某矿1604联络巷作业规程Word格式.docx

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岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。

底板岩性：

以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，中部含0~1层薄煤。

巷道掘至该层段时，注意事项：

1、穿越构造带及地表冲沟时要加强顶板管理，严防漏、冒顶事故发生。

2、巷道掘进时，若淋水较大，应停止掘进，采取防治水措施并及时向计划统计部及生产技术部汇报。

3、6中煤层上、下分别距6上及6下煤层很近，施工中要定距离探测6上及6下煤层，搞清6上及6下煤层赋存情况。

4、该面回风顺槽北部为小煤矿开采区，在施工中要做好探、防水工作，严防透水事故发生。

第二节地质构造

1、总体构造形态：

井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜东翼北段，地层走向总体呈NE，倾向SE，倾角3－15°

，基本为一宽缓的单斜构造。

该面煤层整体呈倾向南东，倾角约6度的单斜构造，沿煤层走向有宽缓起伏，其上发育走向北东的断层构造，主要有两条落差较大的逆断层，一条倾向110°

、倾角65°

、落差8.0米，另一条倾向310°

、倾角不详、落差6.0米。

煤层上部为五凤滑坡，对6中煤赋存影响大。

2、断层：

上月底揭露断层未过完，预计前方发育有北北西向小断层，对施工有影响。

3、巷道的顶底板：

巷道及顶底板所处地层岩性为：

1.细砂岩：

厚1.5米；

2.煤：

厚0.5米；

3.泥岩、粉砂质泥岩：

厚1.0米；

4.6中煤：

厚2.3米左右；

5.泥质粉砂岩：

厚0.8米；

6.煤：

7.铝质泥岩：

厚2.86米；

8.细砂岩：

厚2.64米。

第三[换行]节水文地质

煤顶板含砂岩裂隙水，预计巷道有淋滴水，水量在2m3/h以下。

第三章巷道支护说明

第一节支护设计

一、巷道断面

1604工作面联络巷断面为梯形，S净=7m2，S掘=8.3m2

断面图

二、支护方式

（一）永久支护

巷道永久支护方式开口20m顶板采用29U型钢+W钢带+锚网支护；

20m以里改用11#工字钢梯形棚+W钢带+锚网联合支护形式，顶部锚杆采用直径20mm，长为2000mm的高强度螺纹钢锚杆，钢带采用2.8mW型钢带，每钢带4根锚杆；

帮部采用直径16mm，长为1600mm等强度的普通螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×

800mm。

每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号为MSK2335；

帮、顶部背Φ6钢筋焊接网，网采用2000mm×

1000mm，网孔为130mm×

130mm，网要压茬连接。

钢带及工字钢棚均800mm间距。

棚腿底角采用200mm×

200mm钢板，每棚设2个挂钩，挂钩20mm；

拉杆采用Φ16钢筋，长800mm。

（二）临时支护

爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩。

然后采用临时支护，临时支护试情况而定，采用点柱或前探梁，点柱采用3棵点柱，点柱选用直径大于或等于200㎜的铁管。

点柱上端用木楔加紧，下端有不少于200㎜深的柱窝，并支在实底上，点柱均匀布置。

并经常检查点柱牢固情况，发现问题及时处理；

前探梁可以用两根5米长的两寸钢管，一端固定在锚杆上，一端向前伸出3米，上面放两块木板，木板上面铺两张网片。

第二节支护工艺

一、锚杆+W钢带支护

（一）支护材料

锚杆及锚固剂：

顶板锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹钢锚杆，

直径为20mm，长度为2000mm。

每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格（长×

宽）为150mm×

150mm，用10mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为25mm，每根长350㎜，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSK2335，每根锚杆锚固力不小于100KN（拱部）

（二）锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求

时必须先进行处理；

打眼前要先按照由外向里，先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。

2、安装锚杆：

安装前应将锚孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操

作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把2卷树脂药卷送入眼底。

随后将锚杆插入锚眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂。

迎头最大空顶距离为0.8米+当次循环距离，最小空顶距离0.8米，锚杆间排距可以根据围岩破碎程度进行适当减小；

钻孔采用锚杆机打眼，以保证钻孔施工质量，锚杆孔距允许偏差100mm，孔深不应小于杆体有效长度，且不应大于杆体有效长度50mm；

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、施工前测量人员必须提前标定开口位置，标定巷道中线，严格按线施工。

2、开门前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。

3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备各种支护材料。

4、装载运输采用工作面刮板机，直接上带式输送机的方法，在溜煤眼采用“溜煤斗+电机车”运输的方式。

5、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。

然后进行打眼[换行]、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板，支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，方可进入工作面施工。

