联络巷作业规程Word下载.docx
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对工作面掘进影响不大。
第四节水文地质
1、水文地质情况
+1690m联络巷掘进工作面地表无水体。
根据断层走向分析，矿区东部F3正断层切割，断距大于60m，落差16-85m，裂隙较发育，且多为封闭性裂隙，断层导水性差，有第四系潜水补给，利用渗入系数法计算得历年来最大日补给量：
直接、间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，无常年地表径流，且以贫乏的大气降水为主要补给源。
据此将该区水文地质类型划分为第二类第一～二
型，即裂隙充水矿床，水文地质条件简单～中等型。
但开采时顶板陷落导致裂
致裂隙的发育，掘进时要加强防治水工作。
附：
巷道围岩综合柱状图
第三章巷道设计
第一节支护设计
一、巷道断面
巷道名称
巷道断面
支护形式
巷道净宽m
巷道净高m
断面面积m2
水泵房
半圆拱
锚网喷
3.0
2.7
11.6
变电所
水仓
锚喷
吸水井
砌碹
1.8
5.69
管子道
2.2
6.17
水泵房联巷
水仓联巷
电缆道
2.0
5.93
巷道支护断面图、平面图、支护方式图
（一）临时支护
采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁用18Kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m，间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，宽面朝上，防止前探梁滚动，每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于64KN/根，前探梁最大控顶距离1.8m，前探梁上方用数块规格为：
长×
宽×
厚=2200×
200×
150mm小板梁和小杆接顶。
要求临时支护紧跟迎头，并在前探梁上用木料和笆片护实顶板，严禁人员在空顶下作业。
使用工字钢棚支护时，前探梁可固定在工字钢棚梁上。
（二）支护参数选取
全岩段采用锚网喷支护作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆，冷拔钢丝网，锚杆排株距均拟定为800mm，喷浆厚度100㎜。
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K=2；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
H===0.43（m）
B—巷道开掘宽度，取2.6m；
f—岩石坚固性系数，砂岩取3；
则L=2×
0.43+0.5+0.05=1.41（m）
2、锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：
a=
a—锚杆株排距，m；
Q—锚杆设计抗拔力，64KN/根；
H—冒落拱高度，取0.43m；
R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；
K—安全系数，一般取K=3；
A==1.78（m）
通过以上计算，选用直径18mm、长度1800mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆、株排距为800mm。
锚网支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过800mm时及时安装锚杆，全断面挂网，网挂到腰线以下1.0m。
在锚网支护中，当围岩稳定性较差时，锚杆株排距缩小为0.6m～0.7m，并挂钢筋梯加强支护。
第二节、支护参数
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用5#（A5）钢制成的等强度螺纹钢锚杆，直径为18mm，长度为1800mm，每根锚杆均用2块～3块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格为长×
宽=130×
130mm，用6mm钢板压制成弧形。
树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSZ2535，每根锚杆抗拔力不小于64KN。
2、当顶板条件较差时，巷道可采用锚杆架棚联合支护或锚杆锚索支护，棚间距
为0.7米,架棚周边用钢筋网接实顶帮，局部超宽处还需用木料和笆片护实顶帮，架棚之间用不少于6根的撑木固定，当顶板破碎压力大时，可缩小棚距加强支护。
3、当采用锚网锚索加强支护时，顶板锚杆长度改为L=2.0m，直径￠=18㎜，间排距700×
700㎜，锚索沿巷道中线布置间距为3米/根，锚索长度为6米，直径￠=15.24㎜。
两帮采用长度为L=1.8m，直径￠=18㎜的锚杆进行支护，锚杆间排距700×
700㎜，距顶板300㎜开始布置。
4、网片用Φ4.5mm钢筋焊制，网格为100mm×
100mm，锚网长×
宽=2.0米×
1.0米。
网片搭接长度为不少于100㎜并在相邻两块网搭接处之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.4m。
5、托板规格：
厚=130㎜×
130㎜×
6㎜，锚固剂使用视顶
