2122上回风巷及绕道掘进面作业规程资料.docx
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2122上回风巷及绕道掘进面作业规程资料
泸州锦运煤业有限公司
2122上回风巷及绕道掘进工作面
作业规程
工程名称:
2122上回风巷及绕道
编制:
邓文虎
审核:
邓文虎
矿长:
游先强
编制日期：
二0一六年七月二十四日
目录
第一章概况4
第一节编写依据4
第二节巷道布置4
第二章地面相对位置及地质情况6
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况6
第二节煤（岩）层赋存特征6
第三节地质构造9
第四节水文地质9
第三章巷道设计及支护说明10
第一节巷道设计及施工顺序10
第二节断面及支护10
第三节支护工艺15
第四节管线与轨道铺设17
第五节顶板管理17
第四章施工工艺19
第一节施工方法19
第二节凿岩方式20
第三节爆破作业20
第四节钻眼爆破措施25
第五节劳动组织、循环作业31
第六节主要技术经济指标32
第五章生产系统33
第一节一通三防33
第二节供电系统42
第三节装载与运输44
第四节排水及探放水48
第六章六大系统48
第一节压风自救系统48
第二节监控系统49
第三节通信系统50
第四节定位系统50
第五节供水施救50
第六节紧急避险51
第七章灾害应急措施及避灾路线51
会审栏
单位
签字
日期
单位
签字
日期
编制
机电副矿长
生技科
安全副矿长
安全科
生产副矿长
通风科
总工程师
机运科
矿长
调度室
掘进队
总工意见
会审意见
第一章概况
第一节编写依据
一、《煤矿安全规程》（2012年版）及《煤矿安全规程专家释义》。
二、《煤矿安全质量标准化考核办法试行》川安监〔2013〕164号。
三、《煤矿安全生产技术操作规程》。
四、泸州锦运煤业有限公司二水平一采区设计。
五、储量核实报告。
六、泸州锦运煤业有限公司掘进各工种岗位责任制。
七、市安监[2014]202号《2014年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。
八、四川省煤炭产品质量监督检验站煤炭检测报告。
第二节巷道布置
巷道布置情况表（详见附图）
巷道名称
2122上回风巷及绕道
巷道位置
矿井西翼-5.5m标高龙骨炭煤层内
煤层相邻及巷道关系、
相邻巷道名称
该巷道位于矿井西翼-5.5m水平龙骨炭煤层内，其东翼为二水平行人下山、二水平回风下山及二水平皮带下山，西翼为矿井边界，上部为±0m西翼运输巷，下部为未开掘的2122采面运输巷。
巷道用途
2122采面回风、材料运输及行人。
设计长度
2122上回风联络巷36m，上回风巷1084m,绕道60m,共计：
1180m。
掘进坡度（°）
+3‰；沿煤层直接顶开掘。
服务年限
2.0年
开工时间
2016.08
竣工时间
2017.07
2122上回风巷及绕道平面位置图
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
施工巷道地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
二水平
采区名称
二水平一采区
地面标高/m
+278m～+378m
井下标高/m
-5.5m
地面相对位置及建筑物
地面为低山丘陵，无水体和建筑物，相对高差283m～428m该巷道掘进对地面无影响。
井下位置及相邻情况
该巷道位于矿井西翼-5m水平龙骨炭煤层内，其东翼为二水平行人下山、二水平回风下山及二水平皮带下山，西翼为矿井边界，上部为±0m西翼运输巷，下部为未开掘的2122采面运输巷。
邻近采区开采情况
