XX乡XX煤矿111901运输巷掘进作作业规程Word文档下载推荐.docx
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作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题：
二、处理意见：
作业规程复查记录
作业人员贯彻学习签名
班
参加人数
参加人员（签字）
贯彻人：
2012年月日
2012年月日
第一章概况
第一节概述
一、掘进巷道基本情况
巷道名称：
11901运输巷掘进工作面。
巷道位置：
巷道开口标高1252.4m，预计终止标高+1252.7m，11901运输巷由+1250m运输石门见19#煤层处开门，方位角134°
57′9″，预计掘进长度100m。
二、巷道用途
11901运输巷服务于11901采煤工作面，采煤工作面通风、运输、行人用途。
三、施工前准备工作
施工前，通风（设施）系统、供电（电气设备）系统、压风、防尘消防、通讯、运输系统、监控系统等按规定要求安装好，准备支护材料，并经有关科室验收合格。
编制并审定《11901运输巷掘进作业规程》和及其它相关安全技术措施，并组织作业人员学习、考试，合格后方可上岗作业。
该工程预计2012年2月下旬开工，2012年4月上旬竣工。
计划工期1.5个月。
四、巷道布置图
第二节编制依据
《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》《防治煤与瓦斯突出规定》、《防治水规定》；
XX乡XX煤矿（整合）《开采方案设计》中有关19#煤层一采区设计；
《11901运输巷掘进工程地质说明书》。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
上下对照关系表
水平、采区
一水平一采区
工程名称
11901运输巷
地面标高
+1350m～+1375m
井下标高
+1252.4+1252.7m
地面相对位置建筑物、水体及其它
相应地面位置为山地,无山塘和水库。
井下相对位置
下部为21903采煤工作面（未采面），上部为19
#煤层开采上限，东部为11902采面（未布置）
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
矿区边界有可能邻矿越界开采，掘进到终止位置时，采空区水对掘进作业可能有影响。
第二节煤层赋存特征和地质构造
一、煤层特征
1、19#煤层特征表
指标
单位
参数
备注
煤层厚度（最大～最小/平均）
（1.45m～1.7m）/1.6m
预计
煤层倾角（最大～最小/平均）
（27°
～31°
）/28°
揭露
煤层硬度f
1
煤层层理
发育
煤层节理
结构
结构较简单
煤类及煤质
高热值无烟煤
视密度
1．41t/m3
预计煤的残存瓦斯含量
3.24m3/t.r
自燃发火期
Ⅱ类、自燃发火煤层
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸危险性
地温
正常
22、煤与瓦斯突出
该矿未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。
依据《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》黔安监办字〔2007〕345号文，三家寨煤矿属煤与瓦斯突出矿区，高瓦斯矿井，掘进作业过程中,按煤与瓦斯突出矿井管理。
二、煤层顶底板情况
19#煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
中硬岩
5
10m
粉砂质粘土岩、细砂岩
直接顶
2-3
3m
灰色灰岩或泥质灰岩
伪顶
底板
直接底
2m
粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩
基本底
12m
三、地质构造
1、本区整体为一平缓的单斜构造，地层走向主要为北东～南西向，倾向东南105°
，倾角27°
、平均28°
。
矿区内构造类型属中等构造。
2、断层情况及其对回采的影响
3、本区无大的断层构造，对掘进有一定的影响。
4、褶曲情况及其对回采的影响
5、预计19#煤工作面运输巷、回风巷掘进过程中，煤层走向方位变化较少，出现影响掘进作业的褶曲较少。
四、地层综合柱状图
第三节水文地质
1、工作面的直接顶板为泥岩灰岩或灰色灰岩，底板为粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩，属弱含水层，局部地段有滴水淋水。
巷道布置在井田西翼，掘进过程中，可能遇断层，联通积水区。
掘进工作面主要充水方式为渗水、滴水、淋水，水量不大，局部可能发生突水。
该工作面在掘进过程中，尤其是在雨季期间，一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。
掘进作业时，必须探清掘进工作面前面地质构造，进行探放水作业。
根据贵州省文件精神，掘进作业过程中，必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水措施。