板情况，可选用MSK2335或MSZ2335或超快型。
锚索托板规格：
厚=300㎜×
300㎜×
10㎜。
6、永久支护及时支设，永久支护离迎头最大距离不大于0.8m，迎头放炮后最大空顶距不得大于2.3m，临时支护紧跟迎头。
7、其它支护
①、如顶板破碎，可采用补打双排锚索支护、双排锚索加锚梁支护或锚网加梯形棚联合支护，支护方式选用由矿方和施工单位视现场情况确定。
②、采用锚网锚索支护时，要求沿巷道中线用直径不低于￠=150㎜木柱打一排信号点柱，间距2米/根。
8、架棚巷道采用矿用11号工字钢制作，梯形棚断面，上口净宽2.6m，下口3.6m，净高2.3米，棚距0.7m。
第三节、工程质量要求
一、锚网喷支护工程质量要求
1、锚杆安装角度垂直于巷道轮廓线或主要岩层层理面，角度75o～90o。
2、巷道净宽2.6m，中心线至任何一帮允许偏差为：
0～+100mm。
3、巷道净高2.5m，腰线上下至顶底板的距离误差为：
4、锚排间排距允许误差为：
±
100mm。
5、锚网必须展开紧贴巷周，并用锚杆托板压紧，网搭接部分不少
于100mm，用铁丝捆扎，捆扎间距不大于300mm。
6、锚杆安装牢固，托板紧贴岩面，尾部外露长度30～50mm。
安装树脂
药卷之前必须用压风或水将眼内煤岩粉清除干净。
7、要求锚杆抗拔力顶板不得小于6t，帮锚杆不低于4t，锚杆扭矩为100N.M，锚索预紧力为5t，锚索外露长度不超过100mm。
8、喷浆厚度10cm，喷射混凝土强度C20.
二、架棚巷道工程质量要求。
1、严格按中腰线进行施工。
2、上口净宽2.2m，下口2.8m，净高2.5米，棚距0.7m。
3、要求棚正口严，支架迎山有力，顶帮背实打牢。
4、每棚至少用6根撑木支撑钢棚。
第四节支护工艺
一、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，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度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.7m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。
打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前，检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，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，眼孔方向不得有人，把2块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，用带有专用套筒的风动搬手、锚杆机卡住螺帽，开动电煤钻，使电煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去电煤钻，搅拌旋转在35～50秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于100N·
M。
（注：
等待时间和搅拌时间视所用的锚固剂确定，施工前务必检查注意）
二、架棚工艺
待巷道毛断面施工完成后，而后进行架棚，架棚应有外向里进行，严格按照架棚的工程质量进行。
第四章施工方法
第一节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。
一、打眼机具：
采用YT-24型风钻打眼，风源来自地面压风机房。
安注锚杆时使用MZ-1.2KW型电煤钻，电力来源于井下500变电所，经过350开关，钢铠（或橡套）电缆送往200开关，再使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供迎头电煤钻用电。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、放炮前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。
第二节爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法。
一、炸药、雷管
使用煤矿乳化炸药、毫秒电雷管,电雷管必须编号。
二、装药结构
正向装药结构。
三、起爆方式
起爆使用MFd-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联联线。
爆破图表
爆破说明书
名称
编号
炮眼角度
雷管
（发）
装药量
kg
眼深
（m）
段号
封泥
长度
联线
方式
（。
）
垂直
掏槽眼
1
90
≥0.6
串联
2-5
3-4
75
4
4*1.6
辅助眼
6-17
12
12*0.9
2.5
3
帮眼
18-20
31-33
85
6
6*0.9
周边眼
21-30
10
10*0.6
底眼
34-42
76
9
9*1.2
合计
42
41
39.4
第三节运输、管线及轨道敷设
轨道运矸。
在刚开始掘进岩巷段时，先铺设道轨，将爆破的矸石用人工装矿车拉至主斜井甩车场，在掘进至5m后用耙岩机装车。
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牢固整齐。