上部为一水平首采区，下部为未开拓的二水平二采区。
东翼为二水平行人下山，西翼为矿井边界。
巷道方位
2122上回联络巷方位角160°，上回风巷（向东）70°，绕道70°→117°→70°→0°与2121上回风贯通，再向西按方位角250°至边界采至线。
煤层倾角
11°
巷道长度
2122下回风联络巷36m，绕道60m，2122上回巷1084m，共计1180m。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数
本区内煤（岩）层为单斜构造。
地层走向70°N，倾向160°，倾角10～13°，平均11°。
井田内出露的岩性为砂岩及泥岩互层，局部出露嘉陵江灰岩，地质构造复杂程度为中等偏简单，煤系地层中存在的软弱夹层较发育。
井田内主要岩石为沉积岩，岩体以层状构造为主，岩石强度各异，砂岩饱和单轴抗压强度一般20.3～63.8MPa，泥岩天然单轴抗压强度一般在14.3～15.2MPa，砂质泥岩一般15.2～19.6MPa；可溶盐岩类岩溶不甚发育，岩石强度较高。
龙骨炭煤层顶板：
主要为深灰色泥岩和粉细砂岩，其次是砂质泥岩，厚度一般在2～7m左右，岩体完整性较好，节理裂隙不发育，为中等冒落性顶板。
底板：
主要为棕灰色泥岩，其次是粉砂岩、泥质粉砂岩，未见底鼓现象，属较稳定底板。
岩性无一定变化规律，当直接底板为砂岩或泥质砂岩的时候，往往有一层厚约0.50m的灰色砂质泥岩作为伪底，该层遇水稍有膨胀，有轻微底鼓现象，属较稳定底板。
单向抗压强度14.8Mpa；无底鼓现象，顶、底板易于管理；煤岩坚固系数f=2～6。
详见工作面地层综合柱状图。
图2-1工作面地层综合柱状图
二、煤层瓦斯涌出量、自燃发火倾向、煤尘自爆性。
根据泸州市安全生产监督管理局《关于对泸县长沙庙煤矿等13对矿井2014年度瓦斯等级鉴定报告的批复》（泸市安监〔2014〕202号），矿井绝对瓦斯涌出量4.34m3/min，绝对二氧化碳涌出量1.11m3/min，属高瓦斯矿井。
四川省煤炭产品质量监督检测站2013年3月6日提交的龙骨炭煤层自燃及煤尘爆炸性检验报告，龙骨炭煤层自燃发火倾向为Ⅲ类，不易自燃；煤尘无爆炸性。
瓦斯主要来源于煤层涌出。
第三节地质构造
本区内煤（岩）层为一单斜构造，产状稳定，煤（岩）层厚度变化不大。
没有发现落差较大的断层，没有岩浆岩侵入。
因施工所掘进区域揭露情况，未发现有断层构造，地质构造简单，对掘进无影响，局部岩层为泥岩，对巷道支护有一定影响，在施工和支护中加强顶板和支护安全。
第四节水文地质
一、矿井情况
古佛山背斜为一相对独立的水文地质单元。
由于本区地形坡度较大，冲沟较发育，有利于地表水及地下水排泄。
区内地表水系发育，沟谷纵横，形成树枝状水网。
因地形坡度较大，地表水流畅通。
地表水接受大气降水补给，沿背斜山脊向低洼处的马溪河迳流，其中一部分沿裂隙渗入地下，补给地下水。
地下水主要接受大气降水的补给，地下水总的运动方向由北向南迳流，一部分向深部渗透，另一部分在马溪河地带以泉的形式泄出地表，最后汇入到小溪河中。
须家河组六段、四段为裂隙含水层，东岳庙段为岩溶裂隙含水层，马鞍山段、珠冲组、须家河组五段、三段为隔水层。
各含水层之间有隔水层相隔，露头呈独立的补排关系，相互之间的水力联系不紧密。
地表径流畅通，排泄较好，无大的常年性水体。
二、掘面情况
本掘进工作面位于二水平一采区，上部±0m水平西翼运输巷，有水沟自流进入井底水仓，无积水。
其下部为未开掘区，东翼为二水平行人下山，西翼为矿井边界。
掘进区域内来水主要为岩层中渗水和施工中防尘用水，预计本掘进区域涌水量0.02m3/h。
三、2122上回风巷其西翼为矿井边界，在巷道接近边界时，按《煤矿安全规程》规定，需进行探放工作。
四、排水系统：
掘进工作面（自流）→±0m水平西翼运输巷→±0m水平井底水仓→主水泵→地面。
