己151中间机巷作业规程1217资料.docx
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己151中间机巷作业规程1217资料
第一章概况
第一节概述
序号
项目
内容说明
1
巷道名称
己15-12070中间机巷（附图1：
己15-12070中间机巷布置平面示意图；附图2：
己15-12070中间机巷预想剖面示意图）。
2
巷道用途
为己15-12070采面进风及区域瓦斯治理用。
3
设计长度
1482m
4
工程量
总工程量为1482m
5
巷道坡度
该巷沿己15煤层顶板施工
6
服务年限
约3～5年
7
开竣工时间
1、预计开工时间2014年7月6日
2、预计竣工时间2015年7月30日
第二节编写依据
一、工作面设计及批准时间
巷道施工的依据是《己15-12070采面设计图》，批准时间为2013年2月。
二、地质说明书及批准时间
巷道地质资料依据是《己15-12070采面地质说明书及附图》，批准时间为2013年2月。
三、相关的技术要求及安全措施编制依据
1、《煤矿工人安全技术操作规程指南（掘进）》，2006年版。
2、《煤矿安全规程》，2011年修订版。
3、《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行）》，2013年版。
4、《关于规范开拓掘进工作面作业规程编制的指导意见》，平煤股份开便[2011]。
5、《煤矿防治水规定》，2009年版。
6、《防治煤与瓦斯突出规定》，2009年版。
7、《平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法（试行）》，平煤股份〔2010〕147号。
8、其它国家相关法律法规。
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况
己15-12070中间机巷地面相对位置位于丁沟村南侧、孟良寨山西部。
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1井上下关系对照表
采区
己二采区
工程名称
己15-12070中间机巷
地面标高
+120.5～+250.5m
井下标高
－667.5～－718.5m
地面的相对位置
位于丁沟村南侧、孟良寨西部，4910与5302钻孔之间。
井下相对位置及四邻采掘情况
该巷道位于己二采区东翼上部第四个区段，紧邻己15-12070机巷上面布置。
巷道西靠-600m水平轨道石门及己二采区三条下山，东部邻近矿井53勘探线，南面紧邻己15-12070中间机巷，以北为己15-12050采面。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
己15-12070中间机巷抽放巷因施工穿层钻孔对其顶板和两帮有一定影响。
第二节煤层赋存特征
该采面煤层结构单一，厚度较为稳定，己15煤层厚度2.1～3.5m，黑色、粉末状，较为松软、破碎，具条带状结构，以亮煤为主，宏观煤岩类型为半亮型煤，玻璃光泽，采面煤层为分层状态，夹矸厚度5.1~6.8m，己16-17煤层厚度0.9～1.8m。
煤层倾角变化较大，一般在7°～12°，平均8°。
1、煤层赋存特征见表2。
2、煤层顶底板情况见表3。
3、矿井综合柱状图见表4。
表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
2.1～5.8/3.2
煤层倾角（最大～最小／平均）
（°）
7～12/8
煤层硬度
f
0.2～0.6
煤层层理（发育程度）
较为发育
煤层节理（发育程度）
较为发育
自然发火期
d
79
自燃煤层
绝对瓦斯涌出量
m3·min-1
61.56
相对瓦斯涌出量
m3·t-1
19.27
煤尘爆炸指数
（%）
