运输顺槽、回风顺槽、开切眼作业规程.doc

2354-2工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼 掘 进 作 业 规 程 第一章 巷道布置及用途 一、工作面范围、概况 2354已回采至一切眼位置，37溜子道下部还未采，需另行布置2354-2，一切眼及其往南部分暂不进行回采，2354-1采至一切眼附近位置时进行收尾放顶。 2354-2工作面煤层走向为北偏东20度，沿倾向斜长约为50米，为了便于运输，必须保证2354-2运输顺槽布置在高于235430运输顺槽2米左右，即33水平，在施工作业过程中，可能会因顶板变化，工作面倾向长会发生一些变化；回风顺槽从2354一切眼33水平开门沿煤层走向布置，长约95米；运输顺槽长约100米。 二、工作面布置 1、先从一切眼33水平开门做回风顺槽，掘28米，再往正西方向开门做二切眼（平巷）与30运输顺槽贯穿。 2、继续往正西方向掘二切眼，遇顶板无法继续往西掘进后，沿煤层走向跟顶板掘运输顺槽。 3、运输顺槽和回风顺槽间歇作业。 4、掘至变溥带后，掘边切眼贯穿运输顺槽和回风顺槽。 （见图4 2354-2巷道布置平面示意图） 第二章 地质概况 1、煤层情况2354-2工作面所采煤层为V煤，煤层厚度为0.35米，平均厚度2.5米，煤层倾角1030，平均为25。受地质构造影响，该区域煤层走向变化较大，大致为南偏东30方向，在掘进施工过程中要注意控制好巷道掘进方向。V煤为银灰色，沿走向较稳定，沿倾向有小背斜变化，煤层厚度变化大，局部夹矸，煤层容重为1.38t/m3。 2、顶底板岩性煤层老顶为中细砂岩，厚度1520米，直接顶为砂质泥岩，厚度916米，伪顶为泥岩，局部存在。直接底砂质泥岩，厚度为2.04.0米，老底为中细砂岩，厚度为450米，老顶老底为中细砂岩，致密坚硬，直接顶底为细砂岩，不显层理。 3、水文地质 采区水文地质条件简单，主要是V煤顶板砂岩孔隙裂隙水，对掘进不会造成大的影响。工作面中无地质钻孔通过。 第三章 巷道断面及支护 1、巷道形状及支护形式运输、回风顺槽、切眼断面形状为梯形，支护形式为架木棚支护。 2、断面尺寸 运输、回风顺槽断面净宽净高为21.8m，毛断面为4.7m2，净断面为3.6m2，切眼（上山净宽净高为1.8m1.8m），棚距0.6m，棚腿扎角7880，棚腿长2m，棚腿柱窝深为0.10.15m。 当煤层厚度小于1.4m时，回风顺槽跟底破顶，当煤层厚度大于2m时，风巷跟顶掘进，但最小断面不少于2.24m2；溜子道跟顶板做平做直。 风巷、运道、切眼断面特征表 序号 名称 毛断面 净断面 净宽 净高 毛宽 毛高 1 风巷 4.76 3.6 2 1.8 2.38 2 2 运道 4.76 3.6 2 1.8 2.38 2 3 切眼 4.32 3.24 1.8 1.8 2.16 2 3、支护质量及要求 ①支护质量必须严格按质量标准化要求施工。 ②架棚必须严格按断面特征表要求架设，巷道顶、帮必须用茅柴和短木卡紧卡牢，背严背实，平巷坚持使用前探支护，严禁空顶作业，小木背顶间距为0.20.3m一根，直径≥5cm。 ③棚子必须紧跟当头，严禁空顶作业，前倾后仰不超过40mm，上山棚子必须迎山有劲，必要时用拉条将棚子连一个整体，顶板破碎时，采用剽尖作超前支护。 ④棚梁与腿搭口严实、吻合，迈步合理，架棚达到2m就双边栌跟进，双边栌一梁三柱两横撑，未抬栌之前用马钉和拉条连锁。 ⑤架棚圆木∮≥14cm，棚距0.6m，棚腿扎角7880，棚柱柱窝深≥0.1m，抬栌圆木∮≥12cm。 第四章 钻眼爆破及掘进工艺流程 1、掘进方式2354-2工作面运输、回风顺槽及切眼掘进方式采用钻眼爆破法。 2、炮眼布置方式 炮眼布置为掏槽眼3个，底眼2个。掏槽眼布置巷道腰线及腰线位置位置，眼深1.6m。底眼2个，眼深1.5米，底眼与水平成10度左右的俯角，如下图。 3、爆破采用正向装药爆破，每眼装药2卷（遇煤层变软时可适当减少装药量）。（如下图），说明书及炸药消耗表见附表2。 4、掘进工艺流程工作面准备加固→出煤（矸）→永久支护→打眼→装药→撤人设警戒→放炮。 5、爆破安全技术措施 ⑴工作面风巷、运道及切眼采取放出班炮制度，放炮地点设在副265采区0运输大巷避灾峒室，北翼全部作业人员撤至50副井车场。 ⑵坚持“一炮三检”（装药前、紧接放炮前、放炮后检查瓦斯）和“三人连锁放炮”（班组长、瓦检员、放炮员）制度。 ⑶放炮后至少隔30分钟后，由瓦检员检查瓦斯不超限后，其他作业人员才能进入工作面，放炮必须使用放炮器。 ⑷放炮员必须由持有放炮合格证的专职放炮员担任，装药联线，查线由放炮员一人担任，放炮器和钥匙由放炮员随身携带，不得随意转交他人。 ⑸放炮后必须将放炮母线扭结在一起，如有瞎炮，必须按如下方法处理。 ①由于连线不良造成的瞎炮，可重新连线放炮。 ②在距瞎炮至少0.3米处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮。 ③严禁用镐刨或炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将放炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹这些炮眼。 ④处理瞎炮的炮眼起爆时，必须按防突相关要求执行，实行远距离爆破。 ⑤在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。 ⑥处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查爆破后当头的煤矸，收集未爆的电雷管。 ⑹严禁放糊炮，明炮，炮眼深度不得小于0.6m，严禁使用煤粉块材料或其它可燃性材料充作炮眼封泥，炮眼封泥长度不小于0.4m。 ⑺严禁使用不合格和炸药、雷管、领用前必须检查当班剩余炸药，雷管必须退交给炸药库，不得随意丢放或隐藏在工作面或其它巷道中。 ⑻放炮不能有明接头，裸露处，放炮母线和连接线必须扭紧并悬挂，不得与金属等导电体接触，放炮母线必须挂在电缆下方，并至少保持0.3m以上的悬挂距离，放炮前放炮母线必须扭结短路。 ⑼严禁缩短放炮距离，严禁少打眼多装药的放大炮形式，工作面有二个及二个以上自由面时，炮眼最小抵抗线不得小于0.5m。 ⑽遇有下列情况之一者，严禁装药放炮，必须先处理好才能装药放炮。 A、支柱未按要求架设； B、顶板破碎，支护不完整； C、顶板有来压垮顶危险时； D、北翼作业人员未撤至规定位置，未清点人员，警戒未设好； E、工作面留有伞檐时； F、炮眼内发现异状，温度骤低，有显著的瓦斯涌出，透老空有突出预兆时。 ⑾一次装药、一次起爆，装药连接线时除放炮员外，其它人员撤出工作面。 第五章 通风 第一节 煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸性 1、本煤层属煤与瓦斯突出的煤层，煤层相对瓦斯涌出量为15m3/T，煤层发火期为6个月，无煤尘爆炸性。 第二节 风量的确定及局扇的选择 1、按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算 Q掘100QCH4掘K掘通1000.51.470m3/分 式中QCH4掘为该掘进工作面中瓦斯绝对涌出量（m3/min），根据上个工作面瓦斯绝对涌出量取0.5m3/min。 K掘通该掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.4。 2、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量Q掘25A25375m3/min 式中A该掘进工作面一次爆破的最大炸药用量kg，本工作面次爆破炸药量为3kg。 3、按人数计算掘进工作面实际需要的风量Q掘4N41040m3/min 经计算，掘进工作面所需风量为75m3/min。 4、按风速进行验算 （1）按最低风速验算各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最低风量（Q煤掘） Q煤掘15S煤掘153.654m3/min 式中S煤掘该工作面的断面积，取3.6m2。 （2）按最高风速验算各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最高风量（Q掘） Q掘240S掘2403.6864m3/min 式中S煤掘该工作面的断面积，取3.6m2。 通过风速验算掘进工作面所需风量为75m3/min大于最低验算风速Q掘54m3/min，小于最高验算风速864m3/min，合乎通风要求，需安装一台11KW的局扇方可满足要求。 