10209回风顺槽掘进作业规程11.docx

1、10209回风顺槽掘进作业规程11编 号：J-2012-02国投大同塔山煤矿掘进工作面作业规程掘进工作面名称：10209回风顺槽编 制： 技术负责人： 区 长： 施工单位： 掘进区二队 编制日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日10209回风顺槽作业规程审批表时间地点主持人审批人员签字单 位签字日期信息中心通 风 区安 监 部生 产 部机电专业组机 运 区通风副总机电副总地质副总安全矿长生产矿长总工程师会审意见：经会审同意按本规程施工，并补充如下会审意见： 1、矿有参加施工的人员必须认真贯彻学习本规程，考试合格后方可上岗作业。2、施工中必须严格执行“敲帮问顶”制度，打注锚杆前必须排净顶帮危岩

2、浮石，打注帮部及顶部靠帮锚杆时，人员不得靠帮作业，防止片帮伤人。3、伪顶厚度大于0.15m或顶板较破碎、过地质构造等情况时，不得单独使用机载前探梁作业临时支护。4、严格遵守“有掘必探，先探后掘”的探放水原则，认真执行探放水专项措施，实现钻孔长短相结合钻探方法，并向职工传达贯彻。5、巷道低洼处及时施工水仓，迎头必须有备用的大功率排水设施，排水管路必须紧跟迎头，永久排水管路距迎头的距离不得大于20m。6、遇顶板破碎、片帮严重或过地质构造时，适当缩小循环进尺，缩小空帮距。目 录第一章 概 况7第一节 概 述7第二节 编写依据7第二章 地面相对位置及地质情况7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况7第

3、二节 煤层赋存特征8第三节 地质构造10第四节 水文地质10第三章 巷道布置及支护说明11第一节 巷道布置12第二节 支护设计12第三节 矿压观测13第四节 支护工艺14第四章 施工工艺20第一节 施工方法20第二节 凿煤（岩）方式21第三节 装载与运输21第四节 管线敷设22第五节 设备及工具配备23第五章 劳动组织及主要技术经济指标25第一节 劳动组织25第二节 循环作业26第三节 主要技术经济指标27第六章 生产系统27第一节 通风系统27第二节 压风系统29第三节 压风自救系统30第四节 防尘系统30第五节 防灭火系统30第六节 安全监控31第七节 供电系统33第八节 供水排水系统35

4、第九节 供水自救系统36第十节 运输系统36第十一节 照明、通信和信号36第七章 灾害应急措施及避灾路线37第一节井下发生灭害事故的应急措施37第二节井下发生灭害事故时，现场人员的行动原则38第三节避灾路线38第八章 安全技术措施39第一节 施工准备39第二节 一通三防管理39第三节 顶板管理44第四节 防治水管理47第五节 机电管理52第六节 运输管理55第七节 掘进机管理57第八节 过断层、地质构造安全技术措施60第九节 混凝土铺底60第十节 喷浆管理60第十一节 防爆装载机使用安全措施61第十二节 其它62附图：10209回风顺槽地质平面图2-1-110209回风顺槽地质剖面图2-2-2

5、10209回风顺槽综合柱状图2-3-310209回风顺槽支护断面图3-1-410209回风顺槽联巷支护断面图3-2-510209回风顺槽辅助运输联巷支护断面图3-3-610209回风顺槽换向硐室支护断面图3-4-7临时支护平剖面图3-5-8永久支护平面图3-6-910209回风顺槽开口大样图4-1-10综掘机截割示意图4-2-1110209回风顺槽管线吊挂示意图4-3-12设备布置示意图4-4-13通风系统示意图6-1-14压风系统示意图6-2-15压风自救系统示意图6-3-16防尘系统示意图6-4-17监测监控系统示意图6-5-18供电系统示意图6-6-19供水、排水系统示意图6-7-20供

6、水自救系统示意图6-8-21运输系统示意图6-9-22照明、通信、信号系统示意图6-10-23避灾路线示意图7-1-24探水钻孔布置示意图8-1-25第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：10209回风顺槽二、巷道掘进目的及巷道用途：巷道掘进目的是为了形成10209工作面通风系统及生产系统，主要用于09综采工作面回风及运料。三、巷道设计长度及服务年限：巷道设计长度：10209回风顺槽1685.626m。巷道的服务年限：10209工作面回采结束四、预计开、竣工时间：自2012年4月05日开工，于2012年9月01日竣工。第二节 编写依据一、根据矿生产部提供的10209工作面施工平、剖、巷道断

