戊91021030机巷作业规程.docx
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戊91021030机巷作业规程
第1章概况
第一节工程概述
表（1—1）：
工程概况表
序号
项目
内容说明
1
巷道布置
详见巷道布置平面示意图（附图1-1）
巷道预想剖面图（附图1-2）
2
巷道名称
戊9、10—21030机巷
3
工期要求
预计2010年12月25日开工，2013年5月25日竣工。
4
巷道用途
服务于戊9、10—21030采面进风、出煤、行人
5
服务年限
5年
6
工程量
主体工程1190m剩余工程量：
1190m
7
工程投资
8
工程结构特点
该巷道按综采工作面布置，采用爆破落煤，锚网索联合支护，采用溜子配皮带出砟，采用2×30kw对旋式风机供风，按照高突危险工作面进行管理和装备。
支护净断面为4.6m×3.0m，顶锚杆选用Ф20×2000mm高强锚杆，两帮选用Ф20×2000mm等强锚杆。
9
巷道标高及施工坡度
开口/终点=-574/-532施工坡度为+2°。
10
附近开采情况及影响
该采面位于戊一采区东翼，西至戊一皮带上山，东到戊组国铁保护煤柱，北部煤田尚未开采。
地面有白灌渠、许南公路、矿区铁路从该区域穿过，地面建筑物有姜店、郝庄等，地面标高+70～+90m。
预计巷道受采动影响不大。
第2节编写依据
表（1—2）：
编写依据表
序号
编写依据
内容说明
1
设计
八矿总办室设计的《平煤股份八矿戊9、10—21030工作面及瓦斯综合治理设计》
2
地质部门提供的地质资料
戊9、10—21030机巷高抽巷已揭露的地质资料。
3
矿压资料
采用十字位移观测数据及顶板离层仪观测数据
4
其它技术规范
《煤矿安全规程》（2010版）《防止煤与瓦斯突出规定》（2009版）《平煤股份公司煤巷锚杆支护技术规范》（平煤股份（2009）100号文）《中国平煤神马集团矿井风量计算方法》
平煤股份〔2010〕147号关于印发《平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法（试行）》的通知
平煤股份〔2010〕141号关于建设完善紧急避险系统和压风自救系统的紧急通知
《平煤股份公司石门（立井、斜井）揭煤防突管理规定（试行）的通知》的通知
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情
表（2—1）：
井上下关系对照表
采区
戊一采区
工程名称
戊9、10—21030机巷
地面标高
+70m/+90m
井下标高
-574m/-532m
地面的相对位置建筑物及其他
地面有白灌渠、许南公路、矿区铁路从该区域穿过，地面建筑物有姜店、郝庄等，地面标高+70～+90m。
井下相对位置对掘进巷道的影响
该采面位于戊一采区东翼，西至戊一皮带上山，东到戊组国铁保护煤柱，北部煤田尚未开采。
戊9.10煤层区段标高—574～—532m，埋深584m～622m。
预计巷道受采动影响不大。
第二节煤（岩）层赋存特征
表（2—2）煤层特征情况表
指标
单位
参数
备注
煤层厚度（最大～最小／平均）
m
2.7-3.6
3.2
在构造区域有变薄（厚）情况
煤层倾角（最大～最小／平均）
（°）
13°—16°
13.5°
在构造区域不稳定
煤层硬度
f
0.4-0.6
0.3
煤层层理（发育程度）
煤层层理不发育
煤层节理（发育程度）
节理不发育
地质构造带节理发育
自然发火期
d
120-180
绝对瓦斯涌出量
m３·min-1
1.5
相对瓦斯涌出量
m３·t
28.3
煤尘爆炸指数
（%）
31.13-34.44
地温
℃
26°
表（2—3）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
稳定
f=4-6
9.0m
细至中粒砂岩
直接顶
稳定
f=4-6
0.7m
黑色炭质泥岩
底版
直接底
稳定
f=3-5
4m
泥岩及砂质泥岩
基本底
稳定
f=3-5
6m
砂质泥岩及粉砂岩
附图（2—1）煤岩层综合柱状图
第三节地质构造
预计在正常掘进过程中不会遇大的地质构造影响掘进。
第4节水文地质
煤层顶板中～粗粒砂岩含水层厚4～12m，裂隙发育，富水程度中等，在掘进及回采期间，局部顶板有滴、淋水现象，水量不大，在施工过程中不致造成大的水害威胁。
预计正常涌水量3m³/h，在施工过程中人工挖出水沟，保证巷道内无积水、淤泥，影响文明生产。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
表（3-1）巷道布置情况表
序号
名称
1
巷道施工层位
