水城县鱼塘煤矿.二采回风.doc

水城县鱼塘煤矿二采区回风斜井掘进作业规程矿 长：技术负责人：生产副矿长：安全副矿长：机电副矿长：施工负责人：编 制 人：编制日期：2013年5月17日目 录第一章 工程概况1第二章 地质说明书4 一、编制依据 4 二、地质构造情况 4 三、水文地质情况 7 四、煤层特征 12 五、顶底板岩性 13 六、煤与瓦斯突出灾害 13第三章 施工方法和作业方式141、 巷道布置142、 井筒巷道断面143、 支护设计16第四章 掘进工艺191、 施工方法192、 爆破作业203、 装载运输214、 管线及轨道敷设215、 设备及工具配备表22第五章 劳动组织及主要技术经济指标表231、 劳动组织232、 循环作业方式233、 主要经济技术指标 24第六章 通风管理251、 通风方式252、 局部通风机安装位置253、 通风系统254、 掘进工作面实际需风量急速及风量验算265、 局部通风机选型和局部通风机风筒的选择276、 局部通风机、风筒的安装、使用遵守以下规定277、 瓦斯管理措施28第七章 主要生产系统291、 运输系统292、 供电系统303、 防尘系统314、 排水系统325、 防灭火系统 336、 防治水系统 34第八章 安全保障系统 361、 监测监控系统362、 人员定位系统373、 紧急避险系统384、 压风系统385、 供水施救系统406、 通讯联络系统41第九章 安全技术组织措施421、 施工准备422、 巷道工程质量管理433、 顶板管理434、 打眼、爆破管理445、 机电管理496、 装运措施527、 防治水管理538、 “一通三防”管理549、 防突管理5610、 责任制度57第十章 避灾路线581、 避灾路线582、 救灾路线583、 避灾、救灾路线示意图58附：二采区回风斜井井筒掘进工作面防突设计会审意见会审时间会审地点参加会审人员主要补充内容审 批 表职 务审批意见时 间矿 长技 术负责人生产副矿长安 全副矿长机 电副矿长会审结果二采区回风斜井掘进作业规程贯彻表学习时间学习地点主持人参加学习人员签字：第1章 工程概况鱼塘煤矿隶属水城县阿戛乡管辖，矿区地理坐标：东经10501061050115，北纬262828262846，行业隶属贵州省水城县煤炭管理局管辖，属于技改扩能矿井。二采区回风斜井口坐标：X=2930092，Y=35502409，Z=+1330.00m。鱼塘煤矿地层位于格目底向斜北翼马场井田中部，构造较复杂。属低中山岩溶侵蚀地貌。总体地形南西高，北东低，煤系地层出露于上伏飞仙关地层与下部玄武岩组成的斜坡地带，小溪发育，以东流入百车河，流量变化迅速，雨季大，旱季小。矿区最低侵蚀基准面为百车河，标高1190米，矿井最低排泄基准面标高1120m，煤炭储量大部分位于基准面之上。降雨是地下水的主要补给来源。根据贵州省水塘县鱼塘煤矿储量核实报告，矿井正常涌水量为60m3/h，最大涌水量Q最大 =200m3/h。1、 巷道名称：二采区回风斜井掘进工作面。2、 设计长度：603m。3、 用途：主要用途为回风及安装瓦斯抽放管。布置于煤层露头附近煤系地层的底板，伪斜穿层布置在上、下煤组中间，井筒标高+1330m，方位角：213，倾角22。井筒净宽3.6m，半圆拱，净断面10.1m2，表土段砼支护掘进断面13.76m2，锚喷段掘进断面11.0m2。4、 相邻采掘关系：巷道南侧为主、副井井口间距：60m。5、 巷道周围无任何开采情况。（井筒巷道的布置和剖面图见附图一和附图二）二采区回风斜井井筒布置图附图一：2井筒巷道剖面图附图二：六、预计开工日期：2013年1月10日，预计竣工日期2013年12月31日，工期355天。64第2章 地质说明书1、 编制依据1、 鱼塘煤矿初步设计说明书贵州创新矿冶工程开发有限责任公司。2、 水城县鱼塘煤矿安全专篇（变更）贵州创新矿冶工程开发有限责任公司。3、 水城县鱼塘煤矿资源储量核实报告。4、 水城县鱼塘煤矿开发利用方案。5、 煤矿安全规程（2011版）。6、 防治煤与瓦斯突出规定2009年8月1日。7、 煤矿防治水规定2009年12月1日。2、 地质构造情况区域所处构造位置，属扬子准地台黔北台隆的六盘水断陷威宁北西向构造变形区，主构造呈北西南东向展布，表现为北西向的褶皱断裂构造，主体构造为格目底向斜。