作业规程编制Word格式文档下载.docx
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六、计划开工时间：
2008年1月21日；
计划竣工时间：
2009年1月20日。
附图：
巷道布置平面图
（一）、断面图（二～八）、支护图（九～十六）。
第二节编写依据
一、依据经过审批的《100306工作面设计说明书》及其相关图纸批准时间。
二、地质部门提供的地质说明书。
三、依据《煤矿作业规程编制指南》（煤炭工业出版社）其他技术规范.
第一节地面相对位置及临近采区开采条件
一、巷道相应的地面位置及标高：
工作面对应地表为山西西北部黄土高原中——低山区地形，地表冲刷沟较多，地面最低点在工作面中部SZK2-9钻孔附近的沟谷中，标高为987.4米，该沟谷下游为曲峪水库，下部煤层底板标高为913.0米，煤层埋藏深度为74.4米；
地表最高处在工作面开切眼往西北250米处，地表标高为1098.2米，下部煤层底板标高为993米，煤层埋藏深度105.2米；
在工作面靠近10#煤层集中主、辅运大巷附近地表标高为1028.3米，该范围煤层底板高为882米，煤层埋深为146.3米。
二、区域内的水体：
本工作面顶板为第三系、第四系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、石炭系、二叠系碎屑岩含水层，均为弱富水含水层。
在工作面辅助运输顺槽北部165米对应地表有曲峪水库，该水库季节性有水，其它无上覆无小窑、老窑采空积水区。
据已有巷道揭露，10#煤层及其顶板碎屑岩中含水，出水形式为滴、淋水，初期单巷揭露最大涌水量为60m3/h，另工作面对应地表有多条冲刷沟，沟底岩层可能含水丰富，预计工作面掘进期间正常涌水量为120m3/h，最大涌水量为180m3/h。
三、建构筑物工程的影响：
工作面周围200米范围内对应地表无建（构）筑物。
四、巷道与相邻煤（岩）层、临近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。
1、100306工作面左侧与100204工作面之间相隔三个工作面即680m；
右侧是尚未采掘煤层实体；
外侧是10#集中主运大巷和10#集中辅运大巷；
里侧煤层露头即井田边界。
2、100102工作面和100204工作面采动对其无影响。
五、分析老空区的水、火、瓦斯等工程的影响。
尚未发现老空区。
六、井上下对照关系表
（一）
水平、区域
850水平10#层北翼
工程名称
100306工作面主运顺槽
地面标高
1028.3m
拉门点标高
879.93m
地面的相对位置建筑物、小井及其他
无建筑物、小井及其他
井下相对位置对掘进巷道的影响
1、因本掘进工作面煤层及顶、底板岩层节理、裂隙发育，在工作面掘进过程中，加强掘进工作面巷道支护工作。
2、因本掘进工作面煤层属于厚煤层，在工作面西北部为特厚煤层，在掘进过程中，合理确定工作面层位，避免出现穿层现象。
临近采掘情况对掘进巷道的影响
无影响
第二节煤（岩）层赋存特征
叙述煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（ƒ）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。
工作面掘进区域煤（岩）层大体向北西方向倾斜，煤（岩）层倾向为300°
，煤层倾角在1°
—5°
之间，在工作面的东南部煤层倾角较大，达5°
，往西北方向煤层倾角渐变小，据勘探报告，工作面内无断裂构造，工作面内煤岩层节理、裂隙发育。
据100102和100204工作面揭露，工作面内煤层局部有河流冲刷变薄现象，预计本工作面内煤层局部有河流冲刷变薄现象。
工作面内无岩浆岩侵入。
工作面内煤层赋存较不稳定，煤层厚度变化于2.12—10.21米之间，纯煤厚度变化于2.12—7.94米之间，在工作面的开切眼往东南方向50米为煤层露头，已有钻孔揭露的煤层厚度仅在1.68—2.55米之间，从工作面东南往西北方向，工作面内及周围钻孔揭露的煤层厚度情况为：
SZK2-8钻孔钻孔揭露的煤层厚度7.08米，纯煤厚度为4.99米，煤层结构为0.32（0.24）0.76（0.26）
0.66（0.41）0.32（0.94）0.40（0.24）2.53；
SZK2-9钻孔钻孔揭露的煤层厚度8.41米，纯煤厚度为6.25米，煤层结构为1.48（0.44）0.10（0.18）0.22（0.68）
1.52（0.52）0.83（0.34）2.1；
