1、新82202回风顺槽掘进作业规程 第一章 概 况第一节 概 述 一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为我矿二采区太原组中段8#煤层82202回风顺槽。 二、巷道用途 82202回风顺槽用于二采区布置的82202准备工作面的回风、行人及管线的敷设，与平行掘进的82202进风顺槽通过贯眼形成新的通风、生产系统。 三、巷道性质82202回风顺槽沿8#煤层底板掘进，设计掘进方位角180，掘进1420m后到矿界保安煤柱，通过切眼与平行布置的82202进风顺槽形成新的准备工作面。 四、 巷道设计长度和服务年限 设计长度：82202回风顺槽设计长度为 1420。开工时间：2010年3月20日。巷道服务年限：1年
2、。附图：巷道布置平面图第二节 编写依据 一、经过审批的设计及批准时间 本工作面所掘巷道和施工依据为山西省煤炭规划设计院编制的柳林十号矿90万吨初步设计、山西地宝能源有限公司提供的地质报告 二、地质说明书 本工作面所掘地质资料的依据为精查地质报告和地测部门根据已掘大巷、顺槽已揭露地质资料。第二章 地面位置及地质情况第一节 井上下位置及邻近采区开采情况井上下相对位置及邻近采区开采情况见表21 表2-1水平采区二采区工程名称82202回风顺槽地面标高889.4-994.5井下标高768-834井上位置 工作面对应地表范围内有穆家坡村部分村民房屋，采用炮掘方式掘进，在掘进的过程中巷道进行锚网加强支护，
3、对地面建筑不会造成影响。井下位置 掘进顺槽北与二采区东回风巷相接，东为82201回采工作面，西为平行掘进的82202进风顺槽，南临本矿矿界保安煤柱。邻近采掘情况对掘进巷道的影响 北与二采区东回风巷相接， 东面为正在回采的82201综采工作面，西面为82202准备工作面，南面为本矿矿界。第二节 煤（岩）层赋存特征 根据井田范围已揭露巷道显示该面8#煤层平均厚度2.8m，净煤层厚度2.6m，溶重为1.4T/m3，煤层结构比大致为，含12层夹矸，煤层走向大致ES183，倾向西南，倾角26，属可采稳定性近水平厚煤层。 附图：工作面煤层柱状图第三节 地质构造顶底板情况见 表22 煤层顶底板类别岩石名称厚
4、度/m岩性特征顶板老顶石灰岩57坚硬直接顶石灰岩2.04.0坚硬底板直接底泥岩、砂质泥岩36较坚硬 本工作面顶板属I类II型，大致东西走向，倾向西南。本掘进大巷位于我矿采区南翼，根据精查报告说明地质构造简单，属稳定的类型煤层，顶板属中等垮落类II型顶板；根据开采实际情况揭露预计本掘进大巷工作面可能存在溶洞裂隙，无其它地质构造。煤层特征见表23 指标数值备注煤层厚度/m2.62.2m夹矸厚0.20.6煤层倾角/（）26/4倾向南东北西煤层硬度/f34级摩氏硬度煤层构造层理发育构造简单，未发现断层节理发育局部地段发现裂隙绝对瓦斯涌出量（m3/min)0.46属低瓦斯矿井相对瓦斯涌出量（m3/T)1
5、.467煤层爆炸指数24%煤层具有爆炸性，不易自燃地温17地压正常无冲击地压第四节 水文地质情况本区内主要含水层有奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层，石碳系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层，上第三系、第四系孔隙含水层，现掘8#煤层的直接充水层为石灰岩岩溶裂隙含水层，其次在开采过程中产生的塌陷裂隙带，在其局部地段接近上第三系上新统底砾岩及风化裂隙水的充水补给，矿区内无常年性河流，只在雨季有短暂性流水补给。根据三交详查区水文地质资料，奥灰水位标高最高为803m，水流方向为西南，本井田10#煤层底板标高最低为770m，仅在西部存在局部承压开采，现开采8#煤层赋存于10#煤层之上，不存在奥灰水水患。矿井井口标高都
6、高于历年洪水位线以上15m，因而在掘进过程中无水患影响。该掘进工作面四邻水文情况，掘进工作面北接二采区东回风巷，东面为82201回采工作面，南至本矿矿界，四邻均无积水情况，因而总体预计该掘进工作面水文地质条件简单，不存在水患威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置该掘进顺槽布置于石炭系上统太原组8#煤层，巷道沿煤层掘进，开口位置在采区东回风巷以西164m处，开口真方位角为1800000，巷道净断面规格为4.03.0m，断面积为12m2，采用锚网支护。该顺槽与82202进风顺槽平行掘进，掘1420m到矿界保安煤柱与82202进风顺槽开掘切眼，形成新的准备工作面。第二节 矿压观察 我矿8#
