B8煤层+8258m东翼材料道及上山作业规程文档格式.docx
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2、煤尘
经化验测试，井田内各煤层均具有爆炸性。
第三节地质构造情况
井田位于西山单斜带中部，地层走向为近东西走向，为一向北倾斜的单斜构造，地层倾角地表一般为60°
～80°
，井下一般为65°
～67°
。
根据剖面揭露深部倾角最大达84°
，浅部最缓仅45°
，所出露的地层主要为中侏罗统西山窖组地层。
由于井田南部发育两条区域性大断裂F1、F2，因此伴生的小断层颇为发育，其中在新井西部巷道170m处见一断层，断距在10m之内。
另在东井西巷道中亦见一小断层。
因此在施工中要特别注意巷道围岩、顶板淋水和有害气体浓度变化，对出现异常情况，根据实际制定和采取针对性措施。
第四节水文地质
1、本井田煤矿床是以孔隙、裂隙为主的矿床，大气降水为地下水主要的充水水源，主要含水层水力联系差，含水层富水性弱，单位涌水量在0.1L/s·
m以内，隔水层较稳定，且井田内地质构造中等。
因此，本井田的水文地质条件为复杂型。
2、井田内基岩含水层以中、粗粒砂岩、砂砾岩为主，与煤层、细粒砂岩、粉砂岩以及泥岩等互层，浅部裂隙发育。
主要含水层组有6个：
其中第Ⅰ含水组位于B7～B8煤层间，厚度20～30m，以中、细粒砂岩为主，与第Ⅱ层组混合抽水试验结果单位涌水量为0.0220L/s·
m。
第Ⅱ含水组位于B14～B16煤层间，厚度20～30m，以细、中、粗砂岩为主。
第Ⅲ含水组位于中侏罗统西山窑组中段（J2x2）底部，厚度40～60m，以中、粗粒砂岩、砂砾岩为主，夹有细粒砂岩、粉砂岩。
据简易水文观测资料，该组渗透性较强，其他略。
隔水层主要由细砂岩、粉砂岩及泥岩组成，胶结密实，透水性差，层间隔水性能强。
3、针对以上水文地质情况，要求此巷在掘进施工当中，要加强探放水工作，做到“有掘必探，先探后掘”。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该巷道自（X=4852266.852,Y=29532329.059）处开口，沿B8煤层向东掘进，坡度6‰，施工至46m后以（X=4852263.633,Y=29532362.313）处折返施工联络巷及下车场21m，最后施工77.5m25°
上山,与+860mB7煤层联络巷贯通形成运输系统，设计全长144.5m。
附图1：
B8煤层+825m东翼材料道及上山掘进平面布置图
第二节矿压观测
1、观测对象：
B8煤层+825m东翼材料道及上山。
2、观测内容：
巷道顶板离层量，顶底板相对移近量，锚杆的载荷及锚固力。
3、观测方法：
用LBY-2H顶板离层观测顶板离层量，用MLJ-20（T）型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。
4、观测目的：
通过各项观测数据对比，检测支护效果、支护质量及此类巷道支护参数选择是否合理。
第三节支护设计
一、巷道断面
根据通风、运输、行人的需要及掘进区域内围岩的稳定性等情况，设计
平巷断面：
梯形。
上掘宽3.8m，净宽3.6m，下掘宽4.4m，净宽4.2m，中掘高2.7m,净高2.5m，掘进断面积11.1m2。
联络巷及上山断面：
矩形。
掘宽3.4m，净宽3.2m，掘高2.7m,净高2.5m，掘进断面积9.18m2。
水沟设置在巷道左侧，掘断面宽300mm，深300mm，断面0.06m2，施工规格见施工图。
二、巷道支护
（一）、临时支护：
1、采用前探梁进行临时支护。
2、支护方式：
采用3寸钢管作为套筒，套筒长度15cm，在套筒上下焊接2个锚杆螺母。
前探梁采用2寸钢管，长度3m，在2m位置焊接1个螺母作为防滑销子的插孔,倾斜巷道使用时防止后滑伤人。
掘进工作面使用2根前探梁，每根前探梁上安装2个套筒，梁稳固后上担木板作为临时支护。
前探梁随着掘进工作面的移动向前推进。
掘进工作面最大空顶距不得大于一个循环进度1.3m+一个支护排距0.9m+0.3=2.5m。
