下组煤回风下山作业规程1Word文件下载.docx

1、第二节 地质情况豹子沟副斜井下组煤回风下山沿石炭系太原组9#煤层顶板下布置，坡度沿9#煤顶板变化而变化。豹子沟副斜井下组煤回风下山在9+10+11#煤层中，设计长度为400m，埋藏深度238276m，上距2#煤层平均83.6m。其地层情况如下：1、9号煤层位于太原组下段顶部，下距10+11#（9+10+11#）号煤层0-3.41m,平均1.25m。煤层厚度0.35-1.10m,平均厚0.80m。不含夹石，结构简单。顶板岩性为泥岩或石灰岩，底板岩性为泥岩或粉砂岩。 2、10+11#（9+10+11#）号煤层位于太原组下段上部，煤层厚度3.53-7.37m，平均5.47m。含1-5层夹石，结构较简

2、单极复杂。顶底板岩性一般为泥岩、粉砂岩或石灰岩。第三节 水文地质一、地表河流井田内地表水属于黄河水系，区内沟谷一般无水流，平时有井筒的废水排出，若遇暴雨时节，由于汇水面积不大，雨过数小时山洪即减退至消失，河流流向西北，经黑龙关河汇入昕水河。二、含水层K2石灰岩含水层是开采10+11#（9+10+11#）#煤层的直接充水含水层，局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给，由于含水层均为弱富水性，且充水方式以顶板淋水为主。下伏奥灰岩溶地下水位标高（600-650m），低于开采煤层,不会给矿井开采造威胁， 根据矿井水文地质条件划分+9+10+11#煤层为中等类型。三、隔水层本溪组底部

3、有一套以泥岩和铁质粘土岩为主的地层，夹有少量砂岩和薄层灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，一般是24.86m，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。另外，煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组，沉积厚度稳定，构造裂隙不发育，亦可构成各含水层间良好的隔水层。四、巷道涌水情况1、根据副斜井井筒及回风立丼井筒揭露的9#煤层顶板K2灰岩含水层无涌水，预计巷道在掘进过程中以顶板淋水为主，本巷道水文地质简单。2、根据水文地质类型划分报告提供的资料，预计顶部K2灰岩的涌水量小于5m/h。3、为保证施工安全，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，严格按照本规程中探放水

4、要求进行探放水。第四节 工程地质特征及其他一、煤层顶底板工程地质特征9号煤层顶板：为K2石灰岩、岩性深灰色灰色，中厚层状，质坚硬，性脆，含燧石结核。单向抗压强度48.271.0MPa,平均62.5MPa；单向抗 拉强度3.574.99MPa，平均3.934.24MPa；抗剪强度5.4410.28MPa，平均7.098.30MPa。顶板易管理。局部伪顶为泥质灰岩、单向抗压强度49.959.1MPa,平均54.7MPa；单向抗 拉强度1.181.27MPa，平均1.22MPa；抗剪强度3.8310.49MPa，平均6.99MPa。开采时易冒落,给顶板管理带来一定困难。9号煤层底板：多为粉砂岩、泥岩

5、。岩性灰黑色，致密，性脆。单向抗压强度67.085.8MPa，平均36.751.4MPa；单向抗拉强度1.082.44MPa，平均74.9MPa；单向抗拉强度2.554.28MPa，平均3.30MPa；抗剪强度7.7812.00MPa，平均9.59MPa。遇水底板易软化，但隔水性好,抗压强度较高,易管理。10+11#（9+10+11#）煤层顶板：多为泥岩、岩性灰黑色，致密，性脆。单向抗压强度50.971.6MPa，平均58.2MPa；单向抗拉强度2.553.26MPa，平均2.89MPa；抗剪强度7.1210.20MPa，平均9.09MPa。据调查，顶板为中等冒落，较好管理，隔水性能好。底板遇

6、水易软化，但隔水性能好，易管理。附图二：煤层综合柱状图二、瓦斯根据矿方瓦斯鉴定等级报告，该矿瓦斯绝对涌出量0.79m/min。属瓦斯矿井。但施工时需按高瓦斯矿井瓦斯管理标准执行。三、煤尘本井田2#、9#煤属于自然与容易自燃之间，10+11#煤属于自燃煤层，根据对煤层做煤尘爆炸性测试，煤尘有爆炸性危险。因此，在今后生产中应加强防尘爆措施，及时处理浮煤和粉煤，严格控制风流、风速，并进行洒水防尘，以杜绝发生煤尘爆炸。第三章 巷道断面及支护形式第一节 巷道断面巷道断面特征表巷 道 名 称断面巷宽（m）巷高（m）断面（m2）长度m形状毛净豹子沟副斜井下组煤回风大巷矩形5.353.653.519.617.

