13090上巷作业规程.docx
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13090上巷作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为二113090工作面上巷。
二、掘进用途
满足13090工作面出煤、运料、通风要求。
三、巷道设计长度及服务年限
设计长度：
400m。
服务年限：
2年。
四、预计开竣工时间
本掘进巷道自2014年2月开工，预计2014年8月底竣工。
第二节依据
一、设计说明书及批准时间
设计说明书名称为《13090工作面设计说明书》，批准时间为2013年10月。
附13090工作面上巷平面布置图（1-1）
附13090工作面上巷剖面图（1-2）
附：
13090工作面上巷平面布置图（1-1）
附：
13090工作面剖面图（1-2）
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、地面位置：
二113090工作面位于位于梨树坡三风井以东约550米，山地地形，无建（构）筑物，无大的地表水体，存在季节性冲沟。
二、井下位置及四邻采掘情况：
二113090工作面位于13采区轨道上山北翼，上部为二113031工作面采空区，下部为二113111工作面采空区，北部为石壕煤矿与观音堂煤矿的井田边界。
工作面煤层地面标高+605—+695米，工作面标高+318—+395米。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
二113090工作面开采煤层为二迭系下统山西组二1煤层，工作面内甘401钻孔煤厚2.07米，甘404钻孔煤厚2.67米，ZK14035钻孔煤厚1.73米，煤层均厚2.15米，煤层局部含夹矸0-2层，岩性为泥岩及砂质泥岩。
煤层倾角平均7-12°。
见表2-1、表2-2。
表2—1煤层特征情况表
煤层情况
平均厚度
（m）
2.15
煤层结构
简单
煤层倾角
平均14°
煤层总厚度
（m）
1.7—2.67
二113090工作面开采煤层为二迭系下统山西组二1煤层，工作面内甘401钻孔煤厚2.07米，甘404钻孔煤厚2.67米，ZK14035钻孔煤厚1.73米，煤层均厚2.15米，煤层局部含夹矸0-2层，岩性为泥岩及砂质泥岩。
煤层倾角平均14°。
表2—2煤层顶底板情况表
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
直接顶
长石石英砂岩
18-21
灰白色，石英砂岩，层面富集白云母及黄铁矿结核，局部夹薄层黑色泥岩，泥质胶结。
19
伪顶
泥岩、碳质泥岩
0-0.4
黑色、灰色薄层泥岩，局部发育。
直接底
泥岩、炭质泥岩
4-6
灰黑色，含植物化石及黄铁矿结核，遇水易膨胀。
二、煤层瓦斯等级、发火期、煤层爆炸指数
1、瓦斯：
根据地质勘测二113090工作面煤层瓦斯含量为0.8~2.0m3/t。
2、煤尘：
三类不易自燃。
3、瓦斯突出与自然发火：
根据我矿生产实际中，煤层无瓦斯突出现象，但有局部瓦斯聚集浓度超高情况，在回采过程中，应加强通风，采取瓦斯防治措施。
该煤层无自然发火现象。
4、地温：
平均26°,正常地温区。
5、地压：
无冲击地压影响。
6、最大涌水量为40m³/h，正常涌水量10m³/h。
附图煤岩层综合柱状图
第三节地质构造
本区无陷落柱,岩浆岩及古河床冲刷。
据已有地质资料分析：
1、该工作面下巷掘进施工中，下巷平台以里230米~533米处，可能会受到F1411断层及其伴生构造影响。
该断层为正断层，落差0~26米，该断层位于工作面下部，距工作面下巷平距约20米左右。
2、该工作面切眼掘进施工中，自下拐头向上约48米处或将揭露F1205断层，该断层为正断层，落差0~18米。
据地质资料显示，该断层在切眼处尖灭，断层尖灭地带多是水、瓦斯及有毒有害气体赋存积聚地区，对安全施工威胁较大。
3、二113031、二113011工作面在掘进及回采过程中，揭露多条断层，根据其走向及落差推断，预计二113090上巷掘进施工中可能会依次揭露f70、f72、f73、f78、f74断层。
二113090下巷掘进施工中可能会依次揭露f78、f73、f74断层第三节煤（岩）层赋存特征列于下表。
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对掘进影响程度
F1411
355~5
265
60
张扭性
0~26
大
F1205
355
265
张扭性
0~18
较小
f70
NW
40
99
张扭性
中等
f72
NW
68
25
张扭性
中等
f73
NW
208
59
张扭性
6.5
大
f74
NW
207
张扭性
中等
f78
NW
45
75
张扭性
1.0
中等