附图2：
临时支护示意图
（二）、永久支护：
一、巷道顶板压力计算
巷道沿B8煤层施工，其顶板压力计算采用两帮岩石不稳定压力计算方法。
当两帮岩石稳定时，其冒落拱高度也随之增高，此时不但有顶压还有侧压、根据挡士墙理论；
其垮度增大值C可按下式计算；
C=hcot
=2.7*cot
=0.72（米）
式中：
h-巷道掘进高度取2.7米
Bb-两帮岩石内磨擦角取60度
昌落拱跨度之半
（米）
昌落拱高度;
fk—顶板岩石的普氏系数取2
为了安全及简化公式；
每米巷道顶压可以为是ABCD岩柱的重量；
即；
Q=2a1b
=2*2.62*1.31*16
=109.83（ＫＮ／ｍ）
--顶板岩石容重，考虑到是急倾斜煤层，取16KN/m³
根据挡土墙理论；
侧压力呈梯形分布其值为：
总侧压力：
P=
h（
=
*16*2.7*（2*1.5+2.7）*（
）
=8.85（ＫＮ/ｍ）
式中；
两帮岩石的重度取14
换算高度
＝
＝1.5
总侧压力作用点的位置；
r=
=1.14米
二、锚杆参数的设计；
1、按悬吊理论设计锚杆参数；
L=
=0.4+1.15+0.05
=1.6米
L-锚杆长度
-锚杆锚固段长度取0.3-O.4m
H-软岩层厚度或冒落拱高度。
取1.15米
锚杆外露长度取0.05米
2、锚杆杆体直径；
=35.52
=11.24（mm）
锚杆杆体直径mm
Q-设计锚固力取50KN
杆体材料抗拉强度取500MPa
3、锚杆支护选择：
按加固拱原理：
L=2.2m（选择锚杆长度）
D≤0.5～0.7L=0.9～1.54m（锚杆间距）
按悬吊理论计算锚杆：
根据公式：
米
式中:
K-----安全系数取2
H-----软岩厚度取0.5米
r-----软岩容重16KN/m³
三、支护材料选择：
1、顶部5根锚杆采用Φ18×
2200mm螺纹钢锚杆，帮采用Φ18×
1800mm螺纹钢锚杆,铁托板120×
120×
8mm，其中心孔径略大于锚杆直径1.5～2mm，配套标准螺母紧固。
2、CK2335型树脂锚固剂，顶3卷／每眼。
帮2卷／每眼。
金属网采用10#冷拔丝纺织的菱形网，规格1.2×
7m，网孔40mm×
40mm，使用12#铁线每格一连，压茬1格。
3、锚索选用Ф17.8mm×
6300mm钢绞线，托盘为16mm厚钢板，规格300×
300mm，间排距1.7×
2.7m。
开口处施工两根。
4、顶钢带使用W钢带，横向施工；
帮使用圆钢钢带，帮钢带沿巷道掘进方向施工。
5、锚杆间排距顶850×
900mm，帮800×
900mm，帮五花布置，扭力矩顶部不小于100N·
m，帮不小于60N·
6、如巷道施工过程中围岩破碎、遇断层、构造等情况，班组长可根据现场实际情况缩小锚杆间排距或增加锚索支护。
附图3巷道断面规格及支护图（1:
50）
第四节支护工艺及安全措施
一、锚杆安装工艺
（一）、施工前准备:
1、对施工现场进行安全检查：
检查临时支护是否可靠，按由外向里的顺序、先顶后帮找掉活矸危岩，确认安全方可作业。
2、检查支护设备、理顺风水管路，准备支护材料。
（二）、安装顺序
1、由外向里，先顶后帮。
2、顶锚杆由中间向两边，帮锚杆先上后下。
3、锚网支护顺序：
挂网→打锚杆眼→安装锚杆→二次预紧。
4、钢带支护顺序：
打锚杆眼→安装锚杆→上钢带→二次预紧。
（三）、具体安装工艺及安全措施
1、挂网：
1）、根据所掘进巷道长度和支护设计要求，计算用网面积，用专用剪网工具去掉多余部分，备好顶网和帮网。
2）、金属网横向连接采用对接法，即将两片网横向搭接，搭接宽度为10cm，采用16号铁线间隔一个菱形格双丝双扣绑扎在一起。
3）将网抻紧，手拉变形不得大于50mm。
2、打锚杆眼:
（1）、钻锚杆孔前，必须按中腰线检查巷道几何尺寸，不符合设计的必须处理，必须使用量具定出孔位并做好标记，眼位误差不得超过±
100mm,眼向误差不大于15°
锚杆眼深度与锚杆长度相匹配，打眼时提前在钻杆上做出孔深标记。
（2）、打眼时，必须在临时支护的掩护下操作，按照由外向里、先顶后帮的顺序进行。
