回风下山掘进作业规程Word文档下载推荐.docx
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第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
红兴煤矿回风下山巷。
二、巷道位置与岩层及相邻巷道的关系
回风下山布置在副平硐左侧，根据红兴煤矿《开采方案设计》部署，在原回风下山迎头开门，与皮带下山平行为同一个方位，顺煤层倾向向下延伸至二采区最低标高后停止，然后布置回采工作面，（详见回风下山平面布置示意图）。
三、巷道用途
为了解决二采区采掘回风之用。
四、巷道工程量
设计长度：
300m。
成巷断面：
8.4㎡。
五、巷道坡度及方位角
坡度：
沿煤层坡度。
方位角：
144°
六、服务年限
服务年限：
20年。
七、开竣工时间
2012年3月10日开工，预计2012年11月底完工。
第二节依据
一、贵州省煤矿设计院《金沙县岚头镇红兴煤矿安全专篇和开采设计方案》及说明书
二、红兴煤矿《地质报告》及《掘进施工设计》
三、《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》等。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采面开采情况
地面相对位置及邻近采面开采情况见下表。
井上下对照关系情况表
矿井名称
岚头镇红兴煤矿
工程名称
回风下山
水平名称
二水平
工作面标高/m
＋808m
地面位置
该面相应地表为荒山，无耕地及建筑物。
四邻关系
上部为10901准备工作面，下段顶上有C9煤层采空区，有积水；
右边为C13煤层未采区（未开拓），左边为C13煤层未采区（未开拓），矿界边为相邻矿井采空区、掘进时必须严格进行探放水，必须做到“有掘必探，先探后掘，不探不掘”。
邻近采掘情况对
掘进巷道的影响
矿界边有小煤窑破坏，掘进时应特别注意采空区积水与有毒有害气体。
第二节岩层赋存特征
区内出露的地层为第四系（Q），三叠系下统夜郎组玉龙山段及沙堡湾段（T1y1+2）、二叠系上统长兴组（P3c）、龙潭组（P31）,二叠系中统茅口组（P2m）。
其中龙潭组是本区的含煤地层。
分述如下：
1、第四系（Q）
为残坡积粘土、亚粘土、含砾粘土及人工填土等，零星分布区内缓坡地带，不覆盖于各时代地层之上，厚0～6m。
2、三叠系下统夜郎组玉龙山段及沙堡湾段（T1y1+2）
为浅灰色薄－厚层状灰岩、质灰岩，底部为厚5～15m的灰绿色，灰黄色薄层状泥岩、钙质泥岩等，厚180～220m，广泛分布于矿区东南部，节理裂隙及岩溶洼地较发育。
与下覆长兴组呈接触。
3、二叠系上统长兴组（P3c）
为灰、深灰色中厚至厚层含燧石团块生物屑灰岩夹灰绿色钙质粉砂岩及粘土岩。
厚40～50m，分布于矿区中部，节理、裂隙发育，与下伏龙潭组接触。
4、二叠系上统龙潭组（P31）
为褐、灰绿、灰褐色薄至中厚层砂岩、粘土岩、砂质粘土岩组成，夹深灰、灰色薄至中厚层粉砂质粘土岩、钙质砂岩、钙质粘土岩、灰岩、碳质页岩及煤层（线）。
含煤7～14层，单层厚0.32～3.76m，其中C4、C9、MC13煤层为全区稳定可采煤层，赋存于该段下部。
该段厚度大于95～120m。
与下伏二叠系中统茅口组呈假接触。
5、二叠系中统茅口组（P2m）
灰至浅灰色细至中晶块状灰岩，质较纯，局部见燧石团块，本区出露不全。
第三节地质构造
矿区位于沙土向斜北西翼，地层呈单斜产出，产状较稳定，走向210～250°
，倾角8～20°
，无区域性断裂构造发育，矿区构造简单。
矿区内构造不发育，构造复杂程度属简单型。
但目前回风顺槽揭露煤层情况，已发现多条断层，且已有4条断层影响煤层开采，煤层赋存条件由简单变为复杂。
