XX煤矿7#层880集中回风巷作业规程

XX煤矿7 #层880集中回风巷作业规程XX煤矿7#层880集中回风巷作业规程

作业规程

工作面名称：7#层880集中回风巷

施工队组：开拓队

总工程师：刘振雄

生产矿长：高建党

施工负责人：周保国

编制人：徐新伟李云峰马世杰

批准日期：2012年1月17日

执行日期：按实际掘进进度执行

会审单位及人员签字盖章

总工程师：年月日生产矿长：年月日

安全矿长：年月日机电矿长：年月日

开拓副总：年月日机电副总：年月日

通风副总：年月日安全副总：年月日

生产部长：年月日采煤副总：年月日

技术部长：年月日主管主任：年月日

安监部长：年月日通风部长：年月日

地测部长：年月日机电部长：年月日

电气队长：年月日施工负责人：年月日

7#层880集中回风巷规程会审意见

时间：2012年1月17日

1、开口在漏煤眼施工时，要在漏煤眼上提前架设好道木，防止人员坠落事件发生。

2、放炮时要对巷道周围的管道、线路进行遮挡，防止放炮时对其造成损坏。

3、在运送物料时，严格执行“行人不行车，行车不行人”。

4、严格执行探放水制度。

5、所掘巷道在与原来回风巷实现贯通时，要提前与通风部取得联系，防止造成风流短路。

6、严格执行光面爆破，保证巷道的成型。

7、开工前要严格执行“四位一体”开工检查制度。

目录

第一章概况4

第一节概况4

第二节编写依据4

第二章地面相对位置及地质水文情况5

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况5

第二节煤(岩)层赋存特征5

第三节地质构造6

第四节水文地质6

第三章巷道布置及支护说明7 第一节巷道布置7

第二节矿压观察7

第三节支护设计8

第四节支护工艺9

第四章施工工艺11

第一节施工方法11

第二节凿岩方式11

第三节爆破作业12

第四节装载与运输14

第五节设备及工具配备15

第五章生产系统16

第一节通风16

第二节压风19

第三节瓦斯防治24

第四节综合防尘24

第五节防灭火24

第六节安全监控24

第七节供电25

第八节供水、排水34

第[换行]九节运输35

第十节照明、信号、通信35

第六章劳动组织与主要技术经济指标36 第一节劳动组织36

第二节循环作业37

第三节主要技术经济指标37

第七章安全技术措施38

第一节一通三防38

第二节顶板43

第三节爆破43

第四节防治水47

第五节机电50

第六节运输52

第七节其它53

第八章灾害应急措施及避灾路线58

第一节避灾原则58

第二节避灾路线60

附：

作业规程学习和考试记录

作业规程复审记录

作业规程贯彻记录

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

巷道名称为7#层880集中回风巷。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为开拓303盘区以及北部所有煤田，满足7#层各采煤工作面回采时的回风需要。

三、巷道设计长度及施工顺序

巷道施工长度：7#层880集中回风巷待完成的部分由开拓队负责施工。

施工顺序：由7#—11#层漏煤眼西帮测开口垂直于880集中皮带巷掘进30米，然后以方位角345°向原回风巷方向掘进81.5米，与原回风巷实现贯通。(贯通要提前通知通风部)

第二节编写依据

7#层880集中回风巷掘进作业规程是根据本矿地测科提供的7#层采掘工程平面图和地质资料说明书及2011年新版《煤矿安全规程》的有关规定来设计编写的。

第三节地质构造

本工作面所掘为侏罗系中统大同组的下部岩层。从钻孔资料分析，

层间距70米左右。根掘溜煤眼周围所打的钻孔推断：从7#层底板起，主要为：灰色细砂岩、粉砂岩、中砂岩，以及砂质泥岩。细砂岩的成份以石英为主，长石次之，大量暗色矿物，胶结坚硬;粉砂岩灰黑色，泥质胶结;中砂岩灰色，成份以石英为主，长石次之，含暗色矿物及炭质班点;粗砂岩灰白色，成份以石英为主，长石次之，少量暗色矿物，含少量云母碎片;砂质泥岩深灰色，断口较平整，含植物碎屑。

