回风下山掘进作业规程使用版副本文档格式.docx
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第一节编写依据
一、山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发［2009］64号《关于晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》
二、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》
三、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计》
四、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合安全专篇》
五、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合施工设计一采区回风下山施工图图号S1012-170-01-02
六、《煤矿安全规程》、《煤矿各工种技术操作规程》、《煤矿作业规程编制指南》
七、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010
八、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010
九、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94
第二节概述
一、工程名称：
山西灵石昕益致富煤业有限公司一采区回风下山掘进工程。
二、用途：
一采区工作面回风、行人。
三、服务年限：
约5年。
四、巷道长度：
全长518m（平距），沿9#煤顶板掘进。
掘进范围内情况：
位于主斜井井筒的东南侧，通过回风联络巷与一采区轨道下山相连，与轨道下山平行布置。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及井下采空情况
一采区回风下山地面位置为山西省晋中市灵石县静升镇致富沟，井田中部，全长平距518m，为半煤岩巷道。
。
1-1断面为矩形，锚网喷支护，净宽×
净高=4.5×
2.2m，锚杆规格为φ18×
2000mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距1200×
1000mm，喷厚150mm，喷射C20砼。
附表：
井上下对照关系表
水平
+655.08m
工程名称
一采区回风下山
地面标高
+837.208m
井下标高
地面的相对位置建筑物、小井及其它
相对地面上没有建筑物。
其西面方向为主斜井工业广场，建有联合建筑、水池、职工宿舍楼等。
井下相对位置对掘进巷道的影响
与掘进巷道相邻为主副斜井、井底车场、煤仓、水仓、回风大巷、消防材料库、一采区轨道下山等开拓巷道。
对本掘进工作面无影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
巷道临近均为开拓巷道，相距较远，对本掘进工作面无影响
第二节地质情况
本区煤岩层多属缓倾斜，一般倾角在3°
～14°
左右，在较大断层附近，因受牵引，倾角变大。
在断层附近，煤层有受挤揉现象。
可能会揭露落差在１～６m之间的小断层。
巷道掘进时有淋头水，水量较大。
第三节煤岩层赋存特征
一、概况
6#煤层顶板为砂质泥岩，6#煤厚平均1.56米，其下依次为灰黑色泥岩（2.64m）、6#下煤（0.21m）、灰色泥岩（7.63m）、浅灰色K4石灰岩（4.74m）、灰黑色泥岩（2.02m）、7#煤（0.51m）、灰黑色泥岩（0.5m）、灰白色中粒砂岩（1.65m）、灰黑色泥岩（3.87m）、深灰色K3石灰岩（4.63m）、8#煤（0.24m）、黑色页岩（1.93m）、灰色砂岩（1.78m）、深灰色砂质泥岩（5.13m）、灰色K2石灰岩（5.09m）、9#煤（1.09m）、砂质泥岩（3.85m）、10#煤（4.14m）、黑色泥岩（1.36m）、11#煤（0.47m）、砂质泥岩（2.8m）、11#下煤（0.3m）、灰白色砂岩（1.5m）、黑色泥岩（1.5m）、L2石灰岩（0.5m）、灰白色砂岩（2.5m）、L1石灰岩（1.5m）、铝土泥岩（4.0m）、山西式铁矿层（4.94m）、石灰岩（64m）。
预计瓦斯涌出量不大，无瓦斯突出现象，地温属正常。
2#、6#、9#、10#煤尘均具有爆炸性，4#、6#、9#、10#煤层自燃倾向性为自燃，等级Ⅱ级，2#煤层自燃倾向性为容易自燃，等级Ⅰ级。
区域内无火成岩侵入及褶曲。
二、煤（岩）层产状、厚度、结构、层间距
主要在K2石灰岩与9#煤层间施工。
根据以往资料，巷道所经煤体为实体煤层。