第四节水文地质
矿区地处长江上游的乌江流域，区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水、部分为滑坡水。
碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；
裂隙水由大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。
1、含水层的划分
根据矿区及近邻地段出露的地层岩性，将其富水性特征由下至上简述如下：
1）茅口组（P2m）—强含水层
为浅灰色～灰色中厚层～厚层状灰岩夹硅质灰岩。
地表出露于矿区南东面，形成裸露及半裸露的低山，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗等较发育，稳定分布于矿层内含煤地层下部。
地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，但极不均匀。
2）二叠系上统龙潭组（P3l）粘土岩—隔水层（弱含水层）
岩性以灰、黄灰、深灰色泥质粉砂岩为主,断续夹薄层菱铁矿、粘土岩、粉砂岩及煤层,厚度95～138m。
该层为隔水层（弱含水层）。
3）二叠系上统长兴组（P3c）—中等含水层
地层呈北东向出露并贯穿矿区，岩性主要为一浅灰色厚层含燧石灰岩，局部夹生物屑灰岩。
一般厚30～45m。
该岩层岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，为区内中等含水层。
4）三叠系下统夜郎组沙堡湾段（T1y1）—隔水层
为的灰绿色、灰黄色薄层状粘土岩、钙质粘土岩等,厚15～25m。
含微量的基岩裂隙水，为隔水层。
5）三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）—中等含水层
为浅灰色薄～厚层状灰岩、泥质灰岩。
厚约140m。
岩溶裂隙发育，含较丰富的岩溶裂隙水，因位于侵蚀基准面以上，为区内中等含水层。
6）三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）—弱含水层
暗紫色钙质泥岩为主，夹薄层泥灰岩及粉砂条带，下部夹薄层生物泥灰岩。
厚160m。
7）第四系（Q）—弱含水层
仅残留于山谷、溪沟、面积小。
为碎屑岩的残积、坡积及冲积物，厚度一般小于10m，仅含微弱孔隙潜水。
该层为孔隙弱含水层。
2、地下水迳流、地表排泄、水文地质条件类型
井田内部分可采煤层位于当地排泄基准面以下，但矿区地形有利于排泄，一般情况下对矿井开采不构成影响。
区内地下水、地表水主要补给来源为大气降水。
据水文地质调查报告资料，开采C13及以上煤层时，矿井主要充水含水层位于含煤地层之上的长兴组岩溶水，充水途径为受采掘破坏或影响而形成的冒裂带，长兴组岩溶水是矿井的直接充水水源。
另茅口组地层位于煤系地层下伏，富水性强，茅口组地层顶界距离C13煤层底板10m，对矿井开采不会产生较大的影响，如果开采标高低于茅口灰岩地下水位标高时，存在突水的可能性。
煤层下部的茅口灰岩距离煤层10m，强含水强。
矿区侵蚀基准面标高约为835m。
根据水压和底板岩层抗压的比较，初期在开采+808m标高以上时，底板岩层抗压强度大于底板水压，但在开采+808m标高以下时，透水可能加大，所以必须作专门的水文地质报告，透彻分析底板水的透水可能，并重新设计切实可行的防水措施和设施。
因此，矿井水文地质类型属于中等的岩溶裂隙充水矿床。
3、老窑积水
矿区外围老窑和生产小窑采空区积水对矿井安全构成重大隐患，在以后的矿井开采过程中，应加强对老窑水的预防和控制。
4、地下水补给、径流、排泄
