31101综采工作面运巷绕道作业规程Word格式.docx
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硬度
f=3.0
自燃发火期/d
70
绝对瓦斯涌出量m3/min
0.29
相对瓦斯涌出量（m3/t）
13.9
煤尘爆炸指数
有爆炸性
地温
正常
煤层情况描述
煤层结构简单，一般不含夹石。
第二节地质构造情况
潞宁煤业公司31101综采工作面运巷绕道位于大同组第二段的三亚段中上部2#煤层之下，上距2#煤层27.10-35.88m。
平均32.11m。
工作面区域地层整体为一西东方向倾斜的单斜构造，煤层倾角12°
—13°
。
本煤层一般不含夹石，顶、底板岩性一般为泥岩，本煤层层位稳定，厚度及煤质变化小，平均厚度1.45m，结构简单、煤类单一，本煤层属大部分可采的稳定煤层。
附图二：
31101综采工作面运巷绕道煤层顶底板柱状图
第三节预测或实测瓦斯、火、煤层情况
根据3#煤爆炸性试验结果和自燃倾向性试验结果可知：
3#煤之煤尘均有爆炸危险性；
3#煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层，自然发火期70天。
3#煤层绝对瓦斯涌出量为0.29m3/min，相对瓦斯涌出量为13.9m3/t。
第四节水文地质情况
目前影响潞宁煤业公司31101综采工作面运巷绕道安全生产的主要因素为2#煤层与3#煤层之间的裂隙承压含水层水，该含水层水头较高，流量小，补给条件差，属多年贮存下来的水。
由于受掘进活动影响，水压力不大，易于疏干。
根据3#煤轨道下山、3#煤皮带下山、31101综采工作面运巷、31101综采工作面风巷绕道的掘进情况及超前探测资料分析，本段巷道在掘进过程中，涌水量不大，易于疏干，故不进行超前探测。
第三章巷道布置情况及施工顺序
第一节巷道简述
31101综采工作面运巷绕道采用钻眼爆破法按方位角186°
38′从31101综采工作面运巷下帮开口，开口中心线距3#煤回风下山中线12.062m，巷道呈矩形断面锚网支护，断面规格为4.2×
2.3m（宽×
高），巷道掘进工程量为72.144m，刷帮长度为13.43m,总工程量为85.574m。
第二节施工顺序
31101综采工作面运巷绕道从31101综采工作面运巷下帮开口后，按方位角186°
38′坡度0°
开始掘进，以31101综采工作面运巷中心线和31101综采工作面运巷绕道中心线的交点（1#）为基点沿中线方向掘进28.362m后，转方位角231°
38′，坡度0°
按原断面继续掘进，以交点（2#）掘进5.87m后到3#煤皮带下山东帮，开始跨越3#煤皮带下山，掘进4.2m后跨过3#煤皮带下山，然后再向前平掘2m变曲线巷道，曲线巷道转角73°
，曲率半径为12m，曲线长度为15.281m，从曲线终点开始变方位角为304°
38′，平掘10.068m见3#煤煤层底板，然后沿煤层底板掘进7.158m和3#煤轨道下山东帮贯通。
和3#煤轨道下山贯通后刷出交岔点，刷帮长度为13.43m，刷帮宽度以31101综采工作面运巷绕道中心线为准线，距31101综采工作面运巷绕道上帮2.1m。
按照图纸设计，和3#煤轨道下山贯通后，将在31101综采工作面运巷绕道与3#煤皮带下山“十字”交叉处和31101综采工作面运巷和3#煤回风下山“十字”交叉处各施工风桥一座，施工风桥和跨越3#煤皮带下山的专项安全技术措施另外编写。
第三节巷道中腰线布置
根据设计图纸及实地测量，由地测科给定巷道的中腰线，施工时严格按中腰线施工。
第四章巷道支护
第一节支护设计说明
