西一西二131上山采区专用回风巷掘进作业规程.docx

1、西一西二131上山采区专用回风巷掘进作业规程西一西二13-1煤层回风联巷、西二13-1上山采区专用回风巷(下段)掘进作业规程第一章 工程概况一、工程名称依据矿工程设计科提供的西一西二13-1煤层回风联巷施工图(图号S1375-1111-01)、西二13-1上山采区专用回风巷（下段）施工图(图号S1375-1131-01G1)先从D5(X:25939.491,Y:51802.675)点拨门按291方位施工至A4（X：26008.490，Y：51622.927）点与西二采区13-1煤层回风上山贯通，工程量：187.447m;再返回22m至H0（X：26000.606，Y：51643.466）点按2

2、1方位施工至H0（X：26060.448，Y：51666.437）点与西二13-1上山采区专用煤层回风巷贯通,工程量：59.569m;再返回至H0点按201方位施工至S11（X：25767.268，Y：51553.896）点，工程量：249.938，然后按10下山施工至反揭煤结束；再返回至S11点，按285方位施工1415（3）运顺外段与西二13-1煤层回风上山贯通，工程量22.122m。 (附工程概况一览表)工程概况一览表工程名称设计工程量(m)施工方位施工坡度支护形式断面形状架棚断面规格(mm)断面面积(m2)毛净毛净西一西二13-1煤层回风联巷17.369291跟顶架棚540040305

3、000383018.4716.3150.93729115上山架棚540040305000383018.4716.31119.141291跟顶架棚540040305000383018.4716.3159.56921跟顶架棚540040305000383018.4716.31西二13-1上山采区专用回风巷(下段)249.938201跟顶架棚540040305000383018.4716.31预计15m20110下山架棚540040305000383018.4716.311415（3）运顺外段22.122285跟顶架棚540040305000383018.4716.31二、支护形式及巷道断面规格:西

4、一西二13-1煤层回风联巷断面采用架棚支护，交岔点采用外锚内架双层支护；西二13-1上山采区专用回风巷(下段) 断面采用架棚支护，交岔点采用外锚内架双层支护；1415（3）运顺外段断面采用架棚支护。第二章 地质概况西一西二13-1煤层回风联巷预想剖面图、西二13-1上山采区专用回风巷(下段)预想剖面图（附后）第三章 作业方式和施工组织一、施工方法（一）主体巷道1、 西一西二13-1煤层回风联巷、西二13-1上山采区专用回风巷(下段)采用S150J型掘进机落煤、皮带机、链板机出货，采用人工架29U型棚进行永久支护，并清理成巷；2、 交岔点外层锚梁网施工时，由人工操作锚杆机(风煤钻)完成，并清理成

5、巷；3、 西一西二13-1煤层回风联巷施工时，采用综掘机切割，过F226断层时，如岩石坚硬，综掘机切割困难，则采取在岩石中打眼放炮，再采用综掘机破碎、割煤、出货。4、 钻爆法施工：采用7655型风锤、中空六角钎杆配“一”字型钻头打眼，MFB200型发爆器，15段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒，煤矿许用3#小直径（27*430mm）水胶炸药爆破。5、 放炮作业时，要求只在岩石中打眼，严禁在煤层中打眼。距煤层最近的1排炮眼距煤层不得小于300mm，且必须平行于煤层打眼。（二）信号硐室采用人工挖刷成形，综掘机装煤经皮带出货，人工操作锚杆机(风煤钻)进行永久支护，人工清理成巷。二、工

6、艺流程（一）综掘施工1、锚梁网支护（交岔点处）：交接班安全检查(顶底板、煤帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)切割(出货)安全检查(顶底板、煤帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)临时支护（顶部联网上钢带、打点柱）打顶部锚杆眼及锚索眼安装顶部锚杆及锚索 打帮部锚杆眼安装帮部锚杆 2、架棚支护：交接班安全检查(顶底板、煤帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)切割(出货)安全检查(顶底板、煤帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)临时支护(挪移前探梁)、上棚梁、背顶栽棚腿、上棚卡腰帮（二）人工挖掘施工：1、架棚支护：交接班安全检查(顶底板、两帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)人工挖掘(先挖棚梁部分)安全检查(顶底板、两帮、

