IV煤层轨道上山掘进标准规范Word文档下载推荐.docx
《IV煤层轨道上山掘进标准规范Word文档下载推荐.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《IV煤层轨道上山掘进标准规范Word文档下载推荐.docx（39页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
煤岩成分主要由亮煤组成，次为暗煤，肉眼煤岩类型以半亮煤为主，次为半暗煤及暗淡煤。
二、煤层瓦斯及自燃
根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局文件，新煤行管发【2012】30号文，该矿井属低瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量0.95m³
/min，相对瓦斯涌出量3.80m³
/t；
绝对二氧化碳涌出量1.09m³
/min，相对二氧化碳涌出量4.36m³
/t，2006年1月份开采IV1煤层过程中发生过瓦斯燃烧，因此在开采过程中加强通风和瓦斯监测工作，确保安全生产。
从煤尘爆炸性实验结果看煤层具有爆炸性，在今后开采时应注意通风、洒水，降低粉尘含量。
根据煤层自然倾向性鉴定报告提供的资料，证明此煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃。
第四节地质构造
工作面地面沟谷发育，无蓄水，不影响工作面安全生产。
根据IV1煤层运输巷的施工情况，在矿区西部实际揭露——北西-南东的正断层，编号为f断层，断距为5～6m。
揭露断层较少，对现掘进工作有一定影响。
第五节水文地质
1、水文地质情况
矿区属大陆干旱——半干旱型气候，具有降水稀少、气候干燥，蒸发强烈，气温年际变化和日夜变化大，东长夏短、四季不分明的特点。
矿区附近多年平均降水量为124.6mm，多年平均蒸发量为1537.2mm。
蒸发量是降水量的12.3倍。
多年平均气温7.4摄氏度。
大气降水（主要是以暴雨洪流形式）是矿区地下水的主要补给来源，而蒸发、陆地蒸发是排泄矿区地下水的途径之一。
矿区附近由中生代碎屑岩构成的猪背岭和单面山，顺层发育北东——南西走向，由于岩性软硬的差异，造成北陡南缓，北坡60°
左右，顶部的砾岩近于直立，南坡20～30°
使岩地层走向发育的一级支沟不利于地表水和大气降水入渗补给地下水，而沿地层倾向发育的二级支沟，有利于大气降水和地表水入渗补给矿区地下水。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
根据IV13-2煤层采区设计，在IV13-2煤层石门12-1点处开口,新掘IV13-2煤层轨道上山。
开口点标高+1983m,终点标高为+2239，新掘巷净断面9.6㎡,锚网支护。
掘进方式沿IV13-2煤层顶板掘进，方位角为295°
34′。
在施工中严格按照巷道激光定向仪所指方向向前进行掘进。
巷道开口位置由公司技术部测量放线确定。
巷道布置图见附图
第二节矿压观测
一、锚杆锚固力检测
自开口位置开始，每隔50m抽取3根锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。
抽检指标为：
顶锚杆锚固力不得低于60KN。
发现不合格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。
二、巷道表面位移观测
施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，开口掘进10m后设一组检测断面（安装一组顶板离层观测仪且挂牌管理），两组检测断面之间的距离为30～50m，每组检测断面设1个检测点，即顶板处。
每24小时检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查。
每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测一个月。
第三节支护设计
一、巷道断面
1、轨道上山断面为不规则矩形，其设计断面尺寸为：
宽3.4m，高3.0m，净断面积9.6㎡，设计掘进断面为10.2㎡。
2、IV13-2煤层轨道上山断面图。
二、支护方式
（一）永久支护
巷道永久支护采用锚网+锚网索进行支护，锚杆采用高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，顶锚杆间、排距为800mm×
800mm。
每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，岩石坚硬时锚固长度不小于700mm，遇到软煤、岩石进行全长锚固。
锚固剂型号为MSK2335，网为Ф4mm的钢丝菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用10#铁丝连接，每300mm处连接一道，且连接牢实。
顶板中间锚杆与顶板倾角成75°
～90°
夹角打设，两端角锚杆向巷帮倾斜与底板成60°
夹角打设。
两帮锚杆间距800mm，排距800mm，巷帮顶排锚杆距顶板不大于0.3m，并与巷道底板成20°
夹角打设；
底排锚杆距底板不大于0.5m，并与巷道底板成20°
夹角打设，距底板大于0.5m时必须及时补打一排锚杆；
中间锚杆垂直于巷帮打设。
铸钢方托盘规格为：
Φ≥120mm，厚度10mm；
竹托规格为：
长×
宽×
厚：
300mm×
200mm×
40mm；
竹托与煤壁之间铺设单层塑料网护帮，塑料网规格为：
宽：
10m×
1.0m，帮网与帮网、帮网与顶网之间搭接不少于100mm，并每隔200mm用尼龙绳捆绑一道，铺网前要采用人工刷帮，网要铺平拉直，竹托盘要贴紧煤壁。
（二）按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算：
L=KH＋L1＋L2
式中：
Ｌ—锚杆长度，ｍ；
Ｈ—冒落拱高度，ｍ；
Ｋ—安全系数，一般取２；
Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m ；
Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.05m。
其中：
H=B/2f=3.4/2×
3=0.57m
B—巷道掘进跨度3.4，f—普氏岩石坚固性系数，取3
则：
L=2×
0.57+0.5+0.05=1.69m
施工时取L=2.0m 。
2、锚杆直径的确定：
根据材料力学计算锚杆直径为：
D=√4.4P/π×
Jb
D—锚杆直径，mm
P—锚杆截面载荷，取105kN。
Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa
D=√4.4×
105×
103/3.142×
410=18.9mm
施工时取D=18mm。
3、锚杆间、排距计算：
a=√Ｑ/KHγ
a—锚杆间、排距，m；
Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。
γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。
a=√43.5/2×
0.63×
22.54=1.24m
施工时取间距a=700mm＜1.24m,排距b=800mm，间、排距选择合理。
4、锚杆支护密度校核验算：
⑴沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.4m 的支护断面进行验算，锚杆支护密度为700mm×
800mm，则该范围内有0.3排共计15根顶锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN），因此总锚固力为：
F总=15×
43.5/9.8=66.6t。
⑵该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：
G围=2.75×
3.4×
2×
2.3=43t。
⑶F总﹥G围，故所选支护密度适合。
通过以上计算，选用直径18mm、长度为1800mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm×
800mm 能满足支护要求；
（三）临时支护：
一、锚网支护：
锚网支护迎头必须使用前探梁进行临时支护，使用方法为:
（1）前探梁采用专用型钢梁或π形钢梁,有效长度不小于4m。
（2）每道前探梁使用三道卡具,前头卡具固定在跟头一排组合梁上,后边一道卡具固定在距前探梁末端1～0.5m处,另一个卡具设在两卡具中间。
（4）固定前探梁的两道顶锚杆螺丝外露40--60mm,以备上前探梁用,移好前探梁后.固定卡具螺丝必须上紧上满帽并露出两丝扣,卡具与前探梁之间必须用寨子背紧。
（5）巷道掘出后,首先检查支护情况进行审帮问顶.找掉活煤（砟）,找好上梁规格,而后及时将前探梁前移,在前探梁前头上托板护顶,前探梁与托板之间用寨子背紧.托板里边距外侧W钢带0.4m（不影响打设W钢带）.托板规格:
厚:
（巷宽-200）mm×
70mm。
（6）前探梁移好,支护好前头顶板后,由当班队长现场安全确认无问题后,方可出煤、支护顶帮。
人员严禁进入无临时支护地点。
（7）巷道掘出后审帮问顶移前探梁时,都必须派专人观察顶板,发现异常情况及时发出警报撤人。
找顶人员必须站在外侧有支护的安全地点,由外向里依次进行。
（8）每次掘进前后,必须检查前探梁,卡子和卡具的固定情况,检查是否松动,卡紧卡牢后可继续作业.
（9）上下山施工时，前探梁必须用毛兰穿Ф20螺丝配40T链子固定在锚杆上（一端固定在轨道上，另一端固定在锚杆上），防止前探梁下滑伤人。
2、控顶距：
顶板完整、无裂隙、欠皮时，最大临时控顶距1.8m；
施工过程中，人员严禁进入无支护巷道内，前探梁必须跟头使用，依次从后往前逐排进行支护；
锚索支护滞后前头距离为：
机掘不少于10m，炮掘不少于3m；
两帮支护滞后前头距离不超过3m。
当顶板破碎、煤体松软易片落时，必须及时缩小最大控顶距为0.9m，顶、帮锚杆排距缩小为700mm或600mm加强支护，逐排进行施工，两帮支护滞后必须紧跟前头，随掘随锚。
1、巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后，采用临时支护形式。
2、临时支护后为永久支护。
永久支护距迎头最大控顶距2.0m，最小控顶距0.4m 。
3、临时支护与永久支护的关系：
当控顶距＜0.8m时，只采用临时支护；
当控顶距≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
4、临时支护采用￠100mm×
3.15m内注式液压点柱支护配合150×
150×
1500mm方木，点柱要迎山使用，初承力不小于50KN。
四、支护质量要求
（一）要求巷道沿煤层伪倾斜掘进，严格按红外线所指方向向前施工。
（二）严格按照设计断面进行施工，巷道沿煤层顶板掘进，高度严格执行设计尺寸，巷道可向上调整高度，确保设计断面，一般情况下，严禁人为破坏顶板，给掘进工作带来不便，若特殊情况必须破坏顶板时，必须向矿技术科汇报，经过技术科同意并做好设计及安全措施后，方可严格按照设计及安全措施进行破顶工作。
五、锚杆支护安全措施
1、首先要认真做好敲帮问顶工作，及时用长柄工具找掉危岩，进行安全确认后方可进行其它工作。
2、打眼前，要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合时，必须进行整改。
3、打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼。
锚杆机要用使用￠10mm麻绳固定到顶板网上，防止倾倒伤人。
使用锚杆机时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停水、后停风。
4、锚杆外露长度不大于50mm,与岩层倾斜尽量垂直,夹角不小于75º
锚杆支设要严格按照设计进行。
5、打完眼后要用压风把眼内的集水、岩粉清冼干净。
六、安装锚杆
