51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进工作面作业规程.doc

贵州蓝雁集团金象煤矿51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进工作面作业规程第一章、工程概况一、矿井概况、51206底板瓦斯抽放巷进风巷设计情况贵州蓝雁集团金象煤矿为“六证齐全”的生产矿井。根据金象煤矿二采区抽放设计，51206底板瓦斯抽放巷是对二采区51206回采工作面实施区域性防突措施的底板瓦斯抽放巷道。51206底板瓦斯抽放巷开口于二采区井底联络巷北端（即回风斜井下行方向井底右侧，开口标高顶板1367.900米）。在总回风巷井底（顶板标高+1367.900M）开口，掘进10米平巷后，以9米半径，90右转角反穿到M51底板岩石中。相关数据：1、51206底板瓦斯抽放巷为全岩掘进（首先沿M51煤层掘进10米，然后右转弯穿入M51底板，距离M51煤层法向距离15米时，左转弯顺岩层走向掘进，弯道半径均为9米）。2、为了防治误穿煤层，设计51206底板抽放巷与M51煤层法向距离为15M。3、51206底板瓦斯抽放巷进风巷顶板标高：+1367.9M。4、工程量：石门段140M（煤巷、半煤巷、全岩），总工程量为703M（不包括钻场工程量28个4m=112m）。开口煤层段、半煤岩段采用钢梯支护，进入全岩后采用锚喷支护。51206底板瓦斯抽放巷为平巷掘进，东北方向距51206运输巷平距50米，高差8米，东南方向为二采区三条下山，西北、西南方向无其它巷道。二、巷道断面特征与工程量见下表：巷道名称断面形状净宽（M）净高（M）支护形式间距mmS掘S净走向坡度工程量M上下底板起轨面起若围岩不稳定时采取的施工方案（主要方案）51206底抽巷开口段梯形2.23.02.22.1工钢5006.825.72331+31051206底抽巷石门段梯形2.23.02.22.1工钢5006.825.7261+330（弯道14米）51206底抽巷石门段半圆拱2.52.45锚喷5.945.4561+3103（弯道14米）51206底抽巷半圆拱2.52.45锚喷5.945.45331+3560调车场半圆拱3.53.05锚喷10.619.36331+31个/200m钻场半圆拱2.22.2锚喷4.614.32241+31个/30m说明：1、 水沟尺寸：宽250mm深250mm（砼现浇）。2、11号工字钢支架背板厚度不小于50mm。第二章、地质、水文、瓦斯井田位于扬子准地台（一级单元）黔北台隆（二级单元）遵义断拱（三级单元）毕节北东向构造变形区（四级单元）的南缘，属北东南西向的纸厂背斜西翼。区域构造发展大致从中奥陶世至中晚石炭世隆起为陆，地层缺失沉积，仅早石炭世在东部有沉积；晚古生代晚期至中生代早期受沉积后，中生代晚期的白垩纪、第三纪又一次上升为陆，缺失沉积。区内现构造形迹主要定型于燕山运动，褶皱以北东及北北东向为主。断裂则以东西向为主，北东东向次之，与褶皱走向基本垂直，南部发育马场断层及北东部发育香坝断层，由于距本矿区较远，对矿区影响不大。一、 矿区地质构造及特征（一）地层矿区及其附近出露地层主要为二叠系中统茅口组（P2m）上统龙潭组（P3l）长兴组（P3c）三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。分述如下：1、二叠系中统茅口组（P2m）出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，岩性主要为灰色、浅灰色灰岩，隐晶粉晶结构，薄中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。厚度不详。2、二叠系上统龙潭组（P3l）出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，本组厚124.66-144.14m，平均127.91m。本组为一套海陆互交相、多旋回沉积组成的含煤岩系，主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、灰岩、泥灰岩、菱铁质灰岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。产腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿Pecopteris Brongninart SP.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。与下伏茅口组石灰岩地层呈假整合接触。3、二叠系上统长兴组（P3c）出露于矿区东部边界附近及边界外，本组厚22.73-32.56m，平均29.44m，岩性以燧石灰岩为主，夹泥质灰岩及粉砂质泥岩，产腕足类及瓣鳃类动物化石，与下伏地层呈整合接触。4、三叠系下统夜郎组（T1y）大面积出露于矿区范围内，占矿区总面积的95以上，根据岩性组合自下而上共分为三段：（1）下段沙堡湾段（T1y1）主要出露于矿区东部溪沟附近，岩性以粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，夹少量粉砂岩，紫灰色，灰绿色，薄层状中厚层状，水平层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏克氏蛤Claraia Clarai 等动物化石，一般厚度8.04m。