采区回风巷 作业规程 矩形锚喷.docx
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采区回风巷作业规程矩形锚喷
第一章 工程概况
序号
项目
内容说明
1
巷道布置
平面图见附图
2
工期要求
预计2008年8月2日开工，2008年12月30日竣工
3
巷道用途
开拓巷道，作为采区回风使用
4
服务年限
10年
5
工程量（m）
主体工程293m
6
工程结
构特点
巷道开口后沿C4煤层顶板施工；
支护形式为树脂锚杆支护
7
标高
地面标高
+1200m-+1450m
井下标高
+1055m-+997m
8
地面相对位置及构筑物
对应地面为高原中山地貌、无房屋、无重要的设施等构筑物。
9
工程对地面构筑的影响
工程对地面无影响
10
附近开
采情况
及影响
附近未开采，巷道不受动压影响。
序号
项目
内容说明
1
地质柱状图
见附图
2
顶底板岩性特征
顶板
砂岩.砂质泥岩
底板
砂质泥岩
巷道所
处层位
在C4煤层中，沿煤层顶板施工
煤层产状
走向
35－45º
倾角
10－15º
厚度
0.8-1m
3
煤层赋存条件
采区煤层瓦斯情况
相对涌出量
m3/t
绝对涌出量
0.27 m3/min。
低瓦斯
煤尘
不自燃
无爆炸危险性
地质构造
地质构造简单。
水文地质
水文地质情况简单
第二章 地质情况概述
图二：
煤岩综合地质柱状图
地层年代
层厚（m）
岩层柱状（1:
200）
岩石名称
岩状描述
纪
组
最小－最大
平 均
上二叠统
龙潭组
2m
砂质泥岩
青灰色岩石，硬度4-7，含少量硫铁结核。
0.3m
砂岩
较硬
0.8m
C4煤层
块及粉未状
1,5-2m
砂质泥岩
青灰色岩石，硬度4-7，含少量硫铁结核。
第三章 巷道支护说明书
第一节 巷道压力情况及支护计算
一、巷道压力情况
该巷道沿C4煤层顶板施工，因附近无采面采动影响，预计巷道所受动压显现不明显，静压显现较大。
二、支护设计
设计巷道的断面形状为矩形，顶宽2.2m，底宽2.2m，巷高2.3m，巷道毛断面S掘=5.06m2，净断面S=4.4m2
（一）永久支护
巷道永久支护方式采用锚杆支护，锚杆采用树脂锚杆，锚杆间、排距为800mm*1000mm。
每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号2535。
（二）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K=2；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。
其中：
H=B/2f=2.2/（2×3）=0.37m
式中B—巷道开掘宽度，取2.2m；
f—岩石坚固性系数，砂岩取3。
则：
L=2×0.37+0.4+0.1=1.24m
2、锚杆间距、排距计算：
设计时间令间距、排距均为α，则α=（Q/KHγ）1/2
式中α—锚杆间、排距，m；
Q—锚杆设计锚固力，64kN/根；
H—冒落拱高度，取0.37m；
γ—被悬吊砂岩的重力密度，取25kN/m3；
K—安全系数，一般取K=2。
α=（64/（2×0.37×25））1/2=1.8m
施工时取α=1000mm。
通过以上计算，选用直径18mm、长度1800mm的树脂锚杆，锚杆间距800mm、排距1000mm。
当围岩稳定性较差时，锚杆间、排距缩小至600mm。
（三）临时支护
不少于2根的临时顶柱
第二节 巷道支护图
第三节 巷道特征及每米巷道支护材料消耗量
巷道特征
巷道开口标高（m）
+1055m
巷道终点标高（m）
+997m
巷道所处岩层层位及岩性
C4煤层中沿顶板施工，煤层较软。
掘进断面（m2）
5.06
净断面（m2）
4.4
每米锚杆数
6根/m
第四章 施工方法及工作组织