第四节水文地质

本工作面水文地质条件简单，上覆岩层含水系数小，含水性弱，正常涌水量较小。该溜煤眼从7-1#煤层煤层底板所掘，从区域水文地质情况看，该煤层最高标高低于富含水性的寒武系地层，部分地段有承压水，煤层含水量丰富。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、开口位置：

由7#—11#层漏煤眼西帮侧开口垂直于880集中皮带巷掘进30米，然后以方位角345°向原回风巷方向掘进81.5米，与原回风巷实现贯通。(贯通要提前通知通风部)该段巷道采用起底掘进。

2、巷道规格：

巷道规格为宽×高=3.5×2.5m

第二节矿压观测

1、观测对象：观测所掘巷道的锚杆、锚索支护与巷道围岩相互作

用的关系，以及所掘巷道的顶板和两帮，为确定支护参数，选择合理支护方式提供依据。

2、观测内容：观测所掘巷道中锚杆的锚固力，锚索的预紧力以及锚杆、锚索的安装质量。观测顶板离层监测仪对顶板变形的监测读数。

3、观测方法：

在施工巷道中每[换行]30米选取一根锚杆，用专门张拉设备做锚固力试验，观测其锚固力是否在设定值的90%以上，达到就合格;在试验中要有安全防护措施，试验完毕要挂牌明示。在做试验时锚杆要隔行选取，不能只选取同行同排的。

在施工巷道中每30米选取一根锚索进行预紧力张拉测试，观测其预紧力是否在设计值的90%以上，达到就合格。

4、数据处理：把测得的数据列表比较分析，从而推测顶板稳定情况。

第三节支护设计

依据巷道围岩性质和邻近工作面矿压资料，采用锚杆、锚索支护作为永久支护，能极大程度地起到悬吊、组合梁，加固拱和围岩补强作用，是一种积极防御的支护方法。故所掘巷道确定采用锚杆、锚索支护作为永久支护，丝杠式前探钢梁作为临时支护。

880集中回风巷道为3.5米宽，使用3米长的钢筋带，钢筋带用4根锚杆锚固，两边锚杆分别以不大于25度锚入两边岩层，中部2根锚杆为垂直锚入，托板使用150mm×150mm宽的碟形托板。在顶板破碎

地段要视情况加大支护密度。每隔三排锚杆布置一对锚索，锚索长6m，间距为1.5米，托板使用300mm×300mm宽的碟形托板。(后附巷道断面图、支护平面图、支护剖面图。)

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0.3米;L2-锚杆外露长度取0.15米，K-安全系数取2;H-软岩层厚度取0.5米

L=2×0.5+0.3+0.15=1.45米

(2)锚杆直径计算

根据公式D=1/110L，D为锚杆直径，L为锚杆长度，

得：D=1/(110×1.45)=13mm

(3)锚杆间距计算

通常按间距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。D2=Q/KHr式中：D-锚杆间距，Q-锚杆锚固力取5吨，r-被悬吊岩石容重取2.5T/m?;，K-安全系数取2，H-软岩层厚度取0.5米。代入得：D=1.4米

(4)根据以上理论计算，锚杆长度为1.45米，直径为13mm，间距为1.4米，在实际施工中，考虑到顶板较破碎选取直径为20mm，长度为2.2米的锚杆。

2、锚索参数计算

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，用悬吊理论计算锚索长度：

L=L1+L2+L3式中：L1—锚索外露长度，取0.25米;L2—锚索有效长度，即巷道顶板潜在破坏范围，取2米;L3—锚索锚固长度，取1.2米。计算得：L=0.25+2+1.2=3.45米

