米乡营营脚沟煤矿1530东瓦斯抽放巷作业规程--学位论文.doc

1530东瓦斯抽放巷作业规程

水城县勺米乡营脚沟煤矿

1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程

1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程会审表
会审时间

会审地点

主持人

参加会审部门（负责人）签字
参加部门
签 字
参加部门
签 字
参加部门
签 字
安 检 科

技 术 科

通 防 科

调 度 室

机 电 科

掘 进 队

会审意见：

总工程师意见：

签名： 2013年 月 日
矿长意见：

签名： 2013年 月 日

目 录

第一章··工程概况 - 4 -
第二章··地质说明书 - 5 -
第三章··施工方法和作业方式 - 6 -
第四章··掘进工艺 - 11 -
第五章··劳动组织及主要技术经济指标 - 13 -
第六章··通风管理 - 15 -
第七章··主要生产系统 - 17 -
第八章··安全保障系统 - 18 -
第九章··安全技术组织措施 - 21 -
第十章··避灾路线 - 60 -

第一章··工程概况

一、巷道布置情况
1530东瓦斯抽放进风巷开门位置为1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中，开门后按132°57′43″方位角，+3‰坡度掘进，前掘30m后在南帮开第一个钻场，再掘进15m后在北帮开第二个钻场。该瓦斯抽放巷布置于M10煤层顶板和M5煤层底板之间的灰色细砂岩中，距M10煤层顶12m，距M5煤层19.2m，因此在掘进过程必须打钻探明M10煤层及M5煤层变化情况，以便调整瓦斯巷掘进方位，预防误揭煤层。
二、巷道工程量
总工程量为170m，为全岩巷道。
三、工程施工工期
工程预计从2013年3月12日开始掘进施工至2013年5月27日完工，总工期为2.5个月。

第二章··地质说明书
工程名称
1530东瓦斯抽放进风巷掘进工作面
工程位置
1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中。
工程周围
开采情况
该瓦斯抽放巷顶底板均无采掘工作面及采空区；北东翼为无采掘工作面及其他巷道；西南翼为1530石门及1022采面（尚未开采）。
地面建筑及 地 形
该掘进工作面相对地面最高点标高为+1805m，地形地貌复杂，地形为北东高南西低的陡突山坡，无民房及其他建筑物。
地质构造
情 况
根据实际地质资料综合分析，该巷道在掘进施工期间无断层影响，预计局部地段有地质小构造存在。故此，巷道掘进过程中必须加强顶板管理、工程质量管理工作。
瓦斯情况
该巷道为全岩巷掘进，预计最大瓦斯涌出量为0.6m³/min。
水文地质
情 况
我矿水文地质条件复杂类型属于中等类型，矿井充水形式主要为渗水、裂隙水、突水三种形式。根据水文地质资料综合分析，该工作面掘进期间，无老窑水、断层水等的影响，但掘进期间，必须执行好“物探先行、钻探验证及有掘必探、先探后掘”之防治水规定。
岩 性
该巷道主要沿浅灰色细砂岩、粉砂岩及局部深灰色粉砂质粘土岩等岩石掘进施工。