与下伏地层呈整合接触。（2）中段玉龙山段（T1y2）广泛出露于矿区中部和东部，根据岩性分为上、下两段，下段以薄中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度5090m，一般厚70m；上段以中厚层状石灰岩为主，含少量白云质灰岩。厚度大于200m，据区域资料一般300m，总厚度350m左右。（3）上段九级滩段（T1y3）广泛出露于矿区西部，岩性由粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，紫灰色、灰色，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，含王氏克氏蛤（Claraia wangi）等动物化石，厚度不详，据区域资料，一般100m。5、第四系（Q）零星分布于矿区沟谷及低洼地段，多为耕地、稻田及村落，岩性主要为夜郎组（T1y）的坡积物，厚度一般小于10m。与下伏地层呈角度不整合接触。6、综合煤岩地层柱状图（见下图）地层柱状图（二）地质构造1、断层矿区范围内地表无较大断层存在，井下巷道中时见一些落差小于3m的小断层，对矿井开采影响不大。2、褶曲矿区位于纸厂背斜西翼南段，百纳向斜东翼南段，区内地层产状有一定的波状起伏，北部倾向南西，向南部逐渐转为向西倾斜，总体上为一单斜构造，倾角为612，一般8。3、陷落柱目前区内未发现陷落柱。4、剥蚀带目前区内未发现剥蚀带。（三）煤层赋存及顶、底板岩性特征情况1、煤层赋存情况矿区内主采M51、M73煤层，分述如下：M51煤层M51煤层：位于龙潭组中部，上距长兴组燧石灰岩底界约65m，下距M73可采煤层约60m。呈层状或似层状产出，控制钻孔5个，可采点5个，井下实测见煤点13个，可采点13个，全区可采。煤层全层厚度1.53-2.13m，平均1.82m，煤层净厚1.53-1.94m，平均1.77m。灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=11.6，属稳定的中厚煤层。结构简单，偶含一层厚约0.50m的炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主。底板岩性：直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.20m，间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。M73煤层M73煤层：位于位于龙潭底部，下距茅口灰岩0.37.96m左右，控制钻孔7个，可采点7个，全区可采。煤层全层厚度0.82-2.29m，平均1.81m，煤层净厚0.82-1.76m，平均1.33m。灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带及少量丝炭透镜体，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=38.3，属较稳定的中厚煤层。结构复杂，普遍含2层0.100.36m的泥岩或炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，少量泥岩、粉砂质泥岩。底板岩性：直接底板为一层0.37.96m的铝土质泥岩，间接底板为石灰岩。 （可采煤层赋存特征表见下表）可采煤层赋存特征表煤层编号间 距(m)全层厚度（m）夹石层数煤层净厚 （m）可采情况对比可靠程度结构复杂程 度稳定程度M51601.53-2.131.82(20)0-101.53-1.941.77(20)全区可采可靠简单稳定M730.82-2.291.81(7)0-320.82-1.761.33(7)全区可采可靠复杂较稳定注： 最小值最大值 平均值（采用工程点数）2、煤层顶、底板岩性特征M51煤层M51煤层：灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=11.6，属稳定的中厚煤层。结构简单，偶含一层厚约0.50m的炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主。底板岩性：直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.20m，间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。M73煤层M73煤层：灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带及少量丝炭透镜体，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=38.3，属较稳定的中厚煤层。结构复杂，普遍含2层0.100.36m的泥岩或炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，少量泥岩、粉砂质泥岩。底板岩性：直接底板为一层0.37.96m的铝土质泥岩，间接底板为石灰岩。两层煤煤层顶底板岩石稳固性一般，工程地质条件中等。