风筒选用直径400mm的抗静电阻燃风筒。 第三节 局扇安装及通风路线（见图5） 1、回风顺槽局扇安装在30运输顺槽两道反向风门外的进风侧，通风路线为235430运输顺槽→一切眼→回风顺槽→一切眼→45回风顺槽→2354辅助回风上山-1558回风石门→50总回风巷→155回风上山→136总回风巷→南风井→地面 2、运输顺槽局扇安装在30运输顺槽两道反向风门外的进风侧，通风路线为235430运输顺槽→二切眼→运输顺槽→二切眼→回风顺槽→一切眼→45回风顺槽→2354辅助回风上山-1558回风石门→50总回风巷→155回风上山→136总回风巷→南风井→地面 第六章 运输方式及供电、通讯 1、运输方式 （1）风巷、运道采用人工装煤、人力拖煤和电溜子运煤； （2）上山切眼采用溜槽运输； （3）煤（矸）运输路线 回风顺槽原煤由人力拖至一切眼位置后，倒入溜槽内，自溜至30运输顺槽，由刮板运输机运至235沿煤下山，经23525溜煤眼后，自溜至235底板溜煤下山，由2350运输巷漏斗口装入矿车，人力推车至2350底部车场后，由绞车提升和电瓶机运输运至地面。原煤运输路线图为回风顺槽→一切眼→30溜子道→235沿煤下山→235底板溜煤下山→2350运输大巷→235轨道上山→50南大巷→主井→地面 运输顺槽原煤由人力拖至二切眼与30运输顺槽叉口处后，倒入30运输顺槽，其它步骤及线路与回顺槽相同。原煤运输路线图为运输顺槽→二切眼30溜子道→235沿煤下山→235底板溜煤下山→2350运输大巷→235轨道上山→50南大巷→主井→地面 （4）材料、设备运输线路地面装斗后，由主井绞车下放至50车场，利用电瓶车运至50南大巷风门处，然后改由人力运输经155石门、235材料上山、35甩道、235沿煤下山、2354回风巷，运至工作面。运输路线为地面→主井→50南大巷→155回风石门→235材料下山→35甩道→235沿煤下山→235445回风顺槽→一切眼→回风顺槽（运输顺槽） 2、供电系统 （1）2354-2工作面的动力电源取自于中央变电所，从50运输大巷馈电开关负荷侧搭接电源，安装一台开关作2354工作面的瓦斯电闭锁开关，电煤钻风巷、运道各一台；选用zz8L-2.5型综保开关控制。 3、通讯2354工作面电话安在50南大巷避灾峒室，电话必须直接通调度室并保证正常使用。 4、压风地面→副井→50南大巷→235轨道上山→2350运输巷→2350避灾峒室 5、瓦斯抽放管路地面→老北风井→136回风巷→155回风上山→155回风石门→235沿煤下山→工作面 第七章 安全技术措施 第一节 防冒顶 1、严禁空顶、空帮作业，棚子紧跟当头，棚顶、帮必须用茅材、短木卡牢，背严背实，防止漏煤。 2、掘进架棚采用梯形木棚支护，木子ф≥14cm，架棚达到2m就必须抬双边楼跟进，双边楼一梁三柱两横撑，没有抬楼之前用长拉条连锁两架棚这间不少于3根。 3、每次进入工作面，值班长应先对工作面进行一次全面检查，先处理不安全的地方再进入工作面作业。 4、掘进过程中，当遇工作面当头垮煤、有空硐时必须用短木接顶接实，方可往前掘进。 5、在施工过程中，如遇断层、采空、破碎带防冒顶、片帮及巷道贯通对穿等必须另行编制安全技术措施。 6、工作面作业人员熟悉顶帮冒落预兆支架劈裂声、断梁折柱声、掉渣、漏顶、断壁片帮加剧、顶板出现裂缝或裂缝加大，顶板脱层、瓦斯涌出量增大和顶板有淋水。 第二节 通风、防瓦斯措施 1、加强局部通风质量管理，局扇必须派专人管理，严禁任何人随意停开局扇，风筒吊挂平直，接口严密，转弯处使用好弯筒，确保当头有足够的风量，严禁无风，微风作业和瓦斯超限作业。 2、未经瓦斯检查员检查瓦斯，严禁进入工作面，作业人员的自救器必须随身携带，严禁乱扔乱放。 3、探头分别安装在距掘进当头不超过5米和距掘进工作面回风流中交口处1015米处，瓦斯探头报警要求当头的探头T1为1，回风流中探头T2为1；瓦斯断电仪要求K1为1.5瓦斯浓度，K2为1瓦斯浓度；复电点1以下瓦斯浓度。探头应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧避不小于200mm，巷道开工前，机电队瓦斯监测工要将瓦斯断电仪、风电闭装置、探头按要求设置好。 4、局扇必须安装平稳牢固，并上好架，安装地点距回风流不得小于10m，严禁打循环风，风筒出口（平巷）不得落后当头5m，上山不能落后3米。 