7、6400豹子沟副斜井下组煤回风下山断面图第二节 支护设计及支护工艺一、支护方式：（一）临时支护1.支护方式本巷道使用木点柱或金属前探梁两种临时支护方式。（1）、顶板不好时，采用木点柱临时支护。其中木点柱采用原木直径300mm，长度4000mm，并“穿鞋戴帽”。上下两端采用长度4500mm、宽1500mm、厚50mm。使用2跟木点柱，在未使用木点柱临时支护钱，工作面不得进行任何形式其他工作，在使用木点柱临时支护后，必须打注锚杆。不得在前探粱临时支护下进行掘进。（2）、顶板好时，使用金属前探梁作临时支护，前探金属管采用108mm钢管，长度6000mm；吊环用20mm以上圆钢制作，吊环内径180mm

8、，吊环上焊接120120mm（厚度10mm）钢板，钢板中心打孔，孔径根据巷道永久支护的锚杆直径确定。采用悬吊式前探梁，每根金属管的吊环不得少于2付。锚杆悬吊式前探梁用螺母将吊环固定在工作面已锚固安装好的第一、第三排顶部锚杆上；将金属管穿入吊环中，一端前窜至迎头，上好背板，用木楔背紧、背牢。 2、支护要求（1）、找掉伪顶及活煤活渣，及时前移前探梁、铺联网。（2）、梁头必须紧贴煤壁，严禁空顶，前探梁与顶板之间必须背紧背牢。（3）、前探梁长度4m，使用3趟前探梁，分别位于巷中及左右第三根锚杆上，每趟前探梁使用三条框子。（4）、混凝土初喷必须紧跟工作面。3、控顶距离临时支护控顶距离：顶板完整时为2m,

9、顶板不完整时为0.4m;炮掘后的最大空顶距为2m，最小为0.4m二、永久支护1、支护方式豹子沟副斜井下组煤回风下山为矩形巷道，采用炮掘施工，锚、网、索、锚梁、喷射砼进行联合支护。2、支护要求（1）、顶锚必须紧跟工作面；帮锚杆最大允许滞后工作面6m。（2）、初喷必须紧跟工作面；喷浆成巷最大允许滞后工作面30m。巷道喷浆厚度均为150mm，砼强度C20。第 三 节 矿 压 观 测1、观测对象：2、观测内容：用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶、帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用MYC-18型测力计观测锚索受力情况。用LBY-3型顶板离层仪观察顶板的位移量，在顶帮设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移。

10、即顶、底板和两帮的移近量，用敏感型锚杆液压枕，观察顶板的压力。（见:表2）3、观测方法：测点布置。正常情况下，每80m在巷道中安设一组LBY-3型顶板离层仪和敏感型锚杆液压枕。观察时间。距离开口200m以内的巷内测点每45天观测一次，200m以外的巷内测点每10天观测一次。锚杆的拉力试验每50m抽查一次，一次分别不少于5根。表2 具体观测内容表。序号观察项目观察目的观察方法1巷道浅部顶板移近量顶层05.8m岩层的变化情况观察浅层离层仪读数2巷道深部顶板移近量顶层5.813.2m顶板的变化情况观察深层离层仪读数3两帮相对移近量两帮移近量在标记点间用钢尺量4锚索载荷是否达到设计要求使用YCD-18

