1425车场及回风联络巷作业规程.docx
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1425车场及回风联络巷作业规程
目录
第一章：
概况1
第一节：
概述1
第二节：
编写依据1
第二章：
地面相对位置及地质情况2
第一节：
地面相对位置2
第二节：
煤（岩）层赋存特征2
第三节：
地质构造4
第四节：
水文地质4
第三章：
巷道布置及支护说明书4
第一节：
巷道布置4
第二节：
矿压观测5
第三节：
支护设计5
第四节：
支护工艺7
第四章：
施工工艺8
第一节：
施工方法8
第二节：
凿岩方式8
第三节：
爆破作业8
第四节：
装载与运输12
第五节：
管线及轨道敷设12
第六节：
设备及工具配备13
第五章：
生产系统13
第一节：
通风13
第二节：
压风15
第三节：
瓦斯防治15
第四节：
综合防尘16
第五节：
防灭火16
第六节：
安全监控16
第七节：
供电17
第八节：
供水17
第九节：
排水18
第十节：
运输18
第十一节：
照明、通信及信号19
第六章：
劳动组织及主要技术经济指标19
第一节：
劳动组织19
第二节：
作业循环20
第三节：
主要技术经济指标20
第七章：
安全技术措施20
第一节：
一通三防21
第二节：
顶板30
第三节：
爆破36
第四节：
防治水41
第五节：
机电41
第六节：
先探后掘48
第八章：
其他55
第九章：
灾害应急措施59
第十章：
安全标准化62
第一节：
管理职责及标准62
第二节：
考核办法65
第十一章组织措施67
第一章：
概况
第一节：
概述
1、巷道设计长度坡度：
该巷道开口点位于轨道下上西翼。
1425车场及联络巷在轨道上山测点G89往上34.3m处开口，开口以方位241°47′38″、坡度为-24.5°扩刷施工3.967m后，将坡度变为23°59′38″扩刷施工4.333m，再将坡度变为21°32′17″扩刷施工6.295m，再以15m的转弯半径扩刷5.639m落平后，再施工6.15m，再以12m的转弯半径施工4.17m，再以方位261°49′1″、3‰的坡度施工39.85m,再以-15°的坡度施工19.32m落平后施工22.69m,再转向以方位148°12′22″、-3‰的坡度施工59.11m后再以方位76°47′38″、-3‰的坡度施工6.79m与回风下山贯通，最后在1425车场内转弯后16.89m处以方位148°12′22″、-3‰的坡度施工34.42m后再以方位256°47′38″、-3‰的坡度施工8.91m与运输下山贯通。
将要揭露1个煤层，总工程量为:
227m。
2、地层情况：
该工程均在煤系地层（P3L）中掘进施工，含煤地层龙谭组（P3L）总厚370.0m左右,上覆地层飞仙关组总厚640.0m左右,下伏地层峨媚山玄武岩组（P3β）厚200.0m左右。
1425车场及回风联络巷将揭露18-2#煤层。
该工程为穿层巷道，巷道总长度预计为230m。
埋深305~355m左右。
3、地层产状：
走向：
128°~134°、倾向：
204°~210°、倾角：
20°~24°。
4、掘进用途：
用作1425区段运输、行人及通风。
5、服务年限：
15年。
6、预计开竣工时间：
自2017年7月开工，预计2017年10月竣工。
7、本工作面采用“三、八”工作制。
8、掘进方式：
本工作面的采用炮掘。
附图1-1：
巷道布置平面图
第二节：
编写依据
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿工人技术操作规程》
3、《防治煤与瓦斯突出规定》
4、《煤矿防治水规定》
5、《煤矿安全生产标准化标准化及评分方法法（试行）》
6、《六盘水恒鼎实业有限公司顶板管理工作细则》
7、《六盘水恒鼎实业有限公司防治水工作细则》
