3207回风顺槽规程内容.docx

1、3207回风顺槽规程内容3207综采工作面回风顺槽掘进作业规程一、编制依据及基本情况：（一）编制依据：本规程的编制，依据采区设计方案、采掘工程平面布置图、掘进地质说明书、煤矿安全规程、煤矿防治水规定、煤矿安全质量标准化标准、顶板管理实施细则、掘进工程操作规程、工种岗位责任制及上级有关文件规定和要求编制的。（二）基本情况：1、位置：工作面起点对应的地表位置位于北马喊旧村北部约600m处，向南方向掘进，地面多为起伏不平的丘岭土塬，地面无附着物及水体，地面设施不会影响井下的正常施工。井下位置位于2#轨道下山南部，现采区变电所南门向下约50m处；位置选择的总体原则是：从3205运输顺槽向下到3207运

2、输顺槽正倾斜长度276m，分别在32053206、32063207回采工作面之间各留10m煤柱后，将该段把3206、3207两个回采工作面沿倾斜长度平均分开；按该方法布置该回风顺槽掘进工作面位置后，3207工作面的净斜长为126m。2、服务年限和用途：因充填开采设计尚未进行论证审批，本工作面在设计掘进工程量时，暂不考虑充填开采区的巷道工程，只考虑正常开采块段的掘进巷道工程量，根据北马喊新村的地面保护煤柱确定该回风顺槽的终端位置；预计该巷道总长度从2皮带下山开始算起，巷道总工程量460m，实际采煤利用长度380m。采用大支架采煤工艺后，预计服务年限3个月；该巷道掘进完工后，担负3205回采工作面

3、回风、下放综采设备、下料和安全出口之用。3、工程量：预计该巷道工程量为：2皮带下山南上山段30m，向北的回风平巷约60m，与3206运输顺槽的联络巷10m，接2轨道下山材料绕道30m，2轨皮带下山以南约420m；总掘进工程量约550m。4、施工工期：掘进时，考虑去掉探水时间，开口时的部分工程不能采用机械化掘进，小的零星配套工程要采用炮掘施工，计划施工工期3个月（合90天）。二、煤层及地质情况：1、煤层情况：工作面位于山西组中下部3#煤层，沿煤层底板掘进。煤层厚度稳定，根据附近的ZKS1号钻孔揭露，钻孔煤层伪厚度5.92m，采区内煤层平均真厚度5.8m左右，含一层夹矸，分为二个自然层，其结构为4

4、.5（0.1）1.2，煤质为瘦煤。2、地质构造情况：3207回风顺槽沿煤层底板近走向布置，地质条件较简单，巷道掘进过程中不会遇到大的褶曲、断层等地质构造，预计煤层平均倾角在130左右，较平缓。3、水文地质情况：巷道主要充水因素为3#煤层顶板以上号砂岩水，距3煤层顶板界面约510m。正常情况下，不会出水。施工过程中，过裂隙带时，局部顶板可能会出现少量淋水。当顶板锚索打到该岩层时，水会顺锚索孔流出。预计巷道正常涌水量为1m3 /h左右，最大涌出量为3m3/h左右。4、瓦斯情况：矿井属低瓦斯矿井，根据3205工作面上下顺槽掘进时的瓦斯涌出情况分析，预计3207回风顺槽掘进时，正常瓦斯绝对涌出量在1.

5、2m3/min左右，最大瓦斯绝对涌出量在2.4m3/min左右。5、煤尘爆炸性、煤层自燃情况：煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸火焰长度为20mm，煤层不易自燃。6、煤层顶、底板情况：直接顶底为粉砂岩，局部砂质泥岩和泥岩，一般厚5.17m，为半坚硬多层结构岩组，开采过程中易冒落；但老顶为细中粒砂岩，一般厚510m，属坚硬的单层结构岩组，比较稳定。直接底板为泥岩、砂质泥岩，一般厚4.4m，结构稳定性较差，吸水后，可能会出现底鼓现象。据本矿地质报告提供资料，3号煤层顶板平均抗压强度为：泥岩32.9534.98MPa、粉砂岩42.2261.29Mpa；底板平均抗压强度为：泥岩34.6844.82MPa、砂质泥

