110304工作面联络巷作业规程定稿Word文件下载.docx
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第七节其它51
第八章灾害应急措施及避灾路线54
110304工作面联络巷规程传达签字单
第一章工程概况
第一节概述
一、巷道名称
巷道名称：
110304工作面联络巷。
二、掘进目的及用途
为了构成110304工作面的生产系统，满足该工作面回采时的需要。
三、巷道设计长度：
180m
四、预计开、竣工时间
预计开工时间为2012年12月25日，预计竣工时间为2013年2月15日。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
二、地质说明书及批准时间
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面位于六盘水市水城县米箩乡倮么村阿德寨与姑娘山之间，地表出露地层为三迭纪飞仙关组灰绿色细砂岩及第四纪覆土层，地貌形态为高中山山地，冲沟较发育，地形为陡坡旱地，植被不发育，采矿塌陷范围内无民房建筑物及重要工业设施，地面标高在+1275～+1325m。
第二节煤（岩）层赋存特征
1、煤层：
该巷是110304工作面联络巷，为二叠系上统龙潭煤组3#煤层，3#煤层位于
（2）、（3）两个标志层间，由两个分层组成，总厚度一般都在2.40m左右，最大3.15m，而两分层间夹矸厚度一般都在0.30m以下。
煤层走向预计在95°
～105°
，倾角14°
～22°
。
2、顶底板岩性：
（1）直接顶为灰色泥岩砂质及1#煤层，厚度2.0～5.0米。
（2）老顶为灰绿色飞仙关组细砂岩，厚度约338米。
（3）直接底板为灰色泥岩，厚度0.2-0.5米
（4）老底为灰色钙质细砂岩，厚度1.5-2.5米
第三节地质构造
根据110302工作面及1104瓦斯巷实际揭露资料分析，该巷道不受任何地质构造的影响。
第四节水文地质
水文地质情况
1、该巷道沿二叠系上统龙潭组3#煤层掘进，其上覆地层有一含弱水层存在，距110304工作面联络巷顶板上部约2-5米，含水层中的积水可能通过断层破碎带裂隙或支护孔渗入该巷，故该巷顶或帮可能出现淋水或滴水现象，预计涌水量在5～10m3/h。
2、根据110302工作面运输顺槽及110304回风顺槽的实际揭露情况分析该巷道掘进期间不受小窑积水影响。
煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自燃倾向性、煤尘爆炸性指数：
根据《米箩井田最终勘探地质报告》，矿井瓦斯涌出总的规律是随开采深度的增加而加大，本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，煤尘具有爆炸危险性，煤的自燃倾向性Ⅱ级，属于易自燃煤层，生产过程中应采取防治瓦斯和防止煤尘爆炸的专项措施。
煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级均未作鉴定。
第三章巷道布置、支护说明及矿压监测
第一节巷道布置
该巷道井下位于一采区三条下山东翼的110304回风顺槽中开门，开门坐标X:
2921258.095；
Y:
35499754.621；
Z:
1077.871m；
巷道方位：
19°
45′52″。
该巷道设计工程量为178米，沿煤层掘进。
第二节支护设计
一、巷道断面
1、根据设计：
确定110304工作面联络巷为矩形断面，断面尺寸为：
下净宽4m（中左2m、中右2m）,净高2.4m，净断面积9.6m2（毛断面积10.5m2）的直墙矩形断面。
附110304工作面联络巷施工断面图和顶帮支护平面图。
2、巷道毛断面及净断面尺寸计算
S净=4×
2.4=9.6m2
S毛=4.2×
2.5=10.5m2
二、施工方法
本巷道采取预留松动圈及中孔爆破法全断面一次打眼、一次成巷的施工方法进行掘进施工，采用SGW-420型刮板运输机跟迎头出货。
当巷道掘进遇断层（落差超过1.5m）或地质条件变化时，必须及时汇报技术负责人，然后再汇报监理方和建设方，以确定施工方案并编制专项安全技术措施。
三、支护方式
1、临时支护：
每次放炮后，必须使用3颗戴帽圆木点柱作为临时支护，圆木点柱间距为1000*1000mm。
（临时支护图见附图）
2、永久支护：
（1）根据地质资料并结合巷道施工实际，110304工作面联络巷采用（Φ6.5，网片规格900mm×
1400mm，网格为100mm×
100mm）钢筋网配合2颗（Φ21.6×
6300mm）锚索及12颗（Φ=20，L=2000mm）树脂锚杆进行联合支护，在巷道顶部布置2颗（Φ21.6×