9号煤层位于太原组下段上部，煤层顶板为K2石灰岩，底板为砂质泥岩。
为全区稳定可采煤层。
下距10号煤层平均3.85m，下距奥陶系峰峰组石灰岩平均29.36m。
煤层特征情况表
项目
单位
指标
备注
煤层厚度
m
1.09
煤层倾角
度
0－14
煤层硬度
f
1.5
煤层层理
发育程度
中等发育
煤层节理
自然发火期
8
Ⅱ
绝对瓦斯量
m3/min
0.98
煤尘爆炸指数
17.44
9#煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
直接顶
K2石灰岩
5.09m
灰色，致密坚硬，节理发育含动物化石。
喀斯特发育，含燧石结核或成层状。
伪顶
直接底
泥岩
3.85m
灰色，偶为页岩，风化呈褐色。
煤、岩柱状图附后。
第四节水文地质
一、地表径流
汾河支流静升河从井田南部外侧流过。
井田范围内没有大的地表水体。
井田内发育冲沟，各沟谷基本常年无水，仅在雨季汇聚短暂性洪流，属季节性沟谷河流。
本矿井工业场地位于井田西南部。
矿井工业场地位于苏溪村致富沟中，主、副斜井位于该沟谷东侧。
据调查,工业场地位于最高洪水位线以上，工业场地内主、副井口及主要建筑标高位于场区沟底标高10m以上，工业场地整平坡度在5‰-20‰之间，地面径流排水线路短捷顺畅，故雨季地表径流不会对工业场地井口及井下安全造成威胁。
在冲沟没有堵塞、能够正常泄洪的条件下，洪水一般不会对工业场地及井口造成威胁。
二、井田内地表水体对通道掘进的影响
井田外汾河及其支流静升河距井田较远，河水对矿井开采没有影响。
原致富煤矿与原南浦煤矿矿井工业场地内建筑物及井口标高均高于沟底10m以上，故雨季沟谷汇集的洪水对矿井工业场地一般没有威胁。
三、一采区回风下山掘进过程中的水害因素
一采区回风下山在掘进过程中，会有2#、4#、6#煤层裂隙水及K2石灰岩岩溶裂隙水。
在掘进过程中要严格按照“有掘必探，先探后掘”的方针施工，施工时要严格按照矿方制定的探放水设计,探放水措施作业。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道用途及开口位置
巷道用途为服务一采区工作面回风、行人。
巷道长度：
全长平距518m（平距），为半煤岩巷道，沿9#煤顶板掘进。
一采区回风下山回风联络巷从一采区轨道下山变坡点以下50m处开口，以方位角39°
16′05″向前沿9#煤顶板掘进33.25m（平距），到达4#交岔点。
再沿9#煤顶板以方位角309°
16′05″掘进53.9m（平距），到达3#交岔点。
然后从4#交岔点再以方位角129°
16′05″沿9#煤顶板掘进464.1m（平距），到达设计位置。
回风联络巷开口及施工巷道采用钻眼爆破法破岩,开口时要先在开口处顶板补打锚杆及锚索5根维护好顶板,并采取开小炮的方式逐步破口掘进,掘开后及时打锚杆挂网初喷护顶。
必要时补打锚索，防止冒顶片邦发生。
开口大样图、巷道布置图附后。
第二节一采区回风下山断面、支护方式
净高=4.5m×
2.2m，锚杆规格φ18×
2000mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距1200mm×
1000mm；
喷厚150mm喷射C20砼。
巷道断面图附后。
第三节矿压观测
沿煤层掘进的巷道顶部、巷道交岔点及顶板破碎带要安设顶板离层仪，随时监测顶板离层量及压力显现情况，如发现顶板离层超过限值，必须采取加强支护的措施。
第四节支护工艺
一、支护参数
1-1断面长度为518m（平距），为矩形，净宽×
2.2m，巷道净断面9.9㎡。
采用锚网喷支护，喷厚150mm喷射C20砼。
采用φ18螺纹钢树脂锚杆，长度2000mm。
间排距1200mm×
1000mm，每根锚杆用一个CK2360树脂药卷。
钢筋网采用φ6mm钢筋焊接而成，规格为3000mm×
2100mm，搭接长度为100mm，搭接处每隔300mm用铁丝绑扎一道。
一采区回风下山采用一掘一支护,1-1断面采用掘进机掘进，成型要规整。
掘进中如遇有断层、无炭柱等地质构造时，必须及时汇报，根据情况确定特殊支护方式。
二、支护工序
（一）1-1断面
破岩采用钻眼爆破法施工：
爆破采用全断面一次起爆,光面爆破，爆破后成型要规整。
爆破后首先对拱部进行铺网、打注锚杆；
然后进行墙部打注锚杆挂网。
临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。
工作面配备6台YT28气腿式风钻，4台使用，2台备用。
采用铲装机倒装矸石，刮板输送机及胶带运输机运矸，一掘一支为一正规循环，循环进尺1.5m，三八作业制。
掘进施工工序：
交接班安全检查→打眼→装药、联线→放炮→通风→验炮→临时支护→打设支柱打安锚杆挂网→出矸→交接班.