8、《六盘水恒鼎实业有限公司防灭火管理规定》
9、《关于做好煤矿放炮员安全管理工作有关规定的通知》
10、《矿山井巷工程预算定额》
11、六盘水恒鼎实业有限有限公司有关“一通三防”工作，机电运输工作管理的其他规定。
12、1425区段设计
第二章：
地面相对位置及地质情况
第一节：
地面相对位置
该工程是1425区段车场及回风联络巷，东至轨道下山，西至至矿工业广场保安煤柱线。
相对地面无建筑设施。
与1497区段水平距离156m，与1497区段两者相对高差74m。
现我矿已揭露6-3#、10#、12#、15-1#、16#、17#、18#煤层，二区段10#煤层有11004综采工作面，一区段15-1#煤层11502运输巷只做了425m，11502回风巷已到位，11502切眼做了98m，6-3#煤层做了10604回风巷87m，12#煤层已回采了11202采煤工作面，二区段12#煤层现已做了11204回风上山及11204运巷回风绕道，11204回风巷已掘22m，矿井系统已全部形成，一、二区段石门已施工到位，其它尚无工程。
第2节：
煤（岩）层赋存特征
煤层
序号
可采厚度（m）
最小-最大
煤层
间距（m）
结构
稳定性
平均
倾角（°）
顶底板岩性
平均
顶板
底板
1
1.22-1.85
18
中等
较稳定
23
砂质泥岩
砂质泥岩
1.45
3
1.15-2.10
简单
较稳定
22
粉砂岩
泥岩
1.47
6
5-1
0.39-3.50
简单
较稳定
22
砂质泥岩
泥岩
1.00
22
6-1
0.54-1.22
中等
不稳定
22
砂质泥岩
粉砂质泥岩
0.80
6
6-2
0.45-1.34
简单
较稳定
23
砂质泥岩
粉砂质泥岩
1.02
10
6-3
1.41-2.44
简单
较稳定
23
砂质泥岩
粉砂质泥岩
1.55
36
10
1.45-2.46
中等
较稳定
22
砂质泥岩
砂质泥岩
2.00
19
12
1.65-2.41
中等
较稳定
22
砂质泥岩
泥岩
1.74
22
15-1
1.00-4.90
复杂
较稳定
22
泥岩
泥岩
3.18
5
15-2
0.35-1.46
简单
不稳定
22
泥岩
泥岩
0.86
6
16
0.70-2.74
简单
较稳定
23
砂岩
泥岩
1.31
15
17
1.69-3.83
较复杂
较稳定
22
砂岩
砂质泥岩、泥岩
2.50
18
18-2
2.26-3.83
较复杂
较稳定
22
砂质泥岩
泥岩
2.56
65
23
0.57-1.24
简单
较稳定
22
泥岩
粉砂质泥岩
1.05
88
26
0.77-1.80
简单
较稳定
21
泥岩
粉砂质泥岩
1.33
12
27-1
0.33-0.96
简单
不稳定
22
粉砂岩
粉砂质泥岩
0.89
4
27-2
0.40-1.12
中等
较稳定
22
粉砂岩
粉砂质泥岩
0.96
6
29-1
0.70-1.32
简单
较稳定
22
粉砂岩
砂质泥岩、泥岩
1.02
8
29-2
1.06-2.37
较复杂
较稳定
22
粉砂岩
泥岩
1.92
48
31
0.92-1.72
较复杂
较稳定
22
粉砂岩
砂质泥岩
1.06
14
32
0.93-3.29
复杂
较稳定
22
粉砂岩
砂质泥岩
1.58
第三节：
地质构造
施工过程中无断层，预计有小断层发育，对施工无大影响。
附：
地质说明书
第四节：
水文地质
矿井水主要是裂隙渗入井下，在施工过程中将严格执行探放水安全技术措施。
第三章：
巷道布置及支护说明书
第一节：
巷道布置
该巷道开口点位于轨道下上西翼。
