集中回风大巷作业规程

1、第一章 概况第一节 概 述 一、巷道名称本作业规程掘进的为集中回风大巷。 二、掘进目的及用途集中回风大巷主要用途是满足矿井总回风。三、巷道设计长度及工程量设计长度：集中回风大巷共计596m，其中改造段370m，沿15#煤层顶板掘进，目前已掘完；实掘段226m，上山掘进穿过断层找15#煤层，已掘进11m，剩余215m。 四、服务年限 服务年限12年。五、开竣工时间集中回风大巷预计2013年7月20日开工，2013年10月上旬竣工，总工期3个月。第二节 编制依据一、集中回风大巷工程相关施工图纸、资料等。二、矿山井巷工程施工及验收规范(GBJ213-90)。三、煤矿井巷工程质量检验评定标准(GB50

2、213-2010)。四、煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法(煤规字<1999>第34号)。五、锚喷支护工程质量检测规程（MY/T5051-2010）。六、煤矿建设安全规程、矿山安全法、煤矿安全规程(2011年版)等与工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程、规定。第二章 地面位置及水文地质情况第一节 地面相对位置邻近开采情况井上下对照关系情况表煤层名称15#煤层水平+995m 工程名称集中回风大巷地面标高+1129.59m底板标高+995m 地面的相对位置建筑物、小井及其他 集中回风大巷工程位于回风立井以北，主井、副平硐西。地面位于主井工业广场西南，靠近山坡北面，梁家庄

3、村南。井下相对位置对掘进巷道的影响 集中回风大巷掘进过程中于主斜井、副平硐井筒形成立交，与副平硐立交高差16.9m，与主斜井立交高差22.5m，立交处加强对集中回风大巷顶底板支护强度。邻近采掘情况对掘进巷道的影响 集中回风大巷附近多废弃巷道，老空积水量查明，影响集中回风大巷的正常掘进、通风、排水管理。第二节煤层赋存特征一、煤层特征井田内含煤地层为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s）。二叠系下统山西组平均厚45.68m，含煤3层，自上而下为1号、2号和3号煤层，本组煤层总厚4.75m，含煤系数10.40%；石炭系上统太原组平均厚103.50m，含煤9层，自上而下为5、7、8-1

4、、9、11、12、13、 14和15号煤层。3号煤层井田东部出露风化剥蚀，西部赋存区可采，15号煤层为井田内全区稳定可采煤层，9号和14号煤层零星可采，远达不到总面积点三分之一，定为不可采煤层。5、6、7、8-1、8-2、12号煤层为不可采煤层。15号煤层位于太原组下部，老顶为K2石灰岩（增加层厚），直接顶为砂质泥岩和泥岩（增加层厚），上距3号煤层底板约110.00m，下距太原组底砂岩（K1）底平均7.75m，15号煤层一般2.104.10m，平均厚3.60m，一般含01层夹矸，局部含2-3层夹矸，煤层结构较简单，全区稳定可采。附表：可采煤层特征表、综合柱状图。 煤层及煤层顶底板特征表 含煤地

5、层煤层编号煤层厚度(m)最小最大平均顶板岩性底板岩性煤层结构煤层稳定性可采性太原组C3t152.104.103.60石灰岩砂质泥岩泥岩简单-较简单稳定全区可采综合柱状图二、煤质特征 15号煤层特征1.水分：原煤水分（Mad）为0.12-2.31%，平均0.93%，浮煤水分（Mad）为0.56%-1.26%，平均0.85%。2.灰分：原煤灰分（Ad）为11.81%-44.48%，平均为25.58%，为低灰-高灰煤。浮煤灰分为4.66%-12.42%，平均7.61%。3.挥发分：原煤挥发分（Vdaf）为10.87%-31.58%，平均16.20%；浮煤挥发分（Vdaf）为10.12%-11.89%

6、，平均10.71%，为低挥发分煤。4.硫分：原煤硫分(St,d)为0.97%-4.92%，平均2.86%，为低硫高硫煤。浮煤硫分(St,d)为0.82%-4.21%，平均2.63%。三、瓦斯、煤尘和煤的自然倾向(1)瓦斯:2008年度长治县西火镇梁家庄煤矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.80m3/min，二氧化碳绝对涌出量为1.77m3/min，属低瓦斯矿井。 (2)煤尘爆炸性及煤的自燃性据2009年9月11日庄子河煤矿井下工作面采样由山西省煤炭工业局综合中心测试15号煤层煤尘爆炸性试验结果，火焰长度10mm，扑灭火焰的岩粉量为20%，可见本区15号煤层之煤尘有爆炸危险性。据2009年9月11日

7、庄子河煤矿井下工作面采样由山西省煤炭工业局综合中心测试15号煤层样作煤的自燃倾向性试验结果，15号煤层吸氧量为0.94cm3/g，自燃倾向等级为类，属自燃煤层。综上所述，本区15号煤层属自燃煤层。(3)地温根据沁源详查地质报告，百米以下地温梯度递增范围在0-3.1。基本均值范围在0.1-1.49，无异常变化，为地温常温区。整合前各矿在生产过程中均未出现地温异常现象，只要矿井通风良好，一般不会发生热害。第三节地质构造受区域构造影响，总体上是以宽缓的褶曲为主，在此基础上发育了小断裂，未发现岩浆岩侵入,构造属简单类。井田内15号煤层顶板影响范围内的岩性为粉砂岩、细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩及石灰岩。(1

