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1、织金县兴林煤矿改变支护方式安全技术措施施工地点:1301轨道联络巷施工单位: 编 制: 总工程师: 矿 长: 编制时间:二0一九年七月十二日会审意见表职 务签 名日 期职 务签 名日 期调度室2019年 月 日机电副总2019年 月 日施工单位2019年 月 日生产副总2019年 月 日地测副总2019年 月 日安全矿长2019年 月 日通防副总2019年 月 日生产矿长2019年 月 日采掘副总2019年 月 日机电矿长2019年 月 日总工程师2019年 月 日矿 长2019年 月 日会审意见:日期:2019年 月 日贯彻记录传达人: 传达地点: 时间:年 月 日姓 名工种姓 名工种姓 名
2、工种姓 名工种1301轨道联络巷改变支护方式安全技术措施一、1301轨道联络巷掘进工作面概况1、 基本情况:根据贵州兴伟兴能源投资有限公司织金县中寨乡兴林煤矿(兼并重组)安全设施设计说明书,1301轨道联络巷设计长度为280m,1301轨道联络巷位于主、副平硐中间。本面所掘巷道为穿层布置的开拓巷道,1301轨道联络巷用途是服务于一采区上阶段各采掘工作面采面回风巷生产时的运输、通风、设备运输。2、地质情况:1)地质构造褶曲该井田地处三塘向斜北西翼,总体呈一单斜构造。施工范围内未发现其他褶曲。断层施工范围内无较大断层影响。陷落柱根据矿井地质报告显示,掘进施工范围内陷落柱,施工不受陷落柱影响。2)地
3、层施工范围内处于二叠系玄武岩岩浆岩,玄武岩上覆二叠系煤系地层。根据设计,从1301轨道联系巷开门位置按方位155、坡度+25掘进,玄武岩段长88.9m后进入煤系地层,现巷道已掘进总长74m,距M32煤层法线距离10m位置余29m。3) 水文地质情况根据第2循环探放水情况分析,现掘进工作面迎头距地表47m,除顶孔打穿地面出现引入水沟水外,施工范围内水文地质简单,无采空区和老巷积水影响。4) 瓦斯情况在掘进到距M32煤层法线距离10m位置范围内,瓦斯涌出量很少。3、原设计支护方式:为半圆拱形断面,锚矸+锚网喷支护。二、1301轨道联络巷地质现状及改变支护方式原因该地层出露于矿区北部及西北部,本层由
4、灰绿色、褐灰色块状隐晶质或拉斑玄武岩,夹火山角砾岩组成,二氧化硅充填。厚度为0342m,一般260m。该层厚度大,补给条件差,富水性弱,视为相对隔水层,未见泉水出露。因目前我矿1301轨道联络巷为上山作业,顶板稳定较好,该巷道为全断面一次爆破,在放炮过程将后方的网片全部摧烂,而围岩稳定性很好,导致后续出现返工工序,增加劳动强度,影响了正常的生产时间及工序。三、改变支护方式方案(仅实用于玄武岩地层段)改变前支护方式:锚杆+锚网+喷浆支护改变后支护方式:锚杆+钢带,掘进后20米再补锚网喷永久支护临时支护及要求:1)临时支护形式、材料及规格临时支护形式为吊环前探梁超前支护,采用木板及木楔接顶。吊环采
5、用高强螺母与直径18mm或20mm的钢筋焊制成直径150mm防滑式圆环,用丝扣拧在锚杆上,数量6个,前探梁采用11#工字钢制作,长度为4.0m,数量三根,木板接顶。2)前探梁支护操作要求 将六个吊环分别安装在距工作面第一、第三排锚杆上,放炮通风后,首先采用长钎挑落顶部活矸,进行敲帮问顶。随后移前探梁,将工作面顶网挂好,并同后面网连住,并用木板木楔接顶刹紧,然后安装顶部锚杆,锚杆安装结束后,将吊环再次移到工作面第一、第三排锚杆上,以备下一循环使用。3)前探梁超前支护必须紧随工作面,严禁空顶作业。当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时,必须使用3根戴帽点柱进行临时支护。临时
6、支护前,必须先进行敲帮问顶,敲帮问顶时要有专人监护。确保无问题后,方可紧靠永久支护打临时点柱。4)前探梁木板接顶必须构紧背牢,同时铺设金属网时,网与网搭接、压茬应大于100mm。连接处用14#连网丝连好。每道最少拧三圈,网要紧贴巷道顶板与两帮,用锚杆托板压住双层网的压茬部位,将网拉紧压实。5)施工过程中要加强顶板管理,发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,要立即停止作业,撤出工作人员,待顶板稳定后,由外向里增加带帽点柱支护后方可继续施工。6)备用材料、数量、规格及存放地点在巷道距迎头100m处要有木板50块、锚杆100根、金属网10套、锚固剂5箱、木支柱(直径为18mm的圆木)10根,要求备用