该向斜西起开戛、天生桥一线，东止马场、阿戛，全长约70公里，两翼不对称，北东翼岩层倾角陡，一般在45-85度之间，南西翼倾角较平缓，一般在15-25度之间，组成向斜的地层主要为上二叠统、三叠系和侏罗系，前两者多分布于两翼，后者则常在该部产出。在格目底向斜转折端，北东向断裂及次级褶皱发育。鱼塘煤矿位于格目底向斜南翼东端仰起处。鱼塘煤矿位于马场井田西部F1-56线间，位于格目底向斜南翼东端仰起处，总的属于单斜构造，地层产状倾向170-190度，倾角18-52度左右，一般40度左右。矿界内构造复杂程度中等，无褶皱构造，发育有F1 等 6条断层，断层的性质及对地层、煤层的破坏程度详见表2-1-1。 井田内断层特征表表211井田名称顺序号断层编号位置断层性质断层产状垂直断距（m）延伸长度（m）受影响的煤层或地层备注走向（）倾向（）倾角（）马场井 田1F151线西（井田西边界）正、横SN254-27070-80501000全煤系2F263（2）-65（1）线逆NW-SE214-2267042-962350P3l3、P3L4，C4-C693F11F1-53线之间逆237-258147-16865-6920-62880C52-C694F1252(1)-53线之间正32923920-25480C52-C69.5F1353线附近正307377714-62860C43-C696F14田坝寨以北正315225平错50250C65-C69.鱼塘煤矿矿区地层综合柱状图详见附图三。附图三：3、 水文地质情况鱼塘煤矿位于格目底向斜北翼马场井田中部，构造较复杂，属低中山岩溶侵蚀地貌。总体地形南西高，北东低，煤系地层出露于上伏飞仙关地层与下部玄武岩组成的斜坡地带，小溪发育，以东流入百车河(百车河位于矿界以东北约1km以上，对矿井无影响)，流量变化迅速，雨季大，旱季小。矿区最低侵蚀基准面为百车河，标高1190米，矿井最低排泄基准面标高1120m，煤炭储量大部分位于基准面之上。降雨是地下水的主要补给来源。矿区地表水体不甚发育，仅有几条季节性沟溪和百车河。间有泉点，其中泉点流量随季节变化幅度大，水量主要受大气降水的控制。一）、地下水类型矿区内地下水类型主要为基岩裂隙水，其次为松散岩类孔隙水。二）、含水岩组及其含水特征1、基岩裂隙水含水岩组主要包括三叠系下统永宁镇组（T1yn）、飞仙关组（T1f）和二叠系上统龙潭组（P3l）及峨眉山玄武岩组（p）。2、 松散岩类孔隙水含水岩组：主要为第四系（），为风化残积、坡积物覆盖，低洼处和沟谷中有洪积和冲积物堆积。厚度变化大，022.44米，一般厚48m左右；地下水赋存条件差，枯季一般不含水，局部松散层厚度较大的地带，含少量孔隙水。3、断层破碎带裂隙水含水岩组：根据原地质勘探报告，小断层虽较发育，但其导水性一般都很弱，基本不导水。三）、地下水的补给、径流、排泄条件煤矿内的地下水靠大气降雨补给，大气降雨一部份蒸发回到大气层，另一部份通过岩层层面、裂隙、岩溶管道下渗补给地下水。地下水的流向受岩性、构造的控制，其总体流向为由南西向北东。四）、老窑水文地质特征矿区老窑开采历史较长，以斜井为主，见煤后沿煤层掘进，开采斜长一般4080m。由于井口垮塌、排水困难、通风困难等原因而停采。大部分老窑内部积存着一定的矿坑水。五）、充水因素分析该矿是以大气降水为主的基岩裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。1、大气降水：是矿床充水的主要因素，因此，大气降水对矿床充水有着较大的影响，大气降水一般沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大；2、地表水：对地下水具有一定的补给作用，岩层渗透性好，含水性较弱，地表水与地下水之间可能发生联系，易引起矿床充水；3、地下水：对矿井充水影响较大的地下水，为煤层直接顶板煤系地层含水及间接顶板永宁镇组灰岩含水，它们通过采空塌陷裂隙直接进入矿井，形成矿井涌水；4、老窑积水：当地民间采煤活动历史长，形成的老窑主要以斜井开拓方式开采，各煤层开采情况不明，大气降水极易在老窑及采空区中汇集，形成老窑集水，在矿井开拓中，若沟通老窑，会形成突水；5、构造破碎带：矿区为单斜构造，未发现较大褶曲和断层，但次级褶曲发育，小断层较多，构造破碎带对矿床充水有一定的影响。