回风大巷顺槽规程.docx

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回风大巷顺槽规程

目录

第一章工程概况…………………………………………………………………3

第一节概述……………………………………………………………………..3

第二节编写依据………………………………………………………………4

第二章地面相对位置及地质水文情况………………………………………5

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况…………………………………5

第二节矿井地质………………………………………………………………..5

第三节煤（岩）层赋存特征………………………………………………….6

第四节水文地质………………………………………………………………7

第五节矿井冲水因素分析积水害防治措施………………………………………..9

第三章巷道布置和支护说明…………………………………………………12

第一节巷道布置……………………………………………………………..12

第二节矿压观测………………………………………………………….......15

第三节支护设计………………………………………………………………..15

第四节支护工程质量标准………………………………………………….....18

第五节支护工艺………………………………………………………………..19

第四章施工工艺……………………………………………………………….21

第一节施工方法…………………………………………………………….....21

第二节打眼方式……………………………………………………………....24

第三节爆破作业………………………………………………………………24

第四节装载与材料…………………………………………………………….27

第五节管线及轨道敷设……………………………………………………….27

第六节设备及工具配备……………………………………...........................28

第五章生产系统……………………………………………………………….29

第一节通风系统………………………………………………………………29

第二节防尘系统……………………………………………………………….33

第三节防灭火系统……………………………………………………………..34

第四节“一通三防”管理………………………………………………………..34

第五节安全监测系统…………………………………………………………..39

第六节供电系统………………………………………………………………..41

第七节排水系统………………………………………………………………..44

第八节运输系统………………………………………………………………..45

第九节照明、通讯和信号系统………………………………………………..46

第六章劳动组织及主要技术经济指标………………………………………….47

第一节劳动组织………………………………………………………………..47

第二节循环作业图表…………………………………………………………..48

第三节主要技术经济指标……………………………………………………..49

第七章安全技术措施…………………………………………………………….50

第一节顶板管理………………………………………………………………..50

第二节防治水管理…………………………………………………………….52

第三节机电管理…………………………………………………………………59

第四节耙装机管理………………………………………………………………61

第五节刮板机管理…………………………………………………………….64

第六节爆破管理……………………………………………………………….65

第七节运输管理………………………………………………………………70

第八节煤质管理…………………………………………………………...….76

第九节特殊安全措施…………………………………………………………..77

第十节其它安全措施………………………………………………………………………78

第八章灾害应急措施及避灾路线……………….……………………………………..80

第一章工程概况

-第一节概述

一、巷道名称：

10101回风顺槽。

二、掘进目的及巷道用途:

掘进目的是为改善通风、运输材料作准备。

三、巷道设计长度：

巷道设计长度:

800m。

四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度：

巷道类别：

顺槽掘进。

巷道层位：

11#煤顶板下。

巷道坡度：

沿着11#煤顶板掘进。

施工方位：

从东翼皮带大巷与集中轨道大巷“轨6”测点前开门施工。

方位:

223º52´8"。

以矿给定的中线为准。

巷道断面：

矩形断面。

净断面=3600*2800mm=10.1m²。

五、通风方式：

局扇压入式。

六、使用机械：

60B耙装机、30T刮板机、650皮带、风煤钻、锚索钻机、15KW对旋式局扇2台。

七、预计开工和竣工时间：

根据生产准备情况尤其是矿刮板机准备情况决定开工日期，预计2012年8月竣工。

第二节编写依据

一、工程设计

该工程设计名称为《山西力拓煤业有限公司东翼采区10101回风顺槽》。

二、地质说明书及批准文号

地质说明书名称为«山西霍州力拓煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告»，批准文号为〔2010年〕177号文。

三、矿压观测资料：

依据同煤层已施工完毕的东翼集中轨道大巷、东翼皮带运输巷、东翼回风大巷掘进期间矿压观测资料，矿压显现不明显。

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

附表一地面相对位置及邻近采区开采情况表

水平名称

上水平

采区名称

东翼采区

地面标高（m）

+630～+499.3

顺槽底板标高（m）

＋507.597

地面相对

位置及建筑物

地面相对位于本矿区东部，地面为泥石、丘陵荒山区。

井下位置及掘进对地面设施的影响

该巷道紧邻东部为东翼集中轨道大巷和皮带大巷，西部为东翼回风大巷，南、北部为未开采的东翼采区，地面为荒山丘陵，因掘进较深，巷道掘进施工对地面设施无影响。

邻近采区

开采情况

根据力拓煤业公司兼并重组地质报告，10#、11#煤层有采空区，故10101回风顺槽邻近有过开采区域。

第二节矿井地质

在井田内1号、2号、10号、11号煤层开采过程中，发现13个陷落柱，井田内陷落柱特别发育，其中以井田东南部X5陷落柱为最大，长轴为225m，短轴为130m，井田中部X12陷落柱最小，长轴为20m，短轴为15m，这些陷落柱基本上为椭圆形，陷落柱内地层杂乱无章，柱壁倾角85°以上。

