下辛佛矿1902联络巷工程掘进作业规程Word文档下载推荐.docx

1、煤层情况描述煤层厚度较稳定，走向6575之间；倾向155165之间，倾角47之间，平均倾角5.5。第三节 煤层顶底板情况煤层直接顶为砂质泥岩，局部含有铝土泥岩、炭质泥岩伪顶，老顶为砂质泥岩。与区域上同类岩石比为坚硬岩石，根据其岩性组合应属稳固性岩石。 煤层直接底板为铝土泥岩、砂质泥岩，属不坚硬岩石。老底为细砂岩，属稳固性岩石。煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）特征描述基本顶砂质泥岩6.0m稳定性较好直接顶泥岩和粉沙岩3.5m呈深灰色和灰黑色，夹带中粒砂岩煤层或煤线，层理发育伪 顶炭质泥岩0.18m随煤及落直接底铝土泥岩、砂质泥岩平均厚度4m水平层理较发育基本底泥岩12m第四节 地质构

2、造 该矿区无大型断裂构造，可能遇到一些小型构造，小褶皱或陷落柱。要加强涌水观测。第五节 水文地质情况 本区域有山西组隔水层位于巷道顶板，其裂隙不发育；为良好隔水层。该区域位于太岳山脉的中南段，为低山丘陵区，属干旱、半干旱大陆型气候，地势南高北低。地形复杂，沟谷发育。地表坡度大，有利于地表水泾流排泄，除雨季外常年无水。巷道掘进时，顶板遇局部小构造部位，会出现滴淋水情况，为砂岩裂隙水，涌水量0.020.03m3/h，水量小，不会受水影响。煤层柱状图第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、预掘巷道规格：断面为矩形，巷道净宽为3.8m，净高为2.6m。面积9.88；巷道均按测量给定的中心沿煤层底

3、板施工。巷道断面图第二节 矿压观测1、观测对象：施工的巷道。 2、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆的锚固力。3、观测方法：巷道拉门口设置一组顶板离层观测点、每掘进50m对顶锚锁锚固力进行1组测试，每组3根，帮2根、顶1根。4、数据处理：顶锚索锚固力11t，顶锚杆锚固力8.8t，帮锚杆锚固力3t。巷道断面图（mm）第三节 支护材料选型、要求及支护方法该巷道支护方式采用锚杆、金属网、锚索联合支护方式。顶锚杆间距为1300，排距为1000；帮锚杆布置为两排，间距为1.0m，排距为1.0m；锚索排距为4.0m。一、支护材料选型1、锚杆支护材质及参数选择。 锚杆长度：L=N（1.35+W/10）=1（1.

4、35+7.7/10）=2.12m。取2.2m。 锚杆间距：M=0.452.2m=990mm。取1000mm。 锚杆直径：d=L/110=2200/110=20mm。取20mm。 根据支护参数计算使用202200 mm的螺纹钢锚杆。2、锚索支护材质及参数选择：受开采深度变化的影响，岩石垂直应力为：z=8=82.562.95=60（T/m2）式中：上覆岩层的平均容重，取2.42.6T/m3；岩石重力自然分解量深度，8H高m。在垂直应力作用下水平应力为：x=y=z=1/260=30（T/m2）岩石的泊松比，取0.5。按计算结果分析,所以围岩体内应力值变化范围为1015Mpa。查表确定预应力锚索的抗拉

5、强度符合要求的锚索直径为d=15.24mm。 锚索长度确定为：L=N（300+60000/10）=6300（mm） 取6300mm。（N=1）二、支护材料要求及支护方法1、锚杆支护材料要求：锚杆为等强锚杆，顶锚杆长度2200mm，锚杆直径为20mm，帮锚杆长度1700mm，锚杆直径为20mm；金属网采用8铁线编制而成70mm80mm的菱形网孔金属网，金属网规格为：长宽=5000mm1200mm；网与网之间搭接宽度200mm，铺设时，每间隔200mm用12铁线绑接一次，金属网要求在钢带位置搭接。钢带采用7.8mm的钢丝绳加工而成，长度为4200mm；锚索选用7股扭制而成的钢绞线，长度为6300m

