1107上运输巷巷掘进作业规程Word格式.docx
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邻近采掘情况对掘进巷道的影响
附近无采掘作业，对巷道无影响。
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
1107上运输巷沿K1煤层顶板掘进，K1煤层位于龙潭组第三段上部，上距长兴组底界约50m，煤层厚2.10－2.80m，平均厚2.6m，煤层稳定，结构简单，主要为半亮型煤，有不稳定夹矸出现。
与K2煤层层间距为20—30m。
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
特征
基本顶
砂质泥岩
4.6
浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选性中等。
硅质胶结，局部夹泥岩透镜体。
直接顶
7.3
灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及煤屑。
伪
顶
泥岩
0～0.1
黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。
直接底
0.3
灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较软。
老底
细质粘土岩
6.8
浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布，
二、煤层瓦斯瓦斯等级、自然倾向性、煤尘爆炸指数
矿井2014年9月由贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司对我矿进行瓦斯等级鉴定工作，审定结论：
矿井最大绝对瓦斯涌出量8.24m3/min，相对瓦斯涌出量为9.47m3/t，小于10m3/t。
矿井绝对二氧化碳涌出量为1.74m3/min，相对二氧化碳涌出量为2.00m3/t，小于10m3/t。
其鉴定结果为瓦斯矿井。
（二）煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局2014年4月1日提供的兴仁县王家寨煤矿K1号煤层煤尘爆炸性鉴定报告，该K1煤层煤尘均无爆炸危险性。
K1水份为0.59%、灰分5.59%、挥发分8.20%、抑制煤尘爆炸最低岩粉量0%，火焰长度,0mm。
（三）煤的自燃倾向性
根据贵州省煤田地质局2014年4月1日提供的兴仁县王家寨煤矿K1号煤层自然倾向性鉴定报告，该K1煤层自然倾向性等级为三级，属不易自燃煤层。
（四）地温
目前为止，在实际生产过程中区内未发生过地温异常现象。
王家寨煤矿属地温正常型矿井。
根据揭露K1煤层情况，本区域内无地温异常现象。
第三节地质构造
区内地质构造产状稳定，构造类型中等偏简单型，椐本区勘察资料，本区没有发现落差较大的断层，没有发现岩浆侵入本地区，由于本区勘察资料精度不高，可能隐藏较小的断层。
煤层东西倾向，煤层倾角8°
~11°
，平均10°
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。
第四节水文地质
矿区地质构造复杂程度属简单类型，断层的导水性及富水性同于两盘岩性，煤系地层及上履、下伏地层含水性弱，地表水不发育，大气降水通过采空区裂隙渗入矿井是导致矿井充水的主要因素。
该巷掘进过程中水文地质情况简单，顶板局部有淋水情况。
通过围岩裂隙渗透进入巷道。
因矿井边界处为上兴隆煤矿采空区，该巷道掘进时，严格按照“有掘必探，先探后掘”的探放水原则进行。
地表水防治
1）矿井地面和井口工业场地里建疏水、防水和排水系统，防止或减少大气降水和地表水入井下。
2）受山洪和滑坡威胁时，采取修筑堤坝、泄洪和排渠和防止滑坡的措施。
3）排到地面的矿井水、进行妥善处理，避免再渗入井下。
4）每次降大到暴雨和降雨后，派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象。
发现漏水情况，及时处理。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、描述巷道布置：
层位、水平标高、断面、工程量、坡度、开口的位置、方位角等
1、1107上运输巷位于K1煤层1501～1532m标高，为全煤巷道。
2、开口位置在采区运输巷253米处开口，开口坐标：
沿煤层顶板掘进，若煤层高度不够，则沿顶起底掘进。
3、1107上运输巷掘至设计长度，工程量为355m。
4、巷道断面规格：
巷道断面为矩形断面，净宽4m，净高2.8m，净断面积11.2㎡，水沟规格为0.3m×
0.3m。
第二节矿压观测
观测1107上运输巷巷道顶板离层量，底板相对移近量，并对锚杆、锚索进行拉力试验。
巷道每向前掘进50米，在巷道顶板安装一组顶板离层监测仪，定期进行观测，将数据填入矿压观测记录表，并及时对所有数据进行分项整理、统计分析，工作面结束后进行总结，为以后工作面支护设计提供科学依据。
最后编制成矿压观测报告。
第三节支护设计
一、巷道支护形式
1107上运输巷采用锚网索联合支护。
巷道净断面为11.2m2，净宽4.0m，净高2.8m。
锚杆间排距均为900mm，锚索排距为5.0m，间距为1.5m；
顶板支护锚杆均采用￠20×
2000mm锚杆，采用￠15.24×
6.3m锚索，两帮锚杆间排距为900㎜×
900㎜，锚杆外露30～50mm,两帮、顶采用钢筋焊网，规格为：
￠5mm×
1m×
2m，孔边长100mm×
100mm。
支护设计断面图。
二、临时支护
采用前探梁配合顶锚作为临时支护，前探梁使用11kg轨道或3寸钢管，长4.2m，2根，轨道间铺设木板，吊挂采用3mm钢板和钢筋做成的吊环，吊环规格为30mm×
200mm。
安装时，先将吊环拧在顶锚上，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,掘进后安装前探梁,永久支护到位后取下,做到工作面不空顶。
三、支护参数设计
（一）锚杆支护参数计算
根据锚杆加固作用原理,确定如下参数:
1、锚杆长度
L=L1+L2+L3=0.10+1.5+0.4=2.00m
式中，
—锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.10m，对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度；
—锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m;
—锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L3还要加大，取L3为0.4m。
为安全施工，巷道顶底板状况良好，伪顶的厚度只有0～0.1m、直接顶厚度4.69m，锚杆锚入直接顶的深度大于1.9m，现取锚杆长度L=2000mm长满足要求。
巷道围岩内外层结构
2、锚杆直径：
锚杆采用20MnSiⅡ级螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即
D—锚杆杆体直径，mm
Q—锚固力，由拉拔实验及查表6.17确定为114KN.
