11606回风巷掘进工作面作业规程.docx

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11606回风巷掘进工作面作业规程

贵州赤天化能源有限责任公司

桐梓县花秋镇花秋二矿

11606回风巷掘进作业规程

编制单位：

生产技术部

编制人：

杨永超

编制日期：

2018年3月8日

11606回风巷掘进作业规程会审签字表

职务

姓名

签名

时间

备注

矿长

马健

总工程师

陈华贵

生产副矿长

谭银雄

安全副矿长

王辛玉

机电副矿长

李超前

采掘副总

王东山

通防副总

杨广凡

地测副总

魏梅初

会审意见

目录

第一章概况4

第一节概述4

第二节编写依据4

第二章地面相对位置及地质情况5

第一节地面的相对位置及相邻采区开采情况5

第二节煤层的赋存特征5

第三节地质构造6

第四节水文地质9

第三章巷道布置及支护说明10

第一节巷道布置10

第二节矿压观测11

第三节支护设计12

第四节支护工艺17

第四章施工工艺21

第一节施工方法21

第二节凿岩方式22

第三节爆破作业22

第四节装载与运输25

第五节管线与轨道敷设25

第六节设备及工具配备25

第五章生产系统26

第一节通风26

第二节压风28

第六章劳动组织及主要技术经济指标37

第七章安全技术措施39

第八章灾害应急措施及避灾路线67

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本规程所掘进巷道为11606回风巷，位于第六车场东翼，西接16煤集中运输下山，北为11604回采工作面，东为东一采区边界，南为正在准备的11606采面。

二、巷道的用途

此巷道主要用于11606回采工作面回风、运料、铺设抽放管路和行人。

三、巷道性质

11606回风巷为沿16煤掘进的半煤岩巷道。

16煤层平均厚度为1.6m，倾角为18º。

四、设计施工长度、方位角、服务年限

11606回风巷设计长度1485m，已掘进450m。

巷道剩余工程量1035m，8942m3，沿16煤掘进，坡度为按中线施工，方位角为32º，服务年限为11606采面回采结束。

五、开（竣）工时间

11606回风巷计划开工时间为2018年4月，竣工时间为2019年2月。

六、巷道为沿空掘巷（距离11604采空区4m），掘进工艺为炮掘。

施工过程中必须严格按中线施工，防止打穿11604采空区发生瓦斯、水害事故。

七、巷道断面为梯形，净宽3.6m，净中高2.4m，净断面积8.3m2，支护形式为锚网+锚索联合支护。

第二节编写依据

一、《花秋二矿16煤层开采方案设计》，审批时间为2013年6月。

二、地测部门提供的《11606回风巷掘进工作面地质说明书》，提交时间2018年2月5日。

三、参考本矿16号煤层东一采区矿压观测数据分析结论。

四、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》等。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面的相对位置及相邻采区开采情况

一、巷道的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响

11606回风巷的地面位置为老林沟、董家田，地面标高为+850～＋1000m，井下标高为+680～+690m，煤层埋深170～320m。

区域内地面无水体，有零星农户房屋，对巷道施工无影响。

二、巷道与相邻煤（岩）层、邻居巷道之间的层关系，附近已有的采掘情况对工程的影响

11606回风巷井下西为副斜井，北为11604采空区，东为采区边界，南为未采区。

三、老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响

11604采空区无积水，对11606回风巷施工无影响；上覆10304采空区，有积水，但是3、9号煤层间距（隔水层厚度）较大约100m，所以对11606回风巷施工无影响。

11604采空区无自燃发火，对11606回风巷施工无影响。

11606回风巷为沿空掘巷，与采空区保留4m距离，如果揭穿采空区，采空区瓦斯会向掘进巷道涌出，所以必须加强施工管理，严格按巷道中线施工，防止误穿采空区，同时必须加强局部通风管理，保证掘进工作面风量，防止发生瓦斯超限事故。

