1、煤业运输巷掘进作业规程XX煤业掘进工作面作业规程工作面名称： 1301运输巷 编 制 人： 2013年9月25日会 审 意 见同意并补充如下：参加会审人员 2013年 月 日会审主持人机电副矿长安全副矿长生产副矿长总工 程 师矿 长公司批示：生产技术部安全通风部安全监察部2013年 月 日2013年 月 日2013年 月 日机电运输部分管安全副总分管技术副总2013年 月 日2013年 月 日2013年 月 日贯彻学习作业规程签字表贯彻人：贯彻地点：贯彻时间：参加学习人员签名姓名工种成绩姓名工种成绩目 录会 审 意 见 2贯彻学习作业规程签字表 4目 录 5第一章 概 况 7第一节 编制依据
2、7第二节 概 述 7第二章 地面位置及地质情况 8第一节 地面位置及邻近采区开采情况 8第二节 煤（岩）层赋存特征 9第三节 地质构造 10第四节 水文地质 10第三章 巷道布置及支护说明 10第一节 巷道布置 10第二节 支护设计 10第三节 支护工艺 11第四章 施工工艺 12第一节 施工方法 12第二节 凿岩方式 13第三节 爆破作业 13第四节 装载与运输 14第五节 管线及轨道铺设 15第六节 工作面设备 16第五章 生产系统 16第一节 通 风 16第二节 压 风 20第三节 瓦斯防治 21第四节 综合防尘 23第五节 防灭火 24第六节 安全监控 26第八节 排 水 26第九节
3、运 输 27第十节 照明、通信和信号 27第六章 劳动组织及主要技术经济指标 27第一节 劳动组织 27第二节 循环作业 28第三节 主要技术经济指标 28第七章 安全技术措施 29第一节 一通三防安全技术措施 29第二节 顶板安全技术措施 35第三节 爆破安全技术措施 37第四节 防治水安全技术措施 39第五节 机电安全技术措施 40第六节 运输安全技术措施 41第七节 其它安全技术措施 45第八章 灾害应急措施及避灾路线 47第一节 灾害应急措施 47第二节 避灾线路 52第一章 概 况第一节 编制依据一、开采方案（变更）说明书及相应图纸；二、贵州省水城县安平煤业有限公司安全专篇（变更）；
4、三、矿井瓦斯地质图说明书以及瓦斯地质图；四、贵州省水城县安平煤业有限公司煤与瓦斯突出危险性鉴定报告；五、一采区施工组织设计；六、根据地测科提供的1301工作面地质说明书以及采掘工程平面图；七、根据煤矿安全规程、操作规程及矿有关规定和技术规范；八、集团公司、矿安全生产管理制度。第二节 概 述一、巷道名称：1301开切眼；位置：+1035m-+1075m水平，巷道按36的坡度，1255234的方位角沿着3号煤层顶板掘进。二、该掘进巷道为1301采煤工作面开切眼，巷道为梯形巷道，破煤层底板沿着煤层顶板掘进。三、1301开切眼作为1301采煤工作面支架的安装，巷道设计长度54.44m，总工程量为287
5、.45m3，施工期为0.5个月，预计开工时间为：2013年9月20日，竣工时间：2013年10月15日。四、施工地点安全评估：序序号作业活动、场所（包括设备器材）存在的危害可能导致的事故可能性等级风险级别会发生很可能可能不太可能不可能一般重大不可承受21顶板支护前掉矸、两帮片帮，未严格执行敲帮问顶制度砸伤人2放炮时站岗警戒不到位伤人人员未撤完伤人3放炮后炮烟未散尽伤人未检查迎头瞎炮伤人4风 动凿岩机骑在风动凿岩机上打眼，钎子、风锤正下方站人断钎伤人5架棚支护未使用临时支护空顶作业顶板掉矸伤人6运输运输时没有安全间距伤人7瓦斯瓦斯超限作业伤人第二章 地面位置及地质情况第一节 地面位置及邻近采区开
6、采情况井上下对照关系表水平、采区+1075m水平、1采区工程名称1301开切眼地面标高+1125m-+1145m井下标高+1075m- +1035m地面的对应位置建筑物对应地面位置为工业广场西南方向，地表无溪流，无高层民用建筑和水体。巷道对地面设施的影响巷道施工时，对地表无较大影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该巷道位于一采区西翼上部，北至1301回风巷，南至1301运输巷，开口位置位于1301运输巷开口点。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析3号煤层位于龙潭组（P3l）上部，上距4煤约43米，厚2.842