六）、充水通道1岩石天然节理裂隙矿区内龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙发育，而深部则发育成岩或构造节理、裂隙，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。2人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的通道。3老窑采空区矿区内老窑废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。七）、充水方式由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水补给不强，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为断层、老窑巷道、岩溶管道导水，因此未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部可能发生突水。八）矿井水文地质特点、水患类型及威胁程度分析、可能发生突水的地点和突水量预计1）矿井充水因素矿井充水的主要来源为大气降雨，由于地含水性较弱，补给条件差，随着采空面积的增大，地表产生塌陷后，地表水直接溃入矿井，涌水量明显增大。该矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。（1）老窑充水因素根据调查，矿区内老窑的充水因素主要是龙潭组中的裂隙水，积水量较多。但目前老窑早已关闭。（2）其它充水因素在自然状态下，井田充水因素主要是龙潭组内所含的裂隙水。它通过煤层顶板中的裂隙直接向矿井或采空区充水。由于龙潭组的富水性弱，单位涌水量及渗透系数均极小，故将来矿井涌水量已不会太大。间接充水含水组飞仙关组第一段，在自然状态下对矿井充水影响已是很小的。井田内河流、溪沟虽然发育，且雨季流量较大，但在自然状态下是地下水补给河水，河流、溪沟是地下水的排泄地带，所以河流、溪沟水不是矿床充水的主要因素。井田内小窑虽多，但开采深度不大，其中多数不积水，少数有积水者积水量甚少，故对矿床充水影响不大。井田内发育的龙潭组内断层规模一般不大，其破碎带挤压紧密，富水性很微弱，导水性也较差，故对矿床充水影响不大。2）水患类型及威胁程度造成矿井水害的水源有大气降水、地表水、地下水和老空水。其中地下水按其储水空隙特征又分为孔隙水、裂隙水和岩溶水等。根据水源分类，矿井水害分为：地表水水害、老空水水害、孔隙水水害、裂隙水水害和岩溶水水害等。根据本矿井的具体实际，对其可能形成的水害类型分析如下：（1）大气降水：是主要的充水水源。含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其直接充水强度和降水强度及持续时间有着密切的联系，大气降水对矿井威胁程度较大。（2）老空水：由于该矿之前是由原水城县阿戛乡鱼塘煤矿、杨湾湾煤矿、田坝煤矿和沙坝煤矿合并而成，整合前各煤矿生产能力均为3万t/a，属小煤窑开采。根据2007年12月贵州省地矿局113地质大队提交的贵州省水城县鱼塘煤矿资源储量核实报告，C8煤层在+1400 m标高以上原沙坝煤矿有采空区，采空面积为19860m2；C12煤层在原沙坝煤矿+1380 m标高以上有采空区，采空区面积为38960m2，在原鱼塘煤矿+1220m标高以上有采空区，采空面积106078m2；C18煤层在原田坝煤矿+1238 m标高以上有采空区，采空面积71888m2，在原杨家湾煤矿+1290 m标高以上有采空区，采空面积28488m2，在原鱼塘煤矿+1190 m标高以上有采空区，采空面积109143m2，根据地质报告，其余煤层没有采空区。由于开采历史悠久，老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，导致地表水由裂隙渗入蓄积，矿井浅部开采及采空区下开采时，矿井应重点防范。（3）矿井直接充水层：含煤地层含、隔水层呈间互状，含水性弱，但具一定的承压性，开采时，如不做好排水准备将直接影响矿井生产和安全。煤系和飞仙关组地下水的活动以沿岩层层面运动为主，垂直运动仅在风化带范围内占主要地位。由此，含水带间的水力联系在深部是不明显的，或者不存在水力联系。特别是飞关仙组与煤系间，有一层稳定的卡以头层泥岩相隔，使煤系与其上部各含水组不发生水力联系。