218米后与该工作面切眼贯通，形成回采系统。
2、工程施工安排
2.1、先从主运输巷侧施工主、副联络巷（开口点处联络巷已贯通），贯通以后沿3#煤顶板掘送回风顺槽、运输顺槽（顺槽掘送5m后由通风科负责施工风桥），最后掘送切眼，形成通风系统和安装综采设备的条件。风桥施工另补安全技术措施。
2.2、切眼的掘送分为两步：顺槽掘送到位以后，切眼先以净高×净宽＝2.5m×3.3m的小断面进行掘进，落山帮用φ20×2000mm螺纹钢等强锚杆进行护帮，另一帮用φ18×2000mm的玻璃钢锚杆进行支护，贯通以后将断面刷大至净宽6m，回采帮用φ18×2000mm玻璃钢锚杆进行护帮。
第二节 支护设计
一、巷道断面及支护形式
13120掘进工作面采用全断面锚网（索）联合支护，巷道断面为矩形断面。
运输顺槽：净高×净宽＝2.5m×3.5m
回风顺槽：净高×净宽＝2.5m×3.2m
切眼：净高×净宽＝2.5m×3.3m。
附：巷道支护断面图
二、支护方式
1、临时支护方式
1.1临时支护使用两根5.0m长的9#矿工字钢（或π形钢梁）穿在吊环上做前探梁。吊环使用φ10mm厚的钢板和φ20mm钢筋加工制作而成，规格200mm×150mm。吊环中间焊接与顶板锚杆配套的螺丝，每根前探梁不少于3个吊环固定，螺丝要拧满扣并露出1～2丝，探梁与顶板之间用长不小于2m的方木配木楔打实。严禁空顶作业。放炮前最小空顶距不大于0.3米，放炮后最大空顶距不大于2.3米。
1.2使用方式及要求：
放炮后将吊环上在迎头的第一、第二排锚杆上，将工字钢或π形梁窜到迎头，在工字钢或π形梁上用方木接实顶板。
2、永久支护方式
运输顺槽：顶锚杆采用φ20×2000mm的螺纹钢等强锚杆，间、排距为1000×1000mm。每排布置4根，角度为90°。每隔3.0m在巷道中心打一根锚索，锚索规格为φ17.8×6500mm，锚索托盘规格为：20mm×200mm×200mm。顶板支护采用锚杆＋锚索＋金属网＋锚梁联合支护，顶网采用4000×1200mm金属网，锚梁采用φ12×3150mm的钢筋加工；帮锚杆采用φ20×2000mm的螺纹钢等强锚杆，间、排距1000×1000mm。两帮均挂金属菱形网，第一排距顶板200mm，锚梁采用φ12×1500mm的钢筋加工。锚固剂：顶锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），帮锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），锚索3个/孔（一个CK2360，两个Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下）。
回风顺槽：顶锚杆采用φ20×2000mm的螺纹钢等强锚杆，间、排距为900×1000mm。每排布置4根，角度为90°。每隔3.0m在巷道中心打一根锚索，锚索规格为φ17.8×6500mm,锚索托盘规格为：20mm×200mm×200mm。顶板支护采用锚杆＋锚索＋金属网＋锚梁联合支护，顶网采用2850×1200mm的金属网，帮锚杆采用φ20×2000mm的螺纹钢等强锚杆，间、排距1000×1000mm。两帮均挂金属网，第一排距顶板200mm，锚梁采用φ12×1500mm的钢筋加工。锚固剂：顶锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），帮锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），锚索3个/孔（一个CK2360，两个Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下）。
切 眼：顶锚杆采用φ20×2000mm螺纹钢等强锚杆，间、排距为900×1000mm，每排布置4根。锚索采用φ17.8×6500mm钢绞线,锚索托盘规格为：20mm×200mm×200mm。顶锚索间、排距1800×3000mm，顶上挂菱形网（10#铁丝），顶网采用7000×1200mm的金属菱形网，锚梁采用φ12×1500mm的钢筋加工。切眼刷大另补安全技术措施。锚固剂：顶锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），帮锚杆2个/孔（CK2360和Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下），锚索3个/孔（一个CK2360，两个Z2355，安装时CK2360在上，Z2355在下）。
施工过程中，遇陷落柱、断层等地质构造时，不能进行全锚支护时，必须采用架棚支护。
二、锚杆（索）安装工艺
1、打锚杆（索）眼：
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作，锚杆（索）眼的位置要准确。打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆（索）长度打眼。打眼时，必须在可靠的临时支护下操作。
2、安装锚杆：
2.1、锚杆孔钻凿完毕，检查锚杆眼深度，清理锚杆眼，将空眼内岩粉（煤粉）清除干净其深度应保证锚杆外露丝长度2～3个丝扣，最小不得小于2个丝扣，最大不得超过50mm。未达到规定深度的锚杆眼，应补钻至规定深度。
2.2、检查树脂药卷，破裂、失效的药卷不准使用。
2.3、将树脂药卷慢慢送入眼孔，并用锚杆尾部顶住将药卷推入眼底，上好搅拌头，用风煤钻搅拌。搅拌时间严格控制在30s以上，应一锚到底，不准停顿。
2.4、套上托盘，上紧螺母。
2.5、打锚杆眼的顺序，先从顶部向两帮进行，顶板锚杆先安装中间一根，再安装左右方锚杆，两帮锚杆先上后下安装，打好一根安装一根并用扭矩扳手进行紧固。
2.6、锚杆按照规定必须做拉拔试验。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。试验数量：巷道每300根（含300根以下）抽样一组（5根锚杆）进行锚固力检查。锚固力合格条件：被检查所有锚杆均应符合要求，其中有一根不合格，继续抽样检验，若再不符合要求，分析锚杆质量不合格的原因，并采取补充加强支护措施进行处理。拉拔试验后，应及时拧紧螺母；如锚杆失效应及时补打锚杆。
2.7、每根锚杆安装时，在未上托盘之前，必须进行锚固剂位置检查，并填写在班质量检查记录中（用10#的铁丝伸到锚固剂的位置，在铁丝上做好标志，用钢尺量出数据）。
2.8、压坏、失效、锚固力不合格的锚杆及时更换重打。
3、锚索安装
3.1、检查锚索孔深度和锚固剂质量。
3.2、用钢绞线将锚固剂推入孔中，人工缓慢将钢绞线、锚固剂推到位。
3.3、将钢绞线套入搅拌钻杆中，利用锚杆机安装，使锚杆机顺时针旋转，搅拌时间不小于30s，搅拌后用小木楔将钢绞线楔牢，防止固化前钢绞线位移。
3.4、15min内上好锁具并锁紧，上锁具时，将张拉装置套在钢绞线上，利用千斤顶队锚索进行预应力张拉，达到30Mpa后停止。张拉过程中，人员不能站在锚索下方，并要躲开高压管波及范围，以防崩管伤人。
4、文明生产：
巷道文明生产达到“三条线、四无、四整齐、五统一”。
三条线：风筒吊挂一条线；风水管路吊挂一条线；各类标志标注一条线。
四无：巷道内无淤泥积水；无脏杂物和废旧物料；无积（煤、岩）尘；无尾工。
四整齐：图牌板吊挂整齐；工具材料码放整齐；工具存放排列整齐；开关上台上架排列整齐。
五统一：牌板规格、标准统一；挂衣架统一；料场统一；管子吊挂钩统一；电缆吊挂钩统一。
第四章 矿压监测
第一节 观测对象
观测对象为13120工作面的锚网支护巷道。
第二节 观测内容
锚杆支护巷道的矿压监测分为综合监测和日常监测，前者的主要作用是验证和修改锚杆支护初始设计，后者主要是用于监测巷道安全，包括巷道表面位移、锚杆受力、顶板离层监测及螺母拧紧力矩四部分内容，队组设专人管理，并建立台帐。
第三节 观测方法
1、矿压监测仪器
日常监测包括三部分内容：锚杆锚固力抽检，顶板离层监测和锚杆预紧力矩检测。
2、锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人，按不小于10%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽检，抽检时只做非破坏性拉拔，现场检测，高强度锚杆拉拔加载至90KN为止。发现不合格的锚杆要及时补打，并将抽检结果记录好。
3、顶板离层监测
顶板离层采用顶板离层指示仪进行监测，离层仪安装采用B19中空六方接长锚杆，Ф28mm钻头，用锚杆钻机在巷道中线打垂直钻孔，深度7.0m；用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，手拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定住，用安装杆推入浅部基点锚固器至2.0m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳确认锚固器已固定住，然后安装好孔口套管，最后对准刻度，先将浅部基点刻度（A刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，再将深部基点刻度（B刻度）坠与A刻度坠下边缘对齐，将绳卡卡死，并截去多余钢绳，记录好初始读数。安装时，应昼使深部测筒、浅部测筒读数为零，正负误差不应大于5mm。
顶板离层指示仪安装位置距迎头不得大于15m，否则无法捕捉离层的全过程，浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上作好标记，安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象（即离层指示仪孔必须垂直顶板打设，深、浅部测筒不得被网片卡住，影响测坠的自然下垂）。