SZK2-7钻孔钻孔揭露的煤层厚度10.21米，纯煤厚度为7.94米，煤层结构为3.10（0.12）0.88（1.28）0.97（0.25）0.78（0.62）
2.21。
工作面内煤层平均厚度为7.43米，纯煤平均厚度为5.50米，煤层平均结构为：
0.45（0.18）1.17（0.14）0.44（0.74）0.79（0.52）0.52（0.35）2.13。
预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、低温等。
根据《上榆泉井田补充勘探地质报告》，10#煤层瓦斯、煤尘及煤层自燃发火情况如下：
1、瓦斯情况：
10#煤层为低瓦斯煤层，瓦斯含量（ml/g）：
CH4：
0.17；
CO2：
0.238，N2：
4.40。
10#煤层虽然为低瓦斯，但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性。
2、煤尘情况
10#煤层煤尘火焰长度50—500mm，加岩粉量平均为34%，煤尘具有爆炸性。
3、煤层自燃发火情况
10#煤层原样燃点为314—322/318℃，氧化样燃点为306—312/308℃，还原样燃点为330—336/333℃，还原样与氧化样燃点之差为25℃，为易自燃煤层，自燃发火期一般为3—4个月。
4、煤层地温情况
10#煤层地温无异常，一般为16℃。
煤层特征情况表
（二）
指标
参数
备注
煤层厚度（最大—最小/平均）/m
10.21～2.12/7.43
煤层倾角（最大—最小/平均）（°
）
5°
～1°
/3°
煤层硬度ƒ
f=2～3
煤层层理（发育程度）
发育
煤层节理（发育程度）
自然发火期/d
3～4个月
绝对瓦斯消除量/（m3·
min-1）
2.29
相对瓦斯消除量/（m3·
t-1）
0.47
煤尘爆炸指数/%
30
地温/℃
13°
～14°
煤层顶底板情况（三）
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
砂岩
f=6～8
13.48
坚硬
直接顶
砂质泥岩碳质泥岩
f=2～4
4.27
半坚硬
底板
粉砂岩细砂岩
f=3～5
2.24
较坚硬
综合柱状图（十七）
第三节地质构造
煤（岩）层产状要素表（四）
编号
煤层
名称
煤种
走向
倾向
倾角
01
10#煤层
长烟煤
121°
11′03″
300°
第四节水文地质
一、分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、用水形式、用水量、补给关系、影响程度等。
二、分析巷道区域相邻老巷、老空积水，钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度。
三、分析第四纪沙砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。
第一节巷道布置
描述巷道布置（六）
序号
描述名称
数值
单位
层位
10
号
02
水平标高
850
m
03
断面
51.25
m2
机头第一段
40.18
机头第二段
23.76
机头第三段
25.92
机头第四段
15.00
顺槽
04
工程量
8
43
12.5
2537
05
坡度
沿层施工
06
边线
1.15
右侧
07
开口的位置
X=4345889.711
Y=523683.871
Z=879.930
拉门口坐标
08
方位角
顺槽走向
第二节矿压观测
一、观测对象：
观测巷道顶板下降情况。
二、观测内容：
巷道顶板离层情况和锚杆锚索锚固力检测。
三、观测方法：
1、巷道顶板离层情况：
采用顶板离层指示仪进行观测；
2、锚杆锚索锚固力检测：
采用锚杆和锚索拉拔仪进行检测。
四、数据处理：
1、每五天进行一次观测，形成记录；
2、巷道施工结束后绘制曲线图分析顶板变化情况。
第三节支护设计
一、永久支护设计：
主运顺槽自设计停采线起到开切眼段顶板采用锚网联合支护（螺纹钢锚杆加“双抗”塑料网），巷帮采用玻璃钢锚杆支护。
其它巷道均采用锚网喷联合支护，各硐室与巷道交叉点另加锚索或锚索槽钢棚加强支护。
锚杆及锚索布置见巷道支护图，计算过程如下：
（一）锚杆支护参数校核：
1、锚杆直径承载力与锚固力等强度原则的确定：
d＝35.52
。
式中：
d----锚杆直径（mm）；
Q----锚固力由拉拔试验确定（KN）
δ----杆体直径抗拉强度（MPa）
故d＝35.52
＝17.72mm,取18mm。
2、锚杆支护参数：
（1）巷帮破坏深度：
以C＝（krHB/100δm-1）h×
tg（90-Φ）/2：
k——巷道周边挤压应力集中系数，k=3.