31101综采工作面运巷绕道呈矩形断面锚网支护：
名称
单位:
㎜
面积
备注
宽
4200
S=9.66㎡
矩形断面
锚网支护
高
2300
附图三：
31101综采工作面运巷绕道巷道断面图
第二节临时支护方式
31101综采工作面运巷绕道在掘进施工过程中采用金属前探梁作为临时支护。
采用两根4.5m长的3寸钢管作为金属前探梁。
采用4寸法兰盘焊上锚杆螺母吊挂金属前探梁。
每根前探梁采用两个吊挂环。
安装金属前探梁进行临时支护时，先将吊挂环拧在锚杆外露端。
然后将金属前探梁穿在吊挂环内。
放完炮后，站在永久支护下进行敲帮问顶，撬掉浮矸活石，然后挂顶网和钢带，前移前探梁把网片和钢带挑在前探梁上面，按照巷道中线调整钢带和网片位置，确认无误用木板梁和木楔把前探梁和顶板背紧。
施工人员站在前探梁的临时支护下出煤矸后，打设锚杆、锚索进行永久支护。
临时支护前探梁的前端，必须安装防止额头煤（岩）块松动掉落伤人的挡矸设施。
临时支护图
第三节永久支护
31101综采工作面运巷绕道掘进采用锚杆、金属网、钢带、锚索联合支护。
一、31101综采工作面运巷绕道呈矩形断面锚网支护：
断面4.2×
高）
（1）、顶锚杆
锚杆形式和规格：
杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为335号，长度2000mm，杆尾螺纹为M24。
锚固方式：
树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335型在上，另一支规格为Z2360型在下，钻孔直径为28mm，锚固长度为1100mm。
钢筋托梁规格：
采用14mm的钢筋焊接而成，宽度80mm，长度4000mm。
锚杆托板：
采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，托板尺寸为120×
130×
12mm的钢托板，球形垫孔径24mm。
网片规格：
采用机制金属经纬网护顶，网孔规格4040mm，两个网片搭接100mm，网片规格46001400mm。
锚杆布置：
锚杆间距1250mm，排距1200mm，边角两根距巷帮225mm，每排4根锚杆。
锚杆打设：
打设顶锚杆时要先中间后两边依次打设。
锚杆角度：
全部垂直顶板打设。
锚杆预紧力：
≥300N•m，但禁止大于500N•m
（2）、巷帮支护
树脂加长锚固，采用一支Z2360锚固剂，钻孔直径为28mm，锚固长度为800mm。
采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈，岩帮上托板采用120×
12mm的钢托板，煤帮上托板采用300×
300×
12mm的钢托板。
采用机制金属经纬网护帮，网孔规格4040mm，两个网片搭接100mm，网片规格20001400mm。
锚杆间距850mm，排距1200mm，靠上一根距顶板200mm，靠下一根距底板400mm，两帮每排各打设3根锚杆。
打设帮锚杆时要从上至下依次打设。
全部水平巷帮打设。
（3）、锚索
锚索形式和规格：
锚索材料为18.9mm，17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm，钻孔直径28mm。
采用三支锚固剂，一支规格为K2335型药卷在上，另两支规格为Z2360型药卷在下的锚固方式，锚固长度1550mm。
锚索托板：
采用300mm×
300mm×
16mm的高强度托板及配套锁具。
锚索布置：
每隔一排沿巷道中线打设一根锚索，排距为2400mm。