第三章··施工方法和作业方式
一、支护方式：采用锚网支护。
二、施工方法：采用钻爆法掘进施工，全断面一次成巷。
三、巷道形状和断面尺寸：
1、巷道断面：为半圆拱型巷道。
2、巷道断面尺寸规格见下表：
参 数
规 格
参 数
规 格
备注
巷道净断面（m2）
6.12
巷道毛断面（m2）
6.5
采用锚杆支护
巷道净高（m）
2.6
巷道腰高(m)
1.3
巷道净宽（m）
2.6
水沟净高（m）
0.3
半圆拱半径（m）
1.3
水沟净宽（m）
0.3
钻场净断面（m）
7.0
钻场净深（m）
3.0
钻场净宽（m）
3.5
钻场净高（m）
2.0
四、支护形式、支护材料及规格
1、临时支护及要求：选用螺纹锚杆加钢筋网片进行支护，爆破后及时在巷道顶板补打锚杆，锚杆长度为2.0m/根，其间排距0.8m/根；或采用前探梁进行临时支护，前探梁采用≥15kg/m轨道3根，长度≥4m/根，每根轨道采用三组铁链子进行牢固在已安装牢固的顶板锚杆上，用于悬吊轨道的锚杆必须确保锚固力不得小于70KN/根，铁链子不得小于40型。其每组链子间距为0.8m/根、轨道间距为0.8m/根，每根临时支护必须架设至巷道迎头，待轨道架设牢固后，及时在轨道上铺设单层锚网。如遇巷道顶板破碎地段，则在前探梁上部加铺板皮（厚度不小于5cm）或双层钢筋网片进行临时支护。爆破后及时架设临时支护，临时支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业。
2、开口点支护：瓦斯抽放巷开口点前后各5m范围内采用锚杆、锚索进行加固，锚索长≥5.3m/根，间排距为3.0m/根，锚杆间排距为0.8m/根，沿1530运输石门及1530瓦斯抽放巷顶部各补打两排锚索。开口点前后各5m范围内的巷道必须进行喷浆支护，确保开口点的支护质量符合要求。
3、永久支护选型计算：
（一）、计算锚杆支护参数
①锚杆长度的选择：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中：L—锚杆总长，m
L1—锚杆外露长（锚网厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02～0.05m，顶锚杆取0.07m）m。
L2—有效长度（顶锚杆取免拱高b，帮锚杆取岩帮破碎深度c）m。
L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m。
普氏免压拱高：b=[B/2+Htan(45°—ω帮/2)]/f顶
式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，B=2.7m,H=2.65m
f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取3；
ω帮—两帮煤层的内摩擦角，ω帮取63.43°（查表得）。
b=[2700/2+2650×tan（45°-63.43/2）]/3=658mm
c=265×tan（45°-63.43/2）=625mm
L=L1+L2+L3=0.07（0.1）+0.658（0.625）+0.8（0.6）=1.53m（1.33m）
通过上述计算得出：顶锚杆长1.53米，帮锚杆长1.33米，取锚杆长度为2.0米。顶、帮锚杆选用¢200mm,长2.2m的螺纹锚杆，间距800mm，排距800mm，锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于100N·m,帮锚固力不小于30kN，扭力矩不小于60N·m。
②、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见再考虑安全系数κ，取κ=2
κ·G＜Q
a =(Q/κ·γ·L2)1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥70kN，计算得：a＜（70kN/2×26.7kN×1.0）=1.14m因此锚杆间、排距参数能够满足计算结果。
（二）、锚索参数设计：