6、m，直径为15.24mm；锚索托铁使用12#工字钢加工而成，长度为300mm。2、锚杆、金属网、锚索支护要求（1）按作业规程规定的排、间距布置锚杆、锚索，其排、间距最大误差为50mm，其相邻两根位置错差不大于30mm；（2）锚杆、锚索安装前，检查树脂锚固剂状态，严禁使用过期、硬结、破裂、变质失效及不合格的锚固剂；（3）顶锚杆孔装2个锚固剂，帮锚杆孔装1个锚固剂，锚索孔装3个锚固剂； （4）锚固剂搅拌时间为15秒，然后等待40秒后再紧固螺母，螺母扭力矩：顶锚杆不小于100 Nm，帮锚杆不小于60 Nm；（5）锚杆外露长度为40mm60mm； （自螺母外边缘起）（6）锚索外露长度为200mm300

7、mm；（自锁具向下起）（7）锚索在顶板完整，两帮稳定时，滞后工作面距离为4.2米，遇地质构造、顶板破碎、两帮不稳定时，锚索必须紧跟工作在面；（顶板破碎、两帮不稳定必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认）（8）锚索托铁必须垂直与钢带；（9）铺网时必须拉紧，使金属网紧贴巷道围岩面；（10）帮网必须顺着巷道铺设，上部两排锚杆及帮网滞后工作面不得大于10m，下部支护及帮网滞后工作面不得大于30m，但网必须与上部网连接好，两帮必须按设计标准刷齐。遇地质构造、顶板破碎、两帮不稳定时，帮部支护必须紧跟工作面，帮网紧跟铺设时，过长部分必须返捆在两帮，不能影响行人及掘进机前掘；（11） 安装后的锚杆

8、、锚索必须排列整齐成行。（12）支护前，必须先挂好金属网和钢带，严禁拆卸锚杆托盘挂金属网和钢带，防止造成顶板二次下沉。（13）遇到顶板破碎或地质构造时，可根据现场情况加长锚杆长度，缩小锚杆间、排距。（14）设计顶锚杆锚固力不得小于7吨，帮锚杆锚固力不得小于3吨，锚索预应力不得小于10吨；（锚索机读数为30MPa）（15）循环进度为3.0m，临时支护距离为3.2m，遇地质构造及顶板破碎时，循环进度为1.0m，临时支护距离为1.2m。（顶板破碎必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认）（16）所有掘进工作面严格按照规定每50米进行一组拉拔测试或分段进行测试。分组测试时：每组测锚索两根、顶

9、锚杆三根、帮锚杆三根；对不合格或失效的锚杆、锚索必须及时进行补打；分段测试时，合格率低于90%时，该段巷道认为支护不合格，停止前掘作业，重新补打该段巷道支护。（17）锚索紧固时，必须由两名工人协同将锚索锁头装在预紧锚索上托住，然后启动锚索机完成初次固定，再进行锚索预紧，预紧前锁头周围45范围内严禁有人作业、通过或停留；达到预紧力规定后，必须由两名工人协同托住锚索锁头后才可卸压。3、锚杆、金属网、锚索支护方法顶部支护为一条钢带4根锚杆，1根锚索；首先连好金属网，打顶部两边的锚杆眼，并上好钢带，注好锚杆，然后再进行其它锚杆或锚索支护；帮部支护为4根锚杆，每帮各2根，帮锚杆间距为1.0m，排距为1.

10、0m，上部距顶锚杆200mm，下部距底板1200mm；帮网必须顺着巷道铺设，搭接宽度为200mm，并且每隔200mm用12#铁丝绑扎一次；锚索间距为4.0m，如顶板破碎或遇地质构造时，锚索支护必须改为每排布置两根或适当加密，（顶板破碎必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认后立即执行）第四节 支护工艺一、支护形式及材料规格1支护形式：（1）正常巷道顶板采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。顶锚采用20mm2200mm的等强锚杆，间排距1300mm1000mm,锚索采用22mm6300mm的钢绞线，为7股钢丝扭制成，配用矿工钢加工的托盘，托盘长度200-300mm。间距为4.0m，顶部