锚索角度：
锚索预应力达到200—250KN
附图四：
31101综采工作面运巷绕道锚网支护图
第四节支护工艺
一、锚杆安装工艺
（一）、打锚杆眼
1、放完炮后，施工人员站在永久支护下，用长柄工具找净顶帮的危岩活石，安设临时支护，然后按中线和锚杆排距要求调整钢带和网片的横向和纵向位置，确认无误后，打设锚杆眼。
2、施工人员站在临时支护之下，用锚杆钻机打顶部的锚杆眼，用风钻打帮上的锚杆眼。
3、打完眼后，要用压风把眼内的积水岩煤粉吹洗干净。
（二）、安装锚杆
1、装树脂药卷，先用锚杆插入孔内，试探锚杆孔深度，孔深不够时要重新打眼。
2、安装顶部锚杆时，安装一支K2335型和一支Z2360型树脂药卷，安装帮上锚杆时，只装一支Z2360型树脂药卷。
随后插入锚杆，安好连接套插入风动锚杆机、启动风动锚杆机使之旋转，慢慢推入眼底，搅拌20秒钟停钻，卸下风动锚杆机，待1分钟后，方可上托板，紧螺丝。
3、锚杆托板必须紧帖壁面，如岩壁不平时，先用手镐找平，然后再安装托板。
4、锚杆予紧力不低于300N·
m，锚固力不小于127KN。
5、巷帮锚杆安装好以后，挂帮网，搭接长度不小于100mm，网片要拉平拉直，联网间距为100mm，用18#铁丝双股绑扎。
6、巷帮围岩正常的情况下，为防止放炮时崩坏帮网，帮网可以滞后两排施工。
如遇地质构造变化，巷帮围岩松散可以先打上边两根锚杆把帮网挂起来，下边两根锚杆滞后一排补打，网片卷起，用铁丝捆住。
二、锚索安装工艺
（一）、安装锚索
1、打锚索孔，用MQT—130型钻机配φ19mm的中空接长钻杆和φ27mm的双翼钻头，眼深7m。
2、送树脂药卷，向孔内送一卷K2335型树脂药卷和2卷Z2360型树脂药卷，用钢绞线将药卷慢慢推入眼底。
3、搅拌树脂药卷，用搅拌接头将锚杆机和钢绞线连接起来，边搅拌边推进，直至推入眼底，停止升钻机，搅拌20秒钟停机。
4、涨拉锚索预应力达到200—250KN。
（二）、锚索安装技术要求
1、顶板正常情况下，锚索安装可滞后5—6m进行，如顶板破碎，要紧跟迎头。
2、锚索外露长度150—250mm之间。
3、涨拉锚索时，应使涨拉油缸和钢绞线保持同轴，涨拉千斤顶卡住锚索后，人员可暂撤到涨拉千斤顶侧面，涨拉千斤顶下方严禁站人。
第五章矿压观测
第一节观测对象
观测31101综采工作面运巷绕道开口处和31101综采工作面运巷绕道掘进巷道内的顶板离层情况，观测31101综采工作面运巷绕道与3#煤轨道下山贯通处的顶板离层情况。
第二节观测内容
一、顶板离层指示仪观测
1、顶板离层指示仪的位置
施工过程中选用LBY—3型顶板离层指示仪，自开口处开始，在巷道顶板中部每隔30m安设一个顶板离层指示仪。
2、顶板离层指示仪的工作原理及安装要求和步骤
A、顶板离层指示仪的工作原理：
深基点锚头（白色）应固定在稳定岩层中，浅基点锚头（黑色）固定在锚杆端部位置。
当锚杆锚固范围内有离层时，离层量为外测筒与套管的读数差。
当锚杆锚固范围外有离层时，离层量为内、外测筒读数差。
当锚杆锚固范围内、外都有离层时，内外测筒分别有离层显示，内、外测筒读数差与套管、外测筒读数差的和即为锚杆锚固范围内、外的离层量。
内、外测筒（刻度坠）以㎜为单位，刻度范围分别为0-180㎜、0-150㎜。
内、外测筒以蓝、黄、红三色三等分，内测筒每等分60㎜，外测筒每等分50㎜。
B、顶板离层指示仪的安装要求:
顶板离层指示仪在水平巷道安装时，必须垂直顶板。
在倾斜巷道安装时，必须沿铅垂方向，以保证离层仪安装后测绳自然下垂。
顶板离层指示仪内、外测筒均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。