根据地质资料分析，虽岩层顶板岩层为坚硬。但为防止顶板离层或发生大面积整体跨落，则选用直径Φ15.24mm、L=5300mm（锚入岩层1500深）的岩体钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最大高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略粘结力和内摩擦力的条件下取垂直力的平衡，可以用下式计算锚索间距。
L=ｎ·F2/[B·H·γ-(2F1sinθ)/L1]
式中：L—锚索排距，m
B—巷道最大冒落宽度，2.7m；
H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.7m；
γ—岩体重量，26.7kN/m3；
L1—锚杆排距，0.8m
F1—锚杆锚固力，70kN；
F2—锚索极限承载力230kN；
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
ｎ—锚索排数，取1。
通过计算L=8.9m, 锚索选用Φ15.24mm、L=5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线布置单排锚索，间距3.0m/根。锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN
锚索材料选用1×7-Φ15.24mm高强度、低松弛粘结式钢绞线；
锚索参数以悬吊作用为主来确定。
①、锚索长度：L=La+Lb+Lc+Ld
式中：L—锚索的总长度m
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度至少1.5m
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度Lb =2.0m
Lc—上托盘及锚具的厚度（一般为0.1m）
Ld—需要外露张拉的长度（一般为0.2m）
将相关数据，计算得：
L=1.5+2.0+0.1+0.2=3.8m
②、锚索锚固长度：La≥k×（d1fs/4fc）
式中：k—安全系数一般K=2
d1—锚索钢绞线直径d1=17.8mm
fs—钢绞线抗拉强度fs=1860N/mm2
fc—锚索与锚固剂的设计粘结强度，树脂锚固剂fc=10N/mm2
将相关数据代人上式，计算得：
La≥2×（17.8×1860/4×10）=1417mm
因此，选用5卷K2338型树脂药卷做锚固剂，
采用Φ28mm钻头打眼，则实际锚固长度为：
La´=（L×R12）/（R2-R22）=（5×350除11.52）/（142-7.62）
=1674mm≥La ，满足要求。
（三）、支护规格、参数及选用材料说明
（1）巷道顶部及两帮均选用螺纹锚杆+钢筋网片+锚索进行支护，锚杆间、排距0.8m/根，每根锚杆使用锚固剂为2节，螺纹锚杆选用L:2200mm、Φ:20mm，两帮从轨道面往上1m范围内不进行支护，如遇两帮破碎地段，则全断面进行支护，即全断面为9根。锚索选用Φ:15.24mm、L:5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线位置布置单排锚索，间距3.0米/根，每根锚索使用锚固剂为5节。每个钻场开口处补打4根锚索加强支护，锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN。
（2） 如遇地质构造地段（围岩稳定性差、破碎带、断层带等）则根据实际情况加密锚杆、锚索间排距或采取U型钢棚等方式进行支护，要求永久支护必须紧跟迎头工作面。（见巷道支护示意图）
4、支护材料规格：
参 数
规 格
参 数
规 格
螺纹锚杆
L2200mm、Φ20mm
锚 索
L5300mm、Φ15.24mm
钢筋网片
Φ6.5mm、1000×1500mm
树脂锚固剂
K2338
锚杆托盘
100mm×100mm×5mm
锚索锚盘
200mm×200×15.25mm
5、断面、支护规格及质量标准
序号
项 目
允许偏差
标 准
1
锚杆间、排距
±100mm
800mm/根
2
锚杆安装角度（限值）
≤15°
垂直巷道轮廓线≥75°
3
螺纹锚杆外露长度
±10mm
露出托板≤50mm
4
锚杆安装