7、面图和矿地质测量部提供的10209回风顺槽掘进地质说明书编写。二、地质说明书及批准时间地质说明书的名称为10209回风顺槽掘进地质说明书，批准时间为2011年12月18日。三、煤矿安全规程及煤矿工人技术操作规程。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一水平名称1075m水平采区名称2#煤层1采区地面标高1325m-1480m井下标高1017.5-1031.5m地面的相对位置及建筑物10209回风顺槽对应地面位置为口泉沟支沟官窑沟（井沟和窑沟）附近区域的山坡和沟谷地段,地表为低山丘陵、沟谷、冲沟及黄土台地，山脊基岩裸露,植被稀

8、少，井沟和窑沟沟谷，近东西向穿越本巷道地表，巷道西南部有南郊区官司窑村民宅鸦西公路及雁崖老窑沟运煤铁路支线。井下位置及掘进对地面设施的影响10209回风顺槽东侧隔20m煤柱为10207工作面；巷道南侧是1075回风、胶带、辅运三条大巷；西侧是10211工作面待掘进；北侧隔20m矿界煤柱与同煤白洞煤矿相邻。邻近采区开采情况10209回风顺槽东侧隔20m煤柱为10207工作面（已回采至1200m处）；巷道南侧是1075回风、胶带、辅运三条大巷（已掘进）；西侧是10211工作面（待掘进）；北侧隔20m矿界煤柱为同煤白洞煤矿。走向(m)1685.626倾斜(m)长度(m)1685.6261、层间关系：

9、2#煤层之上248281m为四老沟矿开采的侏罗系大同组14#煤层采空区， 再向上32-37m为侏罗系大同组11#煤层采空区（1949年前旧采空区）。2、瓦斯：根据晋煤瓦发（2011）271号文，关于2010年度瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复：10209工作面瓦斯绝对涌出量为1.16m3/min，相对涌出量为0.211m3/t，本矿井属低瓦斯矿井；二氧化碳绝对涌出量为3.44m3/min，相对涌出量为0.626m3/t。3、煤尘：煤尘有爆炸危险性，爆炸指数为38.45。4、煤的自燃：煤的自燃倾向性等级为级, 属自燃煤层5、地温：根据钻孔资料和通风区日常检测，工作面温度15C-17C。6、

10、地压：从10205（已回采完）、10207（现正在回采中）两个工作面顺槽和切眼压力显现分析，矿压显现不明显，正常。第二节 煤层赋存特征1、煤层结构从10207胶带顺槽揭露的地质资料分析，10209回风顺槽煤层结构较为复杂,煤层中普遍含有两层夹矸,夹矸单层厚度为0.220.54m。岩性为黑褐色高岭质泥岩及炭质泥岩。2、煤层产状10209回风顺槽煤层走向为北东南西,倾向为北西；煤层倾角为23。3、煤层厚度根据10209工作面中部、北部的白19、T1地面勘探钻孔资料综合分析，推断10209回风顺槽中部煤层相对较为稳定，煤层厚度为2.96-3.59m，平均厚度为3.28m。4、煤层稳定性煤层变异系数2

11、.5%,属稳定煤层。5、煤层硬度煤层普氏系数1.21.5，煤层硬度：较硬。6、煤质2#煤层以半亮型煤为主,光亮型、半暗型为辅,具弱玻璃光泽,结构较松散，粘结指数在6189之间，平均71.6，属强粘结煤。煤质化验指标详见下表。煤质指标一览表 表二原煤灰分（）原煤挥发分（）全硫分（）水分（）焦渣特征煤种原煤发热量（MJ/kg）16.4128.5434.660.651.525.0气煤17.0423.817、顶底板岩性特征表 表三顶底板名称岩石名称厚度特征老顶灰色粉砂岩0-7.39m厚层状，水平层理，含少量煤屑，仅东北部赋存灰白色砂砾岩5.50-7.82m仅中西部、东南部赋存深灰色砂质泥岩0-3.15

12、m仅东南部赋存深灰色粉砂岩0.73-2.40m厚层状，水平层理，含少量煤纹，仅北中部赋存灰白色中砂岩1.90-5.10m仅东北部、东南部赋存深灰色砂质泥岩0-1.7m仅东南部赋存煤线0-0.54m仅东南部赋存浅灰色砂质泥岩0-0.12m 仅东南部赋存黑色炭泥岩0-0.23m仅中西部赋存煤线0.21-0.72m全巷道赋存直接顶浅灰色粗砂岩0-1.40m仅东南部赋存白色细砂岩、青灰色粉砂岩0-3.40m仅中西部赋存灰色（或浅灰色）砂质泥岩2.17-3.70m仅东北部、东南部赋存伪顶黑色泥岩0.20-0.35m性脆，破碎后呈棱角状，极易垮落，全区赋存煤煤2.96-3.59m煤层较为稳定底板上部为黑灰