顺槽内每隔50m要安设一个离层指示仪，在巷道交岔点、断面变化处及过断层前后必须安设顶板离层指示仪，且同一条巷道内只能安装同一种型号的顶板离层指示仪，并要挂牌管理。在距掘进工作面50m内，每班观测一次顶板离层值，并做好记录。50m以外，除非离层松动仍有明显增长的趋势，一般可停止读数，改为观察两个刻度坠的颜色，频率为每周一次，由跟班队干和班长负责观察，以便及早发现异常情况，确保安全，并建立观测台帐当班验收员如实填写，便于数据分析。离层指示仪以红、黄、绿三颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示离层值小，处于稳定状态；黄色表示离层值已达到警戒值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态，必须采取处理措施。具体措施为：离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围及时补打锚杆或锚索；当顶板离层值进入危险区时，及时汇报矿领导，并采取相应安全措施；每月对综合监测数据进行分析总结。
5、在顶板离层仪安装点悬挂顶板离层仪，并认真填写，原始记录要存挡。
第四节 数据处理
1、责任单位：掘进队，责任人：队技术员。
2、数据分析与处理
2.1、在观测过程中，若发现离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围内及时补打锚杆或锚索的措施进行加固，并及时与设计部门联系对锚杆设计参数进行修改。
2.2、在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应由矿总工程师召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。
2.3、在地质条件发生变化时，缩短测站距离，加大观测频度。
2.4、每月对监测数据进行分析总结，做出分析报告。有异常时，及时提交相关领导与部门负责人，并及时修改锚杆支护设计参数。
第五章 施工工艺
第一节 施工方法
施工前，先对开口处巷道前后10m范围内的支护进行检查，如有失效支护及时整改，并确认安全后，方可掘进。
施工方法：采用钻爆法施工，爆破落煤、人工攉煤，刮板运输机运煤。
1、开口施工：
1.2、施工工序：①先加固开口5m范围的巷道支护，检查原巷道锚杆支护的质量，对失效的锚杆重新补打，保证支护质量；②在开口处打两根锁口锚索，间距1.6m。开口前5m应采取小循环掘进方式，循环进度为1m，掘进5m后再按正规循环进行施工。
1.3、开口施工安全注意事项：
①提前做好风、水、电、通讯、监控等准备工作，保证能具备安全施工的要求。
②打眼前检查开窝点的通风、瓦斯、防尘、积水、顶板等工作，及时处理不安全因素。
③每次放炮前班长必须派专人在所有能进入放炮地点的通道设好警戒；
④开口施工前必须采取有效支护方法保护好通过该处的风水管路和管线。
第二节 凿岩方式
一、本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。打眼机具： 钻眼使用风煤钻，配备2.5m麻花钻杆和Ф42mm钻头。支护顶板使用锚杆机钻眼，配备1.0m、1.5m、2.2m六棱钻杆和Ф28mm钻头；帮锚杆使用风煤钻配2.0m麻花钻杆和Ф28mm钻头。
二、掘进方式
1、工艺流程
附：工艺流程图、爆破说明书、炮眼布置图
2、作业方式
2.1流水作业
采用炮掘法施工，配备大、小铁锹、40T刮板输送机、进行运输的连续性流水掘进作业方式，全断面跟顶跟底。
2.2、打眼
打眼前由验收员检查好巷道中心线，并根据炮眼布置图规定定好眼位。
2.3、装药
选用2级煤矿许用炸药、毫秒延期电雷管（最长延期时间不超过130ms），正向连续装药，装药要严格按“装药结构图”中的要求进行，使用好水泡泥和黄土泡泥。
2.4、连线、放炮
爆破母线使用导电性能好的绝缘双线，FD150D型隔爆式发爆器，联线采用大串联。爆破前，班组长必须亲自布置专人在能进入爆破地点的所有通道上设好警戒，警戒线处应设置警戒牌、拉绳、栏杆。同时严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。警戒距离不小于75m。
2.5、出渣
出渣使用大铁锹和小铁锹攉煤，大铁锹攉煤时，一人插叉，一人掌锹，另有一人观察并负责指挥。
2.6、运煤、岩方式
采用40T刮板输送机运送至主运输大巷升井。
第三节 管线敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm，水管要接口严密，不得出现漏水现象。水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用3寸铁管(水)，2寸铁管(风)。铁管要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水（风）。风筒吊挂在巷道的左帮，要环环吊挂。运输机布置在巷道的左侧，距帮0.5m；靠人行道侧刮板机要上好挡煤板。压风管及供水管在巷道的右帮，压风管每50米加1个分支，供水管每30米加1个分支。
第四节 设备工具配备表 
说明：以上设备工具要提前备好并试运转，共用者实行交班，本班使用的设兼职保管员，矿统一管理的设备，执行矿统一规定。
第五节 探 放 水
一、严格执行地测科编制的《13120工作面防治水设计》和《13120工作面探放水设计》。
二、探放水安全规定：
1、探放水严格按设计的参数进行，现场遇到地质构造时，经矿技术负责人同意后，可作适当调整。
2、探放水钻孔施工时，钻孔施工负责人必须做好钻孔施工进尺的填写工作。
3、现场悬挂探放水管理牌，并及时填写实际施工长度。
4、掘进探水时，应停止掘进作业，组织专业探水队进行探水。
5、探水过程中，测量人员和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔的数目。
6、在探水点20米处设专用直通调度室的电话，安排专职瓦检员对现场瓦斯情况进行检查，同时设有专职安全管理人员到现场监督检查；加强跟班电工对现场机电设备的管理。
7、放水前，应加固巷道支护，疏通巷道水沟使水不要乱流。同时工作面备好木麻袋等物，加强瓦斯和其它有害气体的检测工作，如发现瓦斯和其它有害气体超限，必须采取有效措施，防止意外事故的发生。
8、如遇到地质构造或巷道坡度变化异常等因素影响探水时，由技术科请示矿总工程师确定掘进中是否探水及下次探水位置。
9、探放水避灾路线： 13120掘进工作面→主回风大巷→地面。
10、排水路线：13120掘进工作面→ 主回风大巷水仓→主井→地面。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
巷道掘进采用每天“三班掘进制”，三班组织生产，每班两个循环，每循环进尺2.0m，运输顺槽及回风顺槽前30米工程每三天进行一次探水和物探作业；掘进50米后每5天进行一次探放水和物探作业
附：13120工作面循环作业图表
第二节 循环作业图表
为保证正规循环作业的实施，迎头施工作业应根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附表：正规循环作业图表
第七章 生产系统
第一节 “一通三防”系统
13120掘进工作面采用压入式通风方式，风筒为直径500mm的胶质风筒，风机安设位置由通风科根据现场情况而定，风机安设要方便行人及运输。风筒要吊挂在巷道一角，吊挂必须平直，逢环必挂，接头要双反边。漏风率小于规定，局扇距底板高度大于300mm。
一、掘进工作面风量计算
①、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K通=100×0.2×2=40m3/min
式中：q掘——掘进面平均瓦斯绝对涌出量，m3/min
K通——掘进面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
②、按炸药计算
Q掘=25×A=25×10.8=270m3/min，
式中：A——掘进面一次爆破最多装药量，
③、按人数计算
Q掘=4×N=4×20=80m3/min，
式中： N——掘进面同时工作的最多人数。
由上述计算得掘进面需风量为270 m3/min。
④ 按掘进面温度和炸药量验算
掘进面炸药用量小于20kg；掘进面温度在16～22度之间， 270m3/min大于60m3/min符合风量要求。
⑤ 按有害气体浓度验算
P瓦/Q掘≤1%
式中：P瓦—瓦斯绝对涌出量，m3/min
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min
0.2/198=0.0009＜1%
⑥按风速验算
131.25 m3/min≤270 m3/min≤2100 m3/min，符合要求。
经验算掘进工作面配风270m3/min符合要求。
二、局扇选型
① Q扇= Q掘/（1－L%×η%）=270/（1－346%×3%）=301m3/min。
式中：Q扇——局扇应吸风量， m3/min
Q掘——掘进面应配风量， m3/min
L——供风距离， 最大346m
η——风筒百米漏风率， %
②、掘进面供风局扇配风量计算
Q局=1.2×n×Q吸=1.2×1×270=324m3/min。
式中：Q局——局扇配风量，m3/min
n——掘进面同时供风的局扇台数，
Q吸——局扇实际吸风量，（根据我矿实测取270m3/min）
经计算选用FBDNO5.0/2×7.5型矿用防爆风机两台（一台工作，一台备用）供风，能满足掘进面的供风需求。
