32102回风顺槽作业规程新文档格式.docx
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365米
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
32102回风顺槽为半煤岩掘进，煤硬度系数f=3-6。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
3-2煤层瓦斯相对涌出量为1.89m3/T，绝对涌出量为0.3-0.63m3/min。
煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数32.06-40.46%，煤层具有自然发火倾向,自然发火等级为易自燃。
附图一：
32102回风顺槽综合柱状图
第三节地质构造
该巷道根据主井、32102运输联络巷、南北联巷、3201工作面揭露情况，无明显地质构造，地质构造相对简单，主要在煤层中掘进。
第四节水文地质
一、水文情况：
1）、顶底板砂岩裂隙水
该工作面掘进范围内水文地质条件简单，顶底板砂岩裂隙水为掘进工作面主要直接充水源，煤层顶板砂岩含水性弱，以静储量为主，补、迳、排条件均较差，对施工不会构成威胁。
小构造附近顶板淋水对生产不会有影响，预计局部淋水量可达1-2m3/h，建议在巷道一侧设临时水仓集中排水，排水路线：
水沟——临时水仓——32102回风联络巷——32102运输顺槽探巷——32102运输联络巷——主井——地面。
2）、该巷道附近无其它含水层、积水区、含水断层或封孔不良钻孔危及安全生产。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
32102回风顺槽于32102回风联络巷E1#点前24m按311°
54′19″方位角开门，与32102回风联络巷夹左角150°
44′53″。
开门后沿煤层顶板掘进,施工长度388m。
附图二：
32102回风顺槽平面位置图
附图三：
32102回风顺槽预想地质剖面图
附图四：
32102回风顺槽开门施工大样图
第二节支护设计
一、巷道断面
32102回风顺槽采用锚网梯支护，顶部采用菱形网配合钢筋梯支护，两帮不支护。
断面形状为矩形，净宽×
净高＝3500mm×
2500mm，荒宽×
荒高＝3500mm×
2600mm，掘进断面积S净＝8.75m2;
S荒＝9.1m2。
附图五：
巷道支护断面、平面图
二、支护方式
（一）临时支护：
采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁用3根方钢制作，长度4000mm，间距不大于800mm，用金属锚杆和吊环固定，前探梁用1.0m长链子（φ6mm圆钢制成）系在吊环上。
穿上螺杆（直径12mm），拧上螺丝（或穿孔系铁丝），以防滑链。
每根前探梁用2个吊环吊挂，吊环用配套的螺母固定在顶部锚杆上，锚杆锚固力不小于7t，放炮前永久支护距迎头最大距离不大于0.8m，放炮后永久支护距迎头最大距离不大于2.3m，空顶范围内用前探梁作临时支护，临时支护紧跟迎头，严禁空顶作业。
上山掘进时，每根前探梁后端挂设一防滑钩以防止前探梁下滑。
放炮后先铺网再把前探梁窜至迎头，探梁前、后方上部各布置2块长×
宽×
厚=2200×
200×
100mm自制方木。
顶板破碎易落时空顶区内用背帮、木楔接实顶；
探梁松动及时紧固吊环链。
前探梁使用不上时，用一梁两柱作为临时支护，柱子采用2.8m单体液压支柱，柱子必须升实升牢，系好防倒绳，木板梁规格为长×
100mm。
附图六：
前探临时支护平、剖面图。
（二）永久支护：
永久支护参数设计
该巷道采用锚网梯作为永久支护，支护材料为等强度全螺纹无纵筋金属锚杆，菱形网，钢筋梯。
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—冒落高度，m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1—锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.5m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般按取0.05m；
其中：
H=B/2f
=3.5/（2×
3）=0.58m
B—巷道开掘宽度，取3.5m；
f—岩石坚固性系数，取3；
则：
L=2×
0.58+0.5+0.05=1.71m
2、锚杆间排距计算，通常间排距相等，取a：
a=[Q/（KHR）]/2
a—锚杆间排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，68.5KN/根；
H—冒落拱高度，取0.6m；
R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48kN/m3。
K—安全系数，一般取K=2；
a=[68.5/（2×
0.6×
25.48）]/2=1.12m；
通过以上计算，锚杆选用直径Φ=18mm、长度2000mm的等强度全螺纹无纵筋金属锚杆、锚杆间排距为800×
800mm，可满足巷道支护强度要求。
每根锚杆用K2350树脂药卷2根。