在1425车场及联络巷在轨道上山测点G89往上34.3m处开口，开口以方位241°47′38″、坡度为-24.5°扩刷施工3.967m后，将坡度变为23°59′38″扩刷施工4.333m，再将坡度变为21°32′17″扩刷施工6.295m，再以15m的转弯半径扩刷5.639m落平后，再施工6.15m，再以12m的转弯半径施工4.17m，再以方位261°49′1″、3‰的坡度施工39.85m,再以-15°的坡度施工19.32m落平后施工22.69m,再转向以方位148°12′22″、-3‰的坡度施工59.11m后再以方位76°47′38″、-3‰的坡度施工6.79m与回风下山贯通，最后在1425车场内转弯后16.89m处以方位148°12′22″、-3‰的坡度施工34.42m后再以方位256°47′38″、-3‰的坡度施工8.91m与运输下山贯通。
将要揭露1个煤层，工程量（含联络巷）为:
227米。
开口点标高在+1431.15m，中腰线使用人工导线控制，1425车场为半圆拱形断面，规格为：
下宽×中高=4.4m×3.3m，其余为拱形断面，规格为：
下宽×中高=4.0m×3.0m。
附图
3-1-0、3-1-1：
巷道剖面图
第二节：
矿压观测
1.锚网支护巷道使用合适高度的Φ16cm圆木按每隔20m在巷道正中打设一根信号柱，信号柱采用挂牌编号管理，记录该点巷道规格以监测顶板下沉位移量。
2.锚网支护巷道按50~100m一个点安设顶板离层仪进行监测顶板离层情况，并定期观察填写记录台帐，以观查分析顶板情况提供资料。
3.锚网支护过程中，必须使用锚杆拉力计按要求对锚网支护进行抗拉拔力试验，锚索拉拔力使用锚索机进行试验，并认真填写相关锚杆拉拔力试验记录表。
4.施工过程中，确保所需仪器、仪表供应，确保矿压观测工作正常进行。
第三节：
支护设计
一、1425车场
1.按悬吊理论计算锚杆参数：
拱形断面时：
1、锚杆长度计算：
L = KH + L1 + L2
式中：
L---锚杆长度,m
H---冒落高度，m；
K----安全系数，一般取K=2；
L1 ----锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.775m;
L2-----锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.045m；
其中：
H = B/2F = 4.4/2*4= 0.55;
式中:
B-----巷道开掘宽度,取4.4m；
F-----岩石坚固系数,取4；
则L =2×0.55 + 0.775 + 0.045 = 1.92m。
2、锚杆间排距计算，间排距相等：
A =[ Q/KHR（1.5～1.8）]1/2=[ 90/2.2×0.55×25×1.8]1/2
式中：
A-----锚杆间排距，m；
Q -----锚杆设计锚固力90kN/根；
H -----冒落拱高度，m；
R -----被悬吊砂岩的密度，取25kN/m3
K -----安全系数，取K = 2.2；
A ≈0.83m。
二、1425回风联络巷：
1、锚杆长度计算：
L = KH + L1 + L2
式中：
L---锚杆长度,m
H---冒落高度，m；
K----安全系数，一般取K=2；
L1 ----锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.775m;
L2-----锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.045m；
其中：
H = B/2F = 4/2*4= 0.5;
式中:
B-----巷道开掘宽度,取4m；
F-----岩石坚固系数,取4；
则L =2×0.5 + 0.775 + 0.045 = 1.82m。
2、锚杆间排距计算，间排距相等：
A =[ Q/KHR（1.5～1.8）]1/2=[ 90/2.2×0.5×25×1.8]1/2
式中：
A-----锚杆间排距，m；
Q -----锚杆设计锚固力90kN/根；
H -----冒落拱高度，m；