牢固、托板紧贴岩、煤面，未接触部位必须楔紧
5
锚网连接
±0.5圈
缠绕2圈
6
锚网搭接
±50mm
100mm
7
锚索间距
±100mm
3000mm
8
锚索外露长度
±50mm
露出托板100mm
9
锚杆孔深
0～+50mm
2200mm
10
锚索孔深
±200mm
5300
11
螺纹锚杆使用锚固剂
0～+1节/根
2节/根
12
锚索使用锚固剂
0～+1节/根
5节/根
13
巷道平整度
≤50mm
无凹凸
14
锚杆支护横、排要求
±100mm
必须成一直线
15
巷道净高
-30～+150mm
2600mm
16
巷道净宽
-50～+150mm
2600mm
17
水沟高、宽
0～+100mm
300mm
18
巷道施工坡度
±1‰
3‰
19
轨枕间距
±100mm
1000mm
20
轨道间距
±5mm
600mm
21
轨道接头的间隙

＜5mm
22
轨道高低和左右错差

＜2mm

第四章··掘进工艺
一、落岩、装岩及运输：采用YT28气腿式凿岩机施钻炮眼，爆破落岩，全断面一次成巷。耙斗装岩机装岩，人力推车至1530车场，再经副井绞车提升至地面。
二、支护：采用MQT-130/2.4气退式锚杆钻机施钻锚杆眼，锚杆钻机配合锚锤安装螺纹锚杆及锚索，人工铰接网片。
三、掘进工艺流程：瓦斯检查→敲帮问顶→打眼→装药→爆破→风释烟雾→临时支护→出渣→永久支护。
四、主要设备、工具配备表：
名 称
型 号
使用台数
备用台数
合计台数
凿岩机
YT28
1
1
2
探水钻机
1250型
1
1
2
探水钻杆
Φ42mm
100
20
120
瓦斯电闭锁