第三章巷道设计及支护说明
第一节巷道设计及施工顺序
1、2122上回风巷为半煤巷道，绕道为全岩巷道掘进。
2、施工顺序：
因考虑本工程中巷道的用途和使用时间，决定开口点±0m水平西翼运输巷中，向下开掘联络巷，达到-5.5m标高，向东开掘2122上回风巷→向东开掘绕道跨越皮带下山→向西与2121上回风巷贯通→向西开掘2122上回风巷至矿井边界采至线。
3、工程断面设计及工程量
施工
序号
名称
设计断面（㎡）
工程量（m）
设计坡度
（°）
备注
毛
净
支护形式
1
联络平巷
7.04
6.4
锚杆
12
0
联络斜巷
5.28
4.8
锚杆
24
17
2
2122回风巷
5.28
4.8
锚杆
154
沿龙骨炭直接顶3‰
向东
3
绕道
5.28
4.8
锚杆
60
3‰
4
2122回上风巷
5.28
4.8
锚杆
930
沿龙骨炭直接顶3‰
向西
5
合计
1180
第二节断面及支护
一、巷道断面
巷道断面。
2122上回风联络平巷规格：
宽3.2m，高2.2m，毛断面积：
7.04m2,净断面积：
6.4m2，2122上回风联络斜巷、2122上回风巷、绕道巷规格：
宽2.4m×高2.2m，毛断面积：
5.28m2,净断面积：
4.8m2，巷道形状分别为异形和矩形。
异形巷道中高（轨面起量）为：
2.0m。
巷道断面图（异形）
二、支护方式
巷道永久支护：
采用锚杆支护，锚杆支护跟拢碛头。
临时支护：
采用前探梁支护，严禁空顶作业。
1、临时支护
每班产生的新进尺由当班立即进行前探梁临时支护，前探梁应平行巷道中心线设置，左右各一根前探梁，前探梁之间的控顶距离不大于梁长的1/2，梁长不小于4m。
每根前探梁至少2个专用前探梁卡（吊环），专用吊环固定在顶板专用锚杆上。
吊环螺帽必须拧紧（外露不少于1丝），不得有滑丝现象。
后端固定处外露长度不少于200mm，前端距碛头不大于200mm，并连接牢固可靠。
前探梁、卡（吊环）变形、螺帽滑丝或存在其它影响安全使用的情形，必须及时更换。
前探梁上采用木板间隔背顶，木板间隔距离不得大于200mm。
2、永久支护
永久支护采用金属锚杆支护，锚杆间、排距为800×800mm。
每根锚杆采用1卷树脂锚固剂锚固，顶板破碎时，锚杆间、排缩小为500×500mm或采用网孔为80mm的金属锚网加固支护。
三、支护设计
（一）、设计方法
根据矿井目前的情况，结合已施工的锚杆巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。
（二）类比工程选择与比较
2122上回风巷及绕道位于龙骨炭的顶板开掘，其设计若满足沿龙骨炭开掘需要，则，其全岩巷的绕道的支护更能满足支护需要。
2121上回风巷、2121采面运输巷、二水平皮带下山等巷道采用锚杆支护，目前巷道整体状况良好，能够满足安全及生产需要。
2122上回风巷与2121上回风巷、2121采面运输、二水平皮带下山岩性基本一致，所以选择2121上回风巷、2121采面运输巷和二采区皮带下山作为类比对象是比较合适的。
作为2122上回风巷支护设计有重要的参考价值。
（三）、2122上回风巷下山支护设计
1、锚杆选型设计
锚杆长度：
L＝N（1.1＋B/10）=1.2×（1.1＋2.4/10）＝1.608m（为了统一锚杆使用，便于购置，故，锚杆长度取1.7m）；
锚杆间、排距：
D≤0.5L＝0.5×1.7＝0.85m（取0.8m）；
式中：
B——巷道跨度：
2.2m，
N——围岩稳定性影响系数，Ⅴ类围岩取系数1.2。
根据以上计算结果，取锚杆规格：
φ16×1700mm的锚杆，每排3根，排距800mm，间距800mm；锚固剂树脂药卷规格：
φ28×400mm，每眼用1卷，采用φ28mm的钻头打眼施工。