R -----被悬吊砂岩的密度，取25kN/m3
K -----安全系数，取K = 2.2；
A ≈0.91m。
2.根据计算，以下支护能满足要求，1425车场采用锚网索喷联合支护，规格为：
下宽×中高=4.4m×3.3m，半圆拱形断面；1425回风联络巷采用锚网索喷联合支护，规格为：
下宽×中高=4.0m×3.0m，拱形断面。
施工期间，锚杆间排距为0.8m×0.8m，锚索间排距均为1.4m×2.4m；锚杆使用Φ20mm×2.5m长的右旋无纵筋全螺纹钢筋锚杆，锚索使用Φ15.24mm×6.2m长的钢绞索，锚杆托盘规格为长×宽×厚=0.14m×0.14m×0.01m；锚索托盘使用废旧U型钢加工成规格为：
300mm×300mm的铁托盘，全断面铺设金属网，规格为：
长×宽=2.0m×1.0m，并用双股14#铁丝进行连接，网的搭接长度为0.1m，联网扣距为0.1m。
锚杆外露长度为托盘外30-50mm，锚索外露长度为为托盘外150-300mm。
安装锚杆、锚索时，锚杆眼装1卷MSCK2360型锚固剂，锚索眼装2卷MSCK2360型锚固剂。
施工时所打的锚杆（索）的预紧力必须达到要求，锚杆的预紧力必须大于等于90kN，锚索的预紧力大于等于120KN，。
3.施工过程中，遇巷道顶板破碎或地质构造时，现场支护不能满足支护要求时，根据现场情况及时修改支护形式，并呈报相关安全技术措施。
4.施工过程中，巷道开口5.0m段和巷道交岔点及其前后5m段巷道均增大锚索支护密度，锚索间排距为1.6m×1.6m。
5.施工过程中，巷道拱基线（巷道轮廓线）往上的锚杆必须紧跟迎头打设，锚索及拱基线往下的锚杆可滞后迎头打设，但滞后迎头的距离≤8.0m。
6.施工过程中，巷道迎头易片帮冒漏或过地质构造带时，锚杆（索）必须紧跟迎头打设。
7.喷浆支护时，采用水泥、砂子配合进行喷浆，喷浆厚度为100mm。
喷浆时，砂浆配合比为水泥：
砂=1:
3（体积比），水泥强度为P.O32.5，速凝剂掺合量为水泥重量的3~4%。
喷浆时，砂子的含泥量不得超过3%，若含泥量超标时必须用清水冲洗处理。
喷浆时，喷浆永久支护距迎头距离为≤50m。
附图3-2-1、3-2-2：
支护断面图（比例1：
50）；
第四节：
支护工艺
1.锚杆临时支护工艺：
找掉彻底→铺设金属网→按锚杆间距以隔一打一的方式，从外往里逐板打设锚杆眼→铺设钢筋梯→安装（1卷）锚固剂→安装锚杆→上托盘及锚杆螺帽→紧固螺帽→按上述方发将巷道拱基线往上的锚杆打齐→沿迎头煤（岩）壁铺挂金属网至巷道底板→打设专用铁质揪楔或点锚封帮。
2.锚杆支护工艺：
找掉彻底→铺设金属网→打设锚杆眼→铺设钢筋梯→安装（1卷）锚固剂→安装锚杆→上托盘及锚杆螺帽→紧固螺帽。
3.锚索支护工艺：
找掉彻底→铺设金属网→打设锚索眼→安装（2卷）锚固剂→安装锚索→上托盘及锚具→使用锚索机紧固锚具。
4.喷浆支护工艺：
安全检查→备料→设备检修→冲洗巷帮→喷浆→验收→洒水保养
附图3-3：
临时支护平面图（比例1：
100）；
3-4：
锚网支护工艺流程图
3-5：
喷浆支护工艺图
第四章：
施工工艺
第一节：
施工方法
1、施工方案：
1425车场（从轨道下山处开口施工）→1425回风联络巷（与回风下山贯通形成系统）→1497行人巷（与运输下山贯通形成系统）
2、施工方法：
采用钻眼爆破的方法施工，爆破后迎头残余煤（矸）人工使用风、手镐挖刷找掉成形。
3、施工要求：
施工时，循环进度均为1.6m。
巷道开口5.0m段和揭过各煤层及过地质构造带时，将循环进度缩小为0.8m。
第2节：
凿岩方式
钻眼时采用煤电钻和7655型气腿凿岩机打眼，主要采取湿式钻眼方法。
若需采取干式钻眼方法时，必须采取孔口喷雾、冲洗巷帮、各转载点安设洒水降尘设施、巷道内安设风流净化装置、喷雾降尘等有效降尘措施，作业人员必须佩戴防尘口罩。
第3节：
爆破作业
1、地质概况：