11、网按巷道横向铺设。（2）两帮采用1300mm的树脂锚杆，间排距为1000mm1000mm，两张网（长边靠近两帮顶板）。（3）如遇顶板节理发育、断层、地质构造带、围岩松软、压力较大地段，锚杆支护要紧跟迎头，严重时应加密锚索或缩小支护间排距。2安装锚杆要求：（1）锚杆外露长度从螺母外算起在40-60mm范围内。（2）帮锚杆按设计要求布置，锚杆角度允许偏差15（3）顶锚每孔使用2支锚固剂，帮锚每孔使用1支锚固剂。安装锚杆时将锚固剂用锚杆送至孔底，搅拌时间25s-30s。搅拌停止后，等待2-3分钟，拧紧螺母。（4）帮锚网支护：允许滞后工作面不大于20m，若两帮煤岩破碎，滞后工作面不大于5m。（5）最大

12、空顶距为2.2m。3铺连网要求：帮网靠顶板长边沿巷帮铺设。相邻网搭接100-150mm，每隔200mm用12#铁线绑扎一道，且必须拧紧不少于3圈。4锚索支护要求：（1）锚索必须按设计进行布置。当巷道顶板破碎，需加强加密顶板支护时，必须根据情况使用锚索加固。锚索规格为15.5mm6300mm，每孔使用3根锚固剂。锚索锁紧压力为30Mpa。（2）锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度250300 mm。5、支护强度校核（1）、锚杆强度校核锚杆强度根据经验公式计算（1）锚杆长度校核：理论长度 L1=N（1.3+W/10）=1（1.3+4.2/10）=1.72（m）实际长度:Ls=2.2（

13、m）校核: 因为LsL1，所以，锚杆长度满足要求。（2）锚杆间排距校核：理论间排距：D10.5Ls D 0.52.2=1.1m D11.1m实际间排距（顶板）:Ds=1.01.0m实际间排距（两帮）: Ds=1.0校核： 因为 Ds1 所以，锚杆直径满足要求。（4）锚杆拉力（锚固力）校核理论应具备锚固力Q1=KHD2R=22.21.02.5=11T实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力应大于11T因为 QsQ1 所以，锚杆拉力（锚固力）满足要求。上述各式中符号说明：W巷道最大跨度 （4.2m）N围岩稳定影响系数 （取1）K安全系数 （取2）H锚固岩层厚度（2.2米锚杆，锚2.1米）D2锚杆间排距之积

14、（1.0/m）R岩石容重（取2.5吨/m6、文字说明支护方式的选择（1）、施工时支护采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。锚杆采用20普通螺纹钢锚杆,长度为2.2m。托盘1201207（mm）中孔20mm铁板。（2）、锚固剂20，L=500mm。二、支护工艺要求（一）临时支护1、临时支护形式：（1）前探梁及吊环规格：前探梁：边长各为100mm，长4.5m的方钢。吊 环：边长150mm（方形吊环）（2）吊环的固定：使用吊环固定时，用顶锚杆螺母固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣。如遇顶板掉顶时或用40T刮板输送机链代替吊环。2、临时支护工艺、工序及要求：（1）掘进机掘进达到设计尺寸后，将掘进机退出距工

15、作面最后一排锚杆5m外的安全地点，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关。操作人员站在完好支护的巷道下，用长柄工具进行敲帮问顶工作，处理干净顶帮的活矸（煤），确保无问题后，人员站在永久支护下上好吊环，施工人员将前移前探梁。（2）前移前探梁时，班组长亲自指挥，并指派专人监护帮顶，发现问题及时处理，前探梁末端必须有防滑铰链。（3）前探梁移完后，将防护托梁及时放置之上，方可进行下一道工序。3、临时支护平面图、剖面图见下图：说明：掘进完成后，临时支护移至准备施工的第一排支护处，锚完后，临时支护移至准备施工的第二排支护处，依次顺序施工。（二）锚杆、锚索支护工艺及要求：1、掘进巷道成形操作人

16、员退机后用长柄工具进行敲帮问顶前移前探梁打顶锚杆挂网安装托盘打帮锚杆挂网安装托盘。2、更换钎杆、安装锚索线必须在锚杆机停止运转的情况下进行。3、锚索线必须插到锚索顶子底部，并拧紧螺丝，确保锚索线与锚杆机连接牢固。4、锚索线锚固后，当班锁紧。若巷道顶板破碎锚索必须马上锁紧。二、工程质量标准1、巷道净宽：中心至任何一侧不小于设计尺寸，不大于设计尺寸100mm。2、巷道净高：不小于2400mm。巷道高度正常情况下不高于设计尺寸200mm，不小于设计30mm。3、锚杆间排距：允许偏差50mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法该巷道在开拉门施工时，将采用人工风镐掘进的施工方法，其余巷道均使用综掘机掘进多