矿山开采运输巷道通过以上碎屑岩层时，由于岩石易风化和遇水易软化，岩层稳定性差，矿体顶板易掉块、坍塌冒落，底板易鼓胀隆起产生规模不等的不良工程地质现象。特别是在祼露区，极易造成井巷冒顶、及地表塌陷。（四）地质构造类型矿区紧邻林红井田西北部边界，属同一构造单元，位于纸厂背斜西翼南段，百纳向斜东翼南段，区内地层产状有一定的波状起伏，北部倾向南西，向南部逐渐转为向西倾斜，总体上为一单斜构造，倾角为612，一般8。矿区范围内地表无较大断层存在，井下巷道中时见一些落差小于3m的小断层，对矿井开采影响不大。纵上所述，矿区地质构造复杂程度属b类（即中等）。51206底板瓦斯抽放巷进风巷沿M51煤层底板穿层掘进，在开始掘进时，因与M51煤层距离较近，故要求加强支护（密集工字钢棚或采取厚400mm以上砼块砌碹支护）。（五）51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进工作面地质说明（见下表）采 区一采区工作面名称1902运输巷外段补掘巷道位 置 及 界 线该工作面位于+1367.9米标高二采区西翼，全长703m（全部为平巷）,标高+1367.9米。同邻近采区及地面关系该工作面沿M51煤层掘10米后穿入煤层底板掘进，距离51204采空区最短平距为77米；西距51206运输巷50米，高差8米，东南方向为二采区三条下山，西北、西南方向无其它巷道。地面为表土不厚的顺坡向堆积物，工作面距地表300m。岩层情况该巷道前段为煤、半煤岩巷道，后期为全岩石巷道，岩性为泥质砂岩、粉砂岩，较稳定。构造情况本段无较大的地质构造。水文地质情况主要为裂隙水，其次为采空区积水、其它类型的水源。瓦斯及煤层情况M51煤有突出性，其它煤层有突出的可能性。二、水文（一）水文概况及地质水文类型该区域位于贵州高原山区的中山丘原区，地处长江流域乌江水系六冲河下游的下洞河支流，地势西高东低，地貌类型主要为岩溶峰丛高中山、侵蚀剥蚀高中山、溶蚀侵蚀构造中山和岩溶盆地，河流沿岸地带发育河谷地貌。区内碳酸盐岩和碎屑岩地层互层分布，碎屑岩地层隔水性好。各含水层为相对独立的含水系统，有各自的补给、径流、排泄途径，相互之间水力联系弱，天然条件下含水性中等强的碳酸盐岩岩溶水对煤矿床充水弱。区内地下水的补给来源主要是大气降水，地下水径流受局部侵蚀基准面、地质构造及隔水层的控制，地下水排泄于六冲河河床，最终汇入乌江。根据区域资料，地下水动态随季节变化，与降雨量关系密切，一般每年5月中下旬地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现35次峰值，1012月进入平水期，流量、水位逐渐递减，到次年14月降为最低值。根据矿井地质规程，矿区水文地质条件复杂程度属b类（即中等）。（二）51206底板瓦斯抽放巷掘进工作面水患防治重点及水患威胁程度分析1、裂隙水源（主要水患）51206底板瓦斯抽放巷在掘进过程中，会遇到小型断层，大气降水会顺煤岩层裂隙而下，对本掘进工作面产生一定的水患威胁。2、上部采空区水源（次要水患）由于本矿一水平已经回采完毕，采空区内存在一定的积水，目前，51206底板瓦斯抽放巷掘进工作面在本矿采掘最低水平（+1367.900m），上部采空区、上部所有巷道涌水会涌入本区域。3、其它水源（次要水患）51206底板瓦斯抽放巷与M73煤层法向距离约45米，而M73煤层距离茅口灰岩较近。必须按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则采取探放水措施，杜绝透水事故发生，保证安全。（三）矿井涌水量根据井底水泵房排水量统计，全矿井涌水量如下：（其中：工作水泵型号：D155-304/84-Y280M-4 75KW）。矿井涌水量测定表日 期排水时间（h）排水量（m3/h）排水量（m3/d）备 注2012、04、076.424.80595.20水泵工作效率按60%2012、04、156.926.74641.702012、04、227.629.45706.802012、04、308.031.00744.00综上所述，预计51206底板抽放巷掘进工作面涌水量为2.6 m3/h-3.2 m3/h，由于是平巷掘进，工作面涌水沿巷道水沟自流至临时水仓，正常的涌水不会对施工造成直接的影响。在51206底板瓦斯抽放巷进风巷施工前，首先要在二采区三条下山井底联络巷掘临时水仓（将原水仓扩大至30m3），以保证掘进过程中的排水工作。为了确保51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进时的安全，必须按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则和毕节地区煤矿安监部门“四个百分之百”（逢掘必探，远距离放炮，揭煤前报批、揭煤时监管人员现场盯守、督促其防突措施落实到位，先抽后采掘）的要求，采取探放水措施，杜绝透水事故发生，保证施工安全。三、瓦斯根据2008年2011年矿井瓦斯等级鉴定的批复，除2008年鉴定结果为高瓦斯矿井外，2009-2011年鉴定结果均为突出矿井。矿井近年来瓦斯等级鉴定结果见下表近年来矿井瓦斯等级鉴定结果表鉴定年度矿井瓦斯涌出量（CH4）鉴定结果绝对量(m3/min)相对量(m3/t)200811.9678.28高 瓦 斯200923.0987.08突出矿井201021.4185.62突出矿井201119.6961.43突出矿井 根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年6月所作的大方县金象煤矿M51煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价报告结论：金象煤矿M51煤层具有煤与瓦斯突出危险性。