11、0型拉力器顶板压力顶板下沉程度用敏感型锚杆液压枕6顶锚杆的锚固力使用MYC-16型锚杆拉力器7帮锚杆的锚固力第四节 支护工艺一、支护材料1、锚杆支护材料规格锚杆20mm2.0m 左旋螺纹钢 锚杆托盘150mmx150mmx8mm 中孔22.5mm帮锚杆14.6mmx1800mm 麻花锚杆帮锚托盘100mmx100mmx6mm 中孔16.5锚固剂CK2360 树脂锚固剂 2、树脂药卷的使用（锚固剂）帮锚 CS2360 1根顶锚 CS2360 2根锚索 CS2360 4根3、金属网材料及规格钢筋网规格： 10002000mm 6钢筋 4、锚索材料及规格锚索规格： 15.246000mm 冷拔丝钢筋

12、 5、锚梁材料及规格锚梁规格： 805300mm 12钢筋 二、支护材料布置（1）顶锚杆：“矩形”布置，间距为1000mm、排距为1000mm。（2）帮锚杆：（3）锚索：“三花”布置，间距为2000mm、排距为5000mm。（4）网片：搭接布置，搭接不少于100mm。（5）锚梁：随锚杆布置而布置。下组煤回风下山断面支护图三、锚网喷支护工艺：1、锚杆安装安装前，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，然后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，使用注锚器。2、锚索安装（1）打眼作业人员根据锚索设计位置在顶板标好眼位，然后用钻

13、机打眼，眼深6m。续接钻杆由两人操作，一人抓牢上面钻杆，另一人续接，待钻机打够眼后，下缩钻机，由两人配合把钻杆逐根卸下。（2）上锚索锚索采用树脂药卷锚固，用钢绞线把4卷树脂锚固剂送入眼底，使用注锚器。3、喷浆工艺1、对影响喷浆作业的障碍物必须拆除,不能拆除的要加以保护。2、材料配合比为:水泥：沙：石子=1：1.63：1.63，水泥标号为P.O42.5普通硅酸盐水泥，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥重量的34%。3、人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。4、喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀们、控制水量大小，严

14、禁枪口对向其它人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比（0.40.5）。5、喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于750，距离一般不超过一米为宜。为了便于施工，喷浆时必须搭架。6、喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹（11.5m）运行，一圈压一圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。7、喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。一次喷射厚度为6080，顶部一次喷射厚度为3050。8、加入速凝剂必须随喷随掺，不得提前掺入料中。9、喷射混凝土喷完后24小时内，开始喷水养护。每班喷水养护12次，养护时间不得少于7昼夜。10、正在喷浆的回弹料，可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30%，亦可浇筑水沟、台阶等。1

15、1、喷射混凝土回弹率规定：拱部不大于25%，两帮不大于15%。12、为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比。13、严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时必须先停料，后停机，再关水，最后停风。第五节 技术质量要求一、掘进： 1、宽度：中线至任何一帮距离：0+200mm； 2、高度：顶板至底板距离：二、锚杆支护：1、锚杆安装牢固，托板密贴壁面。2、顶锚杆的扭矩150Nm,抗拔力达到70KN。煤岩巷帮锚杆的扭距100 Nm,抗拔力达到50KN。3、顶锚杆间、排距：1000800mm，允许偏差：100。帮锚杆间、排距： 4、锚杆孔

16、深度1950mm，允许偏差：050。 5、锚杆外露长度50mm，允许偏差：露出托板50. 6、锚杆每300根为一组，并进行抽查检验。7、锚杆喷浆成巷后不许有外露。三、金属网支护 1、金属网搭接长度不得少于100mm。具体搭接方式为：靠工作面方向的网片搭接在后方的网片上；靠巷道墙体方向的网片搭接到靠巷道顶部的网片上，依次类推、层层搭接。2、每隔400mm用16#镀锌铅丝双股连一道，拧紧不少于3圈。具体连接方法为：网片搭接两边每隔400mm分别进行对错不对称连接。四、锚梁支护 锚梁必须紧贴岩面，与锚杆、锚索连接处必须用托盘锁死、被严。五、锚索支护：1、锚索安装牢固，托板密贴壁面。2、锚索的锚固力必