7、.99米，平均厚度2.90米，厚度变化不大，结构较简单，俗称大油煤，有厚0.050.30米的夹矸1层，为高岭石泥岩，较稳定。煤层顶底板情况3号煤层基本顶细砂岩65.09浅黄、黄绿色细砂岩，薄至中层状，水平层理，层面夹较多的炭质碎屑，顶部为灰浅灰色粉砂质泥岩，含少量铁质结核直接顶泥质粉砂岩62.44灰、灰黄色泥质粉砂岩，薄层状，水平层理，底部含动物化石。直接底泥质粉砂岩64.28灰黄色泥质粉砂岩，顶部为灰色泥岩，含植物化石。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸性、地温等。1、矿井绝对瓦斯涌出量为3.20m3/min，相对瓦斯涌出量为34.56m3/t；绝对二氧化碳斯涌
8、出量为0.44m3/min，相对二氧化碳涌出量为4.75m3/t。根据贵州省能源局文件，黔能源发【2009】252号对六盘水市2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，该矿保留生产系统鉴定结果为高瓦斯矿井。预计该工作面绝对瓦斯涌出量为0。7m3/min。2、根据省煤田地质局实验室2010年8月14日提供的鉴定报告煤尘爆炸性鉴定报告2010-M301、2010-M302（报告附后），红岩乡安平煤业（新井）2#、3#煤层煤尘具有爆炸性。3、根据省煤田地质局实验室2010年8月14日提供的鉴定报告煤炭自燃倾向性等级鉴定报告2010-M301、2010-M302（报告附后），红岩乡安平煤业（新井）2#、
9、3#煤层属于二级自燃煤层。第三节 地质构造一、断层本矿地表发现1条断层，断距大于30m，井下断层较少，通常断距小于3m的正断层，该区域从地质资料分析不受断层的影响。二、掘进区内无陷落柱、岩浆侵入、受冲击低压威胁的煤（岩）层或应力集中区。 第四节 水文地质一、水文地质条件由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水不给不强，为中等弱含水层，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为断层、老窑巷道、岩溶管道导水，因此掘进工作面充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主。二、其他巷道掘进区无大中型断层，地表无大型水体。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、1301开切眼以1
10、301运输巷掘进迎头往东15m开口，然后以1255234的方位角，36的坡度破煤层底板沿着煤层顶板掘进。二、断面情况：1301开切眼采用梯形巷道，巷道净上宽1.6m，净下宽2.45m，净高2m，净断面积4.05m2，巷道掘进上宽2m，掘进下宽2.8m，掘进断面积5.28m2。第二节 支护设计一、永久支护采用矿用工字钢梯形架棚支护。1、支护要求1）、根据3号煤层顶底板情况，决定全巷采用梯形架棚支护,支架间距为700 mm；金属支架架设必须平、直，不得前倾后仰，柱窝深度不小于150mm，落至实底。2）、必须用背料将帮顶背实，巷道冒顶处必须用木料绞紧接至顶板，然后再架设工字钢支架。3）、工字钢架设好
11、后必须用圆木在工字钢梁头、距离底板1.5m的位置采用木料进行支撑，撑木必须要有一定的初撑力。2、支护材料该巷道采用的金属支架为：棚梁长1.9m、棚腿长2.25m，另备足够的排柴、背料等支护材料。三、临时支护1、临时支护采用4.5m长的自制前探梁，前探梁梁端距离迎头不得大于200mm。2、吊环为机电队自制的前探梁吊环，每根前探梁上采用2个吊环进行固定。3、严格执行“敲帮问顶”制度，用长柄工具找掉浮煤、活矸。4、将第一个吊环固定在最前支架顶梁上，另一个安装在距迎头2m的支架顶梁上。5、用临时支护固定大木楔在前探梁的外端背牢前探梁，以使前探梁前后背实接顶。6、煤、矸石出完后，先安装2跟棚腿，然后用木