（4）断层导水：正断层较逆断层导水性略强，局部地段个别钻孔，矿区内的F1断层位于西边界1号拐点附近，导水影响矿井的全煤系；F2断层位于矿区东北角，导水影响煤层从C4至C69；F11断层位于矿区3号拐点附近，影响C52C69每层浅部；F12断层位于矿区北部，影响C52C69每层浅部；F13和F14断层位于矿区外，对本矿井不影响；受起断层影响，使之构造裂隙极为发育，这些断层的导水性之所以差，与断层上下盘的岩性有很大的关系。由于断层切割的飞仙关及煤系地层是由一套砂、泥岩互层组成，多属柔性岩石，即使受到断层的破坏，仍不会产生较大的张性裂隙，当揭露或接近断层时，会产生较大的裂隙水，因此重点防范，严禁破坏或开采断层保护煤柱。在格目底矿区内，共有断层300多条，其中垂直落差大于30m的有93条。断层虽多，但能起导水作用的则为数较少，大多数断层的导水性和正常岩层一样。通过矿区10个钻孔对断层带抽水的结果可以说明这个问题。10个钻孔对断层抽水，单位涌水量（q）为0.00156-0.068升/秒.米，渗透系数值（K）O.0000874-0.076米/日。实际所见的一般断层破碎带的压实胶结程度都较好，因些这类断层对矿床充水的影响是很小的。对于能起导水作用的少部分断层，其产生导水的条件是：断层规模大，破碎带宽，压实胶结程度较差，且断层被河流切割。但这类断层导水较强的部位仅限浅部风化带内，往深部导水性减弱。鱼塘煤矿矿区内未见导水作用较强的断层。（5）含水层、强含水层：本矿含水层虽然与含煤地层有一定厚度的地层隔开，但当断层切割并使其与含煤地层接触时，开采这些地段也容易出现隐患。因此在开采这些地段时应进行控水，防止地下水溃入。分析结果，本矿井老窑个数、位置、积水情况已基本查明，矿区内的F1断层位于西边界1号拐点附近，导水影响矿井的全煤系；F2断层位于矿区东北角，导水影响煤层从C4至C69；F11断层位于矿区3号拐点附近，影响C52C69每层浅部；F12断层位于矿区北部，影响C52C69每层浅部；整合前鱼塘煤矿、杨家湾煤矿、田坝煤矿、沙坝煤矿已在C8、C12、C18等煤层开采形成采空区达374417m2，其中积水量未调查清楚，水文地质类型按复杂类型设防。4、 煤层特征1、煤层鱼塘煤矿含煤多达75余层，总厚52米，可采及局部可采27层，厚30.4米。鱼塘煤矿内的有14层，平均厚19.73米，可采煤层变化不大，比较稳定。全区含可采及局部可采煤层共有14层，各可采煤层的主要特征见表212。煤层特征表表212煤层编号煤层厚度（一般/平均）层间距倾角稳定性夹矸情况顶板底板C1062-1.19/0.9535稳定2-3层泥灰岩细砂岩C21.39-1.63/1.464-535稳定1层细砂岩泥岩C80.82-1.00/0.892735较稳定1-3层粉砂岩粉砂C90.80-0.92/0.88335较稳定无粉砂、细砂岩泥岩C121.06-1.23/1.141635较稳定1-3粉砂质泥岩泥岩C152.19-2.70/2.433535较稳定3-4粉砂、泥岩泥岩C160.97-1.49/1.211035局部可采2粉砂岩粘土岩C170.82-0.97/0.921032不稳定2细砂岩粉砂岩C181.44-3.54/2.00532不稳定2粉砂岩粘土岩C260.80-1.01/0.8645-5532较稳定1砂岩泥岩C610.92-0.93/0.9313922稳定无砂岩泥岩C640.86-1.76/1.20922不稳定1-4细砂岩粉砂岩C663.06-5.79/3.4718.522较稳定1细砂岩粉砂岩C67-691.10-1.59/1.399-1122较稳定1-2砂岩泥岩2、煤质（1）煤的物理性质各煤层均呈黑至灰黑色，条痕褐黑色，密度一般为1.35-1.65t/m3。条带-线理状、透镜状结构，层状构造。光泽以土状光泽为主，少数为玻璃光泽。（2）煤岩类型及变质阶段煤岩类型为矿化丝炭暗煤型为主，次为半亮型煤，变质阶段为焦煤变质阶段。（3）煤的化学性质灰份:煤岩铿定粘土类矿物多，则化学测定的灰分心曲。矿区煤层的灰分除C2、C12、C15、C18、C61、C66为中灰外，余者均大于25%，C15、C61最低为17-18%。洗煤灰分一般比原煤小2/5左右，在10%左右，C15最低为7%左右。3、 煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤尘爆炸性鉴定报告， C1、C2、C12、C15、C16、C18、C22、C61、C64煤尘有爆炸性，其它各煤层未做鉴定。