1506作业规程.docx
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1506作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
井下位置：
1506工作面属15#煤层，位于井田西北部，东为原1505工作面采空区，北为原柳沟村煤矿，西为现1507工作面，南为回风下山。
工作面最高标高915米，最底标高895米。
地面位置：
1506工作面回风顺槽位于距主井西北侧230米处，起采线距原庄底村煤矿与柳沟村煤矿矿界保安煤柱南20米，运输顺槽距回风顺槽西北部80米，位于陈家脑村北部90米处，停采线距南部陈家脑村保安煤柱120米，地面均无主要村庄及其他重要设施，有部分耕地。
地面属丘陵地貌，最高标高1145米，最底标高1015米。
预计回采可能对地面工作面周边20米范围内耕地、山体产生轻微裂隙影响。
二、开采范围
1506工作面原走向长度425m，剩余走向长度52.5m，可采长度22.5m，倾斜长度80m，剩余面积4200m²。
第二节煤层
一、煤层厚度：
1506工作面位于15#煤层，属太原组下段（C3t1）中上部，为主要可采煤层，煤层厚度3.5－5.5m，平均4.5m，煤层赋存基本稳定。
煤层结构复杂，含2—4层薄层夹矸，夹矸厚度0.02—0.30m。
二、煤层产状：
1506工作面沿煤层走向布置，剩余52.5米范围内煤层走向基本水平，倾向倾角4-6º。
三、煤种与煤质：
15号煤层为低灰—中灰分、中高硫分、特低磷分、高热值－特高热值的贫煤（PM）。
挥发份为16.21～18.89%，发热量28.90—34.20MJ/kg，为贫煤，可做工业用煤及民用煤。
第三节煤层顶底板
一、顶板：
1506工作面煤层局部有炭质泥岩伪顶，质脆易跨落，厚度0.2-0.4m，平均厚底0.3米；直接顶为砂质泥岩，砂岩互层，属半坚硬岩石，平均厚度9.16m，上部为不稳定14#煤、K2、K3、K4石灰岩，老顶为中粒砂岩和砂质页岩，平均厚度7.94m，岩性致密性脆。
二、底板：
直接底为灰黑色及灰色泥岩，属半坚硬岩石，厚度0-3.49米，平均厚度1.23米；老底为灰白色粗粒石英砂岩，厚度2-12.24米，平均厚度7.21米。
第四节地质构造
井田位于太行山复式背斜的西缘，区域主要构造线及地层走向北北东，井田内总体表现为单一走向北东，倾向北西的单斜构造，岩层倾角3-5°，工作面断裂构造不发育，未发现断层、褶曲、陷落柱、岩浆岩等对工作面回采活动有影响的地质构造，地质构造属简单类型。
第五节水文地质
一、含水层
现将井田内主要含水层分述如下：
1）二叠系上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙含水层
该含水层主要接受降水补给及含水层之间的垂向渗透补给，目前主要向2号煤层及15号煤层内排泄，地表井泉极少，地下水的埋藏条件在长期开采煤层疏排矿坑水的影响下，目前主要以潜水形式赋存，地下水动态变化较大，据区域水文地质资料，该含水层富水性一般较弱。
2）太原组K2、K3、K4石灰岩裂隙含水层
该含水层在区内没有出露，埋深不等，含水层以K2、K3、K4、K5等几层灰岩为主，呈层状分布且被泥岩隔水层分隔，相互之间水力联系较弱，含水层一般以接受侧向补给为主，局部沿岩层裂隙可接受上部的垂向补给，据以往水文地质资料，含水层的钻孔单位涌水量一般小于0.001L/s，富水性弱。
井田内15#煤层充水水源主要为15#煤层直接充水含水层为顶部的石灰岩岩溶裂隙含水层，其富水性弱。
3）中奥陶统马家沟组灰岩岩溶承压含水层
含水层岩性主要为上马家沟组灰岩，富水性较强，据区域资料，推测井田内目前奥灰岩溶水水位标高在730.1-733.2m左右，远低于工作面最低地板标高895，不存在地板突水危险。
二、其他水源
1506东侧为原1505工作面采空区、北侧为原柳沟煤矿采空区，但有保安煤柱相隔，对工作面突水影响不大；上部2#、3#煤层采动情况不详，存在大面积采空区，由于3#煤和15#煤层层间距92.5m,2#、3#采空区积水可能通过采动裂隙对1506工作面产生突水影响。
开采时可能会对地表造成采动裂隙等影响，应随时观测地表塌陷、裂缝等变化情况，分析采空区上部跨落层情况，及时封堵采动裂隙和塌陷区域，定期观测矿井及工作面涌水量变化情况，认真做好“雨季三防”和防治水工作，防止造成工作面大面积突水现象。
三、涌水量
1506工作面正常涌水量2.3m3/h，最大涌水量10m3/h。
第六节其他
瓦斯：
低瓦斯，根据2009年瓦斯等级鉴定：
瓦斯绝对涌出量为1.56m3/min，相对涌出量为3.56m3/t；二氧化碳绝对涌出量为2.49m3/min，相对涌出量为5.69m3/t。
批复为低瓦斯矿井。
煤层爆炸性：
具有爆炸危险性。
煤的自燃：
属Ⅱ类（自燃煤层）。
第六节储量及服务年限
工作面储量：
1506工作面剩余走向52.5米，可采长度22.5米，倾向80米，煤层厚度4.50米，一次采全高2.2米，放顶煤高度2.3米，循环进度1米，煤的容重1.35T/m3.