5、停电停风必须立即撤出人员至负压通风巷道中，停掉当头及回风流中动力电源，安全员设好临时栅栏，汇报调度室。施工人员严禁擅自起动局扇；临时停电、停风必须坚持先通风、后供电原则，送风前必须先检查当头瓦斯，瓦斯在3以下安全员按规定要求排放瓦斯，瓦斯大于3，必须另行制定排放瓦斯安全措施。 6、严格瓦斯检查制度，严禁空班漏检。工作面回风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止用电煤钻打眼，放炮地点附近20米内风流中，瓦斯浓度达1时，严禁放炮；工作面风流中瓦斯浓度达1.5时必须停止工作，切断动力电源，撤出人员并向调度室汇报。 7、加强瓦斯检查，安全员每班必须对所管的区域巷道、回风流，机电设备和开关附近，进行3次以上巡回检查，并严格执行一炮三检制度。未经瓦检员检查瓦斯同意后，人员严禁进入工作面。 8、作业人员爱护好通风设施，打开风门随手关上，严禁同时打开两组风门不关，造成风流短路，严禁人员随意拆除已打好的密闭或栅栏，风门附近5米严禁堆放杂物。 第三节 机电、运输安全措施 1、加强电气设备管理，消灭失爆现象。工作面所有的电器设备保持完好，放炮前应切断工作面的动力电源，并建立工作面电器设备巡检制度，杜绝电器设备失爆。 2、电缆悬挂整齐，以防挤损破坏漏电，严禁带电搬迁和检修开关、电器设备等。 3、平巷同向推车距在10m以上，须使用好刹车棍，转变处要发出推车信号并刹车减速，严禁推车撞风门。 4、绞车司机、信号工必须由经过培训有合格证的人员担任，并严格按操作规程作业。 5、绞车道须设置“一坡三挡”，每次开车前须检查绞车，信号及各种连接装置是否完好，安全可靠，经认证安全可靠后方可先试车，再正常运转。 6、信号工挂钩时，必须检查钩头是否挂牢，否则不准发出开车信号。 7、行车绞车道必须坚持“行人不开车，开车不行人”的制度，上下人员必须与绞车司机联系好，严禁闯红灯，蹬钩、搭乘车、下放车辆须带电操作，严禁放飞车和超挂。 8、运输绞车信号必须清晰、灵敏可靠，否则严禁开车。绞车钢丝绳由绞车司机每班按规定检查，机电队每天检查一次钢丝绳磨损断丝超过规定时，必须及时更换；否则，严禁开车。 第四节 综合防突措施 掘进工作面在掘进时必须严格执行“四位一体”综合防突措施，在掘时必须采取危险性预测、预报、效果检验、安全防护等措施。 一、预测、预报 突出矿井必须对突出煤层进行突出危险性预测，煤巷掘进突出危险性预测方法采取钻屑指标法，具体操作步骤如下 ⑴每次预测前，施工队必须抬楼打挡，施工前必须打好掩护挡，掘半边背好另半边。 ⑵要求采用钻屑指标法进行预测预报 在工作面打23个直径42mm、深810m的钻孔，钻孔布置在软分层中，一个钻孔位于巷道巷道面中部，并平行于掘进方向，其它钻孔的终孔应位于巷道轮廓线外24米处。 钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标。根椐每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和△H2预测工作面的突出危险性。当Smax≥6kg/m或≥△H2≥20mmH20时为突出危险工作面。 ⑶当预测为无突出危险时，可有不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施，同时保证每预测循环应留有2m的预测超前距；当预测为突出危险工作面时，应采取防治突出措施。 二、防治突出措施。 （一）瓦斯抽放 为消除突出危险，降低工作面瓦斯浓度，采取先抽放再掘进和回采。 1、钻孔布置 本采面平均煤厚2.5m，倾角2030，设计抽放半径1.5m。在掘工作面沿走向布置20个直径75100mm的钻孔，控制巷道周边4m，一般孔深818m，再下套管封孔、抽放，为期不少于一星期，如缩短抽放时间则应加大钻孔密度。效检△h2值20mmH20时，认为抽放防突有效，可采取安全措施，下达允掘通知单，掘完一个抽掘循环，依此反复进行。（钻孔设计见图10） 为了保证抽掘循环防突效果，要准备一个备用工作面暂定2355残采工作面，抽放施工与煤巷掘进互不干扰，互相配合，才能达到较好的安全经济效果。 