在实际施工中，为了提高安全性，锚索长度取6米，采用锚索钢筋带进行支护。

3、支护布置方式

(1)临时支护的布置要求

工作面采用4米长的10#槽钢配丝杠前探梁作为临时支护，前探梁固定在锚杆上，随着工作面的前进及时平行前移到工作面端头，并用钢板垫片与顶板刹紧。

(2)永久支护的布置形式

最大与最小支护距：锚杆支护距掘进面的最大距离不超过2.9米即一个循环进度加最小控顶距(本掘进工作面循环进度为1.5米)，最小距离为一个永久支护的最短距离1米，锚索支护距掘进面的最大距离不超过一个支护间距。

第四节支护工艺

1、永久支护的材料、规格：

(1)锚杆：材料为直径20mm，长度为2200mm的螺纹钢。

(2)钢筋带：规格为长3000mm、宽86mm，中孔直径20mm。

(3)树脂：型号为MSK—23-600，直径23mm，长度600mm。

(4)锚索材料：直径为18mm，长度为6000mm的钢绞线并配套钢板和专用锁具。

2、永久支护的工艺要求：

锚杆支护工艺：锚杆支护作业，必须在前探梁掩护下进行，要掌握好眼深尺寸，锚杆间距。钻孔钻好后，将树脂药卷用锚杆顶入钻孔内到位后，立即开启钻机边搅拌边顶入到眼底，搅拌时间约30秒，凝固10分钟后，将托板单垫片双螺母先后安上，并用专用力矩扳手把螺母拧紧，预紧力矩不低于120NM，螺母下锚杆外露长度在20-50mm之间。每根锚杆使用一卷树脂锚固剂，锚固长度不低于0.6米，在较高的地段安混凝土托板时，要站在高凳上，一人扶凳一人站在凳上安设，还需要一人站在底下用长杠顶住托板，以防掉下伤人。

锚索支护工艺：在沿巷道中线两侧定好眼位，钻好眼后，开始用锚索将树脂锚固剂按凝胶速度先快后慢的顺序依次放置到钻孔中，然后开启钻机边搅拌边顶入到眼底，转速不要太快，以防甩开伤人，搅拌30秒停机，等10分钟以后，方可将钢板及专用锁具先后套入锚索末端，然后套上张拉千斤进行张拉，把锚索锚固。当拉力达到21-23Mpa 以上时，即可取下张拉千斤，锚锁完毕。锚索外露长度在250-300mm 之间，每根锚索使用两卷树脂锚固剂，锚固长度不低于1.2米。

3、临时支护材料规格：前探梁为4米长的10#槽钢共3根，使用丝杠式前探梁。刹顶钢板规格：长0.9米、宽0.1米，在特殊地段应视探梁距顶板的距离选用相应厚度的刹顶钢板。

4、临时支护工艺要求：

工作面每向前掘一茬炮，前探梁及时前移到工作面端头，丝杠必须与锚杆拧紧，固定牢靠，刹顶钢板必须用前探梁与顶板背紧。

5、支护质量要求：[换行]锚杆支护距工作面最大距离不超过 2.9米(本掘进工作面循环进度为1.5米)，最小距离为一个永久支护的最短距离1米,锚杆安装要成直线，横成排竖成行，间距误差不超过±10cm，安装角度大于75度，托板紧贴岩面，长边垂直煤壁，当顶板凹凸不平，有未接触部位必须楔紧，单垫片，双螺母齐全，牢固可靠，螺母下锚杆外露长度在20-50mm之间，承载力不小于5吨(14Mpa)。对螺母的预紧力矩不低于120N*M。

锚索支护，钢筋带紧贴岩面，预紧力不小于8吨(22Mpa)，锚索外露长度在250-300mm之间。

严禁使用露筋托板和失效的树脂锚固剂，严禁混用不同厂家生产的支护材料。

掩护前探梁要紧跟工作面，并按规定刹好顶，打锚杆作业必须在临时支护掩护下进行。

第四章施工工艺

第一节施工方法

本巷道采用打眼爆破，掘进支护平行作业，一次成巷的方式来进行施工。工作面每掘一茬炮，先前移掩护探梁到工作面端头，保证空顶距为零,并用撬棍将零皮、马棚等处理掉，确认安全无误后，用楔子