6300mm）锚索及6颗（Φ=20，L=2000mm）树脂锚杆交叉布置（施工一棵（Φ21.6×
6300mm）锚索间隔800mm施工一棵（Φ=20，L=2000mm）树脂锚杆），巷道两帮使用（Φ=20，L=2000mm）树脂锚杆及（Φ6.5，网片规格1400mm×
900mm，网格为100mm×
100mm）钢筋网支护。
锚杆间排距为800mm×
800mm,锚索间排距为1800×
2400mm，每套锚索使用5卷MSK2335锚固剂，每套树脂锚杆都使用2卷MSK2335锚固剂。
（2）锚杆间、排距均为800mm×
800mm；
锚索间、排距1800mm×
2400mm、锚网必须勾连扭接牢固，顶网必须紧跟迎头，帮网滞后迎头不超过3米，锚索滞后迎头不超过5米，顶板松软破碎地段锚索紧跟迎头。
（4）锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆及过期、硬化、破裂等失效的药卷严禁使用。
（5）锚网必须贴紧巷壁、顶板，锚杆托盘必须将锚网压紧、压实，不得出现网兜。
（6）顶部锚杆、锚索应垂直于巷道顶板施工，帮锚杆与巷道壁也垂直支护。
锚杆、锚索必须横成排、纵成线。
托板必须贴紧岩面，螺帽拧紧，严禁松动。
（7）锚杆必须出扣，外露长度≤50mm，锚索外露长度≥100mm≤300mm。
（8）若遇地质构造带顶板破碎，锚网支护不能满足支护要求时，另拟补充措施经审批后传达执行。
四、锚杆参数计算
按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算
L=KH＋L1＋L2
式中：
Ｌ—锚杆长度，ｍ；
Ｈ—冒落拱高度，ｍ；
Ｋ—安全系数，一般取２；
Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；
Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.1m。
其中：
H=B/2f=3.3/2×
3=0.55m
B—巷道掘进跨度，m
f—普氏岩石坚固性系数，取3
则：
L=2×
0.55+0.4+0.1=1.6m
施工时取L=2m；
满足要求。
2、锚杆直径的确定
根据材料力学计算锚杆直径为：
D=√4.4P/π×
Jb
D—锚杆直径，mm
P—锚杆截面载荷，取105kn。
Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa
D=√4.4×
105×
103/3.142×
410=18.9mm
施工时取D=20mm；
3、锚杆间、排距计算：
a=√Ｑ/KHγ
a—锚杆间、排距，m；
Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。
Ｋ—安全系数，一般取２
γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。
a=√43.5/2×
0.63×
22.54=1.24m
施工时取间距800mm，排距800mm＜1.24m。
间、排距选择满足支护要求。
4、锚杆支护密度校核验算：
（1）沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.4m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为800mm×
800mm，则该范围内有3排共计21根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN），因此总锚固力为：
F总=21×
43.5/9.8=93.2t。
（2）该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：
G围=2.7×
4.2×
2×
2.3=52.16t。
（3）F总﹥G围，故所选支护密度满足要求。
通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的树脂锚杆，锚杆间、排距均为800mm×
800mm能满足支护要求；
5、临时支护与永久支护的关系
（1）每次放炮后及时用长把工具敲掉迎头悬矸危岩，每够一块钢筋网的位置必须及时把网挂上，然后采用戴帽圆木点柱作临时支护，柱距为1.0m。
（2）临时支护与永久支护的关系：
当控顶距＜0.8m时，只采取临时支护；
当控顶距≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
五、锚索参数计算
施工过程中，为了加强顶板的稳定性，采用打锚索加强支护，锚索间、排距为1800mm×
2400mm±
100mm。
1、确定锚索长度