8、)顶板：直接顶板多为泥岩、砂质泥岩，厚1.23-2.40m。厚度稳定性差，结构松软，吸水易软化，强度较低。老顶为石灰岩，一般厚6.0-8.0m；岩相变化大。不规则裂隙发育，见有方解石脉充填现象。砂质泥岩：灰-黑灰色，中-厚层状，真密度为2637-2772kg/m3，视密度为2552-2722kg/m3，含水率0.22-0.23%，自然抗压强度为22.1-28.7MPa，抗拉强度为0.92-5.20MPa，空隙率1.80-3.22%，为软化性岩石。石灰岩：灰-深灰色，中厚层状，真密度为2684kg/m3，视密度为2623kg/m3，含水率0.04%，自然抗压强度为47.7-63.2MPa，抗拉强

9、度为1.77-3.41MPa，空隙率2.27%，为不软化性岩石。(2)底板煤层直接底板以泥岩，砂质泥岩为主，在下为粉砂岩或细粒砂岩。泥岩：黑灰色，中厚-厚层状，岩相变化大。真密度为2763-3321kg/m3，含水率0.12-0.28%，自然抗压强度为3.0-32.1MPa，空隙率1.57-3.11%，为软化性岩石。细粒砂岩：浅灰-灰色，中厚层状，真密度为3450kg/m3，视密度为3262kg/m3，含水率0.09%，自然抗压强度为18.7MPa，为半坚硬岩石，孔隙率5.45%，为软化-不软化岩石。煤层的上覆岩层，从直接顶到老顶为软弱-坚硬型，再往上为软弱-坚硬型的相间复合结构。15号煤层顶

10、板为稳定性顶板。15号煤层顶、底板岩石物理力学性质试验结果见下表。15号煤层顶底板岩石物理力学性质试验结果 岩石名称抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)真密度(kg/m3)视密度(kg/m3)含水率(%)孔隙率(%)饱和自然砂质泥岩22.1-28.725.00.92-5.202.432637-277227052552-275526540.22-0.230.231.80-3.222.51石灰岩47.7-63.253.71.77-3.412.51268426230.042.27泥岩17.0-32.124.6332132690.121.57细粒砂岩18.7345032620.095.45泥岩3.0-

11、5.34.1276326770.283.11石灰岩26.5-49.238.6275627010.022.00第四节水文地质一、主要水源、含水层厚度、涌水量、补给关系及影响程度等1.充水水源1)大气降水：降水通过岩土层孔隙及长期开采条件下可相互沟通的各煤层顶板冒裂带下渗，是矿坑充水的主要来源。受降水的周期性及季节性变化影响，矿坑涌水量随之具有显著的动态特征。2)井筒水：矿井井筒穿过揭露的所有含水层，含水层中地下水必将沿井筒流入矿坑，但经过石块与水泥衬砌的井筒对矿坑充水的影响不大。3)矿井顶板冒裂带与老窑水：井田15号煤埋深较浅，新老采空区多。15号煤层矿坑顶板冒裂带发育，各煤层矿坑顶板冒裂带及基

12、岩风化带之间可相互沟通，使不同含水层及矿坑之间产生水力联系，危害矿井生产与安全。4)地表水：井田内地表径流条件好，接受补给条件有限，一般无水害威胁，但在雨季注意回填地面塌陷裂隙，预防降水涌入矿井造成水害威胁。5)奥灰岩溶水：据本次收集的以往水文地质资料，井田内奥灰岩溶水位标高目前在686.71m左右，15号煤层最低底板标高为980m左右，故奥灰岩溶水对井田内15号煤层开采无影响。6)采空区积水：由于本部分地段煤层埋藏浅，周边生产矿井甚多，存在采空区积水及老空积水。2.充水通道据矿区水文地质条件分析，15号煤层矿坑充水通道主要有顶板之上的岩石裂隙带、冒落导水裂隙带、井筒及局部构造破碎带等。另外，

13、不应忽视区内可能未查明的断层、陷落柱及施工钻孔封闭不良等充水通道。1)导水裂缝带：15号煤层的直接充水含水层为顶板灰岩岩溶裂隙含水层，开采时形成的导水裂缝，可能沟通上覆其它含水层，使其成为煤层开采的间接充水含水层。其导水裂缝带高度采用建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中的公式进行计算。井田内煤层为缓倾角，煤层顶板主要为石灰岩岩，导水裂隙带可成为上部灰岩含水层水进入15号煤层工作面的导水通道，造成矿井涌水量增大。2)构造破碎带：据井下过断层情况，巷道经过时未发生涌水现象，说明断层导水性不大。但这并不说明所有的断层都不导水，而且断层的导、富水性随时间也可能发生变化。因此在今后煤矿开

14、采中仍应特别注意断层破碎带或陷落柱对矿床的充水的影响。3)人为通道：井筒、巷道及封闭不良钻孔等人为充水通道。3.充水方式目前本矿正在开采15号煤层，井下充水方式主要以顶板渗水、淋水充水方式为主。4.矿井涌水量与开采水平、开采面积及煤产量的变化关系受降水的季节性变化影响，矿坑涌水量随之具有显著的动态变化特征。根据井下矿井涌水量的观测，矿井涌水量也受到开采水平、开采面积及煤产量的影响，随着开采水平的延伸、开采面积的增大及煤产量的增加，矿井涌水量相应增大。二、相邻老巷、老采空区水等，对施工安全的影响程度井田内共有19处采空积水区，估算总积水量30万m3。其中3号煤层采空区积水区4个，总积水量约11.