戊9、10煤层
2
水平标高
-574/-532
3
施工断面
4.6m×3.0m
4
工程量
1190m
5
巷道施工坡度
﹢2°
6
巷道开口位置
戊一皮带上山P8#测点向上3m，巷道左帮开口施工。
（与戊一皮带上山中心线成73°夹角）
7
施工方位角
方位角：
102°48′0″
第2节矿压观测
表（3—2）：
矿压观测表
序号
名称
1
观测对象
顶板及两帮
2
观测内容
顶底板相对移近量及两帮相对移近量。
3
观测方法
从巷道开口往里每隔50m设置1个顶板离层仪观测点，遇到巷道压力大地段每隔10m设置一个观测点。
每个观测点设置一个观测断面，并记录好初始观测值L1、L2、H1、H2。
初期每天观测一次，并记录。
巷道压力稳定后，每5天对巷道顶板和底板及两帮的相对移近量进行测量，并现场分析观测数据，发现异常及时汇报给队值班干部。
观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。
4
数据处理
10天平均位移量大于5mm/天或30天平均位移量大于3mm/天，必须采取措施处理。
第3节支护设计
1、巷道岔口支护设计：
巷道开口交岔点附近10m范围采用补打锚索加强支护，锚索间排距为1000mm×1400mm，锚索按“33”阵型布置。
图（3-1）：
巷道交岔点支护示意图
二、巷道支护：
该巷道支护断面为4600mm×3000m（中高），采用锚网索支护，净断面为13.8㎡。
附图：
图（3-2）：
巷道支护平面图、断面图
附图（3-3）：
临时支护示意图。
3、锚网索支护选型计算：
1、按悬吊理论计算
（1）锚杆长度L：
L=L1+L2+L3=0.05+1.5+0.3=1.85m
式中：
L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mm
L3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm
（2）锚固力N：
可按锚杆杆体的屈服载荷计算
N=π/4（d2σ屈）=0.25×3.14×（0.020）²×335×106=0.10519×106≈105KN
式中：
σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad—杆体直径
（3）锚杆间排距：
锚杆间距D≤1/2L=0.5×1.85=0.925
锚杆排距L0=Nn/2kraL2=7×105×103/2×3×24×103×2.3×1.5=1.479m
式中：
n——每排锚杆根数N——设计锚固力，KN/根
K——安全系数，取2-3r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3
a——1/2巷道掘进宽度m
2、按组合梁原理计算
（1）锚杆长度L：
L=L1+L2+L3=0.05+1.583+0.5=2.13m
式中：
L1——锚杆外露长度mL3——锚固端长度m
L2——组合梁自撑厚度m
L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2=0.612×4.6×[3×24/1×（0.3×46）×104×0.007728]/2=2.815×[72/1×（0.3×46）×104×0.007728]/2=1.583
K1——与施工方法有关的安全系数。
掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6
P——组合梁自重均布载荷MPaψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：
123≥4
ψ值：
1.00.750.70.65
B——巷道跨度m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3-0.4倍MPa,实验强度为46kg/cm²
σx——原岩水平应力，σx=λrzMPa，λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,=0.4×24×805=0.007728Mpa
Z—巷道埋深m
（2）锚杆间距：
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m1（σ1/KP）/2=1.63×1×{（46×104）/8×24×106×1}/2=0.0032
式中：
m1——最下面一层岩层的厚度m
K——安全系数，取8-10
P——本层自重均布荷载P=r1m1,MPa；r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3