13、色粉砂岩，下部为黑灰色炭质泥岩0.90-1.02m仅中西部赋存灰黑色高岭质泥岩0-5.09m仅东北部、东南部赋存第三节 地质构造1、构造形态10209回风顺槽位于井田西北部, 巷道所在区域呈一单斜构造,煤层有微波状起伏,因2#煤层整体趋势为北东部较低,南东部较高， 巷道底板标高为1017.51031.5m，平均1024.5m。工作面南北高差为14m。煤层盖山厚度为305458m。平均盖山厚度为381.5 m。2、断裂情况10209回风顺槽受区域地质构造影响，煤岩层断裂构造较为发育，煤层顶板在接近断裂带处相对较为破碎。根据10207工作面掘进过程中收集的地质资料分析，预计在10209回风顺槽掘进

14、过程中，会揭露5条正断层，落差0.40m-2.60m（其产状详见下表）预计断层分向工作面内延伸、切割。10215胶带顺槽预计断层揭露位置、产状一览表 表四名称位 置（里程m）走 向（）倾 向（）倾 角（）性 质落 差（m）对回采的影响程度F1回风顺槽2041839350正断层0.7有一定程度的影响F2回风顺槽4431510570正断层0.4有一定程度的影响F3回风顺槽5091210260正断层1.80有较大程度的影响F4回风顺槽58323914960正断层0.55有一定程度的影响F5回风顺槽131219110170正断层2.60有较大程度的影响3、岩浆岩、陷落柱和河流冲刷带等1）根据10207

15、胶带顺槽揭露的地质资料，预计在10209回风顺槽掘进（从1075回风巷右帮算起）935m处揭露一岩浆侵入体（岩墙），宽为1.90m，走向为5，对掘进有一定程度的影响。2）根据10207胶带顺槽揭露的地质资料，预计在10209回风顺槽掘进过程中，不会有陷落柱和河流冲刷带出现。第四节 水文 地质1、奥灰岩溶水根据区域水文地质资料综合分析，奥灰岩水位标高为11401180 m比10209回风顺槽煤层底板（标高为10181031m）高122149m。但结合10205工作面实际回采开采情况及10207工作面掘进过程的实际情况分析、推断对10209工作面巷道掘进不会有影响。2、顶板砂岩裂隙水根据10207

16、回风顺槽掘进时顶板砂岩裂隙水涌出或滴淋的实际情况，预计10209工作面巷道掘进过程中，正常水量13 m3/h，断层处会明显增大，涌水量38m3/h。3、上覆采空区水10209回风顺槽2#煤层之上248m281m为四老沟矿开采的侏罗系大同组14#层煤采空区,再上32 m37 m为侏罗系大同组11#层煤采空区(1949年前旧采空区),由于开采年代久远,积水情况不详,据矿井地质报告资料, 四老沟矿在封闭井下火区时,曾向采空区注入12万m3泥浆水,再由于侏罗系煤层埋藏浅, 采空后易产生大量的地面塌陷及裂隙,使地表水导入采空区,在低洼处形成采空区积水.但2005年2月2006年11月补充6个钻孔,即:T

17、1、T2、T3、T2006-1、T2006-2、水2006-1钻孔中采空区未有积水。另：根据2009年煤炭科学研究总院西安研究院提交塔山煤矿上覆侏罗系煤层采空区积水分布情况探查的成果报告中的结论“侏罗系采空区范围较大，少量积水”，以及安全评估报告中“侏罗系煤层采空区与石炭系2#煤层层间距大，不会对下伏煤层开采产生影响”。附10209回风顺槽地质平面图2-1-1附10209回风顺槽地质剖面图2-2-2附10209回风顺槽综合柱状图2-3-3第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置10209回风顺槽在2#煤层中沿煤层倾向布置，方位为30613。10209回风顺槽起始坐标为X：4425451.67

18、7，Y：545006.596，终止坐标为X：4426869.608，Y：545828.661。10209回风顺槽长1685.626m。1、10209回风顺槽断面为矩形，掘进宽度5000mm，高度3300mm，毛断面面积16.5m2；净宽度4800mm，净高度3100mm，净断面面积14.88m2。沿巷道中部铺底两侧各留400mm宽水沟，铺底宽度4200mm，铺底厚度200mm，砼强度等级为C20。2、10209回风顺槽移变开关硐室断面为矩形，掘进宽度6200mm，高度3300mm，毛断面面积20.46m2；净宽度6000mm，净高度3100mm，净断面面积18.6m2，自10209回风顺槽开口