第二节煤层的赋存特征

矿区属于周市坝向斜北西翼，地层走向NE－SW，倾向SE，倾角约18°，整体为一单斜构造。

16煤层硬度相对较大，块状，基本上有1～2层夹矸，全区可采，属结构较复杂、赋存较稳定煤层，煤层厚度0.44～4.63m平均厚度1.6m，煤层坚固系数1.3。

15、16煤层间距为10m左右。

各煤层间距特征见表2－2－1。

煤层间距特征表表2－2－1

煤层号

间距

变化规律

3

1.58～11.10

5.70（41）

在北部浅部厚度大，往深部及南部逐渐变小。

5

5.70～24.38

13.32（37）

在3煤层与5煤层增厚时，有相应变薄现象。

9

16.21～31.75

21.87（42）

基本稳定，无大变化

15

6.31～16.75

9.58（39）

基本稳定，在301号孔增厚。

16

16煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，厚度为3.9-13.4m，平均7.70m，灰色，薄至中厚层状，水平纹理，含黄铁矿结核；底板为铝土质泥岩，厚度为1.03-5.47m，平均2.98m，灰色，中厚层状，鲕状构造，含黄铁矿结核。

16煤层具有突出危险性（煤层原始瓦斯含量11.5m³/t），由于是沿空掘巷，预计巷道的绝对瓦斯涌出量为1.9m3/min，无瓦斯突出倾向，煤层自然发火倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层。

煤尘有爆炸性，地温正常。

附图2-2-1地层综合柱状图。

第三节地质构造

东一采区为一单斜构造地层，走向NE－SW，倾向SE，倾角约18°。

11606回风巷采用小保护煤柱沿空掘巷，距离11604采空区4m，根据11604采面运输巷施工揭露的断层情况，该巷道向前施工可能揭露H=2.8∠64°、H=4.5∠70°、H=6.0∠69°、H=5.0∠50°、H>3.0∠65°等正断层。

