5号煤轨道大巷作业规程Word文档格式.docx

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二、工程名称及开凿目的

1、工程名称：

XXX5号煤轨道大巷。

2、开凿目的：

满足矿井采区材料、设备运输。

3、简要文字说明掘进巷道位置、范围

XXX轨道大巷长115米，位于副立井井底5号煤层。

掘进方位角0°

，沿5号煤层底板掘进，预计掘进过程中均为全煤巷道。

第二章工程区域地质概况

一、5号煤层特征

5号煤层为厚煤层，煤厚6.77-8.25米,平均7.43米。

倾角2°

-12°

，为缓倾斜煤层，含3-4层夹矸，结构简单，为井田内稳定可采煤层。

5号煤层煤质硬度系数为2-3，节理发育，以块状粉状为主。

二、地质构造

本井田属于河东煤田边沿带，井田内发育有韩家山向斜，向斜轴位于井田中部、井田东北部北东向。

井田西部发育有岭山背斜，背斜轴部位于井田西部，轴向近南北。

总体上地层倾角平缓，一般为2°

。

据钻孔和矿井生产揭露，均未发现陷落柱和岩浆侵入。

三、顶底板特征

5号煤层的直接顶板为泥岩、及砂质泥岩，厚度为3m左右，底板赤为细砂岩，5号煤层属中等稳定顶板，底板属坚硬底板。

四、水文地质

1、地表水

本矿区无常年性河流，仅在雨季有洪水从沟谷中流出，汇入北川河，最后流入黄河。

2、含水层

主要为奥陶系岩溶含水层和石炭系太原组岩溶裂隙含水层是井田主要充水含水层。

还有富水性弱的二叠系山西组砂岩裂隙含水层和富水性较弱的二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层。

另外还有上第三系上新统砾岩弱含水层及作为目前矿井和曹家山村生活用水水源的第四系中、上更新统砂砾岩含水层。

该井田范围内无常年性地表水体，奥陶系岩溶含水层富水性强，石炭系太原组岩溶裂隙含水层富水性较强，其它含水层富水性弱，补给来源主要为区外的出露部分接受大气降水渗透，补给条件差，各含水层之间水力联系差，沿岩层倾向径流。

5号煤层的直接充水含水层为山西组砂岩含水层，但煤层标高高于奥灰水水位，故不受其影响，所以5号煤层水文地质类型为三类一型。

本井田水文地质条件简单。

据原曹家山煤矿和张家塔煤矿生产资料估算，矿井涌水量为正常：

1995方/天，最大：

2933方/天。

五、煤质、瓦斯、煤尘

1、5号煤为中灰、低硫、粘结指数为83，属强粘结性焦煤、结焦性好，是质量较好的炼焦用煤。

2、据周边矿瓦斯等级鉴定的批复为低瓦斯矿井。

随着开采深度的增加，瓦斯含量将有所增加，需要注意和加强瓦斯管理及建立长效机制进行防范。

3、2008年4月9日山西省煤炭工业局综合测试中心在该矿井下分别对5、8+10号煤层采样进行了煤尘爆炸性试验，5号煤尘火焰长度140mm,岩粉量70%，具有爆炸性。