第一节 施工方法
施工顺序
巷道开工前首先接通电源、风机以及水管等，各种安全设施准备齐全，经矿有关部门验收合格后，即可按给定的中心搭抬棚进行施工。
施工方法
炮掘，人工出砟
正规循环作业
运输方式
出砟
工作面的砟→+1055m运输巷→井底车场→主平硐→地面
运料
地面供应材料由坑木场（供应站）装车通过主平硐→井底车场→+1055m运输巷→工作面
施工工序
交接班安全检查→打眼→装药联线（安检、洒水）→放炮（安检、洒水）→通风→敲
帮问顶（出砟）→支护→进入下一循环。
工作制度
采用三八工作制，逆倒班，每半月倒一次班。
第二节 爆破说明书
一、爆破条件
采区瓦斯等级
低瓦斯
掘进断面（m2）
5.06
岩石普氏系数
f>3
钻眼机具
127V煤电钻
炸药种类
矿用硝铵炸药
雷管类别
毫秒电雷管
二、爆破图表
炮眼名称
炮眼深度（m）
炮眼个数
炮眼角度
装药量（kg）
封泥长度（m）
起爆顺序
联线方式
水平
垂直
掏槽眼（1－2）
2
2
79°
90°
0.3
封满
Ⅰ
串
辅助眼（14-16）
1.8
3
90
90
0.3
封满
Ⅱ
串
帮 眼（3－5）（11-13）
1.8
6
90°
90°
0.15
封满
Ⅲ
串
底 眼（6－10）
1.8
5
90°
87°
0.45
封满
Ⅸ
串
三、爆破指标
顺序
指标名称
单位
数量
顺序
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
5
一循环炮眼长度
m
29.2
2
循环进度
m
1.6
6
一米炮眼长度
m
15.75
3
一循环实体煤量
m3
2.8
7
一米炸药消耗量
kg
4.65
4
掘进一米煤量
m3
1.76
8
一米雷管消耗量
发
10
四、炮眼布置图（1：
50）
第三节 劳动组织图表
第四节作业循环图表
第五节 主要技术经济指标
序号
名称
单位
指标
备注
1
工程总量
m
293
2
每米工程成本
合计
元/m
材料消耗
元/m
人工工资
元/m
其它
元/m
3
巷道日推进度
M
4
4
全月出勤人数
名
5
掘进工效
M/工
0.145
6
月循环个数
个
75
第五章 掘进辅助系统
第一节 通风系统
一、通风系统（附图——通风系统图）
新鲜风：
主井→风机→+1055m运输巷→采区回风巷工作面
乏风：
采区回风巷工作面→+1055m运输巷→总回风巷→风井
二、安全监测系统
在采区回风巷工作面安装瓦斯探头与井上监测中心相连，探头安装在距工作面不大于5米，距帮不小于200mm，距顶不大于300mm处。
报警值：
瓦斯浓度大于等于0.8%
断电值：
瓦斯浓度大于等于0.8%
断电范围：
采区回风巷内所有非本安型电气设备
二、局部通风设计
（一）风机选型计算
序号
项目
计 算
1
按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算
Q掘＝100×q瓦×K＝100×0.27×1.8＝48.6
式中：
Q掘—掘进工作面需要的风量，m3/min；
q瓦—瓦斯平均绝对涌出量；K—一般取1.5—2.0
2
按同时放炮的最大炸药用量计算
Q掘＝（7.35—25）×A＝25×4＝100m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面需要的风量，m3/min；
系数－一次全断面爆破取小值，分次爆破取大值；
A—一次的最大炸药用量（Kg）
.3
按工作面最多人数计算
Q掘=4N＝4×13＝52
式中：
Q掘—掘进工作面需要的风量，m3/min
N—掘进工作面同时工作的最多人数。
4
局部通风机风量的确 定
Qf＝Q掘/Φe=100/84%=119 m3/min
式中：
Qf――局部通风机风量，m3/min；
Q掘――掘进工作面需要风量，m3/min；