煤层瓦斯参数测定结果汇总表煤层瓦斯含量（W）瓦斯压力（MPa）煤的透气性系数（）瓦斯放散初速度（mmHg）煤层坚固性系数f煤层破坏类型M5111.480.940.8430.21根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年4月18日提交的大方县金象煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告结论：本矿M51煤层自燃倾向性为类不易自燃煤层。二采区设计主采M51煤层。根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年4月18日提交的大方县金象煤矿煤尘爆炸性鉴定报告结论：本矿M51煤层的煤尘无爆炸性。二采区设计主采M51煤层，51206底板瓦斯抽放巷进风巷开口10米沿M51煤层掘进，然后进入M51煤层底板全岩掘进。51206底板瓦斯抽放巷进风巷在整个掘进期间，要严格按照两个“四位一体”防突措施进行施工，尤其在开口沿煤和半煤岩掘进施工前，要先实施预抽煤层瓦斯的防突措施。矿区无冲击地压现象。本矿属地温正常型矿井。第三章、施工方案、作业方式、施工工艺一、 施工方案首先进行区域性防突措施，先抽后掘，进入M51底板后，采取综合安全防护措施，进行正常的岩巷掘进作业（及时探明前方地质情况，以防误穿煤层）。51206底板瓦斯抽放巷进风巷经石门穿入M51底板后，左转90，然后顺岩层全岩掘进10米，即可掘进第1个调车场（20m）、钻场（4米）。调车场沿巷道掘进方向，每200米1个。钻场沿巷道掘进方向，每30米1个。施工方案1（进入全岩前）：风钻打眼（开口10米、进入全岩前均采用风煤钻）、爆破落煤岩、人工推运翻卸式矿车（0.75m3）推运后采用二次绞车提升、钢梯支护。11号工字钢支架支护，支护间距中-中=500mm。施工方案2（进入全岩后）：掘进采用风钻（YZ-28型）打眼、爆破落岩、耙斗机装岩（P30B型），人工推运翻卸式矿车（0.75m3）至轨道下山井底后，采用二次绞车（二采区0.8M、地面1.2M绞车）提升、锚喷支护。锚网规格：长2m宽1m（网格100mm100mm，直径6mm钢筋焊接而成），锚网的搭接长度为150mm。锚杆规格：长2m直径18mm螺纹钢。锚杆为矩形布置，间排距均为686mm；200号砼喷射，厚度75mm。二、作业方式1、沿煤、半煤岩掘进时采用一次成巷法（短掘短支，每次掘支为1.60米），利用11号工字钢支架支护，支护间距中-中=500mm。2、全岩掘进时采用顺序作业法（短掘短支，每次掘支为1.44米），利用锚网作为临时支护，每掘进6-20米，进行一次性砼喷射。三、施工工序（详见附后作业循环图表）1、采用钢梯永久支护时：掘进：打眼装药爆破（采用二次打眼、二次装药，二次爆破）通风移前探梁及临时支护（单体液压支柱）出碴支护（每一步都需安全检查及处理）。支护移前探梁挖柱窝立棚腿架顶梁背顶背帮打撑杆（每一步都需安全检查及处理）。2、采用锚喷永久支护时：掘进：打眼装药爆破（采用二次打眼、二次装药，二次爆破）通风移前探梁及临时支护（单体液压支柱）拱部锚杆支护耙斗装岩机出碴两帮部锚杆支护（每一步都需安全检查及处理）。支护（临时锚网支护）打锚喷杆眼上锚杆网片+托板+螺丝（每一步都需安全检查及处理）。支护（永久喷射砼支护）冲洗岩面喷墙喷拱复喷。采用“三、八”制，每班一个循环。 四、施工工艺 （一）掘进作业施工说明1、施工前的准备：（1）对原通风设施（风门、密封）进行改造，对通风路线做适当地调整（详见图纸），进行探放水工作、并测定区域内瓦斯压力，采取防突措施（抽放）。检查设备、设施是否完好。（2）对原三条下山井底联络巷进行卧底处理，并铺设轨道（18kg/m）。对轨道下山和皮带下山之间的联络巷进行加宽（长度15m, 宽3.3m）,铺双道，进行调车和存车之用。（3）FBDNO-5.6/215KW(265m3/min -519m3/min)对旋式局部通风机两台，安装于二采区皮带运输下山与轨道下山井底联络巷，距离回风斜井30米以外，风机距离巷道底板不小于30CM，风机要实现“三专两闭锁”（专用变压器、专用线路、专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁）。采用600mm胶质抗静电、阻燃风筒，满足掘进工作面的通风要求。（4）将“三条生命线”、液压管线等安设到位，轨道下山、皮带下山井底联络巷之间设置避难硐室，安设向外开的门，将“三线”安设到位，安装不少于15个自救袋；在51206底板瓦斯抽放巷掘进期间，沿巷道长度，每隔50米安装8个自救袋，并且，第一组压风自救装置安装于距离掘进工作面25m-40m处。同时，矿井“八大系统”要服务于该掘进工作面，随着该掘进工作面的推进而延伸。（5）对该地点临时水仓进行扩大，并安装调试好潜水泵。（6）进行探放水工作。（7）人员应进行岗前培训。 2、打眼： 采用风钻（进入全岩前时采用风煤钻打眼）湿式打眼。 首先要检查工作面的安全情况，发现问题时要立即处理。