17、工序交叉作业，一次成巷的施工方法。该巷道在遇地质构造掘进机无法正常掘进时，将采用钻眼爆破法施工。第二节 凿岩方式一、 人工风镐掘进施工方式：1、 采用G10型风镐，人工掘进。2、 生产工艺流程：上一循环支护工作完成后，交班人员撤出工作面所有工具、设备、清理杂物，检查风筒、探头（距工作面距离）等符合交接班制度要求后，方可离开。接班人员进入工作面后首先进行安全检查无问题后，开始施工探水钻孔，打钻结束后无异常现象方可撤出人员，作业人员进入工作面，做全方位的安全检查，确认安全后方可进行作业风镐裁割、装、运裁割成形，人工往刮板机装、运煤、矸敲帮问顶临时支护顶、帮支护。3、顶板完整时，最大临时空顶距1.2

18、m。顶板破碎时，最大临时空顶距根据实际情况决定。二、机掘施工方式：1、该巷道掘进采用EBZ150 A型综掘机掘进。2、生产工艺流程：接班人员进入工作面后首先进行安全检查无问题后，开始施工探水钻孔，打钻结束后无异常现象方可撤出人员，掘进机进入工作面，做急停试验、报警掘进机割、装、运掘进成形，扫净工作面浮煤、矸，掘进机后退敲帮问顶临时支护顶、帮支护。3、顶板完整时，最大临时空顶距3.2m。三、施工设备与供电情况见表3配套设备一览表 序号名 称型 号单位数量动力配套方式1综掘机EBZ150A型台电动独立2带式输送机DSP-650部3锚杆钻机MQT1204风动风煤钻ZMS305风 锤YT-286桥式转

19、载机QZP-1607风 镐G108刮板输送机40T9绞 车JD-25绞车10控制开关BQD4-120个1211馈电开关KBZ-200激光指向仪13综 保ZBZ-4.014局部通风机FBD-NO5.5/215kw四、综掘机截割顺序1、综掘机截割部首先切割下层煤中间夹层顶煤。2、综掘机掘进施工注意事项： 、顶板完整时,每循环进尺为3000mm,最大控顶距不超过3200mm。 、为确保工程质量，司机应对掘进断面的煤岩分布及其层理结构有足够的了解，切割时应根据巷道围岩的变化、煤岩分布情况及破碎难易度等合理选择切割起始点。 、司机起动综掘机前或检修需要起动调试前，必须先发出报警，确定机器周围危险区域内无

20、人在场，掘进机前面切割臂旋转范围内铲板和链板机工作范围内严禁有人作业或停留。移动或改变掘进机作业方位前，应事先提醒综掘机作业范围内人员注意并撤离。、切割时必须先切割下层煤，然后再切割中间夹层，确保巷道造型，最后切割顶煤。顶板破碎时，根据现场情况决定切割顺序。五、巷道遇见落差较大断层综掘机无法正常掘进时采用钻眼爆破法施工方式。1、钻爆法施工：施工时按设计巷道的中线、腰线施工。采用综掘机或人工、链板机联合出货。迎头施工顶板完整时两掘一锚，顶板破碎时一掘一锚。2 、工艺流程：施工工具：YT-28风锤、中空六角钻杆配“一”字型钻头打眼或风煤钻；爆破工具：MFB-200型起爆器起爆，煤矿许用2级安全乳化

21、炸药，15段毫秒延期电雷管。毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不超过130ms。3 、工艺流程：交接班安全检查打上部眼出矸打下部眼装药联线 放炮通风安全检查（临时支护）打顶部锚杆（锚索）挂网 打帮部锚杆挂网整理工程质量。每循环进尺2.0米，顶板破碎或遇到构造处改为循环进尺1.2米。 第三节 装载与运输 一、运输方式 1、1902联络巷运输方式：工作面煤、矸9煤回风联络巷主斜井地面。 2、大型设备及材料（新主斜井口装矿车或平台车）材料运输大巷55KW绞车材料下山五川变电所回风大巷工作面。 二、运输设备的铺设1、轨道的铺设：（1）工作面采用24m轨道铺设，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不