附表2-3-1普氏岩石分类表

岩石（普氏）分类表

定额分类

普氏分类

岩石名称

天然湿度下平均容重

极限压碎强度

用轻钻孔机钻进1m

开挖方法及工具

紧固系数

kg/m3

kg/cm2

min

f

松

石

Ⅴ

含有重量在50kg以内的巨砾（占体积10%以上）的冰碛石

2100

小于200

－

部分用手凿工具、部分用爆破法开挖

1.5~1.2

矽藻岩和软白垩岩

1800

胶结力弱的砾岩

1900

各种不坚实的版岩

2600

次

坚

石

Ⅵ

凝灰岩、和浮石

1100

200~400

3.5

用风镐的爆破法来开挖

2~4

灰岩多孔和裂隙严重的石灰岩和介质石灰岩

1200

中等硬变的片岩

2700

中等硬变的泥灰岩

2300

Ⅶ

石灰石胶结的带有卵石和沉积岩的砾石

2200

400~600

6.0

用爆破方法开挖

4~6

风化的和有大裂缝的粘土质砂岩

2000

坚实的泥板岩

2800

坚实的泥灰岩

2500

Ⅷ

砾质花岗岩

2300

600~800

8.5

用爆破方法开挖

6~8

泥灰质石灰岩

2300

粘土质砂岩

2200

砂质云片岩

2300

硬石膏

2900

普

坚

石

Ⅸ

严重风化的软弱的花岗岩、片麻岩和正长岩

2500

800~1000

11.5

用爆破方法开挖

8~10

滑石化的蛇纹岩

2400

致密的石灰岩

2500

含有卵石、沉积岩的碴质胶结的砾岩

2500

砂岩

2500

砂质石灰灰质片岩

2500

普

坚

石

Ⅹ

白云石

2700

1000~2000

15.0

用爆破方法开挖

10~12

坚固的石灰岩

2700

大理岩

2700

石灰岩质胶结的致密砾石

2600

坚固的砂质片岩

2600

特

坚

石

Ⅺ

粗花岗岩

2800

1200~1400

18.5

用爆破方法开挖

12~14

非常坚硬的白云岩

2900

蛇纹岩

2600

石灰质胶结的含有火成岩之卵石的砾石

2800

石英胶结的坚固砂岩

2700

粗粒正长岩

2700

Ⅻ

具有风化痕迹的安山岩和玄武岩

2700

1400~1600

22.0

用爆破方法开挖

14~16

片麻岩

2600

非常坚固的石灰岩

2900

硅质胶结的含有火成岩之卵石的砾岩

2900

粗石岩

2600

ⅩⅢ

中粒花岗岩

3100

1600~1800

27.5

用爆破方法开挖

16~18

坚固耐用的片麻岩

2800

辉绿岩

2700

玢岩

2500

坚固的粗面岩

2800

中粒正长岩

2800

ⅩⅥ

非常坚硬的细粒花岗岩

3300

1800~2000

32.5

用爆破方法开挖

18~20

花岗岩麻岩

2900

闪长岩

2900

高硬度的石灰岩

3100

坚固的玢岩

2700

ⅩⅤ

安山岩、玄武岩、坚固的负页岩

3100

2000~2500

46.0

用爆破方法开挖

20~25

高硬度的辉绿岩和闪长岩

2900

坚固的辉长岩和石英岩

2800

ⅩⅥ

拉长玄武岩和橄榄玄武岩

3300

大于2500

小于60

用爆破方法开挖

大于25

第四节水文地质

11606回风巷上部为11604采空区，由于原11604运输巷为上坡巷道，11604采空区涌水（水量约12m3/h）从采空区下部流出，采空区内不会发生积水，所以11606回风巷沿空掘巷（距采空区4m）不会受到采空区水害的威胁；上覆10304采空区积水由于距离16号煤层较远（隔水层约100m），所以11606回风巷掘进不会受到该采空区积水的威胁；11606回风巷沿16煤层掘进，该巷道标高为+680～+690m，高于矿区茅口灰岩最低侵蚀基准面标高+475m，但是由于16煤底板与茅口组相隔较近，厚度仅为1.03～5.47m，平均2.98m，隔水层较小，当遇溶洞或断层构造时，茅口灰岩水可能突破断层破碎带涌入井巷，造成水害，给巷道掘进造成困难。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

11606回风巷位于东一采区第六车场东侧，沿16煤层布置，巷道标高为+680～+690m，巷道北边为11604采面（采空区），南边为正在布置的11606采面，东边为东一采区边界，西边接16煤集中运输下山。

11606回风巷设计长度1485m，已掘进450m。

巷道剩余工程量1035m，8942m3，沿16煤掘进，坡度为按中线施工，方位角为32º。

巷道在450m处按132°方位角沿煤层掘进35m后，按方位角32°掘进1000m。

（见图3-1-111606回风巷布置图）

巷道设计断面为梯形，净宽3.6m，净中高2.4m，净断面积8.64m2。

支护形式为锚网+锚索联合支护。

图3-1-111606回风巷布置图

第二节矿压观测

1、观测对象：

东一采区掘进巷道

2、观测内容：

巷道顶板离层量，顶板及上帮锚杆受力情况，锚杆锚固力。

3、观测方法：

东一采区掘进巷道每隔150m布置观测站，每一个观测站设置一个观测断面：

用MLJ-40（Y）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，正顶安装一个DLY型顶板离层指示仪观测顶板离层情况，根据掘进巷道顶板压力显示状况，对围岩位移每隔10天观测一次。

4、数据处理：

通过对东一采区掘进巷道所有数据综合分析得出：

巷道顶板离层量、正顶锚杆最大载荷、帮锚杆最大载荷、顶锚杆最小拉拔力、帮锚杆最小拉拔力均能满足支护要求。

东一采区巷道围岩变形位移量不大，顶、帮锚杆载荷变化未达到破断载荷。

说明东一采区巷道采用“锚杆+锚索+#字钢带+菱形网”支护，支护的参数和形式比较合理，有效地保持了顶帮煤体的整体稳定，这样的支护参数和形式较为合理。

通过数据的收集分析，随矿压变化、顶板稳定情况，由生产技术部门收集并分析，及时对锚杆支护参数进行更改，经矿总工审批后指导施工队进行更改，确保施工安全，实现安全生产。