—杆体材料的抗拉强度，查表6.15知
为340Mpa，常用的锚杆直径规格为14、16、18、20、22mm现取锚杆直径为20mm。
3、锚杆间、排距
锚杆间排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，通常按锚杆的等间等排距排列，根据设计规范知，锚杆间距
D
D—锚杆间距；
L—锚杆长度；
安全起见D取0.9m<
1.0m满足要求，排距L0=D=0.9m。
4、每米巷道支护材料消耗量
由前面的巷道断面尺寸设计知（详见巷道支护断面图）。
5、每米巷道锚杆消耗量
N—每米巷道锚杆消耗；
P1—为计算锚杆消耗周长；
P1=9.4（m）
D—锚杆间距,取0.9m；
L0—锚杆排距，取0.9m
故N=11÷
0.9（间距）=12.22≈13根
6、每米巷道金属网消耗
S=周长×
1m=9.4m2
7、锚杆的布置方式
按设计要求锚杆采用矩形布置方式，间排距900mm×
900mm从顶开始，依次由顶部至帮，巷道断面每排
，取13根。
8、锚固剂
锚杆锚固为树脂药卷锚固，顶板锚杆选用直径为φ20mm，帮锚选用直径为φ16mm，规格为快速k2335的树脂药卷，每孔2卷药。
药卷凝胶时间3~4分钟，固化时间10-15分钟。
（二）锚索支护参数计算
一）锚索设计锚固力
钢绞线直径为φ15.24mm时锚固力不小于120kN。
二）锚索支护参数校核
1、锚索通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中：
L——锚索总长度，m；
L1——锚索外露长度（包括钢带、托板、锁具厚度），m；
L2——有效长度（锚索取围岩松动圈冒落高度b），m;
L3——锚入岩（煤）层内深度，m。
其中
L1=0.30m
L2=b（锚索取围岩松动圈冒落高度）
b=
式中
B——巷道掘宽（掘宽4.0m）
H——巷道掘高（2.8m）
——顶板岩石普氏系数；
（取3.0）`
——两帮围岩的似内摩擦角，
=
带入公式算的b=1.197m
L2=1.18m
L3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差（锚固剂型号；
K2335，使用数量：
6根，锚索直径：
15.24mm，锚索眼直径：
28mm）
带入公式得L3=2.6m
L1+L2+L3=0.30m+1.197m+2.6m=4.097m
2、锚索长度校核，应满足
——锚索总长度，m；
——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
其中：
——安全系数；
（取2）
——锚索直径；
（15.24mm）
——锚索抗拉强度，N/㎜2；
（1426.05）
——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；
（10）
带入公式得La≥1.1m
——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；
（2.2m，经实际打眼，我矿顶板2m以上为砂岩）
——托板及锚具的厚度，m；
——外露张拉长度，m；
（LC+Ld=0.20m）
带入公式
≥1.1m+2.2m+0.20m≥3.50m
以上得出：
我矿锚索长度为6.3m满足设计要求。
3、校核锚索间、排距：
应满足
——锚索间、排距，m；
——锚索设计锚固力，取120kN/根；
k——安全系数，一般取2；
（松散系数）
L2——有效长度（取b1.18m（上式已算出））;
——岩体容重，取25kN/m3
经计算：
a<
5.82m
经验算公式：
L/S≥2（L为锚索孔深，S为间排距）
经上述计算及验算得出结论：
我矿锚索选长6.3m,排距3m,间距1.5m足以满足支护要求。
附表1锚索抗拉强度（1MPa=1N/mm2）
锚索直径（mm）
抗拉强度（N/mm2）
抗拉强度（MPa）
φ15.24
1426.05
18.60
φ17.80
1427.31
φ21.60
1376.11
17.70
附表2煤岩容重
岩性
容重（kN/m3）
砂岩
21.58-26.59
页岩
22.56-25.70
煤
11.77-13.72
附表3预应力钢绞线技术指标
规格
mm
破断负荷
kN
屈服负荷
伸长率%
L0≥500
1000h
松弛率≤
强度
Mpa
264.6-269.4
≥234.6
4-5.5
2.5
附表4锚固剂主要参数（固化与搅拌时间）
型号
属性
凝胶时间（s）
等待时间（s）
备注
CK
超快
8-40
10-60
在22°
±
1°
C环境温度下
测定抗压强度≥40MPa
K
快速
41-90
90-180
Z
中速
91-180
480
四、支护说明
1、顶板支护
（1）锚杆形式和规格：
杆体为Φ20螺纹钢筋，长度2.0m。
（2）锚固方式：
树脂锚固（端锚），采用两支锚固剂，规格为K2335。
钻孔直径为28mm。
（3）托盘：