15、38万m3；15号煤层积水采空区9个，总积水量约9.70万m3。其位置、范围、积水量清楚。根据本次物探范围内发现多处15号煤层顶板富水区。本井田边界处分布4个煤矿：西部为振兴煤矿，现开采3号煤层，与本矿接界处采空区无积水，对本矿煤层开采影响不大。东部壶关赵屋煤矿、炭场坪煤矿、东南部为陵川北山煤矿均开采15号煤层，矿井涌水量不大，目前无采空区积水，对集中回风大巷掘进影响不大。三、水文地质类型、涌水量及涌水表现形式根据原梁家庄煤矿实际条件，该井筒水文地质条件中等，严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的技术原则。施工期间做好防止地表降水渗入井筒的措施。井口防洪：井口准备塑料袋和中粗砂。

16、主要以顶板渗水、淋水充水方式为主，最大涌水量预计25m³/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置说明回风立井井筒永久底板标高为1064.590m，集中回风大巷一部分为原来梁家庄村矿井15#煤层旧巷道改造。与井筒连接处方位为8°1216改造施工70.5m，接着40°300施工184m，接着302°3117施工115m，改造段巷道设计合计为370m。改造段施工完毕后，再303°2910施工实体煤巷道226m与胶带运输大巷贯通。集中回风大巷沿设计坡度4°30上山掘进穿过断层上盘后找15#煤层。改造段采用矸石砖M10水泥砂浆

17、砌筑墙，矸石砖强度不低于MU20，壁后喷50mmC20混凝土密闭后用矸石填充，矸石砖墙预埋注浆管填充后注浆密实，顶部为锚网喷支护，根据实际情况也可用长6.7米12#矿工钢加钢筋网支护，钢筋网用短锚杆固定，喷射C20混凝土120mm。实掘煤巷段采用锚网喷，锚索补强支护。集中回风大巷改造段设计矩形断面，净宽5.5m，净高4m，净断面积22。实掘段设计半圆拱断面，掘进宽度5.3m，掘进高度4.45m，掘进断面20.5；净宽5.0m，净高4.3m，净断面积18.75。集中回风大巷布置有水沟。附图：巷道平面布置图第二节矿压观测一、观测对象：集中回风大巷二、观测内容：锚杆、锚索的载荷及锚固力；巷道顶板离层

18、量。三、观测方法：1、锚杆、锚索锚固力检测按不小于10%的比例和不大于两天的时间间隔对锚固力抽测，抽测时只做非破坏性拉拨，顶锚杆达到100KN、帮锚杆80KN、锚索达到120KN时可停止拉拔。每天锚杆抽检顶部不得少10%，帮部不得少于10%，锚索根根进行检测。2、预紧力矩抽检按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆预紧力进行抽检，锚杆预紧力矩不小于120N·m。3、顶板离层监测方法和要求（1）顶板离层仪的安设位置：采用LBY-3型顶板离层指示仪监测顶板岩层锚固范围内外位移值。、顶板离层指示仪要安装在巷道顶板中部。安装要及时，相邻两个离层指示仪距离不得大于50m。

19、、在巷道交叉点、断层带、围岩破碎带、顶板淋水、硐室等特殊条件地段必须安设顶板离层指示仪。、打出钻孔后，必须及时安装。（2）顶板离层仪的安装方法和步骤：、钻孔：采用B19中空六方接长式钻杆、32mm钻头用锚杆钻机在巷道中线处打垂直钻孔，深度9m。、深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住，深度为9m。、浅部基点：用安装杆推入浅部基点锚固器至4m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。、孔口套管：安装孔口套管。、对准刻度：将A刻度（浅部基点刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳；将B刻度（深部基点刻度）坠

20、与A刻度坠下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。（3）安装注意事项：、安装时，钢绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结；推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出；浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。、所有存在缺陷、表面模糊不清的离层指示仪应立即更换。（4）顶板离层仪的监测方法和管理：、离层指示仪以红、黄、绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示顶板松动离层值较小，处于较稳定状态；黄色表示离层松动已达到临界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态。、顶板离层仪

21、安设后，由验收员负责按规定观测并做好记录，安设后在一周内每天观察1次，一周后每周观察1次，观测要认真，记录要详细。其他人员也应随时注意观察，以便及早发现异常现象，确保安全。一旦发现异常现象，必须立即向队部汇报，并责令有关人员进行处理。四、数据处理：施工单位必须落实专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围岩异常等现象，要及时汇报生产技术部以及有关领导，以便及时采取措施，确保安全。当地质条件变化时，要及时采取相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。第三节支护设计说明根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，按照建设单位提供的江苏省第一工业设计院出具的施工图纸进行施工。一、临时支护形

