掘进规程.docx

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掘进规程

保存单位：

编号：

掘进作业规程

施工单位：

东采区

施工地点：

施工队组：

编制人：

井（区）长

技术主管

安全区长

通风

机电

段长

编制日期：

2008年8月12日

开工日期：

年月日

审批意见：

总工程师：

年月日

生产或开拓

安全监察

通风

机电

地测

煤质

第一章编制概况4

第一节概述4

第二节依据4

第二章地面位置及水文地质情况4

第一节地面相对位置及临近采区开采情况4

第二节煤（岩）层赋存特征5

第三节地质构造5

第四节水文地质6

第三章巷道布置及支护说明6

第一节巷道布置6

第二节矿压观测6

第三节支护设计7

第四节支护工艺10

第四章施工工艺14

第一节施工方法14

第二节凿岩方式14

第三节爆破作业14

第四节装载与运输15

第五节管线及轨道敷设16

第五章生产系统17

第一节通风17

第二节压风18

第三节瓦斯抽放18

第四节综合防尘18

第五节防灭火19

第六节安全监控19

第七节供电19

第八节排水20

第九节运输20

第十节照明、通信和信号20

第六章劳动组织与主要技术经济指标21

第一节劳动组织21

第二节作业循环22

第三节主要技术经济指标22

第七章安全技术措施23

第一节一通三防23

第二节顶板24

第三节爆破25

第四节防治水27

第五节机电28

第六节运输30

第七节其他32

第八章灾害应急措施及避灾路线33

第一章编制概况

第一节概述

一、巷道名称

本作业规程掘进地巷道为7100运输下山及回风联络巷。

二、掘进目的及用途

掘进目的是为了形成7100采区地运输生产系统，满足该采区七层煤回采地通风、运输、行人及管线敷设的需要。

三、巷道设计长度、坡度及服务年限

1.巷道设计长度；运输下山工程量1135m（平距）；回风联络巷工程量51m（平距）；7100底车场绕道及七至八层石门工程量200m。

总工程量1386m（平距）。

2.服务年限：

15年。

四、预计开工竣工时间

经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2004年1月开工，预计2004年11月竣工。

第二节依据

一、采区设计说明书及批准时间

采区设计说明书名称为《7100采区设计说明书》，批准时间为2002年12月。

二、地质说明书名称为《81001工作面掘进地质说明书》，批准时间为2003年1月10日。

三、矿压观测资料

地质构造处应力集中，其详细数据参考临近工作面。

第二章地面位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及临近采区开采情况

11号煤层410盘区51001巷地面位于二台村东梁、矿机分厂南部，横穿通往五九公路地通矿公路。

地面标高+1261.97—1304.19m。

11号煤层410盘区51001巷井下位置；东邻火药库保护煤柱，西邻81003采面，南邻矿界，北邻工业广场保护煤柱。

51001巷东部与地方小煤矿相邻，前方采掘情况不明，在掘巷过程中，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以及长探短掘地施工方法。

井上、下对照关系见表1。

表1井上、下对照关系表

水平名称

1045水平

采区名称

四五采区

地面标高/m

+1262.0—+1304.2

井下标高/m

+1030—+1060

地面地相对位置建筑物

地面相对位于二台村东梁、矿机分厂南部，横穿通往五九公路地通矿公路。

井下相对位置对掘进巷道的影响

东邻火药库保护煤柱，西邻81003采面，南邻矿界，北邻工业广场保护煤柱。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

无

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

51001巷沿11号煤层顶板掘进，煤层结构简单，有不稳定夹石出现，煤厚由北向南逐渐变薄，开口处为10号煤与11号煤合并层，随着掘进逐渐分离，顶板岩性友明显变化，北部直接顶有明显易垮落地砂页岩互层，煤层厚度总厚（1.40—2.40）/1.63m，硬度系数f约为3—4，与10号煤层层间距为0—11.8m。