各煤层均按照煤尘有爆炸危险性进行设计。4、自燃危险性根据贵州省煤田地质局实验室提供的煤炭自然发火倾向性等级鉴定报告，C1、C2、C12、C15、C16、C18、C22、C61、C64煤层自燃倾向为II类，即为自燃煤层，其它煤层未作鉴定。本矿为技改矿井，未发生过煤层自燃现象，邻近矿井亦未发生过煤层自燃事故，无从查证煤层的自燃发火期。5、 顶底板岩性区内煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较稳固，属软质岩层，顶板易破碎；煤层底板为粉砂岩、泥岩、粘土岩，厚度变化不大，遇水易软化、膨胀造成底鼓现象。在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎带顶板的支护。六、煤与瓦斯突出灾害根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，水城县阿戛乡属于突出危险矿区，且该矿未作煤与瓦斯突出鉴定，故该矿按煤与瓦斯突出矿井进行管理。经采用分源预测法预测，矿井投产相对瓦斯涌出量48.45m3/t，绝对瓦斯涌出量45.88m3/min。安全专篇提供：其中一采区开采时，预测得投产时期工作面相对瓦斯涌出量19.37m3/t，绝对瓦斯涌出量6.11m3/min。根据贵州省煤炭管理局文件黔能源煤炭2012484号矿井2012年度瓦斯等级鉴定报告的批复，鉴定期间的绝对瓦斯涌出量0.98m3/min，CO2绝对瓦斯涌出量0.11m3/min。第3章 施工方法和作业方式1、 巷道布置二采区回风斜井布置于煤层露头附煤系地层的底板，伪斜穿层布置在上、下煤组中间，井筒标高+1330m，倾角22，矿井开拓巷道未竣工前，采用轨道绞车满足掘进施工的提升运输。竣工后主要用途为回风和安装瓦斯抽放管。与主、副斜井相对平距60m。见主井布置图附图一和井巷布置剖面图附图二。2、 井筒巷道断面根据开采方案设计、安全专篇和煤矿安全规程规定，为了满足生产能力45万吨/年的要求，二采区回风斜井井筒巷道形状设计为半圆拱；巷道净宽B=3600mm，巷道净高H=3200mm，墙净高h=1400mm， 净断面积S净=10.1m。根据巷道围岩条件采用不同的支护形式，对不稳定岩层采用砼碹支护，掘进断面为S掘=13.76m2；对于稳定岩层采用锚喷支护，掘进断面为S掘=11.0m，巷道净周长8.45m，水沟净断面：宽深=300mm300mm。二采区回风斜井井筒巷道断面图如附图四所 3、 支护设计根据开采煤层的顶、底板岩层特征，区内煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较稳固，属软质岩层，顶板易破碎；煤层底板为粉砂岩、泥岩、粘土岩，厚度变化不大，遇水易软化、膨胀形成底鼓现象。属软质岩层，顶板易破碎，底板岩性抗压强度低，遇水易产生底鼓现象。在掘过程中应加强底板软岩管理及破碎带顶板的支护。确定井筒巷道形状为半圆拱，岩巷掘进工作面采用锚网喷支护。1、支护技术要求巷道断面参数：巷道净宽3600mm，净高3200mm，墙厚400mm，墙高1400mm，拱高1800mm，拱厚400mm，巷道净断面积为10.1 m2。对不稳定岩层采用砼碹支护，掘进断面为13.76m2；对于稳定岩层采用锚喷支护，掘进断面为11.0m2，巷道净周长8.45m，水沟净断面：宽深=300mm300mm。根据井巷断面参数采用锚喷支护，支护参数为：锚杆间排距800mm800mm，锚杆长度：2000mm；锚杆直径为=20mm的螺纹钢锚杆；树脂锚固剂，树脂的使用：每孔采用=28mm， L=330mm和=28mm ，L=500mm型的中凝树脂各一支；两帮的锚孔（每孔）使用一支=28mm L=500mm型的中凝树脂。要求树脂锚固剂无失效、变质。支护材料：喷射混凝土（水泥、沙子、石子、速凝剂）、全螺纹钢、圆丝=6mm。喷混凝土厚度为100mm。砼碹支护质量要求：墙厚误差30mm；高与宽度误差50mm；拱顶接顶严实；不得出现裂缝。严格按中腰线施工。锚喷支护质量要求：岩层中锚固力不低于100KN/根；宽和高度误差50mm；锚杆要垂直于巷道轮廓面，角度不小于75，托盘（托盘采用钢托盘）紧贴岩面，并上紧螺帽（标准螺母）。