19.19～22.47
地温
℃
39.70～50.57
二级高温区
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类型
硬度
厚度（m）
岩性
顶板
基本顶
6
22.5～41.4
灰色、块状结构，以石英为主，裂隙发育，分选中等，富含云母片，具交错层理。
直接顶
1～3.5
3.0～4.8
灰色，块状结构，镜面发育，具波状层理。
伪顶
1
0.5～1.0
灰色、致密、细腻，块状结构，性脆。
底板
直接底
2～3
3.2～5.8
灰色，块状结构，镜面发育，较破碎。
老底
5
8.5-12.0
深灰色、块状、隐晶质结构，含动物化石碎屑，上部有一层厚0.3m煤线。
第三节地质构造
己15-12070中间机巷沿已组煤层顶板施工，掘进期间，主要受矿山静压力影响。
根据己15-12070中间机巷抽放巷揭露地质构造情况分析，预测己15-12070中间机巷大型地质构造较少，但小型构造较为发育。
预计断层附近煤层有一定变化，顶板破碎，对防治瓦斯和顶板管理造成较大影响，需加强瓦斯和顶板管理。
地质构造见表1。
表4断层情况表
断层
名称
走向（度）
倾角（度）
性质
落差（m）
对掘进的影响程度
F1
135
45
正断层
0.5
有一定影响
F2
195
105
正断层
0.4
有一定影响
F3
237
147
正断层
0.3
有一定影响
F4
340
250
正断层
0.4
有一定影响
F5
50
320
正断层
0.5
有一定影响
F6
40
310
正断层
0.8
有一定影响
第四节水文地质
该采面煤层顶板以上为裂隙承压砂岩含水层，以细～中粗粒砂岩为主，在白石山背斜轴部比较发育，渗透系数0.00178m/d,富水性弱～极弱。
该采面煤层底板直接含水层一般由3～4层灰岩组成（L7～L10），埋深多在-600m以下，岩溶裂隙发育不均一，差异性较大，一般岩溶裂隙发育较差，绝大部分裂隙被方解石脉充填，富水弱～极弱。
受地质构造条件的影响，在白石山背斜轴部两侧和断层发育地段，岩石破碎，渗透率一般为0.000862～0.862m/d。
煤层底板间接含水层由3～5层灰岩组成（L1～L4），岩溶作用和富水性强于上段（L7～L10），岩溶裂隙发育规律与上段基本一样，渗透率0.00137～0.862m/d。
上下段间主要岩性为泥岩、砂质泥岩及中细粒砂岩，为上、下段灰岩含水层之间的隔水层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
己15-12070中间机巷的开口位置（开口巷道中心）位于中间机巷联络巷与中间机巷交岔点处，现在中间机巷开口施工完毕已经施工至中间机巷7′#点前24m处，再向前施工仍以134°0′0″方位角沿己15煤层顶板施工与切眼贯通。
己15-12070中间机巷采用锚网、锚杆、锚索、W钢带联合支护，设计断面均为：
净宽×中心净高=4600×3000mm。
附开口位置示意图3
第二节矿压观测
1、矿压观测对象：
巷道各个交岔点处、己15-12070中间机巷。
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：
巷道从开口起设置观测点，交岔点处各设置1个，并作为重点观测区域。
从开口处往里每隔50m设一个测站并进行日常顶板离层监测，在两组顶板离层指示仪中间设置测站并采用十字测点法进行底板及两帮变形相对位移量监测。
每个观测点设置一个观测断面，并记录好初始观测值，初期（建立后一个月内）每天观测一次，巷道压力稳定后，每5天对巷道顶板、底板及两帮的相对位移量进行测量并读数观测。
其中顶板下沉量及下沉速度应控制在以下范围：
①、巷道施工后10天内，顶板下沉量小于50mm，下沉速度小于5mm/d。
②、巷道施工后50天内，顶板下沉量小于150mm，下沉速度小于3mm/d。