Φe――风筒的有效风量率，%。
取84%。
5
按风速验算
V＝Q掘/S掘=119/5/60=0.4m/s
风速符合«规程»规定
式中：
S掘—巷道掘进断面；规程规定：
V—掘进工作面风速
半煤巷允许最低风速0.15m/s。
掘进煤巷允许最高风速4m/s。
6
风机选型
根据以上风量计算，选用5.5kw风机（Q=90～120m3/min），配直径400mm风筒供风。
7
局部通风机实际吸风 量
Q＝Q局kf=120×1.2＝144 m3/min
式中：
Q－风机实际需风量，m3/min
Q局――局部通风机的额定风量，m3/min；取120
kf＝为防止风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2－1.3，进风巷中无瓦斯取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
Q应大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒漏风量之和。
（二）
局部通风方式
局扇压入式通风
（三）
局扇安设位置
详见局部通风系统图
（四）
风筒及供风
距离
风筒用直径400mm的阻燃风筒，顺接双反压边，要求逢环必挂，吊挂平直不漏风，杜绝脱节现象。
拐弯用弯头，异径用过渡节
供风距离最长450m。
（五）
附图
通风监测仪表布置示意图
第二节 供电系统图
见供电系统示意图
第三节 运输系统
1.运料：
坑木场装车→主井→+1055m运输巷→采区回风巷工作面
2.出砟：
工作面的砟→+1055m运输巷→主井→地面
第四节 供水系统
由地面沉淀池→主井→+1055m运输巷→采区回风巷工作面
第五节 排水系统
积水（水泵）→排水管→主井→地面
第六节 通讯系统
在巷道开口处安装一部电话，直接与井上调度室联系。
第六章 质量及文明生产标准及要求
一、锚杆支护质量标准
锚喷所用的材料：
锚杆、锚固剂规格、性能达到设计要求。
1、净宽：
中心至任何一方的距离误差0～+100mm；
2、净高：
误差0～+100mm；（腰线上下不大于100mm）
3、锚固力：
最低符合设计值。
4、锚杆规格：
φ18×1800mm。
5、间距：
800±100mm;排距1000±100mm
6、锚杆角度：
按图所示。
7、锚杆外露：
0～50mm；锚杆孔深度误差：
0～50mm
二、临时轨道：
1.要求轨道铺设光滑成线，变坡点，巷道转弯点处不得有突变现象，以保证矿车运行无冲击。
2.中心偏向无风筒侧200mm。
轨距600mm。
3.接头间隙≤10mm，内错≤5mm，高差≤5mm，有道木，严禁悬空。
4.道木一米一块，构件齐全、紧固有效。
5.浮煤矸不得超过道木上表面。
6.变坡，拐弯处轨道圆滑，符合设计和行车要求。
7.巷道内无杂物，无积水，工具材料码放整齐，不得胡乱堆放。
8.定期划分文明区，并指定到班组，及时按要求清理。
三、管线吊挂
1.风筒：
要求逢环必挂，悬挂平直，高度合适，要求环环吊挂，不得下垂，不得有明显漏风现象，杜绝脱节现象。
2.电缆：
要求悬挂整齐，高度合适，不落地，下垂匀称平滑。
3.水管：
沿巷道右帮，到底板距离1000mm，要求光滑成线，接头不漏水，不滴水，拐弯处设弯头，每50m设一个三通阀门。
四、文明生产：
1.作业场所实行综合防尘。
2.临时轨道达到质量标准要求。
3.局部通风合理，风筒布置符合要求规定，风筒出口距迎头≯5m。
4.巷道内无杂物，无淤泥，无积水，材料、工具码放整齐。
5.上、下山设施齐全有效，有挡车器，有地滚。
6.机电设备定期检查，整修，杜绝失爆。
第七章 安全技术措施
包括：
掘进施工、顶板及工程质量管理，一通三防及系列化管理，机电防爆及运输管理，主要施工设备操作管理，打眼，装药，放炮措施，防治水，煤质管理等。