7、材料在材料存放点堆放整齐,不影响巷道正常通风和运输。支护质量及要求加强锚固力检验:使用锚杆拉力计ML20,每300根锚杆以下(巷道每3050m)至少做一组三根锚杆拉力实验,每班验收员使用扭矩扳手检查所有锚杆,锚固力必须达到设计要求。失效锚杆必须重新补打。附图3 巷道支护断面图四、支护设计1、 支护说明:1、选用支护方式的依据及支护设计根据锚杆支护理论及要求,(锚杆支护是通过锚入围岩内部的锚杆,改变围岩本身的力学状态,在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带,利用锚杆与围岩的共同作用,达到维护巷道的目的,是一种积极防御的支护方法。2、锚杆支护参数的计算及选择1)顶锚杆支护参数的计算及选择A、锚杆长
8、度的确定根据加固拱的原理:L=W(1.1B/10)式中:L锚杆长度W围岩影响系数,取1.1B巷道设计跨度,取4.2m则:L=1.1(1.14.2/10)=1672mm因此:锚杆长度选择2000mm(初步设计中为2000mm)。B、锚杆间、排距的确定根据公式:D0.5L式中:L锚杆长度D锚杆间、排距则:D0.52.0=1.0m,间距取800mm,排距取800mm。C、锚杆直径的确定根据公式d=L/110=2000/110=18.18mm,因此取锚杆直径20mm。L锚杆长度D、锚固长度的确定根据公式:L1/3 L 式中:L锚固长度 L 锚杆长度则:L1/32000=666.7mm,锚固长度为加长锚
9、固,按700mm设计。根据锚杆眼的布置、锚杆及药卷直径,锚固剂选取K2335型2卷。E、锚杆强度验算a、锚杆锚固力验算根据悬吊理论:F=RHS式中:F锚杆悬吊岩体负荷重量R顶板岩石比重,2.64t/m3S支护面积,S=0.80.8=0.64m2H选择锚杆锚固深度 0.7m故:F=2.640.70.64=1.183(t/根)=11.593KN/根,考虑到安全系数,锚固力按50 KN/根设计。b、锚杆最大抗拉力根据公式:F=SQ拉式中:F锚杆最大抗拉力,KN/根S锚杆断面积,S=R2=(20/2)2 =314mm2Q拉锚杆抗拉强度,Q拉=56.4kg/mm2故:F=31456.4=17709.6(
10、kg/根)=173.5KN/根经验算锚杆悬吊岩石重量小于锚杆抗拉强度,结合初步设计说明书,因此,顶锚杆选择202000mm的锚杆,间距800mm,排距800mm,可以满足要求。2)帮锚杆参数的确定A、帮锚杆长度的确定巷道两帮潜在松塌区宽度L1: L1=htan(45/2)=3.95tan(4578.7/2)=0.317m式中:h巷道掘进高度,取毛高3.95m;岩层内摩擦角,岩层硬度系数f=46,=arctanf=78.7。锚杆长度:LL1L2L3=0.3170.70.5=1.517m因此,取帮锚杆长度2.0m(初步设计为2.0m)。其中:L2帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度,取0.7m;L3
11、帮锚杆外露长度(有托板不大于0.5m),取0.5m。B、树脂锚固剂数锚固长度:端锚。根据锚杆眼、锚杆及药卷直径,锚固剂选取K2335型2卷。C、锚杆直径根据公式dL/110=2000/110=18.18mm,因此取锚杆直径20mm。D、锚杆间、排距的确定根据公式:D0.5L则:D0.52000=1000mm根据初步设计,帮锚杆选择202000mm的锚杆,为了与顶锚一致,间距取800mm,排距取800mm。3、支护材料规格型号及支护设计1)、顶板采用无纵筋螺纹预拉力锚杆、钢带梁联合支护,锚杆长度为2000mm,直径20mm,间距为800mm。排距为800mm,锚固方式,每根锚杆采用2节K2335
12、快速树脂药卷,方形钢筋网规格为2000mm1000mm,方格规格为100mm100mm。钢带梁采用直径为10mm圆钢加工制作。钢筋网要拉紧,并紧贴岩壁;严格按照巷道断面设计布置锚杆。3)、巷道两帮各采用螺纹钢预拉力锚杆支护,锚杆长度为2000mm,直径为20mm,间距为800mm,排距为800mm,锚固方式,每根锚杆采用2节K2335快速树脂药卷。帮部方形钢筋网规格为2000mm1000mm。4、最大控顶距和最小控顶距施工循环进度为1.8m,要求掘进工作面最小控顶距为0.2m,最大控顶距为2.0m,严禁空顶作业。二、支护方式1、永久支护采用锚网喷支护方式作为永久支护,支护材料为等强度螺纹钢锚杆