（3）、打锚杆眼时，采用长、短钎杆套用的方法施工。
（4）、锚杆钻机操作必须注意以下问题：
操作前所有操作开关均处于“关闭”位置；
所有风水管路确保清洁；
按标志所示连接风水管路；
严禁在钻机下衬垫木料，严禁用手触摸旋转的钻杆；
推进速度和推进力要适度，防止卡钻损坏钻杆钻头。
当钻机突然卡钻时将产生较大的反扭距，操作人员小心操作以防扭伤；
当支腿收缩时，手不要按在汽缸上，以防挤手；
油杯中加足够的润滑油，无油雾喷出时不准开钻。
钻进过程中，水流不可中断，操作者要远离钻孔中心线，以防钻杆折断发生意外。
操作者不得穿松弛衣服，领钎者不得带手套，在整个钻进过程中要始终观察顶板、两帮、机器和其它同事。
安装结束后用水洗干净钻机并将钻机放置在钻机架上，严禁乱摔乱砸。
3、安装锚杆
（1）、安装前，将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员站在孔口一侧，眼孔方向不得有人；
（2）、锚杆安装前要做好下列检查工作：
锚杆的原材料、型号、规格、品种以及各部件质量、锚杆孔位、孔径、孔深和布置形式是否符合要求，锚杆孔钻完后及时安装锚杆杆体。
（3）、安装前检查锚固剂和杆体是否匹配，杆体和锚头严禁带油；
安装是先用杆体将2个锚固剂轻轻送入孔底后再用钻机带动杆体边搅拌边推进（锚固剂未送入孔底前不得搅拌）直至孔底，搅拌时间15秒，搅拌后再等60秒后再紧固托盘，锚杆盘要密贴岩面，预紧力不小于50kN,等待过程中不得转动杆体；
锚杆安装可以总结为：
一推（推树脂药卷入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂药卷），三等（等树脂药卷初凝固），四紧（紧固螺母）。
二、巷道工程质量规定
项目
质量标准
检查部位
规格尺寸/mm
优良/mm
合格/mm
净宽
巷道中心线
至左帮
0～+100
0～+150
拱基线
墙中
墙角
至右帮
巷道净中高（mm）
腰线至拱顶
腰线至底板
锚杆
间排距/mm
±
100
顶850×
900
帮800×
孔深/mm
0～+50
顶锚杆规格
顶Ф18×
2200帮Ф18×
1800
外露长度/mm
10～40
角度/（°
≥75
锚固力/kN
顶≥50
帮≥30
扭力矩（N·
m）
顶≥100
帮≥60
锚索
0～+200
眼距/mm
150～250
≥100
水沟
中心位置/mm
50
巷道中线至水沟距离
宽度/mm
30
300
深度/mm
周边眼半眼痕率（%）
≥60
工业卫生
巷道无淤泥积水、无杂物，材料工具码放整齐、挂牌管理
第四章施工工艺
第一节施工方法
本巷道采用爆破施工，锚网+钢带+锚索支护，刮板机出渣，通过+825m一台皮带进入煤仓。
第二节凿岩方式
采用风煤钻打眼，爆破法破煤，刮板机装煤。
一、设备配备
1、打眼机具：
风煤钻
2、锚杆钻机：
MQT—130气动锚杆钻机2台，一台工作，一台备用，钻机额定压力P=0.5MPa；
冲洗水压力0.6～1.2MPa，耗气量3.6m3/min，机重50㎏。
钻杆：
B19㎜六角钻杆,钻孔直径Ф28mm；
3、刮板机：
SGB-30B型2台。
第三节爆破作业
一、采用爆破落煤，炮眼布置图见附图。
二、爆破说明
1、爆破材料：
炸药：
煤矿许用三级安全乳化炸药，
雷管：
1—5段毫秒延期电雷管（2.0m脚线），
放炮母线：
2×
1.0mm²
橡套铜芯线，
起爆器：
MFd—150/200型（新型强力式）发爆器。
2、爆破方式：
分次爆破
3、炮眼布置：
采用锥形掏槽方式，炮眼布置见附图
4、炮眼深度：
掏槽眼1.5m，其他眼1.3m。
正向预留空气柱装药；
掏槽及辅助眼采用正向连续不耦合装药结构；
连线方式为串联。
图表2：
周边眼、掏槽眼、辅助眼、底眼装药示意图。
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
㎡
11.1
5
工作面瓦斯情况
M3/min
0.4
2
炮眼数目
个
24
6