7、煤层顶板岩性为石灰岩，岩性坚硬，顶板稳定。但在掘进过程中必须进顶板压力观察，具体观察方法如下：1、观察对象：82202回风顺槽顶底板、煤邦。二、观察内容：巷道顶板离层量（下降）；底板相对移近量（底鼓）；两帮相对移近量（片帮）；锚杆、锚索的载荷及锚固力（拨拉）；扭矩等。三、观测方法1、测点布置：正常情况下从82202回风顺槽开口后5米起每705m，做一观察基点对巷道顶底板、两帮移近量观测。用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板完好无淋水地段。2、用LC280测力器检测顶、帮锚杆锚固力，用力矩板手检查扭力是否达到要求。每300根拉拔测试一组，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册。四、数
8、据处理由质量标准化办公室负责检测记录和数据分析处理。第三节 支护设计 一、巷道断面82202回风顺槽采用“锚杆钢带金属菱形网”联合支护，断面为矩形。顺槽净宽为4.0m，高3。(附图：巷道断面支护图) （一）临时支护临时支护采用槽钢与锚杆联合支护，材料为h=120,L=4000的5号矿用槽钢；20L=2000的圆钢锚杆；MSCK2340型树脂锚固剂；在巷道顶板中间由锚杆配合槽钢加打12m的两列，锚杆间距为2.4m（即槽钢孔中心距为1.2m),紧跟工作面掘进，最大空顶距为4.2m。 （二）永久支护采用“锚杆钢带金属菱形网”联合支护，支护材料为螺纹钢树脂锚杆、220-3-4000-4-1000W型钢
9、带、金属菱形网、圆钢锚杆或一次性玻璃钢锚杆等材料。 二、支护设计（一）设计方法根据目前的情况，结合已施工巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。（二）类比工程的选择和比较82201回采工作面进、回风顺槽均采用锚网支护。目前工作面整体状况良好，能够满足安全及生产需要。82201工作面与82202工作面位于同一区、同一煤层，顶板岩性比较接近，且位于82201工作面以西，所以选择82201工作面顺槽支护作为82202回风顺槽掘进工作面支护设计的类比对象是合适的，其工作面回风顺槽、进风顺槽的支护参数对82202回风顺槽的锚杆支护设计有重要的参考价值。（三）锚杆支护长度计算L=KH+L1+L
10、2=20.7+0.3+0.05=1.75m式中 L-锚杆总长度m H-直接顶不稳定岩层厚度（取0.7m) K-安全系数一般取2 L1-锚杆锚入稳定岩层的深度一般取0.2-0.3m L2-锚杆外露长度一般取0.05m为安全起见锚杆长度取1.8m。2、锚杆的间排距确定对于无预应力的锚杆，要求每根锚杆承担岩石的重量，要小于或者等于锚固力或杆体拉断力的较小值。 即KHDRQ，锚杆支护面积应为DQ(HDR)式中 D锚杆支护有效面积 Q18mm的螺纹钢锚杆锚固力或杆体拉断力的最小值为50KN，约5.1吨 K安全系数取2 H不稳定岩层厚度（取0.7 m） R岩层平均容重取2.6T/m3经计算DQ(HDR)5
11、.1(0.722.6)1.4m2根据巷道断面规格，锚杆间排距定为1.2m,支护面积小于1.4m2。根据以上计算确定选用1.8m长的螺纹钢锚杆，快速树脂锚固剂端头锚固力最小值为70KN/根的螺纹钢金属锚杆，完全可以控制顶板。风动锚杆机进行支护。1、本工作面煤层顶板为石灰岩及砂质泥岩。2、根据顶锚杆通过吊悬作用组合梁，达到支护效果的条件，应满足：LL1L2L3式中：L锚杆总长m L1锚杆外露长（钢带厚度3mm托板厚度25mm螺母厚度24mm间隙富裕5mm，顶锚杆外露40mm，总外露长度取 100mm） L2有效长度（顶锚杆取免压拱高） L3锚入岩层内深度（顶锚杆取300mm）普氏免压拱高bB/2H
12、tan（45W帮/2）/f顶 f顶顶板岩石普氏系数P取2 B-宽度 W帮两帮围岩的内摩擦角取63.43 b4000/23000tan（4563.43/2）/21359mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶1800mm(0.1+0.3+1.361.8)固L取：1.8m3、按锚杆所能悬吊的重量确定排、间距：a（Q/KRL2）1/2式中： a锚杆排间距 Q锚杆锚固力70KN K安全系数2.5 R岩体容重2.6103kg/m3 L2普氏免压拱高度L2B/2F2式中：B巷道掘井宽度4.0m F2顶板岩石普氏坚固系数Fr2 L24.0/(22)1.0m a701000/（2.52.610001.0）1/2
