煤矿1501运输巷掘进作业规程

XXXX矿业投资有限公司1501运输巷掘进作业规程XX市XX煤矿2017年7月10日规程会审表会审时间会审地点主持人安全技术措施名称1501运输巷掘进作业规程部门签字部门签字部门签字技术科安全科机电科通风科掘进队调度室防突队通风副总会审意见年月日生产矿长年月日安全矿长年月日机电矿长年月日总工年月日矿长年月日XX煤矿贯彻学习记录表贯彻时间年月日贯彻地点贯彻内容1501运输巷掘进作业规程贯彻人学习人员签名处姓名姓名姓名姓名第一章概况1第一节概述1第二章地面位置及水文地质情况2第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表2第三节地质构造4第四节水文地质4第五节其它4第三章巷道布置及支护说明4第一节巷道布置4第二节支护设计5第三节矿压观测10第四章施工工艺11第一节施工方法11第二节施工方式11第三节爆破作业12第四节装载与运输15第五节管线敷设16第六节设备及工具配备17第五章劳动组织与主要技术经济指标18第一节劳动组织18第二节循环作业19第三节技术经济指标21第六章主要生产系统21第一节通风系统21第二节防尘系统24第三节瓦斯防治25第四节运输系统30第五节供电系统31第六节排水系统32第七节压风系统32第八节通讯系统33第七章安全监控系统33第一节便携式瓦斯报警仪33第二节安全监控设备及安装布置33第三节安全监控系统34第八章灾害预防及避灾路线36第一节灾害预防36第二节避灾路线37第九章安全技术措施37第一节一般安全技术要求37第二节钻眼及爆破管理38第三节顶板管理45第四节“一通三防”管理46第五节防治水管理51第六节机电管理53第七节运输管理57第八节安全制度59第九节过断层安全措施63第十节其它63第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为1501运输巷二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成1501回采工作面的生产系统，作为该工作面回采时的运输巷道（包括运送材料及输送煤炭、行人等）。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度502M。其中1501运输斜巷48M，1501运输巷454M。2、服务年限85个月四、工程概况1501运输巷在974M1702运输巷道以南的974M回风石门处，距1702M运输巷2米开口，直接以16起坡掘进48M进入顶板的C5煤层，再沿煤层走向、沿煤层顶板掘进巷道，方位角为70，走向长为454M，巷道断面为梯形断面，净断面积63，11工字钢金属支架。工程概况表断面工程名称煤岩别设计工程量掘进净支护形式开工日期1501运输巷半煤岩巷502M726311矿用工字钢梯形棚支护五、预计开竣工时间预计开工时间为2017年7月中旬，竣工时间为2017年11月中旬。六、编制依据1、盘江煤电（集团）煤矿设计研究院有限公司XX煤矿开采方案设计（整合）；2、XX省地矿局一六地质大队提交的XX省XX市XX煤矿生产地质报告；3、煤矿安全规程、煤矿工人技术操作规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定；4、我国现行煤炭工业的其它有关规定、文件、规程、规范；5、掘进工作面生产技术装备；6、1501工作面开采设计方案。第二章地面位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表本面位于矿区东部，原1702采煤工作面开采后的保护范围内（1702为下保护层），地面对应标高1344M1299M，最小高差286M。1501运输巷在974M1702运输巷道以南的974M回风石门处，距1702M运输巷2米开口，直接以16起坡48M进入顶板的C5煤层，再沿煤层走向、沿煤层顶板掘进巷道，方位角为70，走向长为454M，巷道断面为梯形断面，净断面积63，11工字钢金属支架。本工作面C5煤层全区未开采，工作面处于煤系地层上部，只受C7煤层开采后卸压影响，属原生煤体；工作面西为总回风上山；其上部无煤层可开采，故顶部为原生煤岩体；其下部为C7煤层已采区；东为井田边界保安煤柱。本工程对应地表为大山，地势东高西低，裂隙发育，无建筑物、桥梁、河流，地形地貌属于高原山地地形、剥蚀地貌。第二节煤（岩）层赋存情况煤层特征情况表煤层厚度（米）层间距（米）煤层编号平均平均煤层夹矸数煤层可采性平均倾角（）煤层稳定性煤层顶板岩性煤层底板岩性5171全区可采16较稳定粉砂岩泥岩72301013111全区可采16较稳定粉砂泥岩泥岩及粉砂岩1214527383512全区可采16较稳定泥岩泥岩C13C12YTTYC4C3C2C10C11C9C8C7C6C5中统上统浅灰色中厚层细晶灰岩，多方解石脉，致密坚硬，灰色、灰白色或黄灰色铝土岩，块状不显层理，鲕底部为中厚层灰岩。黑色煤层，条带结构，半亮型，含黄铁矿。矿和菱铁质。卵似结构。黑色煤层，片状及粉状，光亮型至暗淡型含黄铁矿，灰色、深灰色中厚层显晶灰岩，致密坚硬，下面常有灰色、深灰色粉砂岩夹泥岩及含炭质泥岩。黑色煤层，光亮型，粉状及粒状结构，底板为白色粘M深灰色、黑色炭质细砂岩为主，次泥岩、钙质粉砂岩，矿。M。砂岩，含黄铁矿结核。黑色煤层，均一结构，半亮型，含黄铁矿结核，偶见黑色煤层，块状半亮型，含少量黄铁矿。深灰色至黑色薄层粉砂岩或叶片状泥岩，少数夹细黑色叶片状炭质泥岩。深灰色泥岩及钙质粉砂岩。矿晶粒，偶见缝合线，岩溶发育。