监测数据如果超过上述范围，应及时加密锚索或补套金属棚子加固支护。
4、观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。
5、数据处理：
将收集的数据进行分析，总结其矿压显现规律。
。
第三节支护设计
一、支护形式
1、临时支护：
采用2～4根DWB-30/100轻型单体液压支柱或使用前探梁。
临时支护见附图4。
图4临时支护示意图
A正视图B侧视图
2、永久支护：
己15-12070中间机巷均沿己15煤层顶板掘进施工采用锚网、锚杆、锚索、W钢带联合支护。
巷道过断层或顶板破碎带，锚杆支护无法满足安全需要时，采用U36（腿×梁=2700×2700mm）四节拱型支架支护。
①、锚杆支护见附图5-1、图5-2。
②、U36型钢支护见附图6。
二、支护规格：
顶锚杆支护参数计算：
根据该巷设计断面为4600×3000mm矩形断面，根据首山一矿的地质条件以及现在工程中锚杆的使用情况，采用工程类比法及现场经验选择锚固法加固顶板，按加固拱原理计算。
1）、锚杆长度：
L=N（1.1+B/10）=1.5×（1.1+4.6/10）=2.34m，取2.4m。
式中：
N——围岩稳定性影响系数，取1.5；
B——巷道跨度4.6m；
2）、锚杆直径：
Ｄ=L/110=2.4/110=0.0218m=21.8mm，取22mm。
3）、锚杆间排距：
按组合梁层间不发生滑动，并保证最下面一层岩层的稳定，锚杆间排距应为：
D≤1.63×h1×
式中:
h1—最下一层岩层厚度，选用0.2m；
n1—最下一层岩层的抗拉强度析减系数，取0.4；
бl1—最下一层岩层的抗拉强度，取1.4Mpa；
k1—安全系数取9；
kp—动压巷道围岩取2；
γ1—最下一层岩层的容重取2.5T/m3；
则D≤1.63×0.2×
=0.813m；
故选取顶锚杆间距为750mm，排距为800mm符合要求。
4、煤帮锚杆支护参数计算：
煤帮锚杆长度：
Ｌ＝Ｌ1＋C＋Ｌ3
L1——锚杆外露长度一般取0.3m
两帮煤体受挤压深度C
C=（（KrHB/1000fcKc）Cos（a/2）-1）h×tg（45-ψ/2）
式中：
K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8
r——上覆岩层平均容重，取1.8t/m³
H——巷道埋深，取872m
B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1
fc——煤层普氏系数，取1.25
Kc——煤体完整性系数，取0.9—1.0
a——煤层倾角，取10°
h——巷道掘进高度，取3.0m
ψ——煤体内摩擦角，煤体内摩擦角取51.3°
C={[（2.8×1.8×872×1）/（1000×1.25×1）]×cos（10°/2）-1}×3.0×tg（45°-51.3°/2）＝1.8m
锚固端长度：
Ｌ3＝Ｎ/（π×d×Ｐ）
式中：
Ｎ——设计锚固力100kN
d——帮锚杆孔直径取30mm
Ｐ——树脂药剂与煤体粘结强度取40kg/cm2
则Ｌ3＝100/（π×30×40）＝265mm
煤帮锚杆长度：
Ｌ＝Ｌ1＋C＋Ｌ3＝0.3＋1.8＋0.265＝2.365m
根据计算结果结合矿井帮锚杆常用规格及侧压情况，确定帮锚杆选用Φ20×2400mm高强树脂锚杆。
煤帮锚杆间距：
D=Nh/L0KQs=（100×3）/（1.05×3×128）＝0.744m
式中：
N——设计锚杆锚固力100KN
K——安全系数，取2-3
L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距
Qs——两帮侧压值，KN
故帮锚杆间排距为800mm×800mm符合要求。
三、支护规格及选用材料说明
根据以上计算结果，结合巷道设计断面，巷道支护规格及选用材料如下：