锚杆支护距迎头放炮前不超过800mm，炮后在前探梁支护下不超过2300mm，遇断层等情况，巷道围岩破碎时，补打锚索加强支护，支护说明如下：
1、永久支护：
顶部支护锚杆采用Φ18×
2000mm全螺纹无纵筋金属锚杆，矩形排列，每排5根，间排距800×
800mm；
每棵锚杆用2支K2350树脂锚固剂锚固，锚固力不小于7t。
钢筋梯用Φ14mm圆钢焊制，长×
宽=3400×
80mm（5孔）。
金属网规格为3500×
800mm菱形金属网，网格50×
50mm，网片对接，每隔200mm连接一扣，确保不撕网窜矸。
两帮不支护，若出现片帮等情况要及时补打锚杆挂网加强支护。
2、特殊支护：
在断层等地质破坏带中，施工中必须采取加强支护措施，具体方法如下：
1）、锚杆排距改为600mm；
顶板每排布置两根锚索，严格按中线，垂直顶板布置。
锚索间排距为1600×
3000mm。
锚索预紧力不低于28MPa。
2）、巷道遇构造破碎带时在锚网索支护不起作用的情况下改为架钢棚加强支护，钢棚用11#工字钢加工制作，棚顶净里3.2m，棚腿长2.8m，棚距至中800mm，棚后用1000×
120×
50mm木背板背帮足顶，背板每组顶部8块，两帮各6块。
巷道超挖部分用同种背板背实顶帮。
3）、如有渗水、涌水现象，及时汇报技术科，并做好超前探水工作，加强排水力度，并根据具体地质情况及时编制补充措施。
3、锚杆锚固力检查：
对井下巷道迎头的锚杆须进行抗拔力检查，保证施工质量；
每班由验收员用扭力扳手检测锚杆预紧力并做好记录。
使用扭力扳手时，先将套筒套至锚杆端头螺母，顺时针扭转检查锚杆拉力，最后卸下扳手，人员站于锚杆端头侧方，严禁站在正下方、正前方。
锚索由现场安全员监督预紧，预紧力不少于28MPa，并做好记录。
4、顶板离层观测：
根据《煤矿安全规程》规定，在井下施工的煤巷中须安装顶板离层仪，对顶板离层情况进行监测，以便及时掌握顶板下沉和支护质量；
同时对巷道的收敛变形进行观测，以便总结煤层顶底板围岩运动变化规律，判断围岩运动是否超过其安全最大允许值，是否影响巷道的正常使用。
在该煤巷中每间隔50m布置一个测点，测点拖后迎头不超过20米安设；
顶板离层仪读数用记录牌板显示，如果锚网索支护范围内顶板离层量超过50mm,应及时采取其它有效的支护措施，防止顶板事故的发生，确保安全生产。
第三节支护工艺
一、支护质量要求
项目
质量标准（mm）
部位
巷道规格及名称（mm）
32102回风顺槽探巷
巷道净宽
≮50
≯200
腰线间
3500
巷道净高
顶底板间
2500
锚固力
顶部
68.6KN/根
锚索预紧力
28MPa
锚杆布置
±
100
800×
800
锚杆规格
Ф18×
2000
锚杆安装
人工安装
锚杆距迎头
≯800
工业卫生
三无一畅清洁卫生
二、支护材料：
1、锚杆及锚固剂：
锚杆选用5#（A5）钢制成等强度全螺纹无纵筋金属锚杆，直径为18mm，长度为2000mm，每棵锚杆用2块树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1000mm，锚杆外露长度为30-50mm，托盘为正方形，规格为长×
厚=110×
110×
8mm，用钢板切割而成。
树脂锚固剂直径为23mm，锚固剂长度为500mm，锚固剂型号为K2350。
2、金属网采用10#铁丝制作的菱形网，规格为长×
宽=3500×
800mm，网格为长×
宽=50×
50mm，相邻两块网之间要用14#双股铁丝连接，至少缠绕两圈，确保不撕网窜矸，连接点要均匀布置，间距200mm。
3、钢筋梯用Φ14mm圆钢焊制，长×
4、锚索包括钢绞线一根、槽钢和索具。
锚索钢绞线直径为Ф15.24mm，长度为5000mm；
锚索钻孔直径为Ф28mm；
槽钢采用14#槽钢，长度为400mm。
每孔装入K2350树脂锚固剂3支。
三、锚杆安装工艺
1、挂网
放炮后及时进行找顶，找掉顶、帮危岩，确保安全后，铺菱形网，垂直中线放好钢筋梯，及时用三根前探梁压紧压牢，然后用14#铁丝双股连网，将铺上的新网与支护好的菱形网连接好，做到连网到头，网子铺平拉紧，严禁出现网兜现象。
2、打锚杆眼
打眼前，首先按中、腰线严格检查巷道断面尺寸，不符合作业规程要求时必须先进行处理；
打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°
。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1950mm；
锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时，必须在前探梁的掩护下操作。
打眼的顺序，应由后向前、先中间后两边的顺序依次进行。
打眼时，操作人员戴齐劳动防护用品。
3、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉清理干净。
依次把2块K2350树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽，开动锚杆机，把锚杆顶到位后使杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不小于35s，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，7min之后，拧紧螺帽，预紧力矩不小于215N·
M。
4、锚索安装工艺