层厚茅草铺租九节滩组84502514005067018132015070418003800051805118800080410982020249016399240404700040907305300059006025016010402604000309402122301300800004600700410006402200610004170208913170420000003154000902004500302500703404802303006500602400252501705000604001702600502400150301606000216一般最大最小二叠系三叠系中生界古生界M分层厚度煤层编号LPMPCPMT第四系茅口组龙潭组长兴组玉龙组岩性描述柱状图地层代号段组统系界地层系统YT第三节地质构造根据矿井地质分析，该工作面地质结构较简单。第四节水文地质工作面处于煤系地层上部，本层与上部煤层均未开采，属原生煤岩体，可能有裂隙水侵入工作面，但预计对施工影响不大；其下部为已开采的C7煤层采空区，应注意观察采空区积水上冒情况。因此坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，按探放水部门的钻探设计进行钻探。第五节其它突出危险性矿井委托中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室对以C5、C7煤层974M标高进行了突出危险鉴定，鉴定结果为C7煤层在974M标高以上区域不具有煤与瓦斯突出危险性，C5煤层在974M标高以上区域具有煤与瓦斯突出危险性。但矿先开采了C7煤层作为下保护层，其层间距为11M，巷道全布置在保护范围。根据重庆煤科院鉴定，该掘进工作面煤层为不易自燃煤层，自燃倾向性为三类。煤尘不具爆炸性。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1501运输巷沿煤层走向布置，沿煤层顶板掘进，方位角为70，走向长为502M，断面为梯形断面。巷道布置平面图第二节支护设计一、巷道支护1501运输巷采用梯形断面。断面尺寸为上净宽24M，下净宽33M，净高22M，净断面积63M2。二、永久支护的形式、规格、材料1、支护形式采用11矿用工字钢支护。2、规格要求选用11矿用工字钢，梁净长24M（全长26M）,上帮棚腿长25M，下帮棚腿长23M，棚间距08M；间距误差最大值不超过50MM,最小可根据巷道围岩性质及巷道压力情况确定，可调减缩至05M,保证巷道支护强度和可靠。三、工程质量要求1）上净宽24M，下净宽33M，误差50MM；2）净高22M，误差50MM；3）棚距08M，最大不超过50MM,最小根据巷道围岩压力情况缩减；4）背帮护顶网片均匀铺设严密，其搭接宽度不小于100MM，且搭接部分必须用铅丝进行捆扎。5）无空帮空顶现象，空帮空顶处用废坑木接顶；6）钢梁无歪斜无迈步、前倾后仰现象；7）架棚必须正规有劲，无淋肩、调斜、迎退山现象，严禁出现空顶、空帮、空肩窝。8）架棚间必须设置撑木、顶梁3根、梁头两边各一根、中间一根；腿2根，靠梁处1根，腿中部一根。架棚料的梁腿必须杠背不少于18块、厚度不少于50MM、宽度不少于100MM的半园木，梁上不少于6块、两帮腿各不少于6块，确保不空帮空顶巷道断面图如下7920断面积324/2672403078260250230断面图2030四、架棚支护工艺、工序及要求一）临时支护工艺、工序及要求1、迎头爆破降尘摘顶后，及时使用前探梁作临时支护采用2根长4000MM的11工字钢作为临时支护，沿巷道走向在顶部安装，前探梁平行于巷道方向，每根前探梁使用3个抱箍固定在顶部棚梁上，金属抱箍采用厚10MM的钢板制作（或采用不小于40T的刮板输送机链条固定），必须保证稳固可靠，然后用4块木板（长宽高2000MM200MM50MM将顶接实。2、前探梁对称于巷道中心线布置，前探梁距16M，（上下帮梁头各留04M）,悬臂长度不得大于16M,永久支护与爆破后暴露段长度不得大于16M前探临时支护距工作面距离不大于02M3、放炮后班长和有经验的老工人使用长柄工具找掉危岩活矸，人员站在有支护的顶板下及时将前探梁伸至迎头，并固定牢固，在前探梁上方，可按排距预放棚梁，并接实顶部。3、临时支护示意图见附图79202403078260250230前探支护图20308080401矿用工字钢长度4M前探木板，厚度不小于50M80二）永久支护工艺、工序及要求1、支设好临时支护后，在有专人监护顶板和煤帮的情况下，进行挖柱窝和立帮腿后按中线及棚距检查棚腿位置是否适当，再将棚腿固定，并背帮严实，打设撑木，使棚与棚之间不得出现歪斜或前倾后仰、梁头高矮不一。2、永久支护距工作面距离不得大于04M。五、其他质量标准化标准要求巷道内不得有大块煤矸及杂物。巷道内无杂物、无淤泥、无积水，材料、工具码放整齐，挂牌管理。设专门料场分类码放，料场长度不得超过30M，支护材料必须分类码放、挂牌，码放整齐。同类支护材料堆放不得超过2垛。备用支护材料距离迎头不超过50M。设备工具必须放在专用工具架上，钻机要贴帮放置，严禁随意倒地放置。材料码放应横竖成线，高度不得超过10M。标志内容齐全、规范统一。第三节矿压观测一、观测对象1501运输巷二、观测方法每隔50M设置一个测点，采用“十字法”进行监测，孔深不小于200MM，孔内安设木桩，桩头设置测钉作为测量基点，监测顶底板、左右帮移近量。三、观测要求1、日常监测（1）综合监测包括巷道表面位移、顶板离层和棚梁受力状况。（2架棚支护巷道应严格执行规程的规定进行测站的布置和安设，当围岩地质条件发生变化时，应根据变化的情况增加测站的个数。（3）每个测站都应设定专门的编号，以便用于读数识别。（4）观测频度为每周12次，若遇特殊情况，适当增加观测次数，待顶板稳定后可每月12次。