第二节凿岩方式

本规程所施工巷道均采用爆破的方法破岩。

一、打眼机具：

采用YT28型风钻打眼，拱部锚杆眼采用MQT85J31型风动锚杆机打眼，安注锚杆时使用MQT85J31型锚杆安装机，风源来自地面压风机房。

二、降尘方法

采用湿式打眼、水泡泥定炮、放炮喷雾、扒装前洒水、运输过程中开放水幕的方法降尘。

第三节爆破作业

掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为150mm。

一、爆破器材

使用3号煤矿乳化炸药，药卷规格为φ32㎜×

150㎜，重150g，1～5段毫秒延期电雷管引爆，MFB—200型隔爆电容式发爆器起爆。

二、装药结构

全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有时要使用防水套，以免受潮拒爆。

三、起爆方式

爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

四、炮眼布置图及爆破说明书

炮眼数目和装药量的确定：

根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qsln

式中q——单位炸药消耗量，q=1.1kg/m3（煤）；

s——巷道断面积，㎡,8.3㎡；

l——炮眼深度，m，取1.8m；

n——炮眼利用率，取0.9。

根据下列公式算出每茬爆所需炮眼数目：

N=q×

s×

m×

n/（x×

p）

式中N——炮眼数目，个；

m——每个药卷长度，取m=0.15m；

x——炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5；

p——每个药卷重量，取0.15㎏。

根据以上两公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为：

Q=1.1×

8.3×

1.8×

0.9=14.8（㎏）

N=23（个）[换行]附图：

炮眼布置图及爆破说明书。

第四节装载运输

装载运输方式

1、装煤、运煤：

采用人工将煤攉至横管刮板运输机上，通过刮板运输机运至1#溜煤眼煤仓；

随着巷道的延伸，将上皮带运输。

2、材料及设备运输：

材料及设备装矿车由硐口运至1#溜煤眼通风行人通道下平台，在利用JD-25KW绞车提升至1604工作面联络巷。

移刮板输送机方式

所有刮板运输机司机必须经过专门技术培训，取得合格证书后方可上岗。

开车前必须认真检查油位，各部门连接情况，机头马达必须脱开，用信号联系后方可开车。

运转中端头维护工要经常检查各种联接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否正常。

开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方可开车。

开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。

输送机只能运送工作面采出的煤和矸石，不许运载其他物料。

更换大件必须使用刮板输送机运输时，通知输送机司机专门运料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。

第五节管线布置

在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。

电缆钩每3米一个，电缆垂直度不超过50mm。

水管要接口严实，不得出现漏水现象。

水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备工作面正常用水。

第六节机电设备

机电设备配备情况如下表：

主要机电设备表（一个工作面）

序号名称型号单位容量数量

1风动凿岩机YT28型台6

2局部通风机JPT-62台2×

30KW1

3固定式车箱矿车U型台15

4锚杆机MT-50型台2

5混凝土喷射机ZPC-VII型台5.5KW2

6高压防爆配电装置PB3-10，100A台1

7高压防爆配电装置PB3-10，50A台2

8防爆馈电开关DW80-350型台4

9绞车JD-25台25KW1

10刮板运输机SGW—40部1

11带式输送机SP—800部1

第五章生产系统

第一节通风

施工过程中，采用局部通风机压入式通风。

一、掘进工作面风量计算

1、按CH4、CO2涌出量计算

Q=100×

q×

k=100×

1.5×

1.7=255m3/min

式中Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min

100——[换行]单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；

q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min

k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.5～2.0。

2、按炸药量计算：

Q=25A=25×

14.8=370m3/min

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，Kg

25——每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量。

3、按人数计算：

Q=4n=4×

19=76m3/min

4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量；

n——掘进工作面同时工作的最多人数。

4、按局部通风机的实际吸风量计算：

Q=Q局×

I=680×

1=680m3/min

Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。

5、确定掘进工作面实际需要风量：

确定掘进工作面实际需要风量为680m3/min

二、掘进工作面风量、风速测算：

1、根据断面积8.3㎡和掘进工作面实际需要风量680m3/min，验算出巷道风速为：

V正=Q/S=680/8.3×

60=1.36m3/min

式中V正——巷道风速，m/s；

Q——巷道风量，m3/min

S——巷道断面积，取8.3㎡；

根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：

掘进中的煤巷、半煤岩巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出巷道风速为1.36m/s，符合《煤矿安全规程》规定。

通过以上计算及测算，在根据通风区实测2×

30kW风机在该处的全风压风量为680m3/min，所以