13、=3.28故取a1.2m和1.2m间排距的2倍小于锚杆长度。（四）支护材料的选择1、82202准备工作面回风顺槽支护设计为：锚杆钢带金属菱形网联合支护，两邦采用锚杆梯子梁金属菱形网支护。顶板采用锚网配合W型钢带联合支护。 顶板锚杆规格为18L=1800mm，间、排距为12001200mm，每根锚杆采用两节MSCK2340型树脂锚固剂，靠帮两侧的锚杆应与竖直面形成25的夹角，其他锚杆垂直打入顶板岩层中，菱形金属网规格为12004000mm，采用12号铁丝编制。巷邦支护方式为；靠82201回采工作面的巷帮侧采用3根圆钢锚杆配合梯子梁加挂金属网联合支护；靠82202准备工作面巷帮侧采用3根玻璃钢锚杆
14、配合梯子梁加挂金属网联合支护。锚杆长度都为1600mm.两煤帮支护间、排距1200mm1200mm，呈矩形排列，距顶往下300mm处打一根锚杆，仰角15，其余两根按间距1200mm均垂直打入到巷帮。巷帮所挂金属菱形网规格为12003000mm。支护材料见表32 材料名称规格()材质用途槽钢4000120，厚度4.4钢板临时支护帮锚杆161600201600圆钢玻璃钢支护巷帮顶锚杆181800螺纹钢护顶树脂锚固剂23MSCK2340锚固剂托盘130 100、中孔22 16圆钢、玻璃钢护帮、顶钢带220-3-4000-4-1000W170-3-3000-4-650W钢板护顶梯子梁300010号钢筋
15、护顶、帮金属网12003000金属菱形网12004000金属菱形网12#铁丝护顶、帮 （五）质量标准与检验 1、各级领导必须坚持“安全第一，质量为本”的原则，狠抓基础工作，严格质量检验制度，消灭不合格品，实现质量标准化。2、工程质量检查及评级严格按有关标准执行。3、技术科对队组进行定期抽查，每月三次，队组质量验收员必须班班验收工程质量并进行登记和办理交接班手续。4、必须坚持对安全质量不合格的工程“返工处理”的原则。 质量标准与检验见表33 项目设计长度允许偏差巷道宽/4000-30-100巷道高/3000合格-50100优良 050锚杆扭力矩/Nm顶100符合设计要求帮40符合设计要求锚杆间排
16、距/顶12001200100帮12001200锚杆锚固力/KN顶70符合设计帮40符合设计锚杆角度/()见支护断面图5锚杆外露长度/4040备注：锚杆、锚索的扭力矩、锚固力每50m检查一组，每根锚杆、锚索支护质量必须符合达到设计标准，总合格率达到90%以上为合格，合格率低于90%以下必须全部重新加固。 第四节 支护工艺掘进采用放炮落煤、掘进循环进尺1.4m，巷道采用4m的槽钢和20L2000的螺纹钢锚杆配合进行临时支护，最大空顶距不超过4.2m；永久支护紧跟临时支护，且两帮锚网支护滞后工作面不大于10m，顶板破碎或地质变化带顶帮支护全部每循环永久支护一次紧跟工作面，严禁空顶作业。1、安装顶板锚
17、杆 施工顶板锚杆眼，采用MYT120C2、20mm钻头、BIP系列可接长钻杆风动锚杆钻机，按W型钢带眼位从巷道中间向两帮施工锚杆眼，锚杆眼深度为1.701.75m。打眼时要将锚杆机放平、垫稳、垂直于顶底板打眼。送树脂锚固剂，向锚杆眼内装入两个MSCK2340型树脂锚固剂，装好后用锚杆缓慢地推入孔底。搅拌树脂锚固剂：用连接套将钻机与锚杆销螺母连接起来，然后升起钻机。推进锚杆送到孔底后，停止升钻机，搅拌2030S后停机，然后撤钻，防止未凝固自然下垂。安装锚杆：15分钟后挂网、上钢带、安装托盘紧固锚杆，并用力矩扳手检查紧固力不小于100Nm。 在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网，规格：LB40001
18、200mm，金属网长边垂直巷道掘进方向铺设，长边对接，短边搭接150mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距100mm；也可以用成形铁丝直接穿接，要求金属网平整、拉紧、贴顶、不留网包。2、安装帮锚杆：砍壁修整巷道两邦，为防止巷道片邦先砍两邦上部成型后打眼安装上部两排锚杆，安装好后再支设下部。两帮联接金属网，联接方式同顶锚杆。按设计部位施工打帮锚杆眼：采用风动锚杆，1.8m长钻杆42mm钻尖打1.7m深钻孔，抖动钻杆排净煤粉。安装帮锚杆:先将树脂锚固剂轻轻插入孔内，装好后把锚杆慢慢推入孔底，上铁托盘拧满扣。安装锚杆：15分钟后安装托盘紧固锚杆，并用力矩扳手检查紧固力不小于40kN，锚杆