（5）监测结果和记录必须由专人保存，方便以后使用。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开口的施工方法1501运输巷在974M1702运输巷道以南的974M回风石门处，距1702M运输巷2米开口，直接以16起坡48M进入顶板的C5煤层，再沿煤层走向、沿煤层顶板掘进巷道，方位角为70，走向长为454M，总长度502M,巷道断面为梯形断面，净断面积63，11工字钢金属支架。施工前，首先按由外向里的顺序，对开口处10M范围内的支护再进行检查并加强支护,架好开口抬棚，对开口处如有损坏的支护，要及时修复；并掩护好巷道内的设备、电缆、风水管路，防止放炮崩坏，确认安全后，放小炮，分多次爆破（一次装药一次起爆），减少对围岩和邻近支护的震动。2、测量人员现场给出方位及坡度线，吊挂好中线、标注好腰线后开始施工，按设计方位和坡度掘进施工。第二节施工方式一、施工时采用人工钻眼，放炮掘进，全断面一次爆破成巷（开口及遇岩石太厚时可采用分次装药分次起爆）的施工方法。人工装煤，刮板输送机（后部皮带输送机）运输方式，人工运送材料。二、架棚施工工艺流程图检查安全质量施工准备交接班架棚支护试运行操作机电检修清理延刮板运输机准备支护材料出煤移前探梁敲帮问顶爆破后检查瓦斯警戒爆破再检查瓦斯装药连线检查瓦斯打眼看中线定眼位三、施工工序要求1、交接班安全检查、准备、检查工具及上一班支护规格质量。2、看中线、定眼位、打眼。3、装药前检查瓦斯情况、装药连线。4、放炮前检查瓦斯情况、洒水、打开放炮喷雾、放炮。5、放炮30分钟后，进入巷道关闭放炮喷雾、检查瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆、洒水等。6、敲帮问顶、临时支护（前探梁）、出煤。7、看中线、架棚、背帮、接顶。8、出煤、延伸刮板输送机。9、清理巷道卫生。第三节爆破作业一、爆破要求1、炸药、雷管使用煤矿许用三号乳化炸药，毫秒延期雷管引爆，最后一段的延期时间不得超过130MS。电雷管必须编号。2、装药结构正向装药。聚能穴朝向眼底，起爆药卷放在所有药卷的最外边。再外边装40MM的炮泥，炮泥外边装水炮泥，水炮泥外边用成品炮泥封好。3、起爆方式起爆使用MFD100型发爆器，全断面一次起爆，联线方式为串联联线。、2、爆破图表见附图剖面图20平面图350120321567891011213145161718192022231234160231423231012024350150炮眼布置图30水沟260280正视图爆破说明书装药量（KG）装管量（发）角度（）眼名眼号眼深（M）眼数（个）单孔小计单孔小计水平垂直封泥长度（M）爆破顺序联线方式掏槽眼141640624142505辅助眼561420612120505周边眼623141704681172005III合计104大串联备注该爆破说明书及炮眼布置均为运输巷（半煤岩巷）掘进布置图，在运输斜巷（全岩）掘进中，当班班长应根据现场实际岩性情况增加炮眼，确保爆破效果。三、爆破地点974M避灾硐室内。四、站岗地点1、974M避灾硐室口；2、984M集中回风联络巷风门处；3、974M1702运输巷小煤仓口；4、925M回风下山口；5、放炮采用远距离放炮，爆破后，等候时间不得少于30MIN，且必须待巷道内炮烟散尽后人员方可进入检查。第四节装载与运输一、设备配备1、装运设备刮板输送机及皮带输送机1510运输巷刮板输送机SGB420/40；1501运输巷及斜巷皮带输送机DTL65/20/240S1702运输巷（下中转）SGB620/40T；矸石经974M轨道石门转运至轨道下山、提升至984M出地面。二、装载与运输方式1、装煤采用人工将爆破落下的煤装入刮板输送机。运输方式工作面（刮板输送机）、运输巷道中皮带输送机、运输斜巷中皮带输送机、1702运输巷中刮板输送机（回风平巷段转运采用搪瓷溜槽）转运至1702小煤仓。2、材料及设备运输材料及设备运输采用人工转运。第五节管线敷设一、管线1、风、水管管路布置掘进巷道供风管采用2寸钢管，吊挂于巷道上墙帮柱腿上，距梁为02M处；防尘水及施工用水水管采用2寸钢管，吊挂于巷道上墙帮柱腿上，距梁为04M处；如在施工中出现下保护层瓦斯涌入该掘进工作面，风排不得解决瓦斯时，可采用4寸PVC抗静电阻燃管对下部进行瓦斯抽放（需另行编制抽采设计方案），管道吊挂于巷道上墙帮柱腿上，距底板03M处；动力电缆吊挂左帮距底18M处；小型电缆吊挂右帮距底20M处；巷道内风、水管路铺设，每3M一固定，风管每50M留设一个三通闸阀，水管每50M留设一个三通闸阀，闸阀并编号管理。风、水管路三通加工长度统一为300MM。风水管路必须吊挂平直，稳固可靠。管路上应经常清除，管路接头严实，无滴漏、跑风现象。风水管路不得随意使用橡胶软管连接，巷道转弯时必须采用弯头连接。捆绑和吊挂管子的铁丝头长度不得超过20MM。2、电缆线吊挂标准电缆采用吊挂钩悬挂。电缆悬挂要平直，各电缆要保持平行，不能急起、急落。信号、通讯等小型电缆与动力电缆敷设在巷道同一侧时，必须敷设在动力电缆的上方，并保持01M以上的距离。电缆钩每不大于3M设一组。在吊挂电缆时，吊挂的顺序是按照电缆的等级来吊挂，小线子在电力电缆的上方。在此基础上，如果同等电压级别的电缆，应按其截面的大小进行吊挂，截面大的电缆应在下方。第六节设备及工具配备序号设备名称型号和规格单位数量1空气开关QBZ480/6380台12空气开关KD台3空气开关QBZ80台14综保L4台5风煤钻台26刮板运输机SGB420/部18局部通风机台29防突钻机ZY750型钻机台110瓦斯监控系统甲烷传感器及控制系统台2电话部12电铃个37皮带输送机DTL6S部F15KW第五章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织一、工作制度及循环作业方式1、工作制度“三八”工作制。