爆破待吹净炮烟人员进入，“敲帮问顶”除掉巷道危矸及松动的岩块后，进行打锚杆和安装锚网，初喷混凝土厚度在70mm,复喷混凝土总厚度达100mm以上。检查锚固力使用力矩扳手。2、安装锚杆的具体方法安装前，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，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，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风煤钻，搅拌旋转时间大于25秒后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于400Nm。锚杆安装顺序：顶部锚杆应从中部向两翼进行，两帮锚杆先安装上部锚杆、后安装下部锚杆。3、锚杆永久支护方式的计算。按悬吊理论计算锚杆参数：锚杆间、排距拟定：800800mm，喷射混凝土总厚度为100mm。(1)锚杆长度计算：L = L1 + L2 + L3式中：L 锚杆长度，m；L1 锚杆在巷道中的外露长度，一般取L1=0.15m； L2 锚杆有效长度，m； L3 锚杆锚固长度，由拉拔试验确定，m；用普式自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时， L2 普氏免压拱的高度。当f3时 L2 =B/2f 当f2时 L2 =1/ f B/2+hcot(45+/2)式中：B 巷道掘进宽度，取巷道宽 m；f 岩石坚固性系数，粉砂岩取f=4；h 巷道掘进高度，取巷道高 m；二采区回风斜井井筒掘进工作面围岩岩石坚固性系数3则L2 =3.8（24）=0.47(m) L=0.15+0.47+0.8=1.42(m) 根据巷道岩层结构、岩性和现有施工技术等变化因素，选取锚杆长度L=2000mm为宜。(2)锚杆杆体直径计算根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算锚杆直径：D=35.52 Q/1 =35.52100/495 = 15.96（mm）式中 Q 由拉拔试验确定的锚固力（取单体液压支柱的初撑力 100kN）1 杆体材料的抗拉强度（取承载力强度495MPa）。 根据巷道岩层结构、岩性和现有施工技术等变化因素，选取螺纹钢锚杆直径D=20mm, 杆体材料的抗拉强度550（MPa），20型螺纹锚杆为：螺纹钢锚杆体屈服强度可达703MPa,极限强度高达811MPa。选取螺纹钢锚杆直径D=20mm, 能满足现有井筒掘进施工支护强度需要。（3）锚杆柱距、排距计算通常情况下，实行锚杆间、排距相等。根据经验公式：S=Q/(KrL2) =100/(224.51.42) =1.199（m）=1199mmK 安全系数，一般取K=2；Q-锚杆锚固力，由拉拔试验确定100（KN）d- 锚杆的直径20（mm）r- 岩石容重24.5（KN/m3） 通过以上计算，确定选用=20mm ，L=2000 mm螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为：800800mm（顶板岩层坚固性系数f小于3的情况下,要考虑增强锚杆、锚网支护强度）。4、当围岩稳定性较差时，必须缩小循环进度为0.9米,并缩小锚杆间、排距为0.9m，锚网喷支护跟迎头，不留空顶；并在炮前拱顶（巷道轮廓线）打=33mm L=2200mm的管缝前探锚杆，前探锚杆间距400mm，与巷道掘进坡度成1520上仰角，打设在巷道轮廓线上,每一循环打设6-7根。5、循环进度、控顶距规定：顶板中等稳定时的循环进度为2000mm，爆破前最大临时控顶距不得大于800mm，爆破后的最大临时支护控顶距不得大于2400mm。6、锚杆、锚网材料规定：掘进工作面采用打锚杆、锚网进行支护工作面顶板。锚杆规格：20mm树脂钢锚杆，长度L=2000mm；锚网采用6mm焊制的方格网型：长宽=1800mm900mm。锚杆、锚网支护紧跟迎头。混泥土标号为C20，砼配合比为：水泥石粉石子=124。7、临时支护采用带帽点柱（内注式液压支柱）临时工作面悬露的顶板岩层，严禁空顶作业。8、砼碹永久支护：根据该巷道的围岩岩性情况，不稳定岩层，采用浇注混凝土碹胎支护形式。浇注墙基宽度500mm，墙基深度200mm；墙体及拱厚度：400mm。 9、在巷道的围岩稳定的情形下，采用锚喷支护。