三、 局部通风机安装处全风压处供风量计算
1、为防止局扇吸风口至工作面回风巷口风流处于停滞状态，应保证该段巷道最低风速为0.25m/s
Q巷= Q吸+60×V1×S1=270+60×0.25×10.25=423.75m3/min
式中：Q巷——安设局扇的巷道全风压配风量，m3/min
Q吸——局扇实际吸风量，m3/min
V1——局扇吸风口至工作面回风巷口风流最低风速，0.25m3/s
S1——安设局扇巷道净断面积，10.25m2
全负压供风量最低不得低于423.75m3/min
1.2通风路线、通风设备设施及其管理
1.2.1、 通风路线
主进风大巷 新风 13120掘进工作面 新风 迎头 乏风 回风巷 乏风 回风井（地面）。
附：通风系统图
1.2.2、局部通风机安装及管理要求：
1.2.2.1、安装位置：由通风科根据现场具体情况而定。
1.2.2.2、风筒吊挂方式：风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，悬挂采用8＃或10＃铁丝，风筒接口要反压边，严密不漏风，逢环必挂，保证平直，不准随便拆开、损坏风筒。风筒出口到工作面掘进头距离不得少于10m。
1.2.3、局扇通风管理要求：
1.2.3.1、局部通风机实行三专供电（专用变压器、专用开关、专用线路），掘进工作面安设三闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁、故障闭锁）。当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即切断局部通风机供电巷道中的一切非本质安全型电源。
1.2.3.2、开工前局部通风机必选安设局扇双电源自动切换装置，实现双风机双电源自动切换。开工前，必须先安好局扇，保证正常供风，方可进行开口作业。
1.2.3.3、局部通风机由瓦检员专人负责，并持证上岗，实行挂牌管理，管理人员要在管理牌板上签字，并执行现场交接班制度。
1.2.3.4、局部通风机必须保证24h连续运转并对主副风机开关、切换装置等都标识清楚。管理单位必须建立局扇管理台账和检查维护记录。每天早班由专职电工进行一次切换记录。
1.2.3.5、局部通风机每天安排专人进行日常检查维护，必须及时填写相关记录。
1.2.3.6、局部通风机在井下连续运转一个月，由使用单位的机电工至少检修一次，局部通风机累计运转达六个月时，必须上井由矿机电维修单位进行检修。
1.3、工作面有计划停风措施
1.3.1、有计划停风要规定停风时间，并派专人办理相关手续，在班前会上学习此项措施，值班领导、机电科长负责检查措施的落实情况。局部通风机停电停风前，跟班瓦检员负责将停风区的人员撤至主运输大巷新鲜风流中，并安排专人进行警戒，设置明显警示标志，防止人员误入；局部通风机停电、停风后，瓦检员要立即向矿调度汇报，并做好记录。
1.3.2、在恢复通风前必须先查看主机显示数据。若主机显示瓦斯浓度超过0.8％时，严禁人员进入，按瓦斯排放措施进行瓦斯排放。主机显示瓦斯浓度不超过1.0％时，由瓦斯员进入工作面进行瓦斯检查。
2、综合防尘
2.1、防尘设施及管路
防尘设施有净化水幕、防尘风机、及沿巷的防尘洒水管路等。从主回风巷接一趟3寸水管至工作面各转载点，并沿途每隔50m设三通阀门，水量不小于0.6m3 /min。
2.2、防尘管理
2.2.1、水路不通、防尘系统不完善、防尘设施不齐全不准开工。
2.2.2、炮掘时：
2.2.2.1、工作面打眼时必须进行湿式打眼，使排出的岩粉呈糊状，严禁干打眼。
2.2.2.2、放炮时必须使用水泡泥，严格执行水泡泥装填规定。
2.2.2.3、放炮后对距工作面20m范围内巷道进行冲洗。出煤前必须进行洒水达到有效灭尘，并做好记录。
2.2.2.4、距工作面20m范围内应安设风流净化水幕，实行风流净化，要求水幕雾化效果好，使用正常，并能封闭全断面。
2.2.2.5、在巷道内敷设防尘洒水管路。管路必须安设平直，吊挂牢固，拐弯处设弯头，接口严密不漏水，每50m设置一个三通阀门。严禁使用细径管路连接，供水管和排水管必须单独安设，不得混用。
2.2.2.6、各装载点必须有完好的喷雾洒水装置，其位置要固定正确，使用正常。掘进工作面开口处应安设一个三通阀门，三通阀门的位置应便于使用和维修，并且有明显易辨的标志。
2.2.2.7、每班安排专人负责进行除尘工作，距工作面50m内巷道每班冲洗一次，50m以外的巷道每周冲洗一次，防止煤尘堆积。
2.2.2.8、炮掘出煤过程中，各装载点必须根据煤（岩）尘湿润情况及时开启喷雾。
3 、 防治瓦斯
3.1、瓦斯监测监控设备的管理
3.1.1、在掘进工作面和距回风口10～15m处安设甲烷传感器，与矿KJ80型监控系统联网，每面配接一台馈电传感器,接于该工作面电源总开关负荷侧，分站内置的局扇开停传感器要分别连接各局扇。实现风电闭锁、瓦斯电和故障电闭锁功能。
3.1.2、 掘进工作面甲烷传感器应安设在风筒的对帮，与风筒出风口平行，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。瓦斯员负责探头、线缆及传感器管理牌板的移动。其报警浓度为0.8%（CH4），断电浓度为1.3%（CH4），复电浓度为小于0.8%（CH4），断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
3.1.3、当传感器、线路出现故障时，跟班瓦检员应及时向调度室汇报，由矿监控中心安排人员及时下井维修。
3.1.4、 在临时拆除或改动时，必须事先与矿监控中心取得联系，在检修与监测监控系统装置相关联的电气设备，需要系统装置停止运行时，须征求矿监控中心同意，并采取相应措施后，方可进行，事毕恢复原状，并向矿调度和矿通风科汇报。
3.1.5、 设备发生故障要及时处理，在故障期间必须有安全措施。监测系统断电后，必须由监控人员查明原因后复电，其它人员不得随意复电或将断电设备断开。
3.1.6、监控设备必须有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁。当与闭锁控制有关的设备工作正常后，自动解锁。
3.1.7、甲烷传感器必须安设在支护完好处，放炮时撤至安全地点，放炮后，移到规程规定的位置。
3.1.8、监控设备必须定期进行调式，校正，每月至少一次，传感器、报警仪每10天用标准气样和空气气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
3.2、瓦斯管理
3.2.1、便携式瓦检仪的配备：队长、技术员、跟班矿长、班组长、流动电钳工等必须按规定佩戴便携式瓦斯报警仪，并能正确使用。瓦检仪要求灵敏可靠，保证完好。
3.2.2、掘进工作面配备专职瓦检员，瓦检员必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”，严格执行现场交接班制度。
4、防火防爆
4.1、火源因素及防火设施
4.1.1、火源因素
工作中产生撞击火花，卸料台撞击产生火花。易燃油脂长期积存引起自燃，使用过期的润滑油、棉纱布头和纸乱扔乱放而着火。
4.1.2、防火设施
距掘进头20～30m、设备集中堆放点要配备2台干粉灭火器、2个消防桶、两把消防锹、1桶不少于1m3的消防沙。要求上岗职工会熟练使用。灭火器上架，取放、移动方便，设专人管理，损坏失效及时更换。
4.2、防灭火措施
4.2.1、机电设备附近5m范围内严禁堆放杂物。严禁将易燃油脂长期存放在工作面。
4.2.2、严禁在瓦斯积聚和超限的情况下作业。严禁产生明火和工作中产生火花。在用铁器工作的地点，先检查周围瓦斯浓度，不超过1.0％时方可工作。
4.2.3.、严禁乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼在巷道内。
4.2.3、一旦发生瓦斯局部燃烧或其他材料着火，当工作面回风流中瓦斯浓度不超过2.0％，风机正常运转时，应在跟班领导、班组长指挥下，用灭火器、沙和水管中的水在确保人员安全的情况下灭火，并及时向矿调度汇报。若火势增加或瓦斯含量超过2.0％以及局部通风机停转时，应组织人员戴好自救器迅速按避灾路线撤离。灭火时，必须派专人携带便携式瓦检仪，随时掌握瓦斯情况。
4.2.5、防火管理：电气设备或电缆着火时，首先切断电源，就近使用矸石、沙子或岩粉进行灭火，严禁用水管灭火；因机械、油脂等引发的火灾，要就近使用沙子灭火，要控制风流，防止火势蔓延。
4.2.6、隔爆设施
隔爆水袋与工作面正头始终保持60～200m，隔爆水袋采用集中式布置，棚区长度不少于20m,水袋规格为20L/个，水袋数量为68个，水袋排距1.2～1.5m，水袋距顶梁两帮的间隙不得小于100mm。隔爆设施设专人负责，实行挂牌管理，定期添水、冲洗及换水。
第二节 供 电 系 统
1、该迎头掘进施工中，电源来自井下中央变电所，供电经KBZ-200/0.66馈电开关橡胶电缆接至QBZ-120/0.66控制开关，再用不同平方电缆、开关，供迎头各机械设备使用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每1m一个，电缆的垂度不大于50mm。必须采用风电闭锁、检漏继电器等设备，采掘供电分开。
附：供电系统图
2、管理要求
2.1、供电系统必须做到“三无”、“四有”、“三全”、“两齐”、“三坚持”。
“三无”：无鸡爪子，无羊尾巴，无明接头。
“四有”：有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。
“三全”：防护装置全，绝缘装置全，图纸资料全。
“两齐”：电缆悬挂齐，设备硐室整齐。
