40201回风顺槽作业规程改1011.docx

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40201回风顺槽作业规程改1011

山西朔州平鲁区国强煤业有限公司

40201回风顺槽掘进作业规程

编制人：

潘东海

施工负责人：

屈成宝

编制日期：

2015.10.11

执行日期：

目录

第一章概况……………………………………………………………………3

第一节概述………………………………………………………………3

第二节编制依据…………………………………………………………3

第二章地面位置及地质情况…………………………………………………3

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况……………………………3

第二节煤（岩）层赋存特征……………………………………………4

第三节地质构造…………………………………………………………5

第四节水文地质…………………………………………………………5

第三章巷道布置及支护说明…………………………………………………6

第一节巷道布置…………………………………………………………6

第二节矿压观测…………………………………………………………7

第三节支护设计…………………………………………………………8

第四节支护工艺…………………………………………………………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

第三节施工工艺及流程…………………………………………………13

第四节爆破作业………………………………………………………14

第五节装载与运输……………………………………………………16

第六节管路及轨道敷设………………………………………………16

第七节设备及工具配备………………………………………………17

第五章生产系统……………………………………………………………18

第一节通风……………………………………………………………18

第二节压风……………………………………………………………20

第三节瓦斯防治………………………………………………………20

第四节综合防尘………………………………………………………20

第五节防灭火…………………………………………………………21

第六节安全监测系统…………………………………………………22

第七节供电系统………………………………………………………23

第八节排水系统………………………………………………………23

第九节运输系统………………………………………………………24

第十节照明、通讯和信号……………………………………………24

第十一节压风自救……………………………………………………24

第十二节安全避险六大系统…………………………………………25

第六章劳动组织及主要技术经济指标……………………………………26

第一节劳动组织………………………………………………………26

第二节循环作业图表…………………………………………………28

第三节主要技术经济指标……………………………………………29

第七章安全技术措施………………………………………………………30

第一节一通三防………………………………………………………30

第二节顶板管理………………………………………………………33

第三节爆破管理………………………………………………………36

第四节掘进机施工技术要求…………………………………………40

第五节探水与防治水…………………………………………………41

第六节机电管理………………………………………………………43

第七节运输…………………………………………………………44

第八节大、重型材料运输管理措施…………………………………47

第九节起吊设备重物管理措施………………………………………47

第十节开口及贯通措施………………………………………………48

第十一节刮板运输机安装及使用安全技术措施……………………49

第十二节过断层、破碎带或地质构造带时的顶板管理措施………51

第十三节带式输送机的安装措施……………………………………51

第十四节带式输送机运输管理措施…………………………………52

第十五节耙斗机使用安全技术措施…………………………………53

第十六节锚杆机使用安全技术措施…………………………………55

第八章灾害预防及避灾路线………………………………………………56

第九章其它…………………………………………………………………57

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

40201回风顺槽

二、巷道用途、服务年限

1、巷道用途：

通风、行人、运输及敷设管路等。

2、服务年限：

2年。

三、设计长度、工程量、坡度

巷道开口坐标：

X=4369091.535Y=19623032.610H=990.503

巷道设计长度：

40201回风顺槽设计长度814.7米，掘进体积：

12691.2m3；

990车场设计长度141.7米，掘进体积：

2277.9m³

坡度:

1—3段巷道按0°掘进22.7m（包括曲线巷道8.6m），3—4段巷道按3‰上山掘进104.9m，4—6段巷道按0°掘进41.9m（包括曲线巷道14m），6—7段巷道按15°29′41″掘进43.7m，5—8段巷道按3‰掘进19m，8—9段巷道按-9°54′24″掘进34m，9—10段巷道按0°掘进50.27m至煤层底板，然后跟煤层底板掘进至巷道结束。

（详见工作量汇总表）

四、开工时间、预计竣工时间

开工时间：

2015年7月1日,预计竣工时间：

2015年12月31日,施工进度指标：

240m/月（岩巷：

80m/月）。

五、巷道布置

附图：

巷道布置图

第二节编制依据

依据《煤矿安全规程》、《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》、《山西平鲁区国强煤业有限公司安全专篇》、《山西平鲁区国强煤业有限公司40201回风顺槽设计图》、地质说明书等编制本施工作业规程。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