一、掘进施工
1.施工队根据给定位置沿中心腰线施工。
2.开口及开口后50m之内，每次放炮，必须在所有与开口相连的巷道内放好警戒，以防人员在放炮时通放炮地点造成放炮伤人事故。
警戒人员由当班班组长亲自指派。
3.严格按爆破图表及说明书施工。
4.施工中严禁空顶作业，严防冒顶事故发生。
如果顶板破碎，必须先用小棍等打上穿楔，以控制顶板。
二、顶板及工程质量管理
1、坚持使用临时支护，严禁空顶作业。
2、施工中最大控顶距不得超过1.2m,若遇顶板破碎或压力大时，必须缩小间排距至不大于700mm，并挂网。
3、坚持“专人观山，专人敲帮问顶”制度，在施工中始终贯穿于每道工序，专人敲帮问顶时，人员必须站在安全的支护下，用长钩钎及时将帮、顶的浮矸、碎石捣净。
4、施工中若顶板破碎确实控制不住，要及时修改支护形式并补充措施。
5、临时支护，顶柱不得少于2根，规格Φ不小于160mm，长度不小于2.4m，顶柱要用新下的圆木，不得使用回收、复用的圆木，顶柱打在中心两帮各500mm±100mm处,点柱要打在硬底上，不得打在浮砟上。
6、所打锚杆必须排排合格，不得出现穿皮现象。
不合格的锚杆必须补打合格，否则不得向前施工。
7、锚杆、喷浆必须达到工程质量标准的要求。
8、要及时对施工的巷道进行锚杆拉力及喷浆强度进行监测。
9、要对施工过的巷道及时的进行洒水养护，养护时间以喷浆后24小时为宜。
10、锚固剂的用量必须达到设计要求，不可偷工减料。
11、当发生冒顶时，要及时的进行处理，处理方法必须得当，一般应优先考虑用锚喷法进行处理。
当用锚喷法处理冒顶时，在顶板稳定下，人员站在冒顶区边安全地带，先将顶部进行喷浆，再将两帮喷浆，喷30～50mm为宜，然后再进行打锚杆。
12、发生冒顶时，人员应先撤离到己一保边回风巷内安全地带，待顶板稳定后，在专人观山下进行处理冒顶。
13、施工中严格按中心施工，并及时校正中心。
14、不合格工程坚决返工。
15、支护材料构件不齐全，材料不合格的严禁使用。
16、巷道施工必须达到光面爆破，以提高锚喷支护的支护能力。
三.一通三防及系列化管理
（一）通风
1.加强通风管理，设专人看管风机，并现场交接班。
坚持停工不停风的原则，任何人不得无措施停电停风。
局扇和启动装置必须安装装在进风巷中，距掘进巷道回风口不得小于10m。
全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量，掘进中的煤巷和半煤岩巷最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s.
2.恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都小于0.5%时，方可方可人工开启局部通风机。
3.如果工作面或回风流中瓦斯浓度居高不下，或在很短时间内风流中瓦斯浓度有明显增加，必须减慢进度，以免瓦斯超限。
4.工作地点附近20m及回风流中的瓦斯浓度超过1%时，必须停止煤电钻打眼及装药连线，超过1.5%时，必须立即停电撤人。
5.电机及开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度超过1.5%时，必须停止运转，切断电源，并向矿调度室汇报，制订措施，进行处理。
6.工作面回风流中瓦斯浓度达到1%时，停止作业，由矿总工程师采取有效措施处理，达到1.5%时，停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
只有回风流中瓦斯浓度在1%以下时，才允许送电工作。
7.如果局扇意外停风，瓦斯浓度达到1%－2%时，要汇报调度室，停电撤人，采取就地瓦斯排放措施进行就地排放。
8.班组长，放炮员及安全员必须随身佩带便携仪，加强对全巷瓦斯的监查。