5号煤吸氧量0.73cm³

/g，自燃等级Ｉ级，属容易自燃煤层。

六、煤层综合柱状图

矿方提供的煤层综合柱状图（图号为：

C1229-107-01）见附图一

第三章巷道断面形状及支护方式

一、巷道断面形状及永久支护

山西源通煤矿工程设计有限公司《XXX矿井兼并重组整合项目初步设计说明书（修改版）》及山西源通煤矿工程设计有限公司出具的XXX巷道断面图册（图号为：

C1229-122-01）显示：

轨道大巷长度115米,矩形断面、均采用锚网索C20混凝土喷浆支护。

轨道大巷锚网索喷支护断面图见附图二

二、临时支护工艺

1、临时支护的选择（型式、材料、规格）

巷道施工临时支护选用带帽木质点柱支护顶板，点柱直径不小于150mm，长度根据现场情况定，柱帽采用1200mm×

150mm×

150mm枕木制作，最大控顶距不超过1米。

在临时支护的掩护下铺设菱形金属网，加设一梁两柱支架，间距800mm，架设于永久支护的锚杆、锚索间排距中，便于永久支护后撤销棚架。

2、临时支护的施工工艺

放炮通风后及时除掉顶板的浮矸危岩，对于顶部及肩窝处除不掉但亦有裂缝的危岩要使用木质进行临时支护。

点柱必须打在硬底上，并牢固可靠。

在顶板完整的情况下，可以采用带帽点柱做临时支护，最大控顶距离不超过1米，在临时支护的掩护下进行挂网架设棚架；

棚架采用单体液压支柱，棚梁采用Л型钢梁，在确保安全后再进行其它作业。

3、临时支护的质量要求

（1）、使用木质点柱时，点柱必须打在硬底上，并要迎山有力，柱冒紧贴顶板，严禁打独头支柱。

（2）、单体支柱必须落在实底上，钢梁要紧贴顶板，严禁出现歪扭现象。

三、永久支护工艺

1、锚杆施工方法及工艺

（1）、轨道大巷采用锚网索钢带喷浆永久性支护。

锚杆采用Φ16×

2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚索采用Φ17.8×

15000mm的钢铰线,钢带规格:

采用¢

14mm圆钢焊接，通过铁托盘和木托板压紧金属网和煤壁，锚杆间排距800×

800㎜，锚索间排距1600×

1600㎜，锚杆用力矩扳手拧紧，不得在木托板上垫木头，石头或多加托板，木托板规格：

400×

200×

50mm。

铁托盘规格为130×

8mm，使用菱形金属网，金属网搭接长度200mm，每200mm连一扣，联网丝为12#铁丝，长600mm，双股使用，每扣拧圈不低于两圈，剩余部分弯到铁丝网里头。

顶部锚杆用MSCK2360型锚固剂两支，帮部锚杆用MSCK2360型锚固剂一支。

锚杆的锚固力帮锚杆不低于30kN，顶锚杆锚固力不低于50kN。

锚杆的外露长度，不大于50mm。

当帮部支护困难时可在煤壁与网片之间加木背板，要求背严接实整齐。

（2）、采用混凝土喷射时，喷厚不小于100㎜，喷射砼强度为C20。

初喷前必须用风水管冲洗煤（岩）帮，处理掉顶帮的活矸石。

（3）、工艺流程

打眼---注锚杆（索）---搭接金属网---上木托板、铁托盘---螺母紧固---喷浆

四、永久支护的质量要求

1、巷道分中2100mm，允许偏差0～+50；

2、临时支护紧跟工作面，顶部永久锚网支护距离工作面的最大距离为0.8m。

3、锚杆采用Φ16×

2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800×

800mm，允许误差为±

4、锚杆眼深1950mm，眼打好后，用扫眼器吹尽眼内的水及粉尘，然后内置树脂锚固剂，用炮棍将其轻推至眼底，开始搅拌药卷，搅拌时风动锚注器要快转慢进，搅拌时间为8～15秒，锚杆注到位后固定好杆体，待锚固剂凝固8-40秒后退去锚头，10-60秒钟后压网上钢带并上紧托盘。

5、锚杆外露长度20-50mm，锚杆应与巷道轮廓线或岩面垂直，其夹角不小于85°

，顶边锚杆与顶锚杆成250夹角。

6、锚杆托盘为Φ130mm×

8mm金属钢板，锚杆托盘要紧贴岩面，螺帽要上紧，其扭矩为不小于100N.M，锚杆抗拉力顶锚杆不小于50KN，帮锚杆不小于30KN。

7、金属网采用菱型金属，网搭接不小于100mm。

8、永久支护喷射混凝土配比为水泥：

黄沙：

碎石子=1：

1.977：

3.381，水灰比为0.53，速凝剂掺量为水泥重量的3～5%，水泥选用P0.32.5普通硅酸盐水泥，黄沙为中、粗砂，碎石子粒径为5～31.5㎜，喷浆厚度为100㎜，喷砼强度等级不低于C20。