“三坚持”:坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护、坚持使用瓦斯电和风电闭锁。
2.2、对检修工的要求
2.2.1、检修维护工必须经过专门培训，考试合格，并持证上岗
2.2.2、检修维护工必须精通业务，熟练掌握该工种的岗位，做到“三知”、“四会”。
“三知”：知设备的结构、性能和工作原理。
“四会”：会操作、会保养、会维护、会排除一般性故障。
2.2.3、检修设备须有专人看护顶、帮情况，必须执行停送电制度和操作规程。电气设备要保持良好的隔爆性能，严禁出现失爆，严禁带电搬迁电气设备，严禁带电检修。
2.2.4、设备启停、运行必须按规定信号操作。
第三节 压 风 系 统
压风采用地面空压系统，压风管路从回风上山→掘进工作面→用软管与风钻连接。
第四节 排 水 系 统
1、根据地质说明书的有关资料，该面仅在裂隙发育地段3#煤顶板沙岩含裂隙水，预计掘进过程中会有淋水出现，并随揭露范围增加逐渐疏干，巷道低洼处打水仓安设水泵进行排水，水仓规格：（长×宽×高）为1.5m×1.5m×1.0m。用厚不小于50mm的木板做水仓盖板。
排水系统：迎头积水→ 主回风大巷水仓→主井→地面。
2、排放水管理要求
2.1、水泵必须保证完好，并有备用泵。检修工要班班检修，保证设备的完好和排水管路的畅通。
2.3、随时观察工作面的涌水变化，水量增加时及时采取有效措施。
2.4、低洼地段的积水应及时排出，做到文明生产达标。
第五节 通讯、照明
1、通讯：距工作面20m处安设一部电话，做到井上下通讯畅通。
2、照明：在13120掘进顺槽口处安设作业照明灯。
第八章 安全技术措施
第一节 一般规定
1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《13120回风顺槽施工作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。
2、所有上岗人员必须持证上岗，严格执行《岗位标准化作业标准》及各工种岗位责任制、现场交接班制度、设备维修制度、质量验收制度。
3、所有上岗人员都必须学习本规程，学习后人人签字并进行考试，不合格者不得上岗。
4、开工前，检查所需各类工具、器具、机具、零配件是否备齐。其品种、材质、规格、数量等是否符合规定要求；检查工作范围内的巷道支护是否完好，顶帮是否安全。若发现支护损缺等不安全因素，应吃力后方可进行其他作业。
5、开工前，先检查工作面的通风情况是否良好。风筒口距工作面的距离、瓦斯和二氧化碳的浓度及温度等是否符合规程规定，通风设施是否完好、正常。如超过规定或不正常时，不得进入工作面，并及时向矿调度汇报，采取措施进行处理。
6、工作面的临时支护和空顶距离是否符合本规程规定。如不符合或不安全时，必须立即进行支护。否则不准进入工作面。
7、检查巷道中、腰线是否正确，如有问题及时通知地测科进行校正。
8、检查机电设备管理及管线、线路、轨道是否完好，如有故障应及时排除，达到正常使用。
第二节 五大灾害预防措施
一、 顶板管理
1.顶板管理措施
（1）严格执行“敲帮问顶”制度，并将该项制度贯穿于作业的全过程。
（2）必须按作业规程的规定及时进行永久支护，严禁空顶作业。尤其是验收员点眼必须用长工具站在支护完好处进行点眼。
（3）打钻人员要站在有支护可靠的顶板下操作钻机打眼，先打中间锚杆，再打角锚杆，施工人员必须面向工作面，打一个眼立即安装紧固一根锚杆。
（4）锚杆施工必须按照操作规程进行，保证质量，不合格的锚杆要立即补打。
（5）巷道滚帮时，滚帮处要及时补打顶、帮锚杆。
（6）打顶锚杆、装锚杆、紧固锚杆、挂电缆、风水管等，需蹬梯作业时，人员要站在安设牢稳的梯子上，并有专人扶梯和观察顶、帮情况，发现异常立即停止作业，待确认安全后，方可作业。
（7）施工过程中，每班由验收员、每天由队领导观察巷道顶板及支护，发现顶板压力增大顶、帮破坏，要立即采取加强支护措施，并向区调度和区队领导汇报。
2. “敲帮问顶”制度
（1）工作面必须备有敲帮问顶工具，最少手镐一把、长与短撬棍各一根，撬棍一端为尖头，另一端为弯扁头，长度分别为2.0m和2.5m，采用22mm的钢质材料加工。
（2）必须坚持“敲帮问顶”制度，特别是在交接班、永久支护等各道工序开工前和顶板破碎、过地质构造等都要进行敲帮问顶，及时找掉危岩、活石。
（3）敲帮问顶责任人为：工长、跟班队长，安全员负监督责任。
（4）敲帮问顶由两名有经验的的工人担任，一人找顶，一人观察顶板动态，后者要站在前者的侧面。
（5）处理帮顶活石时，人要站在安全地点，并选好安全退路。
（6）处理帮顶工作，应从支护完好的地点开始，有外向里。上山工作面要站在巷道上方的一侧进行找顶，先顶部，后两帮，依次进行。顶板较高，可采用长撬棍进行找顶，谨防矸石顺杆而下。找顶不准同时进行其它作业，或有其它人员通过。
（7）遇有大块矸石或离层岩石，巷道压力加大，应立即背棚加固或打戴帽点柱。
（8）敲帮问顶时，找顶人要戴手套，以防矸石顺杆掉落伤人。
（9）敲帮问顶时，要由轻而重，不得突然猛击，敲击顶板发出“空空声音”，就立即找下，需顺着裂隙、层理、节理慢慢找下，不得硬撬。
（10）用手镐和长撬棍找顶，禁止用大抡镐法，应采用背镐法。以防伤到他人或自己。
（11）找顶时，只准一组进行，禁止两组以上同时进行。
（12）找顶过程中，工长及跟班队长要加强对巷道顶板支护观察，若顶、帮破坏明显或严重，应立即采取措施，并向队、区领导汇报。
3.过断层破碎带安全技术措施
（1）顶板破碎或遇地质构造时，顶锚杆排距缩小为800mm，锚索排距1.6m，间距为2.4m。
（2）采用小循环作业，循环进度0.8m。
（3）要加强“敲帮问顶”和顶板管理。
（4）根据断层产状，要以地测科给定的坡度追煤，见全煤后，沿02#煤底板掘进。
（5）经测定断层产状，需修改设计，重新拐弯开口，放炮过断层或需采用架棚支护时，除立即执行上述措施外，另行补充措施。
（6）巷道高度超过3米时必须补打一排帮锚杆。
二、 防灭火措施
（1）皮带头应备有不少于2个灭火器，附近15m范围内消防管路必须设置三通和阀门，并备有不少于20m的消防软管。
（2）皮带安装烟雾洒水保护。
（3）井下胶带运输机必须使用阻燃胶带。
（4）皮带头20m范围内采用不燃性材料支护，应备有消防砂箱，砂子不少于0.20m3。
（5）消灭火源，防止产生电器火花和摩擦火花。
（6）任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可行的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿、区调度。
（7）防灭火除执行上述措施外，必须严格按《煤矿安全规程》中第221、222、224、226、227、243、244条规定执行。
三、 防治水措施
（1）掘进中遇《煤矿安全规程》第266条规定的透水预兆时，必须停止作业，撤出人员，汇报调度。
（2）将《西山鸿兴煤业防治水措施》、工作面四邻的水文地质条件、水情预报、本规程防治水措施、避灾路线，认真贯彻到每一位职工。
（3）在巷道掘进过程中，应严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则，确认安全后，方可继续掘进。
a、建立排水系统，在巷道吊挂一套排水管，排水能力不小于预计涌水量2倍，距工作面不大于50米，并安设一台风泵及一台潜水泵。
b、掘进前在巷道中心顶板往下打3个探眼，眼深根据现场实际情况进行，保证20m的安全距离，掘进后要重新打探孔，依次类推。
c、打钻探水前,必须将掘进设备及工具退出工作面迎头至少5m。
d、执行地测科相关探放水措施和制度。
e、在施工过程中，有验收员加强对巷道顶板支护观察,若支护破坏明显，要及时支护；掘进中要加强工作面涌水观测，发现突水预兆，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
f、建立“有掘必探”台帐，每月向地测科报一次。
（4）掘进中根据涌水情况和巷道坡度，在低洼处打水仓，安装水泵、排水管，水仓位置根据实际情况确定。
（5）水仓施工，规格：长×宽×深＝2×1×1m，水仓上口铺设木板并留出0.30×0.30m的排水孔，用风镐施工。
（6）防治水除执行上述规定外，还必须严格执行《煤矿安全规程》第260、266、285、286、291条之规定。
四、综合防尘、灭尘措施
详见第七章第一节
五、防治瓦斯措施
详见第七章第一节
第三节 炮掘安全技术措施
1、所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆破材料性能及放炮操作规程和《煤矿安全规程》中有关条文的规定，并严格执行。接触爆炸材料的人员，必须穿棉布或抗静电衣服。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破工必须依法经过专门技术培训，考试合格，获得特种作业人员资格证书后，方可持证上岗。
3、 爆破作业必须严格执行“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）、“一炮三检”和“三人连锁”制度。掘进工作面的装药定炮禁止与其他工序平行作业。
4、 爆破工必须依照爆破说明书进行爆破作业。
5、不得使用过期或严重变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
6、 爆破作业，必须使用不低于煤矿许用二级炸药及毫秒延期电雷管。
6.1、同一工作面不得使用2种不同品种的炸药，不同厂家生产的或不同品种的电雷管也不得掺混使用。
6.2、使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。