采用拱型高强度托盘，托板规格为150×
150×
12mm。
（4）锚杆布置：
锚杆排距900mm，每排5根锚杆，间距900mm。
（5）锚索：
单根钢绞线，Φ15.24mm，长度6.3m，采用六支锚固剂，规格为K2335。
锚索每排2根，排距5m，间距为1.5m。
托板规格为300×
300×
16mm。
2、煤帮支护
杆体为Φ16mm螺纹钢筋，长度2.0m。
采用两支锚固剂，规格为K2335，钻孔直径为28mm。
（4）锚杆布置：
锚杆排距900mm，每排3根锚杆，间距900mm。
3、网片规格：
采用钢筋焊网进行护顶，规格为：
100mm
第四节支护工艺
一、支护形式及材料规格
1、支护形式
（1）顶板采用锚杆、金属网、锚索联合支护。
（2）煤帮采用锚杆、金属网联合支护。
（3）顶板锚索支护每排2根，间排距为1.5m×
5m。
巷道地质发生变形时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，采用锚索加固或缩小间排距。
2、支护材料规格
支护材料规格见表
支护材料规格表
序号
名称
型号
1
螺纹钢锚杆
Φ20-2000、Φ16-2000
2
树脂药卷
K2335
3
金属网
4
锚索
MSS-15.24mm×
6300mm
5
锚索托盘
16mm
6
锚杆托盘
12mm
二、锚杆支护工艺及要求
1、顶板锚杆支护工艺及要求
（1）巷道顶板支护的施工工艺流程：
掘进出煤→敲帮问顶找到危岩→临时支护→打顶锚杆孔→铺金属网→安装顶板锚杆。
（2）锚杆应紧跟掘进头及时支护。
（3）锚杆钻孔采用单体锚杆钻机完成。
用2.0m的钻杆，采用Φ28mm岩石钻头。
钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的金属网格孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。
孔深要求为1920±
30mm，并保证钻孔角度。
钻头钻到预定孔深后下缩锚杆钻机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。
（4）放入树脂药卷：
放入K2335快速树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。
（5）利用锚杆机搅拌树脂药卷：
树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。
同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。
停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）。
（6）利用锚杆钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。
拧紧力达到120N·
m以上。
（7）锚杆间排距误差不得超过设计值±
50mm。
2、两帮锚杆支护工艺及要求
（1）两帮锚杆施工工艺：
用风煤钻钻进两帮锚杆钻孔→清孔→接金属网→往钻孔内放入树脂药卷→用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底→用搅拌器联接风煤钻和锚杆尾部→转动帮锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷说明书，一般为15-30秒）→停止搅拌并等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）→用扳手拧紧螺母→安装其它两帮锚杆。
（2）孔深要求1920±
采用钻机搅拌。
拧紧力矩不小于100N·
m。
其它技术要求同顶板锚杆。
3、锚索支护工艺及要求
（1）锚索施工工艺：
定锚索孔位→用锚钻机钻进锚索钻孔→清孔→往孔内放入树脂药卷→用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底→升起锚索钻机并用搅拌器联接锚索钻机和锚索尾部→转动锚索钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）→停止搅拌等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）后收缩锚杆机卸下搅拌器→等待15分钟→套上托板安装锚具→用张拉设备张拉锚索直到预紧力为150KN。
（2）锚索应紧跟掘进工作面安装。
（3）孔深控制在5920-6050mm内。
（4）安装树脂药卷，放入6个K2335快速树脂药卷。
插入锚索将树脂药卷推至孔底。
（5）锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连，开机搅拌。
先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。