22、式：1、采用两根升降液压千斤顶支柱做为临时支护，千斤顶最大承受压力20T，支柱采用3寸钢管焊接10mm厚钢板制作。为了防止千斤顶滑动，千斤顶底座坐在一块规格为300×200×50mm小板梁上，支柱上方用一块规格为：长×宽×厚=1700×200×50mm大板梁于岩面接顶，板梁后端用木楔背紧。顶部锚杆、锚索打设完毕，及时进行顶部初喷。2、掘进工作面必须配备备用支护材料：材料规格与数量：10根长为4200mm，直径为160mm的圆木。备用材料存放地点距工作面迎头距离不得大于70m，以备巷道围岩较差时搭设临时点柱用。附图：集中回风大巷临时支护

23、图二、永久支护设计采用：锚杆+金属网+喷浆联合支护方式，当围岩破碎时采用锚索补强支护。打锚杆时必须遵守“先顶后帮、由外向里、先中间后两边”的支护工序。1、锚杆：顶、帮锚杆采用20×2000mm左旋无纵肋螺纹钢金属锚杆，矩形布置顶、帮锚杆间、排距都为900mm×900mm。顶、帮锚杆预紧力矩不低于120N·m,锚固力为80KN。锚杆外露为螺母丝扣外1040mm之间。2、锚索：采用15.24×6000mm，7股高强度低松弛预应力钢绞线，锚索外露为锁具以外150250mm之间，每排2根，间距为2000mm，排距为2000mm。锚固长度为1750mm, 锚索锚固

24、力不低于200KN，预应力不低于120KN。3、树脂锚固剂：锚杆使用K2335和Z2360型树脂锚固剂各一支，锚索锚固剂采用K2360型一支、Z2360型二支树脂锚固剂。4、金属网规格：金属网使用6mmI级普通圆钢焊接而成，网格为100×100mm。金属网之间搭接不少于100mm,联网时用18#铅丝双丝双扣、双边双联、孔孔相联，必须联接牢固，保证联网质量。5、托盘：锚杆托盘采用150×150×10mm拱形高强度金属托盘，配合球形垫和减阻尼龙垫圈，托盘拱高要求大于36mm，承载能力不低于230KN；锚索托盘采用300×300×10mm金属托盘，锁

25、具采用KM-22。安装锚 杆、锚索托盘时，必须保证托盘与帮、顶密贴。6、喷射混凝土强度为C25，喷射厚度150mm。三、最小和最大控顶距采用炮掘一次性光面爆破，每班正规循环1.7m。爆破后永久支护距工作面的最大控顶距不大于1.7m，爆破前永久支护距工作面的最小控顶距不大于400mm，帮部不大于10m。初喷紧跟工作面迎头，喷浆成巷顶部滞后不大于10m，帮部滞后不大于20m。附图：集中回风大巷断面支护图第四节支护工艺一、各类支护工艺及要求。1、看中线钻上、下部眼分次爆破通风（30分钟）排岩移耙矸机和续轨道下一工序2、看中线锚、网、锚索支护喷砼水沟掘进水沟砌筑下一工序。二、临时支护工艺、工序及要求：

26、1、爆破(或掘进机割出)一个循环进度后，由带班长利用长度不小于2.5m的长柄工具站在有效的支护安全区域内认真进行敲帮问顶并及时处理活矸、活炭。确保无问题后，作业人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网。顶网联好后，施工人员及时顶起网，在顶板平整处下方铺设千斤顶底座板梁，座好千斤顶后套3寸钢管制作的支柱，板梁与岩面用木楔背紧。升液压千斤顶支柱时，必须有专人监护顶板及煤帮情况。2、升液压千斤顶支柱时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥、2人顶起网、1人操作千斤顶、1人护支柱、一人板梁接顶。3、千斤顶升起后，在板梁上面用木楔与岩面背紧。4、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作

27、业撤出工作面所有人员，待顶板稳定后，由外向里加强信号柱支护后方可施工。5、当顶板严重不平，必须使用2根戴帽点柱进行临时支护。三、锚喷支护工艺、工序及要求（1)安装顶锚杆：、利用MYT-150S锚杆钻机钻顶眼，钻机必须支设牢固。采用32mm钻头，先用1.0m中空六方短钻杆钻进，然后更换为2.5m钻杆。钻眼时，严格按锚杆间、排距设计进行，钻机升起使钻头插入相应的钢筋梁梁孔中，然后开动钻机进行钻眼。顶锚杆眼深为1950mm，误差0+50mm，角度与顶板垂直，误差不大于15°，并保证钻孔角度。钻头钻到预定眼深后，下缩锚杆机同时清孔，清除煤粉和泥浆。、利用锚杆杆体将树脂药卷（K2335、Z23

28、60各一支）轻推送到顶眼眼底。锚杆杆体套上锚杆托板及锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机，用钻机搅拌树脂药卷同时向上推进锚杆。搅拌时间控制在30-50秒，中途不得间断，使树脂药卷充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。、锚杆推至眼底后继续搅拌30秒钟方可停止搅拌。停止搅拌后等待一分钟左右，利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，再使用风动扳手拧紧后，用力矩扳手检验锚杆的预紧力，不得小于120N·m。锚杆外露为螺母丝扣外1040mm之间。（2）安装帮锚杆：、用ZQS-50/1.6型风动帮钻机安设帮锚杆，两人一组进行操作，按设计角度及位置钻帮眼。眼深为1950mm，误差0+50mm