19、外露长度400mm。4、支护形式 （1）临时支护形式 巷道顶板中间使用6根U型槽钢（L=4000,b=120,厚度为44）和10根20L2000的螺纹钢树脂锚杆配合安装两列作临时支护，支护长度为12m,锚杆间距为2.4m（以备永久支护利用），掘进工作面每掘4m后将后一槽钢拆除，然后前移接替下一次临时支护，最大空顶距为4.2m。 （2）永久支护方式 顶板完整，采用“锚杆金属网钢带”联合支护，锚网永久支护紧跟临时支护，锚网支护滞后工作面不大于12m。顶板压力过大或局部破碎时，顶锚杆排距缩小为800mm，小循环作业支护，缩小空顶距离。 （附图：永久支护平面图） 5、锚杆支护技术要求：(1)使用标准支
20、护材料，钢带规格为4.0m长的W型钢带，顶锚杆为18mm，L=18000mm高强度螺纹钢锚杆，帮锚杆为16mm，L=1600mm圆钢及20mm，L=1600mm玻璃钢锚杆。 (2)风动锚杆钻机或煤电钻打眼时，必须垂直顶底板打眼，非工作人员不得靠近。(3)顶部金属网规格为4000mm1200mm，帮部金属网规格为3000mm1200mm，网与网重叠搭接不小于150mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距不大于100mm。(4)顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面，锚杆扭力矩达到设计要求。(5)顶锚杆每根使用MSCK型树脂锚固剂2卷，帮锚杆每根使用MSCK型树脂锚固剂1卷。(6)锚杆搅拌时间为204
21、5s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松锚杆钻机。(7)锚杆必须做拉力试验，巷道必须做点定期量取顶板下沉高度。(8)锚杆眼位必须量取定点，工作面应配备长短两种钻杆（直径相同）采用短打长套，以保证锚杆设施角度和深度。(9)过断层或顶板破碎带时，锚杆支护改为钢棚支护，工字钢棚缩小棚距，棚距为0.60.8m。(10)发现不合格或失修的锚杆，必须及时补修。 第四章 施 工 工 艺第一节 施工方式1、82202工作面回风顺槽采用爆破方式掘进，通过82201回采工作面运输顺槽贯眼形成运输生产系统。2、首先完善通风系统、进排水管路和出煤、运料系统。3、然后调整刮板输送机、皮带输送机。4、根据技术科给定
22、的开口位置及中线施工。第二节 掘进作业 一、掘进施工方式1、掘进方式为人工打眼，爆炮落煤，手镐整刷煤壁，滞后锚帮锚顶，一次成巷。 2、循环方式：采用两班掘进，一班检修的方式作业，班进三个循环，循环进尺为1.4m。 3、爆破工具选型：掘进面选用MZ1.5型煤电钻打眼，选用1.5m钻杆。 4、施工顺序：安全检查打眼、装药放炮落煤敲帮问顶打锚杆眼安装槽钢及锚杆进行临时支护锚网永久支护收尾（整理工程质量标准化）。 二、炮掘施工方式 1、巷道掘进采用钻眼爆破法施工。炮掘时采用先拉槽后刷帮压顶的方法。 2、钻眼放炮工艺流程 钻眼前的准备检查瓦斯钻眼装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘、
23、维护顶板临时支护出煤永久支护。 3、爆破说明书采用ZM150D型煤电钻，1500mm钻杆，45mm的钻头打眼，使用MFB100型发爆器，2级煤矿许用乳化销安炸药，煤矿许用瞬发或毫秒电雷管正向起爆。炮眼布置采用三角掏槽，多打眼少装药控制围岩的完整性：掏槽眼布置在巷道中央下方，成三角形布置，间距为600mm，底眼眼口距底板为300mm，眼底距底板200mm；顶眼眼口距底板为900mm，眼底距底板700mm。底眼眼口距底板为300mm，眼底距底板200mm，距两帮为350mm。中眼上排距顶板为1200mm，距两帮为800mm,水平间距为900mm; 下排距顶板2100mm，距两帮350mm，水平间距