因此，回风顺槽掘进时会揭露一些断层，对掘进施工会造成一定影响，所以在掘进施工中要加强过断层顶板管理，防止顶板事故发生

第三节煤（岩）层赋存特征

一、含煤地层

回风顺槽开掘在11#煤层，为太原组下段（C3t1）主要含煤地层，其上段和中段为1、2、5、6号不稳定不可采煤层。

其下段煤（岩）层的主要特征为:

K1砂岩底—K2灰岩底。

本段平均厚度为22.82m。

岩性以灰黑色泥岩为主，砂岩次之，含有9、10、10下、11号煤层，其中9号煤层为较稳定大部可采煤层，10下号煤层为井田内不稳定局部可采煤层，10、11号煤层为稳定全区可采煤层。

二、井田构造

井田内共发育有断层18条，陷落柱13个。

三、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

10101回风顺槽布置在11#煤顶底板，该煤层为井田内主要可采煤层之一，位于太原组下段，层位稳定。

煤层厚1.2～3.6m，平均2.79m，含0—2层夹矸。

顶板为泥岩，粉、中砂岩，炭质泥岩，偶见细砂岩，底板为泥岩，偶见粉、细砂岩，炭质泥岩，岩性为半坚硬和软岩。

该煤层为本矿批采煤层，与10#下煤层间距仅有1.4m。

四、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

该煤层瓦斯相对涌出量为0.38m3/t，二氧化碳相对涌出量为3.98m³，为低瓦斯矿井。

煤尘具有爆炸危险，煤层自燃等级为II级，属自燃煤层。

根据2008年鉴定分析，该区域含有瓦斯，但涌出量较小无突出危险，但在掘进时应加强通风和瓦斯监测，不可掉以轻心。

附表二顶、底板岩性特征表

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

砂岩、泥岩

1.15～4.65

平均3.08

灰白色，裂隙发育，含石英砂及黑色矿物，属软岩。

直接顶

泥岩、偶见细砂岩

水平层理，具斜交裂隙，软岩。

煤层

11#煤

2.14—3.4

平均3.17

宏观类型为半光亮型，外观呈黑色。

直接底

泥岩、细、粗砂岩

0.5～12.86

平均3.63

灰白色和灰黑色，半坚硬。

老底

沙质泥岩

灰色，软岩。

第四节水文地质

一、水文地质情况：

根据«山西力拓煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告»显示，本井田水源主要来自地表水和井下岩层岩溶裂隙孔隙含水层。

（一）地表水

本井田位于吕梁山南部，临汾盆地的西翼。

为黄土丘陵沟壑区，天然植被稀少，地形切割较为强烈。

地表水汇集于井田内对竹河，对竹河往东在霍州市西侧注入汾河，汾河向南至禹门口汇入黄河。

井田地表水属黄河流域汾河水系。

（二）含水层

根据本矿生产中积累的水文地质资料综合分析研究并结合区域资料，将井田含水层划为4个含水层:

1、中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙含水层组，单位涌水量1.77—12.5L/s.m,属强富水性—极强富水性含水层。

2、太原组层间灰岩裂隙岩溶含水层组，是9号煤层的直接充水含水层，据井田北部边界外约700m的4号（X=4054732.86Y=19558956.52H=603.27）钻孔抽水资料，单位涌水量0.081L/s.m,渗透系数为2.10m/d，属弱富水性含水层。

但要注意导水构造沟通K2灰岩与奥灰时，使K2灰岩富水性增强。

3、二叠系砂岩裂隙含水组，钻孔单位涌水量为0.02-0.63L/s·m，属弱富水性—中等富水性含水层。

4、第四系全新统松散岩类孔隙含水层，井田中部对竹河河床及两侧河漫滩均分布有全新统冲积，洪积层，可直接接受大气降水补给和河流侧向补给，含有孔隙潜水，但由于河床狭窄，含水层分布范围有限，且富水性受季节影响较大，一般富水性不强。

三、隔水层

1、11号煤层以下及本溪组隔水层

主要由铝质泥岩和铝土岩组成，全层平均厚14.77m，构造裂隙不发育，隔水性能较好，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。