7、瓦斯、工程质量、探头位置等)临时支护(挪移前探梁)、上棚梁、背顶人工挖掘(挖剩余部分及出货)栽棚腿、上棚卡腰背。2、锚梁网支护：交接班安全检查(顶底板、两帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)综掘机切割(出货)人工刷扩(出货)安全检查(顶底板、两帮、瓦斯、工程质量、探头位置等)临时支护(顶部联网上钢带、打点柱)出货永久支护。(三)放炮施工：交接班安全检查(检查顶板、两帮、迎面墙、瓦斯、工程质量、探头位置等)打眼装药、放炮验炮综掘机切割出货安全检查(检查顶板、两帮、迎面墙、瓦斯、工程质量、探头位置等)临时支护出货永久支护。三、循环作业方式1、巷道主体（1）锚梁网支护：顶帮及迎头山墙稳定时，采取一掘二排

8、，循环进尺1.6 m，顶板最大控顶距1.9m；当顶板异常或煤体松软易片但仍可采用锚梁网支护时，执行一掘一排，循环进尺0.8m，最大控顶距1.1m。（2）、架棚支护：顶板及迎头山墙稳定，采取一掘二架时，棚距0.6m，循环进尺1.2m，最大控顶距为1.5m；采取一掘一架时，当顶板及迎头山墙稳定，棚距0.6m，棚梁最大控顶距1.1m，棚腿及肩窝最大控顶距1.3m；当顶板破碎、煤层松软时，严格执行一掘一架，棚距0.6m，循环进尺0.6m，棚梁最大控顶距为0.9m，棚腿及肩窝最大控顶距1.3m。2、信号硐室施工一掘一架，循环进尺0.6m，最大控顶距1.1m，最小控顶距为0.3m。四、综掘机切割方法及注意

9、事项1、为防止切割时瞬间瓦斯超限，必须由巷道顶板向巷道底板切割，如图(一);顶板较破碎时，应分次切割，即先切割巷道顶部，梁窝切割出后立即架好前探梁，护好顶后再向下切割，如图(二)。图(一) 图(二)2、为确保工程质量，班前综掘机司机应认真对照当月地质预报等资料学习掌握掘进断面的煤岩分布及其层理结构情况。第四章 巷道支护施工一、临时支护及超前支护1、临时支护1）、临时支护方式：（1）、锚梁网支护：采用两根优质木点柱(不小于200mm)或轻型单体(型号为DWB(3150)-30/100）打在顶部钢带下面作为临时支护 (打设临时支护要避开锚杆眼位置)。（2）、架棚支护：采用两根L=4.0m矿用11#

10、工字钢前探梁+棚梁及笆片作为顶板临时支护，每根前探梁采用三个24mm的圆钢挂钩固定在棚梁上，挂钩间距均匀，前探梁吊挂位置与巷道中线距离为0.60.8m，另外斜巷段施工时，前探梁尾端必须用双股12#铁丝或6.3mm钢丝绳系牢带紧，防止前探梁下滑。2）、临时支护施工工艺（1）锚梁网支护：综掘机掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具（不小于2.5米）将浮矸活石找尽，然后及时挂网上钢带，钢带调整好位置后将木点柱（不小于200mm）或轻型单体（型号为DWB(3150)-30/100）打在顶部钢带下面作为临时支护。（2）架棚支护：综掘机掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，开始进行