2、作业方式平行交叉作业，一次成巷的作业方式。二、劳动组织各工种各班人员配备（见劳动组织表）劳动组织表序号工种出勤人数（人次）需出勤人数备注早班中班夜班1打眼工22262支护（移溜）工3攉煤工22264班组长11135安全员6瓦检员11137爆破员8设备工33399转料工2226总计15151545第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，各工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率。附正规循环作业图表。正规循环作业图表第三节技术经济指标序号项目单位指标1矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井2巷道长度M50234巷道净断面635循环方式一次成巷6运输方式刮板及皮带运输机7支护形式工字钢梯形支护8炮眼深度M149炸药消耗量KG/8710全工程炸药消耗量420雷管消耗量发/M1912全工程雷管消耗量发723班循环进度M114日循环进度365出勤人数人/天4516效率M人089巷道掘进断面72M月进度（正常生产26天）第六章主要生产系统第一节通风系统一、煤层、瓦斯基本情况1、煤层瓦斯涌出量绝对涌出量07831M3/MIN（根据07年开采方案设计中，单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为07831M3/MIN）。2、煤层自然发火期无自然发火期。3、煤尘爆炸倾向性无煤尘爆炸倾向性。二、掘进工作面风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。一按瓦斯涌出量计算Q掘125Q瓦掘K掘通（M3/MIN）式中Q掘掘进工作面实际需要的风量，（M3/MIM）；Q瓦掘C5煤层的瓦斯绝对涌出量，取07831；K掘通炮掘工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（1820），K掘通取20。则Q掘1250783120195775（M3/MIN）二按炸药量计算Q掘25A25104260M3/MIN；式中Q掘掘进工作面实际需要的风量，（M3/MIM）；25每公斤炸药配风量；A一次性起爆炸药量。三按人数计算Q掘4N（M3/MIN）式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取14人（按交接班时最多人员）。则Q掘41456M3/MIN通过以上计算，取最大所需风量260M3/MIN，配风量280M/MIN，选用FBDN056型215KW对旋轴流式局部通风机，以满足安全生产的需要，额定风量220460M3/MIN，电压660V。二、掘进工作面风速验算（一）煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足15SJQ掘240SJ式中SJ掘进工作面巷道过风断面，63M2（净断面）；Q掘局部通风机吸风量M3/MIN则945M3/MIN260M3/MIN1512M3/MIN（二）通过以上计算及验算，选择FBD56/215KW型局部通风机，可满足本掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在974M轨道石门中，风筒为600MM的“双阻抗”风筒。2、通风系统新风974M轨道石门局部通风机1702运输巷道1501运输斜巷运输巷掘进迎头。乏风掘进工作面1501运输斜巷974M集中回风石门总回风巷。3、附通风系统图四、局部通风机的管理1、局部通风机应指定专人负责，挂牌管理，保证正常运转。2、局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫（不漏风）。3、局部通风机与掘进工作面的电器设备，必须装有风电闭锁、瓦斯电闭锁装置并经常检查其完好状况，发现问题，及时处理。4、风机必须放在风机托架上，距离底板不小于03米。局部通风机和启动装置安设在974M轨道石门进风巷道中，距掘进工作面回风口距离不得小于10M。5、工作面必须安设同等能力的两台局部通风机、一台工作、一台备用，双风机必须能自动切换，且全风压供给该处风量必须大于局部通风机的吸入风量，安装地点巷道风速满足煤矿安全规程轨道。6、掘进工作面电气设备必须实现风电闭锁和甲烷电闭锁。7、局部通风机必须保持正常运转，任何人不得随意开停。局部通风机因故停止运转时，必须撤出人员、切断电源、设置警标，严禁人员进入无风区域。恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区最高甲烷浓度不超过1和最高CO2浓度不超过15、且局部通风机及开关附近10M以内风流中的甲烷浓度不超过05时，方可人工开启局部通风机恢复通风。8、工作面无论检修、交接班等都不准停开风机，如需停电检修或其它原因需要停风时，必须制定停风、停电和恢复送风、送电安全技术措施，经相关部门及总工程师批准后方可执行。第二节防尘系统1、防尘管路主管用2寸钢管，支管用1寸塑料，吊挂在巷道上墙帮柱腿上与风管同路并平行，由施工人员随掘随接，并50米安装一个三通阀门。2、各运输设备转载点、卸载点，由班组负责人负责安装喷雾设施，保证正常使用。3、水管距迎头20M范围内使用6分软胶管，进行炮前喷雾和炮后洒水防尘，掘进巷道回风内安装两组全断面喷雾帘，第一组距迎头不大于40米，第二组离回风口向里20米。