电雷管
3
岩石坚固性系数
f
2—3
7
总装药量
㎏
8
爆破参数
炮眼号
炮眼名称
眼深（m）
眼距
（m）
倾角（°
装药量
爆破顺序
联线方式
水平
垂直
卷/眼
装药量小计（Kg）
1-3
掏槽眼
1.5
77
3*3*0.2=1.8
Ⅰ
串联分次爆破
4-8
辅助眼
1.3
0.85
90
2*5*0.2=2
Ⅱ
9-13
底眼
0.94
88
Ⅲ
14—24
周边眼
0.55
1*11*0.2=2.2
VI
合计
三、巷道成型说明;
（1）严格控制装药量。
（2）使用好黄炮泥、水炮泥，严禁反向装药；
（3）爆破后不够的地方用十字镐刷扩。
第四节装、运岩（煤）方式
一、装岩：
刮板运输机；
二、运输：
1、运输设备：
刮板运输机
2、主运巷运输：
胶带运输机；
3、地面排矸：
主井提升至地面选煤厂，皮带机运送至煤仓。
第五节管线及轨道敷设
一、管线敷设及吊挂要求
1、电缆、风管、水管等均按断面图中位置吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔0.7米一个（与手持式或移动式设备连接的电缆除外），电缆垂度不超过50mm。
风管、水管每隔3m一个悬挂点。
2、水管、风管要接口严密，不得出现漏水、漏风现象。
3、工作面采用ф108㎜无缝钢管做供风主管路、ф50㎜钢管做供水管路，压风支管路采用ф25㎜软胶管，供水支管路采用ф16㎜软胶管。
二、轨道敷设要求
无。
第六节设备及工具配备
表3工作面主要设备及工具配备表
名称
规格型号
备注
低压防爆开关
KBZ-80B
台
QBZ-200
局部通风机
FBCDZ-6.0/2×
一台备用
4
SGB-30B
气动锚索钻机
MQT-130A
瓦斯断电仪
DJ4G-2000
局部通风机开停传感器
KGT18
只
9
瓦斯传感器
GJ4-2000（B）
10
局部通风机馈电状态传感器
KGT16
11
顶板离层仪
个
12
液压锚杆测力剂
NL--10
13
力矩扳手
把
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式与供风距离的确定
本掘进工作面采用局扇压入式通风，采用双风机、双电源，实行“三专”供电，双风机必须能自动切换，同时实现风电闭锁和瓦斯电闭锁功能。
最大供风距离240m。
局扇安装在+825m石门B14煤层东运输巷开口处新鲜风流中，上架管理。
二、通风系统
新风自地面→＋745m运输巷→＋745m轨道上山→＋785mB14煤仓风道→局部通风机→工作面
乏风自掘进工作面→骨架风筒→B7煤层+825m东翼材料道及上山→+B7煤层+845m西翼回风巷→斜风井→由主扇抽排至地面。
测风站设置：
掘进工作面设临时测风站。
三、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100×
q×
k=100×
0.64×
1.4=89.6（m3/min）
Q---掘进工作面实际需风量，m3/min；
100—单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳不超过1.5%的换算值；
q---掘进工作面绝对瓦斯涌出量，根据实测取200×
0.32%=0.64（m3/min）；
k---掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；
2、按人数计算
Q=4×
N=4×
15=60（m3/min）
N---掘进工作面同时工作最多人数，取15人；
4---井下每人每分钟配风量，m3/min；
3、按炸药量计算
Q=25×
A=25×
5.8=145（m3/min）
A---掘进工作面一次爆破的最大炸药量，分次爆破取最大（掏槽、辅助、底眼），炸药量取5.8kg；
25---每kg炸药配风量，m3/min；
4、掘进工作面按温度进行计算：
表5掘进工作面温度和炸药量
炸药量/kg
＜5
5-20
＞20
温度/℃
6以下
16-22