实行初喷和复喷混凝土。实行定线喷射混凝土，使巷道成型光滑、平整、无凸凹。初喷混凝土厚度不小于70mm， 复喷混凝土不低于30mm，喷浆总厚度不低于100mm，洒水养护时间不少于28天。10、在特殊情形下，采用锚索+砼碹支护巷道。第4章 掘进工艺1、 施工方法：二采区回风斜井掘进工作面采用钻爆法进行掘进施工。作业方式：“三八”作业制。根据揭露的围岩条件，采用不同的支护方式。稳定岩层的情形下采用一班掘进、及时临时支护架设带帽点柱（内注式液压支柱）、打锚杆和安装锚网，一班出矸，一班喷射混凝土。不稳定岩层的情形下采用一班掘进、及时临时支护架设带帽点柱（内注式液压支柱）、浇注砼，每天浇注一胎砼碹，砼碹长度2.0m左右。掘进打眼方式：用7655型凿岩机湿式打眼。爆破方式：采用毫秒光面爆破，全断面一次成巷。2、 爆破作业1、爆破说明雷管型号：煤矿许用毫秒延期电雷管(1-5段)；炸药类型：三级煤矿许用乳化炸药；发爆器型号：MFB-500型发爆器；掏槽方式：楔型掏槽；装药方式：正向连续柱状装药；联线方式：串联联线；爆破方式：全断面一次起爆。爆破要求：炮眼利用率达到90%，眼痕率50%以上，无拒爆现象；周边成形符合设计轮廓；周边不欠挖、超挖，平均线性超挖值应小150mm；无明显爆震裂缝。2、 炮眼布置图见附图五。3、 爆破说明书炮眼名称炮眼序号眼深(mm)眼距(mm)装药量（Kg）爆破顺序封泥长度(m)联线方式装药结构眼数(个)单孔装药量(kg)总装药量(kg)掏槽眼1-81600050080.75.61大于500mm,封满。串联连线正向连续柱状辅助眼9-2428800500160.365.762底眼25-29900040050.31.55周边眼30-4325200400140.22.84水沟眼44180010.30.3合计808004415.96注：使用炸药以每卷0.2kg计算。3、 装载运输1、装岩方式：机械装车。2、运输方式：二采区回风斜井井筒掘进工作面（绞车提升）地面。四、管线及轨道敷设1、管线水管、风管、风筒要敷设在巷帮左侧,风筒固定高度不得小于1.6米，紧靠巷壁，环环吊挂，风筒末端距迎头5m；电缆要悬挂在巷帮右侧，固定高度（井筒斜面法线高度）不得小于1.8米，每间隔1.21.5m安设一个挂钩，电缆上严禁悬挂其它任何物件。水管要接口严密，不得有出现漏水现象，风管、水管距迎头20m范围内使用1寸胶管，20m以外使用1.5寸钢管，要随工作面的推进及时延长，以备迎头正常用风、用水。2、轨道掘进工作面迎头断可以铺设15Kg/m临时轨道，永久轨道线路必须铺设30Kg/m的轨道，轨道中心线与巷道中心线一致，轨距600mm，枕木规格（长宽厚）1200mm150mm120mm，轨枕间距0.8m。轨距误差不大于10mm、不小于5mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm，水平误差不大于10mm。轨道构件齐全，紧固有效；两轨道连接处使用两根枕木，轨枕要铺实，无浮离、悬空现象，轨枕中心线要垂直于两轨道，不得使用腐烂枕木；道钉要打实，轨道下部要与枕木全面接触；道床经常清理，确保运输线路无浮矸、浮煤等杂物。5、 设备及工具配备表序号设备名称型号单位数量备注1局部通风机对旋式FBD-6.7/222型台2一台备用2锚 杆 机MQT-200-J-A台2一台备用3探 水 钻ZDY-620型台2一台备用4探水钻杆42-760型根2005风 钻YT-28台3一台备用6风钻钎子2m、2.2m根各3各备用2根7馈电开关KBD200台18开 关QBZ80台49风 镐台2一台备用10污水泵GF-100W台3一台备用，一台检修11激光定向仪JZB-1台112发爆器MFD-100台2一台备用13混凝土喷射机ZP-台2一台备用14混凝土搅拌机安台115锚杆拉力计台116风动锚杆钻机台17装岩机台1第5章 劳动组织及主要技术经济指标表1、 劳动组织表掘进时采用“三、八”工作制作业，多工种平行作业，各工种专兼结合。三班全队在册人数39人，出勤37人，出勤率95%。每天平均进度2.0m。电钳工未考虑在此范围内，由矿统一安排人员。特殊工种必须经过专门培训，持证上岗，严禁无证上岗作业。