据水文地质调查，开采C4、C9煤层时，矿井主要充水含水层为位于含煤地层之上的长兴组岩溶水，C4煤层距长兴组18～21m，充水途径为受采掘破坏或影响而形成的冒裂带，煤系地层是矿井的直接充水水源。
C13煤层位于P2l底部，距P1m含水层10m左右，P2m含水层之水可能对C13煤层开采造成影响。
综上所述，地表水、老窑水，T1y2、P3l、P2m层地下水是本矿井主要充水水患，矿井水防治仍是本矿井灾害防治重点，必须引起高度重视，切不可大意。
5、矿井涌水量
根据贵州省煤矿设计研究2010年10月提交的《金沙县岚头镇红兴煤矿生产地质报告》，煤矿井下实测旱季涌水量Qmin＝3m3/h，雨季涌水量Qmax＝10m3/h；
比拟法计算矿井涌水量预测矿井达到30万t/a设计生产规模后，井下正常涌水量为19m3/h，最大涌水量为62m3/h。
综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件中等。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、该巷道设计长度为300米，巷道为半圆供锚网喷断面，净宽3.8米，净中高2.8米。
2、该巷道布置在C13煤层中，即原回风下山迎头处开门，与皮带下山平行（间隔70米），为同一个方位（144°
），顺煤层倾向向下延伸至二采区最低标高后停止，然后布置二采区回采工作面。
第二节矿压观测
地质资料中未提供冲击地压的相关资料，但在该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，金沙县岚头镇红兴煤矿按没有冲击地压危险考虑。
1．矿压观测对象：
回风下山。
2．观测内容：
巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、碹体的载荷及锚固力。
3．观测方法：
从开门点观测断面变化情况，在巷道掘送初期每隔两天观测一次，后期根据巷道压力及支护情况调整观测周期。
在岔口每隔两天观测一次，直到巷道施工完毕。
4．若出现支护变形或支护失效不能满足工程要求时，必须及时采取加固处理措施，并及时修改支护参数或支护形式。
第三节支护设计
一、开门出若遇顶板破碎用矿用11#工字钢配合锚网喷支护，背帮截顶要严实。
二、顶板完好时，全段采用锚杆网支护，锚杆间、排距为800×
800mm。
三、施工过程中，必须加强后方巷道的支护情况检查，出现支护失效或支护不能满足工程施工要求时，必须及时修改支护形式或支护参数，确保支护可靠。
四、开口处临时支护采用最高能支撑2.8m的单体液压支柱配1.2m铰接顶梁支护，最大控顶距为2m。
铰接顶梁上用不低于50mm厚木板垫顶。
作业人员在工作面施工时，必须打好护身柱，以防工作面矸石滚落伤人。
第四节支护工艺
一、临时支护材料及规格：
1、临时支护采用3根矿用11#工字钢，（长度不低于5米），吊环使用（Ø
22、Ø
18）的铁连环，前探板使用（不低于50mm厚、宽度不低于250mm、长度以满足两端距离巷道帮300mm）为宜。
二、永久支护材料及规格
锚网支护材料：
1.锚杆：
采用φ20-2000螺纹钢树脂锚杆。
2.托盘：
采用规格为140×
140×
8mm的预应力托盘。
3.钢筋网：
采用规格为2000×
1000mm，网孔规格为100×
100mm。
4.锚固剂：
型号为MSCK2835，顶锚杆使用3支，帮锚杆使用2支。
5.螺帽：
锚杆螺帽为M20×
30的预紧力螺帽。
三、锚网永久支护
1.锚网永久支护必须紧跟临时支护，锚网永久支护滞后迎头的距离不得大于2m，围岩破碎地段锚网及锚索必须紧跟迎头支护。
2.锚杆必须垂直岩面打入，角度偏差不得大于15°
；
锚杆外露长度为10-30mm；