同一巷道内每个顶板离层指示仪必须按顺序编号、挂牌。
C、顶板离层指示仪的安装步骤
a、钻孔：
用MQT-130型锚杆钻机，配φ19㎜中空接长钻杆和φ28㎜的双翼钻头，在巷道顶板中线位置按照铅垂方向钻孔，孔深为7米。
b、先安装深基点锚固器（白色）,用安装杆把锚固器送至设计位置7米，送入时用手拉紧测绳，抽出安装杆后，用手拉一下测绳，确认锚固器已固定住。
c、将浅基点锚头（黑色）送至设计位置2米。
d、将两根测绳穿过外测筒，浅基点锚头与外测筒连接，注意将外测筒标尺0点少许（5㎜）露出顶板外。
e、深基点锚头与内测筒连接，注意将内测筒标尺0点与外测筒下端对齐。
f、最后安装套管，注意要将外测筒0点对准套管底边。
g、记录初读数，安装完毕。
3、数据检测及资料整理分析
顶板离层指示仪安装好以后，要挂顶板离层指示仪管理牌板，由当班工长或跟班队干负责观测。
队组有正规的顶板离层指示仪监测记录表，观测人员上井后要及时填写记录表。
离层值超过5㎝时，要及时向生产科反映。
二、锚杆预紧力和锚固力检测
掘进的过程中，每班安装的锚杆要用力矩扳手和锚杆拉拔仪进行检测，凡扭矩达不到300N•m和锚固力达不到127KN的锚杆，要重新紧固或补打锚杆。
三、锚索锚固力检测
巷道掘进施工过程中，安排专人每班用锚索涨拉泵对锚索锚固力进行检测，锚索锚固力达200-250kN即为合格。
第三节观测方法
1、顶板离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，蓝色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；
黄色表示离层松动已达到警界值；
红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态。
2、顶板离层指示仪在距掘进工作面50米内由当班工长或跟班队干负责每班观测一次顶板离层值，连续观测时间不得少于5天。
50米以外，除非离层仍有明显增长趋势，一般规定每周观测两次。
观测5周后停止测读具体数据，改为观测两个刻度坠的颜色。
3、关于巷道的交叉点，过地质构造时顶板离层仪的观测，从安设之日起，5天内，每班一次，之后规定每周2次，5周以后每周一次，直到工作面移交。
第四节数据处理
1、锚杆支护技术参数检测要求：
锚杆间、排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度，锚杆预紧力与拉拔力，锚索间排距及锚固力。
2、由当班班组长观测刻度值，并作好记录。
如发现离层指示仪进入警戒区时，应及时向生产科、安全调度汇报，召集有关人员进行原因分析，并及时采取措施，进行处理。
3、对检查结果，做好记录，同时汇报值班室，上井后要认真填写矿压观测记录，不得虚报、瞒报。
4、技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析，登记在册，如果遇到重大隐患时，要及时汇报相关科室，进行支护变更设计。
第六章掘进施工方式
第一节工艺流程及施工方式
一、31101综采工作面运巷绕道开口掘进工艺流程
安全检查→量取开口轮廓线并用红漆标识→打设锁口锚索→用废旧皮带或网片保护好开口处的电缆、信号线、风筒等→打眼→检查瓦斯→装药→洒水→联线→检查瓦斯→放炮→洒水→检查瓦斯→安全检查→敲帮问顶→临时支护→出煤矸→锚网支护→工程质量验收→清理工作面→进行下一循环
二、31101综采工作面运巷绕道开口掘进施工方式