6、岩38.74MPa。三、巷道布置：1、巷道位置与施工顺序：（1）为了掘进期间的运煤方便，3207回风顺槽开口掘进时，应先从2#皮带巷沿煤层底板开口，向南掘进32m，与轨道下山贯通，准备做立交桥。（2）做完立交桥后，再向南沿底掘进，在2轨道下山下面穿过，进入本巷道的正常段。（3）在2轨道下山正常段掘进15m后，向上山方向掘进30m回风联络巷与2回风下山沟通，形成本工作面的回风系统。（4）运料系统形成后，再进行主体工程的掘进施工。（5）设计巷道真方位角为1830，沿煤层底板掘进。附：巷道平面布置图。2、 巷道断面及工程量：考虑通风能力及下放综采设备的需要，各巷道工程量、断面形状穿过层位及断面积见下

7、表：巷道名称巷道长度：m巷道净高：m巷道净宽：m净断面积：所在层位北回风段402.503.007.50由沿顶到沿底南过渡段322.503.007.50由沿顶到沿底材料绕道303.003.009.00由沿底到沿顶回风顺槽4103.004.0012.00沿煤层底板3、各段巷道断面图：（1）北回风段巷道支护及断面图：（2）南过渡段巷道支护及断面图：（3）材料绕道巷道支护及断面图：（4）回风顺槽正常段巷道支护及断面图：3、巷道施工方式：采用一次成巷,综合机械化掘进机截割落煤，锚、网、索、钢筋梯联合支护方式。四、支护形式：1、永久支护：本工程各段巷道采用锚杆、锚索、钢筋梯、金属网联合支护方式。锚杆排距均

8、为0.9米，锚杆间距按巷道布置图的数据执行，顶板锚杆长度为2.4米，两帮锚杆长度为2.0米，锚杆规格为金属螺纹等强锚杆。锚索间距沿按巷道布置图的数据执行，排距均为1.80m，即：在隔一排锚杆的空档内打一排锚杆，煤层底板的巷道锚索长度不低于10m，沿煤层顶板的巷道锚索长度不低于8m，过渡段巷道锚索长度不低于810m，锚索规格为15.7钢性等强锚索。支护方式按巷道断面及支护形方式图中的要求内容执行。 2.永久支护质量要求：（1）锚杆要垂直于顶板和两帮，锚固长度均不低于1000，间排距误差不超过设计的50；拧紧螺帽后，锚杆外露长度3050。锚网搭接要严密无缝，搭茬宽度不低于100。（2）网采用505

9、0金属网，金属网搭接要严密无缝，搭茬宽度不低于100；网要紧贴顶板和两帮，超宽超高处要用木板或煤（矸）充填严实。（3）锚索采用直径15.7、长度10m的钢性锚索，锚固长度不低于1600；外露长度300（50），锚盘采用300300、厚度不低于10钢板。（4）设计巷道净高执行图中标定内容,不超出设计的+100mm，不低于设计规定。（5设计巷道净宽执行图中标定内容,不超出设计的100mm。3、巷道支护技术参数：（1）锚杆 :左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆。锚杆排距：900mm，锚杆间距：700800mm。帮锚杆长度：2000mm，顶锚杆长度：2400mm。锚杆直径：20mm锚杆托板：使用板型钢加工的蝶形

10、托板，规格12012010mm3。锚杆角度：要求与巷道面垂直。锚杆锚固力：正常情况下不小于80KN/根。树脂锚固剂：K23/350、Z23/350。钢筋托梁：12mm的圆钢焊制，宽度为70mm锚杆扭矩：顶锚杆螺母预紧力矩不得低于150NM，帮锚杆螺母预紧力矩不得低于100NM。金属网：10#铁丝编制的菱形网，幅宽1000mm，长度根据实际需要裁截。4、锚杆支护强度规定：1）、支护顶板采用的长度为2400、20mm的螺纹钢等强锚杆，设计锚固力在煤层中不小于80KN，在岩石中不得小于90KN；帮锚杆采用长度为2000、20mm的螺纹钢等强锚杆，设计锚固力在煤层中不小于60KN，在岩石中不得小于80