工业储量：
Z工=52.5×80×4.50×1.35=25515吨
可采储量：
Z采=22.5×80×4.50×1.35=10935吨
回采产量：
Z回=22.5×80×2.2×1.35×95%+22.5×80×2.3×1.35×75%=9271吨
循环产量:
Z=1×80×2.2×1.35×95%+1×80×2.3×1.35×75%=411吨
根据矿井30万吨/年设计生产能力，综采队计划每天完成3个循环，月作业25天，则：
日产量：
Z日=411×3=1233吨
可采期：
Z回/Z日=9271/1233=8天
第二章采煤方法
第一节巷道布置
工作面巷道布置有1506皮带运输顺槽、1506工作面、1506回风回风顺槽。
（附巷道布置图）
巷道特征表
名称
净断面
（㎡）
支护形式
棚距
（mm）
设备布置
用途
胶带顺槽
6.16
11#工字钢
1000
胶带机、转载机、控制设备
进风、运煤
回风顺槽
4.2
圆木
800
回风、运料
工作面
6.38
单体液压支柱、π型钢梁
1000
40刮板运输机、单体柱、π型钢梁
回采
第二节采煤工艺
一、采煤方法
该工作面采用走向长壁后退式炮采放顶煤采煤法，落煤方式采用爆破法落煤，单体液压支柱配合π型钢梁支护全部垮落法管理顶板，40T型刮板运输机运煤，人工装煤。
工作面采高2.2米，放顶煤高度2.3米，循环进尺1米。
二、工艺流程
安全检查→打眼→装药→放炮→敲帮问顶（临时支护）→挂网、移梁、支柱→出煤→回柱、移梁放顶→放顶煤→出煤→移溜。
三、工艺流程详细说明
1、打眼
打眼采用MZ-1.5型煤电钻，采用综合保护装置供电，快速插销连接，钻杆长选1.5米，打眼深度1.2米，炮眼布置选择三排眼，顶眼、中眼、底眼呈五花布置，顶眼距顶板0.4米，底眼距底板0.4米，炮眼水平间距0.5米，垂直间距0.7米。
全工作面采取两台煤电钻同时打眼的方法缩短打眼占用的时间，每台电钻由两人操作，一人操作电钻，另一人协助安眼定位，拉电钻电缆和观察顶帮煤及其他辅助工作。
爆破说明书
名称
长度
（米）
水平角（度）
竖直角（度）
装药量（克）
炮眼
个数
总药量
（公斤）
起爆
顺序
连接
方式
顶眼
1.2
20
仰视18
200
80
16
3
串
联
中眼
1.2
20
0
200
80
16
2
底眼
1.2
20
俯视18
400
80
32
1
合计
240
64
循环进度＝1.2米×sln700×90%（炮眼利用率）＝1.0米
2、装药
炸药采用煤矿许用2号铵锑炸药，雷管采用煤矿许用瞬发电雷管，炮泥采用粘土炮泥+水炮泥。
把炸药顺着炮眼轻轻地用木棍送进眼底，再用炮泥封紧，装药顺序为先把普通炸药送眼中，其次把引药装到外面，聚能穴向里，然后用炮泥封紧，装药结构采用正向爆破法。
按照爆破说明书爆破防止伤帮、伤顶，保证工作面煤壁、顶板平直。
3、放炮
放炮采用MFB-100型放炮器，一次开帮长不超过5米，放炮的警戒距离为放炮地点两侧75米，联线方式采用大串联，放炮警戒分别由班组长与放炮员或指定专人担任。
如果顶板不稳定，遇有煤层松软、层理、构造带等情况时，放炮采用间隔式的方法，即开帮留5米煤柱，然后再按同样的方法依次放炮。
4、支护
①支护规格
工作面支护采用2.5米单体液压支柱配合2.2米长π型钢梁齐梁配套支护顶板，上铺10#铁丝网，支护高度2.2米，步距1米，每组布置两根齐梁，移梁时移一根梁，回柱放顶时再移一根梁，柱排距1米，组梁柱距0.8米，每根梁分别支设三根单体液压支柱，每组六根，其中工作面每根梁头打设一根贴帮柱，采空区每组梁尾之间根据顶板情况打设1-2根戴帽、穿鞋点柱，加强采空区侧顶板管理，梁尾支柱和点柱必须打设戗柱，防止采空区顶板跨落或放煤时，推倒支柱。