锚杆螺帽必须用1m长的加力扳手扭紧，扭紧力矩不得小于150N·
m。
3.钢筋网必须全断面铺设，必须铺平、直，并紧贴岩面，不得出现网兜，网与网之间搭接长度为100mm，且每隔200mm必须采用12#铁丝交错扭结连网。
4.锚杆必须打设在钢筋网的搭接处，托盘必须压紧钢筋网。
5.网不贴岩面的地点必须补打点锚进行支护，出现网兜的地点必须将网兜内的货放掉后再补打点锚进行支护。
6.出现失效锚杆时，必须在失效锚杆旁补打锚杆进行支护。
7.支护时，打好一个锚杆（或锚索）安装孔就必须装好一个孔的树脂药卷，锚固好一棵锚杆。
8.打不到位的锚杆，必须锯掉并及时进行补打。
锚网巷道支护参数参考表
项目
质量标准
部位
规格
巷道净宽/mm
－50～＋200合格，-30～＋100优良
全宽
3800
巷道净高/mm
-50～＋100合格，-10～＋100优良
全高
2800
锚杆间、排距/mm
±
100
800×
800
锚杆/（°
）
符合设计要求，≥75
锚梁排距/mm
锚杆外露长度/mm
≤50
锚杆预紧力/N·
m
最低值不小于设计值
150
铁丝网搭接长度/mm
四、临时支护工艺：
（一）临时支护形式：
1、每循环放炮后，先敲帮问顶，找净浮石后，打好临时支护专用锚杆，用吊环将前探梁固定在打好的专用锚杆上，安装前探梁，每根前探梁使用3个吊环，然后再将不低于50mm厚、宽度不低于250mm、长度以满足两端距离巷道帮300mm为宜的前探板平铺在前探梁上，强度和数量要满足全断面控制顶板需要，与顶板之间必须用木材接顶牢固，必要时采用木楔，工作面必须有备用的前探梁、卡（吊环）、前探板、褙木等。
2、锚杆施工完毕后放炮前，前探梁必须拆掉，放在耙矸机后面的支架上，专用支架距离底板0.8m，专用支架用旧钢钎、罗纹钢焊接成“7”字形，插入帮部的孔眼内，外露为200mm，吊环要放在耙矸机后的小硐内，以防丢失。
3、前探梁安装时，前探梁一定要顶到工作面的掌子面，否则，人员不得进入到没有前探梁支护的地方。
4、安装前探梁时，必须先用8#铁丝双股将前探梁绑在吊环上，和顶板锚杆连接起来，防止不慎下滑伤人，或用销子将前探梁销在吊环上，防止下滑。
5、临时支护前，必须进行敲帮问顶，清除顶、帮及迎头的危岩活石，并对后巷清理，保持退路畅通。
进行临时支护时，必须设专人照看顶板和巷帮，如有危险情况，及时发出警号，撤出人员。
6、开口处无法使用临时前探梁支护时，可采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，铰接顶梁与巷道前进方向平行，共打三排，一人站在支护完好的地方将打支柱的地点用掏耙掏出一个脚窝，将单体液压支柱打紧打牢，将铰接顶梁连接好，水平楔一定要楔紧楔牢，防止脱落铰梁下坠伤人，真正做到支护有效，排距为1.2m，柱距0.7m。
7、发现有卸压支柱及时更换，顶梁使用木板背实,以防止漏顶,木板因压力折断时需及时更换,对顶板冒落后空顶部分必须使用半圆木及时绞顶背实,预防顶板大面积冒顶压垮支柱。
（临时支护不得大于2米，2米之外必须及时安装锚网进行永久支护）。
五、永久支护工艺
（1）安装顶锚网
1）采用锚杆机配合长度为1.1m、2.2m的钎杆施工巷顶中间的锚杆安装孔。
2）向锚杆安装孔内注入3支树脂药卷，用锚杆穿过钢筋网的中间孔，再把安装好托盘和螺帽的锚杆采用顶锚杆锤与锚杆机连接，开动锚杆机将锚梁顶到位，边推边旋转搅拌，至锚杆端头接触孔底停止推进，继续旋转扭紧螺帽使托盘紧贴岩面。
停机待树脂药卷凝固后，回撤锚杆机。
搅拌时间为8～15s，等待时间为10～60s。
3）按钢筋网孔位向两侧逐个施工锚杆安装孔。
4）10分钟后采用1m长的加力扳手拧紧螺帽将扭矩增加至150N·
m以上。
5）锚杆打在钢筋网的搭接处的网孔中。
6）钢筋网搭为100mm，每隔200mm用铁丝扎实连成整体。