在放炮时开启两组喷雾帘，炮后进行关闭喷雾帘。第三节瓦斯防治一、通风瓦斯管理1、工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，并上报调度室。2、工作面风机、机电设备安设地点附近10M范围内，风流中瓦斯浓度大于05时，必须立即停止工作，撤出人员，切断工作面电源，进行处理。3、工作面风流中二氧化碳浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。4、工作面瓦检员每班必须加强通风检查瓦斯工作，掌握工作面瓦斯变化情况，并在工作面进行交接班，严禁空班漏检。5、发现瓦斯超限时应立即停止工作，撤出工作面所有工作人员，切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内。6、每班班组长必须携带便携式瓦斯报警仪，悬挂在工作面迎头。7、爆破作业必须严格执行“一炮三检”“三人连锁放炮”制度。8、瓦检员必须每班认真检查工作面瓦斯和CO2浓度，每班不少于3次，并做到瓦斯记录牌、瓦斯检查手册、瓦斯调度台帐上的内容相符。9、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过10或二氧化碳浓度超过15，都必须停止工作，撤出人员，进行处理。10、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到10时，严禁爆破。11、掘进工作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并进行处理。12、工作面风流中CO2浓度达到15时,必须停止工作,撤出人员查明原因,制定专门措施进行处理13、因停风或其它原因造成瓦斯聚积时，瓦斯浓度在15以下的可由瓦检员就地排放，当大于15而小于3时应采取措施排放瓦斯，若瓦斯浓度超过3时，要制定专项措施经总工程师审批后，由专业队伍按措施排放瓦斯。14、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作并进行处理。15、队长、技术员、流动电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1），必须进行处理。二、工作面突出危险性预测1、预测方法工作面突出危险性预测采用钻屑指标法测定K1值和钻屑量S值进行考察。临界值指标，K1值小于05ML/GMIN1/2,SMAX值小于6KG/M,否则为具有突出危险，需采取防突措施另编制方案予以消除突出危险，直到措施有效。设备采用重庆煤科院WTC改进型突出参数仪，指标的测定严格按仪器使用说明书及操作规程执行。2、预测钻孔布置采用钻屑指标法进行突出危险性预测时，在1501运输巷掘进工作面迎头打3个直径为42MM、深度为810M的钻孔，钻孔应布置在软分层中，其中1个钻孔位于巷道中部，并平行于掘进方向，另2个钻孔的终孔点位于巷道上下两侧轮廓线外24M处。预测钻孔应尽可能布置在煤层软分层中，若无软分层，则可布置在煤层较软分层中，预测孔采用风煤钻和配套的螺旋麻花钻杆钻头施工。预测钻孔布置见图1图11501运输巷预测孔布置示意图3、预测临界值及突出危险性预报预测（效检）临界指标见下表预测（效检）临界指标表最大钻屑量SMAX钻屑瓦斯解析值K1危险性KG/MML/GMIN1/2605（湿煤04）有一个指标达到或超过临界值即为有突出危险工作面605（湿煤04）无突出危险工作面施工预测（效检）钻孔时，钻进速度应控制在1M/MIN，钻孔倾角可钻孔1钻孔2允许掘进距离8M超前保护距离2M5巷道轮廓线钻孔根据现场煤层倾角进行调整，以保证效检钻孔在全煤中钻进。钻孔每2M测试一次K1值和每1M测试一次钻屑量S值。当工作面任意一个预测钻孔、任意一项指标、任意一次测定结果大于（或等于）其临界值，该工作面判定为突出危险工作面。除依靠预测指标预测方法外，而还应采用多元信息综合判断方法。当掘进工作面出现下列情况之一者，应视为突出危险工作面工作面处于地质构造带，包括断层、褶曲等、火成岩侵入等；煤层赋存条件发生急剧变化的区域，如煤层厚度、走向、倾角出现急剧变化等；采掘应力叠加的区域；在打钻过程中出现喷孔、顶钻、吸钻等动力现象；工作面出现明显突出预兆。如判定为突出危险工作面，则必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面；当措施无效时，仍为突出危险工作面，必须采取补充防突措施，并再次进行措施效果检验，直到措施有效。每次预测（或效果检验）后，必须填写突出危险性预测（检验）报告单，待有关人员审查、签字后，分别交有关部门执行和存档。无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。煤巷掘进工作面应保留的最小预测超前距为2M，其允许掘进距离为以最短预测钻孔在巷道掘进方向上的投影长度减去2M为准。掘进到位后，再进行突出危险性预测。三、工作面防突措施该掘进工作面巷道布于1702开采后的保护范围，如果经效果检验，保护范围无效时，将采取超前排放和抽放钻孔为主的防突措施予以消突（并另行编制瓦斯抽采专项措施）。超前排放抽放孔防突措施掘进工作面超前排放、抽放钻孔仅限于保护效果检验超标的地段。1501运输巷掘进超前排放孔孔径为75115MM，在地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275MM的钻孔。排放孔数按照25M的排放半径进行布置，孔深大于60M，钻孔终孔点控制巷道断面轮廓线外大于15M。