单体住垂直于工作面顶底板支设，要迎山有力，初撑力必须达到90KN。
支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋，柱鞋为长200×宽100×厚100mm的木块。
支护必须打设成一条直线，工作面必须实现三直、一平、两畅通。
两端头支护采用四对八梁，交错迈步支护顶板。
超前支护采用两排单体住配合π型梁支护于原巷道支护棚梁下的支护方式，π型梁与原工字钢梁间必须加设木板，增大摩擦力，防止顶板压力增大，支柱发生侧滑，超前支护距离不得小于20米。
上下端头安全出口要行人畅通，宽度不小于0.7米，高度不小于1.8米。
②联网、移梁、支柱
放完炮后，等炮烟散尽，进入作业地点后，首先用长柄工具对顶板进行敲帮问顶，挑掉活煤（岩），如顶板破碎时，必须打设临时戴帽穿鞋点柱及时进行临时支护。
敲帮问顶之后，确定顶板安全无问题后，人员站在有支护的安全地点，进行联网，联网每隔20cm采用14#双股铅丝联网一道，拧紧不少于三圈，铁丝网搭接不少于10cm。
然后立即将齐梁中的1#梁支柱卸载，把梁移向煤壁，把梁的位置定好后，升柱固定支设，梁头必须打设贴帮柱，单体住必须安设防倒绳，回柱放顶时，再移另一根2#梁。
然后在此时的2#梁尾（即采空区侧第二排支柱）之间，打设2根戴帽、穿鞋点柱和戗柱，此排点柱必须紧跟2#梁尾支柱，否则严禁回柱放顶。
柱帽为长400×宽200×厚100mm的木块。
5、装运煤
工作面装煤采用爆破自装与人工攉煤两种相结合的方法，放顶煤采用采空区顶煤自行跨落，人工剪网溜煤、装煤的装煤方法，工作面顺槽采用SGB-40T型刮板输送机运煤。
人工装煤要等到移梁完毕，支架形成，安全员检查支护完好符合要求时方可进行。
在停溜时，不得进行大规模的装煤，防止超载烧毁电机。
6、回柱、移梁放顶
放顶一般按从下向上的顺序，防止滚矸。
放顶时可分段同时作业，但放顶的两段间距不得小于30米，放顶作业必须滞后出煤作业地点至少15米。
放顶前必须先支护好采空区侧第二排梁尾之间的2根戴帽穿鞋点柱，形成下一循环支护布置后，且周围10米范围内支架完好符合规程要求时，方可由下向上逐根对最后一排单体进行回柱、移梁、放顶。
回柱、移梁、放顶时必须有专人观察顶板，畅通退路，发现问题，立即撤退。
回柱时，人员必须站在工作面回柱地点1#梁尾支柱及点柱里侧有支护的安全地点操作，用长柄工具将2#梁靠采空区的一根柱卸压，待顶板稳定后，用回柱器将支柱回出底板以上，然后用工具摘掉放倒绳，将支柱回出。
回柱人员，严禁站在回柱地点1#梁尾支柱及点柱外侧、2#梁下侧回柱，防止梁断冒顶，造成事故。
移梁放顶时，待回柱后采空区顶板稳定后，人员站在移梁上侧有支护的安全地点，用长柄工具将2#梁另两根支柱卸压，进行放顶，观察顶板，待放顶完成，顶板稳定无异常后，两人将梁移至工作面煤壁，把梁的位置定好后，立即升柱固定支设，然后在梁头打设贴帮柱，此时2#梁与1#梁齐，移梁、放顶工序完成。
单体住与顶底板垂直打设，要迎山有力，支柱必须安设防倒绳。
7、放顶煤
放顶采用采空区顶煤自行跨落，人工开口溜煤的放顶方式。
移架完成后，采空区顶板自行跨落，在至少滞后回柱、移梁放顶作业15米后，由人工将采空区侧接近底板的铁丝网剪开一高50cm宽30cm口，人工用锹、耙等工具帮助采空区跨落顶煤自行溜入工作面，人工攉煤，直至放到见矸为止，放煤完毕后，将网联好。
放顶煤必须滞后回柱、移梁放顶作业至少15米地点进行，严禁紧跟回柱、移梁放顶作业。
放顶时，操作人员要站在安全地点用长柄工具对开口内的煤矸进行疏导，最大程度将顶煤放净。
要两人进行，一人操作，一人观察顶板及采空区情况，并协助准备好撤退的道路。