严格执行“一炮三检”及“三人联锁放炮制”。
9.坚持使用风电、瓦斯电闭锁。
瓦斯探头及风筒出口距迎头均不得超过5m，瓦斯探头吊挂时距顶不大于300mm,距帮不小于200mm。
放炮时瓦斯探头移至安全地点，放炮后及时前移。
10.一旦矿井停风，当班安全员要立即组织停电、撤人、升井。
11.爱护通风防尘设施及各种管理牌板，过风门后做到随手关门，严禁两道风门同时敞开。
12.机电设备杜绝失爆，设备实行挂牌管理。
13.必须采用阻燃抗静电风筒，加强风筒管理，接头严实合缝，无挤压，无破口，拐弯设弯头。
14.坚持定期冲尘，炮前炮后洒水，各转载点安装喷雾，设立总水量不少于1200L的隔爆水袋棚区，且隔爆水袋距迎头不超过200m，不小于60m。
15.搞好个体防护，下井必须佩带自救器及防尘口罩。
局扇安装消音器。
16.所有的电机必须有保护装置，煤电钻使用综保及接地极，任何人不得甩保护。
（二）防灭火
1、使用不延燃电缆和阻燃风筒。
2、严禁带火种、穿化纤衣服下井，严禁井下拆卸矿灯。
3、杜绝电器失爆和金属摩擦撞击产生的火花。
4、井下使用的润滑油，棉纱，布头和油纸等要密封存放，用过之后必须由专人回到地面处理，严禁乱扔乱放。
5、机电设备着火，应首先切断电源，在电源未切断之前，只准用不导电的灭火剂或沙灭火。
6、迎头火灾，应迅速查明原因，摸清情况及时扑灭火焰，防止蔓延。
如果扑不灭，当班干部立即组织撤离，并通知受火灾威胁区域的人员撤离，同时向调度室汇报。
7、中间或外口起火，在该地点的人员发现后，视火灾情况，如果单独无法扑灭时，应立即通知火灾以里的人员撤出，并向火点以外的人员呼救，火点以外的人员一人向调度室汇报，其它人员组织灭火，如果扑不灭时，火点以里的人员应在安全地点待救。
（三）防自然发火
1.对于施工中造成的肓巷必须及时打好板闭，对所做的矸石硐必须用岩石填满接顶，严禁用浮煤充填报废的巷道或硐室。
2.熟悉自然发火预兆，巷道出现高温点，有煤油气味，雾气，CO等，一旦出现预兆，立即向调度室汇报，以便分析处理。
3.凡火源位置准确，尽可能直接灭火。
4.施工人员熟悉巷道灭火器存在的位置和使用方法。
5.过期的自救器一律不得佩戴和使用。
6.井下火区不能直接灭火时，应及时封闭，尽量缩小封闭的火区范围，并派人检查瓦斯，氧气，一氧化碳等气体浓度，防止人员中毒、窒息和瓦斯爆炸。
7.瓦检员每周对施工中出现的矸石硐或肓巷及冒顶区进行检查一次，发现问题及时处理。
（四）.综合防尘
1.必须坚持使用水炮泥，工作面后50m范围内安设手动水幕以净化风流，放炮后及时启动水幕以降尘。
炮前炮后及时洒水。
2.巷道每隔50m设一个三通，配25m软管，定期对巷道进行灭尘冲刷。
3.在风筒适当位置，安设一个风流净化器，实现对新鲜风流的净化。
4.距离工作面60-200m范围内设隔爆水棚，水棚设在直段内，水袋不少于48个，长20m并装满水。
采用阻燃抗静电的塑料水袋，型号GBSD-40，其长×宽×高=600×400×250mm。
5.所有出砟转载点，必须安设喷雾降尘装置，并在转载点正常使用。
6.所有掘进工作面人员，必须佩戴防尘口罩。
四.机电防爆及运输管理
1.设专职防爆电工，负责全井下所有机电设备的防爆管理，机电设备杜绝失爆。
2.电气设备检修时，必须明确专人停送电，严禁他人停送电。
检修时，先切断电源，开关闭锁，并挂上“停电检修”牌。
打开电气设备时，必须验电,对地放电。
3.所有电气设备必须做到“三无（无鸡爪子，无羊尾巴，无明接头）”，“四有（有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置）”，“两齐（电缆悬挂整齐，设备峒室清洁整齐）”，“三全（防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全）”，“三坚持（坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻，照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁）”