1、打锚索眼
打眼前，在确保顶板安全的前提下，进行打锚索眼，锚索眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于10°
锚索眼深度应与锚索长度相匹配，打眼时钻杆使用专用的可接长锚杆机钻杆，每根长度为1m，首先用一根钻杆进行施工，当钻杆外露长度剩200mm时，停止锚杆机，退下钻杆，将另外一根与之用接头连接起来，依次类推，当连接至第5根时，根据锚索的长度确定钻眼深度，严格按锚索长度打眼，深度为4800mm。
2、安装锚索
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
清理干净后，把3根K2350树脂锚固剂送入眼底，把锚索插入锚索眼内，使锚索顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽，开动锚杆机，使带动杆体旋转将锚索旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚索达到设计深度，方可撤去锚杆机，搅拌旋转时间大于35秒后，卸下专用套筒，7分钟之后，依次在锚索上套入槽钢和索具，用专用的锚索张拉机的油压千斤顶卡住钢绞线，开动锚索张拉机，千斤顶上升，直至达到锚索的预紧力，退下油压千斤顶，锚索外露长度不得大于250mm，预紧力不小于28MPa。
第四章施工工艺
第一节施工方法
32102回风顺槽探巷的施工方法：
该巷道开门口顶板完整，无构造。
施工前，首先对开门口10m范围内的支护进行检查，如有隐患必须先处理完成后再施工，掩护好巷道内的电缆、风筒及风水管路，防止放炮打坏，确认安全后，方可开门掘进。
本巷道采用钻爆法施工，巷道掘进采用反向装药。
巷道半煤岩掘进时采用煤、矸分次放炮，煤、矸分装分运的方式进行掘进。
根据本巷道围岩硬度周边眼距定为400mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值取0.8为宜。
第二节凿岩方式
本巷道采用打眼放炮的方法掘进。
根据现场实际情况，煤层厚度平均2.0m,为保证煤质，煤、矸分次放炮，煤、矸分装。
一、打眼机具：
顶部锚杆采用MQT-120型锚杆机打眼，迎头采用风动煤钻机或YT-27型风钻打眼，风源来自地面压风机房，使用锚杆机安注锚杆。
二、综合防尘措施
采用湿式打眼、封炮眼使用水炮泥、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷巷帮，人工进行装岩，防爆胶轮车进行运输，装岩前注意洒水降尘。
第三节爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法。
一、炸药、雷管
使用φ35×
200mm×
200g型煤矿许用二级炸药、毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。
二、装药结构
反向装药结构。
三、起爆方式
起爆使用MFB-200型发爆器起爆，连线方式为串联连线。
附图七：
巷道炮眼布置图
附图八：
反向装药结构示意图
爆破说明表
眼号
炮
眼
名
称
深
m
距
抵
抗
线
装药量
角度
爆
破
顺
序
封
泥
长
度
连线方式
装
药
结构
数
个
每
孔
量
块
总
重
Kg
垂直
左
右
仰
零度
俯
1-6
掏槽眼
1.7
1.4
0.5
6
3
18
3.6
72
1
0.6
串
联
连
反
向
结
构
7-16
辅助眼
1.6
10
2
20
4.0
90
17
-
34
周边眼
0.4
35
42
底眼
0.3
0.5
8
4
32
6.4
87
4
合计
88
17.6
炮眼布置及装药量按普氏岩石硬度系数f=2～6编制，当岩性发生较大变化时，可适当调整炮眼布置及装药量。
第四节装、运岩方式
一、装岩方式
巷道掘进施工中，采用人工装岩，防爆胶轮车配合进行运输。
煤、矸分装分运，严禁混装，保证出煤质量。
二、运输方式
施工中采用5T标准防爆胶轮车运输。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂。
电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用Φ10的高压胶管，20m外使用3寸的PE管，要随工作面前进及时延伸，以备迎头正常用水。
风筒要逢环必挂、吊挂平直，风筒口距迎头不超过5m。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备情况表表6
号
设备工
具名称
型号规格
功率
KW
单位
数量
备注
局部通风机
FBDYNO4.5
2×
5.5
台
备用1台
防爆胶轮车
65
锚杆机
MQT-120
锨、镐
把
各3
5
大锤
锚索张拉机
7
风镐
G10
部
备用1部
8
风动煤钻机
9
风钻
YT-27
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
采用“三八”制（一天3班，每班8小时）组织生产。
其中三个掘进班，每一个掘进班循环进尺3m。
劳动组织图表表7
工种
在册
人数
出勤人数
掘进1班
掘进2班
掘进3班
打眼支护工
放炮工
瓦检员
安全员
胶轮车司机
机电维修工
班长
合计
27
24
注：