第三节支护设计

一、确定巷道断面及支护形式

巷道布置在16煤层，煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，平均厚度为7.7m，岩层稳定性好，根据东一采区的地质资料分析，以及11604、11605采面运输巷、回风巷锚网支护经验，所以11606回风巷采用“锚杆+钢带+锚索+菱形网”支护作为该巷道永久支护形式。

根据东一采区开采的矿压观察数据及支护经验，确定11606回风巷采用梯形断面，设计断面净宽为3.6m，沿煤层掘进中线高不低于2.4m，在巷道下帮掘排水沟，宽300mm，深200mm。

由于11606回风巷是小煤柱沿空留巷掘进，在该煤矿是首例，没有参考资料，可根据现场围岩的具体情况做相应的支护调整。

二、支护设计

根据东一采区矿压观测资料及11604、11605采面开采支护经验，11606回风巷采用“锚杆+钢带+锚索+菱形金属网”的支护形式，顶、帮锚杆选用Φ18mm，L=1800mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆及相配套的塑性减磨垫圈、等强防松螺母，锚杆间距800㎜，排距1000㎜，破碎地段间排距为650㎜。

顶板锚杆锚固力不少于80kN，扭力拒不少于800N·m；帮锚杆锚固力不少于60kN，扭力拒不少于600N·m；锚索选用Φ15.24mm，长6300mm，锚索间距2000㎜，排距2000㎜，交叉口补打锚索加强支护（见图3-3-1:

11606回风巷断面及支护设计图）。

锚固剂用量：

1、长度320mm，2支/根锚杆，4-5支/根锚索；2、长度400mm，1支/根锚杆，3-4支/根锚索。

当遇到断层构造时采用工字钢棚架进行支护，棚架距离600㎜。

采用计算法校核支护参数

1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮煤体作用，达到锚固效果的条件，应满足：

L≥KH+L1+L2

式中L——锚杆总长，㎜

H——冒落拱高度，㎜

K——安全系数，一般取K=2

L1——锚杆锚入稳定岩层的的深度，一般取400㎜

L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取50㎜

H=B/2f=3600/（2×4）=450㎜

式中：

B——巷道开掘宽度，取3600㎜

f——岩石坚固性系数，取4

则：

L=2×450+400+50=1350㎜

1800>1350

所以使用1800mm长度的锚杆符合要求。

2、锚杆的间距、排距计算：

通常间、排距相等，取a。

并根据顶板锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定，即

α<[Q/（KγH）]½

=[80/（2×28×0.45）]½

=1.782m

式中：

α——锚杆的间、排距，m;

K——安全系数，取2；

Q——顶板锚杆的设计锚固力，80kN;