6.3、严禁放糊炮，严禁明电、明火放炮。
6.4、 在掘进工作面应全断面一次起爆；不能全断面一次起爆的，必须在顶帮支护安全的前提下，分次装药，分次起爆，且一次定炮必须一次全部起爆。
6.5、 严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定:
6.5.1、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。
6.5.2、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。
6.5.3、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，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、电气设备及通风良好的地点。爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。
6.5.4放炮前需要准备好够全断面一次起爆的炸药和炮泥，以及装满水的水炮泥，并整齐放置在符合规定的地点。
6.5.5、 检查放炮器和放炮母线。放炮器要完好可靠，电压符合要求，爆破母线长度符合作业规程规定，并无断头、明接头和短路，绝缘包皮有破损处时应进行处理。
6.5.6、 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。
6.6、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：
6.6.1、必须在顶板完好、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。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
6.6.2、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，防止折断脚线和损坏脚线绝缘层。
6.6.3、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内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
6.6.4、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。
6.6.5、爆破工必须按照作业规程爆破说明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式进行装药。各炮眼的雷管段号要与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。装药前，必须先清除炮眼内的煤尘或岩粉，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。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与回风设备、电气设备和风水管以及采掘机械等导电体相接触。
6.6.6、炮眼封泥应用水炮泥，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、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。
6.7、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
6.7.1、炮眼深度小于0.6m时，不得装药爆破，在特殊条件下，如挖底，刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，根据现场实际必须另行制定安全措施，报有关人员审签，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。
6.7.2、炮眼深度为0.6—1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
6.7.3、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
6.7.4、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。
6.7.5、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0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m，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0.3m。
6.8、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破。
6.8.1、掘进工作面空顶距离不符合作业规程的规定，支架损坏，架设不牢，支护不齐全，伞檐超过规定。
6.8.2、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，或煤堆积尘飞扬时。
6.8.3、在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上时。
6.8.4、炮眼内发现异状，温度骤高骤低，炮眼出现塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增等。
6.8.5、掘进工作面风量不足或局部通风机停止运转时。
6.8.6、装药地点有片帮冒顶危险时。
6.8.7、架棚巷道10m内的支护，在爆破前前末加固时。
6.8.8、发现瞎炮未处理时。
6.8.9、炮眼内煤（岩）粉未清除干净时。
6.8.10、炮眼深度、角度、位置等不符合作业规程规定时。
6.9、在煤层中，掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。
6.10、爆破前，必须加强对电气设备、电缆等的保护。爆破前工作面人员都要撤至作业规程规定的安全地点。爆破前，班组（队）长必须亲自布置专人在警戒线或可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒距离：岩巷不得低于100m，煤巷、半煤巷不低于75m且必须有掩体。确认警戒区无人后，由班组（队）长通知放炮员进行放炮，警戒人员必须在安全地点警戒，警戒线处应设置警戒牌，栏杆或拉绳。放炮前必须吹哨。放完炮后，由班组（队）长亲自撤岗，解除警戒。
6.11、爆破母线和连接线应符合下列要求：
6.11.1、煤矿井下爆破母线必须符合标准的铜芯绝缘双线电缆。
6.11.2、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。
6.11.3、巷道掘进时，爆破母线必须随用随挂。不得使用固定爆破母线放炮。
6.11.4、爆破母线与电缆，电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在电缆的下方时，应保持0.3m以上的距离。
6.11.5、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。
6.11.6、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
6.12、井下爆破必须使用发爆器，发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型除外）。
6.13、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管线联结良好，否则应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
6.14、爆破工必须最后离开爆破地点，在规定的放炮安全距离以外的安全地点起爆。
6.15、发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，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。
6.16、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组（队）长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。母线与脚线连接后，爆破工必须最后退出工作面，并沿途检查爆破母线是否符合要求。爆破前，班组（队）长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工撤至发爆地点后，随即发出第一次爆破信号。爆破工接到班组长的爆破命令后，将母线与发爆器相接，并将发爆器钥匙插入发爆器，转充电位置。爆破工第二次发出爆破信号，至少再过5秒，发爆器指示灯亮稳定后，将发爆器手把转回放电位置，电雷管起爆。电雷管起爆后，拔出钥匙，将母线从发爆器接线柱上摘下，并扭结短路。放炮母线不得有明接头。爆破时使用爆破喷雾，爆破后对爆破地点附近20m范围内洒水降尘。装药的炮眼应当班爆破完毕，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待清楚。
6.17、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组（队）长先巡视爆破地点，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。