r----巷道上方平均岩层容重，r＝2.5t/m3
H-----巷道距地表埋藏深度（按最深点计）最169.2m。
B-----表征采动影响无固定次数，B＝1.2。
δm----煤的平均抗压强度，δm＝11.66MPa。
h——巷道高度（联络巷h＝3.3m；
顺槽及切眼h＝3.2m）。
Φ-----煤的内摩擦角，Φ＝65°
则C1＝（3×
2.5×
169.2×
1.2/100×
11.66-1）×
3.0×
tg（90-65）/2
=0.24
（2）顶板岩石松动高度：
b＝10（a+c）/k′dr
a----巷道半跨距（顺槽a=2.5m）
k′--顶板岩石稳定性系数，k′＝0.90
dr--锚固岩石的平均强度，dr＝40MPa
则：
b2=10（2.5+0.26）/0.90×
40=0.77m。
（3）根据挡土墙理论，作用在巷帮侧的压力：
Q＝10×
C×
rr×
b×
rr---岩石容重，rr=2.5t/m3
Q1＝10×
0.29×
0.77×
tg（12.5）
=1.19KN。
（4）来自顶板方向的压力：
QH＝20×
B
QH＝20×
1.20=46.20KN。
（5）顶板锚杆长度：
L＝b+l1+l2
l1----锚固长度，l1＝0.6m药卷长度。
l2----考虑托盘螺母需要长度，l2＝0.15m。
L2＝0.77＋0.6＋0.15＝1.52m。
故L取1.8m.
（6）锚杆安装理论排间距：
ｓ＝π×
L
当L—锚杆埋入自然平衡拱之外的深度，当L＝0.45时：
S＝0.45×
π
=1.23m，取1.0m.
（7）每排锚杆数量：
N=n×
QH×
S/P
N—安全系数，n=3～6，顺槽n=5。
QH―顶板压力，KN/m。
P—每根锚杆的理论锚固力，P＝50KN。
N＝5×
46.20×
1.0/50=4.62根（取6根）。
（8）两肩窝锚杆的安装角度的确定：
Lcosθ＝t+d
d----锚杆距煤壁的距离d=0.3m
由于煤帮增加了锚杆的支护（煤壁稳定深度t小于地压破坏值c），t取0.3，
Cosθ＝（t+d）/L，故0.25/L>
cosθ>
（0.25+0.3）/L
0.14286>
0.31423
81°
47′12″>
θ>
71°
40′56″。
故此：
θ取80°
（二）锚索支护设计与校核：
1、按悬吊理论校核锚索支护参数：
La＝K（d1×
fs）/4fc
La——锚索深入到稳定岩层中的锚固长度mm。
K——安全系数，取2。
d1——锚索直径，取15.24mm。
fs=锚索抗拉强度，取1860N/mm2。
fc=锚索与锚固剂的设计粘度，树脂药卷取fc=10N/mm2。
La＝2×
（15.24×
1860）/（4×
10）＝1417.32mm。
2、锚索长度L＝La+Lb+Lc+Ld
L——锚索长度m
La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度，取1417.32mm.
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，按巷道沿10＃煤层底板施工，顶板煤层平均厚度为6m。
Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.1m。
Ld——需要外露的张拉长度，取0.2m。
L＝1.42+6+0.1+0.2＝7.72m，取8m。
3、锚索数目的确定：
N＝K-W/P断
N——锚索数目。
K——安全系数，切眼取2。
W——被悬吊岩层自重，KN。
P断—锚索最低破断值，取260.7KN。
W＝B×
×
D，
B——巷道掘进宽度，取5.0m
——悬吊岩层厚度，取8m。
——悬吊岩层平均容重，取2.0KN/m3,
D——锚索排距，取3m。
故：
W＝5.0×
8×
2.0×
3＝240KN，
N＝2-240/260.7＝1.079>
0故满足要求。
二、临时支护设计：
工作面最大空顶距为5米，为了防止工作面出现掉顶事故，采用临时支护。
临时支护方法有两种：
1、采用对帮、顶板先进行打临时锚杆支护（可不按设计间排距进行施工，但锚杆的锚固力必须合格）。
2、也可采用如图（十八）所示方法进行支护。
三、巷道支护分类（七）
巷道名称
支护形式
1
100306工作面主运顺槽机头段
锚网（钢筋网）喷联合支护
第一段（停采线内）
2
第二段（停采线内）
3
第三段（停采线内）
4
第四段（停采线内）
5
100306工作面主运顺槽机
锚网（双抗网）支护
停采线外
根据以上计算确定：
1、主运顺槽锚杆间、排距顶板900×
1000㎜，两帮1000×
1000㎜。
2、顶锚选用φ18×
1.8m金属锚杆、树脂药卷，端头锚固；
帮锚选用φ16×
1.6m玻璃钢锚杆、树脂药卷，端头锚固；
锚索规格为∮15.24×