在施工过程中，出矸与工作面打眼及打注锚杆可平行作业。
（二）2-2断面
采用EBZ—160型掘进机破煤（岩），采用掘进机按设计要求一次切割成巷，采用刮板输送机、带式输送机运输，一掘一支作业。
三、锚杆支护验证:
1-1断面
（一）、按悬吊理论计算
１.锚杆长度计算;
L=KH+L1+L2
L-锚杆长度m
H-冒落拱高度m
L1-锚杆锚入稳定岩层深度，按经验取0.6m
L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m
K-安全系数一般取2
H=B/2f=0.29m
B-巷道开掘宽度，取3.5m
f-岩石坚硬系数，取6
则L=2×
0.29+0.6+0.05=1.23m,施工采用2m长锚杆.
２.锚杆间排距计算：
设间排距为a，则
a=Q/KHY
Q-锚杆设计锚固力，取70KN
H-冒落拱高度,取0.29m
Y-被悬吊砂岩重力密度，取19.9KN/M3
K-安全系数，取K=2
a=6.1m
施工时取a=0.8m
通过以上计算得知，巷道顶板锚杆间排距为0.8m可以满足一采区回风下山1-1断面顶板支护要求。
炮前锚杆距工作面距离不大于800mm，炮后最大空顶距不大于2300mm。
炮后顶板破碎或有离层顶板时要及时用锚杆前探梁或点柱临时支护顶板，前探梁采用φ108×
2.5m钢管制成，每根前探梁用三道锚杆吊环固定。
弯道临时支护为锚网及时支护。
遇地质构造顶板破碎时，要适当缩短循环进度，并补加锚索制定特殊施工安全技术措施。
遇松软岩层时锚杆要采用全长锚固。
四、支护工艺：
１.打锚杆眼
（1）打眼工必须按《煤矿安全规程》操作.
（2）打眼必须在有支护的顶板下作业，严禁空顶作业。
（3）打眼前先处理浮矸，敲邦问顶后，安设前探梁或打临时锚杆进行临时支护。
（4）使用型号为MQT-130/2.8气动锚杆机打顶板锚杆固定锚杆。
力矩扳手紧固锚杆。
（5）锚杆眼深度与锚杆长度相匹配，眼距为800mm×
800mm，眼位的误差不得超过100mm。
（6）一采区回风下山锚杆规格为φ18mm×
2000mm，其中有效锚杆长度1900mm～1950mm，外露长度小于50mm；
（7）锚杆必须按规程规定角度打眼,不得顺层面裂缝打眼。
（8）锚杆施工中,由质检人员对锚杆进行抗拔力抽样检查，每300根抽查三根,拉力达到70KN,即可停止拉拔。
（9）施工队组要经常检查巷道施工质量,发现缺锚杆的或拉拔不合格的要及时补打锚杆。
（10）打锚杆眼前首先按中腰线检查巷道断面尺寸,不合格的要及时处理,打眼时要在钻杆上做好钻深标志,按锚杆长度钻眼,打眼时按照由外向里,先顶后邦的原则进行。
安检敲邦问顶同样遵循由外向里,先顶后邦的原则。
２.锚杆的安装：
（1）锚杆眼钻好后，先用压风将眼内的积水,岩粉吹净（吹眼时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人）.然后用锚杆将一根树脂锚固剂轻轻送入眼底（先检查锚杆孔深度和锚固剂的质量）。
（2）将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中，然后开动锚杆机，边搅拌边推进，用力要均匀，直到将锚杆推到孔底为止，搅拌时间20～30秒钟，搅拌后锚杆机要停留10秒，等凝固后取下气动锚杆机。
（3）5～15分钟后上网和托盘，并用力矩扳手检查紧固力，要求紧固扭矩不小于100N·
M，外露长度不大于50mm。
３.锚索的安装
（1）用钻机打眼，眼深不小于6.2m，要打到稳定岩层内。
（2）把锚固剂送入眼内，锚固剂用3个。
（3）先用手将药卷推入眼内,而后用锚索轻轻上顶逐步送入孔底,然后用钻机将锚索边搅边上顶完全送入眼内，将锚固剂搅拌30～45秒。
（4）10分钟左右后，安装好托盘，用张拉千斤顶拉紧锚索。
（5）锚索外露长度≤150～300mm。
４.挂网：
（1）钢筋网使用前必须清除污锈。