1、装锚固药卷前，先将锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，查看孔深是否符合要求，深度不够时，应重新打眼达到要求为止。
2、安装锚杆时，先把锚固药卷按规定的数量装入眼内（使用2根药卷），随后插入锚杆。
此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s后，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下连接套。
20min后，上好托板，将螺母用扳手拧紧。
锚杆托板要紧帖岩壁，必须实现面接触，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆，严禁锚杆托盘点和线接触岩面。
第四节支护工艺
一、锚网喷支护
（一）支护材料
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为18mm、长度为2000mm，锚杆间、排距为700mm×
帮锚杆间排距800mm×
每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm。
锚杆外露长度≤50mm。
托盘为正方形，规格为130mm×
130mm，用10mm钢板压制成弧形。
树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为350mm，型号为MSK2335。
锚杆均使用配套标准螺母紧固。
树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。
严禁出现将锚杆锯短注入的现象。
2、锚网为直径2mm的菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm,网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用12#铁丝连接，间距300mm,且连接牢实。
（二）锚杆安装工艺：
1、打锚杆眼：
打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；
打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。
锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。
锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。
打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆：
安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。
然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为25～40s,直至锚杆达到设计深度。
再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。
顶锚杆锚固力不低于100KN。
帮，锚杆锚固力不低于50KN，15min后可进行锚杆拉拔力测试。
3、质量要求：
锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。
锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于60°
锚杆必须横成排、纵成线。
锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。
锚网支护应紧跟迎头。
第四章施工工艺
第一节施工方法：
巷道开口施工方法：
1、开口前先在IV13-2煤层绕道石门里，给定位置开口，由公司地测部门标定巷道中线，施工单位严格按巷道中线掘进。
地测部门必须定期对巷道中线进行校定。
2、开口前，必须在开口位置顶上打上两根牢固的锚杆。
若巷道断面增大，必须补打锚杆进行有效支护。
3、开口前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。
安检科必须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。
4、施工单位必须提前将所需各类施工用料运至IV13-2煤层石门绕道规定存料位置，分类摆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。
第二节爆破及凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用钻眼爆破法爆破落煤、岩。
1、钻眼机具：
采用ZQS-3.5/2.0风动钻，2m钻杆，打锚杆眼及安装锚杆采用ZK-100型锚杆钻机，动源来自地面空压机。
2、装载、运输：
采用1.5吨U型矿车结合5吨电瓶电机车运输煤矸。
3、降尘方法：
打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤、矸过程中洒水，爆破时使用水雾。
第三节爆破作业
掏槽方式为直眼楔式掏槽法。
1、炸药、雷管：
使用二级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管，延期时间为130毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。
2、装药结构：
正向装药结构。
3、起爆及联线方式：
使用MFB-100型发爆器起爆，∮6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；
联线方式为串联。
4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内300mm，眼距控制在400mm，眼距误差不超过100mm。
周边眼距辅助眼400mm，辅助眼距掏槽眼400mm，周边眼和辅助眼应成巨型布置，眼距误差不超过50mm。