然后再检查风钻（包括风管、水管）是否完好，钻头安装是否合理，待检查各种设施完好后，方可进行打眼，否则就要进行处理。利用风钻打眼时，在开始打眼时，对钻杆的推力不宜过大，以防断钎伤人。3、采用三级煤矿许用安全炸药、毫秒电雷管，电雷管延时计算如下：爆破材料：毫秒电雷管和矿用乳化炸药（三级煤矿安全许用炸药）。采用二次打眼、二次装药、二次爆破；即掏槽眼、辅助眼为第一次，周边眼、底眼为第二次）掘进，采用MFB100型起爆器起爆，配用直径为1毫米的铜芯电缆作爆破母线，母线长340m。（1）R母L/S=1.190810-7680/3.140.00052=103.1。（2）串联电阻：R串2.517（一次起爆最多雷管）=42.5。（3）总电阻R母R串103.142.5145.8。（4）MFD100型放炮器电压峰值为1800V。（5）起爆电流：I=U/R=1800/145.8=12.35A2A，放炮器选择合适。联线方式：串联4、装配引药：要在顶板完好、避开电气设备的安全地点进行装配，利用专门的绝缘工具扎眼，不能直接用雷管或用其它工具代替扎眼，不能将雷管斜插于药卷上；装好后，脚线要轻轻缠在药卷上。5、装药联线：在装药前必须检查工作面的瓦斯浓度，如果瓦斯浓度超过0.8%时，要首先进行处理，等瓦斯浓度在安全范围内方可装药；药卷要轻轻地用竹杆推入眼孔，不得用力冲撞，脚线必须悬空，不得于金属物接触。6、放炮：放炮地点：放炮地点设在二采区自救硐室内，距离工作面300米以外。采用远距离放炮，放炮地点应设在二采区自救硐室内。放炮30分钟后，由安全员、瓦检员先行进入工作面检查瓦斯和其它安全状况，经检查确认无安全隐患后，方可准许其他人员进入工作面。撤人范围、设岗地点撤人范围：51206底板瓦斯抽放巷、二采区井底联络巷、二采区自救硐室水平以下的皮带运输巷、二采区自救硐室水平以下轨道运输巷、二采区水泵房、回风斜井、二采区回风绕道，以及51205运输巷以下各巷道等地点。设岗地点（共3处）：1、回风斜井与回风绕道连接处。2、皮带运输下山与51205运输巷连接处。3、轨道运输下山与51205运输巷连接处。断电范围：51206底板瓦斯抽放巷、二采区井底联络巷、二采区自救硐室水平以下的皮带运输巷、二采区自救硐室水平以下轨道运输巷、二采区水泵房、回风斜井、二采区回风绕道，以及51205运输巷以下各巷道等地点。工作面瓦斯浓度超过0.8%时，不能放炮；放炮员要在安全地点（有掩护的弯道或躲避硐室内）给电放炮，放炮母线长340米，放炮员要在距放炮地点300米以外的安全地点给电放炮，放炮时要在一切可能进入放炮地点的入口处设岗；并按照“三人联锁”放炮制度进行放炮。放炮后，放炮母线要扭结在一起。放炮器钥匙有放炮员随携带，不得转交他人。采用二次打眼、二次装药、二次爆破（第一次：掏槽眼和辅助眼，第二次：周边眼和底眼），分次爆破有利于安全施工，而且巷道成形也好。7、瞎炮的处理：线路问题造成的：利用瞬发电雷管时要等5分钟，利用延期电雷管时要等15分钟方可进行检查。其它原因造成的：距瞎炮30CM平行打眼，重新装药起爆。瞎炮要当班处理，处理不完的，必须要与下班共同处理（二）出碴1、51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进至全岩时，工作面采用耙斗装岩机（P30B型耙斗装岩机）装岩至矿车，采用人力推车至轨道下山后，由0.8m绞车提升至一水平，再进行人工推运至主斜井井底车场，最后由地面1.2m大绞车提升，地面人工翻卸。2、耙斗装岩（附后耙斗装岩机操作规程）3、人力推车安全措施（1）巷道坡度大于7时，严禁人力推车。（2）人力推车时一次只准推一辆车。严禁在矿车的两侧推车。同向推车的间距，在轨道的坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m。（3）推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物、从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室门口时，推车人员必须及时发出警号。（4）不准在能自动滑行的坡道上停放车辆，确需停放时，必须用可靠的制动器将车辆稳住。（5）使用绞车时，严禁物料超高、超宽。（6）推车掉道时,在前面要设置警戒,然后把矿车抬上轨道。（三）工字钢支架支护作业架设工字钢支架支护：施工工序为：前移并固定好前探梁掏基础立棚腿上顶梁背顶、背帮壁后充填接顶打直径不小于60mm的撑柱6根（每一步都需安全检查及处理）。掏好基础后，放入棚腿后，要用煤岩将棚腿埋好填实，必要时用岩块将棚腿楔紧，然后，左右两侧各一人，将棚腿扶好，以防歪斜倒下伤人，由另外两人将顶梁架设在两个棚腿上，顶梁与棚腿的衔接要良好，不能有错牙、吊唇、后穷等现象。整个架设工字钢支架的过程中，要由5个以上员工组成，其中一人专门观察安全状况和指挥。背顶、背帮要严实（背板材料可选用厚度不小于50mm的木板）。若遇破碎带时，支护间距不大于300mm。空顶要用坑木接顶严实。（四）锚喷支护1、51206底板瓦斯抽放巷进风巷采用锚喷支护施工时的适用条件。（1）必须在M51煤层底板的全岩巷道（巷道毛断面顶板距离M51煤层底板法向距离不小于2m）。（2）围岩较稳定（f8)，无断层、无构造带影响。（3）涌水、淋水较小的地段。2、施工说明采用锚杆（直径18mm，长度2.0m螺纹钢）+挂网+喷射砼综合支护法。