2、金属托盘选型设计：
选用厚度为10mm、长×宽=100×100mm的钢板制作（施工经验）。
3、锚固剂选型设计：
选用MSCK2840的超快速树脂锚固剂，即直径28mm、长度400mm。
每条锚固剂最大锚固力150KN。
4、若顶板破碎时，可选用加金属网支护，金属锚网选型设计：
选用长×宽=4000×1000mm，Φ6mm钢筋制作的钢筋网（施工经验），网格规格80×80mm。
根据以上计算及我矿施工经验确定2122上回风巷掘进时，选用锚杆长度1.7m、Φ16mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，选用厚度为10mm、长×宽=100×100mm的金属托盘，顶板破碎时，锚杆间、排距缩小为500×500mm，或加长×宽=4000×1000mm，Φ6mm钢筋制作的金属网支护。
第三节支护工艺
一、支护形式及材料规格
（一）临时支护
1、支护形式：
采用无缝钢管和木板成梯状支护。
2、支护材料：
前探梁采用Φ80mm、厚度不小于6mm的无缝钢管制作，长度不小于4m，前探梁上采用厚度不小于50mm的木板间隔背顶，木板长度距两帮不得大于100mm。
（二）永久支护
1、支护形式：
采用锚杆成正方形布置。
2、支护材料规格
锚杆：
Φ16mm×1700mm树脂金属锚杆；
托板：
长×宽×厚=100mm×100mm×8mm的钢板；
3、安装锚杆要求
（1）锚杆布置间、排距800mm×800mm。
（2）锚杆外露长度从托算起为30～50mm。
（3）锚杆锚固力：
不小于50kN。
（4）锚杆与巷道围岩面75°～90°。
（5）安装锚杆时将锚头与树脂药卷配合好，用锚杆顶住送至孔底，搅拌树脂药卷10秒左右，上托板、拧紧螺母，且必须使用配套双螺母或加长螺母。
（6）锚杆间、排距误差不超过±100mm。
（7）锚杆均采用即掘即锚，锚杆支护跟拢碛头。
二、支护工艺及要求。
1、支护工序
放炮后→用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→临时支护（前探梁）→打锚杆眼→安装锚杆。
2、工艺要求
a、锚杆间、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求；
b、巷道超挖宽超过400mm，必须在其旁边增打锚杆；
c、锚杆眼必须清理干净，药圈安装到眼底；
d、锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，螺帽外丝口不小于5mm。
e、托板外锚杆外露不超过50mm。
3、质量标准与检验
质量标准与检验表
项目
设计尺寸、数量
允许偏差（合格）/mm
巷道净宽/mm
2400
0～+100
巷道至帮净宽/mm
1200（中线至任一帮距离）
0～+100
巷道墙高/mm
（底板至起拱处）
（底板至起拱处）
0～+150
巷道净高（中高）/mm
2000（轨面至顶）
2200（底板至巷道中部处）
0～+100
锚杆扭矩/N·m
顶
＞150
符合设计
帮
＞100
符合设计
锚杆间排距/mm
顶
800×800
合格
-100～+100
帮
800×800
优良
-50～+50
锚杆锚固力/kN
顶
＞100
符合设计
帮
＞50
符合设计
锚杆角度/（°）
90（与巷道轮廓线夹角）
75°～90°
锚杆外露长度/mm
≤50
符合设计
第四节管线与轨道铺设
在掘进施工中，所敷设的电缆、供水管路、供风管路、风筒等必须分开悬挂，风筒悬挂在巷道的上帮，其它电缆、供水管路和供风管路挂在巷道的下帮。
掘进队施工时，在巷道两侧2.0m高处每隔2m施工一个挂桩眼，深度不低于200mm，机电队负责用钢铰线绷直拉紧跟拢碛头5m范围，便于各类管线和风筒的悬挂。