电缆勾每隔3m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范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。
风筒要环环吊挂，风筒口距迎头的距离不得大于5m。
第四节设备及工具配备
设备及工具配备情况表
序
号
设备工
具名称
型号规格
单位
数量
备注
局部通风机
KDF
11KW
台
2
除尘风机
AS-SSL
风钻
YT23-24
部
备用1部
锚杆机
MQT-85J31
5
排水泵
DA1-100×
8
37KW
3BA-9
7.5KW
7
风镐
小绞车
第五章辅助生产系统
第一节通风系统
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在主斜井底以上的新鲜风流中，最长供风距离约250m。
一、掘进工作面风量计算：
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。
（一）按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
q瓦掘×
k掘通（m3/min）
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；
k掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.8。
首先根据公式：
q瓦绝=（m3/min）计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/min）
q瓦相—该掘进工作面瓦斯相对涌出量24.6（m3/t）；
S荒—巷道正常掘进时最大毛断面积，取6.34m2；
L—日进尺，取2m；
r—岩石容重，2.3t/m3；
则q瓦绝==（m3/min）
1.8×
=（m3/min）
（二）按炸药量计算
Q掘=25×
A（m3/min）
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，7.725Kg。
7.725=193.125（m3/min）
（三）按人数计算
Q掘=4×
n（m3/min）
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取11人。
11=44（m3/min）
（四）按局部通风机的实际吸风量计算
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225m3/min
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。
Q掘=225×
1=225（m3/min）
通过以上计算，拟选用11KW局部通风机，吸风量130～240m3/min。
二、掘进工作面风速验算
（一）按最低风速验算
掘进工作面的最低风量
Q岩掘≥15×
S煤掘（m3/min）
S煤掘—掘进工作面的断面积，6.75m2；
Q煤掘—局部通风机有效吸风量225m3/min
225m3/min≥15×
6.75=101.25（m3/min）
（二）按最高风速验算
掘进工作面的最高风量
Q煤掘≤240×
S掘（m3/min）
S煤掘—掘进工作面的断面积，6.34m2
225m3/min≤240×
6.34=1521（m3/min）
通过以上计算及验算，选择11KW局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。
为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。
三、局通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
局部通风机安装在主斜井底风门以上的新鲜风流中（即距回风口不小于10m），最长供风距离约250m。
要求该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。
2、通风系统
新鲜风流→局部通风机→工作面迎头→井底联络巷→总回风巷→地面。
第二节供电系统
从井底馈电开关上引线接入工作面其它开关
1、工作面使用的设备如下:
风机两台2×
11kw
污水泵一台5.5kw
信号综保一台2.5kw
2、供电方式及电缆选型
1）、本系统采用高压双回路供电,低压采用单回路供电
2）、本工作面供电电压:
660V和127V
3）、所用电器
Dw80－2002台
BQD10-80Z2台
Bzx-2.52台
第三节排水系统
排水：
在工作面安装一台水泵将工作面积水直接排至1700水仓。
第四节压风系统
地面压风机供风，压风主管路采用3吋无缝钢管或塑料管，支管采用1.5吋或1吋钢管,严禁接头处漏风。
第五节供水系统
主管供水选用3吋管路一趟，主斜井水管直接供水,在供水管路上每隔50米设一个消防闸门,支管采用1.5吋或1吋钢管。
第六节运输系统
一、运料系统：
材料车由副井→井底车场→工作面。
二、运矸系统：
工作面装车→主斜井→地面。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式
巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班两个循环，循环进尺1.5m。
二、循环方式
按“一掘一支”，组织正规循环作业，施工中严禁空顶作业。
一、循环作业图表
工序