17、须达到200KN。 3、锚索间排距允许偏差： 4、锚索孔深度5700mm，允许偏差： 5、锚索方向与井巷顶板角度90。，允许偏差：15 6、锚索外露长度300mm。六、喷射混凝土支护1、C20混凝土配合比（重量比）水：石子=10.441.63：1.63； 2、净宽：中线至任何一帮距离偏差：0+100mm； 3、净高：顶板至底板距离偏差： 4、厚度不小于150mm; 5、表面平整度允许偏差（限值）:50； 6、基础深度允许偏差：不小于10mm；7、钢筋网到岩面的喷厚：不小于30mm；七、交叉点支护施工要求1、巷道丁字口、十字口均用锚杆、钢筋网（菱形网）、钢带、锚索进行联合支护，丁字口、十字口（开

18、口处、贯通处）要及时补打锚索，采用“三花式”（丁字口）和“五花式”（十字口）布置。2、若顶板破碎或压力加大时，根据顶板情况缩小锚杆排距到600700mm，同时加密锚索布置，并且及时制定专项技术措施。3、各开口和贯通处，帮网要连接合格，帮锚杆要紧贴煤岩帮，抹角处空顶距超过300mm时要补打顶锚杆进行维护。第四章 施工工艺一、施工方法1、豹子沟副斜井下组煤回风下山施工采用全断面分次爆破法掘进，采用风煤钻打眼，配2.2 m中空麻花钻杆。2、爆破后先敲帮问顶，按照规格进行扩刷，前移悬吊式前探梁做临时支护，如围岩破碎时，应及时喷射3070厚混凝土封闭围岩，再支护前探梁。3、前探梁支护顶板完毕后，立即打注

19、拱部锚杆、挂网、上锚梁。拱部锚网梁必须紧跟工作面4、施工工艺流程：掘进班：交接班（含安全检查）打下部炮眼装药、放炮通风安全检查打上部炮眼装药、放炮通风安全检查移前探梁-打注顶部锚杆、挂网出煤矸喷浆班：交接班（含安全检查）-施工帮部锚杆喷浆（初喷）巷道复喷后成巷-出碴。5、循环进尺1600，最大空顶距2000,最小空顶距400。二、 凿岩方式1、钻眼器具和爆破材料（1）、凿岩机选用风煤钻，采用43mm中空麻花钻杆，43mm合金钻头打眼。（2）、炸药、雷管使用煤矿许用三级乳化炸药,药卷规格:直径35mm,长200mm,重量200g.采用毫秒延期电雷管起爆。（3）、放炮选用专用放炮母线，发爆器选用M

20、FB200型电容发爆器。2、降尘方法：降尘方法采用湿式打眼、水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、除尘水幕。3、钻爆施工要求1）跟班班组长检查工作面顶板情况、一通三防、设施完好情况、瓦斯、风量是否达到要求、支护质量情况等。2）机电维护工检查风动打眼机、电器设备等各部位完好情况、照明情况、喷雾洒水灭尘装置情况等。3）检查出的问题必须先行处理，否则不准生产。4、钻爆工序要求1）钻眼前，必须检查工作面迎头10m范围内的支护，发现问题及时处理。2）必须依照中腰线在工作面画轮廓线，按照爆破图表标定眼位。3）打眼工严格按标记施工，眼距误差不超过50mm，深度误差不超过100mm。4）打眼

21、时严格执行定人、定钻、定眼位、定责任，保证“准、平、直、齐”。（1）准：由当班爆破员负责找准眼位；炮眼定位根据中腰线将中腰线反倒工作面，并将巷道的上部轮廓线画出，在根据爆破图表将炮眼定好位，在上部炮眼用风煤钻钻探完毕后，先将工作面煤矸出完，再根据爆破图表将下半部炮眼定好，并用风煤钻将下半部炮眼打完。（2）平、直：按爆破图所示，除底眼量一定角度进行打眼外，其余眼施工时，钻杆方向必须与水平方向一致，钻头垂直于正前煤（岩）壁，同时派一名有经验的老工人站在打眼工的正后方，对打眼方向进行认真观测和指挥，防止打眼时，钻杆上仰下倾，左右偏斜，避免破坏巷道顶、底板。（3）齐：除掏槽眼深2m外，其它眼均为1.8