11、KN。2）、现采用锚索规格为15.7mm的锚索，承载力应达到200KN以上，张拉预紧力应不小于120KN。3）、锚杆（索）的孔位、孔深、孔径必须与锚杆（索）的直径、钢梯子、梁孔径相匹配。（1）锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在610mm的范围内。（2）锚杆孔深度比锚杆长度短50100mm。（3）孔位差距不得大于间排距规定50mm。4）、必须采用符合设计标准的锚杆支护材料。锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢筋梯等，性能、强度、结构必须与设计锚固力相匹配。5、锚杆支护施工要求：1）、锚杆支护作业必须严格按掘进工作面作业规程进行施工。2）、锚杆支护应尽量采用机械化掘进，以减少对围岩工程的破坏，保证巷道成形质量

12、。炮掘时周边眼布置要在设计断面的轮廓线内预留300500mm距离，由人工刷大，保证巷道成形。3）、如因不可抗拒的原因造成施工断面的超宽、超高，大于300mm时须采取补打锚杆（索）或支撑式支护加固，并保证网和钢筋梯紧贴顶和帮。4）、对顶锚杆应采用锚杆机快速安装，安装时必须边旋转边将锚杆推进到孔底，严禁先推进后再转动，帮锚杆同样采用快速安装工艺，保证锚杆安装质量。5）、安装锚杆时，顶锚杆螺母预紧力矩不得低于150NM，帮锚杆螺母预紧力矩不得低于100NM。6）、锚杆安装前，应检查树脂锚固剂的性状，严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。7）、搅拌锚固剂时必须严格掌握搅拌时间和等待时间。搅拌时间

13、为3045S，等待时间为90180S。8）、打锚杆孔要求与顶板岩层层面垂直，锚杆（索）与顶板或巷道轮廓线夹角最大偏差不得大于设计值5。9）、锚杆外露长度应在2030mm范围内，锚索外露长度须在250350mm范围内。10）、锚杆支护巷道，锚杆（索）必须紧跟迎头，锚索滞后迎头不得大于5m（顶板遇地质条件变化时必须紧跟迎头），最大空顶距不超过1.20米。11）、施工过程中发现失效和不合格锚杆（索）或超挖空顶达到300mm以上时必须及时补打锚杆（索）。12）、为保证工程质量持久达到要求，及时消除隐患，安全技术科应安排专人对锚杆的支护质量按要求进行日常观测、监测。6、锚杆支护质量的检测：1）、锚杆支护

14、质量检测由安全技术科负责，技术科应加强施工质量的管理，严格检查验收、责任落实到人，切实把锚杆支护质量纳入有效的管理和监控之中。2）、锚杆（索）安装质量检测，首先由跟班安全员在当班组织班组长负责对每根锚杆（索）检查验收，并做好记录，保存归档。内容包括：（1）锚杆间排距不得大于设计的50mm.（2）锚杆角度不得大于设计值5（3）锚杆外露长度3050 mm（4）锚索间排距不得大于规定值100 mm（5）锚索角度偏差不得大于设计值5（6）锚索外露长度250350 mm（7）锚杆螺母扭矩：顶锚大于150NM，帮锚100NM（8）锚索预紧力大于120KN以上。3）、安全技术科要组织专人对锚杆巷道锚杆作拉拔

15、力抽样检测：巷道每隔3050m或施工200300根锚杆抽样检查一组，每组随机抽样3根（顶板一根，两帮各一根）进行检查，被检查3根锚杆均要达到设计要求，只要其中有一根不合格，就再抽样一组（3根）进行试验，如仍不合格，要组织有关人员分析原因并及时采取措施，进行处理。拉拔力检测:（1）顶部拉拔力达到80KN以上 。（2）帮部拉拔力达到50KN以上。（3）锚索拉拔力达到180KN以上。7、顶板离层仪的安装及日常监测：日常监测主要监测顶板变形，要充分采用简单、易读并具有直观视觉显示功能的顶板离层指示仪，以便下井所有人员都能随时了解顶板的活动情况。顶板离层仪最大安装间隔为：1）、该巷道每50米安装一组顶板