24、900mm。顶眼眼口距顶板为300mm，眼底距顶板200mm，距两帮为350mm，水平间距为600mm 。4、炮眼布置及爆破参数 爆破原始条件表41序号名称单位数量备注1掘进断面12掘断面43m2煤层坚固性系数F233炮眼深度M1.44循环炮眼数个175循环炸药耗量Kg6.0煤矿许用乳化炸药6循环雷管耗量发17毫秒电雷管 爆破参数表 表4-2序号炮眼名称炮眼编号炮眼深度（m）炮眼长度（m）装药量（Kg）爆破顺序联线方式单孔小计1掏槽眼1-51.57.50.63.01串联2帮眼 6-111.48.40.21.223定眼12-171.48.40.31.834合计24.36.0 预计爆破效果 表4-
25、3 序号名称单位序号名称单位1炮眼利用率%935雷管消耗量发/m12.12循环进尺m1.42吨煤炸药消耗量Kg/t3.273循环炮眼长度m24.37吨煤雷管消耗量发/t1.24炸药消耗量Kg/m4.3 附图：炮眼布置图和装药结构图 三、钻爆工艺流程： 1、打眼前：打眼工必须检查煤电钻及煤电综保是否完好电缆悬挂是否整齐，瓦斯员检查CH4浓度是否超限，执行“敲帮问顶”制度，处理伞檐加固两邦，同时由验收员检查好巷道中心线，并根据炮眼布置图规定定好眼位。2、打眼：选用ZM150型煤电钻 L1.5m的钻杆、45mm钻头打眼，打眼过程中用力均匀，来回抽动钻杆将煤粉排尽。3、装药：使用2#煤矿许用乳化炸药（
26、32200mm）,毫秒延期或瞬发电雷管，正向连续装药，装药要严格按“装药结构图”中的要求执行，且装配起爆药卷时，必须遵守下列规则： A：必须在顶板完好、支架完整、避开电器设备和导电体的爆破工作地点附近进行，严禁坐在炸药 箱上装配起爆药卷。B：装配起爆药卷必须防止电雷管震动，以免冲击折断脚线和损坏脚线绝缘层。C：电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电钻杆、铁棍代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。D：电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。4、封口:炮眼封泥应用水炮泥或黄土，水炮泥剩余的炮眼部分全部用黄土充填，严禁用煤粉充填。
27、5、连线：爆破母线和连接线应符合下列要求。A：煤矿井下爆破母线必须符合标准。B：爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属线、钢丝绳、刮板运输机等导电体相接触。C：巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破线。D：只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。E：爆破前，爆破母线必须扭结成短路。6、放炮：放炮员必须持证上岗，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度，发爆器由放炮员随时携带，放炮后并将钥匙拔出，摘掉母线，并加以扭结使其短路。“三人连锁”放炮制度是指爆破前，爆破工将警戒牌交给班组长，班组长接
28、到警戒牌后，派人警戒，在检查顶板、支架、上下出口、风量等无问题后，清点人员无误后，下达放炮命令，并且将自已携带的命令牌交给瓦斯检查员，瓦斯检查员经检查爆破地点附近20米风流中瓦斯浓度在1%以下，煤尘符合规定时，将自己携带的爆破牌交给爆破工爆破工发出爆破警号（吹口号、大喊三声“放炮”）进行爆破，爆破后三牌各归其主。7、爆破后：待工作面的炮烟吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破的地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆情况，如有危险情况必须按煤矿安全规程处理。 8、出煤：出煤使用人工攉煤，刮板输送机搭接皮带运输。第3节 装载与运输 一、设备配置 1、原煤、矸运输方式：本工作面原煤（矸）全部采用刮板、皮带运输。82202回风顺槽掘进工作面40刮板机贯眼转载机82201运输顺槽800皮带采区东运输巷8#运输巷皮带主井底煤库地面2、辅助运输方式：地面材料主斜井甩车场南轨道大巷二采区东回风巷82202回风顺槽工作面（具体见运输设备布置图） 二、运输方式及要求1、人工放炮落煤、装煤，刮板机或带式输送机运煤，材料运输根据坡度使用11.4KW小绞车或25KW小绞车牵引平板车或矿车运输，平巷运输或进入车场人工推车。2、运煤过程中直经大于40cm的煤块需打碎，各个转载点洒水灭尘。3、小绞车运输材料时，要用声光双向往返联系，斜巷与顺槽巷运输材料时，严格执行“行车不行人，