刹顶木将探梁与顶板刹紧背牢，然后在探梁掩护下作业，按规定打好锚杆，之后依此，循环作业向前掘进。在打锚杆眼时，探梁不能同时后退，要后退一根打一根，并及时安装锚杆，直至锚杆支护距工作面的距离小于一个支护间距。然后方可打下一根探梁的。在每一根探梁所对应的锚杆安装完毕后,要及时将丝钢取下前移到相应的锚杆末端拧紧固定牢,并将探梁移到端头,刹好顶。两个丝钢不能同时取下,要迈步交替前移。

第二节凿岩方式

巷道掘进采用架柱式支撑气动手持式钻机及气动支腿式帮锚杆钻机。

施工设备与供电情况表

第三节爆破作业

1、掏槽方式为楔形掏槽。

2、爆破材料：爆破使用二级乳化炸药，使用药卷规格：Φ35mm-200g/L190mm;雷管使用瞬发雷管，用FD-200D型发爆器引爆。

3、装药结构：正向装药结构。

1)炮眼中煤(岩)粉，杂物必须清理干净;

2)炮眼中有水必须加防水套;3)装药时，药卷的聚能穴朝里;

4)煤眼中的炸药炮土必须接触严实，但不能用力捅，以免捅破药卷发生拒爆;

5)联炮未放前雷管的脚线必须扭结成短路。装药结构示意图见附图。

4、爆破方法：

严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求进行打眼、装药、定炮，定炮严格使用水炮泥，封泥符合《煤矿安全规程》中要求，一次定炮必须一次起爆，严禁一次定炮分次起爆。

一、打眼放炮

1、掘进打眼采用气动手持式帮锚杆钻机，放炮使用FD-200D型放炮器启动，炸药使用二级乳化炸药，雷管使用瞬发电雷管进行爆破。工作方式采用三八制，每循环进度1.5米。

2、炮眼布置三视图及正向装药结构示意图

第四节装载与运输

工作面采用耙岩机装煤，刮板输送机运煤，工作面的煤由耙岩机耙上刮板输送机，再由刮板输送机与7#—11#层漏煤眼架接，由漏煤眼漏至11#层集中皮带运至煤仓。巷道每拉一茬炮，岩机耙一次煤。每往前掘进2米，接一节刮板运输机溜槽。工作面物料通过下料队运送到7#—11#层漏煤眼口，再由人工运送到工作面，详见运输系统示意图装岩设备的选择：

采用P-60B装岩机，斗容0.6m?;，理论生产能力70-105m?;/h。

第五章生产系统

第一节通风

通风方式及供风距离

工作面采用压入式局扇通风，供风距离为100米。

二、风筒的吊挂质量要求

1、使用阻燃风筒，采用反边接法，如有破口漏风，应及时修补，损坏严重的要及时更换，工作面常有一根同规格型号的备用风筒。

2、风筒要吊挂在巷道上方一侧的顶角处，要做到逢环必挂，缺环必补，挂平挂直，拐弯处要设弯头。

风筒出口距工作面迎头不大于10米，迎头风筒不得落地，也不得随意拆开风筒接头。

三、风量计算

1、按瓦斯绝对涌出量计算

Qhf=100×qhg×Khg=100×0.22×2.5=55m3/min

式中：

qhg-----掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min

Khg-----掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，但取值不能小于2.5。

100-----按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过[换行]1%的换算系数。

2、按照二氧化碳涌出量计算

Qhf=67×qhc×khc

式中：

QhC-----掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min;