3、锚杆的锚固长度按下式计算：
L0=LR12/（R2-R22）=40×（17.5）²/{（21.5）²-（10）²}=33.79mm
式中：
L—树脂卷长度 mm L0——锚固长度mm
R——钻孔半径21.5mmR１——树脂卷半径17.5mm
R２——锚杆半径10mm
4、锚索支护参数的确定
1、锚固长度La：
La≥fst/πfcsd1=（1870/3.14×10Mpa）×17.8mm=1060mm
式中：
d1—锚索钢绞线之径，mmfst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算
2、锚索间排距
L/S≥2即S≤L/2=6000/2=3000mm式中：
L—锚索孔深度S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P1≥P≥P1/K或P2/KP≥P1/K=400/2=200KN
式中：
P—设计锚索锚固力200KN
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力KN
P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力400KNK—安全系数，取2。
4、锚网索支护参数选型
1、顶锚杆使用Ф20mm、L＝2000mm的高强锚杆；
2、帮锚杆使用Ф20mm、L＝2000mm的等强锚杆；
3、锚索使用Ф17.8mm、L＝6000mm的高强度低松弛钢绞线锚索；
4、顶网选用5.0m×0.9m的4#冷拔丝金属网；上帮规格选用3.5m×0.9m；下帮网规格选用2.4m×0.9m。
5、顶板每排布置7根高强锚杆；两帮各铺设一片帮网与顶网压茬搭接，上帮布置5根Ф20mm×2000mm的等强锚杆，下帮布置4根Ф20mm×2000mm的等强锚杆。
6、顶锚杆间距720mm；上帮锚杆间距750mm；下帮锚杆排距均为700mm；
7、锚索按“212”阵型布置，锚索长为6000mm,锚索间距为2200mm，排距为2100mm。
8、该巷道在停采线前后30m范围内顶板锚杆规格改为Ф22mm×2400mm高强锚杆，顶板及上帮采用钢带加强支护。
9、帮网滞后工作面不得超过3排。
第4节支护工艺
1、临时支护：
采用锚网索支护过程中临时支护采用戴帽顶柱（点柱）作为临时支护：
支护材料选用圆木或单体柱（圆木要求直径不小于φ160mm，长度不小于2600mm，3根；单体柱选用DWB-30/100系列柱子）每隔1000mm—1200mm打一带帽顶柱（戴帽规格200×200×30mm方块柱鞋）。
压力大、顶板破碎采用36u4400拱缩棚支护过程中，临时支护采用两根3.6m以上的11#工字钢前探支护，每根前探梁三个卡子，配大小板作为临时支护。
2、临时支护工艺及要求
1、每次放完炮之后，要认真执行敲帮问顶，找掉活矸危岩。
找顶工作前要先清理好退路，并有两人找顶，其中一人找顶、一人观察顶板。
应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮，依次进行。
找顶时找顶范围内严禁其他人员进入。
2、点柱上方必须用大板接顶，点柱底根要打在实底上，不能打在实底上的要加垫木板，且只能加垫一块木板。
3、点柱间距为（1.0—1.2m）。
最大控顶距不得超过1.4m，最小控顶距不得超过0.7m。
4、当巷道顶板倾角＜15°时，应采用合适的垫板垫在点柱上端；当巷道顶板倾角≥15°时，必须在上部垫板与巷道顶板接触处打上楔子。
5、在带帽顶柱掩护下打锚杆作业，当所有锚杆打装齐全后方可拆除临时支护。
三、永久支护及要求
（1）永久支护材料：
正常掘进过程中采用锚网索支护。
若遇顶板破碎、遇断层可采用36u4400拱缩型棚子支护，棚距600mm。
（二）锚索安装工序：
1、采用液压锚杆机配S19中空六方接长式钻杆和Φ27mm双翼钻头湿式打眼。
为确保孔深准确，可在起始钻杆上作彩色标记。
2、插入树脂药卷前应检查其质量（以手感柔软为合格），不合格的药卷严禁使用。
3、用棉布将锚索锚固段的水、煤屑等擦干净，用塑料胶带将树脂药卷与锚索粘结定位。
4、锚索下端装上专用搅拌器，工人配合用锚索顶住锚固剂缓慢送入钻孔（注意不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送到眼底。
将专用搅拌器尾部六方头插到锚杆机上。
5、一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在20～30秒。