13、。锚杆采用直径20mm螺纹钢筋,10010010mm铁托板,锚固剂采用快速锚固剂2节(K2335型)。通过以上计算,选用直径20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆,锚杆间、排距800mm。爆破前锚网支护到工作面不大于0.2m,爆破后锚网到支护工作面不大于2.0m。2、锚杆支护形式巷道支护规格为半圆拱,锚杆间、排距为800mm800mm,全断面布置锚杆,锚杆呈半圆形布置,顶锚杆4根,两帮锚杆各3根,间排距误差不超过100mm;锚杆垂直岩层层理,顶板两肩锚杆与顶板成不小于75度夹角,锚杆角度误差不超过5度,锚杆与顶、帮不垂直时,锚杆托板必须增加调斜垫片或使用异型托板。要求锚杆抗拔力:顶80K
14、N,帮50KN。3、支护用具的型号1)顶板锚杆:选用MQT-130/03.2B型气动锚杆钻机,配套钻杆,钻杆长度分别为: 1.0m、2.0m,钻头28mm。2)帮锚杆:选用帮锚机,配套钻杆,钻杆长度分别为:1.0m、2.0m,钻头28mm。4、锚杆的孔位、孔深等要求锚杆孔位严格按照巷道支护断面图进行施工,锚杆眼孔深2.0m,孔径28mm。锚杆外露长度50mm(露出托板)。5、铺联网要求:金属网铺设平整,紧贴岩面,金属网之间搭接,每隔200mm连网一道,连网丝长250mm,连网时折成双股,顺时针绕三圈。金属网搭接、压茬宽度应大于100mm,必须用锚杆托板压住双层网的压茬部位,将网拉紧压实,紧贴岩
15、面。附图4 巷道永久支护断面图。五、一通三防安全技术措施一、通风管理1、局部通风机必须挂牌管理,保证正常通风。2、局部通风机必须安装在进风巷中,严禁吃循环风。风筒口距迎头最大距离不得超过5m,杜绝无风、微风作业。3、局部通风机必须安装在专用台架上,离地面高度不少于0.3m,风筒必须环环吊挂,吊挂时要“两靠一直”,不得挤压和损坏,发现风筒破口要及时粘补,以免影响迎头风量。4、不论在施工或交接班时,都不准停风,因故障检修或其它原因停风时,必须撤出人员,切断电源,设置栅栏。5、在施工前放炮后由瓦斯检查员对该迎头的有害气体的含量、温度进行认真检查。6、局部通风机和工作面的电器设备,必须装有风电闭锁及瓦
16、斯电闭锁装置。7、任何人都不准随意停开风机,确因特殊情况需要停风时,必须先请示调度室,然后撤出人员,在起动风机前必须先检查后工作。在停风期间任何人不得强行作业。8、对临时停工地点不得停风。否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,严禁在停风或瓦斯超限区域内作业。9、每旬对掘进工作面进行一次测风、测尘。10、经常检查掘进巷道和通风机附近的气体,有害气体的浓度要符合煤矿安全规程规定。二、局部通风机管理1、局部通风机和开关应装在全风压供风的进风巷道内。2、局扇必须安装双风机双电源,并实现自动切换。3、局部通风机设备完好,齐全可靠,高压部位严密不漏风。4、局部通风机必须实现专人管理,任何人不
17、得随意停开风机。5、每班必须进行一次局部通风机自动切换试验,并做好记录。三、风筒吊挂1、风筒必须吊挂在电缆的另一侧。2、风筒接头必须采用反压边连接,不得反接、花接,接头必须严密不漏风。3、风筒应挂在巷道的上部,风筒吊挂平直,拐弯处要使用弯头,严禁拐死弯,逢环必挂,环环拉紧。4、风筒必须选用抗静电,阻燃,有MA标志的风筒。四、防尘管理1、放炮前后要洒水,装药使用水泡泥,爆破时必须喷雾降尘,杜绝煤尘飞扬。2、巷道及各转载点要设置喷雾和水幕。3、爆破时要加强通风,开启防尘水幕,以降低粉尘浓度。4、巷道内要经常洒水灭尘,防尘水管要紧跟迎头。五、瓦斯防治措施1、当工作面风流中的瓦斯浓度超过0.8%或二氧