1、由安瓦员和当班班组长检查工作面的通风、瓦斯和顶板支护情况无异常后，方可进入工作面。
2、根据地测科给定的开口中心线量取开口轮廓线并用红漆标识（开口宽度为5.902m,高度为2.3m）。
3、距开口帮600㎜打设5根锁口锚索（间距1.5m）进行加强支护。
4、用网片配合废旧皮带把放炮地点15米范围内的风水管路、电缆线和信号线、风筒、皮带等保护好。
5、根据作业规程中规定的炮眼布置图，进行炮眼布置。
6、炮眼布置好后，由安瓦员检查爆破地点20米范围内风流中的瓦斯浓度不大于0.8%时，方可进行爆破作业。
7、开口时必须浅打眼、少装药、放小炮，炮眼深度不超过1米，装药量不超过1卷。
8、放炮前必须派专人在能够进入放炮地点的所有通路距离放炮地点75米以外的安全地点设好警戒，防止人员误入。
9、放完炮待炮烟吹散后，由当班班组长站在安全可靠的永久支护下用专用工具进行敲帮问顶，撬掉浮石活矸。
10、采用金属前探梁进行临时支护。
11、站在安全可靠的临时支护下出煤矸后，及时进行锚网支护。
12、锚网支护循环进尺为1.2米，排距为1.2米。
13、当班验收员对工程质量进行验收，验收合格后，清理工作面进行下一循环。
第二节施工设备
31101综采工作面运巷绕道掘进采用钻眼爆破法破岩。
打煤眼采用风动帮锚杆钻机两台，一台工作，一台备用。
打岩石眼采用YT—28型风钻三台，两台工作，一台备用。
打顶部锚杆眼采用MQT—130型风动锚杆钻机两台，一台工作，一台备用。
运输设备：
40煤溜二部、80皮带四部，小平板车两个。
第三节作业方式
31101综采工作面运巷绕道掘进采用楔形掏槽，光面爆破，分次装药分次爆破，周边眼以外所有炮眼先装药第一次爆破，然后根据预留光面层厚薄，对周边眼装药进行第二次爆破。
爆破器材：
炸药使用矿用2#粉状乳化炸药，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。
一、光爆打眼要求
为保证光爆的效果和质量，除合理选择爆破参数外，必须严格施工操作，才能收到实际效果。
1、必须保证打眼的规格质量，在每茬炮的打眼前首先按照中线画出设计轮廓线，总的要求是应使炮眼达到“平、直、齐”。
即各炮眼互相平衡、平行于巷道轴线，各炮眼顺直钻进，各眼眼底要落在同一平面上。
2、按中线打好第一个正顶眼，打正顶眼时，钻杆要按中线方向（巷道轴线）钻进；
然后将此眼插上炮棍作为导向的标志。
周边眼打在设计轮廓线上，眼底允许向外偏出70—100mm。
在周边眼轮廓线上遇到软岩夹层，煤层或层理较发育的部位，应适当增加空眼，作为导向眼。
3、预量钻杆长度，做到心中有数，保持各眼底落在同一平面上。
4、打眼时，要注意眼的倾角，防止坡度不够，造成巷道忽高忽低。
二、装药联线
1、炸药雷管的质量必须保证，质量不合格的炸药雷管严禁使用。
2、正确加工起爆药卷,电雷管要在药卷的平端装入，而不应将电雷管从药卷的凹面或侧面插入。
3、扫清炮眼，逐卷装入，不能硬塞猛撞，各药卷的聚能穴方向要一致。
装炮眼要先装炸药，再装水炮泥，剩余部分用黄土炮泥填满填实。
4、联线采用串联方式。
三、炮眼布置三视图及爆破说明书
爆破说明书
炮 眼
名 称
眼号
眼长
m
眼数
每孔药卷
总装
药量
每孔水
泡泥数
雷段数
起爆
顺序
联炮
方式
卷
kg
掏槽
1
2.2
4
5
2
Ⅰ
串
联
辅 槽
2.0
0.8
Ⅱ
辅助眼
3
8
0.6
4.8
周边眼
15
0.4
6
底 眼
6.4
合计
80.8
40
25.2
预期爆破效果
项目
单位
数量
循环进尺
1.2
雷管消耗量
发/m
33
炮眼利用率
％
95
个/循环
爆破实体体积
M3/循环