29、，角度误差不得大于15°，钻头钻到预定眼位后，收回锚杆机同时清除孔内的煤粉和泥浆。、帮锚杆安装用风动钻机搅拌药卷，用K2335、Z2360各一支树脂药卷。利用锚杆杆体先将树脂药卷轻推送到帮眼眼底。然后在锚杆杆体上套好锚杆托板及螺母，并将杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，开动钻机，用钻机搅拌树脂药卷同时向里推进锚杆。搅拌树脂药卷时间控制在3050秒，中途不得间断，使树脂药卷充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。、锚杆推至眼底后继续搅拌30秒钟后方可停止搅拌，停止搅拌后等待一分钟左右。帮锚杆利用风动钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，再使用风动扳手拧紧后，用力矩扳手检验锚杆的预紧力，预紧力矩不小

30、于120N·m。、撤出工作面人员、机具，进行下一循环。 (3）锚索的安装：锚索施工随掘随打，锚索间距为2000mm，排距为2000mm，锚索长度为6000mm。在现场施工时，根据实际地质条件变化，及时调整锚索的长度和缩短排、间距。、利用MYT-150S型气动锚杆钻机钻顶眼，三人一组进行操作。钻机必须支设牢固。采用B19中空六方接长钻杆和32mm钻头按设计位置钻孔，孔深5700mm,误差0+100mm。、利用锚索将树脂药卷（1支K2360型、2支Z2360型）轻轻推送至孔底。、锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌同时向上推进锚索。先慢后快，待锚索推至眼底后，采用全速搅拌30秒，停止搅

31、拌，等待30秒后下缩锚杆机，卸下搅拌器。锚索外露为锁具外150250mm之间。、张拉锚索：待锚索凝固1小时后，方可安装托板、锁具，并用张拉千斤顶张拉锚索到设计预应力120KN之后卸下千斤顶。（4）、喷射混凝土施工工艺采用湿喷工艺施工，采用喷混凝土机，人工掌握喷头直接喷射砼。、喷射作业施工准备工作a材料方面：对水泥、砂、石速凝剂、水等的质量要进行检验。砂、石均应过筛，并应事先冲洗干净。砂、石含水率应符合要求，为控制砂、石含水率，一般应设置防水棚，干燥的砂子应适当洒水。b机械及管路：喷射机、混凝土搅拌机、运输机等使用前均应检修完好，就位前要进行试运转。管路及接头要保持良好，要求风管不漏风，水管不漏

32、水，沿风、水管路每隔4050m装一阀门接头，以便当喷射机移动时，联结风、水管。c其它：检查开挖断面，欠挖处要补凿够。敲帮找顶、清除浮石，用高压水冲洗岩面，附着于岩面的泥污应冲洗干净，每次冲洗长度以1020m为宜，对裂隙水要进行处理；不良地质应事先进行加固（如采用锚杆、钢筋网或金属支架等）。对设计要求或施工使用的预埋件要安装准确。备好脚手架或喷射台车，以便于喷射边墙上部或拱部。埋设测量喷混凝土厚度的标志，如利用锚杆预留一定长度作标记时，应及时将多余长度锯掉，以免喷射后露在表面；喷射作业面须有充足的照明，照明灯上应罩上铁丝网，以免回弹物打坏照明灯；当喷头作业与喷射机间的距离超过30m时，宜设置电铃

33、或信号灯，作为通信联络信号。作好回弹物的回收和使用的准备，喷射前先在喷混凝土地段铺设薄铁板或其他易于回收回弹物的设备。.喷射作业的基本要求a水灰比的控制合理的给水量是保证混凝土质量、降低回弹率和减少粉尘的重要因素。由于喷混凝土施工工艺的特点，水灰比的控制，目前只能凭借喷射手的经验目测掌握。如喷射的混凝土易粘着，回弹小，表面湿润光泽，说明水量合适，此时的水灰比一般在0.40.5之间。如果表面无光泽，或出现干斑，回弹物增加，灰尘飞扬，混凝土不密实，则说明水量小；如果表面塑性大或出现流淌、滑落现象，则说明水量大。喷射手应根据这些现象，及时调整水量。b喷射角度与喷射距离喷嘴与岩面的角度，一般应垂直于岩

34、面。但在喷边墙时，宜将喷嘴略向下俯10°左右，使混凝土束喷射在较厚的混凝土顶端，如右图。由于混凝土束喷射在呈粘塑性状态的混凝土上，可避免料束中的粗骨料直接与岩面撞击，减少回弹量。喷射距离是以喷混凝土最小的回弹和最高的强度来确定的。原则上以能看清喷射情况，使料束集中，回弹量小为宜；同时也取决于喷头压力大小。一般以0.61.2较好，喷射手应视具体情况，选用适当的喷射距离。c一次喷射厚度一次喷射厚度，主要由喷混凝土颗粒间的凝聚力和喷射层与受喷面间的粘结力而定。厚度太薄会增大回弹率；厚度太大会使混凝土颗粒的凝聚力减弱,同时会引起大片塌落或形成混凝土与岩面脱离.适宜的一次喷射厚度就是混凝土层在