井上下对照关系表　　　　　　　表1

水平、采区

一水平

工程名称

40201回风顺槽

地面标高

+1251.0m～+1300.0m

井下标高

+978.03m～+1091.926m

地面相对位置建筑物、小井及其他

该巷道地面相对位置：

地表位于陶村乡陶西村西部，东面有陶村至井坪公路，并有马关河在附近流过

井下相对位置对掘进巷道的影响

该巷道井下相对位置：

井下位于4-1煤回风上山西部，工作面南部为40201运输顺槽，北部为井田资源，西部为工作面切眼，东部为轨道大巷、4-1煤回风大巷。

对巷道掘进无影响

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

邻近存在轨道大巷、4-1煤回风上山、4-1煤回风大巷、对巷道掘进无影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

本工作面掘进煤层为4-1煤层，煤层厚度4.23～10.95m，平均7.64m，稳定可采煤层。

4-1煤层结构复杂，含夹矸0～5层，夹矸厚度0.07～0.60m，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩，局部煤层有节理发育,煤层硬度f＜3。

煤（岩）层赋存特征见表2

煤层赋存特征表　　　　　　　表2

指　　标

　　参　　数

备　注

煤层厚度（最大－最小/平均）ｍ

4#

4.23-10.95/7.64

煤层倾角（最大－最小/平均）度

5°-21°/13°

煤层硬度ｆ

2.0-3.0

岩层硬度ｆ

≥6

煤层层理（发育程度）

较发育

煤层节理（发育程度）

较发育

自然发火期（月）

≥3

绝对瓦斯量（ｍ３﹒min-1　）

0.56

相对瓦斯斯量（m3/t）

0.22

煤层爆炸指数（﹪）

40-60

煤层顶底板情况：

伪顶顶板为炭质泥岩，平均厚度在0.2米左右，直接顶板为中细粒砂岩或泥岩，厚度4.5～8.30m，局部裂隙发育，属中等坚硬顶板，顶板坚硬不易冒落，有时有0.02～0.05m炭质泥岩伪顶，易垮落，有时局部为1.50m左右砂质泥岩顶板，老顶顶板为砂质混岩、泥岩，厚度在16.80底板为灰黑色泥岩或中细砂岩，厚度5.50m左右，质散。

附图：

4#煤柱状图

第三节地质构造

本区域4-1煤层走向SW20°，倾向ES20°，倾角5°～21°。

掘进过程中将揭露F3、SDF26、SDF24断层，断层性质为正断层，断层产状、延长方向及延长长度详见平面图。

第四节水文地质

一、区域内主要含水层

1、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

岩性为灰色厚层状灰岩及泥灰岩，裂隙、溶洞较发育。

2010年10月，山西省第二地质工程勘察院在井田东南部新主井附近施工的GS-1供水井，钻进奥灰灰岩345.20m，抽水试验静水位埋深142.40m，水位标高1058.00m，出水量30.40m3/h，属富水性强含水层。

本区域内奥灰水位标高在1058.5－1059.0m之间。

经计算突水系数小于0.06，对掘进无影响。

2、石炭系太原组碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

位于9煤与4煤之间。

本组含水层埋藏较深，又因其间有泥岩作为相对隔水层，不易接受上覆含水层越流和大气降水渗入，补给条件差。

含水层一般为弱富水程度，

3、二叠系山西组砂岩以及山西组以上碎屑岩裂隙含水层

位于4煤顶板，该组稳定砂岩2-3层，厚度变化较大，以K3砂岩厚度较为稳定，K3砂岩为灰色厚层状中、粗砂岩，底部常夹有砂砾岩，砂岩裂隙发育，大部分钻孔冲洗液漏失或形成干孔，为硬质淡水属富水性弱的含水层。