2、煤系地层粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组

各砂岩及石灰岩含水层夹的泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，厚度稳定，构造裂隙不发育，构成各含水层间良好隔水层。

第五节　矿井充水因素分析及水害防治措施

一、矿井充水因素分析

（一）地表水

井田内主要河流为对竹河，该河流属季节河流。

平时水流较小，雨季水量增大。

（二）顶板和井筒水

据该矿目前开采情况，井下涌水量最小为35m3/h，雨季较大约62m3/h。

矿井涌水量主要来自顶板淋水。

（详见下表）。

（三）构造对地下水的影响

井田内发育有断层18条，陷落柱13个。

落差为2.5m—45m；据调查，矿方在开采过程中目前揭露陷落柱均无渗水现象，揭露断层大部无渗水现象，仅F4、F10、F17断层面有渗水现象，但不排除其余断层有滞后导水现象，故开掘过程中邻近断层和陷落柱时一定要采取措施，严加防范。

另外，在井田中部还发育一走向近东西向的向斜（S1），各含水层中的水会向向斜轴部汇集，开采过程中应引起足够的重视，防止水害发生。

（四）本矿采空区及邻矿采空区积水情况

因本矿未做过专门的采空区积水探测工作，根据采掘现状，1、2号煤层资源近于枯竭，10、11号煤层亦有一定的采空区，分析其采空区低凹处有一定的积水。

（五）11号煤层突水系数：

井田内10、10下号煤层大于受构造破坏块段临界突水系数0.06MPa/m，存在奥灰水突水危险，尤其是遇到导水断层和陷落柱，突水危险性更大；11号煤层突水系数大于正常块段内临界突水系数0.10MPa/m，存在奥灰水突水危险。

故临近断层开采时应注意留足保安煤柱，采取相应措施，开采时注意隐伏导水构造的影响，防止奥灰突水事故的发生。

（六）根据计算，若11号煤层生产能力达到90万t/a时，则矿井涌水量预计正常为360m3/h，最大为540m3/h。

另外，井田内钻孔封孔质量不清，11号煤层矿井水文地质类型为复杂,因此，在揭露灰岩几个钻孔附近开掘时，要特别注意加强探放水工作。

二、防治水工作主要措施:

1、坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘”的探放水原则，在掘进过程中，要每掘进5m在回风顺槽迎头和左右两帮距离底板上1.5m各打一个探眼:

迎头正中斜向上15º、两帮斜向前方45º，眼深7m。

在打眼的过程中，如发现眼孔渗水，千万不要拔出钻杆，要立即汇报矿调度室和队值班室，并用黄泥封住孔沿。

2、准备2台5.5KW水泵（一台备用）。

当发生探孔透水时，要将水引到低洼处，开启风泵将水抽走。

如果水流较大威胁人身安全时，现场全体人员要立即撤退，并要及时汇报矿调度室和通知邻近的施工队紧急避险。

3、掘进时，要挖好临时水沟，做好排水工作。

附:

地层（岩、煤）综合柱状图

第三章巷道布置和支护说明

第一节巷道布置

1、10101回风顺槽布置在11#煤层顶底板中，距集中轨道大巷“轨6”测点前开口，施工坐标:

X:

5288.519，Y:

57716.975。

施工方位角：

223°52'8"。

底板标高:

+507.597m。

巷道坡度:

沿着11#煤顶板掘进。

图3—110101回风顺槽位置图:

附图3-2回风顺槽断面及锚杆锚索支护图

2、开门口地“轨6”测点为顺槽交叉点，巷道规格：

净:

宽×高=3600×2800mm。

开门口巷道要加强顶板支护:

在开门口轨道巷正中顶板上纵向轨道巷打5根锚索，间距1600mm，开门口位置打一排3根锚索，距第一排锚索2000mm，间距1600mm，开门以后正常掘进按照锚索间距1600mm，排距2400mm施工。

锚索滞后迎头不得超过3.0m。

锚索规格:

Ф15.24L5300mm钢绞线、300x300x10mm铁锚盘、使用C2360型锚固剂1卷、Z2340型2卷（Z2340型在上、C2360型在下）端头锚固，7分钟后加铁锚盘预紧。

预紧力不小于100KN。

附图3-310101回风顺槽三岔门锚索支护示意图

第二节矿压观测

1、加强对巷道的矿压观测，巷道在支护后，每隔50m左右设一组测点，至少每月观测一次巷道变化情况，每组测点测量腰线上下和中线左右的数据，并做好每次观测的记录，若巷道发生变化，及时向技术科汇报。