12、点柱进行临时支护，在取掉前探梁上的接顶背料，缩回前探梁，再进行工字钢支架顶梁的安装。第三节 支护工艺正常巷道段永久支护工字钢支架距迎头的最大距离不得超过1500mm；当巷道遇断层或顶板压力显现明显地段永久工字钢支护距迎头的最大距离不得超过1000mm。一、支护材料永久支护材料采用木料配合矿自制的矿用工字钢支架。二、支护工艺1、掘进煤层爆破作业后进入工作面，首先检查瓦斯，瓦斯不超限的情况下，进行“敲帮问顶”并按照“刁、掺、放”的原则处理好危岩、活矸。2、前探梁延伸至迎头，梁端距离迎头不得大于200mm，然后用木料接顶，使前探梁固定。3、前探梁支护好后，采用人工出矸的方式，把煤出完后，在进行岩层的
13、爆破。4、进入工作面首先检查瓦斯，在瓦斯不超限的情况下，进行“敲帮问顶”并按照“刁、掺、放”的原则处理好危岩、活矸。5、矸石出完后，安装工字钢支架的棚腿，工字钢支架棚腿安装好后，用点柱替换前探梁作为临时支护，施工人员在临时支护下安装工字钢棚梁。6、工字钢支架安装好后，用木料背帮、接顶，以使工字钢支架固定，不被爆破冲击波冲倒棚子。三、支护材料每米用量：工字钢1.25套，木料若干，施工中备用材料不得少于2天的用量，并在工作面外100m堆放整齐并挂牌管理。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、巷道施工方法：1、巷道采用风动凿岩机打眼，三级煤矿乳化炸药配1-5段毫秒电雷管爆破，人工装砂，平巷人力推车。2
14、、巷道施工顺序：打眼-装药-放煤炮-临时支护-出煤-放岩炮-出矸-永久支护-安设挂钩-安设轨道3、施工队沿煤层顶板掘进施工54.44m揭露1301回风巷。二、巷道开口技术措施：1、施工前地测科必须提前标定开口位置，标定巷道的腰线，施工单位严格按线施工。2、开口前，必须将各种管路、电缆落地，并用旧风筒、板梁掩护好。3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，把风水管路延伸至开口位置，准备好各种支护材料。4、根据地测科画好的开口位置，开工点前后10m范围的工字钢支架必须用镀锌钢管捆绑在距离轨面500mm、1000mm的工字钢棚腿上。5、开口时，必须采用浅眼多循环的方式掘进，以防止震动较
15、大导致片帮等事故。第二节 凿岩方式一、确定凿岩方式和凿岩机（器）具、数量等：1、巷道均采用打眼爆破的方式掘进，打眼采用YT-28型气腿式风动凿岩机（简称风钻），工作面凿岩机配备3台，2台运用，一台备用；2、工作面用风动力源来自地面的压风机房。3、工作面配备放炮启爆时采用FD100/200型发爆器。二、装载、运输：施工中采用人工装岩，翻斗矿车运输，平巷人力推车，上下山采用绞车提升。三、降尘方法：湿式打眼、水泡泥装药、装岩前洒水、爆破后冲刷岩帮。四、工艺流程掘进迎头安全检查画出轮廓线打眼吹眼装药联线放炮排炮烟临时支护出煤矸永久支护。五、循环作业方式：采用“三八”制正规作业方式，两把YT28型凿岩机
16、打眼。六、工作面设备配置表序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风动凿岩机YT-283风动2矿车103发爆器ED100/2001第三节 爆破作业一、爆破条件：1、巷道采用梯形断面，巷道掘进断面：5.28。2、工作面通风方式采用型号FBDNO/211型局部通风机；该巷为半煤岩巷，巷道瓦斯绝对涌出量预计为1m3/min。3、掏槽方式：掏槽凡是为楔形掏槽，掏槽眼布置4个。4、周边眼距离设计轮廓线100mm。5、掘进炮眼深度为1.6米，循环进度1.4米，炮眼利用率为87.5%。6、爆破采用三级煤矿乳化炸药，采用15段毫秒延期电雷管；每次完成一个正规循环作业时消耗炸药量为5Kg，雷管消耗量为15发。二、
17、爆破说明书：1、每循环炮眼15个，装药量5Kg，其中：掏槽眼眼深1.6m，眼数4个，每眼装药量0.6Kg；辅助眼2个，眼深1.6m，每眼装药0.4kg，周边眼7个，眼深1.6m，每眼装药0.2kg；底眼2个，眼深1.5米，每眼装药0.2kg。2、掏槽眼、辅助眼、周边眼均采用正向连续装药，爆破材料采用三级煤矿许用乳化炸药、15段毫秒电雷管，启爆药卷装在第一节药卷顶部位置。连线方式为串联，采用FD100/200型发爆器全断面一次连线分次启爆。3、当岩层硬度发生变化时，可根据现场变化情况调整装药量和眼孔个数及布置。三、工作面采用分次装药，分次爆破方式，全断面分为2次爆破。首先起爆煤层眼，再爆破岩层眼