特别在压力较大的区域放顶，必须要先加固顶区内周围的支架，然后进行。
端头短尾10米范围内，起采线、停采线5米范围内不放顶煤。
8、装运放顶煤
放顶煤同时，在安全员检查后，由人工将放顶溜煤口溜下的煤攉至工作面刮板运输机上，装运煤时，要随时观察顶板支护情况，只有在顶板支护完好的情况下方可进行攉煤作业。
9、移溜
①移溜
装运完放顶煤后移溜，移溜前清理掉煤帮侧及落山侧的浮煤，移溜一般采用从机头开始到机尾结束的顺序，也可从尾到头移动，但不得从两头同时进行。
移溜，在机头处要用2台顶溜器同时操作，顶溜器所顶的支架一定要牢固可靠，必要时，加戗柱支撑。
机头移完后，可逐段进行推移，推移过程中刮板运输机弯曲段长度15-20米，角度不得大于3º，防止刮板运输机脱节；一次推移的长度为5-10米，严禁超距离推移。
移溜时，一定要把溜贴紧煤壁支柱，移动时在顶溜器与槽沿间垫上垫木，防止打滑伤人，结束时要将溜子调整达到平、直、稳，机头、机尾打好戗压柱。
②移溜时的工作面支护
移溜时，由于煤溜前面有单体液压支柱，所以影响煤溜弯曲地段30米范围内第二排支柱的正常打设，移溜前需对移溜地点前方8-20米范围内的第二排支柱退后50cm排距重新支护支护，先将一根支柱支护于距原第二排支护采空侧50cm处，卸掉同架的原第二根支柱，支设到下一架距原第二排支护采空侧50cm处，以此类推，逐架对原有第二排支柱进行重新支护；推过5米溜后，再用同样办法将原第二根支柱补齐。
重新支护时，必须严格执行先支后回的原则，严禁先回后支，无支护作业。
第三章支护的选择与顶板管理
第一节支护的选择
支护选择的技术参数如下：
1、炮采2、采高2.2米3、顶板4、循环进度0.7米5、煤层倾角小于于15度6、煤的硬度f＝1.0－1.57、煤层层理不发育8、SGB-40T型刮板输送机
根据上述条件，工作面选用DZ－25单体液压支柱，2.2米长的π型纲梁，端头选定3.0米长π型钢梁，支护顶板。
第二节顶板管理
一、支护材料的技术参数
DZ－22型单体液压支柱的技术特征如下：
额定工作阻力
油缸直径
工作液压
支柱最大高度
300KN
100毫米
38.2MPa
2540毫米
支柱最小高度
工作行程
三用阀位置
底座面积
1440毫米
800毫米
1983毫米
109cm²
工作液体
质量
适应煤层厚度
M－10乳化油配液
55公斤
1.8－2.5
π型钢梁为27CrMnSi钢制成。
二、正常支架布置
工作面支护采用2.5米单体液压支柱配合2.2米长π型钢梁齐梁配套支护顶板，上铺10#铁丝网，支护高度2.2米，步距1米，每组布置两根齐梁，移梁时移一根梁，回柱放顶时再移一根梁，柱排距1米，组梁柱距0.8米，每根梁分别支设三根单体液压支柱，每组六根，其中工作面每根梁头打设一根贴帮柱，采空区每组梁尾之间根据顶板情况打设1-2根戴帽、穿鞋点柱，加强采空区侧顶板管理，梁尾支柱和点柱必须打设戗柱，防止采空区顶板跨落或放煤时，推倒支柱。
单体柱垂直于工作面顶底板支设，要迎山有力，初撑力必须达到90KN。
支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋，柱帽为长400×宽200×厚100mm的木板，柱鞋为长200×宽100×厚100mm的木块。
支护必须打设成一条直线，工作面必须实现三直、一平、两畅通。
三、端头支架布置
上、下端头采用3.0米长的π型钢梁（材质同正常支架），4排单体支柱形成四对八梁支护，其中一组支设在顺槽巷道的棚梁下，靠近工作面的一侧形成抬棚式支护，端头支架始终超前工作面一个循环，形成上、下出口。
四、上下安全出口及上下两巷的管理
1、上下安全出口长3米，宽不小于0.7米，净高不低于1.8米且畅通无阻，不得堆放杂物。