（2）钢筋网应与锚杆联结牢固，喷射时钢筋网不得晃动。
（3）使用φ6钢筋网100mm×
100mm的网格，规格为3000mm×
2100mm，用托盘螺母拧紧固定，托盘规格120mm×
120mm×
6mm，要求钢筋网与岩面紧贴接顶严密，锚杆外露长度不得大于50mm，钢筋网的搭线接处必须用12#铅丝绑扎，绑扎间距为300mm。
（4）钢筋网与钢筋网的压茬不能小于100mm。
（5）当岩层过软化带、破碎带时，根据条件增加6000mm锚索加强支护。
５.锚网支护质量要求
1>
.打锚杆必须严格按照《煤矿安全规程》中的规定，照好中线找好锚杆位置画眼，排间距误差不得超过100mm。
2>
.锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°
3>
.锚杆必须带帽并拧紧，螺纹外露长度不大于50mm，托板接顶严密。
4>
.锚杆锚固力必须达到70KN以上，不合格必须重新补打。
5>
.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N•M。
6>
.损坏的托板及时更换，每班应在托板上用红油漆做好标记。
7>
.锚杆紧跟迎头，施工必须做到当班眼当班锚，施工一个锚一个。
8>
.要根据施工作业要求，按中、腰线检查巷道断面尺寸，保证巷道断面尺寸符合质量标准。
五、支护质量要求
１.打注锚杆必须严格按照规程中规定，照好中线找好锚杆位置画眼，排间距误差不得超过±
100mm。
２.锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°
，锚索不小于80°
３.锚杆必须戴单帽并拧紧，螺纹外露长度为10-30mm，托片紧贴顶板，一垫一帽紧固有效。
４.锚杆锚固力必须达到70KN以上，不合格必须重新补打。
５.每隔100m巷道进行一组锚杆拉力试验，并用红油漆做好标记。
６.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N·
M。
７.铁托盘贴紧钢网，邦锚杆托板贴紧煤邦。
正常情况下锚索外露长度小于或等于150mm～300mm。
８.施工质量标准
检查项目
质量要求及允许误差/mm
合格
优良
保
证
项
目
１.锚杆、锚索、钢筋、水泥、石子、沙等材料的材质规格、品种、结构、强度
符合设计、作业规程及规范规定
２.锚固剂的材质、配比、规格、强度
基
本
１.巷道净宽（中线左右）
0～+50
0～+30
２.巷道净高（中线左右）
３.锚固力（锚杆）
最低值不小于设计值的90%
最低值符合设计值
４.锚索预紧力
５.锚杆、锚索施工质量
安装牢固、托板紧贴煤岩壁无松动
完全符合设计标准
６.铺网安装质量
符合作业规程规定
７.混凝土厚度
≥-30mm
≥-15mm
允
许
偏
差
允许误差
１.锚杆间、排距/mm
-100～+100
２.锚杆、锚索孔深/mm
３.锚杆角度/（度）
符合设计要求，≥75
４.锚杆外露长度/mm
露出托板≤50
５.锚索预留长度/mm
+150～+300
６.锚索间排距/mm
７.表面平整度/mm
≤10
８.混凝土保护层厚度/mm
±
10
9、接茬/mm
≤15
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、1-1断面钻爆法掘进施工工艺流程为：
开工前安全检查→打眼→装药→联线→起爆→临时支护→打安顶锚杆安设金属网→出矸→打安邦锚杆挂邦网→交接班。
1、安全检查：
每班开工前，由班组长、瓦检员及安监员进行“三位一体”的安全检查，对所有工作地点的顶板、巷邦支护、通风设备、工具都必须进行检查，发现隐患立即处理并汇报，确认安全后方可开工。
2、打眼
打眼采用YT28气腿式凿岩机钻孔，眼位严格按照炮眼布置图进行，采用光面爆破，周边眼间距为250～500mm，如果眼距超过500mm时，在两周边眼中间打一个空眼，提高周边眼的爆破效果，提高巷道成形效果。