6、停止搅拌后，继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后可回落锚杆机准备打下一个孔。
7、10分钟后，先卸下专用搅拌器，装上托盘，锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。
8、用张拉千斤顶套在锚索上，张拉，注意观察压力表读数达到104～169KN时停止。
9、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌。
10、锚索安装48小时，如发现预紧力下降，必须及时补打。
11、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拨出，然后重新用锚杆机将钻孔“溜”一遍，重新安装锚索。
12、打锚索孔时，在钻杆接头位置进入孔内之前要控制锚杆机推力，以免钻杆断伤人。
13、松开盘住的锚索时，要防止锚索突然弹开伤人。
（2）锚杆安装工序
1、锚杆在正式安装前，应先用锚杆插入锚杆孔，检查一下孔深是否符合要求及插入是否顺利，如果插入困难应用钻慢速推进，再将钻孔孔壁钻平滑。
2、安装前必须用压风吹净锚杆孔内的积水和岩粉（煤粉），以免影响药卷和孔壁的粘结，并把孔口周围的岩（煤）层面找平，保证托盘上好后能紧贴岩（煤）层面。
3、检查锚杆的托盘、螺帽等构件是否齐全，树脂锚固剂是否合格完好，严禁使用破损、变质、过期的树脂锚固剂。
4、安装时，先将树脂锚固剂送入孔内，再把锚杆插入孔中，将锚固剂推送到孔底，然后把锚杆安装器套上煤电钻（或锚杆钻机），送电（或送风）转动锚杆将锚固剂刺破并搅拌，同时把锚杆匀速推至孔底，搅拌并等待一定时间后安上托盘，扭紧螺帽。
（3）架棚施工工序
1、架棚前必须把支架构件和需要的工具准备齐全、检查梁、腿是否符合设计要求。
2、可缩“U”型钢腿装配时，搭接长度及卡缆的紧固应符合作业规程规定。
4、放炮后，应首先检查作业地点的顶板、支护、煤帮等情况，发现问题及时处理。
5、永久棚架设前，先要进行临时支护，在临时支护下按作业规程要求挖出两帮柱窝，两人把腿抬到已挖好的柱窝内，一人扶腿，一人察看是否靠帮，上好卡缆打紧板肖，梁腿合好口。
6、人工上梁要至少4人进行，两名上梁人员站在工作面崩下的煤体或放置稳固的工作台上，另两人将棚梁递上，上梁要在专人统一指挥下进行，梁腿合好后，调整方向，将顶帮背紧刹牢。
7、金属棚加拉杆联锁。
8、在处理爆破崩倒或因故倾倒的棚子，首先，要对临近10米范围内的棚子进行加固，再由外向里逐架修复，里面不得有人，当顶部超挖时，必须用木料打木垛接顶，两帮超挖大于300毫米时，要用木料刹紧背牢。
四、锚杆机操作
1、锚杆机司机操作锚杆机打眼前，应由另一个人把打眼的钎子插在锚杆机上，并用手扶住锚杆机和钎子，操作锚杆机身升起，使钎子钻头对准标记，另一专人开水阀门，扶钎子人员松手离开，司机操作手柄旋转钎子开始打眼，打眼过程中，其他人员离开锚杆机。
2、打眼过程中，注意孔内是否往外流水，如发现不流水，即为钻杆堵塞，及时停止旋转，降落钻杆进行处理。
3、锚杆孔打到位置后，先操作机器降落，不得停止旋转，以防钻杆卡在孔内拨不出来，降落过程中，使供水量逐渐减少，锚杆机降落一半后，方可停止旋转。
4、锚杆机回落时，至少应有一人扶住锚杆机头部，防止锚杆机机身失重、弯倒。
5、锚杆机打眼前，司机操作手把要使推进力均匀，推进力过大时，易造成卡钎子，甚至造成锚杆机机身发生旋转，造成伤人。
6、为保证锚杆角度，必须使机身轴线垂直于顶板。
因此，应及时移动锚杆机，不得使机身在同一位置打两根锚杆。
移动锚杆机时，可由锚杆机司机扶住手把，由另外两人用钎子抬住机身进行挪动，要注意及时清理底板的杂物和淤泥，以防抬、移时，腿脚被绊住或发生滑倒。
5、煤电钻操作
１、搬动电钻时，要提电钻手柄，不得提、拖电缆，在未到工作面以前，钻杆不得装在电钻上。
２、工作前，要检查各部件是否齐全牢固，螺丝是否扭紧，机壳不得有裂纹和损伤，风扇要正常，钎套要灵活。
３、电缆长出部份要挂好，不得埋在煤和杂物里，更不得拖在溜子中，以免溜子开动时，拉坏电缆，发生危险。
４、电缆线头要严密结实，胶皮若损坏，不得使用。
５、钻眼时，必须按操作规程的规定操作。
６、使用电钻时，用力要够，不得强拉，并每隔一定时间，将钎子退出稍许，以便排出煤粉，避免烧坏电机。
７、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，停止使用电钻打眼，在有水的地方，要特别注意漏电。
钻眼时要注意钻进状况，如快慢发生变化或声音不正常时，应禁止工作，查明原因，处理后才能使用，电钻发热、温度过高、发现杂音等故障时，不得使用，可由操作者自行处理.