6.18、通电以后拒爆时，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，（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，找出拒爆的原因。
6.19、处理拒爆、残爆时，必须在班组（队）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。处理拒爆时，必须遵守下列规定：
6.19.1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
6.19.2、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
6.19.3、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。
6.19.4、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。
6.19.5、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。
6.20、爆炸材料库和爆炸材料发放硐室附近30m范围内，严禁爆破。
6.21、放完炮后，要清点剩余电雷管、炸药，填好消退单，在核清领取数量与使用及剩余的数量相符后，经班组长签字，当班剩余材料要交回爆破材料库。严禁私藏爆破器材。
第四节 机电检修、机电设备安全防护安全技术措施
1、机电设备使用管理安全技术措施
1.1、一般要求：
1.1.1、司机必须经过专门培训，考试合格并取得操作合格证后，方准持证上岗。
1.1.2、司机必须在工作现场交接班，交清设备运转情况、存在问题及应注意事项，并做好交接班记录。
1.1.3、司机应熟悉所用设备的结构、性能、工作原理和完好标准。
1.1.4、司机工作时必须精神集中，不准擅离岗位，不得委托无证人员开车。
1.1.5、当设备及其附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止运转，切断电源，进行处理。瓦斯浓度降到1.0％以下时，方准复电开机。
1.1.6、司机应携带常用工具盒小型备件，发现设备有问题，要积极配合维修工进行处理；不能处理的应及时向班长汇报。
1.1.7、司机接班后，必须对设备详细检查。启动设备前，司机应发出警报信号或喊话，警告人员离开机器的转动部位。
1.2、若机械设备出现故障，需要更换设备时，必须切断电源。需要起吊时，导链必须选取挂在支护牢固的棚梁上，起吊用的绳套和导链必须完好，绳套不得有断股现象。使用导链起吊或拖拉设备的作业场所，作业人员所站位置必须安全。钩头、设备下方、设备易倾斜的一侧、导链旁边、支车地点下方等处不准有人。搬运设备时，人员要配备合适，摆放要平稳，搬运过程中，要互相照看，协调一致，以防摔倒，碰坏设备和碰伤人员。
2、机电设备防护安全技术措施
2.1、严禁带电检修、搬运电气设备。检修电气设备，必须切断电源，闭锁开关，挂好“有人工作，禁止送电”牌，设专人看护，严格执行“谁停电、谁送电”的原则，严禁约时停送电。作业时，严格按《电气设备操作规程》执行。
2.2、电缆与水管应分挂在巷道两侧，电缆不得遭受淋水侵蚀。
2.3、供电实行“三专两闭锁”制。
2.4、电动机的控制设备，应具有短路，过负荷、单相、断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。
2.5、电气设备着火时，应立即切断电源，未切断电源之前，只能用砂子或干粉灭火器灭火。
2.6、所有设备各种保护必须齐全、完好、有效。
2.7、存在下列问题的电气设备不得入井使用：
2.7.1、防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。
2.7.2、导电螺栓、螺母锈蚀超过规定。
2.7.3、喇喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
2.7.4、开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。
2.7.5、没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出局的防爆合格证或虽有合格证但检验期超过6个月的。
2.7.6、电机风翅处得护罩与电机外壳固定不牢的。
2.8、电气设备与轨道之间的安全间隙不小于700mm。
2.9、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。
第五节 运输、装卸车、抬运设备安全技术措施
1、运输、转载设备管理的安全技术措施
1.1 刮板输送机（以下简称溜子）
1.1.1 溜子安装
1.1.1.1 安装顺序
机头部→电机、减速器→底链→过渡槽→中部槽→铺上链→紧链试运转。
1.1.1.2 安装工艺
（1）、安装前先将巷道内浮煤杂物清理干净，将巷道底板平整，并做好瓦斯和安全状况检查，并检查好设备，不完好的部件、坏槽子等不能使用。
（2）、搭好溜子机头下的木垛，使机头、过渡槽平稳过渡。
（3）、将溜子各部件按顺序摆放在工作地段，然后将螺丝、弹垫、垫片、销子上齐全，紧固完好，各螺丝要拧满扣，液力耦合器必须有配套的防爆塞、易熔合金塞。
（4）、打好机头压柱，机尾地锚，接好开关，安装好声光信号、控制按钮，然后才能紧链。
1.1.1.3 紧链
（1）、先将机尾侧大链与老汉木连接，螺栓要拧满扣，并用废旧皮带、背板等将老汉链掩盖好。
（2）、先将开关打到倒转位置，由一名有经验的技术工人点碰溜子，另两人迅速挂链，挂好链后，将开关打到正转，点碰一下，将老汉链松开、取出，最后进行试运转。
1.1.1.4 试运转
（1）、试运转前，指定有经验的技术工人对溜子各部位进行全面检查。各部位螺丝要齐全紧固，联轴节间隙符合要求，各转动部位的防护罩完好、牢固。减速器等部位的油质符合要求，油量适量、无渗、漏油现象。设备周围，特别是转动部位周围，应无影响试车的杂物。
（2）、试车前，司机发出明确开机信号，通知所有人远离设备5m以外。
（3）、经两次启动后，再正常启动运转，若两次点动仍不能正常运转，则不得强行启动，找出原因处理后再启动。
（4）、设备启动后，指定有经验的技术工人检查各部位的运转情况，发现异常情况立即停机处理。
（5）、若有漂链现象，应调整中部槽、过渡槽的平直度，严禁用脚蹬、手板，严禁撬、别运行中的刮板及链。
（6）、设备运行5小时后，停机闭锁对设备各部位重新检查，对螺丝重新紧固。
1.1.2 溜子延长
（1）、先将机尾浮煤清理干净，将溜子拉空并找到小环，将开关打到零位闭锁。
（2）、用挂板螺丝将老汉链固定好，螺丝要上满扣，并用废旧皮带、背板等将老汉链掩盖好，防止断链伤人。
（3）、将开关打到倒转位置，由一名有经验的技术工人点碰溜子，另两人迅速摘链。三人要相互配合好，防止摘链过程中挤伤手指。摘开链后，把开关打到零位闭锁。
（4）、在距机尾2m处将上链摘开，松开机尾地锚，人工用撬棍赶机尾与最后一节槽子对接好，再用撬棍赶机尾与新槽子对接，打好地锚。
（5）、在接槽子处用3m双链将原大链连接起来，上好刮板螺丝。
（6）、将开关打到倒转位置，一人点碰溜子，两人迅速挂链，方法同1.1.2.2所述。挂链时按一节槽子切去两个环的方法紧链。
（7）、挂好链后将开关打成正转位置，点碰一下，将老汉木摘开取出，按1.1.1.4进行试运转。
（8）、溜子要保持平、直、稳，机尾不得高于槽子，不得有扭环、吊刮板现象。严禁掏槽接溜子，严禁使用坏槽子和弯刮板。
1.1.3 溜子缩短
溜子缩短的操作规程与1.1.2类似，区别在于缩短是取槽子，截大链。
1.1.4 溜子使用
1.1.4.1 信号规定
在机头、机尾处均设置灵敏可靠、清晰畅通的双向声光信号和控制按钮，信号规定为：一声停，二声开，三声倒转，四声点碰正转，乱铃为故障。
1.1.4.2 机头、机尾固定
（1）、机头使用压柱或地锚固定，压柱为直径不小于100㎜的红松圆木，数量两根，打在机头的地梁上，地梁与机头用M20㎜螺栓连接固定，压柱与溜子机头垂直或机尾方向倾斜0～8°的角，不得向其他方向倾斜；锚杆为φ16×1800㎜的端头锚固锚杆，外露200～300㎜用锚链将机头两侧与地锚杆连接固定，螺丝必须拧满扣并拧紧。
（2）、机尾使用地锚固定
地锚钢丝绳长1.8m×φ15.5mm，两端焊锥形套，地锚杆φ28mm～32mm，一头带月牙形楔度，一头带50mm直弯，净长0.7m。在溜槽两侧0.1m处各打一个0.6～0.65m深的眼，打眼使用风煤钻或风钻，φ43mm钻头，打完眼后将眼内的岩粉冲洗干净。将钢丝绳穿过机尾中空管中，打紧地锚，锚固深度不小于350mm，打好地锚后试开溜子，无关人员远离溜子机尾，到安全地点。若固定机尾处的地板为煤时，则锚固长度不小于0.7m。
1.1.4.3 注意事项
⑴、刮板输送机司机必须熟悉刮板输送机的性能及构造原理，通晓操作规程，按完好标准维护保养刮板输送机，懂得本采面作业规程，经过培训考试并取得合格证后方能持证上岗。
⑵、各部轴承及减速器和液力偶合器中的油液量符合规定，无外漏现象；
⑶、对上班遗留的问题及检查发现的问题，都必须逐项妥善处理，未能处理的必须及时向矿调度和值班领导汇报。
⑷、刮板输送机运行时，不准从机头上部跨越，不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链。
⑸、电动机及其开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理.