抽放钻孔布置参数如下表（以2.5m煤厚为例） 序号 开孔位置 钻孔要素设计 开孔高m 距中线m 孔径mm 偏角（度） 倾角度 孔长m 1 1.6 左0.6 75100 左偏13 -6 16.0 2 1.6 左0.3 75100 左偏7 -2 15.5 3 1.6 0 75100 0 2 15 4 1.6 右0.3 75100 右偏7 6 15.5 5 1.6 右0.6 75100 右偏13 10 16 6 1.1 左0.6 75100 左偏13 -7 16.0 7 1.1 左0.3 75100 左偏7 -3 15.5 8 1.1 0 75100 0 0 15 9 1.1 右0.3 75100 右偏7 4 15.5 10 1.1 右0.6 75100 右偏13 8 16 11 0.6 左0.6 75100 左偏13 -9 16.0 12 0.6 左0.3 75100 左偏7 -5 15.5 13 0.6 0 75100 0 -1 15 14 0.6 右0.3 75100 右偏7 3 15.5 15 0.6 右0.6 75100 右偏13 7 16 16 0.2 左0.6 75100 左偏13 -11 16.0 17 0.2 左0.3 75100 左偏7 -7 15.5 18 0.2 0 75100 0 -3 15 19 0.2 右0.3 75100 右偏7 1 15.5 20 0.2 右0.6 75100 右偏13 5 16 备注 煤层赋存状态发生变化时应及时探明情况，再重新确定钻孔的参数。 2、瓦斯抽放钻孔施工安全技术措施 ①进钻时，施工队必须将支护紧跟当头，抬好边栌，卡好工作面防护档栏，严禁空帮空顶。 ②巷道中的残矸、杂物必须清除干净，矿车推出，保证通风、行人畅通无阻。 ③采用电煤钻配Φ42mm的麻花钻杆套Φ75mm的钻头钻进。 ④在钻进和撤卸钻杆时，人员不得正对钻杆，必须站在钻杆两侧，以防喷孔退杆伤人。 ⑤必须严格按钻孔设计要求施钻，不得擅自改变钻孔参数，记录要详细，做到钻孔设计参数、实际钻孔参数和记录“三对口”，以便查对、分析、作图。 ⑥作业人员必须携带隔离式自救器，当头必须配备专职瓦斯检查员检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。 ⑦必须在距工作面510m内及距该巷回风口往里1015m处安装瓦斯自动报警断电仪，并进入KJ-90监测系统正常使用，瓦斯电、风电闭锁齐全，动作灵敏可靠。 ⑧瓦斯超限时必须加强通风，已竣工的钻孔必须及时封孔并网形成抽放，或将钻孔临时封堵，减少瓦斯涌出。 ⑨钻孔封孔采用Φ32mm的钢管作封孔器，聚胺脂作封孔剂，封孔长度不少于5m，所封钻孔必须严密不漏气。 ⑩封孔器与分路器用5/4英寸的弹簧软管连接，分路器接到抽放分管上，要求连接严密不漏气。 3、抽放注意事项 ①抽放时间视抽出瓦斯浓度而定瓦斯浓度低于8停机，间隔2小时后再抽。 ②工作面遇突出煤层的构造破坏带，煤层赋存条件急剧变化的区域，采掘应力增加的区域，预测过程中出现喷孔，顶钻等动现象，或出现明显的突出预兆时，应加强瓦斯探放和抽放，增加排放孔，延长排放时间。 ③采用煤层预抽率作为防突有效性指标时，在该巷掘进过程中还必须采用钻屑指标法检验瓦斯抽放效果。 （二）松动爆破爆破参数，图表见作业规程附页。 （三）前探支架掘进工作面要使用剽板或前探支架以防止工作面顶部悬煤垮落而造成突出（倾出）。 （四）禁止上山掘进。 三、防治突出措施的效果检验 1、煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，要进行效果检验。施工的检验孔深应小于或等于抽放孔，并应布置在抽放孔之间。如果测得的指标都在突出危险临界值以下，则认为措施有效，反之认为措施无效。 2、当措施无效时，必须采取防治突出的补充措施，补打抽放孔，重新抽放。 3、经检验证实措施有效为无突出危险工作面后，采取安全防护措施，探放队方可下达限掘通知单。 4、当检验孔深等于抽放孔深时，经检验措施有效后还必须留有5m孔深的超前距。 5、值班安全员必须填写好限掘牌，施工单位严格按限掘牌施工。安监部门加强监督，严禁超掘超挖，严禁用手镐挖未经过放炮松动的煤体，严禁使用风镐作业。 