19、向里870m处施工，掘进长度20m。3、10209回风顺槽移动救生舱硐室断面为矩形，掘进宽度8000mm，高度3300mm，毛断面面积26.4m2；净宽度7800mm，净高度3100mm，净断面面积24.18m2。自10209回风顺槽开口向里分别在90m处、770m施工两个移动救生舱硐室，掘进长度33m。沿硐室里侧用混凝土浇筑设备平台宽2900mm，厚300mm，砼强度等级为C20。4、自10209回风顺槽开口向里41m处施工一大容量水仓，5、自10209回风顺槽开口起每隔200米在煤柱侧施工一个换向硐室，断面形状为矩形，巷道断面为：宽高深= 500033005000，毛断面面积16.5m2,

20、净断面面积15.36m2，换向硐室必须施工在顶板完好，且不处于巷道低洼处。6、水仓布置在煤柱侧施工在巷道低洼处，水仓硐室长度2.7m，深度2.2m，高度同顺槽；水仓水窝深度1m，采用砼浇筑，厚度0.1m，铺底厚度0.1m，砼强度C20，水仓容积4.5m3，水仓外口砌筑挡矸台，高度0.2m，进水口宽度0.2m，深0.2m。附10209回风顺槽支护断面图3-1-4附10209回风顺槽移变开关硐室支护断面图3-2-5附10209回风顺槽移动救生舱硐室支护断面图3-3-6附10209回风顺槽换向硐室支护断面图3-4-7附10209回风顺槽大容量水仓支护断设计图3-5-8第二节 支护设计10209回风顺

21、槽采用锚、网、索支护作为永久支护，采用掘进机机载式前探支架和滑移式前探梁作为临时支护。1）临时支护机组掘进临时支护采用掘进机机载式前探支架，长2.2m，宽1.8m，最大支撑力为1.5T，临时支护最大控顶距为2.2m。支架利用掘进机液压系统为动力源，当掘进机截割完成后，升起临时支架进行临时支护。临时支护在截割前最小控顶距0.2m，截割后最大控顶距2.2m。2）永久支护1、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；L1锚杆锚入稳定岩层深度一般取0.5米；L2锚杆外露长度取0.1米，K安全系数取2；H冒落拱高度巷道宽度（5.2m）/2f岩石普氏系数取4，经计算H

22、取0.65米。L20.650.10.51.9米2)锚杆株距计算:通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHr式中：A锚杆间距，Q锚杆锚固力取7吨，r被悬吊岩石容重取2.5 T / m3，K安全系数取2，H冒落拱高度取0.65米，代入得：A1.46米。根据以上计算，巷道顶部选用直径为22mm，长度为2.4米的等强左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮部选用直径为18mm，长度为1.8米等强度螺纹钢锚杆，顶部锚杆间排距900mm*1000mm，帮部锚杆间排距1000mm*1000mm，可满足支护要求。锚网索支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过1000mm时及时打

23、注锚杆，全断面挂网。2、按悬吊理论计算锚索参数为了加强锚固体的强度，工作面应采用有预应力的锚索来加强支护，1）用悬吊理论计算锚索长度：L=L1+L2+L3式中：L锚索总长度，米；L1锚索外露长度，取0.2米；L2需要悬吊的不稳定岩层厚度取2米；L3锚索锚固长度，LKd1fa/4fc式中：K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取15.24mm；fa钢绞线抗拉强度，合1883.52 N/mm2 ；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2则：L3=1.5米。计算得：L=0.2+2+1.6=3.80米2）锚索株距计算通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHr式中：A锚索间距，Q锚索锚固力取17吨，r被悬吊岩石容重取2.5 T / m3，K安全系数取2，H冒落拱高度取0.65米。代入得：A2.287米根据以上计算，锚索直径15.24mm，选长度5.1米，排距2米，可以满足支护要求。附临时支护平、剖面图3-5-8附永久支护平面图3-6-9第三节 矿压观测1、观测对象：10209回风顺槽。2、观测内容：巷道顶板离层量。3、顶板离层检测仪的布置：施工过程中，选用YHW-300本安型围岩位移测定仪，量程0-300mm，额定工作电流30mA，报警值50mm，所有仪器必须安设在巷宽的中部或交岔