2、上下两巷的超前支护不小于20米，从煤壁开始沿两巷用2.8米的π型梁及单体支柱顺巷方向形成抬棚式支护，双排梁布置于原巷棚梁的两端，超前的梁下均为三根柱，每循环向前增补，直至结束。
上隔角随工作面的推进而放彻底，放不严实时，用矸石充填或用爆破的方法使顶板塌落，防止悬顶过大造成危险和积聚瓦斯。
下隔角随工作面溜子机头的推移回撤顺槽机尾，相应回撤一次支护，使其塌落。
五、端头支护及超前维护支架的要求
1、端头支护、超前维护的支架要齐全，矿压大时要加长超前维
护距离，端头支架的间距、位置、支架个数一定要确定、齐全。
2、端头支护、超前维护的支架由于采用了单体支柱，所以注液支撑时，一定要支设牢固，柱网之间用皮带或尼龙绳做的成放倒绳与顶板铁丝网联络，防止支柱漏液卸载伤人。
3、顺槽支架及机尾处理及时，防止长距离控顶，矿压增大造成机尾拆除时的困难和危险。
4、支柱要垂直工作面，迎山有力，迎山角偏差不超过5度。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输系统
1、运煤系统
工作面-1506皮带运输顺槽-运输下山-主一部皮带运输大巷-井底煤仓-主立井-地面
2、运料系统：
地面-主立井-南轨道运输大巷-运输下山-回风下山-工作面
二、供排水系统
供水：
地面水池-主立井-南运输大巷-运输下山-1506皮带运输顺槽-工作面
排水：
工作面-1506皮带运输顺槽-皮带下山-采区水仓-井下中央水仓-地面
三、供电系统
工作面供电引自采区配电点315KVA变压器，配电点设KBZ-630型总开关，具有过流、漏电、接地保护，顺槽设KBZ-400型馈电开关、QBZ-80真空开关、MZB-4.0型煤电钻综合保护装置，电缆使用一趟MY3×70+1×25型矿用阻燃电缆。
四、通风防尘系统
（一）通风系统：
工作面采用“一进一回”通风系统，1506皮带运输顺槽进风，回风顺槽回风，即：
新鲜风流：
主立井→南运输大巷→皮带下山→1506皮带运输顺槽→1506工作面；
污风风流：
1506工作面→1506回风顺槽→回风下山→总回风巷→回风立井→地面
（二）风量分配
1、按作业人数配风
Q=4N=4×50×1.3=260m³/min
最多人数为交接班时，但放炮员、打眼工不交接班。
N=（29＋1—5）×2=50人
N---工作面最多作业人数K---风量备用系数
2、按一次爆破炸药量配风
Q=25K=25×4.5×1.3=146m³/min
A=50.5＋0.4）=4.5Kg
A---一次爆炸炸药量，每次放炮长度取5米
K---风量备用系数
3、瓦斯相对涌出量计算
Q=Qk=1.51m³/t×1.3×176t/班÷1%÷（8×60分）=72m³/min
q---相对瓦斯涌出量（2003年鉴定为CH40.86m³/t位CO21.51m³/t）
K---备用系数t---小班产量
按以上三个选择一个大值为260m³/min
4、风速验算
Vmax=260m³/min÷（3.0×2.0）㎡÷60=0.72m/s＜4m/s
Vmin=260m³/min÷（4.0×2.0）㎡÷60=0.54m/s＞0.25m/s
可见所配置风量在允许范围内。
（三）防尘系统
工作面、运输、回风顺槽安装静压洒水管路，定期进行洒水防尘，工作面爆破前、爆破后必须进行洒水防尘。
五、通信照明系统
1、运输顺槽每30米安一盏LED冷光源照明灯，液压泵站、工作面每隔15米安一盏LED冷光源照明灯，照明采用综保供电，供电电压为127V。
2、工作面端头、端尾、配电点、液压泵站、各转载点均配备HBZ（G）-1A本安型矿用电话，接入本矿内部程控网，实现井上下通讯。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