1、己15-12070中间机巷顶板支护每排采用1块BHW270-2.75/4600mm钢带、7根Φ22×2400mm让压锚杆和1块网孔为40×40mm的8#冷拔丝4600×1000mm单层金属网。
每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用1卷Z2850树脂药卷，顶锚杆间排距为750×800mm。
2、己15-12070中间机巷上帮支护每排采用2块BHW270-2.75/1700mm钢带搭接、5根Φ20×2400mm高强锚杆和一块网孔为40×40mm的8#冷拔丝2000×1000mm单层金属网与一块1500×1000mm单层金属网搭接；己15-12070中间机巷下帮支护每排采用1块BHW270-2.75/1900mm钢带和1块BHW270-2.75/1000mm钢带搭接、4根Φ20×2400mm高强锚杆和2块网孔为40×40mm的8#冷拔丝1500mm×1000mm单层金属网；每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用1卷Z2850树脂药卷，锚杆间排距均为800×800mm。
3、己15-12070中间机巷锚索沿巷道顶板中心及中心两侧1500mm处各布置一根，采用“三零三”布置，其间排距为1500×1600mm。
锚索规格为Φ21.8×8000mm，每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用2卷Z2850树脂药卷，，托盘采用300×300×14mm方托盘。
顶板压力大时，采用“三二三”布置，其排距为800mm。
一排三根时巷道中心一根，距巷道中心两侧1500mm各布置一根；一排两根时距巷道中心两侧750mm各布置一根。
根据现场顶板情况，若顶板破碎不适合锚杆支护时，采用U36四节拱型棚进行支护，棚距700mm。
第四节支护工艺
一、支护工艺：
锚网支护工艺：
交接班安检→标定中心→开机检查→延接胶带输送机→掘进机切割出渣→输送机出渣→敲帮问顶→打超前顶柱→打锚杆眼注锚杆→刷帮挂网打锚杆→安全质量检查→整理文明生产→质量验收。
架棚支护工艺：
交接班安检→标定中心→开机检查→延接胶带输送机→掘进机切割出渣→输送机出渣→敲帮问顶→推移前探梁背紧背牢→上梁刹顶→挖柱窝栽腿子刹帮→安全质量检查→整理文明生产→质量验收。
二、支护工序的安排及要求：
锚网支护工艺流程：
拉延中、腰线→掘进机切割（出渣）→敲帮问顶、找净帮顶活煤危岩→挂网上锚网梁→打临时顶柱→标定眼位→钻眼→安装锚杆→安全质量检查→整理文明生产→质量验收。
架棚支护工艺流程：
拉延中、腰线→掘进机切割（出渣）→→敲帮问顶→推移前探梁背紧背牢→上梁刹顶→挖柱窝栽腿子刹帮→安全质量检查→整理文明生产→质量验收。
三、工程质量标准
（一）4600×3000m的梯形断面锚杆支护质量标准
Ⅰ主控项目
1.锚杆的规格、直径、型号、强度、锚杆盘：
顶部锚杆：
Φ22×2400mm让压锚杆，帮部锚杆：
Φ20×2400mm高强锚杆，锚杆托盘为使用150×150×10mm方托盘。
2.树脂药卷的型号：
2850型药卷。
3.锚杆施工质量：
杆体和托盘用扭矩放大器上紧，不得松动。
4.锚固力：
顶部锚杆≥150KN；帮锚杆≥100KN。
Ⅱ一般项目
1.巷道净宽：
4600mm，中线至任一帮距离2300mm，允许偏差0～100mm。
2.巷道净高：
3000mm，允许偏差-50～200mm（巷道正中心处）。
3.锚杆间、排距：
（顶）750×800mm；-100～+100mm；
（帮）800×800mm；-100～+100mm。
4.锚杆外露长度：
露出螺帽长度为10～40mm。
5.锚杆角度：
垂直煤（岩）面，与巷道轮廓线夹角不小于75º。
6.W钢带：
紧贴岩面，铺设平整。
7.铺网质量：