11、临时支护：先将前探梁伸至迎头，前探梁与棚梁没接实处用木楔刹紧，使其吊挂稳固可靠，然后及时将棚梁放在前探梁上，并迅速将棚梁笆片背齐。3）、临时支护平剖面图1）平面图2）剖面图4）、临时支护的质量要求1）锚梁网巷道木点柱应垂直于顶底板并避开锚杆眼或顶板不平的位置，如果必须打在顶板不平处，应顺势将钢带顶弯并使其贴顶。打单体支柱时要做到：（1）单体支柱应垂直于顶底板并避开锚杆眼或顶板不平的位置进行支护；（2）支柱必须完好，不漏液，出液口必须对准煤壁，严禁对准作业人员；（3）支柱必须支设在实底上，底必须找平，保证一定的柱窝，底软时必须穿鞋，必须保证支柱打上劲，其初撑力不得低于32KN。2）架棚巷道使用吊

12、挂式前探梁作临时支护时，吊挂点不少于三处，两吊挂点之间间距不小于1.21.8米，前探梁与棚梁之间必须用木楔刹实打上劲。2、超前支护：(1)锚梁网巷道顶板破碎易掉时，可打适当密度的超前护顶锚杆(202500mm)护顶，施工时一人操作一人监护(施工人员应在有支护的安全地点作业)，快速操作。(2)架棚巷道顶板破碎或留煤顶时，采取打撞楔超前控制顶板，然后开始切割，撞楔间距250mm，外露不超过700mm，撞楔布置范围：两肩窝大卡缆向上拱形段。一种撞楔采用风锤钎子加工，尾端用18mm的钢筋焊一半圆形的绳扣，以方便撞楔的回收；另一种撞楔采用30mm的圆钢加工，撞楔前端为楔形，尾端折弯成90，折弯长度200

13、mm，以方便撞楔的回收。现场备料时，18mm*2000mm(含折弯部分)的撞楔备50根，30mm*3000mm(含折弯部分)的撞楔备50根，2寸*2000mm的圆钢撞楔40根，每3棚循环使用。二、永久支护一）锚梁网支护：（一）支护参数：1、锚杆：(1)顶板采用202500mm的MnSi左旋螺纹钢锚杆，每排布置7根，锚杆间排距750800mm。(2)帮部西一西二13-1煤层回风联巷与西二13-1上山采区专用煤层回风巷交岔点处采用181800mm的玻璃钢锚杆，间排距1000800mm；西二13-1上山采区专用回风巷(下段)与 1415(3)运顺外段交岔点处，拨门处采用181800mm的玻璃钢锚杆支

14、护，其余处采用202500mm的MnSi左旋螺纹钢锚杆支护。2、钢带：顶板每排布置1根48001905mm的M5型钢带。3、锚索：采用226300mm的钢绞线，布置方式为：“3-3”布置，锚索用OVM22-1锁具固定在T型钢梁或14#槽钢梁上(L=2600mm)。4、金属网：采用12#镀锌铁丝机械编织菱形网，顶部网规格52001000mm，帮部网规格34001000mm。网片间压茬100mm，每隔200mm用双股18#镀锌铁丝绑扎一道。5、锚固剂：采用Z2360型树脂药卷，顶板锚杆2支/眼，帮部玻璃钢锚杆1 支/眼，锚索3支/眼。（二）施工工艺1、施工机具1）顶部锚杆、锚索眼施工及锚杆(索)安

15、装:采用MQT-120型气动式单腿锚杆机配锚杆钻头施工，顶部锚杆采用28mm的钻头，锚索采用32mm的钻头。2）帮部锚杆眼施工及锚杆安装:采用ZQS-50型手持式风动钻机配28mm钻头。3）锚杆预紧:采用锚杆机(顶部)或AQS-90/10.5j2风动扳手(顶、帮部)进行。4）锚索张拉:采用综掘机液压系统或风动锚索张拉仪、手动锚索张拉仪进行张拉。2、锚杆施工工艺1）接班准备：进行安全检查、设备检查与维护、材料准备；2）掘进落煤、出煤：综掘机割煤、装煤；3）锚杆施工：铺网并按中线上M型钢带,用单体支柱临时支护好（单体必须打上劲，其初撑力不得低于3.2t），根据设计锚杆眼的深度，按M型钢带的眼位用锚