18、化碳浓度达1.2%时,必须停止作业,撤出人员,查明原因,制定措施进行处理。2、放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁放炮,达到1.2%时必须停止作业,撤出人员切断电源进行处理。3、瓦检员应严格执行“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度。4、瓦斯员必须严格执行井下交接班制度,并有记录,不准有空班漏检,假检等并做到“三对口”。5、工作面必须装备瓦斯传感器,放炮前瓦斯传感器由瓦检员由距迎头5m处移到距迎头30m处,放炮后,由瓦检员移至原位。瓦斯传感器应做到自动监测、断电、人工复电。瓦斯传感器要和便携仪进行对照,并将记录或检查结果报监测值班员。6、瓦斯传感器的断电范围:巷道内全部非本质安
19、全型电气设备。六、防灭火管理1、外因火灾防治、所有下井人员严禁携带烟草及点火物品,严禁穿化纤衣服入井。、井下使用的电器设备必须确保隔爆、防爆、无失爆。、井下电钳工不准带电检修、搬迁电气设备。、所有下井人员必须携带矿灯、自救器,严禁在井下拆卸、敲打矿灯。、严禁用动力线爆破,严禁放明炮、糊炮。、加强机械设备的维护和保养,防止摩擦产生火花。2、内因防火、由于煤层自身具有自燃性,碎煤更容易发热自燃,所以区域内的巷道每班都必须洒水灭尘,防止自然发火。、保持巷道内有足够的新鲜风流。3、应急措施、电器设备着火时,应先切断电源,在未切断电源之前,只准使用不导电器材进行灭火。、任何人发现火灾时,应视火灾性质,现
20、场情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,并向调度室汇报。、巷道内要备有两台干式灭火器,且距离迎头最大距离不得超过30m。六、顶板安全技术措施一、顶板管理1、每班必须严格执行敲帮问顶制度及使用吊挂式前探临时支护,在开工前、爆破后必须对工作面的安全情况进行全面检查,将帮顶活石活矸排除,确认安全后方可作业,严禁违章作业。2、打眼、出煤、渣、支护时要注意观察帮顶有无异常,并设专人观察顶板,做到有人作业,有人监护,不准单人作业。发现问题及时处理,否则不准作业。3、爆破崩坏的锚网,当班必须按要求整改好,严禁空帮空顶作业。4、打眼时必须看好中腰线,定好眼位,严格按设计要求施工。断面交接处要圆滑过渡。5、在施
21、工中应做到随掘随支护,最大控顶距离2200mm,最小控顶距离200mm支护必须紧跟迎头。6、严格按照炮眼布置图进行打眼、装药,确保巷道成型。工作面严禁留设伞檐、勾头煤;如果工作面出现,必须采用风镐处理或放小炮进行处理。7、工作面在处理活矸、活石,伞檐、勾头煤等作业时,必须严格执行“敲帮问顶”制度,严禁空顶作业。8、严格执行“一炮三检”制度与“三人连锁”爆破制度。9、爆破后,严格按要求使用临时支护,处理帮顶活石活矸、人员出煤、渣等工作,必须在临时支护下进行。10、如果顶板出现两条及以上裂隙或敲帮问顶时出现离层现象时,必须立即停止作业,进行处理。七、打眼、爆破安全技术措施一、打眼1、施工前,施工负
22、责人和技术科负责传达批准的掘进作业规程,在传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业,不合格的人员必须补考,补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习,并要考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前,由技术部门提前给出开口位置,标定好中线,施工单位严格按照中线施工。3、风钻打眼措施1)使用风钻打眼前,必须认真检查风、水管路是否完好畅通,连接头是否牢固可靠。2)打眼前先检查风钻的零部件是否齐全完好,要及时注油进行试运转,正常后方可打眼。3)打眼前必须先对迎头进行敲帮问顶,支架和前探支护必须紧跟到迎头,无安全隐患后方可打眼。4)打眼前必须检查迎
23、头有无瞎炮、残炮,如有必须先处理完毕,待安全后方可进行打眼。5)风钻打眼时必须实行洒水湿式凿岩,严禁干打眼。6)打眼时不准戴手套打眼,轴推力不宜过猛,用力要均匀。7)打眼人员必须把毛巾和袖口扎好。8)严禁打眼与装药平行作业,必须待眼打完后方准装药。9)每打完一个眼退钎时必须用压风将眼内的岩粉吹出。10)严禁将残眼继续加深或用高压风处理残炮。11)风钻打眼前,必须先开风、水,后开风钻,打眼工作结束后必须先停风钻,后停风、水。12)多台风钻打眼时,工作面严禁拥挤,每台风钻前方严禁有人,以免断钎伤人。13)打眼扶钻人员要避开眼口正对方向,只能站在钻机侧面作业,严禁任何人员骑在风钻或支架上打眼,防止断