８、操作者应戴口罩，工作中要随时观察顶板，发现不安全的隐患，必须先处理好才能工作。
９、打完眼后将钎子拆下空转电机，使套上的煤粉落掉，电缆整齐地盘起来和电钻收放在干燥安全的地方，以免放炮时炸坏。
１０、无论电钻有无毛病，每周必须进行检查修理一次。
１１、根据煤壁的凸凹程度决定该段煤壁打眼深度，要求放炮后使煤壁尽量是直线。
第四章施工工艺
第一节施工方法
表（4-1）
施工顺序
1、完善戊9、10—21030机巷监测、运输、供水、供压风、供电及安全防护设施。
2、巷道开口位置采用补打锚索进行加固。
3、按照设计方位，采用放炮落煤。
施工方法
1、该巷道施工时，采用放炮落煤的方法施工。
2、采用人工攉砟上40T溜子通过皮带运出工作面。
3、采用风钻或煤电钻施工炮眼、风锚头施工瓦斯释放孔。
4、采用风动锚杆机打顶锚杆
施工工序
锚网支护时：
接班检查→打眼→装药爆破→通风→临时支护→出砟→打顶锚杆眼→安装顶锚杆→铺网→顶梁下上托盘→拧紧螺帽→顶锚杆网梁上好→进行刷帮→打帮锚杆、安装帮网→自检。
架棚子支护时：
接班检查→打眼→装药放炮→通风→临时支护→出砟→架棚→自检。
运输方式
出砟
工作面→40T溜子→戊9、10—21030机巷皮带→40T溜子→戊一皮带上山。
运料
地面→新副井→丁戊组一石门→戊组大巷→戊一轨道→戊一轨道三片→戊9.10-21030机巷设备道→戊9、10—21030机巷
工作制度
掘进班采用“三八”制度作业，机电大班、运料班可根据需要上8点或12点。
第2节爆破作业
1、爆破条件表（4-2）
矿井瓦斯等级
高突瓦斯矿井
掘进断面
13.8㎡
普氏系数
f＝0.6-0.8（煤）
钻眼机具
风动锚头
炸药种类
安全等级不低于三级含水乳化炸药
雷管类别
毫秒延期电雷管
2、爆破图表表（4-3）
炮眼
名称
炮眼
深度
（m）
炮眼个数
炮眼角度
装药量
封泥长度
超爆
顺序
联线方式
水平（°）
垂直
（°）
每眼装药量（kg）
合计
掏槽眼（1～6）
0.8
6
69
90
0.44（1卷）
2.64
≥0.4m
串
联
辅助眼（7-16）
0.75
10
90
90
0.22（0.5卷）
2.2
≥0.4m
II
周边眼（17-35）
0.75
19
77-90
75-90
0.22（0.5卷）
4.18
≥0.4m
底眼（36-42）
0.75
7
90
79-90
0.22（0.5卷）
1.54
≥0.4m
合计
31.8
42
10.56
3、爆破指标表（4-4）
顺序
指标名称
单位
数量
顺序
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
93
5
一循环炮眼长度
m
31.9
2
工作循环进尺
m
0.70
6
掘进一米炮眼长度
m
45.42
3
一循环实体煤岩量
m³
10.36
7
掘进一米炸药消耗量
㎏
15.08
4
掘进一米煤量
m³
14.8
8
掘进一米雷管消耗量
发
60
附图（4—1）：
炮眼布置图（正向爆破）
第三节装载与运输
1、装载与运输方式
1、煤（矸）装载：
人工用锹将爆落的煤（矸）攉入工作面掌子头40T型溜子，由溜子直接上戊9、10—21030机巷工作面800型可缩皮带，再有皮带运至戊一皮带上山。
2、煤矸运输：
爆落的煤矸有40T溜子及800型皮带运输工作面。
3、人员运输：
人员有戊一轨道人车运至戊一轨道三片，然后步行到施工地点。
2、装载运输设备表方式表
表（4-5）装载设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
运输距离
备注
1
胶带输送机
800型
1部
巷道里程40m
1109m
2
刮板运输机
40T
2部
一部溜子搭在高强皮带上；二部溜子紧跟工作面掌子头。
40m/部
附图（4—2）：
运砟系统示意图。
第四节管线敷设
1、各类管线的布置及要求
1.风、水管采用油丝绳捆绑吊挂在巷道上帮的锚杆上，每隔不大于5m的距离吊挂一道，距迎头的距离不得大于20m。
2.电缆吊挂距底板的距离为不低于1.8m（前后高度一致），从上往下必须按监测、通讯、信号、动力电缆的顺序布置。
放炮线吊挂在巷道顶板上，与其它电缆保持在300mm以上的距离。
3、管线的铺设方式见表（4-6）
序号
名称
规格型号
铺设距离
1
风管
100mm
1200m
2
水管
50mm
1200m
3
动力电缆
50mm²
70mm²
1200m
4
瓦斯抽放管
150mm
1200m
第五节设备及工具配备
表（4—7）设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
浅孔钻机
ZQSJ-140/4.1
台
3
施工局部防突措施孔
2
深孔钻机
ZDY400型
台
1
深孔前探使用
4
煤电钻
ZM15型强力煤电钻
台
2
施工煤炮眼
5
控制开关
QBZ-200
台
8
6
馈电开关
KBZ—400
台
3
8
综保
ZZ8L—4
台
3
9
刮板输送机
SGW
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