本劳动组织可随施工进度作适当调整，但当班迎头施工人员不得超过定员人数12人。
第二节循环作业图表
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附：
正规循环作业图表（表8）
第三节主要技术经济指标
技术经济指标表表9
序号
项目
单位
指标
备注
每循环在册人数
人
每循环出勤人数
出勤率
%
88.8
循环进尺
效率
m／工
0.38
月循环次数
25
按30天/月计算
月进尺
225
循环率
83
炸药消耗
kg/m
11
雷管消耗
个/m
锚杆消耗
套/m
6.25
12
菱形网消耗
m2/m
3.5
13
钢筋梯消耗
m/m
4.25
16
树脂药卷消耗
支/m
12.5
第六章生产系统
第一节通风系统
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在32102运输联络巷新鲜风流中，且距回风口不小于10m，最长供风距离500m。
一、掘进工作面风量计算：
掘进工作面局部通风机安装地点的实际需风量（Q掘）应按以下步骤计算：
1、计算掘进工作面的需要风量：
（1）掘进工作面的需要风量（Q掘面）按下式计算：
Q掘面=60×
V×
S掘，m3/min
式中，Q掘面--掘进工作面需要风量，m3/min
V--掘进工作面的风速，m/s;
取0.25m/s;
S掘--掘进巷道净断面积，m2；
取8.75m2。
0.25×
8.75=131.25m3/min；
（2）计算出掘进工作面风量后，按瓦斯（二氧化碳）涌出量、人数进行验算，应不低于验算值。
若低于验算值，应按验算值最大的一项的下限值确定掘进工作面的需要风量。
按瓦斯（二氧化碳）涌出量验算：
Q掘面≥100（67）×
q掘×
K掘通，m3/min；
式中，q掘--掘进工作面的瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；
根据2009年度瓦斯等级鉴定结果，瓦斯绝对涌出量取0.02m3/min，二氧化碳绝对涌出量取0.08m3/min（2009年度瓦斯等级鉴定中岩巷掘进工作面最大瓦斯及二氧化碳涌出量）
K掘通--掘进工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，取K掘通=2.0;
131.25>
100×
0.02×
2.0=4m3/min
67×
0.08×
2.0=10.72m3/min
按人数验算：
Q掘=4×
N（m3/min）
N—掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。
12=48（m3/min）
2、局部通风机选型计算
Q扇需=K×
Q掘面
式中，Q扇需--局部通风机需风量，m3/min；
K--风筒漏风系数，根据供风距离、风筒直径、风筒材质和管理状况等因素来确定；
根据国家行业标准要求，正压柔性风筒的百米漏风率不超过4%。
若按最大值推算，则：
K=1.04n
式中，n--局部通风机通风距离，取500米。
Q掘面=1.045×
168.75=205.3m3/min
根据上式计算出局部通风机的需风量Q扇需为205.3m3/min，结合矿井局部通风机情况，选取FBDYNO4.5/2×
5.5隔爆型压入式对旋轴流式局布通风机（该型号布局通风机双机运转时吸风量可取230m3/min），可满足通风需要。
3、局部通风安装地点的需风量（Q掘）
为满足局部通风量和局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速符合《煤矿安全规程》的有关规定，防止发生循环风，局部通风机安装地点的需要风量按以下公式计算:
Q掘=Q局吸+Q巷
式中Q掘--局部通风机安装地点的需要风量，m3/min；
Q局吸--局部通风机的吸风量，取230m3/min；
V--局部通风机安装地点到回风口之间的最低风速，取15m/min；
S--局部通风机安装地点到回风巷口的巷道断面积，取9.0m2。
Q掘=Q局吸+Q巷=230+15×
9=365m3/min
通过以上计算，确定局部通风机安装地点的需风量（Q掘）为365m3/min。
掘进工作面施工后，局部通风机安装地点的需风量根据局部通风机实测吸风量变化而变化。
2、局部通风机的安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
掘进工作面使用的两台局部通风机安装在32102运输联络巷新鲜风流中，后面一台局部通风机正常工作，前面一台为备用局部通风机，两台局部通风机均距吸风口不小于10m，为防止局部通风机发生循环风，局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间巷道的风速不得低于0.25m/s。
最大供风距离500m，选择Φ500m阻燃胶质风筒，采用压入式通风。
2、通风系统
局部通风机→迎头→32102回风联络巷→32102运输顺槽探巷→南北联巷→3201工作面联络巷→3201工作面回风巷→回风斜井
附图九：
局部通风机安装位置图
附图十：
通风系统示意图
第二节压风系统
风源来自地面压风机房，自主平硐经32102运输联络巷、32102运输顺槽探巷、32102回风联络巷，
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