超前距保持20M四、工作面措施效果检验1、在实施钻孔法防突措施效果检验时，分布在工作面的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。2、检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等包括喷孔、卡钻、吸钻等，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断。3、措施效果检验方法仍然采用钻屑指标法，K1值小于05ML/GMIN1/2,SMAX值小于6KG/M,超过临界值指标说明措施无效，则必须再采取措施再次予以消突，直到措施有效。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未发现其他异常情况，则措施有效；反之，判定为措施无效。4、检验孔孔数3个，孔深10M，孔径42MM，深度应当小于或等于防突措施钻孔。5、如果煤巷掘进工作面措施效果检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。6、当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2M检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。五、安全防护措施为了防止因预测失误，措施失效，检验失误或者发生延期突出等而导致发生人身伤亡事故，在突出煤层采掘活动中均要采取安全防护措施。安全防护措施包括设置反向风门，反向风门设置在1702运输巷道中（属于1501运输巷道的进风巷道）、远距离放炮、避难所（974M避灾硐室）、压风自救系统和隔离式（压缩氧）自救器等。我矿已在1702运输巷（1501运输进风巷道）设置了防突风门一组，在974M设置了避灾硐室。第四节运输系统运煤、料系统1、运料路线副斜井984M车场974M车场974M轨道石门1501运输巷斜巷掘进工作面。2、运煤路线掘进工作面1501运输巷1501运输斜巷1702运输巷974M小煤仓。3、矸石运输路线掘进工作面1501运输巷1501运输斜巷1702运输（矿车）974M车场轨道下山984M车场副斜井出地面。第五节供电系统一、工作面简介1501运输巷供电从井下配电硐室供电，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐。配电点设置在距迎头100M以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。负荷统计1、660负荷统计设备名称规格型号额定功率（KW）额定电压（KV）台数计算功率（KW）刮板输送机SGB420/4040140刮板输送机SGB620/40T55155皮带输送机DTL65/20/240S240180局部通风机FBDNO215215230液压钻机ZY7501851185照明综保ZBZ40A40066140根据计算PNZ2575KW该工作面用电设备额定容量PN2209KW该工作面同时工作设备额定容量闭锁线40刮板输送机40T刮板输送机皮带输送机甲烷传感器第六节排水系统掘进巷道施工期间预计有防尘水、钻孔打钻水，或可能有底板冒水现象，工作面水经水沟自流到974M车场水沟、自流至974M回风石门、自流至回风下山、回风下山联络巷道临时水仓、水泵排至984M车场、自流至轨道下山、自流进960M井底水仓、再由水泵排到地面。第七节压风系统空气压缩机布置在工业广场内的副井井口处，用108焊管做主干管，并在井口附近设置一油水分离器，向工作面供压风。（风压不够时启用984M井下空气压缩机补充）迎头施工时距迎头25M40M范围内安装一组压风自救站，每一组57人。从迎头向后20M范围内使用高压软管，保证打眼使用。压风系统地面空气压缩机房副斜井984M车场（或井下补给）974M轨道石门1702运输巷1501运输斜巷1501运输巷工作面。第八节通讯系统矿调度室配备有SW2000HK商务电话系统。本掘进工作面电话安设在距迎头50米处一部，能够直接和井上各采掘工作面、地面绞车房、配电室、通风机房、矿调度室、办公室等所有电话相互联系。第七章安全监控系统第一节便携式瓦斯报警仪一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用1、下井的管理人员（矿级领导、安全员、瓦检员、防突员、电工、爆破员、施工队长、技术员、班组长）必须携带便携式甲烷报警仪。上班期间对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象必须查明原因进行处理。2、在防突抽放及探放水施钻过程中，必须在施钻地点孔悬挂便携甲烷报警仪，报警仪应挂在施钻地点回风侧5M范围。3、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20M范围内检查瓦斯气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。第二节安全监控设备及安装布置一、瓦斯传感器及瓦斯断电仪的安装布置1、巷道内必须安设瓦斯传感器T1和T2，瓦斯传感器T1安设在距迎头不大于5M的巷道内，悬挂在掘进工作面无风筒一侧；T2安设在距回风口1015M处；T1和T2布置在巷道的上方，垂直悬挂。2、掘进工作面的电气设备必须实行风电与甲烷电闭锁，甲烷浓度超过10时必须断电报警。3、局部通风机必须设置开停传感器，风筒末端（2/3供风处）设置风筒传感器，随时监控局部通风机运行情况。