二、井田内主要隔水层

主要为本溪组，厚度21.92－34.30m，其中泥质岩岩性致密，细腻，具有良好的隔水性能，为阻隔奥灰岩溶水与上部含水层水力联系的重要隔水层。

其次，相间于山西组、太原组各砂岩含水层之间厚度不等的泥岩，粘土岩亦可起到一定的层间隔水作用。

三、主要水源、有影响的含水层厚度、涌水量、补给关系、影响程度等

充水因素为：

1、4-1号煤层顶板砂岩裂隙水随着巷道中出现的裂隙渗流入工作面。

2、奥灰混合水经细砂岩裂隙、断层渗入工作面。

3、4-1煤层主要接受大气降水的补给，向地表及下伏基岩风化壳含水层排泄。

基岩风化壳含水层，主要接受大气降水及沟谷处地表水的补给，局部可以得到第四系孔隙水的补给，通过裂隙向下伏岩层入渗，由于沟谷的切割，局部又以泉的形式排泄。

4、煤系地层各含水层接受上伏含水层的补给顺层运移，若无构造沟通或人为破坏，则各含水层相对独立，水力联系差，地下水主要以层间运移为主。

5、下伏奥灰岩溶含水层在灰岩裸露区接受大气降水的补给，岩溶水向东南径流至神头泉排泄。

四、相关因素，对施工安全的影响程度

1、邻近存在轨道大巷、4-1煤回风上山、4-1煤回风大巷，对巷道掘进无影响。

2、经计算该区域内奥灰水突水系数小于0.06，对巷道掘进无影响。

3、F3、SDF26、SDF24断层可能对巷道掘进造成一定的影响，掘进至附近时要编制有针对性的技术措施。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、层位、水平标高

990车场开口以0°坡度施工22.7m半煤岩（包括曲线巷道8.6m），再以3‰上山掘进104.9m，以0°掘进14m（曲线巷道）至40201回风顺槽，40201回风顺槽以3‰掘进19m，以-9°54′24″掘进34m，以0°掘进至煤层底板后沿煤层底板掘进，巷道施工方位为295°42′24″、336°49′13″、269°49′13″/176°00′00″。

990车场开口底板标高+990.503米。

二、巷道布置说明

1、巷道形状：

40201回风顺槽为矩形。

2、巷道规格断面：

40201回风顺槽：

净断面：

净宽：

4.2m、净高：

3.3m；长度814.7米，掘进体积：

12691.2m3。

工作面掘进期间每隔40米施工一个躲避硐室，躲避硐室规格为：

宽1.5米×高2.0米×深0.7米。

990车场：

净断面：

净宽：

4.5m（5.4m/5.6m）、净高：

3.3m；长度141.7米，掘进体积：

2277.9m3。

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测。

锚杆为端头锚固，锚固力不小于60KN，扭紧力矩不小于140N·m。

锚索锚固力不小于150KN。

对锚杆的锚固力检测工作实行施工单位自查，锚杆拉拔力每班自测一组，每组三根。

监理部门每月组织专人进行抽查,每300根取样不得少于1组，每组3根。

对锚固力不合格的锚杆、锚索应立即补打，确保锚杆、锚索支护效果。

二、顶板离层监测，顶板安设离层仪。

在巷道内每50m安设一顶板离层仪，工作面50m范围内每天至少观察一次，50m外每周观察不少于1次。

发现问题及时处理并汇报调度室跟安全科。

三、施工单位必须落实专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围岩异常等现象，要及时汇报生产技术部门以及有关领导，以便及时采取措施确保安全。

四、当地质条件变化时，要及时采取相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。

第三节支护设计

各类支护工艺及要求

一、临时支护

1、临时支护采用φ75mm×5000mm钢管及固定卡子及木板制作的金属前探梁。

每根金属前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的锚杆上，每根前探梁上固定不少于2根锚杆，两根前探梁间距3m，割煤后将前探梁前移至迎头，前探梁与顶板之间掩好两块木板，木板长不低于3m，宽度300mm，厚度不小于100mm，木板与顶板间用木楔子背牢背实。

附临时支护平断面图。

2、上前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥、2人穿前探梁。

3、前探梁移至工作面后，在最后一个吊卡上面用木楔与钢管背紧。

4、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员至安全地点，待顶板稳定后，由外向里加强支护后方可继续施工。

5、顶板较破碎时，打设超前锚杆作超前支护。

6、炮掘时工作面最小空顶距不大于0m，最大空顶距不大于2.0m。

7、综掘时工作面最小空顶距不大于0.2m，最大空顶距不大于2.2m。

8、巷道顶板破碎时必须掘一排支一排，最小空顶距不大于0.2m，最大空顶距不大于1.2m。

二、永久锚网支护：

40201回风顺槽停采线（开口向里145米）以外的顶板与巷道两帮永久支护方式采用低松弛七股钢绞线锚索+螺纹钢锚杆、钢筋网联合支护；锚杆为φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支锚固剂。