1

1
风电闭锁

1

1
局扇风机
2×18.5KW
1
1
2
放炮器
MFB-500
1
1
2
风 镐
G10
1
1
2
锚杆机
MQT-130/2.4
1
1
2
耙斗装岩机
P30B（22KW）
1
0
1
锚索张拉机
MS15-180/55
1
1
2
真空磁力启动器
QBZ-80
1

1
五、掘进方式：
1、打眼：选用YT28凿岩机配合L2m钻杆人工钻眼。
2、爆破：选用MA标志的安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，爆破药卷为矿用Ф32mm，长度225mm，重量0.2kg/节的乳化炸药，其联线方式为：串联全断面一次起爆。采用MFB-200型发爆器起爆，爆破见爆破说明书。
3、炮眼布置及装药量表：（见炮眼布置图）
炮眼名称
眼 号
眼
深
m
装药量
雷管用量
炮眼角度
雷管段号
引爆顺序
联线方式
封泥
长度
单孔节
单孔 kg
合
计
kg
单孔节
合计
水平角°
垂直角°
掏槽眼
1-4（4）
2
3
0.6
2.4
1
4
81
90
Ⅰ
Ⅰ
大 串 联
一节水炮泥加黄泥封满眼口
辅助眼
5-14（10）
1.8
2
0.4
4.0
1
10
90
90
Ⅱ
Ⅱ
底 眼
15-22（8）
1.8
2
0.4
3.2
1
8
90
99
Ⅲ
Ⅲ
周边眼
23-35（13）
1.8
1
0.2
2.6
1
13
93
93
Ⅳ
Ⅳ
合计
35

8
1.6
12.2
4
35

4、预期爆破效果表：
名 称
单位
数量
名 称
单位
数量
炮眼利用率
%
85
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
7.17
循环进尺
m
1.7
每循环炮眼总长
m/循环
63.8
每循环爆破实体煤层
m3
16.6
每米巷道雷管消耗量
个/m
20.6

第五章··劳动组织及主要技术经济指标
一、组织形式及作业制
采用综合工种及“三·八”作业制。
二、施工准备
1、地测部门按要求现场标定巷道开口点及中腰线。
2、施工单位备足生产用料和工具，做好施工准备工作。
3、机电队将风水管接通至施工地点并按规定设好三通阀门。按规定在施工地点安设一台防爆电话及T1、T2瓦斯探头。
4、通风队接好风筒至工作面，确保风量满足要求。
5、开工前，施工队队长必须组织人员对开口点前后各5m范围内的设备设施、管线等采用废旧胶带或板皮等材料进行掩盖，防止施工期间设备设施或管线被损坏。每班作业人员不得少于8人。
三、具体劳动组织如下表（综合工种）

工 种
班组
全队
工 种
班组
全队
安全员
1
3
耙斗机司机
1
3
瓦检员
1
3
运 输
2
6
班 长
1
3
打 眼
2
6

支 护
2
6
管理人员每班（人）
3
放 炮
1
3
班组合计作业人员（人）
8
全队合计（人）
24
四、主要经济技术指标
项 目
单位
数量
项 目
单位
数量
巷道长度
m
170
螺纹锚杆消耗量
根/ m
11.25
掘进断面
m2
6.5
锚索消耗量
根/m
1.5
日进尺
m
5.1
雷管消耗量
个/ m
20.6
班进尺
m
1.7
炸药消耗量
Kg/m
7.17
日出勤
人
24
锚固剂消耗量
节/m
23
掘进功效
m/工
0.21
网片消耗量
块/m
5
月进尺（27天）
m
137
循环个数
个/天
3
五、循环作业图表（三班相同）：