瓦斯传感器各项工作指标报警浓度断电浓度复电浓度T1和T208CH408CH408CH4T1和T2断电范围1501运输巷内全部非本质安全型电器设备T1安装位置距迎头5M，距巷顶300MM，距巷帮200MM。T2安装位置距回风口1015M，距巷顶300MM，距巷帮200MM。第三节安全监控系统矿井装备KJ90N型监控系统，工作面安装的T1和T2瓦斯传感器，所有数据实时传输到工作面监控分站，经分站传输到地面中心站，所有控制指令在中心站设置，监控分站和控制器执行，所有断电执行结果通过馈电反馈器反馈到监控分站，再传输到地面中心站。一、监控施工1、安装前将甲烷传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、复电点必须进行调试，只有经调试合格后方准下井安装。2、监控系统在掘进工作面开始施工前必须安装完善。3、严禁带电安装、带电检修、带电移挪电器设备，严格执行停电、放电、验电等正规操作程序。坚决执行谁负责停电、谁就负责送电原则。二、监控设备管理1、分站在入井前按照说明书进行地面调试，在投入运行前的最初两天内，必须使用标准的气样对传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、指示值重新进行调校，不合格的必须更换。以后每十五天必须使用校准气样和空气样调校一次，每十五天必须对甲烷超限断电功能进行测试。2、在安装分站电源及断电仪时，分站的供电电源，必须取自被控开关的电源侧，严禁取自被控开关的负荷侧。要杜绝电气失爆，并保证电气设备的完好，定期对电气设备的完好情况进行检查，保证台台完好。3、信号电缆敷设在施工单位所使用信号电缆上方，电缆吊挂平直，悬挂点间距不超过3M，电缆不应于风水管路同侧，否则必须挂在风水管上方，并保持300MM以上的距离，高低压电缆的间距应大于100MM。4、分站及电源要上架，并安设接地线，实行挂牌管理。5、井下安全监控系统使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在采掘队的队长、班组长负责管理和使用。如有损坏追究当班班组长的责任。6、井下所有监控设施，包括线路、三通、甲烷传感器、风门开停等，由机电科负责安装、调试、试验、维护、管理。7、机电科监测维护工每天必须对井下监控设备进行维护和保养，保证设备的正常运转。8、施工单位必须对监控设施及监控线路进行保护，严禁对监控设施及监控线路进行损坏。9、在进行洒水降尘工作时，严禁将水洒向监控设施，造成设施损坏的必须追究责任人责任。10、施工单位在进行巷道修护时，必须对监控设施采取保护措施。11、甲烷传感器只准班组长在瓦检员的监护下按前述规定移挪，严禁擅自移动或停用。已安装好的监控设施，除机电科外任何单位或个人不得随意移挪监控设施。12、使用中的传感器施工单位应安排专人经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移挪传感器应避免摔打碰撞。13、每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控具有故障闭锁功能。第八章灾害预防及避灾路线第一节灾害预防1、加强通风管理，保证迎头有足够的风量，风筒平直不漏风，局部通风机的风筒距迎头不大于5米。掘进工作面无论工作或交接班都不准停风。在恢复通风前，必须检查瓦斯、局部通风机和开关地点附近10米内风流中瓦斯浓度不超过05时，方可启动局部通风机。加强瓦斯检查，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。通风瓦斯检查人员要严格执行现场交按班制度，严禁空班漏检，要认真执行有关规程和措施，严格遵守有关规定。电气设备必须防爆，并经常检修使之处于完好状态。局部通风机和掘进工作面的电气设备必须装有延时风电闭锁装置，配备瓦斯断电仪。所有矿灯必须上紧闭锁螺丝。任何人不得在井下私拆矿灯。加强通风除尘，经常向巷道周壁喷雾洒水，降低风流中粉尘浓度。每10天清洗巷道一次，将沉积的煤（岩）尘清理干净并运至井上，按规定设置隔爆水袋，每月换水一次。2、煤与瓦斯突出灾害的预防虽然该工作面布置于C7煤层开采后的卸压保护范围，但在工作面作业过程中，还应加强预测预报工作，当预测指标超过临界值时，必须编制专门防突（抽排放）措施予以消处突出危险，直到措施有效。如测试参数在临界值以下则采取安全防护措施掘进该工作面。第二节避灾路线若掘进工作面发生瓦斯、突出、水火等灾害时，作业人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线若掘进工作面发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离1、避水灾路线1501运输巷施工迎头1501运输巷1501运输斜巷974M回风石门回风上山984M联络巷道副斜井地面。2、避火灾、瓦斯、煤尘事故路线11501运输巷施工迎头1501运输斜巷1702运输巷974M轨道石门轨道下山984M车场副斜井地面。3、说明一旦发生灾变，施工人员要沉着冷静，分清是何种灾变，选择正确的避灾路线逃生。逃生时要在矿领导或班组长的统一指挥下，有组织地逃生，遇到火灾，煤与瓦斯爆炸等事故时，要正确借助自救器帮助逃生或待救。第九章安全技术措施第一节一般安全技术要求1、坚持交接班制度，各工种对现场的质量、设备、安全等存在的问题，未能处理的，必须在交接班时认真交清，以便及时处理。2、加强工程质量验收制度，班长在交接班中对上一班的工程质量做到认真验收，对质量和安全存在的问题应及时解决整改。3、坚持岗位责任制，各工种按各自操作规程要求进行操作，特殊工种持证上岗，按章操作，对所使用管理的设备、工具等应做到经常检查维修，确保正常使用。