周边眼眼深1.8m，装药量为1节药卷。
辅助眼、底眼眼深1.8m，装药量为2节药卷。
掏槽眼眼深2.0m，装药量为3节药卷。
每节药卷重量为200g/卷，每眼只准使用一个电雷管。
实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。
IV13-2煤层轨道上山炮眼布置图爆破说明书附图
第四节装载与运输
一、落煤及装载
放炮落煤、人工装煤、矸相结合，使用溜槽运输出煤、矸。
二、运输
前期：
工作面的煤经溜槽人工扒至IV13-2煤层运输上山下部装载点——人工装入矿车——由5吨电瓶电机车经石门绕道——主平硐运输巷——运至地面煤仓。
后期：
工作面的煤经溜槽人工扒至IV13-2煤层运输上山下部煤仓——人工装入矿车——由5吨电瓶电机车经石门绕道车场——主平硐运输巷——运至地面煤仓。
第五节管线敷设
水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。
监测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。
水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。
风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。
并随迎头的推进及时延长。
风袋吊挂在腰线上0.3m，风筒出口距迎头不得超过5m。
第六节设备及工具配备
序号
设备名称
型号
功率/kw
数量
备注
1
局部通风机
JBT—62
11
2台
备用1台
2
ZQS-3.5/2.0风动煤钻
MZ-1.25
1台
3
搪瓷溜槽
700
577张
4
锚杆钻机
KZ-100
5
锚杆拉力计
MSL—200
6
张拉千斤顶
MS1—180
第七节施工过程中的安全装备及规定
上山在掘进过程中必须设置隔离板、挡煤板、保险绳以及临时脚踏板并严格执行以下规定
1、挡煤板的设置要求：
1）必须每30米设置档板一个，档板设置必须符合要求。
2）档板设置高度不少于1米，底部高度不大于0.3米，档板木料直径不小于14厘米。
挡煤板也可采用工字钢焊接而成。
2、隔离板的设置要求：
1）隔离板高度不小于1米，隔离板厚度不小于5cm。
2）隔离板必须安装在带帽点柱或单体支柱的里侧，防止滑落煤矸打倒带帽点柱或单体支柱。
3）若利用带帽点柱时，带帽点柱直径不小于14cm。
4）隔离板距工作面最大距离不超过20米。
3保险绳设置要求：
1）上山必须设置保险绳。
2）人行侧必须挂好保险绳，保险绳悬挂高度保持在1米左右。
3）保险绳必须采用6mm的钢丝绳加工而成，保险绳必须设置牢靠。
4、临时脚踏板的设置及管理要求：
1）工作面必须设置临时脚踏板，脚踏板必须设置牢固可靠。
2）临时脚踏板采用10cm*10cm*10cm的方木设置。
3）临时脚踏板要求工作面工作场所、溜槽上端头各设置一个。
4）工作面未放炮前严禁任何人私自打开。
5、工作面放煤及行人规定：
1）工作面放煤原则上采用集中放煤的方式。
2）工作面放煤期间严禁任何人上下。
3）工作面下部有人向上行走前,必须电话通知工作面,经工作面允许后,方可上人。
4）工作面发现有人上下时，必须立即停止工作，防止碰煤或矸滑落伤人。
第五章生产系统
第一节通风
一、掘进工作面需要风量计算：
1、按绝对瓦斯涌出量计算：
根据地质资料分析，预计IV13-2煤层运输上山掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.60m3/min,按规定瓦斯浓度不超过0.6%计算掘进工作面需要风量为:
Q掘=100×
QCH4×
K÷
0.6
=100×
0.60×
1.7÷
=170（m3/min）
式中:
QCH4----掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量.
K-----瓦斯涌出不均衡系数,取1.7
2、按掘进工作面同时作业人数计算：
根据工作面劳动组织配备情况，掘进工作面每个小班作业人数为10人，按交接班两个班人数计算，掘进工作面同时作业人数最多为20人。
根据公式：
Q掘＞4×
N
N—掘进工作面最多同时作业人数，小班出勤人数一般为10人，按交接班时最多人数为20人计算，
20
Q掘＞80（m3/min）
3、按最大装药量计算：
Q掘=25A
最大装药量是16Kg
则Q掘=400m3/min
3、按风速进行验算：
根据公式:
掘进最低需要风量：
Q掘>
15S掘（m3/min）
Q掘—掘进工作面需要风量，（m3/min）
S掘——掘进工作面的断面积，9.6m2
Q掘＞15×
S掘（m3/min）
Q掘 ＞15×
9.6
Q掘 ＞144（m3/min）
掘进最高需要风量：
Q掘＜240S掘（m3/min）
Q掘—掘进工作面需要风量；
（m3/min）
Q掘＜240×
Q掘 ＜240×
10.54
Q掘 ＜2529.6（m3/min）
经过验算：
掘进工作面需要风量取最大值为200m3/min，符合15S＜Q掘＜240S要求。
二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量：
１、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为577米，按漏风率不超过10%计算：
Q漏=Q吸×
P＋L×
P，分别计算出JBT—52、JBT—62、FD—1（2×
15）三种型号局部通风机的漏风风量：
型号 功率 吸入风量漏风风量
JBT—5211Kw200m3 /min30m3 /min
JBT—6228Kw250m3 /min35m3 /min
FD—1（2×
15）30Kw 380m3 /min 48m3 /min
２、三种型号局扇供到掘进迎头的实际供风量：
Q实=Q吸－Q漏得出：
型号功率 吸入风量漏风风量 实际供风量
JBT—5211Kw200m3/min 30m3/min170m3/min
JBT—6228Kw250m3/min 35m3/min215m3/
升级会员 