顶、底板岩性特征见表2。

表2顶、底板岩性特征

顶底板名称

岩石名称

厚度/m

岩性特征

顶板

基本顶

中细砂岩

9.3

灰白色、主要成分为石英长石

直接顶

砂页岩夹层

2.3

灰白色

伪顶

页岩

0.2

灰白色、致密坚硬

底板

直接底

粉砂岩

灰色、水平节理、薄层状构造，含炭质物多

煤层特征

指标

参数

备注

煤层厚度（最大～最小/平均）/m

1.6～1.4/1.5

煤层倾角（最大～最小/平均）/α°

煤层硬度

f=1.5

煤层层理（发育程度）

较发育

煤层节理（发育程度）

较发育

自然发火期/d

无自燃发火倾向

煤

质

灰份

%

挥发份

%

容重

T/m3

相对对瓦斯涌出量（m3/t）

0

煤尘爆炸指数

%

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

该工作面煤层属高瓦斯煤层，煤具有自燃性，发火期最短为6个月，煤尘爆炸指数为30%。

第三节地质构造

煤层倾向N—S，煤层倾角0.3°—9°，平均1.6°，为近水平煤层。

根据地质钻孔提供资料，本工作面地质构造较简单。

断层情况

编号

断层名称

构造性质

走向/（°）

倾向

倾角/（°）

落差/m

对工程的影响

7

F7

正断层

34

NW

64

0-3

对工程影响不大

第四节水文地质

一、水文情况

该巷掘进过程中水文地质情况简单，局部有淋水。

二、主要构造的水文地质构造

本区主要构造有F2、CF3断层及倾伏向斜。

1、F2断层

2、倾伏向斜

3、CF3断层

三、掘进巷道安全隔水层厚度计算

1、七层煤掘进巷道五灰安全隔水层厚度计算：

现五灰区域水位为+32m。

据公式

式中t——安全底板隔水层厚度，m;

L——掘进巷道底板最大宽度，4m；

γ——隔水层底板岩石的容重，2.5t/m3；

KP——隔水层岩石的张拉强度，10tf/m2；

H——隔水层底板承受地水头压力，580.55tf/m2；

则tmax=21.6<68.55m

因此，正常块段掘进不受底板五灰水威胁。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

依据81001工作面设计，51001巷沿11号煤层布置，开口处位于410巷内，坐标Y51001=544927.8，方位角180°，沿11号煤层顶板掘进，若煤层高度不够2.4m，则沿顶起底掘进。

51001巷断面为矩形，巷宽3.6m，巷高2.4m，S荒=8.64㎡，S净=8.1㎡.

附图2：

51001巷开口大样图。

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测

掘进过程中，每班安注地锚杆要用扭矩扳手和液压测力计逐根进行检测，凡扭紧力达不到120Nm的锚杆要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备查。

一、顶板离层监测

1.顶板离层检测仪的布置：

施工过程中，选用LBY-2型顶板离层监测仪，自开口处开始，在巷道顶板中部每200m安设1台。

2.顶板离层检测仪的安装：

1）用φ36mm的钻头在顶板上打眼，眼的深度应比锚杆设计长度大500mm。

2）用端部带槽的安装杆将上部锚固器1推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚住。

3）用端部带槽的安装杆将上部锚固器2推至锚固剂（水泥卷）设计位置下端，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚住。

4）将套管组件3（其下端为固定点3）插入钻空口，同时将细钢丝绳从刻度尺端向外拉，确保两个刻度尺指标环移动顺畅，不受任何卡阻，并确认套管组件已固定在钻孔中。

5）将刻度尺4用与其相连地钢丝绳固定好，截去多余地钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。

6）将刻度尺5用与其相连地钢丝绳固定好，截去多余地钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。

7）记录下固定点3与刻度尺4之间、刻度尺4与刻度尺5之间的两个数据，即为顶板离层指示仪的初始数据。

3.数据检测及资料整理分析：

1）巷道内要悬挂顶板离层指示仪管理牌板，每7d由专人进行填写，内容齐全，文字清晰。

2）区队内要有正规的顶板离层指示仪监测记录表，检查人上井后要及时填写，一式两份，每周向技术科送交一份备查。

一、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，工作面掘出10m后设一组检测断面，每组检测断面间的距离为20m，每组检测断面设4个检测点，即拱顶、底板及两帮腰线处各设1个，每24h检测一次，并将检测结果记入专用记录本备查，每个监测点自设立之日气起，连续检测时间不少于60d。

第三节支护设计

一、巷道断面

AB段车场断面为三心拱形，S净=9.95m2,S荒=11.8m2.

附图9：

II—II断平面图。

运输下山断面为半圆拱形，S净=6.29m2,S荒=7.43m2.

附图10：

III—III断平面图

二、支护方式

（一）永久支护

巷道永久支护方式采用锚喷、锚网喷支护，锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800m×800m.每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号MSK2535。

网为3.5mm的冷拔丝编制的方格网，网的规格（长×宽）为2200×1000mm，网要压茬连接。

喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥，砂为纯净的河砂，石子直径不大于15mm，并用水冲洗干净，混凝土中水泥：