金属网铺开展平，网与网搭接≥100mm，每间隔200mm用12#双股扎丝捆扎一道。
8.树脂药卷：
2850型药卷2卷/孔，搅拌时间为30±5s。
预应力锚索支护工程
Ⅰ主控项目
1.锚索规格：
Φ21.8×8000mm；
2.锚索的锚固方式：
端锚，锚固材料：
树脂药卷Z2850型药卷和K2850型药卷；
3.锚索垂直顶板，钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角不小于75°；
4.锚索孔深：
7750-7850mm，允许偏差±50mm；
5.锚索锚固力：
不小于350KN。
Ⅱ一般项目
1.锚索的间距、排距：
1500×1600mm，允许偏差±100mm，布置位置：
巷道中心及向两侧1500mm各布置一根；
2.每根锚索采用：
K2850树脂药卷1卷/孔（首入孔），Z2850树脂药卷2卷/孔（次入孔）；
3.锚索外露：
150-250mm；
4.锚索托盘：
使用300×300×14mm方托盘；
5.托盘必须紧贴顶板，涨拉预紧力不小于40MP。
6.锚索滞后迎头不超过6排（4.8m），顶板破碎时，中间锚索紧跟迎头。
（二）4.6×3.2mU36型钢拱型棚支护施工质量标准
Ⅰ主控项目
1.支架的型号、规格：
高×宽=4600×3000mmU36矿用U型钢，卡揽数量：
9个；
2.背板的材质：
长×宽×厚=800×70×50mm木质；
3.巷道净宽：
4600mm允许偏差0～100mm；
4.巷道净高：
3200mm允许偏差-30～100mm；
5.前倾后仰：
每6～8°迎1°，允许偏差≤10；
6.撑（或拉）杆：
（数量、安装要求）：
三道,要求使用材质合格,打紧打牢成线，铁拉杆三道；
7.背板的数量、间距，紧固程度：
八帮八顶，均匀分布,间距600mm，背刹牢固成线；
8.支架柱窝深度：
200mm，允许偏差-20mm。
Ⅱ一般项目
1.搭接长度：
400mm，允许偏差-50～0mm；
2.卡缆螺栓扭矩：
350N·m允许偏差≤10%；
3.支架间距：
700mm，允许偏差≤50mm；
4.支架梁扭矩：
0mm，允许偏差≤50mm；
5.梁水平度：
0°，允许偏差≤40mm；
6.卡缆间距：
搭接处三道卡缆，紧固有效。
U型钢支护的每个搭接处外侧支撑钢端头侧并用两道卡子紧固，内侧支撑钢端头用一个卡子紧固。
7.铺网质量：
联网搭接不少于100mm，每间隔200～300mm用12#铁丝双股扎接一道。
8.耳间隙：
≤5mm。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、施工方法：
采用ZQS-65/1.6手持式风钻打眼，水胶炸药（Φ35×300mm×0.33Kg/卷）配合毫秒延期电雷管爆破，MQT-120/2.6风动锚杆钻机打注顶锚杆、锚索，ZQS-65/1.6手持式风钻打注帮锚杆。
2.巷道开工方法：
①、架棚支护：
隐患排查→加固支架→拉延中、腰线→打眼→装药连线→爆破通风→敲帮问顶→上梁→临时支护→装运煤→栽棚腿→刹帮→整理质量、搞好文明生产→质量验收。
②、锚杆支护：
隐患排查→打眼→装药→连线爆破→通风→敲帮问顶→装运煤→临时支护→拉延中、腰线→打注顶板锚杆→打注帮锚杆→整理质量、搞好文明生产→质量验收。
第二节凿岩方式
1.施工方式：
采用炮掘成型。
2.施工工艺流程及说明
（1）、出渣：
钻装机装载，皮带运输。
（2）、运料：
人工搬运使用胶带将物料运到施工地点。
表6施工设备与供电情况表
序号
机械、钻具名称
型号
数量
动力
配套方式
备注
1
风动锚杆钻机
MQT-120/2.6
1
120N·M
气压0.5MPa
2
液压锚杆钻机
MYF-125/330
1
125N·M
气压0.5MPa
3
手持式风动钻机
ZQS-50/1.6
1
50N·M
气压0.5MPa
4
手持式气动钻机
ZQS-65/2.5
1
65N·M