锚杆间排距（矩形布置）为686mm-660mm（调车场大断面）；喷射厚度75mm-150mm（调车场大断面）。采用掘、喷顺序作业法，视围岩稳定情况，一次喷射距离为6-20米。（1）锚杆+挂网作业：、锚杆的布置在断面图上时放射形，展成平面图为矩形。、锚杆方向：打眼时一定注意，在整体岩尘中，锚杆应垂直巷道轮廓线，在层状岩石中锚杆应垂直岩层层面（不小于45）。、锚眼深度：1.95m；间排距均为686mm（车场内段石门断面）-660mm（调车场大断面），岩层不较不稳定时，要加密锚杆，间距可适当缩小。、锚杆眼打好后必须用高压风吹洗眼内的岩粉、碎块、积水。、每一个锚杆眼内的锚固剂不得少于3条（锚固剂长320mm）；螺丝要拧紧，托板要紧固岩面。（2）锚杆钻眼作业：、钻眼前必须先敲帮问顶，敲掉活石，打好顶柱。、看线量边，检查有无欠挖部位。钻眼前，必须看好中腰线，根据巷道的设计断面，检查是否符合设计要求，有无欠挖部位有欠挖部位时，要先处理好后再钻眼。、标定锚索（杆）眼的位置。根据巷道的中线和腰线与设计的锚索排间距，在岩面上标定出锚索的位置，并认真找平锚索眼深度周围的接触面。、在钎子上标定出锚索眼深度的位置，为保证锚索眼深度和锚索长度相吻合，防止出现锚索眼过深或过浅，打眼前，必须根据设计的锚固深度，在钎子上标定出眼深的位置。 、锚索（杆）眼的检查：凡是锚索（杆）眼排间距大于设计要求的要重新打眼。锚索（杆）眼深度大于设计要求的药用时，要用碎石和炮泥垫至设计深度，深度小于设计要求的要重新打眼至设计深度。锚索（杆）眼应与层面或主要裂隙面成较大角度布置，当层面和裂隙不明显时，应与巷道周边垂直，或不小于45度。检查合格后方可安装锚索（杆）。、打锚眼时，必须是在单体点柱的保护下进行。（3）进行锚网支护的临时支护、临时支护采用单体液压支柱。、严禁空顶作业。、在单体液压支柱的保护下进行锚杆支护（打锚杆眼、挂网）。、超前锚杆。（4）喷射砼（砂浆）作业：喷射厚度75mm-150mm（调车场大断面），水泥：混合砂=1：4，水灰比为0.45，利用ZHP-2型转子式喷射机。、喷射砂浆施工前的准备工作A、检查喷射地点的安全情况和巷道规格。B、检查设备与管路的完好情况，进行试喷。C：使用压力水冲洗岩帮，洗一段喷一段。D：喷前应沿巷道轴线方向用铅丝拉好控制线，掌握好巷道的轮廓线。E：喷前应调整好压风管路，保证工作地点有足够的风量。F：必须采用潮料，现场施工人员应配戴防尘口罩。、喷射作业A：喷射机开、关机的操作顺序：开机：开水开风送电加料。关机：停料停电停风停水。B：喷射时，喷射应缓慢地、均匀地呈螺旋形移动，使料束喷至岩面时成直径200mm的圆圈。C：喷射顺序应先墙后拱，自上而下进行。D：喷射时就合理划分区段，一般应将6M作为一个基本段，基本段再分为2M长的三小段。E：喷侧墙时，每喷完1.5M的高度，便依次向相邻的小段推移基本区段划分及墙拱的喷射顺序。、喷射砂浆施工的技术参数A：工作风压：一般输送距离30-50M时，供风压力0.12-0.18MPa。B：水压：应比风压高0.1 MPa。C：水灰比：0.4-0.5。D：喷嘴与受喷面的距离：实践证明，输送距离为30-50M时，供水压力为0.12-0.18MPa，其较佳距离为：帮300-500mm，顶450-600mm。C：喷嘴方向与受喷面的夹角。喷射时，该角度尽量保持垂直，喷射下部时一般可下俯10-15，喷顶仰角为80-85。D：一次喷射厚度。其较佳值为：喷墙80-100mm，喷拱为30-50mm。E：喷射层间的间歇时间，掺有2.5%-4%速凝剂（本矿规定为8%）的普通硅酸盐水泥，间歇时间15-30min;不掺入的4-8h,而矿渣硅酸盐水泥的相应间歇时间分别为30-45min和12h。（五）临时支护1、在打眼之前和打眼放炮之后，应及时将前探梁前移到工作面迎头。前探梁应利用3根9号工字钢制作而成，每根长4米，用专门的装置固定在工字钢支架的顶梁上（3根工字钢的平行间距中-中不大于75CM），每根前探梁利用3个专门的装置固定在工字钢支架的顶梁上。临时点柱采用长2.5M-3.15M单体液压支柱。在全岩中掘进，若遇岩石不稳定时，可采用超前锚杆（长2.5M，直径22MM，间距20MM-30MM）进行护顶。2、严禁空顶作业。（六）备用材料工字钢支架20架、单体液压支柱10根、接顶坑木20根、接顶木垛及背板3矿车，放置在51206底板瓦斯抽放巷内（起初放置在三条下山井底联络巷内），距离51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进面不大于20米的地段。备用材料要整齐、稳固地码放在巷道内，不得占用巷道三分之一的断面，更不得堵塞巷道，不得影响通风、行人。五、掘进工作面主要设备、设施配备（见下表）掘进工作面主要设备、设施配备序号名称型号数量备注01风钻ZY2842台备用02风煤钻ZZBL-2.531台备用03刮板机SGB-420/30/04探水钻ZDY-750型21台备用05锚杆机MQT-130/2.4-C21台备用06耙斗装岩机P30B型21台备用07砼喷射机HPC-VB型21台备用08潜水泵BQY-15/20A32台备用09发爆器MFB-10052台备用10局部通风机FBDNo-21531台备用11矿车0.75m3123台备用第四章、辅助系统一、通风FBDNO-5.6/215KW(265m3/min -519m3/min)对旋式局部通风机两台，安装于二采区皮带运输下山与轨道下山井底联络巷，距离回风斜井30米以外，风机距离巷道底板不小于30CM，风机要实现“三专两闭锁”（专用变压器、专用线路、专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁）。