停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟），收缩锚杆机，卸下搅拌器。
搅拌后锚索外露长度应控制在300mm以内。
（6）张拉锚索：
等待15分钟后装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力（150KN），之后卸下千斤顶。
（7）锚索间距误差不得超过设计值±
三、支护质量要求：
1、打注锚杆必须严格按照规程中规定，照好中线找好锚杆位置画眼，排间距误差为±
2、锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于85°
3、锚杆必须带双帽拧紧，螺纹外露长度为10~30mm，锚盘紧贴顶板，锚盘螺母必须坚固有效。
4、锚杆锚固力必须达到70KN以上，不合格必须重新补打。
5、每隔50m巷道进行一组锚杆拉力试验，并用红油漆做好标记。
6、紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N.m。
7、锚网接头搭接长度不得小于100mm，搭接处必须用12#铁丝捆扎好。
8、巷道的净高，净宽按作业规程要求施工，允许误差为±
100mm。
9、中心、腰线严格按要求施工，允许偏差±
10、巷道成形要好，超挖或欠挖（以超挖200mm、欠挖100mm为限）每10m≤2处。
11、锚杆严禁出现松动现象，对松动及预紧力达不到要求，一律视为失效锚杆，必须进行补打。
12、巷内无积水、淤泥、浮渣。
13、机电设备是否上架进盒，管线吊挂是否整齐。
14、材料、设备码放是否整齐，并有标志牌。
15、机头、机尾压柱是否按要求打齐。
（用溜子时）
锚杆巷道支护参数参考表
项目
质量标准
部位
巷道规格及名称
巷道净宽/mm
巷道中线左、右
0～＋100合格
0～＋50优良
上
4000
中
下
巷道净高/mm
全高
2800
锚固力/KN
顶锚杆
70
帮锚杆
30
间排距/mm
100
顶锚杆间距
900
帮锚杆间距
排距均为900
角度/（°
）
90
顶、帮锚杆
外露长度/mm
≤50
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、综掘和截割方法：
采用EBZ—135型掘进机进行掘进截割，开机前，必须按巷道的中线在工作面巷道两帮标好标志，保证掘进机截割时不超宽、欠挖，达到巷道设计要求。
综掘切割方法为：
当顶板岩性较好时，截割顺序为：
自下而上，自左而右呈S型截割，每次截割深度不超过1米，如图
（一），顶板破碎时，应先从巷道顶部向下，自左而右呈S型截割，护好顶板再向下截割（如图二）。
二、施工方式：
巷道采用一次成巷的方式进行施工。
综掘机割煤时，呈“Ｓ”型切割，先割出毛巷道，再根据中（腰）线及设计断面尺寸割出荒断面，综掘机割完煤后，首先除净迎头截割下的煤，退出综掘机，进行临时支护，准备好锚杆机具及支护材料，对顶板进行支护，支护完成后，进综掘机，进行下一循环的工作
（1）施工前，首先完善供电、供风、供水、运输、通讯及防尘系统。
（2）打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。
（3）锚杆必须按规定做拉力试验。
煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。
在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道采用EBZ—135型掘进机割煤。
一、打眼机具
采用MQT-130/2.4-B型风动湿式钻机或MS-1.2风煤钻打眼，2台钻机，1台工作，1台备用，分别配备风钎及麻花钻杆6根；
二、施工工艺流程：
交接班→隐患排查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→截割（出货）→隐患排查→临时支护→顶板打锚杆、锚索+钢筋网联合支护→煤帮打锚杆+钢筋网联合支护→质量检查。
三、降尘方法
（1）、采用内外喷雾装置降尘，内喷雾水压不低于3Mpa，外喷雾水压不低于1.5Mpa。
湿式打眼，冲刷煤岩帮，水幕净化空气，个体防护等综合措施。
（2）、距迎头50米内设一防尘喷雾，保证灵敏可靠。
（3）、隔爆水袋安设位置距迎头60～200米，并随掘进前移。
在各转载点安设喷雾，出煤时开启。
第三节装、运煤（岩）方式
一、装载运输机具
巷道掘进施工中，使用SGB420/40刮板输送机、DSJ80皮带运输。
二、运输方式
施工中掘进机将煤（岩）转载到刮板输送机，再到采区运输巷皮带运输至K1皮带巷，最后到地面煤仓。
第四节管线及轨道敷设
一、各类管线及风筒的布置
在掘进巷道中所敷设的电缆、
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