35、不错裂、不脱落的情况下达到的最大厚度拱部56cm，边墙710cm，分层喷射厚度一般为粗骨料最大直径的二倍，如一次喷射厚度小于5cm，使用石子的最大粒径也要相应减小。d分层喷射的间隔时间分层喷射合理的间隔时间不仅与水泥的品种、速凝剂掺量有关，而且与施工温度、速凝剂种类和水灰比大小等有关。分层喷射间隔时间不宜过短，当掺入速凝剂2.54时，分层喷射的间隔时间一般为1520min。e喷射顺序喷射的顺序应先墙后拱，自下而上。如岩面凸凹不平时，应先喷凹处找平,然后向上喷射。喷射时喷嘴料束应呈旋转轨迹运动，一圈压半圈,纵向按蛇形进行.转动半径一般在15cm左右，每次蛇形长度34或根据速凝效果而定。喷射纵向第

36、二行时，要以顺序从第一行的起点处开始，行与行间须搭接23m。料束旋转速度，原则上要均匀，不宜太快或太慢。喷射区段划分和喷头活动顺序如图。f喷射厚度控制标桩法：喷浆挂线前，每隔10m利用风钻在巷道两帮钻一组眼，眼深300mm左右，然后插入废钻杆，钻杆漏出部分要比喷射厚度大10mm以上。、施工注意事项a初喷砼紧跟工作面，复喷前按设计完成锚杆、锚索的安装工作，复喷至工作面的距离符合设计要求，施工时根据监控量测的结果进行修正。 b对渗漏水地段，当围岩大面积渗水但水量不大时，在喷射砼前先用高压风吹扫工作面，开始喷射砼时由远而近，并临时加大速凝剂掺量，缩短初、终凝时间，直至逐渐合拢。水止住后，按正常配合比

37、喷射砼封闭。若渗水量大，先用塑料管导流，再喷射砼，最后封堵导流管。c喷射砼中速凝剂掺量为4%，以减少回弹量和粉尘，确保喷射砼强度符合设计要求。d喷射砼后由专人喷水养护，发现裂纹时先用红油漆作上标志，进行观察和监测，确定其是否继续发展，找出原因后进行处理。对可能掉下的喷射砼撬下重喷，已不再发展的裂纹，采取在其附近设锚杆或加喷一层砼的办法处理。e坚决实行“四不”制度：即网喷工艺不完毕，工作面不前进；喷射砼厚度不够不前进；开挖、喷护后发现的问题不解决不前进；量测结果判断不安全未经补强不前进。以上制度由工地值班领工员负责实施，并将实施情况填入工程日志备查，项目经理部负责检查督促。四、水沟及收尾工程1、

38、水沟施工设计在巷道中左侧布置了水沟，水沟净断面尺寸为300×350mm。水沟采用小钢模板组合施工，由监理工程师认可后采用现浇法施工。如变更由建设单位给出腰线施工水沟工程2、施工顺序测量放线基槽质量检查验收报检支模板砼搅拌浇筑、振捣提浆养护拆模。3、施工方法混凝土原料经矿车运输，人工搅拌砼，人工浇筑水沟采用附着式和插入式震动器振捣密实。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开口施工方法1.准备工作使用回风立井井筒地面局扇，在大巷延伸风筒到施工地点，风筒头距工作面小于5m。清理回收井下旧巷道的设备、管线等。铺设轨道，座好耙矸机，准备好支护材料等，开始施工。2、开口标定集中回风大巷实掘段开口

39、方位303°3050，根据井下导线点标定巷道中心线及腰线。3、严格执行探放水原则“有掘必探、先探后掘”，施工探水工作时写出专项探水措施。开工前必须根据巷道掘进方位进行探水工作，施工过程中循环进行探水工作。二、特殊条件下的施工方法1.施工方法按照施工图纸测量放中线，在顶板标好中线，拉线控制好掘进尺寸。采用钻爆法施工工艺，爆破作业采用上下台阶分次爆破施工。放炮后及时进行超前临时支护。临时支护后及时注顶部锚杆，然后钻上部眼、出渣、注帮锚杆、钻下部眼；后路铺设24kg轨道，采用轨距600mm的0.75m³U型矿车运输施工材料到施工地点。新掘段永久支护为锚、网、喷支护，锚索补强、喷射

40、C25混凝土150mm。劳动组织为“三八”制、“两掘一喷”的作业方式。矸石的提升及排放采用回风立井JTP1.6型绞车提升。2、施工工艺流程安全检查钻眼、装药、联线安全检查放炮安全检查敲帮问顶联网、挂网临时支护安装顶部锚杆钻上部眼出矸石（煤）敲帮、找掉活矸挂帮网安装帮锚杆钻下部眼全断面初喷（进行下一循环作业）注：安全检查内容包括敲帮问顶、检查瓦斯、检查支护质量等等。第二节凿岩方式一、炮掘施工方式采用钻眼爆破的方式。凿岩机配40mm“一字”型钻头，22mm六角中空钢钻杆。配8台YT28型风动凿岩机，3台工作，5台备用。每台约占工作面宽度1.7m。操作人员执行七定(人、钻、位、眼、时、质、量)两专(