18、，每次爆破都采用大串联的爆破方式。四、放炮警戒：放炮安全直线距离不小于100m，转弯巷道不小于70米，放炮站岗警戒为：1、放炮警戒设置在1301运输巷开口点，警戒安设好后由班组长清点当班所有作业人员撤到1301运输巷风门外，然后发出爆破指令，放炮员接到爆破指令后，才允许在风门外按照放炮规定进行启爆，爆破后由班组长亲自撤除放炮警戒。第四节 装载与运输一、装载工作面煤层作为掏槽眼，爆破后先人工把煤出干净，然后再进行岩层爆破，再进行人工出矸。二、运输方式：掘进迎头人工把煤、矸通过1301开切眼的溜槽装入矿车，然后人工推车至+1075m甩车场，再由主斜井绞车把矿车提升至地面，再由运输队把矿车运至煤厂或
19、者矸石山。三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。1、材料、设备运输路线地面主斜井+1075m甩车场+1075m运输石门1301运输巷1301开切眼1301开切眼掘进迎头。2、煤矸运输路线迎头1301开切眼1301运输巷+1075m运输石门+1075m甩车场主斜井地面。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：平巷人员进出，站在巷道人行道侧与物料保持1000mm的安全距离，下山提升时，严格执行“行车不行人，行人不车”的原则，在主斜井井口、各甩车场及下部落平点附近设置好醒目的“行车不行人，行人不行车”的警示牌，以提醒人们，在提升过程中信号工自发出信号后必须进入躲身硐内或安全进行躲避后方能提升
20、，1301开切眼作业时，严禁有人员从1301运输巷内进入1301开切眼内。第五节 管线及轨道铺设一、由于该工作面服务年限只有接近1个月，所以工作面只用胶管安装临时风水管，风水管都安装在巷道左帮底板上。二、电话、监测线等：缆线安装在巷道左帮，必须吊挂在工字钢支护的梁头，防止矸石在运输过程中损坏缆线。三、风筒、放炮线吊挂及出口到工作面距离1、风筒布置在巷道右帮，风筒距迎头不得超过4 m。风筒吊挂高度距底板2m。风筒吊挂平直，逢环必挂；2、放炮母线布置在巷道的右帮，放炮母线不得有明接头、破口等，每次放炮前都必须对放炮母线进行检查，发现明接头、破口的必须用进行处理。四、轨道由于该工作面用于1301采煤
21、工作面支架的安装，且工作面煤矸采用溜槽运输，所以不布置轨道。第六节 工作面设备序号设备工具名称型号规格功率（kw）单位数量备注1局部通风机FDBNO5.6/21515台2备用一台2风动凿岩机YT28台3备用一台3发爆器FD100/200台1第五章 生产系统第一节 通 风一、选择通风方式、通风设备、设施：1、巷道施工采用局部通风机压入式通风。2、采用双风机双电源通风，并实行风电、瓦斯闭锁。3、局部通风机安设在1301运输巷开口较宽的位置。4、防尘设施安设两组:一组距工作面50m范围内，一组距全风压汇合处30m范围内，监测设施：安设两个甲烷传感器，工作面甲烷传感器距工作面不超过5m，回风巷甲烷传感
22、器距全风压汇合处10m至15m范围内。 5、工作面采用直径为600mm软质风筒，供风距离：400m二、“三专两闭锁设施”、“双风机、双电源”，情况介绍 “三专两闭锁”：三专指掘进工作面局部通风机采用专用变压器，专用开关，专用缆线；两闭锁是工作面的风电闭锁和瓦斯电闭锁。“双风机、双电源”自动切换是指当掘进工作面采用两台局部通风机，一台运行，一台备用，运行局部通风机实行三专电源，备用局部风机采用动力电源，掘进工作面运行局部通风机停电停风后备用局部通风机能自动开启向掘进工作面供风，此时掘进工作面的动力电源不能供电。三、设施具体要求： 1、风筒距迎头距离不得超过4m，风筒沿巷道进入工作面方向右帮铺设，
23、距底板2m，不得影响行人、运输。风筒吊挂平、稳、直，逢环必挂，巷道内必须使用直径相同的风筒，弯道必须使风筒缓慢拐弯。2、防尘管路沿巷道进入工作面左帮底板上，采用胶管供水。3、根据煤矿安全规程第170条规定，甲烷传感器安置在巷道中上方，距巷道顶不大于300mm，距帮不小于200mm，现场迎头传感器的移动由安瓦员负责。4、由于瓦斯超限切断工作面电源，必须在工作面瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可人工恢复工作面电源，严禁作业人员随意调高断电仪的断电浓度和关闭风电、瓦斯电闭锁。四、掘进工作面风量计算。1、按瓦斯涌出量计算：Q =100qk=1000.72=140 m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风