16、离层指示仪。2）、断层及围岩破碎带、顶板淋水，应力集中区、交岔点及硐室等特殊条件下的巷道范围内必须安设顶板离层指示仪。3）、顶板离层指示仪均应安设在巷道的中部，交岔点处的顶板指示仪则应安装在交岔点的中心位置。4）、顶板离层指示仪下部测点应与顶锚杆上端处在同一高度处，上部测点应处在锚杆上方稳定岩层内300500mm处。5）、掘进巷道必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。6）、安全技术科要指定专人每班对距工作面100米内的顶板离层仪进行测读和记录，距工作面100米以外的顶板离层仪每周不少于1次进行测读和记录。7）、安全技术科负责人对当天汇总的监测数据要及时处理分析，发现异常时，需将异常现象以及原

17、因、危害和对策建议向矿生产技术科、调度室及总工程师汇报，由总工程师主持会议分析，根据分析结果提出措施和对策，组织落实。8、临时支护：掘进工作面与永久支护之间必须采用金属前探梁进行临时支护，必要时可以配合前探刹杆或戴帽点柱来管理顶板，金属前探梁采用2根直径不小于76mm，长度不小于3米的钢管，均匀布置并垂直于工作面，用不少于2付前探梁卡固定在永久支护上。前探梁卡与前探梁必须保证完好。开口地段由于条件限制，使用金属前探梁支护不方便时，采用在工作面开门点最后一棚梁上穿插前探刹杆管理顶板，前探刹杆采用架棚所用木背板或圆柱，数量以控制顶板不冒落为限。在顶板压力大，不易管理时，可配合使用直径140mm，长

18、度适宜的戴帽点柱来管理顶板。9、临时支护与永久支护的关系：永久支护到工作面的最大控顶距为1.20m，掘进要及时进行临时支护，管理好顶板。10、掘进工作面前探梁强度计算：顶压计算：P=K/fa2rP-顶压，KN/mf-冒落拱范围内顶板岩石坚固系数，f值取3K-顶压系数，中硬岩取K=4/3a-巷道跨度之半，a=2.0米。r-冒落拱范围内顶板岩容重，取r=20KN/m3（煤与岩石平均值）p=4/3/32.0220=35.60kN/m根据本作业地点的顶板压力情况，本掘进工作面使用2根前探梁，（前探梁长为3米的中空钢管，外径为76mm，内径为66mm）则每根前探梁所承受的载荷为P/2，即17.8KN/m

19、，掘进工作面的最大控顶距为1.2米，这样，每根前探梁上的线载荷为：q=21.4KN.前探梁的力学模式可简化为一悬臂梁，可计算出前探梁的最大弯距为：M=q/2X=21.4/21.2=12.8KNm，前探梁所承受的最大应力为=M/W，W为前探梁的抗弯模量，经计算W=25.810-6m3.则： =3.0/(25.810-6)=116.3MPa钢管的容许应为力=180Mpa，大于116.3MPa，所以前探梁的强度满足要求。五、掘进方式：巷道开口点及外段的零星工程掘进时，采用爆破掘进，回风巷正常段采用综合机械化掘进。1、炮掘：3207回风顺槽巷道开口点及外段的零星工程爆破法掘进时，采用全断面一次爆破的方

20、式，采用1、3、5段毫秒延期电雷管分段起爆，起爆顺序为1、掏槽眼，2、辅助眼，3、周边眼及底眼。打眼采用1.2KW手持式湿式煤电钻，2米长湿式麻花钻杆，合金钻头，配备煤电钻综合保护一台。放炮器材：采用矿用乳化炸药，毫秒延期电雷管，MBF-200型电容式起爆器。打眼方法：根据巷道中线及炮眼布置图，用尖镐找好眼位，然后用煤电钻进行打眼，打眼必须采用湿式打眼。装药、联线和爆破：按爆破说明书的规定装药、联线和爆破。装运煤方式：人工攉煤，配合刮板机运输出煤。施工顺序：打眼装药洒水爆破洒水临时支护运料及出煤永久支护延长煤溜。循环进度：1.80m。附：正常开口段炮眼布置图和爆破图表：其它非标准断面的炮眼布置