- 62 - 共 62 页
时 间
工 序
早 班 （中、夜班同早班）

8h
9h
10h
11h
12h
13h
14h
15h 16h
瓦斯检查(15min)

敲帮问顶(15min)

打眼(120min)

装药(35min)

放炮(25min)

风释烟雾(30min)

临时支护(10min)

出渣(60min)

永久支护(170min)

第六章··通风管理
一、通风设计：
1、设计项目：1530东瓦斯抽放巷掘进工作面通风。
2、通风方式：局扇通风机压入式通风。
二、局扇安装位置及风筒选择：
1、局扇安装位置：1530车场防突风门外新鲜风流中。
2、风筒选择：选用直径600mm抗静电阻燃风筒送风至掘进工作面。
三、风量计算及配风
1、风量计算
（1）按CH4（CO2）最大涌出量计算（本工作面为岩巷掘进，预计最大瓦斯涌出量计算，即0.6 m3/min）：

Q掘＝100×q掘绝×Kd
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
kd—备用风量系数，取Kd=2.0；
q掘绝—掘进工作面绝对瓦斯涌出量=0.6m3/min；
故：Q掘＝100×0.6×2.0＝ 120 m3/min
（2）按排除炮烟所需风量计算：
Q掘=25Aj
式中：25—为排除炮烟每千克炸药需要的风量,m3/min；
Aj—掘进工作面一次放炮使用最多的炸药消耗量，kg；
故：Q掘=25×12.2= 305 m3/min
（3）按人数计算所需要的风量：
Q=4NK：Q=4×12×1.2=57.6(m3/min)
式中：4—每人每分钟所需的空气(m3/min)；
N—掘进工作面同时工作的最多人数（人）；
K—风量备用系数，取1.2。
2、通过以上计算，该掘进工作面供风量不能小于计算最大风量305m3/min。预取风量350m³/min。由于在供风过程中存在部份漏风，选用2×18.5KW局扇为该工作面供风，该局扇风量为350—550m3/min。
3、风量验算：
最大风速=350÷6.2÷60=0.94m/s；
最小风速=350÷10.3÷60=0.56m/s。
故：0.56m/s＜4m/s～0.94m/s＞0.15m/s
通过以上验算，选择2×18.5KW局扇对该掘进工作面进行供风，其风量满足要求，并符合规定。
四、通风系统流程
1、新鲜风流
新鲜风流由地面→副斜井→1530车场（局扇风机）→1530运输石门（风筒）→掘进工作面。
2、泛风风流
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面→1530石门→1530回风联络巷→专用回风井→地面（详见通风系统示意图）。
第七章··主要生产系统
一、运输系统
1、运矸：1530东瓦斯抽放巷掘进工作面（耙斗装岩机）→1530石门（矿车）→1530车场→副斜井（绞车）→地面。（见运输系统示意图）
2、运料路线：地面工业广场→副斜井→1530车场→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面。
二、供水系统
地面300m3 消防水池（1634m标高）→副斜井→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面。
三、通讯系统
地面40门程控交换机→副斜井→1530石门→1530东瓦斯抽放巷掘进工作面（819）。
四、供电系统
勺米10KV电网→地面变压器→地面配电室→副斜井→1530车场→掘进工作面用电（详见供电系统示意图）。
五、排水系统
1530东瓦斯抽放巷掘进工作面排水沟自排→1530石门→副斜井→主水仓→主排水泵→专用回风井→污水处理站→地面水沟（详见排水系统示意图）
第八章··安全保障系统
一、安全监测监控
为确保1530东瓦斯抽放巷掘进工作面安全施工，设立安全监测监控设备设施如下：
1、为监测局部通风机的开停状态，在局部通风机的开关负荷侧（即启动电缆上）设置一台局部通风机开停传感器KGT。
2、在距掘进工作面迎头≤5m的位置（距顶板≯300mm、距帮≮200mm）设置一台甲烷传感器T1瓦斯探头。
3、在1530东瓦斯抽放巷距1530石门10～15米位置（距顶板≯300mm、距帮≮200mm）设置一台T2瓦斯探头。
4、甲烷传感器的报警浓度，断电浓度，复电浓度和断电范围。
1）T1的报警浓度为≥0.8％，断电浓度≥1.0％，复电浓度为＜0.8％，其断电范围为掘进工作面内全部非本质安全型电气设备。
2）、T2的报警浓度为≥0.8％，断电浓度≥1.0％，复电浓度为＜0.8％，其断电范围为掘进工作面所有回风流非本质安全型电气设备。