第四节水文地质
1、工作面对应地表为山地地形，无大的地表水体，但存在季节性冲沟，煤层埋深平均约300米左右，掘进施工基本不受地表水影响。
2、该工作面位于二113031工作面采空区下部，距采空区下巷17~64米，依据已有地质资料显示，该采空区下巷里高外低，正常情况下，积水可自流排出，但该巷道目前塌实情况不明，如巷道一旦垮塌，阻断积水自流通道，则可能存在老空区局部积水。
3、该工作面下巷下部为二113111工作面采空区，距采空区上巷平距约8~24米。
该采空区虽位于工作面下部，但受F1411断层影响，采空区上部将高于该工作面下巷，工作面下巷掘进施工可能受到二113111工作面采空区上部积水影响。
4、甘404钻孔距位于设计工作面下部里段，距下巷20.6米，该钻孔将对下巷安全施工造成影响。
5、ZK14035钻孔在工作面切眼内自下拐头向上114米处，该钻孔将对切眼安全施工造成影响。
6、该工作面下巷平台以里230米~533米处下部为F1411断层，两者平面距离约13~19米，该断层为正断层，落差0~18米，正断层多为导水断层，该断层及其破碎带若导通主要含水层富水区域，则将
对工作面下巷施工造成安全威胁。
探放水措施：
1、工作面掘进施工，每掘进70米，进行一次直流电法勘探，以查明正头前方的富水状况；工作面圈成后，投产前进行瞬变电磁勘探，以查明区内奥灰含水层富水状况。
对物探查出的富水异常区及时进行钻探验证或合理留设隔水煤柱。
2、在工作面掘进施工中，按照《煤矿防治水规定》，对威胁工作面施工安全的采空区及老巷、断层，钻孔等进行探放水作业，确保安全施工。
第五节问题及建议
一、问题：
1、二113090工作面上部为二113031采空区，如二113031下巷外段巷道未压实，则不存在老空水的影响，但若巷道压实，则采空区局部存在积水，二113090工作面上巷掘进将受到采空区积水威胁。
2、工作面上下相邻区域掘进及回采时揭见多条断层，对煤层赋存造成较大影响，为巷道掘进也带来一定影响，且断层也多是水、瓦斯及有毒有害气体容易赋存积聚的地方，对施工安全存在威胁。
3、工作面距离采空区距离较近，如掘进施工对岩层造成破坏，采空区积聚的瓦斯及有毒有害气体可能会涌入施工巷道，对施工人员造成安全威胁。
4、二113111工作面上巷标高不清楚，无法准确预测其对二113090下巷施工的影响程度。
5、根据钻孔资料分析：
工作面内部煤层厚度变化较大，可能存在薄~无煤带，对工作面的施工及储量预算影响较大。
二、建议：
1、及时安排对老空水的探查，按《义煤集团掘进工作面防治水管理办法》进行物探和钻探。
2、施工中做好地质、水文地质观测并做好分析、预测预报工作，为工程施工提供可靠的地质依据。
3、按规定配备排水设备，及时完善排水系统。
4、加强水文地质观测，在掘进过程中如发现：
水响、水叫、发凉、煤壁发暗发潮、挂汗、出现雾气等透水征兆时，应立即停止施工，将情况上报调度室并撤出人员，待隐患解除后，方可正常生产。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
三区13090上巷设计开口位置位于三区13090上片盘向下40m处，方位为5°，沿煤层顶板向前掘进施工，巷道设计长度为400m，巷道断面为梯形。
第二节矿压观测
1、根据集团公司要求，该施工巷道要求在顶帮设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。
序号
观察项目
观察目的
观察方法
1
巷道表面移
近量
监测巷道相对变形量，判定稳定性
测杆、测枪
2
巷道顶板离层
监测顶板稳定状况及时采取安全措施
离层指示仪
3
两帮相对移
近量
两帮移近量
在标记点间用钢尺量
顶板离层监测每隔50-100m设置1处，巷道表面位移监测设置3-5处。
第三节支护设计
一、巷道断面
由于三区上山多年未经采动，巷道压力较小。
根据地质条件，采用支护方式为工字钢支护，二113090上巷、下巷沿煤层顶板施工掘进，巷道采用工字钢棚+网+连扳+双点柱支护方式进行掘进。
巷道断面为梯形工字钢棚，底宽（净）5600mm，底宽（毛）6000mm，顶宽（净）4000mm，顶宽（毛）4400mm，净高2500mm，毛高2700mm，S净=,12m2，S毛=14m2；工字钢棚支架分为三部分：
一根梁和两根棚，梁长为4200mm，腿长2900mm，底宽5600mm，净高2500mm。
工字钢棚棚距500mm，连板六根，梁上二根，腿上各二根，棚架设时要迎山有力，严禁前倾后仰。
1风筒2水管3风管4连扳5点杆
二、支护工艺
（1）临时支护
爆破后，先对顶板危岩进行敲掉，然后采用2根吊挂式前探梁进行临时支护，前探梁用24Kg/m轨道加工而成，长度3.5m，间距1.5m，前探梁钩固定，每根前探梁不少于两个前探梁钩，使用时必须背死契牢。
前探梁最大控顶距离为0.5m。