21、图及爆破图表，根据设计巷道轮廓尺寸，参考本图表炮眼布置的最大、最小抵抗线和装药量适当安排。2、机掘：掘进方式：采用S100型掘进机割煤、装煤，配套桥式胶带转载机转载，后配套D煤溜或SSJ800/402可伸缩胶带输送机运煤。 工艺流程图：割煤装煤运煤支护； 施工顺序：割煤装煤运煤支护(临时支护_永久支护)清理浮煤整理巷道；S100型掘进机割煤、出煤的同时，其他人员可向工作面运送支护材料。工作面出完煤后，先进行临时支护，在支护下，对巷道进行整理，保证施工场所文明整洁。进刀方式： 掘进机从工作面中部直接进刀，即掘进机向前移动的同时，截割部从巷道中部的中间钻入煤壁。截割顺序：先沿中部水平切割，然后向上

22、割400500mm，再水平切割，如此往复进行环形切割，按巷道规格切割成形。附：截割轨迹图：装运煤方式：由掘进机铲板把截落的煤集中后，装到运输机构中。装煤时，要推进铲板，由蟹爪由外向里耙装底板上的浮煤，保证巷道平整硬实。附：掘进机技术特征图表：S100掘进机技术特征表型号S100截割范围高2.34.5M宽2.55.1M爬坡能力15行走速度8m/min功率45/100KW电压660V油压20.6MPa外形尺寸8.32.81.8M转载能力3m3/min截割速度23/46rPm六、供电系统及设备：1、供电系统：从采区变电所，供到移动变电站各台设备。另外，再引2趟专用低压到局部通风机，并实现风电闭锁，自

23、动切换功能。附供电系统图：2、设备布置图：七、运输系统：1、掘进出煤系统：工作面2#皮带下山皮带机 1#强力皮带机835m水平主皮带道井底煤仓。2、运料系统：工作面所用材料、设备运输路线：副井底西运输大巷1#轨道下山2#轨道下山中上段本工作面运料联络巷工作面。附运输系统图： 八、一通三防：1、通风系统：通风方法：采用压入式局部通风机供风，局部通风机和启动装置安装在2轨道下山与本掘进工作面开口点以上不小于10米处，通风机放在设备架或吊起在棚梁上。局部通风机把新鲜风流经风筒压入工作面。工作面回风从工作面路线如下：工作面南过渡段北回风段2总回风下山总回风巷回风立井地面排出。附通风系统图：风量计算及局

24、部通风机选型：按工作面瓦斯涌出计算：Q=100q.k式中：Q-掘进工作面所需风量，单位m3/min；q-掘进工作面的最大瓦斯绝对涌出量取q=1.5m3/mink-该工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取k=1.5因此：Q=100qK=1001.51.5=225m3/min工作面开口时，要采用爆破掘进，应计算爆破所需风量。按一次爆破炸药消耗量计算：Q=25A式中：Q-掘进工作面实际所需风量，单位：m3/minA-掘进工作面一次爆破的最大用药量：A=kg25-每公斤炸药需供给的风量，单位：m3/min因此Q=259.30=233m3/min按工作面同时工作最多人数进行计算：Q=4N 式中：N-掘进工作面同

25、时工作的最多人数，取N=12人因此：Q=4N=412=48m3/min按最低风速进行验算：Q0.2560s式中：S-掘进巷道净断面积，S=10.0m2因此：Q0.256010.0=150m3/min按最高风速进行验算：Q460S=46010.0=2400m3/min根据以上计算，掘进工作面所需供风量应不小于225m3/min,因此选用FBD NO5/222对旋风机2台，一备一用，供工作面通风，即可满足要求，风筒直径为600mm。2、通风设施、设备管理：局部通风机实行三专（专用变压器、专用开关、专用电缆）、两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）装置，当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即切断