采用600mm胶质抗静电、阻燃风筒，满足掘进工作面的通风要求。（一）、风量计算及局扇选择1、按瓦斯涌出量计算：Q掘125q瓦掘K掘通式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q瓦掘掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min；经消突后0.51m3/min。K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常，炮掘工作面一般取1.82.0，取2.0。据上式计算：Q掘=1250.512=127.5m3/min =2.1m3/s2、按局部通风机吸入风量计算Q掘Qf+0.25S式中：Qf掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进面选用FBDNo5.6/215型局部通风机，其吸入风量取265-519m3/min，即4.42-8.65m3/s，取8.65m3/s；0.25S为防止局部通风机吸循环风的风量，S，局部通风机安设处断面，按轨道斜巷处断面积5.72m2计算。Q掘1Q掘28.65+0.255.7210.08m3/s 按炸药使用量计算Q掘25Ac=258.7=217.5 m3/min =3.625m3/s式中： AC掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，8.7kg； 按工作面人员数量计算：Q掘4Nc=410=40 m3/min =0.67m3/s式中：Nc掘进工作面同时工作的最多人数，10人；按风速验算：岩巷掘进工作面的风量应满足：0.15SjQ掘4Sj0.82Q掘21.8煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25SjQ掘4Sj1.42Q掘22.88式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，煤巷、半煤岩巷5.72m2,全岩巷5.45m2。根据上述对风速验算并取最大值Q掘10.08m3/s，满足要求。选用FBDNO-5.6/215KW(265m3/min -519m3/min)局部通风机2台，一台使用，一台备用，两台要实现自动切换。（二）、局部通风管理1.通风系统（1）新鲜风:地面主斜井+副斜井一水平集中运输巷轨道下山局部通风机风筒（直径600mm）51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进工作面。（2）污风：51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进工作面51206底板瓦斯抽放巷进风巷51206底板瓦斯抽放巷进风巷石门回风斜井主要通风机地面。2.采用压入式通风。3.局部通风机安装于二采区皮带运输下山与轨道下山井底联络巷，距离回风斜井30米以外，离地面高度不小于300mm，并挂牌管理。4.风筒接头必须双反边，及时修补破口减少漏风，风筒吊挂严禁出现“铁丝相连”。缝环必挂，风筒吊挂平直。5.风筒出口距迎头不能超过5米（煤巷、半煤巷不超过3米），在巷道拐弯处加铁弯头，严禁拐死弯，不得出现挤压负筒现象。6.当风筒出现由大变小时，必须采用赤字渡节，严禁出现风筒由小变大或中间出现茬节；风筒过防突风门墙时，要设置风流逆返装置。7.矿车运送物料时严禁超高、超宽，以免损坏风筒，与矿车有磨擦的地方进行扩帮，以满足风筒吊挂的需要，如不能进行扩帮处理时，要采取其它措施，保护风筒不受损坏。8.局扇的开停由瓦检员执行，其它人员严禁停送局扇。9.临时停电停风按其措施规定执行。（三）、通风系统管理1.按规定进行测风，发现问题，查明原因，采取措施处理。2.巷内堆放物件时，严禁占巷道1/3以上断面。（四）、瓦斯管理1.巷道开口起，每班设专职瓦检员检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。2.加强通风：临时停工不得停风，检修停电停风时必须切断电源，撤除人员，设置栅栏，揭示警标。3.每班瓦检员对CH4、CO2检查不少于三次（要求随时检查）。4.每班瓦检员对高顶部、冒落的空洞及硐室进行瓦斯检查，若有局部瓦斯积聚，立即采取措施进行处理并汇报。5.工作面回风流中瓦斯浓度0.8%时，停止作业；工作面回风流中瓦斯浓度1.2%时或CO2浓度超过1.2%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。6.工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电煤钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。7.巷道内体积在于0.5 m3的空间内瓦斯浓度达到1.2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，进行处理。8.