当顶板不平整大块矸石一时难以敲掉时，应使用3根轻型单体液压支柱或3根带有初撑力、支撑高度为1.8m～3.0m的金属安全点柱，并用规格不小于250mm×150mm×50mm的木托板带帽合理有效地支撑顶板，作为临时支护。
迎头临时支护设施必须配备齐全。
④临时支护平、剖面图
第四节支护工艺
一、支护材料
1.工字钢棚：
工字钢棚支架分为三部分：
工字钢顶梁和两根棚腿，工字钢顶梁梁长为4200mm，腿长2900mm，底宽5600mm，净高2500mm。
工字钢棚距500mm，连板六根，顶梁两根，两帮各两根，工字钢棚架设时要迎山有力，严禁前倾后仰。
2.顶部、两帮采用冷拔丝网，网的规格为长×宽=1200mm×1000mm，网格为长×宽=100×100mm；网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置。
3．工字钢点杆打设：
工字钢棚下需打设两根工字钢点杆，工字钢点杆打设位置为巷道中线两侧1.1米处。
二、支护工艺及要求
1.临时支护：
⑴当顶板较好时，可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护，然后方可铺网。
⑵当顶板破碎时，采用2根3.5米长专用前探梁进行临时支护，每根前探梁用2个前探梁钩固定，用木楔将梁固定好，在前探梁正头用坑木护顶后方可铺网。
⑶临时支护工艺、工序及要求：
①操作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮活煤（矸），并进行敲帮问顶。
确保无问题后，人员站在永久支护下，打设不少于2根戴帽点杆进行临时支护。
顶板维护好后，撤出窝头所有人员。
②加强顶板管理，发现煤顶压力大、离层、冒顶、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打加强戴帽木支柱支护后，方可继续施工。
③当顶板严重不平，无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根以上带帽木点柱进行临时支护。
2.永久支护
⑴．施工顺序：
安全检查→打眼放炮→敲帮问顶→临时支护→先戴梁、后栽腿→背顶背帮
四、架设工字钢棚
1.工字钢棚规格：
工字钢棚支架分为三部分：
工字钢顶梁和两根棚腿，工字钢顶梁梁长为4200mm，腿长2900mm，底宽5600mm，净高2500mm。
2.技术要求：
⑴支架各部分尺寸符合要求。
⑵工字钢棚棚距500mm。
⑶连板六根，顶部两根，两帮各两根。
⑷柱窝深度为300mm，遇到底板松软或淋水时应穿柱鞋。
⑸棚腿扎角应符合要求。
⑹架棚时按要求架设，架棚要及时。
⑺顶帮网之间用铁丝连接严密，不开裂，连网时，网与网之间的重叠长度为100mm。
（8）顶部及帮部背木与背木间距500mm。
五、背顶背帮
架设工字钢棚后对空顶空帮处要用坑木绞架接顶和编织袋背严背实。
六、巷道工程质量规定
巷道工程质量规定见表3-3。
表3-3巷道工程质量规定
项目
质量要求及允许误差/mm
合格
优良
巷道质量
1.巷道净宽
-50～+200
0～+150
2.巷道净高
-50～+200
0～+150
3.铺网质量
符合作业规程规定
4.支架间距/mm
150mm
5.棚梁接口/mm
离合、错位
6.支架迎山角/mm
不超过设计±0.5°
7.水沟中心位置/mm
±50
8.水沟宽度、深度/mm
±30
9.卫生
巷道内无淤泥，无杂物，材料工具码放整齐
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1.施工前，地测人员必须提前标定开口位置，标定巷道中腰线，施工单位严格按中腰线施工。
2.开口前，必须对开口位置左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。
3.开口前，应提前按照设计要求，安设通风机、接好风筒，准备好各种支护材料，放在合理位置并码放整齐。
二、施工方法
该巷道掘进为二1煤层全煤巷，沿煤层顶板掘进采用炮掘施工。
若遇到全岩巷道时，可采用分次放炮施工。
1.掘进班施工方法（爆破掘进）
⑴打眼放炮：
爆破作业严格按照《三区13090上巷作业规程》中规定的炮眼布置三视图及炮眼装药量中的规定装药放炮。
当地质条件发生变化时，可根据实际情况适当调整炮眼数量及装药量。
⑵临时支护：
迎头爆破后，及时在有效掩体下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，当顶板较好时，可采用不少于2根戴帽点杆进行临时支护；当顶板破碎时，采用前探梁进行临时支护，前探梁必须紧跟窝头。
每根前探梁用2个前探梁钩固定，用木楔将梁固定好，在前探梁正头用坑木护顶后方可铺网。
2.架棚
三区13090上巷采用工字钢棚，规格为：