2、在巷道围岩压力显现区域，要增加一次支护巷道测点密度，每50～100m设一组测点，每旬测量一次数据。

3、锚杆必须做拉力试验，巷道每30～50m检查一组，每组检查不少于5根。

顶板1根、两肩各1根，两帮各1根，并做好记录和向有关部门汇报。

4、巷道开口位置、断层构造带必须安设一个顶板离层仪，然后每隔50m安设一个顶板离层仪，观测顶板离层情况，根据顶板压力情况，每10～20天观测一次，并做好记录。

第三节支护设计

二、支护形式:

1、巷道顶帮采用Φ20L2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆加钢带支护，锚杆间排距800*800mm；

2、顶板在支护锚杆锚网后，另加锚索支护，锚索采用Φ15.24L5300mm钢绞线，间排距1600*2400mm；锚索滞后迎头不得超过3.0m，遇到破碎带要缩小锚索间排距:

1600*1600mm。

3、锚杆锚索采用C2360型配Z2340型树脂锚固剂固定，每根锚杆使用2卷Z2340型端头锚固，每根锚索使用1卷C2360型和2卷Z2340型锚固剂端头锚固。

4、锚网采用12#铁丝网，规格:

1800*900mm，网目为50*50mm金属网之间搭接长度为100mm。

5、钢带（梯子梁）采用Φ14L3400mm圆钢制作，等距5孔。

三、支护方式

（一）临时支护：

巷道掘进采用前探梁做为顶板临时支护，并根据巷道宽度确定前探梁数量不少于3根，见附图3-5临时支护三视图。

1、前探梁采用套筒式前探支架做为临时支护。

（1）前探梁支护前，先进行敲帮问顶，去掉活矸松煤，在安装前探梁套管前，必须用力矩扳手检查锚杆的安装质量，确认安全后，方可安设套管，进行前探支护。

使用方法为：

施工前，首先班组长指定专人监护,站在顶板完好、退路畅通的安全地点用专用敲帮问顶工具进行敲帮问顶，包括对正迎头的敲问，确认无安全隐患后方可进入迎头，架设前探梁工作,前探梁上预托锚网。

每架前探梁由1个套管固定，套管分别安装在靠近迎头的锚杆上，前探梁前端距迎头不大于200mm，后端探出套管长度不小于800mm。

前探梁支设方法：

先安装套管，然后穿入前探梁，前探梁通过套管实现前后移动，移至距迎脸岩层不大于200mm处，由后向前用背板背实背牢。

先安设中间的一根前探梁，再安设两边的前探梁。

前探梁间距〈中一中〉为1200-1400mm。

前探梁数量不少于3根。

前探梁安设好后，在前探梁的掩护下打顶部锚杆孔。

前探梁最大控顶距离为2000mm。

（2）固定前探梁套管的锚杆为巷道顶板支护锚杆，锚杆锚固力不小于60KN/根。

由后向前用背木将前探梁与顶板的间隙背实背紧。

附图3-4:

临时支护三视图

第四节支护工程质量标准

1、矩形断面：

巷道净高度底板上2800mm，允许误差：

0～＋250㎜；巷道宽度3600mm，允许误差：

中线左右0～＋150㎜。

2、锚杆用树脂药卷锚固,锚固力不少于60KN。

必须按照要求操作。

3、锚杆间排距：

按照设计断面布置，顶板5根，两帮各4根，间排距800*800mm，允许误差：

±100㎜。

4、锚杆布置：

锚杆应垂直于巷道轮廓线或顶帮岩、煤面，角度不少于75°。

两帮肩窝锚杆分别向上呈15º仰角，两帮底部锚杆向下倾斜35º扎入底板（见附图3-2）。

5、锚杆托盘：

必须紧贴巷壁，树脂锚固剂锚固锚杆7min后上盘，并用机械或力矩扳手拧紧，至拧不动为止，扭矩力≥100N.m，锚杆外露丝长度不超过50㎜，不小于5mm。

6、锚索托盘：

必须紧贴巷壁，必须用涨拉仪涨紧，锚固力不小于20T，预紧力不小于100KN；锚索外露≤300㎜。

7、金属网搭接长度100㎜，网之间要用14#铁丝连接，间距300㎜。

锚网铺设要正，不得扭斜。

8、巷道成型平整，不得有明显的凹凸。

如果顶板突然走高，对成巷不利，可以撇点煤层，但最多不得超过300mm。

9、根据巷道围岩破碎情况因地制宜加挂木锚盘。

木锚盘长轴方向与巷道轴线方向垂直布置。

10、遇断层破碎带掉顶片帮严重时，要架工字钢棚进行支护。

第五节支护工艺

一、支护材料及支护参数

1、锚杆规格：

Φ20L2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距:

800×800mm。

2、药卷：

每根锚杆均采用2支C2360型树脂药卷端头锚固；每根锚索使用1支C2360型和2卷Z2340型树脂药卷端头锚固。

3、金属网：

金属网采用12#铁丝网，规格1800mm×900mm，网格为50mm×50mm，金属网与金属网之间搭接长度为100mm。

4、锚索规格：

Φ15.24L5300㎜钢绞线，间排距:

1600×2400mm。

5、锚索盘规格：

300×300×10㎜的钢板。

6、钢带采用Φ14L3400mm圆钢焊接而成。

锚杆孔间距800mm。

每排锚网用钢带压茬，排拒800mm。

二、锚杆安装工艺：

1、施工锚杆眼：

打眼前，首先按照中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，仔细检查顶帮围岩浮煤情况，找掉活矸、危煤，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50mm。

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。

钻孔在达到设计深度后（严禁超深），停止风钻的转动，卸下风钻，用停止转动的钻杆来回抽拉至少5次，将煤（岩）粉拉出。

2、安装锚杆：

（1）把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煤钻卡住螺帽，开动风煤钻缓慢匀速推进，使风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，方可撤去风煤钻。

搅拌旋转时间为20～30s。

（2）将风煤钻卸下后，必须立即将杆体托住或楔住，时间为1min（主要为顶板，肩窝眼的安装）。

（3）在固化时间内（7min），不得卸连接器及晃动杆体，7min后方可卸连接器，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽并拧紧，使锚杆具有预紧力，拧紧力矩不小于100N.m。

锚固力:

≥60KN。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工准备:

1、施工前，由队长负责组织、技术人员（编写人员）负责传达批准的《回风顺槽掘进作业规程》，传达后进行考试、签字，成绩合格后方可参加本工程的施工作业。

不合格的人员必须补考，补考合格后才能参加本工程的施工作业。

2、施工前，地测部门提前给出巷道开门口位置，标定好中线，施工单位严格按中线施工。

3、准备、安装一部30T刮板机。

4、将皮带巷和轨道巷之间的1#联络巷（联络巷下半部为全岩，掘断面:

长*宽*深=25*2.5*1.8m，高出轨道巷轨面1.6m）。

全断面斜向轨道巷轨道下方卧底，用风镐挖至轨道面以下500mm，一直卧到顺槽开门口。

把30T刮板机从顺槽开门口处穿过轨道下方一直铺到皮带巷，把机头架在主皮带上，以备出矸煤需要。

机尾按在回风顺槽开门口，机尾两边各打1根生根地锚，锚杆规格:

Φ20L2000mm，每根锚杆使用C2360锚固剂根部固定，用钢链将机尾固定在底板上。

机头下方用方木垫起，并在机头两边顶板上各打一套吊挂锚杆，用钢炼固定。

锚杆规格:

Φ20L2000mm，每根锚杆使用2卷Z2340锚固剂端头固定。

机头两边各打1根直抵顶板的方木支柱，用木楔加上劲，使之不能左右晃动。

5、在轨道大巷回风顺槽开门口往后进风流中按通风科指定位置吊挂安装2台双风筒双电源双电机对旋局扇（1台备用），局扇功率：

2×15kw，并把Ф600mm阻燃式风筒接到开门处，以备通风。

6、加强开门口巷道顶板支护。

在开门口外侧、轨道大巷中间顶板纵向轨道巷打5根Φ15.24L5300mm锚索，并在开门口打3根锚索，间距1600mm，第一排和第二排间隔2000mm，每根锚索使用C2360型和2卷Z2340型树脂锚固剂端头锚固。

预紧力≥100KN。

7、锚杆所用钻头为32型钻头。

8、电路开关、电缆安装、吊挂就绪。

9、在开门口回风流中安设2道喷雾。

10、准备60B耙装机1台、风煤钻3台、锚索钻机2台、风镐2部、钻杆钻头若干，一根长梯、一副人形梯，手镐、铁锹若干和一定数量的支护材料。

11、套管前探梁三套，规格:

Ф3吋L4000mm。

12、木制炸药箱一个，雷管箱一个，全部加锁。

13、长度200m铜心放炮大线一盘、MFB一100发爆器一个。

放炮警戒牌4块，白底红字。

“一炮三检爆破牌”一套。

14、施工开始后，准备1部650型皮带机，施工80m后安装。

二、工艺流程：

安全检查→引中腰线→画巷道轮廓线→打设上部炮眼→出煤→支护下部锚杆网→打设下部炮眼→撤工具、扫眼→设岗警戒、装药联