22、超过2-5mm，内错差不超过5mm，水平偏差不超过2mm，木枕间距1.0m；轨枕必须垫实,轨道距工作面50m100m。（2）运输沿线保持清洁无杂物，每月对铺设的轨道至少检查一次。2、输送机的铺设：（1）机头、机尾与巷帮距离不小于0.7m，其它部位与巷帮距离不小于0.5 m。（2）胶带输送机机头主体架行人侧用金属网挡严，机尾安设防护罩，皮带架要求平直。第一部皮带头迎头必须设置迎煤板。（3）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效，要求平直。（4）刮板输送机机头、机尾采用打底锚固定。机头底锚数量不少于4根，打在固定的机座孔内，机尾底锚数量不少于2根。采用1600mm的等强锚杆，锚固力不小于

23、5t。3、绞车的安装：小绞车固定采用打混凝土（混凝土标号为C20）基础打6根锚杆固定。基础规格按矿机电科设计执行。斜巷运输“一坡三挡”，其位置为帮道绞车往下一列车长度处设置阻车器，阻车器下方3-6m处设置挡车栏。挡车栏基础采用打砼，其规格为1.0m1.0m0.5m（长宽深）。挡车栏的开启方式采用远方操作。第四节 管线铺设一、各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、电缆、风水管路按巷道断面图布置。2、风管、水管用专用钩绑在帮锚杆上，每隔35m一个钩，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。3、电缆挂在专用的电缆钩上，电缆钩挂于固定在顶板15.5mm钢丝绳上，钢丝绳绷紧固定在顶板上，电缆钩间

24、距600mm，且每钩只准挂一根电缆。第五章 生产系统第一节 通风系统1、通风方式及供风距离本掘进工作面采用压入式通风，最长供风距离为200米。局部通风机安设在原主运输巷，距拉门口不小于1520米处。2）通风系统新风：原主运输巷局部通风机风筒工作面。乏风：工作面西部回风大巷集中回风巷回风斜井地面。3）风量计算（1）按同时工作的最多人数计算： Q = 4N=49=36m/minN 工作面同时工作的最多人数。（2）按工作面瓦斯浓度计算： Q = 100qk=1000.0952.0 =18.9m/min q 工作面绝对瓦斯涌出量（按煤层瓦斯含量0.5m3/t，掘进工作面日出煤矸量272t计算）k 工作

25、面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。（3）工作面风速校核：取工作面需要风量Q =36m/min进行校核如下：A、按最高风速校核Q高=46010.92=2620.8m/min QQ高 （工作面风量符合规定）B、按最低风速校核Q低=0.2510.92=163.4mQQ低 （工作面风量不符合规定）因此，将该工作面风量选择为Q =170m/min 即：Q高 Q Q低注：因工作面按炸药量计算所需风量过高，现有局部通风机风量无法满足要求，故不以此项作为工作面计算依据。但要求爆破前该掘进巷道内的人员必须撤到两掘进工作面回风交叉口以外，爆破后，必须待掘进巷道内炮烟排尽后，人员方可进入工作面。4）局部通风机选型根据

26、风量计算结果，工作面设计风量为170m/min，按百米漏风率2.5%计算，局部通风机供风量不小于252m/min。选用215kW局部通风机，通风机吸入风量为240-380m3/min，能够满足工作面通风需求。5）分流风量计算Q掘=Q扇Ii+15S = 3001+15 = 390 m3/min Q掘掘进工作面分流风量； Q扇局部通风机吸入风量，取300m3/min； Ii工作面同时通风的局部通风机台数； S局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道断面，m2。通过上述计算，将本掘进工作面分流风量确定为不小于390m第二节 压 风掘进工作面的压风风源由地面压风机统一供风。第三节 防尘、防火1、防尘系统：地面防尘水池原皮带斜井11煤运输施工道皮带运输大巷副井井底车场工作面。2、该掘进工作面及原皮带斜井沿途巷道设置57mm以上直径防尘管路，并且每50m设有一处三通阀门，各转载点及喷雾安装处附近也必须设置三通阀门。3、喷雾装置、隔爆水袋设施的设置。第四节 安全监控一、瓦斯传感