23-26
16以下
需要风量/（m³
/min）
40
60
80
根据此工作面炸药用量温度计算取50m3/min。
根据以上计算，经比较取最大值为掘进工作面需风量，则掘进工作面风量Q=180m3/min
5、掘进工作面风速验算
1）按最低风速验算
Q=180m3/min≥15×
S掘=15×
11.1=166.5m3/min
15----局扇安装处最小风速，m/min；
S----掘进巷道断面积，㎡；
2）按最高风速验算
Q=180m3/min≤240×
S掘=240×
11.1=2664（m/min）
240----局扇安装处最大风速，m/min；
经验算，掘进工作面风量取Q=180m3/min，符合《煤矿安全规程》规定要求。
故本工作面选择FBDNO6.0/2×
30型局部通风机，D800型抗静电、阻燃胶质风筒。
附图5通风系统图
第二节压风自救系统
地面压风机房安装二台LG-22/8G及一台SAH100型压风机，两台工作，一台备用，自压风机房至斜风井一段铺设一趟Ф108无缝钢管做压风管路，通过截止阀以Ф25mm高压软胶管与风钻相连接，形成压风系统，地面风压为0.75MPa，至工作面风压不小于0.5MPa。
工作面必须配备ZYJ（A）矿井压风自救装置，保证作业人员紧急避险安全。
压风路线：
地面压风机房→副井→井底车场→＋745m轨道上山→＋825m石门→掘进工作面
第三节防尘系统
地面设有一个200m3静压水池，自地面静压水池至工作面，满足巷道和工作面洒水防尘需要。
为净化掘进工作面回风流，降低回风流粉尘浓度，分别在迎头外30m处、50m处设能覆盖全断面的净化水幕两道，并及时前移。
以静压水池、防尘管路、净化水幕构成掘进工作面洒水防尘系统。
系统各巷道定期吸尘；
工作面打眼时，爆破前后洒水降尘，冲洗巷壁；
爆破过程中、装岩时打开净化水幕降尘。
第四节防灭火
防灭火的重点是防止外部火源。
如明火、电器设备过热、电流短路、静电放电、设备和机械冲击、摩擦生热、电器设备失爆等，以及人为因素引起的火灾。
防治措施有：
一、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在专用的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。
严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。
二、所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法和灭火器材的存放地点。
在局部通风机配电点备有不少于0.2m3的灭火砂及两台MFZ-8型灭火器，以备应急使用。
三、采用阻燃电缆、抗静电胶质阻燃风筒。
四、加强机械设备检修、维护和使用管理，加强电器设备检查、维修和校验，消灭失爆、漏电现象，严禁设备无保护运行。
五、所有工作人员发现井下火灾时，应视火灾性质，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。
第五节安全监控系统
工作面设甲烷传感器及便携式甲烷报警器，另安装风电闭锁及瓦斯电闭锁装置，瓦斯传感器一个安设在工作面迎头5m之内，在风筒的另一侧，巷道上方垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，瓦斯报警浓度≥0.7%，断电浓度≥1%，复电瓦斯浓度﹤1.0%。
另一个安设在距掘进巷道回风口10-15m的回风流中，瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电瓦斯浓度﹤1.0%。
第三个瓦斯传感器位于此巷道开口外+825m石门回风流5m地点，报警浓度≥0.5%，断电浓度≥0.5%，复电瓦斯浓度﹤0.5%，控制+825m皮带、B7东西两翼、斜风井所有非本质安全型电气设备。
另
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