施工过程中，为了加强顶板的稳定性，采用打锚索进行加强支护，锚索间、排距为1800mm×
2400mm。
Ｌ=La+Lb+Lc+Ld
L—锚索长度，m；
La—锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.1m；
Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m；
Ld—锚索外露长度，取0.15m。
按GBJ186—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La≥K（d1fa/4fc）
K—安全系数，一般取2；
d1—锚索钢绞线直径，21.6mm；
fa—钢绞线抗拉强度，取1883.52n/mm2；
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10n/mm2。
La≥2×
（21.6×
1883.52/4×
10）=2034.201mm≈2.0m
L=2+2.1+0.2+0.35=4.65m
施工时取L=6.3m
锚索倾角：
锚索垂直巷道顶板安装布置。
2、锚索数目的确定：
N=KW/P断
N—锚索数目；
W—被吊岩石的自重，KN；
P断—锚索最低破断力，268.5KN。
W=B×
∑h×
∑γ×
A
B—巷道掘进宽度，取4.2m；
∑h—悬吊岩石厚度，取4m；
∑γ—悬吊岩石平均容重，22.54KN/m3；
A—锚索间、排距，取1.8m。
W=4.2×
4×
22.54×
1.8=681.6KN,
那么：
N=2×
681.6/268.5=5根
施工时取N=5。
通过以上计算，安装锚索时，考虑到锚索为在原锚网支护基础上的加强支护，故5根锚索即可满足设计要求。
第三节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆及托盘：
锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，直径∮20mm、长度2000mm，托盘规格为150mm×
150mm，用10mm钢板压制成弧形。
2、锚杆均使用配套标准螺母紧固。
3、树脂锚固剂：
选用直径为23mm、MSK2335型树脂药卷进行端头锚固。
4、锚网采用直径6.5mm的钢筋焊接，网的规格为长1400mm，宽900mm,网格度为100mm×
100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到每钩必连且连接牢实。
5、锚索规格：
锚索采用直径21.6mm的钢绞线配合托盘、锁头制作，锚索长度为6.3m，外露长度不小于100mm、不大于300mm。
6、每根锚索均使用5卷MSK2335树脂锚固作端头锚固。
锚索托盘用250mm长的U型钢制作，并在上面钻一个直径为16mm的圆孔。
二、锚杆及锚索安装工艺：
㈠锚杆安装工艺
1、打锚杆眼：
①采用MQBT120J31型风动锚杆钻机，风源来自地面压风机房。
②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往里、先顶后帮的顺序检查顶帮，确认安全后方可作业。
锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°
锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。
打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆：
（1）安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。
然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为25～40s,直至锚杆达到设计深度；
再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。
顶锚杆锚固力不低于50KN、帮锚杆锚固力不低于30KN。
15min后可进行锚杆拉拔力测试。
（2）锚杆安装工艺流程为：
铺网→打锚杆眼→洗孔→装药卷→上锚杆→搅拌药卷（25～40秒）→紧螺母→撤钻机。
（3）安装锚杆时，按先顶后帮，由上到下的顺序施工。
3、质量要求：
（1）、锚网必须贴紧巷壁和顶板，锚杆托盘必须压实、压紧锚网，松动部位必须楔紧，不得出现网兜；
锚杆应垂直于巷道轮廓线，与巷壁间的夹角不得小于75°
；
顶部锚杆和锚索必须垂直顶板施工并且横成排、纵成线。
螺帽必须拧紧，严禁松动。
（2）施工底锚杆采用风动凿岩机配∮29mm的小钻头在底板往上0.7m处，按-20°