工字钢棚支架分为三部分：
顶梁和两根棚腿，顶梁梁长为4200mm（净），腿长2900mm（净），底宽5600mm（净），净高2500mm。
3.背顶背帮
13090上巷背顶背帮采用冷拔丝网和双背木背设，架设工字钢棚后对空顶、空帮处要及时用坑木绞架接顶和编织袋背严背实。
第二节凿（煤）岩方式
炮掘施工方式
1.掘进爆破采用掏槽刷帮的作业方式。
2.钻爆作业中，原则上执行爆破图表中的炮眼位置、数量及其他参数，现场实际如有变化，可由爆破工根据现场情况做适当调整，保证较好的爆破效果。
3.钻爆设备：
YT23—24风钻一台。
4.施工工艺流程
安全检查→标定中腰线→钻掏槽眼→装药联线爆破→安全检查→出煤洒水→钻周边眼、底眼→装药联线爆破→安全检查→敲帮问顶→临时支护→铺设顶网→戴梁→栽腿→背顶背帮联网。
附设备布置图4-1
第三节爆破作业
一、13090工作面上巷爆破作业严格按照本设计中规定的炮眼布置三视图及炮眼装药量中的规定装药放炮。
当地质条件发生变化时，可根据实际情况适当调整炮眼数量及装药量。
二、打眼机具：
采用YT23—24型风钻打眼，风源来自南大巷压风机房。
三、装载、运输：
施工过程中采用人工装卸侧卸矿车运输煤、矸。
四、降尘方法：
煤层注水、湿式打眼、水炮泥装药、爆破后使用风水喷雾、洒水防尘。
五、炸药、雷管：
使用煤矿许用乳化炸药、毫秒电雷管，电雷管必须编号。
六、装药结构：
正向装药结构。
七、爆破条件表：
爆破条件表
名称
单位
数量
巷道掘进断面
㎡
12
炮眼个数
个
15
每循环炸药消耗量
kg
6.6
每循环雷管消耗量
个
15
循环进尺
m
1
煤硬度系数
f
2~3
瓦斯情况
绝对涌出量为m³/min
1
八、爆破器材：
使用3号煤矿乳化炸药，药卷规格φ32×200mm，重量0.2kg，毫秒延期雷管引爆，MFB—200型电容式发爆器起爆。
九、装药结构：
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。
附图：
三区13090上巷炮眼布置三视图（4-2）
附图：
三区13090上巷爆破说明图表（4-3）
13090上巷炮眼布置三视图（4-2）
13090上巷爆破说明图表（4-3）
眼
名
眼
号
眼
数
眼
深
m
装药量
起爆
顺序
联结
方式
装药
方式
单孔
小计
卷数
重量kg
卷数
重量kg
掏槽眼
1-3
3
1.7
3
0.6
9
1.8
Ⅰ
串
联
正
向
装
药
周边眼
4-9
6
1.5
1
0.2
6
1.2
Ⅱ
底眼
10-15
6
1.5
3
0.6
18
3.6
Ⅲ
合计
15
6.6
第四节装载与运输
一、装煤（矸）方式
13090工作面上巷掘进过程中，采用人工进行装煤（矸），坚持煤矸分装分运，保证煤质，运煤采用1吨侧卸式矿车。
二、运输方式
1.出煤（矸）
三区13090上巷施工时，煤可以从正头通过矿车经三区轨道上山到北大巷到副井底至平地。
矸石可装入矿车，采取分装分运方式运出。
2.运料
三区13090上巷施工时，掘进头所需要的材料、设备等物质，采用1t矿车、平板车、花车等工具通过三区轨道平台绞车运送至三区轨道上山到13090下巷偏盘，最后运送到工作面掘进头施工地点。
第五节管线及轨道铺设
在三区13090上巷掘进中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒均应按规定的位置吊挂牢固整齐。
1.风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。
供风和排水管路使用4寸塑胶管，供水管路使用2寸铁管，距工作面正头20m范围内使用1寸高压管。
风筒使用直径600mm的阻燃风筒，逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面正头不得超过5m。
2.铺轨要求：
⑴直线段规距为600mm，偏差不小于2mm，不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过±50mm。
⑵轨道的铺设要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷道的竖曲线要求。
⑶轨面与轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不应超过2mm，螺栓、螺母和道夹板必须齐全。
在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。
⑷钢轨接头间隙，在直线部分不应超过5mm，在曲线部分不应超过8mm。
⑸曲线铺轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为其钢轨长度的1/3～1/4。