锚杆间排距1000mm×1000mm，成行成排布置，托盘为150mm×150mm×12mm钢托盘；网片为1100mm×2100mm×φ6mm的钢筋网片；锚索采用φ15.24mm×6300mm，排间距为2000mm×2000mm成（2—1—2）布置，托盘为250mm×250mm×12mm。

停采线以内顶板采用低松弛七股钢绞线锚索+螺纹钢锚杆、钢筋网联合支护，锚杆为长φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支CK2360锚固剂。

锚杆间排距为1000mm×1000mm，锚索采用φ15.24mm×6300mm，排间距为2000mm×2000mm成（2—1—2）布置，托盘为250mm×250mm×12mm，每根锚索使用3根树脂锚固剂；巷道前进的右帮采用螺纹钢锚杆+菱形铁丝网联合支护，锚杆为长φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支锚固剂，间排距为1000mm×1000mm，成行成排布置，托盘为150mm×150mm×12mm钢托盘；菱形铁丝网片为1100mm×3300mm的10#铁丝网片；巷道前进的左帮采用玻璃钢锚杆、塑料网联合支护；锚杆为长φ18mm×2000mm，每根锚杆使用1支锚固剂，间排距为1000mm×1000mm，成行成排布置，托盘为150mm×150mm×12mm，网片为1100mm×3300mm。

三、支护参数确定

40201回风顺槽锚杆锚固力不小于60KN，扭力矩不小于140N·M，锚索预紧力不小于120KN，锚固力不小于150KN。

1、采用计算法校核支护参数

锚杆通过加固作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中L——锚杆总长，mm

L1——锚杆外露长（托盘厚度+螺母厚度+螺纹外露10～30mm，取60mm），mm

L2——有效长度（顶锚杆取煤破碎深度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c），mm

L3——锚入岩（煤）层内深度（取700mm），mm。

b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶

式中B、H——巷道掘进跨度和高度，B=4200mm，H=3300mm；

f顶——顶板煤层普氏系数，f顶取3；

ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°。

b=[4200/2+3300×tan（45°-63.43°/2）]/3=959.72mm

C=3300×tan（45°-63.43/2）=779.17mm

依据上述公式计算得出：

顶锚杆长L顶≥1719.72mm；帮锚杆长L帮≥1539.17mm。

所选锚杆长度φ18mm×2000mm均能满足计算要求。

2.按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排拒；

每根锚杆悬吊煤体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

为安全起见，在考虑安全系数k,取k=2.

kG

式中：

a--锚杆间排距；

L2--普氏免拱压高度；

γ--岩体容重，13.72KN/m3；

根据L2=B/2fr

B--巷道掘进跨度，B=4.2m；

Fr--顶板岩石普氏系数，fr=2.5

计算得，L2=0.84m

a2<[Q/（k•γ•L2）]1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥60KN，

计算得a2<[60/（2×13.72×0.84）]1/2=1.30m

a<1.14m

因此，间、排距参数能满足计算结果。

3.悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24mm、L=6300mm的钢绞线，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L=n•F2/[B•H•γ-（3F1•sinθ）/L1]

式中L——锚索间距，m

B——巷道最大冒落宽度，4.2m；

H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取4.34m；

γ——岩体容量，13.72KN/m3；

L1——锚杆排距，1.0m；

F1——锚杆锚固力，60KN；

F2——锚索极限承载力，取230KN；

θ——角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n——锚索排数，取1。

L=1×230/[4.2×4.34×13.72-（3×60×0.97）/1]=3.05

通过上述计算，40201回风顺槽锚索间距L小于3.05m。

所选锚索参数满足设计要求。

根据以上计算确定40201回风顺槽的支护参数为：

锚索采用Φ15.24mm×6300mm的钢绞线；间排距为2000mm×2000mm，以2—1—2布置；锚杆采用Φ18mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚杆间排距为1000mm×1000mm；钢筋网采用网片为1100mm×2100mm×φ6mm的网片，搭接长度不少于100mm，每隔300mm用12#双股铁丝绑扎。