⑹、溜子零部件要齐全有效，及时检修，不得出现缺刮板和螺丝现象，刮板弯曲、坏溜槽要及时更换。检修、处理刮板输送机故障时，必须闭锁控制开关，挂上停电牌。
⑺、收工后，将刮板输送机内的煤全部运出，清扫机头、机尾附近的浮煤后，方可停机，然后关闭洒水龙头并向下台刮板输送机发出停机信号。
⑻、收工后，将控制开关手把扳到断电位置，并拧紧闭锁螺栓，清扫机头、机尾等各机械电气设备上的粉尘。
2.1 胶带输送机（以下简称皮带）
2.1.1、皮带安装顺序
机头部主、副滚筒→传送齿轮→电机、减速器→卸载部→储带仓张紧装置→H架、拉杆、下托辊→机尾部→底皮带→机尾缓冲托辊→上托辊→上皮带。
2.1.2、安装工艺
⑴、安装时要保证输送机平、直，若巷道底板起伏不平，则应保持平缓过渡，必要时将H架吊挂于巷道顶板上，输送机接头时，应使接头两端中心线在同一条直线上，并应远离传送部位5m外作业。
⑵、人工或利用刀链将皮带零部件运到安全地点进行安装。
⑶、采用人工拉皮带的方法铺设皮带，拉皮带时，所有人员要相互配合，统一用力，严禁将皮带随意割断。
⑷、所有螺丝、弹垫、垫片、销子齐全紧固、完好，保证皮带运行平、直、稳。
2.1.3、试运转
⑴、安装完毕后，指定专人将皮带各部位详细检查，并紧固各连接螺丝，然后进行试运转。
⑵、试运装前，操作人员要通过声光信号进行联系，信号不清不得开机，试运装时无关人员要远离设备，保证安全。
⑶、设备启动后，要由有经验的技术人员对设备检查，听清皮带运转声音，发现异常立即停车进行处理。
⑷、皮带运行两圈后腰停机，闭锁开关，对皮带各连接螺丝重新加固，并对各部位进行检查，确保设备完好，运转正常。
⑸、皮带试运转过程中，无关人员要远离皮带，躲避到安全地点。
2.1.4、皮带拆除
2.1.4.1、拆除顺序
皮带→上、下托辊→H架、拉杆→机尾部→张紧绞车→储带仓→卸载部→电机、减速器→机头部→主副滚筒。
2.1.4.2、拆除方法
⑴、启动皮带将皮带上的煤出净，然后利用倒开皮带法人工在机头处将皮带打成卷。卷皮带时遇扣可抽开，严禁随意割断皮带。若扣抽不开时，可在距扣30㎜～50㎜处割断皮带。
⑵、从机尾开始逐个将托辊、H架、拉杆拆除，拆除时可利用撬棍、大锤等工具，所有人员要相互配合，防止挤伤、砸伤手脚。
⑶、拆除机尾部时，先将各组机尾的连接销子和固定螺丝拆开，然后人工将机尾各部件抬运到指定地点或装车。
⑷、拆除机头部时，利用刀链或人工按拆除顺序中规定将各部位拆开，人工抬运到指定地点或装车。
⑸、拆除完毕后要将所有的零部件进行整理，将螺丝等小零件回收升坑，严禁乱扔乱丢。
2.1.5工作面皮带延长
⑴、延长前先将工作面至皮带机尾段和皮带机尾附近浮煤清理干净，并将皮带上煤拉空。
⑵、将工作面溜子拆除，并把机头部拉到工作面。
⑶、在皮带机头部的上皮带找一道扣抽开。
⑷、去掉皮带机尾老汉木、地锚，然后利用φ15.5㎜钢丝绳或双股8﹟铁丝拴在皮带尾架上，数量3道，长10m人工拉移皮带机尾到指定地点。
⑸、皮带机尾到位后，上好延长段的H架、拉杆、托辊。
⑹、铆好扣，开动张紧绞车把皮带张紧。
⑺、延长皮带及试运转执行3.3.1.6及3.1.3的规定。
2.1.6、皮带缩短
⑴、启动皮带将皮带上的煤拉空，清理干净机头、机尾浮煤杂物。
⑵、松开张紧绞车，然后把皮带、张紧绞车开关打到零位，并闭锁。
⑶、在机尾预定位置前后，将上下皮带分别抽开一道扣，抽扣时要留有至少5m的搭接长度。
⑷、拆除、缩短范围内的H架、拉杆及上、下皮带。
⑸、将皮带机尾按3.3.2.4所述方法拉移到位，将底皮带从机尾滚筒穿出，与上皮带连接好。
⑹、开动皮带利用张紧绞车把皮带紧到松紧适当，按3.1.3所述的方法试运转。
2.1.7皮带使用
2.1.7.1、机头、机尾固定
皮带在试运行前必须把机头、机尾用戗柱或地锚固定牢靠，戗柱使用直径不小于150mm的圆木，两侧各打一根。
2.1.7.2信号规定
胶带输送机必须在机头、机尾处设置灵敏可靠、清晰的双向声光信号和控制按钮，信号规定为：一声停，二声正开，三声倒转，四声正转点碰，五声皮带或上皮带运料，乱铃为故障。
2.1.7.3、铆扣
⑴、准备好皮带夹板、铆扣机、拐尺等工具。
⑵、将机尾侧的皮带接头用皮带夹板固定于机头架上，并在夹板机头一侧打好木楔，防止抽脱。
⑶、在松开张紧绞车的同时，倒拉机头一侧的胶带，以保证两接头搭接1～2m，拉皮带时用力要适度，严禁硬拉硬拽，且所有人员严禁站于两驱动滚筒上方或机头架上操作。
⑷、胶带割口前要用拐尺量好，割出的口要与胶带两边成直角，割口要平整成直线。
⑸、使用铆扣机将皮带扣钉好，用钢丝绳穿条将胶带连接。
⑹、开动张紧绞车拉紧皮带，去掉皮带夹板。
⑺、割口及铆扣作业前必须将开关打到零位闭锁。
2.1.7.4清扫皮带
⑴、在皮带运转当中，清扫工只准清扫皮带H架两侧的浮煤。
⑵、严禁跨越皮带和从底皮带下穿过，必须走行人过桥。
⑶、皮带运转时，不得探入底皮带、主副滚筒、储带仓、机尾刮板内清扫浮煤，不得钻入机架清扫浮煤或淤泥，若要清扫时，必须通知司机停机闭锁后进行。
⑷、在靠近机尾10m处底皮带上安装浮煤清扫器，清扫器呈“V”字型钢架胶带结构，清扫器与底皮带距离不大于3㎜，接触长度85％以上。
2.1.8、注意事项
⑴、胶带输送机司机必须经过专业技术培训，经考试合格取得合格证后，持证上岗操作。
⑵、司机必须熟悉本设备的性能、结构、工作原理，并懂得日常的维修保养和一般性故障处理，严格执行岗位责任制和交接班制度，遵守劳动纪律，配带好劳保用品。
⑶、要随时检查各部位紧固件和联接件的齐全牢固情况，保证所有传动部分运转灵活可靠。
⑷、采用驱动带式输送机运输时，应遵守下列规定：
a、必须使用阻燃输送带。
b、巷道内应有充分照明。
c、必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。
d、应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。
e、行人跨越带式输送机处应设过桥。
f、在胶带输送机的机头机尾，利用栅栏条，将机头的驱动滚筒与外界围成防栏，以防止行走人员与其相接触。防护栏应与机头机尾架连接固定。
g、因输送机巷坡度起伏变化较大，所以皮带回风机必须同时设有防逆转装置和制动位置。
2、起吊、装卸作业安全技术措施
2.1、起吊设备前首先要检查起吊点的支护情况，必要时进行加固，起吊锚杆或棚梁要经专人检验合格，经跟班队长验收后方可使用。
2.2、起吊设备前，首先要明确被起吊物的重量，合理选择起吊位置和导链吨位。导链吨位必须大于设备实际吨位。
2.3、起吊时，严禁人员在任何部位靠近起吊五及其滑落趋势方向，更不得将身体任何部位探入其中，严禁在起吊点正下方站立，如起吊点有坡度，拉导链人员要站在上坡侧，下坡侧严禁有人，人员要躲开设备滚落趋势方向。
2.4、起吊物悬空以后，必须始终保持导链吃劲，待物件支垫牢固，螺丝紧固齐全或吊挂牢固后方可慢慢松开导链。
2.5、起吊时严禁大幅度斜拉或摆动，不得随意靠近拖拽摆动的设备，严防起吊连接部位滑脱。起吊过程中，如发现起吊不动或有卡阻现象时，先处理再起吊。
2.6、吊挂、安装设备需要蹬高作业时，必须用铁梯、架板搭设可靠的工作台。
2.7、整个起吊作业过程，必须有专人监护物件、起吊点以及各部位连接受力情况，发现问题及时处理。
第六节 巷道特殊作业施工安全技术措施
一、开口安全技术措施：
1、开口前，必须由地质科给定中线，否则不准开口。
2、巷道开口及贯通处，设2根Φ17.8×6500mm钢绞线锚索补强支护。若顶板不完整，采用架棚支护。
3、开口5m段均采用钻爆法小循环作业。