2、预计11901运输巷掘进工作面涌水量：
1t/m3。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置
巷道布置煤层层位：
19#煤层
工程量
100米
巷道布置水平标高：
+1252.4m；
方位
104°
中腰线
按中线施工
坡度
沿煤层顶板
开口位置
+1250m运输石门见19#煤层处
终止位置
断面形状
毛面积
毛下宽
毛中高
净断面积
净断面
毛水沟断面
半圆直墙拱
9.30m2
3.4m
3.1m
8.18m2
下宽×
中高=3.2m×
2.9m
0.2m×
0.2m
二、矿压观测
观测对象：
11901运输巷顶板、两帮，以及巷道支护情况。
观测内容：
围岩来压，支架抗压情况，顶板空顶,漏顶。
观测方法
每班班长进班作业前，要求先对11901运输巷进行检查，并用长柄工具进行敲帮问顶。
作业过程中，加强顶板管理，坚持敲帮问顶制度。
处理出现顶板破碎和漏顶必须先进行维修，然后才能作业。
维修时，先将里面人员撤出,由外向里逐段进行维护，维护方法采用重打锚杆挂网支护或工字钢棚子支护。
第二节支护设计
一、永久支护
11901回风巷支护方式选择:
根据我矿技术水平及11901采煤工作面回采工艺要求，11901运输巷采用锚杆—网支护。
顶板破碎地点和断层带位置采用工字钢棚子支护。
11901回风巷巷道断面选项择：
锚网支护
跟据11901采煤工作面通风、运输、行人需要，11901运输巷锚网断面形状为直墙半圆拱形，宽3.2m，中净高2.9m，净断面9.34m2,煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。
工字钢棚子支护
据11901采煤工作面通风、行人需要，11901运输巷架棚断面形状为梯形，上宽2.6m，下宽3.5m,中净高2.5m.净断面7.63m2,上为顶板斜面（不破坏顶板）。
煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。
11901回风巷锚网支护参数设计：
1）、巷道两帮的破坏范围：
C=[KC×
ã
×
H×
BC/（1000ó
m）－1]×
htan（45－ö
/2）
KC——巷道周边挤压应力集中系数，取KC=3.0；
—岩石平均质量密度与当地自由落体加速度之积，取ã
=25KN/m3；
C——采动影响系数，按两侧均为实体煤，取BC=1.15；
ó
m——顶煤的单向抗压强度，取ó
m=19.1MPa；
ö
——煤层的内摩擦角，ö
=45°
；
h——巷道高度，h=2m；
H——埋深，100m
经计算：
c=1.42m。
2）、顶板最大松动范围按下式预计：
b=（a+c）/fm
中：
fm——顶板的坚固性系数，取fm=1.91；
a——巷道的半跨距，a=3/2=1.5m；
b=（1.5+1.42）/1.91=1.53m。
3）、锚杆的长度：
1、帮锚杆：
破坏范围的2/3处作为两帮支护长度的下限，全部破坏范围作为支护的上限。
则：
两帮锚杆有效范围长度l帮平=0.95～1.42m，取平均值：
1.2m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。
帮锚杆取值长度2m。
顶锚杆：
着支护合力作用点为端点形成的拱高b1为顶板锚杆支护长度的下限，顶板在支护条件下全松动范围拱高为支护的上限，则顶板锚杆有效锚固长度l顶为：
顶=b1～b=（a+2c/3）/fm～（a+c）/fm=1.28～1.53m、
平均值：
1.41m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。
锚杆取值长度2m。
3）、锚杆间距S1按下式计算：
S1=RT/（Kã
b）
式中：
RT——锚杆的实际锚固力，取RT=40KN/根；
k——安全系数，取K=3；
——煤的质量密度与当地自由落体加速度之积，ã
=14.2KN/m3
S1=0.61m。
、校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2，按下式计算：
S2=8×
（0.25ð
d2ô
+POf）l顶/[3K2ã
b（2a）]
ð
——锚杆直径，ö
20mm螺纹钢；
——锚杆体抗剪强度，查表：
500MPa；
S2——顶板抗剪安全系数，取5；
O——锚杆锚固力，40KN/根；
a——巷道的跨度，3m；
——分层间摩擦因素，0.3。
算：
S2=0.8m。
S1、S2中的最小值作为顶板锚杆支护间距。
帮锚杆间距、排距取0.8m。
支护参数
支护参数详见支护图
顶锚杆四个，间距800mm。
锚杆孔深1900mm，垂直巷道顶板
帮锚杆三个，下帮锚杆二个，锚杆孔深1900mm，垂直棚帮。
顶板、上帮、下帮分别用锚网铺满。
锚杆布置排距（巷道方向）800mm。
11901运输巷架棚支护参数设计
2、工字钢棚子支护采用11#工字钢加工制作，根据支架加工图加工支架，上梁净宽2.6米,腿长3米。
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