沙：

石子配合比为1：

2：

2。

（二）按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

L＝KH＋L1＋L2

＝2×0.5＋0.35＋0.05

＝1.4（m）

式中L—锚杆长度，m；

K—安全系数，一般取2.0；

H—冒落带拱高度，取0.5m。

L1—锚杆注入坚硬稳定岩层的深度，一般按经验取0.35m；

L2—锚杆在巷道中的处露长度，一般取0.1m。

其中H=

=3.84/2×3=0.64m

式中B——巷道开掘宽度，取3.84m；

f---岩石坚固性系数，砂岩取3。

则L=1.78m。

2、锚杆间距、排距计算：

设计时令间距、排距均为a,则

a=

式中a——锚杆间排距,m；

K——安全系数，一般取2.0。

H——冒落拱高度，取0.64m。

γ——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；

Q——锚杆设计锚固力,64KN/根。

a=1.581m

施工时取a=800mm。

通过以上计算，选用直径18mm、长度1800mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距800mm。

锚杆打设后要及时全断面挂冷拔丝网。

相邻两块网之间要压茬连接，压茬长度不小于80mm，每隔200mm有一个连接点。

工作面爆破后要及时进行初喷，初喷厚度为50—60mm，爆破前初喷至工作面，爆破后不大于1.0m；复喷厚度为60—70mm，复喷后总厚度为120mm。

复喷距工作面不得超过6m。

爆破前锚网支护到工作面不大于0.7m，爆破后锚网支护到工作面不大于1.7m。

当围岩稳定性较差时，锚杆间、排距缩小至600mm，拱顶以上挂钢筋梯加强支护。

洒水养护时间不少于28d。

三、锚杆支护验证

1、采用普氏平衡拱理论进行锚杆支护参数设计：

C=[kγHBcos（a/2）/（1000fckc）-1]×htan（45°-θ/2）

式中C——挤压破碎程度；

K——自然平衡角部应力集中系数，取1.9；

γ——上覆岩层的容重，取2.5t/m3；

H——采深，取240m；

B——固定残余支撑压力影响系数，实体煤巷取B=1；

fc——煤层普世系数，取fc=3；

a——煤层倾角，取a=1.6°；

h——巷道掘进高度，取2.4m；

kc——煤体完整性系数，取kc=0.3；

θ——煤体内摩擦角，取54.8°

计算得：

C=0.203m。

交岔点潜在垮落高度b=（a+c）cosa/（kyfr）

式中a——巷道有效高度的一半，取1.2m；

ky——顶板岩性系数，取0.2；

fr——顶板普氏系数，取4.5。

计算得：

b=1.56m。

顶板潜在垮落高度为1.56m，所以1.7m锚杆支护能够满足支护要求。

2、锚杆参数：

（1）锚杆长度：

L=L1+L2

式中L1——锚固长度，0.9m；

L2——锚杆外露长度，0.15m。

计算得：

L=1.05m。

施工中取1.7m。

（2）锚杆间排距：

锚杆施加预应力后，在岩层中以45°角形成压应力区，因此锚杆地最大间排距为：

Lj=2×1/2（L-L2）tan45°

计算得：

Lj=1.55m。

通过以上计算m51001巷布置3排锚杆，锚杆间排距为1000×1000mm，可以满足顶板支护。

放炮前永久支护到工作面的距离不大于1.2m，放炮后永久支护到工作面地距离不大于2.6m，如遇到顶板破碎，应缩小锚杆间排距，buda

（三）临时支护

1）初喷工作面作临时支护。

爆破后及时用长把工具找掉迎头危岩，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度不小于50mm，喷浆体初凝20min后，施工人员方准进入迎头作业；

2）顶板破碎时，打设超前锚杆做超前临时支护。

（四）锚索加强支护

巷道永久支护后，施工过程中，根据围岩变化情况或施工交岔点及过断层时要采用锚索加强支护，锚索间、排距为2.0m。

1.确定锚索长度：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层中的锚固长度，m；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.0m；

LC——上托盘及锚具的厚度，取0.2m；

Ld——需要外露的张拉长度，取0.35m。

按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：

≥K×

式中K——安全系数，取K=2；

d1——锚索钢绞线直径，取15.25mm；

fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920Mpa，合1883.52N/mm2）；

fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。

则La≥1.435

取La=1.44m，则设计锚索长度4.0m。

2.锚索倾角：

锚索垂直巷道拱的切线安装布置。

3.锚索数目的确定：

N=K×

式中N——锚索数目；

K——安全系数，一般取2；

P断——锚索的最低断率，268.5KN；

W——被吊岩石的自重，KN。

W=

式中B——巷道掘进宽度，取最大宽度3.04m进行计算（注：

车场段为煤8四灰顶板，围岩稳定，不需打锚索，故取运输下山掘进宽度计算锚索数目）；

∑h——悬吊岩石厚度，取2.0m；

∑γ——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；

D——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取2.0m。

则W=243.1KN，N=1.81根。

通过以上计算：

巷道安注锚索时，考虑到锚索为在原锚网喷支护基础上的加强支护，故2根即可满足设计要求。

（五）临时支护

采用前探梁作为临时支护，前探梁使用10号槽钢，4m长、3根，吊挂采用φ18钢筋做成的吊环，吊环规格为150mm×100mm。

安装时，先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。

第四节支护工艺

一、锚网喷支护

（一）支护材料

1.锚杆及锚固剂：

锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹锚杆，直径为18mm，长度1800mm。

每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30—50mm，托盘为正方形，规格（长×宽）为130mm×130mm，用10mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为25mm，每块长度为350,锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSK1535,每根锚杆锚固力不小于64KN（35Mpa）。