打眼，用帮锚钻机锚固锚杆。
（3）、锚杆必须出扣，外露长度≤50mm。
㈡锚索安装工艺
1、安装方法：
⑴当巷道断面规格符合设计要求后，用锚杆钻机配合中空六方接长式钻杆和直径27mm双翼钻头湿式打眼，眼深6m，并用压风将眼内残渣吹净。
⑵两人配合用锚索顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚索下端装上专用搅拌器，再将搅拌器尾部六方头插入锚杆钻机上。
一人扶住机头，一人操作锚杆钻机，边推进边搅拌。
前半程用慢速搅拌，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在25～40s，确保搅拌均匀。
⑶停止搅拌后，必须继续保持锚杆钻机的推力约3min，然后撤去锚杆钻机，等10min后先卸下搅拌器，装上托盘、锚具并将其托到紧贴顶板的位置，用张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力（≥40MPa）或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。
⑷卸下张拉千斤顶（注意用手接住拿稳，避免坠落），完成锚索安装。
张拉千斤顶正下方严禁站人。
⑸安装锚索时，按先顶后帮，由上到下的顺序施工。
2、安装锚索技术要求：
1锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装，锚索要随打随张拉，但可把当班安装的锚索集中一次张拉，小班安检员负责对锚索的施工质量进行监督检查。
2锚索外露长度≤300mm,≥100mm。
⑶锚索搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，要一气呵成，不能反复搅拌，以免破坏已开始聚合反应的树脂分子链，导致锚固失败。
（4）每班施工的锚索必须编号管理。
（5）锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。
锚索锚固力不低于200KN，锚索距迎头不得超过1.2m。
第四节矿压监测
1、锚杆锚固力抽检
必须按MT5009—94标准进行（即每300根锚杆或300根以下，取样不得少于1组，每组不得少于3根：
顶部锚杆一根、两帮各一根）该巷道锚杆锚固力拉拔试验，拉拔力顶锚不得低于50KN，帮锚不得低于30KN。
如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大，必须对设计参数进行调整和修改；
发现不合格的锚杆，应在其周围补打锚杆。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开门施工方法
1、本巷道先采用全断面一次打眼、一次装药、一次起爆的施工方法进行施工；
每次炮后使用手镐先将巷道修刷成型后，及时进行永久支护；
在开门口10m范围内采用放松动小炮。
2、本巷道采用打眼装药爆破法组织施工，采用SGW-420型刮板运输机跟迎头出货。
3、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到指定堆料位置，分类堆放整齐并挂牌管理，严禁乱丢乱放。
4、测量部门必须提前将巷道开窝中线标出，施工单位必须严格跟中线、跟层位施工。
5、开门前，通风工区必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。
6、开门前，用废旧皮带将开窝口处5m范围内的风、水管线及风筒包扎严实，避免放炮崩坏。
7、开门施工时，按炮眼布置图要求画出巷道轮廓线，标定眼位进行打眼，打眼施工时，采取多打眼，少装药，再采用手镐修刷成型后进行支护。
第二节凿岩方式
1、打眼机具：
本工程在3#煤层中掘进，根据该煤层结构特性，结合本工程实际，采用2台完好的风动凿岩机配2.5m长麻花钎子配∮43mm钎头进行打眼。
2、装载、运输：
施工中采用SGW-420型刮板运输机跟迎头出货。
3、降尘方法：
水炮泥装药、爆破前、后及出货过程中洒水降尘、爆破时打开降尘喷雾装置。
4、打眼前，必须先延好中线，根据中线按炮眼布置图要求画出巷道轮廓线，标定眼位进行打眼。
炮眼要钻得准、平、直、齐，角度和深度符合设计要求。
5、打眼时，严格按照炮眼布置图进行施工。
第三节爆破作业
掏槽方式为直眼掏槽法。
1、炸药、雷管：
使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管（Ⅰ～Ⅴ段），延期时间为100毫秒。
2、装药结构：
正向装药结构。
3、起爆及联线方式：