24、钎伤人。14)工作面打上部眼时,必须架设牢固可靠的工作平台,严禁蹬在支架上打眼。15)在打眼过程中,如有瓦斯涌出异常或有透水预兆时,必须立即停止打眼工作,但不能抽出钎子,应立即撤出人员,并于安全地带及向公司调度汇报。二、爆破1、爆破工应通过培训、考试合格后方可持证上岗,领药、装药,爆破工作需专职爆破工担任,非专职人员禁止放炮,爆破工必须依照爆破说明书进行装药放炮。2、爆破工领取的炸药、雷管必须分装在专用的炸药箱、雷管箱内,并加锁,严禁乱扔乱放和私自保存,炸药箱、雷管箱必须放在顶板完好,支架完整避开电器设备的安全地点,每次爆破前都必须把炸药箱,雷管箱放到警戒线以外的安全地点。3、装配引药时必须遵
25、守下列规定:、严禁坐在爆破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。、装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉和岩粉,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,必须使用抗水型炸药。、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、电器设备以及采掘机械等导电
26、体相接触4、严禁打眼装药平行作业,并做到“十不装药”和“十不放炮”制度。、“十不装药”:未经检查瓦斯或瓦斯浓度超限不装药。放炮警戒范围内,没有停止做与装药无关的工作时不装药。炮眼不规格,不符合规程要求或煤岩粉未掏净不装药。迎头无临时支护时不装药。工作面有透水预兆等异常变化时不装药。风量不足时不装药。不准在装药地点做引药、掘进巷道阻塞1/3以上时不装药。警戒范围内有煤、岩尘积聚未清除,未防尘洒水时不装药。在有几个自由面的工作面放炮时,在煤层中最小抵抗线小于0.5m,在岩层中最小抵抗线小于0.3m,在大块岩石上放炮时,最小抵抗线小于0.3m时不装药。火药失效或火药安全等级与工作面瓦斯等级不相符时不
27、装药。、“十不放炮”:放炮前未检查瓦斯和瓦斯浓度超限和风量不足时不放炮。人员、设备、火药、工具未全部撤到安全地点,固定设备未保护好不放炮。煤尘积聚,没有清扫和没有防尘洒水不放炮。炮眼封泥长度不符合规定和不装水泡泥不放炮。不设好警戒,未挂好警戒牌、网,没有接到放炮牌,发放炮信号不足5秒不放炮。放炮器不完好。放炮母线不够长或明接头没有处理好不放炮。工作面没临时支护,工程质量不合格或发生异常情况不放炮。风机局扇停止运转或风量不足不放炮。有瓦斯与煤尘爆炸危险的工作面禁止放炮,眼深小于0.6m以下的炮眼不放炮。明炮、糊炮、空心炮、连珠炮和任何违章指挥作业的炮不放。5、放炮前必须加固迎头的支护,把所有工具
28、和设备撤到安全地点,如放炮地点附近20m以内气体、温度、粉尘含量超过煤矿安全规程规定时,严禁放炮。6、装药除使用水泡泥外,剩余的炮眼部分应用黄泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实,严禁用粉尘、块状材料和可燃性材料做封泥,对无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。7、封泥长度按下列规定: 、炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破,在特殊条件下,如挖底、刷邦、挑顶确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于0.6m,但必须大于0.3m,且封满炮泥。、炮眼深度为0.61m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。、炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。、放炮深度超过2.5m时,封泥长度不
29、得小于1m。、光面爆破时,周边眼的炮眼应用炮泥封实,且封泥长度不得小于0.3m。、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。8、爆破前班组长必须清点人数,确认无误后,方可下达放炮命令。9、爆破前由班长指定专人在有所有可能进入放炮地点的通路上设好警戒,警戒点要设置在距迎头大于100米的地点,警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒,爆破后由班长亲自撤回警戒人员,警戒线处应设置警戒牌,拉栏和拉绳。10、装药联线完毕后,爆破工应最后从迎头撤出,放炮母线严禁与动力线、通信线吊挂在一