γ——被悬吊岩石的重力密度；根据本矿地质资料取28kN/m3。

因此间距为800m、排距为1000mm设计合理。

3、外购锚杆抗拉试验技术参数

样品

锚杆

材料

螺纹钢

抗拉试验

M18锚杆

拉力值到达127kN时螺纹断裂

抗拉试验拉力值大于计算设计值，计算所选设计值符合要求，所选间排距参数符合计算结果要求。

4、锚索长度：

锚索长度以悬吊作用为主确定：

L=La+Lb+Lc+Ld=1.5+3.2+0.1+0.2=5.0m

式中：

L—锚索长度，m

La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，取经验值1～2m；

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取其直接顶厚度约3.2m；

Lc—上托盘及锚具的厚度（一般为0.1m）；

Ld—需要外露的张拉长度（一般为0.2m）；

选锚索长度6.3m。

5、锚索支护理论计算法

（1）理论计算法是在测得岩体和支护力学参数的前提下，根据围岩力学特征建立数学模型，通过计算来确定支护参数的方法。

但是因巷道围岩地质条件复杂多变，其力学模型和岩体力学参数与实际相差较多，在计算方法很难全面反映施工方法和支护时机等因素，所以理论方法只能做为设计参考。

（2）锚索支护主要是按悬吊理论计算，其主要作用是防止巷道顶板围岩发生大面积整体冒落，保证岩层稳定。

巷道支护为锚杆支护时，假设顶板中间支护的锚杆全部失效，但顶角锚杆仍锚固在冒落区以外的稳定岩层中，该斜锚杆与和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用以下公式计算锚索的排距：

L2=nF2/（BHR-2F1sinγ/L1）

式中L2———锚索排距，m；

B———巷道冒落宽度，取巷道宽度3.6m；

H———巷道冒落高度，取1.8m；

R———岩石容重，28kN/m³；

L1———锚杆的排距，取1.0m；

F1———锚杆锚固力，80kN；

F2———锚索极限承受力，240kN；

γ———角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n———锚索排数，排；

当n=1时，锚索排距为：

L2=nF2/（BHR-2F1sinγ/L1）=1×240÷（3.6×1.8×28-2×80×sin75°/1）=8.92m

（3）在巷道围岩等级分类的基础上，参照理论计算和已施工巷道的经验，根据工程类比法取锚索排距为4m，排距小于理论计算值8.92m，其设计值为合理。

三、临时支护

临时支护采用3.5mл型钢梁两根安装在锚杆上进行前探支护，吊环用30型刮扳机链条，穿链螺栓为12mm×60mm，一梁三环固定紧凑，前探梁上方铺设金属网并用规格不小于长×宽×厚=3000mm×200mm×50mm的厚木板横向放置在前探梁上托住金属网，用木楔刹紧护住顶板。

每次放炮后必须及时进行前探支护，之后才能进行其它作业。

（见图3-3-1：

临时支护示意图）

图3-3-1临时支护示意图

四、永久支护

1、锚杆支护

（1）锚杆：

顶、帮锚杆均采用直径为ø18mm、长度1800mm等强螺纹锚杆。

（2）锚杆托盘：

顶、帮均采用150mm×150mm×10mm的蝶形托盘。

（3）锚固剂：

顶、帮锚杆均选用直径23mm的CK2350二只。

（4）布置方式：

梯形全断面布置11根锚杆，顶部布置5根锚杆，上帮布置3根锚杆，下帮布置3根锚杆，锚杆外露长度为10-40mm，顶部锚杆间距为800mm，排距1000mm，上帮锚杆距为1000mm，排距1000mm，下帮锚杆距为700mm，排距1000mm。