使用MFB-100型发爆器起爆，∮6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；
联线方式为大串联。
4、采用预留松动圈爆破，顶眼布置在距顶板350mm处，帮眼布置在巷道轮廓线以内225mm处，底眼布置在距底板100mm处；
所有周边眼的眼距控制在300mm，辅助眼距控制在350mm，底眼距控制在400mm，掏槽眼距控制在500mm；
辅助眼距掏槽眼650mm，帮眼距辅助眼600mm，帮眼和辅助眼应成三花眼布置，眼距误差不超过50mm；
周边眼和辅助眼深2.2m，装药量均为2节药卷。
掏槽眼、底眼眼深2.3m，装药量为3节药卷；
每节药卷重量为300g/卷，每眼只准使用一个电雷管。
实际施工时应按照当时的岩石软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。
（详见附图；
M=1：
50单位：
mm）
预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
备注
1
炮眼利用率
%
80
2
循环进尺
m
3
循环落煤（矸）体积
m3
15.68
4
循环炮眼总长度
80
5
每米进尺炸药消耗量
kg/m
14.5
6
每米进尺雷管消耗量
个/m
21.5
7
每立方米炸药消耗量
Kg/m3
1.855
8
每立方米雷管消耗量
个/m3
2.74
第四节装载与运输
1、装载
施工中采用SGW-420型刮板运输机跟迎头出货，放炮落煤自装与人工攉货相结合。
二、运输
使用SGW-420型刮板运输机跟迎头，皮带拉运至地面。
第五节管线敷设
1、管线
风、水管、监测线、电缆、信号线、布置在巷道右帮，风袋、放炮母线布置在巷道左帮。
监测线、信号线吊挂在顶板往下100mm处，电缆线吊挂在监测线往下300mm的位置。
用崩直的8#铁丝每隔3m一吊挂，并确保电缆垂度不超过50mm；
风管固定在右帮顶板往下300mm处，水管固定在风管往下300mm处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。
风、水管距迎头20m范围内使用25#、16#高压管，20m外风管使用二寸铁管、水管使用一寸铁管，并随迎头的推进及时延长。
风袋沿东帮顶板靠帮吊挂，风袋出口距迎头不得超过5m；
放炮母线吊挂在风袋往上，顺风袋吊挂。
第六节设备及工具配备
设备工具名称
型号规格
功率/kw
单位
数量
备注
局部通风机
JBT—62
60
台
备用1台
煤电钻
ZM12D（A）
备用2台
锚杆钻机
MQBT120
刮板运输机
SGW－420
55
部
锚杆拉力计
LDZ—200
张拉千斤顶
MS15—180
煤电钻综保
ZZⅡ-2.5
1.2-1.5
第五章生产系统
第一节通风
一、瓦斯涌出量计算：
根据采矿设计手册计算110304工作面联络巷瓦斯涌出量为：
Qj=Qm+QL
Qm=n×
m×
V×
Qv（2（L0/（V-1））
=2×
2.4×
0.0028×
0.098×
（2（940/（0.0028-1））
=2.48m3/min
QL=S×
r（Wh-Wc）
=11×
1.5（12-6）
=0.28m3/min
=2.48+0.28
=2.76m3/min
Qj-掘进工作面瓦斯涌出量m3/min；
Qm-掘进工作面煤壁瓦斯涌出量m3/min；
QL-落煤瓦斯涌出量m3/min；
n-暴露煤面个数；
取2；
m-煤层厚度m；
取2.4m；
V-平均掘进速度m/min；
取0.0028m/min；
Qv-煤壁瓦斯涌出初速度m3/m2·
min；
取0.098m3/m2·
S-掘进工作面断面m2；
取11m2；
r-宽的容重t/m3；
取1.5t/m3；
Wh-煤层瓦斯含量m3/t；
取12m3/t；
Wc-煤层残余瓦斯含量m3/t；
取6m3/t；
根据计算110304工作面联络巷在掘进过程中瓦斯涌出量为2.76m3/min。
二、掘进工作面需要风量计算：
<
一>
按绝对瓦斯涌出量计算
根据计算，预计110304工作面联络巷掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为2.76m3/min,按规定瓦斯浓度不超过0.8%计算掘进工作面需要风量为:
Q掘=100q×
k/c
=100×
2.76×
1.5/0.8
=518m3/min
式中
Q掘-按掘进巷道瓦斯涌出量计算的风量m3/min
k-掘进巷道中瓦斯涌出不平衡指数1.5
c-掘进巷道中瓦斯允许最高浓度0.8%
q瓦斯-掘进巷道中瓦斯绝对涌出量按2.76m3/min
<
二>
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