四、安全防护措施 1、在附2650运输大巷设两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛用混凝土砌筑，嵌入巷道围边岩石的深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框和门采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于500mm，两道风门的距离不得小于4m，放炮时反向风门必须关闭。 2、副265采区避灾峒室设在50运输大巷，避灾硐室出口设隔离门，里面安装风水管子和直通调度室的电话，并存放一定数量的自救器。 3、远距离放出班炮，放炮时间为早班730800，中班15301600，晚班为23302400。放炮地点设在50运输大巷避灾硐室内，放炮时回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点都必须停电撤人。 4、放炮30分钟后，先由安全员和值班长进入工作面检查，当确认掘进工作面情况正常后，方可组织作业人员进入工作面作业。 5、该区域内的电气设备必须有专人负责检查、维护，并应每旬检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。 6、凡进入掘进当头的人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆，当工作面有煤与瓦斯突出预兆时，必须及时按瓦斯避灾路线撤出，并汇报调度室。常见的突出预兆如下 无声征兆有工作面顶板压力增大，煤壁被挤出，片帮掉砟，顶板下沉或底板鼓起。煤层层理紊乱，煤暗淡无光泽，煤质变软，煤壁发亮，工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。 有声征兆有煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声。声音由远到近，由小到大，有短暂的，有连续的，间隔时间长短不一，煤壁发生震动或冲击，顶板来压，支架发出折裂声。 7、该工作面配备专职瓦斯检查员检查瓦斯，掌握突出预兆。发现有突出预兆时，瓦检员应停止作业立即组织人员按避灾路线撤出并报告调度室。 8、所有进入当头人员必须要携带隔离式自救器。 第五节 防灭火措施 1、加强电气设备管理，工作面电气设备严禁失爆。 2、电缆必须悬挂整齐，离巷道底板0.50.6m高，严禁落地，防止矿车等运输设备压坏电缆。 3、严禁携带烟草和点火物品及穿化纤衣服下井，严禁放糊和明火炮。 4、当发生火灾事故时，必须先切断电源，利用一切能灭火的工具（泥沙、灭火器）进行灭火，如火势较大，不能直接灭火时，应按避灾路线撤出并及时汇报调度室。 第六节 防水灾措施 1、所有进入当头人员必须熟悉透水预兆当头挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、顶板淋水增大、顶板来压、底板膨起或产生裂隙出现渗水，水色发挥有臭味时，必须及时按水灾避灾路线撤出，并汇报调度室。 2、工作面风巷、运道掘进过程中，上方没有存水巷道，不存在穿水情况出现。 3、掘进过程中坚持“有疑必探，先探后掘”原则。 4、水沟畅通无阻，局部积水及时打干。 5、探放水措施另行编制。 第七节、综合防尘措施 （1）工作面坚持放炮使用水泡泥，掘进队把防尘水管接至当头，坚持装煤之前洒水消尘，各运输转载点都要安装洒水设施并有效使用。 （2）搞好个人防护，作业人员应佩戴好防尘口罩。 （3）保证采面和巷道的断面达到设计要求，不得小于2.24平方米，避免风大引起煤尘飞扬。 第八章 劳动组织和正规循环作业图表 1、循环方式采用“三八”工作制，按照防突队下达的施工作业票施工，正常掘进班次实行循环作业。 2、工序安排各道工序平等交叉作业，各工种人员既分工又合作。 3、劳动组织人员配备表及正规循环作业图表（见附表）。 第九章 避灾路线 1、副2654掘进工作面发生火灾、瓦斯事故时应逆新鲜风流前进方向撤出，具体路线为回风顺槽→一切眼 运输顺槽→一切眼 →30运输顺槽→235沿煤下山→2350运输巷→235轨道上山→50南大巷→副井→地面（见图6） 2、发生水灾时按人往高处走的原则撤出，具体路线 回风顺槽→一切眼 运输顺槽→一切眼 →2354回风巷→235沿煤下山→235回风上山→1558回风上山→50南大巷→副井→地面。（见图7） 第十章 提高煤质措施 掘进半煤岩巷时，煤和矸石要分次装药分次放炮，在装煤过程中，煤和矸石要分装分运。