16、杆机由巷道中间向两帮打锚杆眼，用组装好的锚杆将两卷Z2360树脂药卷送入锚杆眼内，用锚杆机带动锚杆搅拌30秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），2分钟后用锚杆机拧紧螺母直至垫片变形为止,接着按照钢带眼位打其它眼孔完成顶部锚杆的全部安装。帮部锚杆采用手持式风动钻机及风动扳手施工，与顶部锚杆平行作业，用同样的方法完成帮部锚杆安装。安装锚杆后用预紧力扳手对所有安装好的锚杆进行二次紧固。3、锚索施工工艺按照设计眼位，用单体锚杆钻机和组合钎套按设计的孔深打眼，清孔，向眼内装入3卷Z2360树脂药卷，将锚索送入眼底，用锚杆机卡紧锚索的另一端旋转钻机带动锚索搅拌眼内药卷45秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒

17、），卸下钻机。半小时后上槽钢或T型钢梁及锁具，最后张拉锚索，锚索安装预紧力为90KN。（三）锚梁网支护技术质量要求1、巷道净宽：中线至任一帮距离允许误差0+150mm；2、巷道净高：无腰线测全高允许误差0300mm；3、锚梁网支护专项技术质量要求：1）锚杆间排距必须符合设计要求，误差不超过100mm；锚杆应垂直岩层面（特殊情况下施工困难时角度不得小于75）,锚杆（索）盖板必须紧贴岩面；2）顶部锚杆眼深2450mm，帮部螺纹钢锚杆眼深1950mm，眼深允许误差为50mm（0+50mm）；锚杆外露部分不小于15mm，不大于50mm；3）锚杆初次预紧力为：顶部锚杆扭矩力不小于140 N.m，帮部锚杆

18、螺母扭矩力不小于60N.m，帮部玻璃钢锚杆扭矩力不得小于60N.m；人工使用长把工具、锚杆机或风炮对锚杆二次紧固后，顶板锚杆螺母扭矩力不得小于180N.m，帮部锚杆螺母扭矩不小于100N.m，帮部玻璃钢锚杆扭矩力不得小于60N.m；顶部锚杆锚固力不小于120KN，帮部螺纹钢锚杆锚固力不小于60KN，玻璃钢锚杆锚固力不小于30KN；4）顶部钢带吊斜不得超过100mm；5）锚索：锚索垂直于顶板打(安装角度允许偏差2),眼深6000mm，眼深允许误差为50mm；安装完后托盘或T型钢梁紧贴顶板，锚索外露距顶板300mm，允许误差30mm；锚索安装预紧力不小于90KN,锚索锚固力不小于350KN；6）菱

19、形网必须用专用联网钩连接，双股18铁丝间隔200mm绑扎一道，菱形网搭接宽度100mm；7）对于片帮宽度超过300mm以上的，必须在顶板补打锚杆（索）加强支护，其中顶板岩性较好且比较完好时，补打点锚杆，顶板岩性较差顶板破碎时，补打走向槽钢组合锚索；8）顶板永久支护及时跟至迎头。帮部第一、二排（从上往下）钢带滞后顶部支护不超过2排，第三、四排、五排（从上往下）滞后上部锚杆（不超过4排）,如煤壁松软易片，帮部支护紧跟迎头，以减少暴露距离及时间。9）锚索施工时要求严格按照措施规定的时间及时安装和张拉，不得超时安装和延期张拉；10）严格按照设计断面形状施工，超欠挖小于250mm。二）架棚支护（一）支护