⑹曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。
3.道碴和轨枕要求：
⑴道轨铺好后，道心要填平、砸实。
⑵轨枕为混凝土枕，规格（长×宽×厚）为1.2m×0.2m×0.2m，枕木间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨道中心线与道木得中心要一致，道木要垂直轨道中心线。
⑶道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且禁固牢实，不得松动。
⑷道心禁止填煤块、木材等。
4.其它要求：
⑴道轨型号要统一。
第六节设备及工具配备
设备及工具配备见表4—4
设备及工具配备情况表（4-4）
序号
设备工具名称
型号五、设备及工具配备
规格
功率/kW
单位
数量
1
局部通风机
FBD/2×15
2×15
台
2
2
风镐
GT10P
2
部
2
3
风钻
YT23—24
部
3
4
力距板手
把
1
5
绞车
JD—11.4
11.4
台
1
6
锨
把
8
7
镐
把
3
8
锤
把
2
9
水泵
DA1—80×6
7.5
台
2
第五章生产系统
第一节通风
根据石壕煤矿矿井地质报告资料和矿井历年来瓦斯鉴定资料，属瓦斯矿井，但由于受瓦斯地质条件差异的影响，在以往的矿井采掘过程中，局部地段瓦斯富集，曾发生风流中瓦斯浓度增高的现象，因此13090上巷巷道掘进时应加强瓦斯监测和通风管理。
通风系统严格按照通风系列化要求进行布置，采用双风机、双电源、风电闭锁、瓦斯电闭锁、自动倒台装置。
1.按瓦斯涌出量计算：
Q=125qk=125×1×2=250（m³/min）
式中：
Q——掘进工作面实际需要的风量，m³/min；
125——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值；
q——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，取q=1m³/min；
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取2。
2．按二氧化碳涌出量计算
Q=67×qcc×kcc=67×0.7×2=93.8（m³/min）
式中：
qcc——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m³/min；
kcc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1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；
67—按采煤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：
Q=10A=10×6.6=66（m³/min）
式中：
10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量；
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取A=13.2kg。
按照上述条件所得最大值，确定局部通风机吸风量为250m³/min。
4．按局部通风机实际吸风量计算：
Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=250×1+60×0.25×12=430（m³/min）
式中：
Qaf——局部通风机实际吸风量，m³/min；m³
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；
0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，㎡。
4.按工作人员数量验算：
Q=4n=4×30=120（m³/min）
式中：
4——每人每分钟不低于4m³的配风量；
n——掘进工作面同时工作最多人数，取n=30。
5．按风速进行验算
⑴按最低风速验算：
Q掘=60×0.25Shf
式中：
Q掘——掘进工作面最低需要风量，m³/min
Shf——掘进工作面巷道的净断面积，㎡。
因此，Q=60×0.25×12=180（m³/min）
⑵.按最高风速验算
Q掘=60×4.0Shf
式中：
Q掘——掘进工作面最高需要风量，m³/min
Shf——掘进工作面巷道的净断面积，㎡。
因此，Q掘=60×4×12=2880（m³/min）
180m³/min＜250m³/min＜2880m³/min
⑶、通过以上计算及验算，选用型号为
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