4、开口打眼、放炮、支护、稳溜子等工作时，必须将前一部运输设备开关闭锁，并派专人看守，严防误启动伤人。
5、开口5m段，采用“浅打眼、少装药、放小炮”的方法施工，每次联炮前，必须在所有能进入放炮地点的通道上设好警戒，警戒距离不小于70m。
6、火工品管理，引药装配，母线悬挂，拒爆处理等均按《煤矿安全规程》中第七章“爆破材料”及“井下爆破”规定执行。
二、冒顶处理措施
1、局部冒顶的处理措施
1.1、先加固好冒落区前后方的完好支护。
1.2、人员站在完好支护下，执行敲帮问顶制度，将活矸、活石用长柄工具找掉，架好临时支护利用长不小于2m方木进行构顶，一直将冒落最高点的顶板拖住，在此期间要设专人看护顶板，发现问题及时处理。
1.3、高顶区域，处理前由瓦检员检查区域内的瓦斯情况，加强通风，防止瓦斯积聚。
2、冒顶范围较大的处理措施
2.1、冒顶范围较大，影响通风或有人堵在工作面，应先架设比原巷道规格小的临时支护，使巷道能暂时恢复使用，等清理完煤矸，救出人再架设永久支护。
2.2、等顶板稳定后，由外向里从巷道两侧清除矸石，边清除边管理两帮，防止煤矸流入巷道，清理出一架棚，马上架好棚，背好帮顶，直至完全处理好。
2.3、如果发现人员被堵后，应立即报告现场领导，并立即向调度室汇报情况，视具体情况积极采取抢救和自救措施。
2.4、如顶板冒落范围大，有继续冒落危险时，被堵人员应设法加固未倒棚子，以保持一定的空间，确认不再冒落时，静卧休息，并敲击管子等向外发出求救信号。
2.5、当冒顶范围大，一时无法疏通，调度室接到汇报后，应立即组织救护队下井营救。
2.6、抢救人员时，必须探明冒顶范围，采用呼喊或敲击水管、煤溜溜槽等方法确定被堵人员的人数和位置，并与其保持联系，在支护好顶板的情况下，用快速掘小巷的方法接近被堵人员。
2.7、处理冒顶时，必须有跟班队长现场监督，确认无危险后方可作业。同时，巷道内要经常备一些支护材料，以备急用。
第七节 大铁锹攉煤安全措施
1、攉煤前必须首先观察工作地点的煤壁、顶板情况，严格执行敲帮问顶制度。发现不安全因素，必须先处理后才能进行攉煤工作。严禁空顶作业。
2、攉煤中如有发现浮煤中有丢失的炸药、雷管应用木质物找出，交给放炮员处理。
3、攉煤工要锨到哪里，眼到哪里，不但要注意自己的安全，还要注意别人的安全。禁止骑溜子攉煤。
4、工作面的浮煤必须清理干净，严禁丢失。
5、攉煤过程中要时刻注意溜子内是否有其它物料，以防顶伤人员。溜子停止运转时不许往溜子内攉煤，溜子内不许站人和行走。
6、禁止向溜子内攉入其它物料。
7、大铁锹的连接绳在攉煤以前必须仔细检查，确保连接牢固后方可攉煤。
第八节 矿井其它自然灾害预防措施
1、无计划停风安全技术措施
1.1、局部通风机出现无计划停电停风时，瓦检员要立即向矿调度汇报处理、跟班队长带领人员撤至主运输大巷，由跟班队长安排专人警戒，防止人员进入停风区，当不能及时送风时，必须设置栅栏和警戒牌。
1.2、恢复通风前，必须由瓦斯员检查瓦斯。在证实停风区中瓦斯浓度不超过1.0％或二氧化碳浓度不超过1.5％，局部通风机及其开关地点10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5％时，瓦检员方可开启局部通风机，恢复供风。
1.3、在停风区中，停风时间不超过8h，瓦斯浓度达1.0～3.0％（含）时，应成立排放瓦斯临时指挥部，由现场的瓦检员、机电工和通防队队长按措施进行排放，安全员协助监督。当停风时间超过8h或停风区域内瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0％时，必须制定排放瓦斯安全措施，报矿总工程师批准，由通风科、安监处和机电部门的负责人现场按措施进行排放瓦斯。
2、排放瓦斯安全技术措施
2.1、排放瓦斯前，首先必须切断回风系统所有巷道内非本安型电气设备电源，撤处人员，在所有能通往回风系统的巷道口设好警戒，防止人员进入。
2.2、排放瓦斯前，应先检查局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度，只有瓦斯浓度都不超过0.5％时，方可人工开动局部通风机想独头巷道送入有限的风量，逐步排放积聚的瓦斯。
2.3、排放瓦斯时，必须严格落实控制风量措施，严禁一风吹和高浓度瓦斯排放。控制送入独头巷道中风量，可将风筒接头拆开，改变接头对合间隙进行调节送入的风量。
2.4、排放瓦斯时，瓦检员在全风压混合处负责检查瓦斯和二氧化碳浓度，悬挂便携式瓦检仪。确保混合处瓦斯不超限。
2.5、排放瓦斯时，严禁局部通风机发生循环风。
2.6、排完瓦斯后，经检查证实，整个巷道内回风流中瓦斯浓度不超过1.0％，二氧化碳不超过1.5％时，且稳定30min后，瓦斯浓度没有变化，方可恢复局部通风机的正常供风。
2.7、恢复正常通风后，机电工对巷道内电气设备进行检查，合格后方可人工复电；所有参加排放人员，必须服从指挥，不得做敲击铁器等有可能产生火花的动作。
3、其它无预见性的灾害执行矿相关应急预案
第九章 工作面避灾路线
第一节 发生事故时井下在场人员行动原则
1、矿井发生事故时，在场人员要尽量了解事故性质，地点和灾害程度，并及时、准确汇报矿调度和队值班室。如有可能应在保证人员安全的条件下，使用附近设备、工具和材料等及时消灭事故。如无可能应由在场的负责人或有经验的老工人带领下沿避灾路线撤退。
2、撤退的一般原则
2.1、工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时，因掘进人员均位于回风流，可佩带自救器以最快的速度逆着风流退出，尽量通过捷径（如风门）进入新鲜风流中。当爆炸波和火焰袭来时，则应面部朝下卧倒口内衔以湿毛巾或俯卧水沟中，避开爆炸波和火焰后再撤退，以减轻有害气体的侵袭和炸伤。
2.2、遇到无法撤退（通路冒顶阻塞，有毒有害气体含量很高）时，应迅速进入预先筑好的或在就近地点快速建筑的避难硐室，等待救护人援救。
2.3、工作面发生水灾时应避开水头冲压（手扶支架或挽手），尽量向巷道高处撤离后沿避灾路线撤退。
3、 避难时的注意事项：
进入避难硐室前，应在硐室外留有衣物、矿灯等明显标志，以便于救护队发现。人员在避难硐室内应静卧，避免不必要的体力消耗和空气消耗，借以延长待避时间。硐室内留一盏灯照明，其余矿灯熄灭。在硐室内可间断地敲打铁器、岩石等发生呼救的信号。
第二节 避灾路线
1工作面发生瓦斯、煤尘与火灾事故时，撤离路线为：工作面→主、回联络巷→运输大巷→主斜井→地面。
2工作面发生水灾、顶板事故时，撤离路线为：工作面→回风上山→回风大巷→风井→地面。
工作面→主、回联络巷→运输大巷→主斜井→地面。
附避灾路线
掘进作业规程会审记录
规程名称：13120工作面回风顺槽、13120工作面运输顺槽、切眼掘进作业规程。
会审时间：2011年4月13日
会审地点：生产技术科会议室
主 持 人：白玉龙
参 加 人：李朝胜 杨建忠 刘永生 常盛发 廉春秀
陈春鹏 张建民 耿常新 刘华军
会审意见：
1、顶板岩层情况要明细，柱状图要分清层次和煤岩层的厚度。
2、严格按照地测科下发的《掘进允许通知单》进行掘进。
3、风筒出风口距工作面不大于10m，CH4 报警值为0.8％，断电值为1.3％，恢复值为小于0.8％。
4、爆破方式采用全断面一次爆破，放炮员每班配置2名。
5、锚索托盘规格为：20mm×200mm×200mm。巷道低洼处打水仓。
6、进水管和排水管均为3寸，压风管为2寸，管路、风筒吊挂于巷道左帮，运输机安设在巷道左帮，电缆吊挂在巷道右帮。
7、打眼时，要避开探水眼并且距探水眼0.3m，严禁将探水眼用做炮眼。