气压0.5MPa
5
锚索涨拉机
MQ22-300/60
1
6
钻装机-55/22
FZMX-55/22
1
电动机
电压1140V
第三节爆破作业
己15-12070中间机巷矩形巷道炮掘施工时，爆破条件，爆破图表，爆破指标见表7-1、7-2、7-3、7-4、7-5、7-6。
表7-1中间机巷锚杆支护逐排施工爆破条件
矿井瓦斯等级
煤与瓦斯突出矿井
掘进断面（m2）
14.57
（岩）普氏系数
0.2～0.6
钻眼机具
气动手持式钻机
炸药种类
不低于三级的煤矿许用水胶炸药
雷管类别
毫秒延期电雷管
中间机巷锚杆支护逐排施工爆破图见附图8-1
表7-2中间机巷锚杆支护逐排施工爆破参数表
眼号
炮眼名称
炮眼深度（m）
炮眼个数
炮眼角度
装药量（kg）
封泥长度（m）
起爆顺序
联线方式
装药结构
水平
垂直
每眼
1-4
掏槽眼
1.1
4
72
90
0.5
满眼封堵
Ⅰ
串联联线
连续
装药
正向
起爆
5-20
辅助眼
0.9
16
90
90
0.33
Ⅱ
21-35
周边眼
0.9
15
90
90
0.33
Ⅲ
36-43
底眼
0.9
8
90
77
0.33
Ⅲ
合计
43
14.87
注：
炮眼个数和装药量可根据现场实际情况做适当调整
逐排施工正向装药结构示意图
表7-3中间机巷锚杆支护逐排施工爆破指标
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
%
88.9
5
一循环炮眼长度
m
39.5
2
工作循环进度
m
0.8
6
掘进一米炮眼长度
m
49.4
3
一循环实体煤量
m3
11.66
7
掘进一米炸药消耗量
㎏
18.6
4
掘进一米煤量
m3
14.57
8
掘进一米雷管消耗量
发
53.75
表7-4中间机巷锚杆支护施工爆破条件
矿井瓦斯等级
煤与瓦斯突出矿井
掘进断面（m2）
14.57
（岩）普氏系数
0.2～0.6
钻眼机具
气动手持式钻机
炸药种类
不低于三级的煤矿许用水胶炸药
雷管类别
毫秒延期电雷管
中间机巷锚杆支护施工爆破图见附图8-2
表7-5中间机巷锚杆支护施工爆破参数表
眼号
炮眼名称
炮眼深度（m）
炮眼个数
炮眼角度
装药量（kg）
封泥长度（m）
起爆顺序
联线方式
装药结构
水平
垂直
每眼
1-4
掏槽眼
2.0
4
80
90
0.99
满眼封堵
Ⅰ
串联联线
连续
装药
正向
起爆
5-20
辅助眼
1.8
16
90
90
0.66
Ⅱ
21-35
周边眼
1.8
15
90
90
0.66
Ⅲ
36-43
底眼
1.8
8
90
84
0.66
Ⅲ
合计
43
29.7
注：
炮眼个数和装药量可根据现场实际情况做适当调整
正向装药结构示意图
表7-6中间机巷锚杆支护施工爆破指标
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
%
88.9
5
一循环炮眼长度
m
78.2
2
工作循环进度
m
1.6
6
掘进一米炮眼长度
m
48.875
3
一循环实体煤量
m3
23.31
7
掘进一米炸药消耗量
㎏
18.57
4
掘进一米煤量
m3
14.57
8
掘进一米雷管消耗量
发
26.875
己15-12070中间机巷拱型巷道炮掘施工时，爆破条件，爆破图表，爆破指标见表7-7、7-8、7-9。
表7-7U36拱型支护逐排施工爆破条件
矿井瓦斯等级
煤与瓦斯突出矿井
掘进断面（m2）
15.07
（岩）普氏系数
0.2～0.6
钻眼机具
气动手持式钻机
炸药种类
不低于三级的煤矿许用水胶炸药
雷管类别
毫秒延期电雷管
U36拱型支护逐排施工爆破图见附图10
表7-8U36拱型支护逐排施工爆破图表
眼号
炮眼名称
炮眼深度（m）
炮
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