（2）安装帮锚网
1）将需施工的帮网与预留的帮网、顶网连接好。
2）采用锚杆机配合长度为1.1m、2.0m的钎杆施工锚杆安装孔。
3）向锚杆安装孔内注入2支树脂药卷，用锚杆穿过网孔，再把安装好托盘和螺帽的锚杆采用顶锚杆锤与锚杆机连接，开动锚杆机，边推边旋转搅拌，至锚杆端头接触孔底停止推进，继续旋转扭紧螺母使托盘紧贴岩面。
药卷的搅拌和等待时间同前。
4）按从上向下逐个施工帮锚杆安装孔。
5）10分钟后采用1m长的加力扳手拧紧锚杆螺帽将扭矩增加至150N·
第四章施工工艺
第一节施工方法
本巷道采用（YT-23）凿岩机进行打眼爆破，全断面一次爆破成巷法。
第二节掘进方式
一、施工工艺流程
1.本工程采用钻爆法掘进，循环进度为1.8米。
2.工艺流程为：
交接班→检查瓦斯及安全隐患排查→检查前探孔超前距离或施工前探眼→检查瓦斯→打前进眼→检查瓦斯→装药连线→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯及安全隐患排查→临时支护→出货→后段永久支护→进入下一循环。
3.施工过程中，帮锚杆可以与打前进眼、施工顶锚杆工序平行作业。
正常情况下，帮锚杆及锚索距迎头的距离不得大于5米，围岩破碎时帮锚杆必须紧跟迎头。
二、打炮眼
1.打眼机具为（YT-23）凿岩机YT-23型风煤钻机。
2.打眼前严格依据中心、腰线按炮眼布置图标定眼位，并按眼位打眼。
3.采用多台打眼机具作业时，必须划分区块，定人、定钻、定眼、定位、定责，不得交叉作业。
4.按照爆破图表要求，确定打眼深度，并在钻杆上做好标记，确保眼底（除掏槽眼）在同一个平面。
三、炸药、雷管：
使用煤矿2＃抗水铵梯炸药、1～5段毫秒电雷管，电雷管必须编号，严格执行矿制定的火工品管理规定。
四、装药结构：
均采用正向装药结构，即聚能穴全部向里，起爆药卷在外。
起爆药卷外装一块炮泥后装一个水炮泥，最后用炮泥封实。
（见装药结构图）
装药结构示意图
五、起爆方式
使用MFB-100型发爆器起爆，联线方式为大串联全断面一次起爆；
用五段毫秒雷管。
六、装药连线爆破
1.炸药为三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格φ30×
220mm，重200g。
2.电雷管为8号金属壳煤矿许用毫秒延期电雷管，段号为1、2、3、4、5段几种，最后一段延期时间不得超过130毫秒。
3.采用正向装药，严禁反向装药。
4.采用大串联连线。
5.爆破母线长度不小于300米。
6.采用MFB-100型发爆器起爆。
7.起爆点设在808车场运输联络巷放突风门外，距爆破地点300米以外处，即（11301运输巷）内，将能进入掘进工作面的回风路线入口打上栅栏，并挂上正在放炮严禁进入警示牌，并撤出警戒区内所有人员（详见爆破警戒示意图）。
七、支护
见前述支护工艺
八、出货
工作面→回风下山绞车→808与回风下山联络巷→808轨道运输巷→808井底车场→副斜井→地面（详见运输系统图）。
第三节管线铺设
1.风筒必须逢环必挂，风筒底沿距巷道底板的距离不得小于1m，距迎头的距离不大于5m。
2.风水管采用油丝绳捆绑吊挂在巷帮的锚杆上，悬挂高度不得低于1m，距迎头的距离不得大于20m。
3.电缆吊挂从上往下必须按监测、通讯、信号、低压、高压的顺序布置，高压与低压吊挂间距部小于100mm，信号线与高压吊挂间距部小于300mm，且必须悬挂在电缆钩上，电缆钩每隔5m布置一个，每钩只准挂一根电缆。
第四节设备及工具配备
序号
名称
型号
单位
数量
备注
压风机
MLGF-21/7G
台
2
1台备用
风动凿岩机
YT-23
3
风锚机
ZMS-30
绞车
1.0米
1
刮板机
小40型
液压伸缩器
局部扇风机