20、要求棚距600mm。棚梁及棚腿搭接长度为500mm，柱窝深度200mm，每棚4道拉条（L=1500mm，一拉三），每棚卡缆4副。采用钢筋网腰帮背顶，钢筋网规格为700510mm(横筋10mm，纵筋6.5mm)。（二）施工工艺综掘机掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，开始进行临时支护：先将前探梁伸至迎头，前探梁与棚梁没接实处用木楔刹紧，使其吊挂稳固可靠，然后及时将棚梁放在前探梁上，并迅速将棚梁笆片背齐。将顶临时支护好以后，开始上拱部两组拉条，接着调整棚梁的中线、淋肩以及吊斜(跟腰线施工时班组长还应负责在固定前探梁时即调整好坡度，看好腰线)。然后顶部作业人员用煤块或矸石填顶(

21、如果掉顶严重还应用阻燃性材料盘垛接顶)，两帮人员开始挖腿窝、栽棚腿（挖腿窝前必须对两帮及迎头煤壁再次检查一遍，确认安全后方可开始作业），棚腿栽好后上好帮部两组拉条，然后用钢筋笆片腰帮，并用煤块或矸石填实帮部。最后将余货出尽。（三）29U型棚支护技术质量要求1、 巷道净宽：中线至任一帮距离允许误差0+100mm；2、 巷道净高：巷道无腰线测全高允许误差0200mm；3、 棚距允许误差：100mm；4、 前倾后仰/迎山角：水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于9mm(0.5)；倾斜巷道迎山角允许误差+1，严禁退山；5、 支架不得淋肩，支架梁调斜100mm；6、 梁腿搭接长度允许偏差:-400mm；7

22、、 卡缆位置符合规定，卡缆间距250mm，允许偏差：30mm；8、 棚搭接要严实合缝，螺帽要上紧，卡缆螺栓扭矩设计值为200N.m，现场检测时允许偏差10%；9、 拉条：每棚四组(拱部、帮部各两组)，拱部拉条距上卡缆200mm，帮部拉条距巷道底板1m，拉条位置必须符合规定，并安设成一条直线；10、 腰背：采用钢筋网腰背时，钢筋网必须搭接100mm，钢筋网的挂钩必须放入U棚的U型槽内，18#铁丝每200mm绑扎一道，空帮空顶处用阻燃性材料充填实。11、 柱窝：必须挖至实底，虚底下必须加垫料石，柱窝深度不得小于设计。12、 棚子明暗要一致，不得里出外进，梁腿搭接要严实合缝，严禁喝风亮牙。第五章 施

23、工设备及生产系统一、主要施工设备1、掘、通设备一览表设备名称型 号数量(用+备)用 途综掘机EBZ-2001割煤局扇2BKJNO.6.3(230Kw)2+2供风风煤钻MQB-35J2+1打帮部锚杆眼及安装帮部锚杆锚杆机MQT-1202+1打顶部锚杆(索)眼及安装帮部锚杆手动锚杆拉力计ML-20T1+1检测锚杆拉力风动锚索张拉仪MQ18-200/401+1张拉锚索风动扳手KH-4802+1紧固29U卡缆螺帽、帮部锚杆螺帽2、运输、排水设备一览表设备名称型 号数 量用 途皮带机SSJ-800/240KW2出煤无极绳绞车75kw1提料风泵1+1排水电泵7.5Kw1+1排水二、主要生产系统：1、出煤路

24、线迎头西一西二13-1煤层回风联巷西翼13-1煤层回风巷西翼胶带机大巷主井地面2、进料路线地面料场副井副井井底车场绕道西翼轨道石门西翼轨道大巷1219(3)运顺提料巷西翼13-1煤层回风巷西一西二13-1煤层回风联巷迎头3、防尘供水系统地面水池副井副井北绕道西翼13-1轨道大巷主干管1219(3)运顺提料巷西翼13-1煤层回风巷西一西二13-1煤层回风联巷迎头4、压风系统地面压风机房副井副井北绕道西翼13-1轨道大巷主干管1219(3)运顺提料巷西翼13-1煤层回风巷西一西二13-1煤层回风联巷迎头5、排水系统迎头西一西二13-1煤层回风联巷西翼13-1煤层回风巷1219(3)运顺提料巷西翼轨