时
间
小班作业图表
检查准备
20
敲帮问顶
打眼
120
装药
30
放炮、排炮烟
40
支护
出煤
60
沿溜子
50
收工
根据施工要求每班定员6人/班，加上辅助工，单个掘进工作面定员28人。
第三节主要经济技术指标
技术经济指标表
序号
项目
指标
掘进断面
m2
循环进尺
m
1.5
日循环个数
个
1.55
月循环数
26
月进度
80
在册人数
人
28
出勤率
%
日出勤工数
工
24
第七章质量标准
所施工巷道的质量验收标准执行国家煤矿安全监察局、中国煤炭工业协会联合颁布的《煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法》（试行）
架棚巷道的中心允许偏差为：
0～＋50mm。
架棚巷道的高度允许偏差为：
3、架棚巷道水平巷道的支架严禁前倾、后仰，允许偏差为±
0.50。
4、倾斜巷道支架的迎山角允许偏差为+0.50，不得退山，迎山角为巷道坡度的1/5～1/7。
5、撑（拉）杆和垫板的位置、数量符合设计要求，撑（拉）杆必须打成一条直线。
6、背板必须背紧背牢，背板排列位置和数量应符合设计要求。
7、支架柱窝挖到实底，柱窝的深度不得小于200mm。
8、支架梁扭距≤100mm。
9、支架的间距允许偏差为±
10、棚梁接口离合错位＜5mm。
11、锚网带支护巷道净宽允许偏差为0～＋100mm，净高的允许偏差为0～＋100mm。
12、锚杆间排距允许偏差为±
13、锚杆孔深度允许偏差为0～＋50mm。
14、锚杆方向与井巷轮廓线的夹角≥75º
。
15、锚杆外露长度：
露出托板≤50mm。
16、顶板锚杆的锚固力不得小于64KN，两帮锚杆的锚固力不得小于50KN。
17、锚杆的托板要求安装牢固，密贴壁面，未接触部位必须楔紧。
18、网片与网片之间搭接宽度不低于100mm。
第八章安全技术措施
第一节管理制度
一、一般规定
1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《水仓、配电硐室掘进作业规程》。
严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。
2、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后进行考试并人人签字，缺席人员必须进行学习并补考和签字,不合格者不得上岗。
3、特殊工种人员必须经过培训考核,取得《特种作业人员操作资格证》后持证上岗。
4、严格执行入井检身制度,严禁带烟火下井,禁止酒后入井,严禁穿化纤衣服下井。
5、矿灯和自救器必须在地面由专业人员修理。
无论井上井下，严禁私自拆开、拍打和修理。
6、下井前要休息好,保证精力充沛,严禁在井下睡觉,严禁坐靠岩壁休息,严禁进入未通风的地方。
7、严禁人员进入运转的耙斗机上方作业；
必须进入作业时，要停机闭锁，维护好顶板，并设专人看管闭锁和观察顶帮后方可进行。
8、片帮掉顶的大块岩石要及时处理。
9、严格工作面工程质量和顶板管理，要严格按照质量标准化的各项要求执行，做到动态达标、安全生产、文明生产。
10、严格执行岗位责任制，现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。
各司机岗位人员要认真填写运转日志。
11、加强工作面设备的管理，要按照设备完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态。
12、所有设备的安全设施，都必须按照设备的自身安全使用要求进行安装调整，并保证完好可靠，正确使用，任何人不得以任何理由随意撤除；
在生产过程中，发现失灵立即更换，更换后再恢复生产。
13、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀，严禁带压作业。
14、为防止重大事故的发生，工作面的各监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统，应时时保证其完好，并坚持正常使用。
15、加强矿压观测工作，掌握工作面顶板活动规律，进行来压预报,正确指导生产。
，
二、交接班制度：
1、每班下井人员必须参加班前会，了解工作面生产、安全状况及设备运转情况，总结上班工作和接受本班任务。
2、必须现场交接班,当面交清生产、安全、工程质量、材料消耗及设备运转状况。
3、班组长及安检员接班后，必须对工作面安全状况全面检查，确认无危险时方准工人进入工作面。
4、交接班时间内，若上班仍有人工作，下班未经上班同意不准开启任何设备。
三、敲帮问顶制度
1、每个工作人员必须经常检查工作地点的顶板支等情况，发现隐患时,必须坚持先排除后生产的原则。
处理隐患时,设专人观察顶板,发现异常情况立即通知人员迅速撤离。
2、进入工作面作业时，必须首先进行敲帮问顶，防止片帮冒顶，确保安全。
3、进入漏顶区域工作时，必须坚持先支后回、敲帮问顶的原则。
4、进入机道检修时，必须遵守敲帮问顶的原则，检修人员要在有安全保证的遮掩下工作，严禁空顶作业。
四、质量验收及安全检查整改制度：
1）、矿验收员每班认真按照安全质量标准化的要求验收工程质量情况，工程质量应与工程划分量挂钩。
2）、带班队长、班长应严格把关，杜绝不合格工程。
3）、对矿安监、验收部门提出的意见，限期整改，做到不安
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