FBD№6.3/2×
11kW
潜水泵
QBK30/30
控制开关
QBZ-30
QBZ-80
5
QBZ-120
QBZ-200
馈电开关
KBZ-630（400）
13
电话
KTH13
部
14
激光指向仪
1
15
风镐
G10
把
10
16
锹
17
锤
18
长柄找掉工具
长2.5m
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式：
该工作面采用压入式通风方式。
1）、新鲜风流；
地面→副斜井→808车场→808运输石门→风机→工作面
2）、污风流；
工作面—回风下山→回风联络→回风斜井→地面。
3）、因此巷开口在回风下山与轨道下山回风联络巷接口处，与皮带下山只能共用一条回风下山回风，无法实现独立通风系统，经矿委研究决定将皮带下山和回风下山两个掘进工作面T1、T2两台瓦斯传感器设置为报警断电浓度为0.5%，复电浓度设置在0.48%。
瓦斯员必须每班对回风下山掘进工作面和皮带下山工作面瓦斯检查不低于3次，如有瓦斯超限情况立即采取措施进行处理，并及时汇报调度室。
4）、根据风量计算，掘进时选用2台（一台备用）BD---2×
11型通风机为碛头供风。
选用直径为500毫米的胶质风筒为碛头供风。
二、掘进工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算（本煤层经抽放后实测瓦斯绝对涌出量为1.36m3/min）。
Q掘=100×
q掘瓦K掘通m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min。
K掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风理系数，一般可取K掘通—=1.5～2.0.
q掘瓦—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min。
1.36m3/min×
1.6=217m3/min
2、按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量，m3/min。
Q掘=25×
A，m3/min
A—掘进工作面一次爆破的最大药用量，11.3㎏
11.3=282.5m3/min
3、按人数计算掘进工作面实际需要风量，m3/min。
Q掘=4×
N，m3/min。
3、N—掘进工作面同时工作的最多人数，（人）
13=52m3/min。
通过以上计算，取最大值Q掘=282.5m3/min作为该工作面的需风量。
4、按局部通风机的实际吸风量计算掘进工作面的实际需要风量，拟选用DBJ63-№（2×
11KW）对旋式局部通风机（Q掘），295-375m3/min。
Q掘=Q局机×
I，m3/min。
Q局机—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掘=Q需+Q漏=Q风机×
（1-q）m
q—风筒漏风系数，取3。
Q掘=375×
（1-3%）=363（m3/min）
故计算DBJ63-№（2×
11KW）对旋式局部通风机最大供风量为363（m3/min），掘进供风量为最大风量。
三、按风速进行验算
1、按最低风速进行验算：
Q=60VS=60×
0.15×
8.4掘=75.6m3/min
2、按最高风速进行验算：
4×
8.4掘=2016m3/min
取最大Q掘363m3/min向工作面供风,经最大、最小风速验算9S掘≤Q掘≤240S掘所配风量符合要求。
通过以上计算选择DBJ63-№（2×
11KW）对旋式局部
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