25、道大巷井底车场水仓地面6、通风系统：6.1.通风系统图：详见附图6.2.通风线路1)新风：新风：地面副井副井井底车场绕道西翼轨道石门西翼轨道大巷1219(3)运顺提料巷（局扇）西翼13-1煤层回风巷西一西二13-1煤层回风联巷迎头2)乏风：迎头西一西二13-1煤层回风联巷西翼13-1煤层回风巷西翼回风大巷（一）中央风井地面6.3.风量计算及风机选型风量计算按瓦斯绝对涌出量、工作面工作最多人数及风速进行验算，取其最大值。1）风量计算(1)按瓦斯绝对涌出量计算：Qh=q*k/c=21.5/0.8%=375m3/min式中，Qh-掘进工作面需要风量，m3/min；q-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取q

26、2m3/min；k-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；c-回风流中允许瓦斯浓度，取0.8%。；(2)按工作面工作最多人数计算：Qh=4nh=440=160m3/min式中，Qh -掘进工作面需要风量，m3/min； nh -指工作面同时工作最多人数，取40人；(3)按炸药量计算:Q=7.8(（AS2L2/P2）1/3)/t=7.8(32.118.4723002/1.0782) 1/3)/30246.11m3/min式中，A-同时爆破炸药量，32.1kg。 S-巷道最大净断面，18.47m2； L-巷道排烟长度，300m； P-进出风量比，1.078； t-爆破后的排烟时间，30分钟。按风

27、速验算：(4)按风速验算：、按最低风速进行验算：Qmin=15Sh=1518.47=277.05m3/min式中，Sh掘进工作面的最大净断面积，取18.47m2；、按最高风速进行验算：Qmax=240Sh=24016.31=3914.4m3/min式中，Sh掘进工作面的最小净断面积，取16.31m2；根据以上计算,Qh=375 m3/min,满足要求。2）局扇选型(1)局扇风量计算P=1/(1-L/100)=1/(1-1.3%2300/100)1.43Qf= Qh/2*P =562.5/21.43402.2m3/min式中，Qf-局扇风量；L-本巷道最大通风距离为500m;P风筒的进出口风量比

28、;百米漏风率（根据实测，节长10m、直径800mm风筒的百米漏风率为1.3%）(2)局扇风压计算R=R100L/100=8.34500/100=41.7Ns2/m8hv=(Qh/2)2/(2S2)=1.2*(375/2/60)2/(2*0.5022)23.25PaHt=RQf(Qh/2)+ hv=41.7*(402.2/60)*(375/2/60)+23.25896.8Pa式中，Ht局扇的全压，Pa；R风筒内部风阻，Ns2/m8R100百米风阻(根据实测，直径800mm的风筒百米风阻为8.34Ns2/m8)； Qf局扇工作风量，m3/s；Qh掘进工作面需风量，m3/s； hv风筒出口动压，Pa

29、；空气密度，取1.2Kg/m3；S风筒断面积(800mm的风筒断面为0.502m2)，m2根据以上计算，本掘进工作面掘进，选用 2台230Kw局扇和直径800mm胶质风筒向迎头供风，可满足风量需要（2BKJNO.6.3型局扇：功率230Kw、风量260630 m3/min，全压3606300 Pa）同时设2台230Kw局扇备用。备用局扇必须保证热备用且主局与备局要实行自动切换。7、监控系统:详见监控系统图8、供电系统:详见供电系统图第六章 循环组织及主要技术经济指标一、劳动组织1、工作制度：“三八”制2、劳动组织：详见下表工 种出 勤 人 数在册人数备 注一二三合计跟班队长11133包括检查人员每班最多可达40人班长11133综掘机司机11134掘支工1010103021辅助工111315跟班机电工22268胶带机司机22298局扇司机11134机电检工修工162020标准化/打料工51452018总计243340103106