各类管线及风筒悬挂高度必须大于1.3m。
1、风、水管接头要严密，不得漏风、漏水。
供风管采用Φ50mm塑胶管；供水管采用Φ32mmPVC管。
2、专用放炮母线随用随收，放线时不得与金属导体接触。
3、铺轨要求：
（1）、轨距误差不大于2mm；
（2）、轨道接头间隙不超过5mm，内错差、高低差不大于2mm，水平误差不大于5mm；
（3）、枕木间距不大于1米，连接件齐全紧固；
（4）、轨枕无浮离、空吊现象，道床整洁，道碴不埋没轨枕面，无积水、淤泥，路基高于水沟水面。
（5）、同一线路必须使用同一型号钢轨。
装车道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。
（6）、矿井轨道使用期间应加强维护，定期检修。
4、其它要求
（1）使用不低于18kg/m轨型的轨道。
（2）水沟在成巷时爆破形成毛水沟，在进行永久支护后，按照设计断面掏挖成型，并且低于枕木面50mm。
第五节顶板管理
1、严格执行矿和本规程有关“顶板管理”的各项规定和措施。
2、认真坚持“敲帮问顶”。
作业人员进入工作地点后，必须首先由安全员（或班长）检查作业点及附近巷道的顶、帮情况，检查有无片帮、顶板破碎和离层、掉矸的可能，进行认真细致的敲帮问顶工作，如有隐患必须及时进行处理；敲帮问顶时应撤离其他人员，并看好自己的安全退路，遇险时立即退让，特殊地点班长应指派专人安全检查和处理。
3、刁放危岩执行以下规定
①、在刁放以前必须仔细检查周围顶、帮及支护情况，选择好刁放方法和后退路线，被刁放危岩下不得有人员、机器设备和工具。
②、刁放危岩必须由两个有经验的人员进行，且由上向下进行刁放，刁放时，一人使用长把工具（长度超过2.5m）刁放，一人在旁边观测顶、帮的变化情况，并监护安全。
③、刁放人员必须站在上山侧，下山侧严禁有人员。
4、支护顶板时执行下列规定
①、临时支护必须紧跟碛头；出矸、打眼、锚杆支护等工作必须在支护的掩护下作业，严禁空顶作业。
②、临时支护的备用背板存放位置距碛头不大于30m。
③、锚杆支护距碛头不得超过800mm,锚杆支护不足800mm范围内，必须按规定要求进行临时支护，严禁空顶作业。
顶板破碎时，临时支护采用前探梁配木梁接顶并加密，永久支护采取缩小锚杆间、排距至500mm或加锚网支护。
④、在支护前必须对顶板和两帮进行检查，将能够刁放的危岩及时进行刁放，防止支护时顶板垮落伤人。
5、永久支护执行以下规定:
①、永久支护采用锚杆支护，锚杆支护距离距碛头不大于0.8米；
②、打锚杆眼前，必须“敲帮问顶”，处理活、危岩，架设临时支护；
③、锚杆支护必须紧跟临时支护；严禁提前回撤临时支护，须先支后回。
④、锚杆支设规格、质量按本《作业规程》规定执行。
⑤、其它支护事项按《泸州锦运煤业有限公司各工种操作规程》执行。
6、发现有来压或冒顶征兆时，立即撤人到安全地点，待来压稳定后，再采取措施进行处理。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、开口点施工
1、根据测量部门标定的开口位置，按中线标定的方位确定炮眼布置位置及方向；按照断面设计尺寸进行施工作业。
2、开口点位置：
2122上回风联络巷开口位于±0m西翼运输巷（具体开口见井下划线标志）。
开口时，附近5米范围内要用锚杆进行加固巷道，锚杆间、排距缩小为500×500mm，或加锚网支护之后才允许开口。
3、巷道开口段6米范围内要求浅打眼，少装药，放小炮的办法施工，永久支护要跟拢碛头。
二、巷道开掘顺序
2122上回风联络巷→2122上回风巷（向西）→2122上回风绕道（与2121上回风巷贯通）→2122上回风巷（向西）。
三、正常施工
1、本工程采用一次成巷施工方式，每班完成一个循环作业工序，按作业顺序施工。