5、各种监测监控设备的型号：
监测监控系统：KJ101N
甲烷传感器：KG101-45B
局部通风机开停传感器：KGT19
局部通风机开关：QBZ120—80
馈电传感器：KDD—I/馈电
闭锁开关：QBZ
中分站：KFD—S
二、 防尘
1、通防队、机电科在掘进工作面安设防尘水管（主管3寸，支管6分），末端距工作面10—20米，要求安设可靠的闸阀，并保证正常供水。
2、机电队在掘进工作面内每隔50米安设一组水管三通阀门，在工作面防尘水管末端安设一个阀门，并连接一根长度不少于15米的软质胶管。
3、通防队在掘进工作面内每隔50m安设一组净化水幕装置，爆破及出货期间必须开启降尘。
4、通防队在1530石门石2点处安设一组隔爆水棚，其隔爆水袋水量为200L/m2，故不得少于1240L。水棚长度不得小于30m，水袋内水中混入5%的粉尘后应立即换水，对隔爆水棚架设，要求水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致。
5、严格执行洒水消尘制度及湿式打眼制度，爆破前后及出货期间必须洒水消尘。
6、通风队2—3天必须对该巷掘进工作面内进行洗尘工作，防止粉尘堆积。
7、掘进工作面必须严格按规定使用好水炮泥。
8、施工人员必须佩戴防护口罩，搞好个体防护。
三、防灭火：
1、在掘进工作面所有电气设备旁必须按要求配备灭火沙箱（灭火砂不得少于1m³）、4个干粉灭火器、2把消防铲。
2、掘进工作面及其回风巷内防尘水管上必须按要求设阀门，并连接一根不小于15m的胶质软管。
3、掘进工作面严禁裸露爆破。
4、所有入井电气设备严禁有失爆现象存在。
四、防治水
1、掘进施工作业过程中必须严格执行好“物探先行、钻探验证、预测预报、有掘必探、先探后掘”之探放水规定。
2、必须确保排水沟的畅通、排水系统的正常运行。
3、本工作探水设备采用ZDY-1250型全液压坑道钻机（配合42mm×800mm钻杆120根、75mm钻头5个），在迎头施钻不少于8个探放水钻孔，准确掌握前方水文地质情况，钻孔分别控制两帮、顶部30m。在确保安全后采取安全防护措施的条件下（留30m安全保护距）方可进行掘进施工。
五、压风自救系统
1、系统组成：地面20m³压风机供风，从空压机房沿1530石门敷设钢管作压风主管至1530东瓦斯抽放巷掘进工作面。
2、该掘进工作面设计沿巷道上帮吊挂内径为D50mm的压风管，压风管路必须安设到掘进工作面，且末端距迎头不大于20m。
3、在以下每个地点都必须设置一组压风自救装置：距掘进工作面25～40m的巷道内、放炮地点、爆破警戒岗及回风巷道有人作业处地点。
4、每组压风自救装置应可供5-8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
六、瓦斯抽放系统
1、高负压瓦斯抽放系统主管路采用D375×6mm无缝钢管由地面瓦斯抽放泵安装至总回风井，1530瓦斯巷支管采用D275×4mm无缝钢管安装至掘进工作面。
2、掘进工作面沿巷道两帮每隔30m布置一个瓦斯抽放钻场，钻场规格为3m×3.5m，上帮钻场施工钻孔抽放M10、M15等煤层瓦斯，下帮钻场施工钻孔抽放M5、M2等煤层瓦斯。（详见+1530东翼区域防突安全技术措施）。
第九章··安全技术组织措施
第一节 一般要求
1、巷道开工前，必须做好上述规定一切施工准备工作和相关要求后，方可进行掘进施工作业，否则，杜绝开工作业。
2、所有参与该巷道施工人员及安全管理人员，在工程开工前必须学习本掘进作业规程和相关安全技术措施，否则，杜绝参与该项工程的施工和管理工作。
3、班组长必须按正规循环作业组织生产，保质保量完成当班生产任务，并确保工程质量符合要求。
4、必须严格执行“敲帮问顶”制度，敲帮问顶时，必须由班组长或经验丰富的工人手持长柄工具（长2m钎子）站在安全地点进行操作，在进行敲帮问顶前，必须看好退路，进入工作面前，班长必须对工作面作一次全面的检查，确认安全后方可作业。
5、严格执行井下现场交接班制度，下一班的班组长必须提前半小时到达工作面与上一班的班组长进行交接班。交接内容有：
1）交班人员首先将本班的安全、生产、质量等情况如实向接班人员口头叙述清楚。
2）接班人员在听清口述后，同交班人员一道对工作面的安全、生产、质量等情况进行认真核实，准确无误后方能接班。
3）当班必须搞好支护质量，质量不合格不得交班。
4）当班出现的重大安全隐患必须及时处理，隐患消除后方能交班。
5）若因特殊情况，当班的质量或重大安全隐患确实无法处理完毕，必须经带班矿领导现场安排、布置、采取措施后方能交接班。