工作面放炮峰值瓦斯在3%以下时，采取加强通风方式，只有瓦斯浓度降到0.8%以下时，才能进入工作面；工作面放炮峰值瓦斯达到3%或者3%以上时，要制定专门的瓦斯排放措施，指定人员，进行瓦斯排放，并请救护队处理。9.按照瓦斯分级管理的办法进行瓦斯管理。10.严格执行“一炮三检”制度。二、供电：本矿为低压下井（660V），工作面供电电源取自井下配电室，沿皮带运输下山，直接接线至工作面。三、排水：工作面涌水可通过水沟自流至井底临时水仓。排水路线：30m3临时水仓（流量25m3/h，扬程100m潜水泵，直径50mm钢管）二采区水仓（100D45*3多级泵，直径100mm钢管）一水平水仓（D155-304/84-Y280M-4，直径150mm钢管）地面污水处理系统达标后循环井下、排放。四、压风：地面配有23.6m3/min的空压机，通过直径为150MM的供风主管、50MM支管供风到工作面。五、运输：51206底板瓦斯抽放巷进风巷掘进至全岩时，工作面采用耙斗装岩机（P30B型耙斗装岩机）装岩至矿车，采用人力推车至轨道下山后，由0.8m绞车提升至一水平，再进行人工推运至主斜井井底车场，最后由地面1.2m大绞车提升，地面人工翻卸。运输路线：工作面耙斗装岩机装入矿车人工推运至二采区轨道下山0.8m绞车提升（不超过2个）人工推运至主斜井井底车场1.2m绞车提升（不超过3个）六、防尘、防灭火：利用地面水池（不小于300 M3），直径75MM主管、直径50MM支管，通至工作面，进行喷雾洒水。同时，下井人员要配带防尘口罩，以达到个体防尘效果。七、信号系统：工作面、自救硐室、打点硐室应各安设一台按键式防爆电话，直通地面调度室，井下的电话都相互联通。八、安全监测监控系统：（一）监测监控设备和设置地点本矿采用KJ90NA型瓦斯监控系统。工作面瓦斯探头距工作面小于5米的巷道内，工作面回风流瓦斯探头、一氧化碳探头距回风口10-15米的巷道内。监测监控分站设在二采区水泵房。（二）报警浓度、断电浓度的设置报警浓度：T10.8% CH4 T20.8% CH4断电浓度：T11.2% CH4 T20.8% CH4复电浓度：T10.8% CH4 T20.8% CH4断电范围：T1、T2的断电范围为51206底板瓦斯抽放巷内一切非本质安全型电气设备（耙斗装岩机、探水钻、锚杆机等）。（三）安全监测监控系统管理1、地面监测室随时观察监控数据，当发现异常情况时及时汇报。2、局扇电源安设风电闭锁装置。3、所有安全监测装置必须达到设计要求：传感器所监测数据必须传送监控室，并保证24h 监控。4、分站电源必须由变电所单独供电，严禁接在其他电源。5、监测工每天对监测系统进行检查维护、按规定进行调试及断电试验。6、安全监控设备必须具有故障闭锁功能，当与瓦斯闭锁控制有关的设备未正常运行或故障时，必须切断该监控设备所控制的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。7、放炮时，由瓦检员将瓦斯传感器移距放炮点30m以外的安全地点吊挂好，炮后移到规定位置吊挂好。8、撤除或改变与安全监控设备关联的电器设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电器设备、需要安全监控设备停止运行时，必须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。第五章、质量标准一、巷道方位、坡度以及断面尺寸质量标准1、严格按照中腰线施工。2、严格按照断面尺寸进行施工。3、验收标准(误差允许)：巷道断面尺寸不得小于5cm，不得大于10 cm；砌筑支护厚度不得小于3cm；喷射厚度不小于2cm；支护间距（中中）不得大于5cm；巷道偏中、腰线不超过5cm。4、交岔点变断面斜率一般为0.25-0.4,交岔点柱敦宽度不小于500mm。5、所有巷道，当方位和坡度需要改变时，施工队要按技术人员指定的方位和坡度进行施工。二、工字钢支架棚式支护质量标准1、棚子不能有歪斜现象。2、棚子不能有前仰后伏现象。3、棚子不能有错口、吊唇、后穷等现象。4、两个棚腿与底板的夹角要一致（78-81度）。5、每两架之间不少于6根拉杆（或直径60mm撑柱）。6、棚子要垂直于巷道的轴线。7、背帮、背顶、接顶要严实，不能有露煤、岩现象。8、棚腿柱窝不小于25cm。三、锚喷砼（浆）巷道质量标准1、墙体凹凸不超过3cm，拱顶凹凸不超过6cm。2、锚杆间排距误差不超过5cm。3、严格按锚杆数量安设锚杆。4、按设长1.8m-2.2m锚杆时，每个锚杆眼的锚固剂不得少于3条（安设6M锚索时不少于6条）。5、已喷射砼巷道，锚（索）杆尾端（托板外）露出长度不得超过5cm。6、遇破碎带、岩层松软地带或煤层时，要缩小锚杆的间排距，并按要求必须挂网，超挖部分要求砼喷射充填严实。7、喷射砼基础不小于25cm。8、托板和螺丝齐全。9、喷射厚度误差不超过2cm。10、速凝剂的配比不能超过8%，砼的配比要合理。四、轨道质量标准1、道夹板、螺丝要齐全。2、枕木：1根/m（中-中）。3、轨道要平直，两侧高度误差不超过3mm。4、不能有杂拌道出现。5、枕木要用加工的枕木（最好用钢筋砼枕木，若用木枕木时，单轨枕木尺寸为：长1200mm宽150mm高120mm），不能用圆木代替。6、斜巷安道时，第隔30m设一组防滑装置。7、轨道接头要平直，间隙不大于3mm。8、弯道轨道要求平滑，且外侧轨道应比内侧轨道高5mm10mm。9、铺设道岔时，