1、作业制度
工作面采用“三八”作业制，即每班8小时工作制，两班生产一班检修，每旬大修一次。
2、劳动组织
全工作面分为6段，每段14米，一段安排3人的综合作业组。
每小组人员配置如下:
综合作业人员6×3=18人
溜子司机2人
皮带司机1人
乳化液泵站司机1人
打眼工2×2=4人
放炮工1人
班长1人
维护工2人
电工1人
小计31人
原班人员31×3=93人
队干4人
办事员、材料员1人
共计98人
3、正规循环图表
每循环按8小时，其中2小时为设备小修，原班3循环，详细见循环图表。
第二节主要技术经济指标
1、循环产量411吨
2、日产量1233吨
3、吨煤火工品消耗量
炸药：
64Kg÷411t=0.16Kg/t
4、直接工效率1233t÷98工=12.6t/工
5、单体液压支柱600根
6、π型钢梁
2.2米【（80/0.7）×2】×1.1=235根
3.0米8×2×1.1=18根
第六章安全技术措施
第一节打眼、装药、放炮安全措施
1、打眼工、放炮员必须持证上岗，使用煤电钻打眼前要先检查电钻各部件是否完好，开关是否灵活可靠，如有问题必须先处理后打眼。
2、打眼必须在支护完整情况下进行，打眼前要处理好周围的顶帮，防止伞沿煤、片帮煤及顶板离层悬浮煤伤人，严格执行敲帮问顶制度。
3、必须采用湿式打眼。
煤电钻必须使用煤电钻综合保护装置。
4、打眼时，对电钻的轴推力、钻杆与炮眼三者的方向要一致，避免钻杆承受径向力而被折断。
5、打眼时要避开开溜时间，防止机械伤人和拉断电缆线。
电缆线要离开溜子并固定好。
6、打眼前必须检查瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时，方可按照爆破说明书打眼，并根据巷道情况位置调整炮眼位置及装药量。
做到不顶破、不丢底、不留伞沿、煤壁成直线。
7、装药时要聚能穴向里，严禁反向爆破。
要坚持使用水炮泥，炮土封泥要填满填实，严禁中间留空气或用煤块、煤粉封填炮眼，个别特殊炮眼的封泥不得小于0.6米，否则不得放炮。
8、作业地点严禁有失爆现象，爆破母线要与电缆线、信号线分挂两侧，雷管脚线必须短接。
药卷要自然送入眼底，严禁捣固。
脚线要短接后盘在眼口，严禁拖地或与周围导电体接触。
9、装配引药时，必须选择在顶板支护完好、无淋水、无杂散电流的专用操作台进行操作。
从成束的雷管中抽取时，必须理顺脚线，并将角线短接，抓住雷管上端抽出。
10、爆破前检查爆破母线及放炮器完好情况，爆破母线长度不得小于75米，爆破前必须由班长亲自派出专人到放炮地点两侧75m以外布置警戒，母线、角线连接无误，检查瓦斯不超限后，由班长下达启爆命令。
11、放炮要用完好的放炮器起爆，严禁使用电钻线或其它电源引爆。
放炮器钥匙必须由爆破工随身携带，工作面必须只使用一台放炮器放炮。
12、爆破工接到放炮命令后，必须发出爆破警告并至少等5秒后方可启爆。
起爆后至少要等15分钟，待炮烟被吹散由瓦斯检查员检查瓦斯后方可进入工作地点。
13、发现有拒爆、残爆时，可距拒爆炮眼300mm处打平行炮眼重新装药启爆。
严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷，或从启爆药卷中拉出电雷管，处理瞎炮的眼的角度一定要掌握好，防止电钻打眼打到瞎炮上，引爆雷管而爆炸。
，如当班处理不完，当班爆破工必须向下一班爆破工交接清楚。
14、火药雷管不得同时携带、存放。
下班后及时清退。
15、严格执
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