2、掘进采用钻眼爆破，全断面分次装药、分次起爆方式，完成一个断面内的掘进工序作业。
3、按测量部门给定的中、腰线掘进。
4、接班后，必须先进行（班长、安全员、瓦斯检查员同时进行）安全检查，发现隐患必须立即处理，确认无安全隐患后方可进行打眼、装药、爆破等工作。
放炮完毕、工作面炮烟吹散后，由班（组）长、瓦斯检查员和放炮员进入工作面，由外向里依次检查顶板、瓦斯、通风和拒爆等情况，确认安全后，采用金属前探梁临时护顶，打锚杆眼、安装锚杆，然后出矸、钉道、质量验收，以此为一个循环。
第二节凿岩方式
一、掘进工作面使用YT-24凿岩机打眼。
二、掘进工序及工艺流程
安全检查（处理）→打眼→放炮→安全检查→临时支护→锚杆支护→出矸→钉道（完成一个掘进循环）→永久支护。
三、掘进压风
矿井建有地面固定压风站，安设EP132A压风机两台及管路系统。
掘进面所需由地面压风站集中供风。
动力用风：
经主供风管路DN159，地面压风站→人行副斜井→井底车场→±0m水平西翼大巷→2122下回风巷及绕道掘进工作面。
压风自救系统供风：
地面压风站→人行副斜井→井底车场→±0m水平西翼大巷→2122下回风巷及绕道掘进工作面（压风自救装置）
第三节爆破作业
一、炮眼布置及爆破说明书
巷道煤岩层硬度f=4～8基本岩层为灰色细砂岩、深灰色泥岩、砂质泥岩，深灰色粉砂岩，采用直线掏槽，使用煤矿3#乳化炸药；1～5段毫秒延期电雷管，起爆使用MFD-100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。
炮眼布置如下：
爆破原始条件
巷道名称
煤岩石的坚固性系数f
掘进断面
m2
炮眼深度
m
炮眼数目
个
雷管数目
个
装药量
Kg
2122上回风巷及绕道
4～8
5.28
1.8～2.0
19
19
18
爆破说明书
2121上回风巷及绕道（半煤巷）
序号
炮眼名称
眼深（m）
装药量（kg）
水炮泥（条）
封泥长度（m）
联线方式
起爆
顺序
装药
结构
孔装药量
（Kg/条）
总量
1-5
掏槽眼
2.0
0.9/3
4.5
10
0.5
串联
Ⅰ
分次装药分次启爆
6-8
辅助眼
1.8
0.9/3
2.7
6
0.5
串联
Ⅱ
9-20
周边眼
1.8
0.9/3
10.8
24
0.5
串联
Ⅲ
合计
18
39
分次起爆顺序为：
掏槽眼、辅助眼、周边眼。
预期爆破效果
巷道名称
项目
单位
数量
项目
单位
数量
2122上回风巷及绕道
炮眼利用率
％
85
炸药米耗
Kg/m
12
循环进尺
m
1.5
循环雷管消耗
发
20
每循环实体岩石
m3
7.92
雷管米耗
发/m
13.3
循环炸药消耗量
Kg
18
循环炮眼长度
m
37
全岩巷炮眼布置示意图及爆破说明书
爆破原始条件
巷道名称
煤岩石的坚固性系数f
掘进断面
m2
炮眼深度
m
炮眼数目
个
雷管数目
个
装药量
Kg
2122上回风巷及绕道
4～8
5.28
1.8～2.0
25
25
18
爆破说明书
2122上回风巷（全岩巷）
序号
炮眼名称
眼深（m）
装药量（kg）
水炮泥（条）
封泥长度（m）
联线方式
起爆
顺序
装药
结构
孔装药量
（Kg/条）
总量
1-5
掏槽眼
2.0
0.9/3
4.5
10
0.5
串联
Ⅰ
分次装药分次启爆
6-9
辅助眼
1.8
0.9/3
3.6
8
0.5
串联
Ⅱ
10-26
周边眼
1.8
0.9/3
15.3
24
0.5
串联
Ⅲ
合计
23.4
50
分次起爆顺序为：
掏槽眼、辅助眼、周边眼。
预期爆破效果
巷道名称
项目
单位
数量
项目
单位
数量
2122上回风巷及绕道
炮眼利用率
％
85
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