41、安锚杆、修钻)负责制，使用多炮杆导向，掌握炮眼角度。施工中采用1台JK-3型激光指向仪定向，给出巷道掘进方位。工作面起底凿岩与接轨或移耙矸机同时进行，缩短各工序衔接时间，增加正规循环率。二、施工工序打眼放炮起底敲帮问顶临时支护排矸锚网支护喷砼及水沟砌筑等下一循环。3、 湿式凿岩 坚持湿式打眼，后路安设全断面喷雾装置喷雾降尘；局部通风风筒距迎头不得大于5m，保证工作面足够新鲜风流。第三节爆破作业 一、爆破方式及要求 1、该工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药=35mm，L=200mm，G=0.2kg和1、3、5段煤矿许用毫秒延期电雷管。 2、掏槽方式为斜眼掏槽法。 3、装药结构：反

42、向装药结构。 4、起爆方式：起爆使用KBF-200型发爆器，全断面分次装药分次爆破，联线方式为串联联线。 二、技术要求 1、掏槽眼采用斜眼掏槽；反向、不偶合装药；一次打眼，必须一次装药起爆。 2、严格按照光爆说明书的要求进行施工爆破，爆破后巷道成型要做到帮直、拱圆、底平，不欠挖，局部超挖不超过150mm，眼痕率：硬岩应保留60以上，中硬岩保留在50以上，松软岩石或断层破碎要达到爆破成型。打眼前严格按照爆破图表画圆点眼，在施工中要多打眼、少装药。岩石发生变化时，及时调整爆破参数。 3、爆破条件见下表：名 称单位数量掘进断面积20.5瓦斯浓度%0.8煤硬度系数f46炸药消耗量/m15.53雷管消耗

43、量发/每循环81每循环爆破实体煤 m³34.9循环进尺m1.7炸药种类二级煤矿许用乳化炸药雷 管煤矿许用毫秒延期电雷管炮眼利用率85% 附图：集中回风大巷炮眼布置图、爆破说明书第四节装载与运输一、装岩集中回风大巷采用耙矸机搭接2部KQSJ-30型带式输送机出煤矸。二、提升、排矸、运料1、提升：回风立井井筒采用JTP-1.6型提升绞车及罐笼提升人员及物料。2、排矸：工作面煤矸经耙矸机及皮带转运至井底矸石坑，二部耙矸机装车，矿车型号0.75m³“U”型矿车。提升罐笼提升到地面卸至矿方指定矸石堆。3、运料：井下铺设24kg轨道，采用JD-25kW小绞车配合0.75m³“

44、U”型矿车进行下料工作。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量固定方式运输方式运输距离备注1装岩机P-602地锚牵引20m2带式输送机KQSJ-302地锚带式300m3绞车JD-1.64地锚牵引100m第五节管线及轨道敷设一、管线1、在掘进施工中，电缆敷设在巷道内人行道一侧，电缆每隔1.5m使用专用6钩电缆钩上下固定平直，悬挂高度不低于2m，高差不得超过30mm，按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，间距不得小于10cm。2、风筒吊挂在巷道内非行人一侧，与顶板间距不大于100mm。吊挂要平直整齐，不影响皮带运输，风筒出风口距工作面迎头不大于5m。3、管路敷设在非人行道一侧，自下而

45、上依次为一趟ø108压风管路、一趟ø49mm排水管路和一趟ø49mm动压洒水管路，管路之间要保证150mm间距。4、排水管路与巷道底板间距为1.6m。5、动压洒水管路距工作面不得超过30m，并设三通、胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。6、管路每间隔5m采用专用吊钩吊挂。二、轨道铺设标准掘进中临时轨道铺设24kg/m的道轨，轨距600mm，枕木为铁枕木，间距不大于1m。轨道铺设要符合质量标准化要求。轨道铺设要求:1、轨道中心线误差：30mm。2、轨道接头间隙：3mm。3、轨道高低和左右错差：2mm4、轨道水平误差：3mm。5、轨距：600mm,误差范围：-25mm。6

46、、每节钢轨有3种不同的轨枕间距，即：接头间距、过渡间距和中部间距。接头间距为500mm，过渡间距为750mm,中部间距为1000mm。误差均不得超过 50mm（每根轨道的轨枕数量为7根）。7、道夹板及其螺栓等连接件要齐全紧固，并与轨型相符。8、道岔处和曲线段要安设轨距拉杆，且一副道岔不少于3组,曲线段拉杆间距为2m。9、同一线路必须使用同一型号钢轨，道岔型号不得低于线路的钢轨型号。10、轨枕要水平且铺在实底上，不在实底上时应用扯木、方木等材料垫实，严禁使用矸石、砖块铺垫；道心要填充捣实，且不得超过轨枕上平面。11、固定轨道的卡轨器要垫上皮垫并把铁楔子打紧打牢。12、梭车托绳轮最大间距为15m，

47、局部变坡点根据实际情况来调整。13、铺设轨道时，必须同时完善“一坡三挡”等安全设施。14、所有铺设的轨道必须保证平、直、稳，符合质量标准化要求。管线及轨道敷设方式序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道24kgm600铺设50m800mm5mm5mm2风筒600m700钢丝绳10m3风管108m700托管架10m4水管49m700托管架10m5排水管49m700托管架10m6缆线m700电缆钩20m第六节设备及工具配备设备及工具配备表 序号机械设备名称型号规格单位数量备注1调度绞车JD-1.6台42U型矿车0.75m3辆103皮带机KQSJ-30部24喷