第二节 打眼、装药与爆破安全注意事项
一、爆破人员职责
1、参与爆破的人员（班组长、瓦检员、爆破员）在进行爆破时严格执行“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度。
2、班组长负责爆破时的警戒设置工作，瓦检员负责掘进工作面瓦斯浓度的检查，当发现瓦斯浓度超过0.8％时，严禁进行爆破。爆破员必须由专职人员担任，并持证上岗，爆破时必须执行一次装药一次起爆之规定，必须使用专用的起爆器和爆破母线进行爆破。
二、爆破顺序及注意事项
（一）、领取
1、各班爆破工在接到带班领导签发的领料单后，到爆破材料库领取符合要求及数量的爆破材料。
2、领取爆破材料的人员必须穿棉质及抗静电的服装。严禁携带矿灯进入爆破材料库房。
3、检查领取的炸药、雷管品种、数量及雷管编号是否相符，是否已经过期或严重变质等情况。
（二）、运输
1、炸药、雷管必须分装分运。并有爆破员负责运送的安全管理工作。
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。
（三）、存放及炮头的制作
1、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，并上锁；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到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。
3、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，以当班需要的数量为限。
4、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。
5、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、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。
三、打眼、装药、爆破
（1）打眼
1、检查风水管路是否完好、畅通，其接头是否牢固可靠，风钻零部件是否齐全，螺丝是否紧固有效，并注油进行试运转。
2、检查钎杆是否有弯曲现象，中心孔有无堵塞，如钎杆弯曲或中心孔不通应进行处理或更换使用。
3、检查钎头是否锋利，合金片是否缺损或脱落，钎头水孔有无堵塞，不合格的要进行更换。
4、检查打眼作业地点周围的安全情况，对发现的隐患要及时进行处理。
  5、在工作面打眼前，要详细检查顶板支护是否安全完好，并对工作面进行敲帮问顶，找净顶帮活矸。
6、打眼前，将附近10米范围内的电气设备开关打至零位并闭锁。
7、打眼前，必须检查工作面20米范围内瓦斯浓度，瓦斯浓度≥0.8%时杜绝打眼工作。
8、开眼时应把钻机操纵阀开到慢速运转位置待眼位稳固并钻进20～30mm后，再把操纵阀手把搬到中速运转位置钻进，当钻进约50mm，且钻头不会脱离眼口时，再全速钻进。
  9、用凿岩机打眼时，应先开水后开风，全部打完眼后应先关水后关风，打眼过程中爆炸给水均匀而适当，打眼时，除领钎外凿岩机前方严禁有人。
10、在打眼过程中，要经常检查风水管的联接是否牢固，有无脱扣现象，如接头不牢，应停钻处理好后再开钻。
  11、打眼时领钎工不准带手套，袖口必须扎紧，脖子上毛巾必须塞到工作服领口里面并扣好，防止钎杆转动而扭卷伤人，领钎工按眼时，必须使钎头落在实岩上，如有浮矸石，应用手稿或风镐处理后再按眼。
12、打眼扶钻人员要站在钻机侧面，禁止正对眼口位置操作，两腿前后错开，脚要蹬实，禁止骑在气腿上打眼，防止断钎杆时扑倒伤人，如底板较硬或光滑时，要先凿挖腿窝，并派专人用脚踩住气腿底座，以防滑动。
13、打眼高度超过2米以上时，应当采取登碴作业方法，如无条件，可以搭设牢固的工作台，在工作台上打眼，打眼时要把气腿的底座支牢，防止气腿滑倒。打眼过程中，要设防滑设施，以防人员滑下发生事故。
  14、打眼时要采取防尘措施，凿岩机必须采用湿式打眼，严禁干打眼。
15、必须严格按中腰线进行施工，严格按爆破图表布置炮眼，保证巷道成型，不超挖，不欠挖。
16、严禁在老眼，残眼内重新打眼、装药，严禁边打眼边装药。
17、打眼时若发现眼内涌水，温度突增或下降，煤层变软，顶钻、夹钻、瓦斯超限等危险预兆时，应立即停止钻进，不得拔除钎子，应及时切断电源，把人员撤至安全地点，并及时汇报矿调度室。
18、打眼结束后。要将钎子从钻机里拔出，将钻机运到距掘进工作面30m以外的安全地点，防止爆破崩坏，管线盘好理顺。
（2）装药
1、装药前必须先检查装药地点的支护情况，瓦斯浓度是否符合装药条件。
2、装药时应用木质炮棍把药卷轻轻推入眼内，不得擦破药卷外皮，装药量及装药方式必须符合爆破图表的要求。
3、坚持使用水泡泥，每眼不得少于一节，封泥长度不得小于0.6m，封泥时应轻轻用力将炮泥压实，严禁猛掏狠撞。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。
4、有水的炮眼，必须使用抗水型炸药。
5、装药前，首先清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入眼内，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。
6、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、电气设备以及导电体相接触。
（3）、爆破
1、坚持“一次装药，一次起爆”。工作面在执行有困难时，可分组装药，但一组装药必须一次起爆。爆破后坚持喷雾降尘。
2、顶板破碎时，每次起爆2—3个炮眼或者掏放。
3、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。并持证上岗。
4、爆破工必须依照说明书进行爆破作业。
5、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。不同厂家生产的或不同品种的电雷管、炸药，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。
6、严禁在1个掘进工作面使用2台发爆器同时进行爆破。
7、无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。
8、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，必须制定安全措施。
9、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，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。
10、爆破前，脚线的连接工作可由班组长协助爆破工进行。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。
11、爆破前，班组长必须清点人数，确认警戒区域所有人员全部撤至安全地点、警戒岗设置好及一切安全后，方准下达起爆命令。
12、爆破工必须最后离开爆破地点，并按要求在安全地点进行起爆。该工作面爆破地点设在1530车场防突风门外新鲜风流中，爆破前必须撤出该工作面及回风流所有人员至1530车场防突风门外，班组长并派专人在该处设置警戒岗因（因总回风井为禁区，无人通行，故此，总回风井不再设置警戒岗）。警戒范围内严禁有任何人员，待设好爆破警戒岗、确认一切安全后方可进行放炮工作。警戒人员未接到班长及调度室下达