4.严禁带电检修和搬运电气设备。
所有电器设备不用时，把开关手把打到零位。
5.机械设备操作运行中，司机必须持证上岗。
6.斜（井）巷运输中，上下变坡点及换钩头处留有6m停车平台，坡度超过6度时，安装挡车器，且在变坡点附近设有躲避硐。
7.斜（井）巷运输必须执行“行人不行车，行车不行人”之规定。
跟车人员上山走在车前，下山走在车后。
车掉道后，先紧绳，后刹闸，卸车后及时组织人员抬上道，不得肩扛或硬拉。
处理掉道车时要有人统一指挥。
8.斜（井）巷运输中，严禁不送电放飞车。
严禁蹬钩，扒车。
拉车必须挂好钩头绳和保险绳，以防跑车。
9.钢丝绳要定期检查，断股断丝超过1/3时，及时换绳。
钢丝绳在滚筒上缠绕松乱时，不缠好不开车，绳在滚筒上缠绕不得少于三圈。
五.主要施工设备操作管理
（一）小绞车操作管理
1.小绞车司机必须经过培训，方可持证上岗，无证不准开车。
严格执行操作规程，做到五不开：
即设备不完好不开；钢丝绳不符合规程要求和打结断丝不开；安全设施及信号不齐全不开；超挂车不开；信号不清不开。
2.把钩工应严格按照操作规程操作，做到“五不挂”，即安全设施不齐全不挂；信号联系不通不挂；连车数不符合规定不挂；轨道有行人不挂。
3.绞车钩头与矿车必须用专用插销联接，不准用木棍，园铁替代；把钩工发信号前要对钩头，插销，保险绳等全面检查，确认联接正确无误后方可发信号开车。
4.斜巷运输应在上变坡点的下方，下变坡点的上方安设挡车器；上变坡点的上方1m处设一道羊角挡，上变坡点的下方应安设连锁挡车器。
下山掘进施工，在装载点后10m处必须设常闭式挡车装置，并且随掘进的推进而移动，挡车器为常闭状态，只有过车时方可打开。
5.坡度小于6度的斜巷运输时，上变点必须设置地滚，大于6度的巷道，除变坡点外，其它地点也应设立地滚，其间距以不磨轨道及道木为准，地滚应固定牢靠，转动灵活。
6.使用中的钢丝绳在一个捻距内，断丝面积达到10%，绳径缩细10%，锈蚀严重，外层钢丝绳松动等都必须立即更换。
7.小绞车安装和操作必须坚持“三固定（固定司机;固定信号工;固定把钩工）”，“四个四（四根地锚;四根压柱;距道400mm；四个绳卡）;”及“四保险（保险绳;保险销;保险杠;保险硐室）”的要求，声光信号齐全且灵敏可靠。
8.小绞车司机操作时，必须同时扶住两个手把，眼睛盯着前方矿车运行情况及滚筒上绳的缠绕情况，严禁两个闸把同时放开或按下，司机离开岗位时，开关必须打到零位，绞车闸把刹死。
9.开车前，司机应检查小绞车稳固情况，及各部件是否完好。
小绞车不准带病运转。
（二）刮板运输机操作管理
1.司机必须经过培训，持证上岗，无证不准开车。
司机不得站在刮板机旁边和机头正前方，应站在机头的斜前方。
2.开刮板运输机时应点起动，10-15s后，没有异常现象时再开车，刮板运输机飘链时，严禁用脚踩运行中的刮板链。
3.人员经常横过的刮板运输机处必须搭过桥，铺刮板运输机时，必须至少留0.7m的人行道，机头，机尾搭接时，高度不小于0.3m，前后交错不小于0.5m，不拉回煤。
4.接班后，首先检查试运行各部件情况，发现问题立即通知机电工处理。
5.不得超负荷运转，启动后发现问题要立即停车处理。
6.及时清理机头，机尾处的浮煤，开车时，要喷雾灭尘。
7.机头机尾必须打牢固的点柱，防止拉翻伤人。
8.溜子出现故障时，必须及时向跟班干部汇报，不得盲目私自处理。
（三）耙斗机安装和使用措施
9.耙斗机司机必须经过培训，持证上岗，无证不准开车。
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