8000mm，装四个药卷。
第四节支护工艺
一、支护方式的主要参数
1、100306工作面主运顺槽机头段：
顶扳采用φ18×
1.8m螺纹钢锚杆进行支护，锚杆的间距为900mm、排距为1000mm，每根锚杆使用一根2360树脂锚固剂，锚固力为5吨；
帮锚杆采用φ18×
1.6m玻璃钢锚杆进行支护，锚杆的间距为1000mm、排距为1000mm，每根锚杆使用一根2335树脂锚固剂，锚固力为3吨；
锚索采用φ15.24×
8m进行加强支护，间排距为3m，每根锚索使用4根2360树脂锚固剂，锚固力不小于15吨；
铺设钢筋网Φ6.5，规格120×
120；
喷射混凝土，厚度为100mm，强度为C20，配比为：
1：
2：
2。
2、100306工作面主运顺槽：
加强支护采用锚索或锚索钢梁进行联合支护，顶板压力特别大是采用工字钢棚进行加强支护；
锚索规格：
φ15.24×
8m，每根锚索使用4根2360树脂锚固剂，锚固力不小于15吨；
铺设双抗网。
二、支护工序安排与支护要求：
1、支护工序安排
1）锚杆支护工序：
敲帮问顶打锚杆眼安装锚固剂安装锚杆
安装网片上锚杆托盘锚杆打压
2）锚索支护工序：
敲帮问顶打锚索眼安装锚固剂安装锚索
上锚索托盘锚索打压
3）架棚支护工序：
敲帮问顶挖柱窝安装棚腿安装拉杆
安装棚梁封帮顶背板打牢角楔
4）喷射混凝土工序：
敲帮问顶清理巷道底角用清水冲洗巷壁搅拌料（三三搅拌制）给风给水给料
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、开口前对开口附近10m巷道进行锚索加强支护，锚索间距为3m一根，每根锚索安装四个2360锚固剂，锚固力达到15吨以上。
2、采用S150J机组直接进行开口，顶板较好时最大空顶距为1.5m，锚杆间排距为1×
1m；
顶板破碎时最大空顶距为1m。
锚杆间排距为0.8×
0.8m。
二、特殊条件下的施工方法
（一）硐室施工方法
1、第二部机头硐室规格：
长为20.0米,宽为2.0米,高为3.1米;
支护形式:
采用锚杆、锚索双抗网进行联合支护。
详见平面图（十九）、剖面图（二十）、断面图（二十一）。
2、主运顺槽自拉门点起每隔800m施工一个机电硐室，规格：
长×
宽×
高=20m×
2.2m×
3.0m；
3、每隔500m施工一个调车硐室如图（二十二），规格：
高=5m×
6m×
3.0m
第二节施工设备与供电
施工设备与供电情况表（八）
设备名称
型号
数量
功率（KW）
配套方式
掘进机
S150J
220
胶带输送机
SD—80
2*90
第一、二部机头各一部
对旋风机
3BKJNo—6.0
3*22
矿用隔爆型移动变电站
KBSGZY－315/10
矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-400/1140/660
KBSGZY－500/10
第二部机头
6
矿用真空磁力启动器
QJZ—30/660（380）
12
7
矿用隔爆型煤电钻综合保护装置
ZBZ—4.0Z
矿用隔爆型智能真空馈电开关
KBZ—400/1140
9
液压泵站
MYBZ11B
液压锚杆钻机
MYT-140
11
“开山牌”活塞式空气压缩机
W-3.2/7
18.5
二运机
QZP－200
电动滚筒YDB5080-15/1140/2.0
13
矿用隔爆照明信号变压器综合保护装置
ZBZ—4.0M
14
矿用隔爆兼本质安全型真空电磁启动器
QJZ—200/1140
15
真空磁力启动器
16
水泵
BQS30/7.5/N
7.5
17
矿用隔爆型真空馈电开关
KBZ-400/1140/660
设备布置图（二十三）、掘进机截割顺序图（二十四）。
第四节装载与运输
装载设备运输方式表（九）
设备
安装
位置
固定
方式
运输
距离
掘进机一运机
工作面
刮板机
10米
QZP—200
机组后
销轴
连接
胶带
18米
皮带机
运输顺槽
底锚
1150
一部1150米
1000
二部1000米
运输系统示意图（二十五）。
第五节管线敷设
管线及轨道敷设方式表（十）
规格型号
吊挂方式
与工作面间距
阻燃风筒
φ1000
mm
2150
8″铁线
≤10米
风管
吋
管路架
水管
2140
≤20米
电缆
MYP—70*3+1*35
米
1400
电缆钩
MYP—50*3+1*25
2500
MYP—6*3+1*4
MYP—1.5*3+1*1.0
2400
第六节设备及工具配备
设备及工具配备表（十一）
设备、工具名称
台
喷浆机
PZ—3
压风机
W490
风钻（附钻架）
7655
电钻
MZ—1.5
除尘风机
锚杆钻机
电话
KTH8
部
铁锹
把
镐
锤
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