30、起,禁止使用其它导线代替放炮母线。11、爆破母线与连接线应符合下列要求 、煤矿井下爆破母线必须符合标准,使用双芯胶质平行母线。、爆破母线与连接线、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、钢丝绳等导电体相接触。、巷道掘进时,爆破母线应随用随挂,不得使用固定爆破母线。、爆破母线与电缆、电线、信号线应分另挂在巷道的两侧,如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方并应保持0.3m以上距离。、只准采用绝缘母线单回路爆破、严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当回路。、爆破前、爆破母线必须扭结成短路。12、爆破工的把手钥匙要随身携带,不准乱丢乱放和转交他
31、人,严禁他人代替放炮,放炮后、放炮员必须把手把或钥匙拔掉,将母线扭结短路。13、爆破后至少15分钟,炮烟吹净后方可由班长、爆破工、瓦斯检查员进入迎头,检查迎头通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况,如有危险情况时立即处理。14、爆破后在炮烟未吹散之前,警戒人员未撤回,任何人都不准进入迎头作业。15、联线不良,放炮不响,出现残爆时必须按下列规定执行: 、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下,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。、由于连线不良造成的拒爆,可重新联线起爆。、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。、严禁
32、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。、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。、在拒爆处理完毕之前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。16、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制,坚持炮前、炮后洒水制度。“一炮三检”是指瓦检员在装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯的制度。“三人连锁”放炮制是指瓦斯员、班组长、放炮员三人连锁执行放炮的制度。17、严格加强火工品的管理制度,当班结束后应由放炮员认真检查,清点剩余的雷管炸药,严禁乱丢乱放和私自保存,
33、剩余的雷管、炸药必须退回炸药库并办理相关手续。七、其它安全技术措施1、各工种必须贯彻落实安全生产方针,认真执行煤矿三大规程、安全生产法、煤炭法以及我矿有关井下安全生产的各项安全规定,提高工程质量,严格工程质量验收制度,加强现场管理,遵守劳动纪律,按章作业,杜绝“三违”,搞好安全生产。2、各工种认真执行岗位责任制,坚持现场交接班制度,对现场的安全状况、工程质量、机械设备等存在的问题,必须在交接班时交待清楚,以便及时解决处理。 3、巷道内必须确保清洁卫生,做到无积水,无淤泥、无浮煤矸,料场码放整齐,实行挂牌管理。 4、巷道施工必须做到一次成巷,严格控制装药量,尽量减少对顶板围岩的破坏。 5、锚杆初锚力要达到要求,且每班都要进行检查,发现失效锚杆,要及时补打。 6、断层及破碎带要严格按相关要求施工。 7、跟班领导坚持同职工同上同下,严把安全生产质量关,加强现场管理,及时排查生产中存在的隐患,发现问题,及时处理。 8、施工时,如遇特殊地质构造,要停止作业,向有关部门汇报,采取措施后,按措施作业。9、严禁任何人在任何地点盗料,不准破坏设备、设施、破坏栅栏、密闭,任何人都不得进入不通风的巷道和老塘。附图:避灾路线图附图:避灾路线图