4、由于巷道布置于C7煤层开采后的卸压范围，必须此规程加强巷道的支护，确因现场巷道压力大、围岩变形严重、巷道顶帮松软等支护不能满足现场时，需经公司和矿安全、生产及技术人员现场确认予以改变加强支护，确保支护可靠。5、凡参加该工程施工人员，必须先学习本规程；贯彻作业规程由生产矿长主持，技术员贯彻；贯彻后进行考试，未参加考试及考试不及格者不准上岗。第二节钻眼及爆破管理一、钻眼作业1、使用风煤钻应注意事项1、使用风煤钻应注意事项1、检查钻头与钻杆是否连接牢固；挂眼时用镐找平并刨出眼窝；2、点眼时不要用手抓钻杆，风煤钻发热异常时应立即查明原因；3、钻眼前必须将衣袖口扎好；4、毛巾必须塞到领口内并系好钮扣，严禁戴手套钻眼；5、最后抽出钻杆把风煤钻撤离迎头，放在安全可靠处，防止放炮崩坏；2、钻眼要求钻眼工必须经过安全技术培训，经严格考核合格后，方可上岗。施工前钻眼工必须学习作业规程，熟悉爆破说明书并熟练掌握工作面的炮眼布置角度、方向、深度及个数，并能根据迎头围岩变化适当增减炮眼数目和装药量。打眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，检查中线情况、残眼、瞎炮情况，打眼前必须先架设临时支护再打眼。钻眼工要加强个人安全防护，打眼必须做到“三紧”、“两严禁”即袖口、领口、衣角紧；严禁戴手套，严禁把毛巾露在衣领外。操作人员扶钻时，要躲开眼口的方向，站在施钻侧面，两腿前后错开，脚蹬实底，禁止踩空钻眼，以防钻杆折断时电钻（测试）扑倒或断钎伤人。钻眼时，钻杆下方不得站人，以免钻杆折断伤人。钻眼过程中，必须有专人监护顶帮安全，并注意观察钻进情况，发现有夹钻等异常情况时，必须停止钻进，采取措施及时处理。二、井下爆破（一）火工品管理1、爆破材料必须按计划发放。使用爆破材料应根据当班工作定额提出爆破材料需用量计划，经单位负责人或值班人员批准。放炮员必须持已审批的领料单和放炮员合格证领取爆破材料。2、严禁一个人在同一时间既领取雷管又领取炸药。放炮员把炸药领出交给运送人员后，才能领取电雷管。3、放炮员领完爆破材料后要立即离开爆破材料库，不准在爆破材料库附近逗留。4、爆炸材料运送到施工现场后，当班队长负责清点数量，经核实无误后，入箱加锁，并在爆破材料记录本上签字。5、现场每班爆破材料的实际用量，要由当班班队长负责核实并签字。放炮员人员必须把炸药，电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔，乱放。当班剩余的雷管及失效的炸药必须送交炸药库，剩余炸药可放在药箱内交给下一班使用。爆炸材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机电设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。严禁将便携仪、矿灯、爆破器放在爆破材料箱内。6、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。放炮员使用的雷管必须专人专号，不得转借，当班亲自领取，用不完及时退库，不得在工作地点存放。7、禁止将爆炸材料存放在井口房、井底车场或其它巷道内。8、人力运送爆炸材料，必须遵守下列规定随身携带完好的矿灯。雷管必须由放炮员亲自运送，炸药应由放炮员或放炮员的监护下由熟悉煤矿安全规程有关规定的人员运送。爆炸材料必须装在耐压和抗冲撞、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。一人一次运送爆炸材料的数量不得超过20KG严禁用刮板输送机机等运输爆炸材料。（二）井下爆破管理1、一般规定放炮员必须经专门培训，获得上岗资格证书，并做到持证上岗，放炮员工具要齐全，严格按照爆破说明书进行爆破。要坚持“八有”即警戒线、警戒牌、警戒人、哨子、药箱、锁、药包、雷管盒子。在放炮过程中，放炮员、安全员、班队长必须在现场严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。严格执行放炮“三警戒”即警戒人、警戒线、警戒牌。班队长必须亲自安排警戒和撤除警戒。严禁在同一个工作面使用两台放炮器同时进行放炮，严禁一个炮眼使用两个雷管或不同品种的炸药。放炮作业地点要悬挂“三人连锁”放炮签字牌板，每次放炮连锁人员都必须在牌板上签字，并注明放炮时间。掘进工作面应全断面一次起爆，禁止一次装药分次起爆。严禁放糊炮、瞎炮、空心炮，不得用雷管脚线做为放炮母线放炮。2、装配引药装配引药前必须清点炮眼数量，装配引药数量要以当班需要量为限。装配引药应由放炮员亲自操作，必须在顶板完好、支架完整、无淋水避开电气设备和导电体的放炮工作地点附近进行。严禁坐在炸药箱上装配引药，严禁将雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。3、装药装药工作由放炮员或在放炮员监督下，由熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定的人员进行操作。装药前必须清除炮眼内的煤岩粉。潮湿或有水的炮眼应用抗水炸药，严禁装垫药和盖药。采用正向装药方式，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。装药后，必须把雷管脚线扭结、悬空，严禁雷管脚线同运输设备，电气设备及采掘机械等导电体相接触。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。炮眼封泥长度必须符合规定A、炮眼深度小于06M时，不得装药爆破。在特殊条件下，如卧底、刷帮、挑