24、量，m3/min；100单位瓦斯涌出量配比风量；q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取q=0.7m3/min；k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2。2、按炸药使用量计算： Q25A255=125m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；25每千克炸药爆炸不低于25 m3的配风量；A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药消耗量5Kg。3、按工作人员数量计算：Q4n=49=36m3/min 式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；n掘进工作面同时工作的最多人数。根据以上计算，确定巷道掘进工作面设计风量为：Q=150m3/min。五
25、、掘进工作面风量验算：（1）、按最低风速验算掘进工作面的最低风量：最低SV=600.155.28=47.52m3/min ，式中 V低-煤矿安全规程规定允许最低风速，0.15m/s ，S-掘进工作面回风流最大断面（2）、按最高风速验算掘进工作面的最大风量：最高SV=604.04.05=972m3/min ，式中 V高-煤矿安全规程规定允许最高风速，4m/s，S-掘进工作面回风流最小断面最低Q出最高， 故符合要求。（3）、按掘进工作面温度和炸药量验算。掘进工作面温度和炸药量对应风量表炸药量（kg）55-2020温度（）1616-2223-261616-2223-261616-2223-26对应风
26、量（m3/min）4050605060806080100由于1202回风巷总需炸药量为5kg，预计本掘进工作面温度为21，根据上表对应风量取值应为60m3/min，150m3/min60m3/min，符合要求。（4）、按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.8%；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。100QCH4/Q掘 100%0.6/1500.3%0.4% 符合要求QCH4掘进巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；QCH4取值为0.6 m3/min；Q掘掘进工作面需要风量，m3/min。根据以上风量计算和风量验算结果，本掘进工作面风量为150m3/min，符合要求
27、。六、掘进工作面局部通风机全风压供给风量计算：（1）、根据掘进工作面局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风量计算： Q掘2=VS=0.15604.05=36.45m3/minQ掘2掘进工作面局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风量（以不发生循环风为原则或风速不得低于0.15m/s），m3/minV煤矿安全规程规定允许最低风速，0.15m/s S局部通风机吸入口巷道的净断面，4.05m2（2）、根据掘进工作面风筒漏风量计算，则Q掘3=PL=12%400=48m3/min Q掘3掘进工作面风筒漏风量，m3/min。P掘进工作面风筒百m漏风率，P取12%。L掘进工作面风筒长度，400m（3）、掘进工作面局部通风机全风压供给风量：Q全Q掘1Q掘2Q掘3 15036.4548234.45m3/min（Q全取值240m3/min）根据以上全风压风量计算结果，确定本掘进工作面局部通风机全风压风量为240m3/min。七、局部通风机选型计算（1）、局部通风机风量的确定： Qf = Qj/e = 150/88% =170.45m3/min式中： Qf局部通风机风量，m3/minQj掘进工作面需要风量，取150m3/mine风筒的有效风量率，（指风筒送往掘进工作面的出口风量与局部通风机吸风量之比的百分数），%（2）、局部通风机风压的确定: h