第四节支护工艺

锚杆眼使用MQT-120型锚杆钻机打设，锚杆眼必须垂直顶板，边两排锚杆与顶板夹角不低于75°，其余锚杆眼与顶板夹角不低于87°，严禁斜打眼，锚杆机必须带水作业，严禁干打眼，锚杆眼深度比所使用的锚杆长度少70mm，锚固剂用锚杆顶入孔底，用锚杆机旋转搅拌10-20秒钟后，卸下锚杆钻机，待到15分钟锚固剂全部凝固后，方可上托盘。

要求托盘布置垂直巷道中心线方向，横竖成行，用力矩扳手将螺母拧紧，锚杆螺纹外露长度为10mm～30mm，锚索外露长度150～300mm。

1、支护工艺

（1）前探梁临时支护：

支护前由班队长、安全员检查工作面安全情况，处理顶帮活矸后，再进行支护；安装时先将移动圈用螺帽固定在靠工作面的两排锚杆上，然后将穿梁插入移动圈，放炮前呈后悬臂式，放炮后将穿梁前移呈前悬臂式，用刹顶木将梁与顶之间刹紧，刹顶木不少于两排。

前探梁为2根。

移梁时必须等前一排锚杆支设好，并固定上移动圈后，将刹顶木打松，把梁拉后，再穿入新移动圈背紧刹顶木，操作人员必须在支护齐全的地方工作，且必须由专人监护。

（2）支设锚杆：

先打设锚杆眼，按规格掌握好眼深、眼距，安装时，用锚杆将锚固剂推入到眼底，再用锚杆机（风煤钻）搅拌10-20秒左右将杆体锚入眼底，取下锚杆机（风煤钻），15分钟后安装托盘，用机械或力矩扳手拧紧螺帽。

2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求；

（1）打设锚杆必须严格按照规程中规定，间排距误差为±100毫米。

（2）锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°，锚索不小于80°

（3）锚杆必须拧紧螺母，螺纹外露长度为10—30mm，托盘紧贴岩壁。

（4）锚杆锚固力必须达到60KN以上，不合格必须重新补打。

（5）紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于140N·m。

（6）打锚杆眼：

打锚杆眼用锚杆机，爆破后先进行敲帮问顶工作，确保安全无误后，方可进行打设锚杆眼。

（7）锚杆安装方法：

锚杆孔钻好后，用锚杆将锚固剂轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌时间为10-20秒；凝固后取下钻机，15分钟后将托盘上好，拧紧螺母，要求托盘与煤、岩石贴紧，确保支护效果，避免顶板离层。

3、支护网片的铺设、连接要求

（1）钢筋网规格为1100mm×2100mm。

（2）塑料网规格为1100mm×3300mm。

（3）菱形铁丝网规格为1100mm×3300mm。

（4）安装锚杆后，开始铺挂支护网片。

钢筋网和塑料网及铁丝网搭接宽度为100mm，每隔300mm用12#铁丝扎牢，网与网链接绑扎必须牢固，压茬要好，同时紧贴岩壁。

（5）铺网时要将锚杆的托盘凸面朝外上好，托盘要压在钢筋网上使托盘密贴岩壁，用机械或力矩扳手将锚杆螺母上紧。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法。

1、施工前必须提前标定开口位置，标定巷道中腰线，严格按中腰线施工。

2、开口前，必须对开口左右各10m巷道及预计贯通点左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用铁板或旧胶带掩护好。

3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。

二、掘进施工方法

1、40201回风顺槽停采线以外顺槽及990车场采用打眼放炮掘进，耙斗机装煤（岩）,用刮板运输机、胶带机运输；停采线向里掘进时采用EBZ-150A型综掘机截割并自行装煤、采用掘支单行，一次成巷的作业方式按设计和标准化要求施工。

2、按照生产技术科标定中腰线进行施工。

3、采用短掘短支法进行掘支作业。

第二节凿岩方式

40201回风顺槽停采线以外顺槽及990车场采用打眼放炮掘进；停采线向里掘进时采用EBZ-150A型综掘机截割落煤。

第三节施工工艺及流程

一、工