11.59
火药消耗量
Kg/m
21
水泡泥数量
个
80
Kg/循环
四、施工质量技术要求
1、打眼前，班组长、验收员共同找好中、腰线，并画好巷道轮廓线，标好眼位。
打眼装药原则上执行爆破图表中的炮眼位置，数量及其它参数，现场实际如有变化，可由工长、爆破工作适当的调整，以保证较好的爆破效果。
2、巷道净宽，巷道中线到任一侧的距离偏差控制在0—+100mm之间。
巷道净高偏差控制在0—+100mm之间。
3、放完炮后，周边眼要留下60%以上半圆型炮眼残痕，巷道围岩不能有明显的炮震裂纹，巷道周边不得超挖欠挖。
第四节循环进尺
1、顶板正常情况下，循环进尺为1.2m，一个循环挂一网。
放炮前最小控顶距为0.6m，放炮后最大控顶距为1.8m。
2、顶板破碎时缩小循环进度和锚杆排距，循环进尺为1m，一个循环挂一网。
放炮前最小控顶距为0.6m，放完炮后最大控顶距为1.6m。
第五节运煤（矸）方式
31101综采工作运巷绕道为全岩巷道，40煤溜在运输出矸石过程中很容易出现故障，施工过程中为了不影响工程进度，必须准备两个小平板车进行出渣，转载运输采用40煤溜和80皮带交替接力运输到主斜井皮带的运输方式。
第六节过特殊区段的施工工艺
掘进过程中遇到地质构造时，及时向生产科、地测科汇报，由生产科组织相关科室到现场调研后编制专项安全技术措施后方可继续掘进。
第七章生产系统
第一节通风系统
31101综采工作面运巷绕道施工过程中，采用两台功率均为2×
22KW（一台正常供风，一台备用）局部通风机向工作面供风，采用压入式通风，风筒直径为800mm。
采用局扇压入式通风，风筒直径为800mm。
一、巷道通风
（一）、风机安装地点和要求
1、风机安装在距31101综采工作面运巷口下约100m的3#煤回风下山左帮顶板上。
2、风筒要吊挂在顶板上，逢环必挂，风筒平直，风筒拐弯处要设弯头，不准拐死弯，必须使用快速接头连接。
3、风筒接头严密（手距接头处0.1m人不感到漏风）无破口（末端10m除外）。
4、不准无故停电、停风，要保证风机连续运转。
5、必须安装双风机、双电源，开关必须使用双电源双风机组合开关。
6、风机开关必须上架。
7、靠近工作面窝头使用不少于15m的防炮崩风筒。
8、风筒出口距工作面端头煤墙距离的计算：
根据压入式通风风筒射出风流有效射程经验公式：
Ｌｓ＝（4～5）×
＝4.5×
＝13.99ｍ
Ｌｓ为从风筒出口到施工迎面煤墙的距离，单位：
ｍ;
Ｓ为施工巷道断面4.2×
2.3ｍ.
为提高通风安全系数，确定：
风筒出风口距离窝头煤墙不得大于10ｍ.
（二）、风量计算与风机选型
A、按瓦斯涌出量计算
Q掘=Q瓦×
K／C
式中：
Q掘——掘进工作面所需风量。
Q瓦——掘进工作面回风流瓦斯绝对涌出量，取0.29m3/min（矿实测平均数）。
K——不均衡系数，取1.6。
C——掘进工作面回风流瓦斯允许浓度，取1.0℅。
Q掘=0.29×
1.6÷
1.0／100=46.4m3/min
B、按掘进工作面同时工作的最多人数计算
Q=4N，
Q—掘进工作面所需风量；
N—工作面同时工作的最多人数；
4—系数，表示工作面每人供风量不得小于4m3/min；
N取15，所以Q=4×
15=60m3/min。
C、按炸药消耗量计算
Q掘≥10Ac
Q掘—掘进工作面所需风量；
Ae—掘进工作面一次爆破的最大炸药消耗量，取25.2Kg。
10—系数，表示稀释1Kg炸药所产生的炮烟所需风量不得小于10m3/min·
Kg；
（
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