本工程揭过18-2#共1个煤层。
岩石系数f=1~4，1425车场掘进荒断面为14.7m2，其回风联络巷掘进荒断面为11.1m2。
2、掘进方式：
采用钻眼爆破掘进。
3、钻眼工具：
（1）气腿式凿岩机：
选用7655型，其主要参数为：
重量24Kg；冲击功6Kgf.m；耗风量3.6m3/min；扭距大于150Kgf.m；冲击功率2100次/min。
（2）锚杆钻机：
选用MFC---1360/3630型单体锚杆钻机；重量为47Kg；工作压力0.4--0.7Mpa；最大推力6.7KN；耗风量3.4m3/min；冲洗水压力0.6~1.2Mpa；空载转速≥550r/min；整机最小高度1.36m；最大高度3.63m。
四、联线方式：
采取大串联联线方式。
五、爆破方式：
采取正向爆破方式。
六、爆破材料的选择：
根据煤矿的特殊性，选用三级煤矿许用乳化炸药和8#煤矿许用（≤130）毫秒延期电雷管1－4段。
起爆器选用MFB－100型矿用防爆型发爆器，发爆能力100发。
1、炸药的主要参数：
1 殉爆距离：
不小于3cm。
2 爆力：
不小于220lmml。
3 起爆感度：
一发8＃电雷管直接起爆。
4 爆速：
不小于2300m/s。
5 猛度：
不小于8mm。
6 密度：
1.9g/ml。
7 安全性：
符合煤矿安全要求。
8 药卷直径32mm。
9 药卷长度200mm。
10 药卷重量200g。
2、雷管选用8＃铜壳煤矿许用毫秒延期电雷管1－4段，单发电雷管的全电阻为4.3－6.3Ω，取6.3Ω。
最后一段的延期时间为130ms。
3、起爆器材：
1）起爆器选用MFB－100型发爆器起爆，其电压1800V，发爆能力100发，最大允许外电阻620Ω。
2）放炮母线选用绝缘胶皮铜芯线，长度大于100m，安全电流20A，电阻为11.7Ω/m。
3）连接线采用铁芯聚氯乙稀绝缘线来连接放炮母线和电雷管脚线，其长度20m（双根），电阻为1－1.5Ω/m。
七、起爆方法：
爆破时采取光面爆破，一次性打眼，一次装药全断面爆破。
八、爆破参数选择：
1、炮眼直径：
采用7655型风钻配合一字合金钢钻头钻眼，炮眼直径D=42mm。
2、炮眼深度计算：
1）、循环进度：
循环进度为1.6m。
2）、炮眼利用率η:
根据施工经验，炮眼利用率一般为85－95％，取炮眼利用率为90％。
3）、炮眼深度：
根据公式η=L0/L，则：
L=L0/η=1.6/90％≈1.8m.
根据论理和现场施工要求，掏槽眼要比一般炮眼深0.2m，故取掏槽眼深度为2.0m，其它炮眼深度为1.8m。
3、单位炸药消耗量的选择：
q=1.1ke
÷
=1.1×525/250×
=1.204kg/m3
q1=1.1ke
÷
=1.1×525/250×
=1.387kg/m3
式中：
q为1425车场单位炸药消耗量，q1为1425回风联络巷单位炸药消耗量，Ke—炸药爆力校正系数，Ke=
;p—炸药爆力；f—岩层坚硬系数；S—巷道掘进断面。
4、炮眼数目的确定：
1）一次爆破所需炮眼的数目：
N=qSMη/ap=1.204×14.7×0.3×0.9/（0.4×0.3）≈40（个）
N1=q1SMη/ap=1.387×11.1×0.3×0.9/（0.4×0.3）≈35（个）
N----1425车场炮眼数目（个）
N1----1425回风联络巷炮眼数目（个）
Q---一次爆破所需要的炸药量，（kg）
S---巷道掘进断面，（m2），M---药卷长度，（m）
η---炮眼的利用率，L---炮眼深度，（m）
a---一次爆破炮眼平均装药系数，取0.3～0.4
P----每卷炸药的重量，kg；
2）掏槽眼数目的确定：
掏槽眼的布置及数目：
根据现场有的钻眼工具和现场施工经验，在掘进过程中采用楔形掏槽，共布置两对（4个）掏槽眼。
掏槽眼布置在巷道的中下部，掏槽眼对称布置。
掏槽眼的排距：