9、喷浆料在地面进行配比，喷浆前必须彻底冲洗巷道岩面或二次喷浆面，喷浆时必须保证喷浆厚度，喷浆后喷浆部位每班洒水不得少于一次，并坚持洒水28天以上。

同时要每天坚持对迎头向后50米范围内巷道的洒水养护工作。

五、施工中注意事项

1、加强工程质量管理,技术数据必须严格按照施工图纸施工.具体由矿技术部门及驻矿监理监督。

2、按要求拉中心线和腰线.定期由矿技术部门给定中心线和腰线，施工班组班班进行延设。

3、严格混凝土水灰比，振捣要均匀、密实。

具体水灰比详见《普通混凝土配合比通知单》。

4、掘进到其它井巷硐室开口位置应按要求预留断面，并进行浇注（支护）。

六、掘进巷道平面图

见附图三

第四章掘进施工方法及工艺

一、施工顺序

打眼爆破---运输---临时支护---风镐扩帮、扩顶---打锚杆---安装铁丝网、钢带、托盘、螺母。

二、掘进方式

施工采用普通钻爆法，YT-7655风锤打眼，φ38㎜一字型钻头，爆破采用矿用二级乳化炸药，毫秒延期电雷管，水炮泥及黄泥做炮泥，毫秒延期电雷管、MFB-200起爆器起爆，SGB630-40T刮板运输机外运。

三、打眼爆破施工

1、掘进工具及爆破器材

（1）、钻眼机具的选用

采用YT-7655型凿岩机2台（备用1台）、φ38㎜一字型钻头。

（2）、爆破器材

1）、使用煤矿许用二级乳化炸药，毫秒电雷管。

2）、封孔材料：

水炮泥（每眼2个）和黄土炮泥，封孔长度不小于炮眼深度的2/3。

3）、发爆器选用MFB--200型发爆器

2、爆破参数

（1）、采用斜眼方形掏槽，掏槽眼加深200mm。

（2）、炮眼深度为1.8m，炮眼利用率为85%。

（3）、周边眼距顶距400mm，帮距400mm，底眼口距底板200mm，底眼俯角为7°

，留帮、顶采用风镐扩帮、顶。

（4）、炮眼布置图见附图四

（5）、爆破参数表见附表一

3、爆破要求

（1）、严格按照爆破图表中要求打眼、装药、爆破。

（2）、打眼工严格按照操作规程作业，炮眼要平、直、齐、准。

（3）、爆破采用四次起爆方式，分次打眼，分次装药起爆。

首先打掏槽眼，依次为辅助眼、底眼、周边眼，依次进行装药和起爆。

（4）、严禁混合使用不同厂家或不同品种的雷管。

（5）、放炮后，巷道基本成型，顶、帮成型采用风镐矿帮压顶，具体要求是，扩顶、帮后，激光中线偏差不大于50mm，巷道顶、底板距离偏差不得大于50mm，沿煤层地板掘进。

4、爆破工艺

打眼---瓦检---装药---瓦检---撤人设警戒---第一次爆破---通风瓦检---打眼---瓦检---装药---瓦检---撤人设警戒---第二次爆破---通风瓦检---打眼---瓦检---装药---瓦检---撤人设警戒---第三次爆破---通风瓦检---打眼---瓦检---装药---瓦检---撤人设警戒---第四次爆破

第五章主要生产系统及施工设备

第一节通风系统

工作面新鲜风流由地面两台2×

15KW对旋局部通风机（其中1台备用）经Ф800mm胶质阻燃风筒供给，回风流由副立井筒排出。

一、风量计算

1、按CH4涌出量计算：

Q掘面≥100×

qCH4×

K掘通=100×

0.81×

2.0=162m3/min

式中:

qCH4---掘进工作面的CH4绝对涌出量，取矿井CH4绝对总涌出量的15%，为1.38m3/min×

15%=0.81m3/min（据初步设计说明书）

K掘通---掘进工作面的通风系数，取2.0

Q掘面---掘进工作面风量，m3/min

2、按CO2涌出量计算：

qCO2×

1.38×

2.0=276m3/min

qCO2---掘进工作面的CO2绝对涌出量，取矿井CO2绝对总涌出量的15%，为9.17m3/min×

15%=1.38m3/min（据初步设计说明书）

3、按人数计算

Q掘面≥4×

N=4×

20=80m3/min

式中：

N——掘进工作面同时工作的最多人数，取20人

4、按炸药消耗量计算：

Q掘面=25A=25×

4.5=112.5m3/min

A---一次爆破炸药消耗量，