辅助眼间距、周边眼间距为300～500mm。
掏槽眼采用斜眼掏槽。
详见炮眼布置图。
3、装药
装药结构：
采用正向连续装药，炸药使用煤矿许可3号煤矿许用抗水炸药，药卷直径Ф35mm，雷管使用I—V段煤矿许用毫秒延期电雷管。
封眼采用黄土炮泥封堵，封泥长度不得小于0.5米。
一采区回风下山1-1断面炸药消耗量为9.1kg/m，雷管消耗量为38个/m。
4、联线、起爆
联线采用大串联。
起爆使用MFB-150发炮器起爆。
严格按照放炮操作规程作业。
炮眼布置图及爆破图表附后。
一采区回风下山1-1断面预期爆破效果表
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
93.75
炮眼总长度
92.0
循环进尺
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
9.1
炸药消耗
Kg/m3
1.52
每米巷道雷管消耗量
个/m
38
雷管消耗
个/m3
6.35
二、2-2断面掘进机掘进施工工艺流程为：
安全检查→标定中腰线→综掘机切割→出煤（矸）→支护
根据中线或激光指向仪所指的中线位置在迎头标定中点，根据腰线所指位置标定腰线。
切割分上下两半部分切割，先割上半部分煤后割下半部分岩石。
煤部切割完后，关闭行走电机，让装载耙爪与刮板输送机工作，运走割下的煤。
然后切割岩石，切割完成后，运走割下的岩石。
每切割两刀，每刀0.6m，打一排柱子。
柱腿子要打在实底上，支稳支实，柱顶戴帽顶实顶板，初撑力达到要求。
三、管线、风筒的铺设：
静压水管、排水管、压风管铺设在巷道的右手邦。
电话线、监控线、信
号线、电缆依次用电缆钩挂在巷的另一邦上，要求每3米吊挂一组,风筒吊在上面，逢环必挂，风筒末端距工作面岩石巷道不大于10米，煤巷不大于5m。
均从一采区上部车场接入。
局扇安装在撒煤清理巷内，用锚杆钢丝绳固定在巷邦上或安装在台架上。
管线及轨道敷设方式表
序号
规格型号
吊挂方式
距工作面距离
备注
1
静压水管
2寸管
米
45米
临时吊挂
小于40米
随工作面延接
2
压风管
4寸管
3
排水管
4
电缆
50m2
5
70m2
6
信号线
2.5m2
第三节设备配备表
设备配备表
设备
型号规格
功率
掘进机
EBZ-160
160KW
台
气腿式风动凿岩机
YT28
10kw
调度绞车
JD-11.4
部
若干
探水钻
ZQJC-150/2.8
矿车
0.7m3
辆
1吨
小水泵
7.5kw
7
刮板输送机
SGB-620/40
带式输送机
DSJ-650
9
局部通风机
FBD-№6-2×
15
2×
15kw
备用一台
电话
11
水泵
11kw
根据需要
12
风泵
13
风煤钻
1.2kw
14
照明综保
ZBZ-4.0
2.5kva
控制开关
QBZ200D
16
馈电开关
QBZ80D
QBZ120D
BKDZ120D
17
激光指向仪
YBJ-800
18
力矩扳手
件
19
钻杆打眼机
MQT-130/2.8
2.8kw
20
锚索液压涨紧装置
120
21
混凝土喷射机
PZ-5（B）
5.5kw
第四节运输方式及运输管理
一、矸石的装、转、运方式
工作面→刮板输送机→一采区上部车场刮板输送机→井底车场刮板机→回风顺槽绕道皮带输送机→上仓胶带巷皮带输送机→煤仓→主斜井胶带运输机→地面。
二、材料、设备的运输方式
材料、设备经地面装入矿车经副斜井、井底车场、一采区上部车场至工作面
运输路线为：
地面→副斜井→井底车场→一采区上部车场→工作面。
三、运输管理规定及措施
１.斜井运输必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，运输前在坡上、下及能够进入运输范围内设好专人警戒，警戒人
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