根据经验数据，取排距为：
b=600mm。
掏槽眼与工作面的夹角α；根据经验数据，α一般在75-85°之间，取81°。
成对掏槽眼眼底间距s：
根据经验数据s取0.6m。
成对掏槽眼眼口间距a的确定：
a=2Lcosα+s=2×2×cos81°＋0.6≈1.23取1.2m。
掏槽眼装药量的确定：
根据经验公式：
掏槽眼的装药密度△的确定：
根据经验△的取0.45：
掏槽眼每眼装药量为：
施工过程中Q=△pL/m=0.45×0.3×2/0.3=0.9kg取3个药卷0.9kg。
炸药的选择和装药结构
炸药的选择：
目前，我矿使用直径为32mm的Ⅲ级煤矿安全许用乳化炸药，长度300mm，重量300克。
装药结构的选择：
在施工过程中，使用普通Ⅲ级煤矿安全许用乳炸药爆破时，不耦合结构装药，不耦合系数K为：
K=D/∮=42/32=1.31
式中D-炮眼直径，mm，∮--炸药直径，mm。
5、装药量的确定：
周边眼装药密度的选择：
根据类比法，同类围岩周边眼的装药密度为0.1～0.25kg/m。
根据我矿多年的施工经验，在煤系地层岩石中△取0.2kg/m。
周边眼装药量的确定：
根据周边眼的装药密度△和炮眼深度L，确定周边眼的装药量Q，即：
Q=△L=0.3×1.8=0.54kg取2个药卷（0.6Kg）。
6、周边眼外插角的确定：
施工过程中，为了保证巷道成形，沿煤层施工时，采取预留保护层爆破，保护层厚度为0.3～0.5m，周边眼眼距为0.6m，取外插量为0.1m，则周边眼外插角为：
β＝arcsini/L=arcsin0.1/1.9=3°。
7、爆破网络的计算：
施工过程中，采用全断面一次打眼，一次装药起爆。
起爆采用MFB-100型发爆器，起爆网路采用大串联，则总电阻为：
R=R1+R2+nr=（11.7/500）×100+40×1.5+40×6.3=254.22Ω
通过网路和每个电雷管的电流为：
I=E/（R1+R2+nr）=1800/254.22=7.08A
R0=R1+R2+nr=（11.7/500）×100+40×1.5+40×6.3=314.34Ω
通过网路和每个电雷管的电流为：
I=E/（R1+R2+nr）=1800/314.34=5.726A
根据对爆破网路的电流、电阻计算，都满足起爆器的要求，即最大起爆电阻小于320Ω，最大起爆电流大于2.5A，故采用MFB-100型发爆器起爆所有需一次起爆的炮眼。
9、根据上述爆破设计，结合现场施工经验，实际布置炮眼个数及装药量为：
1425车场炮眼布置40个，使用炸药25.2kg。
1425回风联络巷炮眼布置35个，使用炸药22.2kg。
附图4-1：
1425车场爆破说明书；
附图4-2：
1425回风联络巷爆破说明书；
附图4-3：
1425车场炮眼连线图
附图4-4：
1425回风联络巷炮眼连线图
附图4-5：
1425车场及其回风联络巷装药结构图
附图4-6：
1425车场及其回风联络巷放炮站岗截人示意图
附图4-7：
1425车场及其回风联络巷揭煤时远距离放炮站岗截人示意图
第四节：
装载与运输
采用人耙斗机攉货配合绞车提升的方式进行装载及出货，运料由矿车配合绞车提升的方式运料。
第五节：
管线及轨道敷设
1、掘进过程中，供水管、压风管、排水管采用4寸铁管进行敷设，瓦斯抽放管采用φ200铁管进行安设。
2、电缆采用电缆钩按一米间距进行吊挂。
3、风水管、排水管、瓦斯管沿巷道左帮进行铺设；电缆沿巷道顶部布置、风筒沿巷道右帮进行铺设。
4、本掘进工作面掘进期间，轨道间距600mm，轨枕间距700mm。
第六节：
设备及工具配备
所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等，见下表。
设备及工具配备表
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