22、m。为保证各炮眼眼深一致，眼底最后落在一个平面上，由打眼工在钻杆上用油漆预先做好特殊标记，施工时有一个尺度。4）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。5）爆破时要严格执行“一炮三检” 和“三人联锁放炮”制度（一炮三检：指装药前、放炮前、放炮后检查工作面放炮地点20 m范围内的瓦斯，达到1%时严禁装药放炮；三人联锁：装药、联线完成后，放炮员将自己的警戒牌交给班组长，由班组长开始清点人数并向各个警戒点派出警戒员和联络员，待联络员全部返回后将放炮命令牌交给瓦斯员，由瓦斯员检查工作面放炮地点支护、通风、瓦斯等情况，没有安全隐患问题后将自己的放炮牌交给放炮员开始放炮）。6）爆破采用正

23、向装药，串联式联线方式，使用毫秒延期电雷管，选用煤矿专用的乳化炸药，每眼使用2个水泡泥，封泥必须封满。7）根据煤矿安全规程规定，直巷爆破警戒线应设置在距离爆破地点不小于150m的地点，拐弯巷道应设置在距离爆破地点不小于80m的地点。因此，在施工回风大巷0-80m爆破时，警戒线最初应设置在下组煤井底车场信号硐室口，80150m时，爆破警戒线设置在下组煤轨道下山暨下组煤回风下山联络巷70m处。150m之后，警戒线随着掘进工作面的向前推移而前移。8）爆破前跟班班组长必须清点人数，在确定所有受爆破区域威胁人员全部撤到警戒线以外后，方可执行“三人联锁”放炮制度。附：回风大巷爆破警戒线布置图三、爆破参数选

24、择根据地质、断面形状及施工条件，采用全断面分次打眼，全断面分次装药分次破炮掘进工艺施工，契形直眼掏槽，根据煤的硬度系数为F=3，岩石为F=6，确定爆破参数。1单位炸药消耗量：单位炸药消耗量查井巷工程预算定额第0545条可得：施工断面最大Q =36，根据炮眼布置及装药量实际计算，总装药量为28.6KG，符合规定要求。2炮眼布置：1）炮眼数目岩（煤）巷：N=qs =53个2）炮眼布置掏槽眼：采用楔形直眼掏槽法，掏槽眼6个；辅助眼15个；2圈眼10个，外圈眼12个；底眼10个；共布置53个炮眼。3炮眼深度确定掏槽眼深为2m，其它眼均深1.8m。断面爆破原始条件名称单位数量掘进断面M3秒延期电雷管个5

25、3炮眼深度M1.8炸药KG/条0.2炮眼数目总装药量KG28.6岩石坚固性系数f36断面炮眼布置及装药量眼号炮眼眼深（M）眼距抵抗距炮眼装药量雷管卷/眼装药长（m）装填率卷数重量（KG）用量（个）爆序16掏槽1.30.60.840%244.8721辅助33%4591522-312圈0.422%20103243外圈1244-53底眼30合计143断面预期爆破效果炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量KG/M17.713每循环工作进尺1.6每循环炮眼总长度M/循环96.6每循环爆破实体煤炸药消耗量KG /循环每立方米煤雷管消耗量个/M31.7每立方米炸药消耗量KG/M30.92每米巷道雷管消耗量个/M

26、33.14、装药结构及起爆顺序（1）、装药结构：采用正向连续装药结构。（2）、 起爆顺序：掏槽眼首先起爆，辅助眼其次，周边眼最后起爆，雷管从内向外逐次为1、2、3、4段起爆。连线方式为大串联。（3）、爆破作业在钻爆作业中，爆破效果的好坏，不但直接影响掘进速度和巷道成形，因此要严格按爆破设计要求施工，保证钻眼、装药、连线、放炮工作的质量，并根据煤（岩）层的实际情况，不断改善爆破图表以提高爆破效果，确保光爆成型。（4）、装药联线放炮装药：首先将炮眼内残渣用压风吹净，并检查炮孔深度、角度是否符合设计要求，然后按爆破设计要求装填药卷。（5）、钻眼爆破时应注意事项：a、钻眼前应检查井壁，处理掉危岩、活石后方可打眼。b、打眼前应根据中心垂线点出炮眼位置，使每个打眼工心中有数。c、炮孔要直，孔位要准，各炮孔的孔向和孔位要严格按设计要求施工。d、打眼时要采用湿式打眼，严格按规定操作