48、浆机PC8U台15局扇FBD-6.3台2备用1台6压风机BLT-150A/8台27排水泵QDB-1.5N台28风泵QYW台19激光仪JK-3个210防爆开关QBZ-120、200台511风镐G10个10备用5台12凿岩机YT-28台8备用4台13锚杆机MQT-120台6备用3台14装岩机P-60台216探水钻机ZLJ-350台1第五章 生产系统第一节 通 风一、本工作面掘进采用（双风机双电源）自动切换，压入式局部通风方式，局扇为FBD6.3/2×22对旋式压入式通风机，风筒为600mm抗静电、阻燃风筒，风筒出风口离工作面不大于5m，最大供风距离680m；风筒要求逢环必挂，吊挂平直，接

49、头采用反压边法，接口严密不漏风；双风机自动切换的交叉风筒接头为ø600mm×10000抗静电、阻燃风筒，直接与风筒和双风机相接，且能够自动切换。风机风筒实行挂牌管理，设专人管理。二、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算 Q掘=100× CH4×K =100×1.57×1.55 =243.35(m³/min)式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m³/min QCH4掘进工作面的CH4绝对涌出量，1.57m³/min（根据地质图资料及邻近矿井资料取值1.57m³/min） K掘掘进工作面因CH4涌

50、出的备用风量系数,取1.552、按工作面同时作业人数计算需要风量 Q掘=4N=4×40=160（m³/min）式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m³/min4煤矿安全规程规定每人每分钟的供给风量，m³/minN掘进工作面同时工作的最多人数，取40人3.按炸药量计算:Q1=25A=25×14=350m3/min;式中: Q1-掘进工作面实际需要风量, m3/min;25-每千克炸药爆炸不低于25 m3的配风量;A-掘进工作面一次爆破的最大炸药量,下台阶一次爆破用14kg .4、按风速进行验算 （1）按最低风速验算： Q掘60×0.15

51、S掘 60×0.15×20.5 184.5（m³/min）式中：0.15煤矿安全规程中规定的岩巷掘进工作面最低风速m/s 20.5集中回风大巷实掘巷道掘进断面。 Q掘60×0.25S掘 60×0.25×20.5 307.5（m³/min）式中：0.25煤矿安全规程中规定的煤巷和半煤岩巷掘进工作面最低风速m/s 20.5集中回风大巷实掘巷道掘进断面。（2）按最高风速验算： Q掘60×4S掘 60×4×20.5 4920（m³/min）式中：4煤矿安全规程中规定的岩巷、煤巷、半煤岩巷掘进工

52、作面最高风速m/s 由以上计算可知，掘进工作面风量取350³/min，能满足工作面风量需要。5、风筒选型(1)风筒直径能保证在最大通风长度时局部通风机供风量能满足工作面实际所需风量的要求；在巷道断面允许的情况下，尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风，节约通风电耗。(2)根据局部通风机性能参数宜选用直径600的风筒。(3)风筒漏风系数即：风筒有效风量率的倒数P漏=1/(1- n )=1÷(1-34×0.005)=1.2式中：P漏 风筒漏风系数n风筒接头数，34个每个接头的漏风率，螺圈反边接头时取0.005）计算所需通风机的工作风量根据掘进工作面所需风量Q需

53、和风筒的漏风情况，用下式计算所需通风机的工作风量Q通：Q通 =Q需 ×P漏 =350×1.2=421m3/min式中：Q通所需局部通风机的工作风量， m3/min Q需掘进工作面所需风量，350m3/min6、风机选型集中回风大巷掘进长度为680米，煤体瓦斯含量低，拟选用直径600mm的风筒，故用FBD6.3/2×22的局部通风机（额定风量为370580 m³/min）和直径600mm的风筒，能满足工作面风量需要。经过以上验证，集中回风大巷开拓选用FBD6.3/2×22的局部通风机和直径600mm的风筒，在风筒最大摩擦阻力和最大漏风量时，能够满

54、足工作面计算所需风量，确保该面安全生产实际需求。3、 局部通风机位置安设在距回风立井井口不小于10m位置，采用风电闭锁和瓦斯电闭锁保护。 四、风流路线 1、新鲜风流地面局扇 回风立井风筒 集中回风大巷风筒掘进工作面 2、泛风流集中回风大巷掘进头集中回风大巷回风立井地面附图:通风系统示意图第二节 压风系统一、矿井用风设备、工具数量及耗风量表 序 号设 备名 称型 号耗风量m³/min使 用台 数备 用台 数合 计1风动凿岩机YT-283.03582气动锚杆钻机MQT-1303.62353风 镐G101.21344气动手持式钻机ZQS-50/1.9S1.62245喷浆机PC8U811 根据施工方法及施工机具设备计算，集中回风大巷最大耗风量：Qmax=1.15×1.1×(Q风钻十Q喷射机+Q锚杆机+Q风镐) =1.15×1.1×(3×3.0+1×8+3×3.6+1×1.2+2×1.6) =32.2m3/min根据计算和实际节能需要选择两台BLT-150A/8型压风机供压风，单台额定供风量为20m3/min，故满足掘进面