（5）锚杆角度：

与巷道轮廓线垂直。

（6）锚杆布置方式：

顶、帮锚杆按“矩形”布置。

（7）顶、帮锚杆预紧力100N·m、顶锚固力80kN，帮锚固力50kN，二次紧固后锚杆预紧力200-250N·m。

2、金属网：

顶、帮均采用10#菱形铁丝网。

3、锚索

（1）Φ15.24×6300mm高强度低松弛预应力钢绞线及配套锁具，锚索长度根据施工过程顶板岩性变化及时调整。

（2）锚索托盘：

托盘300mm×300mm×15mm钢板制成，孔眼居托板中间，锚索的预紧力不少于120kN。

锚索的间排距为2000*2000mm，并呈“矩形”布置。

11606回风巷永久支护（见图3-3-2：

巷道支护设计图）

图3-3-2巷道支护设计图

五、工作面临时支护与永久支护间的最大和最小距离

掘进工作面放炮后必须及时进行临时支护，接着对顶板进行锚杆+金属网永久支护，出矸后及时进行帮锚网支护。

临时支护与永久支护的最大距离不得超过2m，最小距离为0.2m，帮锚网支护与工作面迎头距离不得超过5m，锚索支护与工作面迎头距离不得超过6m。

第四节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式

（1）顶板采用“锚杆+钢筋钢带+金属网+锚索”。

（2）两帮采用

上帮：

锚杆+钢筋钢带+金属网，挂网到第三排锚杆；

下帮：

锚杆+钢筋钢带+金属网，挂网到底。

2、支护材料

（1）顶锚杆：

ф18×1800mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆

帮锚杆：

ф18×1800mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆

（2）药卷：

ф23×350mmCK2350树脂锚固剂

（3）托板：

顶托板150mm×150mm×10mm拱状方形钢板

帮托板150mm×150mm×10mm拱状方形钢板

（4）钢带：

ф10钢筋制作

（5）金属网：

菱形金属网

（6）锚索：

ф15.24×6300mm钢绞线

（7）锚索托板：

300mm×300mm×15mm方形钢板

3、支护设备

（1）顶板锚杆施工、安装机具：

选用MQT-120型气动锚杆机，锚杆钻杆长度分别为：

0.8m、1.2m、1.8m，钻孔直径Φ28mm，选用该锚杆钻机配合专用搅拌器安装顶板锚杆。

（2）帮锚杆施工、安装机具：

选用ZQS-50型气动手持钻机或YT-28气腿式风动凿岩机打眼，钻孔直径Ф28mm，安装锚杆选用ZQS-50型气动手持钻机配合专用搅拌器安装锚杆。

（3）紧固锚索使用MS175-160/40型锚索张拉具。

二、支护工艺及要求

1、锚杆安装要求

（1）11606回风巷顶板锚杆间距为1000mm，排距1000mm，帮锚杆排距为1000mm，上帮间距为1000mm，下帮为700mm。

（2）钢带采用“十”字形布置；

（3）锚杆孔径Φ28mm；锚固剂Φ23mm；锚杆直径Φ18mm；锚杆孔深1720-1740mm。

（4）锚杆外露长度不小于10mm，不大于40mm。

锚固力：

顶锚杆不小于80kN，帮锚杆不少于60kN。

（5）顶锚杆遇裂隙时，锚杆要尽量垂直裂隙面，帮锚杆顶底两排要45°斜打，中间一排垂直巷帮。

（6）顶帮均使用树脂锚固剂，顶每孔使用2根，帮每孔使用1根。

安装锚杆时，先用锚杆将CK2350型树脂锚固剂送至眼底，再采用MQT-120型气动锚杆钻机（用于顶板）或ZQS-50型气动手持钻机（用于巷帮）通过搅拌器边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌停止后，等待90—180s，方可紧固螺母，要求紧固后Φ18㎜锚杆螺母扭矩不得小于120N·m。

（7）锚杆间排距误差不超过±100mm。

（8）严禁空帮、空顶作业。

每次放炮后必须立即进行临时支护（前探梁支护），接着进行顶锚网支护，出矸后再打帮锚网支护，空帮不得落后15m，如边帮破碎易垮，则空帮不得超过5m。

（9）顶板及边帮均采用挂网配“十字”钢带支护。

（10）掘进到巷道交叉点时，在巷道口和巷道交叉中点共打五根锚索加强支护。

2、锚杆支护工艺及要求

（1）放炮后够一排锚杆距离→处理顶、帮活煤、活矸，并敲帮问顶→打顶锚杆→上菱形网→上顶钢带→上顶托板→上螺帽并扭紧→打帮锚杆→上帮钢带→上帮托板→上螺帽并扭紧。

（2）锚杆间距、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。

（3）巷道两帮接近顶板处超挖超过300mm，必须在其旁边补打顶板锚杆。

（4）锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。

（5）煤体锚杆眼必须用钻杆将眼内煤粉掏净。

3、布设金属菱形网：

要求所布设的菱形金属网必须紧贴煤壁两帮，顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设，铺网要到帮底。

网搭接、压茬宽度应保持在100～200mm范围内，铺网要拉紧