序号工种人数昼夜人数备注夜班早班中班1班组长11132打眼工2204兼职3爆破员11024装车工2204兼职5推车工2226兼职6瓦检员11137拌料工0022兼职8安全员11139支护工0033兼职10绞车司机111311把钩、信号2226兼职合计131313392、 循环作业方式为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。各班在交接班后，首先进行安全检查，发现问题及时进行处理，确认无危险后再打眼放炮，装药时严禁与其他工种平行作业，炮前炮后要洒水灭尘。放炮待炮烟吹散后必须先进行“敲帮问顶”，确认安全后方可进行临时支护。扒装前要洒水降尘，扒装后及时进行永久支护，最后清巷验收，并及时整改发现的问题。各工序施工过程中必须保持正常通风，并严格按各项规章制度组织生产。循环作业图表 三、主要经济技术指标序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1锚喷掘进断面米211.011锚网张/米52净断面米210.112炸药消耗定额Kg/米11.623巷道坡度2218雷管消耗定额个/米344工程量米3/米11.014水泥消耗定额米3/米0.375昼夜循环个数个1.015沙子消耗定额米3/米1.016循环进尺米1.816石子消耗定额米3/米1.967月循环率%6517掘进煤量吨08坑木消耗定额米3/米018日出勤人数人379锚杆根/米3019月进度米/月6010锚固剂节/米3620砼碹掘进断面米213.68第6章 通风管理1、 通风方式采用对旋局部通风机压入式通风，风筒选用抗静电、阻燃风筒并悬挂于巷道上左帮。2、 局部通风机安装位置局部通风机安装在副井井口地面车场内，距离井口10米以外。距离地面0.3米以上。 3、 通风系统新鲜风：局部通风机吸风风筒掘进工作面。掘进工作面污风：掘进工作面井筒二采区回风斜井口。附图六： 4、 掘进工作面实际需要风量计算及风量验算 (1)风量计算： 按同时进入掘进工作面的最多人数计算所需风量，则 ：Q=4N=415=60m3/min=1.0 m3/s式中：Q -局部通风机风筒出口有效风量，m3/minN -同时进入工作面的最多人数。 按稀释沼气计算所需风量，则：Q=100QCH4KCH4C-1=1000.981.50.8=117.6m3/min=1.96 m3/s式中：Q -局部通风机风筒出口有效风量，m3/minQCH4-掘进工作面绝对瓦斯涌出量(按矿井2012年度瓦斯等级鉴定测定绝对瓦斯涌出量0.98m3/min）；C -掘进工作面允许最高瓦斯浓度，0.8%KCH4-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5 按一次爆破的最大炸药量计算所需风量，则： Q 25A =2515.96 =399(m3/min)6.65 m3/s式中：Q -局部通风机风筒出口有效风量，m3/minA -全断面一次爆破使用的最大炸药量，kg；A=15.96 kg。按局部通风机吸风量计算Q掘= QfIKf式中：Qf掘进面局部通风机的额定风量，掘进工作面选用的局扇型号为FBDN-6.7/222型的对旋式局部通风机，其额定风量380550m3/min，取最大吸风量为9.16m3/s。 I掘进面同时运转的局部通风机台数，台； Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.34Q掘QfIKf9.1611.3412.27m3/s。局部通风机安装于二采区回风斜井口，该处的风量满足12.27m3/s。根据以上计算选取局部通风机最大额定风量为掘进工作面所需风量：Q掘478.5(m3/min)。（2） 风速验算：掘进工作面需风量根据煤矿安全规程规定岩巷掘进工作面的风速应满足：0.15m/sV掘4 m/s煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风速应满足：0.25 m/sV掘4 m/s二采区回风斜井掘进工作面巷道通风掘进毛断面11m2；V掘= Q掘/S掘=478.511.0600.73m/s根据上述选取岩巷掘进工作面的风速规定：计算得0.15m/s0.73 m/s4m/s，掘进工作面风速满足要求。5、 局部通风机选型和局部通风机风筒的选择：1、局部通风机的选型通过以上掘进工作面需风量计算，难免要出现少量漏风，选择局部通风机FBDNo-6.7/222型的对旋式局部通风机。其主要参数：风量380550m3/min；风压10005