Khg-----掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，但取值不能小于2.5。

67----按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

3、按炸药量计算

Qhf≥25Ahf=25×6=150m3/min

式中：

Ahf-----掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，Kg。

4、按工作人员数量计算

Qhf≥4Nhf=4×20=80m3/min

式中：

Nhf-----掘进工作面同时工作的最多人数，人。

5、按局部通风机实际吸风量计算：

工作面中使用2×15KW风机：

单开吸风量取230m3/min，双开取370m3/min。

Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=230+3.5×2.5×0.25×60=361.25m3/min。

式中:

Qaf----局部通风机实际吸风量，m3/min。

I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数;

0.25---有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s;

Shd---局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。

6、按风速验算

(1)验算最小风量

Qaf≥60×0.25Shf=60×0.25×3.5×2.5=131.25m3/min

(2)验算最大风量

Qaf≤60×4.0Shf=60×4.0×3.5×2.5=2100m3/min

Shf----掘进工作面巷道的净断面积，m2。

根据以上验算，确定工作面所需风量为362m3/min，符合规定。

7、确定工作面风量：

根据以上计算，确定工作面所需风量362m3/min

工作面风速为：V=361.25÷(3.5×2.5×60)=0.69m/s

8、停掘供风工作面实际需要风量，与掘进工作面正常掘进期间实际需要风量相同。

五、局扇选型及安装地点

因本工作面采用压入式通风，为确保工作面风量

选择BDSF-2×15KW的风机供风。并且必须装备双风机双电源及自动切换装置。备用风机同分岔风筒口要连接可靠，符合煤矿安全规程的规定。

局扇同起动装置必须安设在进风巷中，且距回风口处离不小于10米;开关上架，局扇要用托架抬高。风机全风压供风量

Q全=Q吸+VS×60，

其中：Q吸开一级取230m3/min，开二级取370m3/min，V取0.25米/秒;则：

Q1全=230+0.25×60×2.5×3.5=361.25m3/min。

Q2全=370+0.25×60×2.5×3.5=501.25m3/min

所以风机全风压处供风量开一级时不小于362m3/min。开二级时不小于502m3/min。

六、通风系统示意图见后附图。

第二节压风

7#层880集中回风巷压风是由7#层轨皮联络巷内的压风机用6寸管路输出，再经支管变为2寸管路供给工作面。

一、压风系统工作面使用设备表

二、压风管路平面布置图见(压风系统及排水、供水示意图)

三、工作面的压风管路的管径、材料说明和使用压风的要求。

①管路管径：Ф660mm

②材料：钢管

③使用要求：压风管路是施工时供风的需要，不得随意停风，工作面风压达到6kg/c㎡,整个管路不能出现跑风漏风现象，法兰盘与管子焊接时不能出现沙眼。

压风系[换行]统气动设备安全操作措施：

MQS-50/1.8型气动手持式帮锚杆钻机

1、安装进气，进水管前，钻机各控制手把必须处于关闭状态。

每次连接进气，进水管前应先打开管路上的阀门，将管路内杂质或积水吹除，并将管接头清理干净。

2、钻孔前，先空载运转，检查马达旋转，水阀控制，全部正常后，才能正式投入作业。

3、钻孔前，必须确保顶板与煤帮的稳定，发现零皮偏帮及时处理后进行安全作业。

4、钻孔时，应匀速加大人工推力，避免因人工推力不匀而造成的钻孔速度慢，卡钻，断杆。崩裂钻头刃口等事故。钻孔时，严禁用手握持钻杆。

5、钻机加载和突然停钻时，会出现反扭矩，但均可握持手把，取得平衡。严禁突然加载，在加载时操作者更注意站位，合理把握手把。

本机以压缩空气为动力，使用时，工作气压不得超过0.63Mpa;停机时应可靠地关闭进气阀门，防止回转机构自动开启而造成人员伤亡事故。

6、本机连接的压缩空气软管应符合煤炭行业标准的规定，与本机的连接应牢固，可靠，严防接头突然松脱或软管突然爆裂造成人员伤亡事故。

7、本机回转达转矩较大，反力矩需要人力承担，操作人员在工作