2.网采用直径3.5mm的冷拔铁丝制成的经纬网，网的规格为长×宽=2200×1000mm，网格为长×宽=100mm×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于80mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。

3.喷射混凝土必须采用标号不低于425号水泥，砂为纯净的河砂，含水率为4%—6%。

石子粒直径小于20mm，将粒径大于15mm的石子控制在20%以下，石子过筛，并用水冲洗干净。

混凝土抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa，配比为水泥：

砂：

石子=1：

2：

2。

速凝剂型号为J85型，掺入量一般为水泥重量的2%—3.5%,喷拱取上限，喷淋水区可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

（二）锚杆安装工艺

1.打锚杆眼：

打眼前,首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查帮顶，找掉活矸危岩，确认安全后可作业。

锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标记，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度1.7m。

打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。

2.安装锚杆：

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，然后把2块树脂锚固剂送入眼底。

随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有套筒的锚杆安装机卡住螺帽。

开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动钎体旋转大于35s后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽。

12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，扭紧力矩不小于120N·m，锚杆盘要紧贴岩面。

（三）喷射混凝土

1.准备工作：

1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求（复喷时），发现问题应及时处理。

2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。

4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。

5）喷射人员要佩戴齐全有效的劳护用品。

2.喷射混凝土的工艺要求：

喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪口与受喷面应尽量保持垂直。

喷浆头与受喷面的垂直距离以0.8—1.0m为宜。

人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最适合的水灰比是0.4—0.5之间。

喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度50—70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h。

否则，应用高压水重新冲洗受喷面。

3.喷射工作：

喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15%。

若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。

喷射工作结束后，应立即收集回弹料，并将当班拌料用净。

当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

喷射混凝土回弹率不得超过15%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30%。

开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。

喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。

喷射中突然发生阻塞故障时，喷射手应紧握喷浆头，并将喷口朝下。

4.喷射质量：

喷射前必须清洗岩帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。

5.支护材料每米用量：

锚杆15套、树脂锚固剂30块、冷拔钢丝网4.5块、水泥0.242t、石子0.373m3、傻子0.373m3。

当围岩稳定性较差时，要加挂钢筋梯支护，排距600mm，钢筋梯4根。

施工中备用材料不少于2d的用量，并在工作面外100m专用料场中挂牌管理，码放整齐。

二、锚索加强支护

（一）支护材料

锚索应用不小于φ15.24mm、长4500mm（锚到稳定岩层为1.0m）的钢绞线配合锁头、托盘制作；其中锚索有效长度为4000mm，外露部分为0.5m；每孔使用4块φ25mm、长为350mm的树脂锚固剂固定，锚固力为不低于200KN/根；托盘用长500mm的工字钢制作，并在上面钻一个直径不小于15.24mm的圆孔。

锚固剂型号为MSK2535（眼底2块为MSK2535,外侧2块为MSZ2535），锚索到工作面的距离不大于5m。

（二）锚索安装工艺

1.安装方法：

1）当巷道按设计要求支护合格后，用MTQ—85J31型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式锚杆和φ27mm双翼钻头湿式打眼。

为保证孔深准确，必须在起始锚杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，眼深4m，并用压风机将眼内的残渣吹净。

2）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。

3）用棉线将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。

4）两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。

安注药卷时必须块凝药卷在上、缓凝药卷在下，然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防止捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

5）锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。

6）一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用缓速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20—30s，确保搅拌均匀。

7）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。

8）10min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。

9）两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。

然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶进程结束时，迅速换向回程。

10）卸下张拉千斤顶（注意用手接住，防止坠落），完成锚索的安装。

2.技术要求：

1）锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。

2）锚索孔深误差控制在0—+30mm。

3）锚索外露长度控制在小于或等于350mm。

4）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则开始聚合反应地树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。

5）搅拌树脂药卷后10—15min张拉锚索，张拉预紧力控制在60—80KN。

6）锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补打。

7）锚索锚固力不低于200KN。

8）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格地锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。

3.锚索支护材料每米用量：

钢绞线1根，锁头1个，钢梁头1个，锚固剂4块（其中快速2块，中速2块）。