26、局部通风机供风巷道中的一切非本质安全型电源。局部通风机必须设专人负责，实行挂牌管理，局部通风机必须24小时连续运转，局部通风机管理人员应现场交接班。风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，悬挂采用10#铁丝，风筒接口要反压边，严密不漏风，逢环必挂，保证平直，不准随便拆开、损坏风筒。风筒出口到工作面掘进头距离不得大于5m。行人、下料时，要随手关闭所有通风系统中的风门，严禁同时打开两道风门或长时间打开一道风门，风门前后5m不许堆放物料，发现风门或风筒损坏，立即向通风科汇报，通风科要及时安排人员处理。3、瓦斯及其它有毒有害气体监测监控系统：瓦斯监测监控仪表布置方式。附监测监控系统布置图。在距工作面迎头不大于5

27、m处回风侧安设一台甲烷传感器T1，另一台T2甲烷传感器安设在巷道入口里1015m处。具体报警浓度、断电浓度、复电浓度、复电浓度如下：瓦斯报警浓度：T1处1%；T2处1%；瓦斯断电浓度：T1处1.5%;T2处1%;瓦斯复电浓度：T1处1%;T2处1%；断电范围：T1、T2掘进巷道内全非本质安全型电器设备。便携式瓦检仪的配备：、矿、科、队长、跟班队干、班组长、安全员、流动电钳工，必须按规定佩带便携式瓦斯报警仪，并会正确使用。瓦检仪均能自动测量瓦斯，实行自动报警。、掘进机掘进时，掘进机上必须配备便携式瓦斯检测仪，并能实现瓦斯超限时的自动报警。瓦斯监测监控管理：、掘进工作面里端的甲烷传感器距工作面的距

28、离始终不大于5m，并设在回风侧，瓦检员负责传感器、线缆及传感器管理牌板的移动。、甲烷传感器应垂直悬挂在风筒的对帮，距巷道顶板距离300mm，距巷道侧帮距离200mm，并设置传感器管理牌板，使其始终与传感器保持2米的平行距离，并在巷帮1.6米高的地方固定。、冲洗巷道时，应避开监测监控系统装置的安设部位，不得直接用水冲刷传感器。、要管理好所使用的监测监控设备，确保设备台台完好，运行正常，电缆悬挂上钩，保持平直，杜绝失爆现象。、放炮时，必须把工作面的甲烷传感器移到安全地点或进行防护保护，以防放炮崩坏，放炮后，按规定悬挂。、通风科负责校验甲烷传感器，必须每隔10天使用标准气样按产品使用说明书的要求对甲

29、烷传感器进行一次校对，确保各项指标符合规定，数据显示灵敏可靠。、传感器出现故障时，通风科必须及时更换或维修。、瓦斯检查员必须每班认真对管辖范围内传感器的数据进行记录；、每10天由通风科和机电科人员做一次断电试验，并做好记录。、当传感器或主机出现故障时，其他人员绝对不允许私自拆掉断电控制线，由通风科专业维修人员及时对故障进行处理。一氧化碳传感器的布置与监测：在工作面回风流与进风流入口点1015m处的回风流内设置一组一氧化碳传感器，当巷道回风流一氧化碳的浓度达到或超过24ppm时，要立即停止工作，撤出人员，报矿总工程师或通风矿长处理。4、防治瓦斯及其它有害气体措施：、作业地点必须配备专职瓦斯检查员

30、进行瓦斯检查，每班至少检查三次，并且把每次检查结果认真填写与汇报。瓦检员必须对下列地点进行瓦斯检查；局部通风机进风流、工作面风流、工作面回风流及局部宽帮高冒顶处。、对工作面作业地点20米范围内的宽帮高冒顶处，在作业前由瓦斯员进行认真检查，若瓦斯超限，及时汇报矿监控室，通知有关部门及时处理，确认瓦斯及其它有害气体不超限时，方可进行作业。宽帮处要用金属网护好，用煤充填严实，并用水全部喷湿，高冒顶处要用木背板充填严实，穿好顶。、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1 .5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。、工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，严禁放炮。工作面及其他作业地点风流中瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理；电动机及其开关地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面内体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20米范围内必须停止工作，撤出人员，