11907运输顺槽掘进作业规程.docx
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11907运输顺槽掘进作业规程
第一章概况
表1
巷道名称
11907运输顺槽
巷道设计断面
11（㎡）
巷道坡度（0）
沿煤
工程量（m）
844m（平距）
巷道位置和煤（岩）层、相邻巷道的关系
巷道布置在19#煤层中
巷道服务年限
7（月）
巷道的用途
入风、运输、行人
预计开工时间
峻工时间
施工中的特殊要求和说明
1、过断层、顶板破碎时，支护形式可改为U型钢半圆拱棚支护，规
格：
3900㎜×2800㎜、棚距800㎜，压力大时，适当缩小棚距。
2、如风压不足，锚索不能及时打上时，可用带帽点柱替代。
顶帽规格：
1200㎜×200㎜×150㎜，支柱为内柱式油压单体支柱。
3、层间夹石在0.6m以下时，可和顶层同时开采，超过0.6m时，
抓底分层。
设计
依据
采区设计说明书
批准时间：
2007年7月
地质说明书
批准时间：
2007年7月
矿压观
测资料
断层附近压力集中。
其它
技术
规定
施工中每隔50ｍ设置一个顶板离层观测点
附图1巷道布置工程平面图附图2井上下对照图
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表2。
表2地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
-340南翼集中回风巷
采区名称
中央采区
地面标高（m）
+27
井下标高（m）
-320—-350
地面的相对
位置及水体建筑物影响
东岗子村稻田地及农田
邻近采区、巷道的层间情况及影响
无
老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响
无
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）的基本情况
该工作面煤层赋存比较稳定，煤厚1.45m—2.3m,东部煤层增厚，该煤层为黑色半亮型，块状、性脆、节理较发育。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数（见表3）
表3影响施工的其它地质情况表
瓦斯
0.9m3/min
CO2
0
煤尘爆炸指数
51.7%
煤的自燃倾向性
易自燃
地温危害
无
三、巷道围岩技术特征（见表4）
表4巷道围岩岩性特征类别表
顶底板
名称
煤（岩）名称
厚度（m）
硬度（f）
煤（岩）特征
类别
顶板
老顶
中砂岩
18
1.06
结构致密，较坚硬
Ⅲ类
直接顶
粉砂质泥岩或泥岩
2.1
0.84
灰色，性脆，强度低。
Ⅲ类
断面
煤
19#
1.45—2.3
1.33
亮煤，煤质优
直接底
粉砂质泥岩
0.8—0.9
0.84
性脆，吸水膨胀
底板
直接底
粉砂质泥岩
3.3—3.4
0.84
性脆，吸水膨胀
基本底
煤和细砂岩
2.6
1.06
结构致密，较坚硬
第三节地质构造
一、巷道煤（岩）层及断层产状参数见表5
二、应力集中区对施工的影响
1、瓦斯涌出量增加。
2、巷道发生片帮、顶板压力增加。
附图3煤岩层综合柱状图
表5巷道煤（岩）层及断层产状参数表
名称
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
性质
落差（m）
导（含）水性
对掘进的影响程度
F70
77°
347°
57°
正断层
21m
弱导水
第四节水文地质
一、水文情况：
该区预计最大涌水量小于0.1m3/min。
二、安全隔水层厚度计算
无
三、探放水措施：
无
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置参数表（见表6）
巷道名称
11907运输顺槽
溜煤眼
层位
19#
水平标高
-340m
-320m
工程量
844m（平距）
16m
坡度
沿煤层顶板
中腰线
中心由测量定
开口位置
原11907回风顺槽
原11907运输顺槽
方位角
77º
方位变化情况
二、巷道施工顺序：
1、11907运输顺槽开口位置位于原11907回风顺槽816号经纬仪点前26m处，按77°方位，沿19#煤层顶板施工，预计施工844m后见DF37断层止。
2、溜煤眼拉门子位置在原11907运输顺槽809号测点处，和原11907运输顺槽平面交叉点处垂直施工，透11907运输顺槽止，预计施工16m。
三、特殊地点的施工：
1、11907运输顺槽开口处支护形式采用锚网、锚索、钢带联合支护。
锚杆间排距800㎜，锚杆长度2000㎜。
拉门点两侧10m范围内锚索间距1800㎜，排距2100㎜。
11907运输顺槽施工前5m范围内锚索间距2100㎜，排距2500㎜，5m后锚索布置形式采用五花眼布置，锚索间距2100㎜，排距2500㎜，锚索长度6000㎜，有效长度5500㎜。
锚杆、锚索垂直岩壁布置，开口处理好后施工11907运输顺槽。
2、11907运输顺槽施工距离开切眼150m，开始在巷道左帮打一壁龛（安装移动变电站），规格：
10m×2m，深度1.5m，支护形式：
锚网，锚杆长度、间排距同工作面。
3、皮带头附近打一壁龛（安装皮带开关），规格：
开帮长度8m、高度2m、深度1m。
支护形式：
锚网，锚杆间、排距同工作面。
作用：
安装皮带开关。
4、皮带头驱动滚处打一壁龛，规格：
开帮长度2m、高度2m、深度3m，支护形式：
锚网支护，锚杆长度、间排距同工作面。
作用：
为处理驱动滚轴。
5、溜煤眼拉门子时，先棚两架对工字钢棚，两侧各备两架对工字钢棚。
规格：
3800㎜×4400㎜×2500㎜（上宽×下宽×高）。
溜煤眼支护形式：
裸体。
附图4巷道剖面图附图5巷道开口大样图
第二节矿压观测
一、矿压观测内容、方法：
该施工巷道要进行顶板离层观测，锚杆和锚索载荷监测。
观测内容、目的、手段见表7。
表7矿压观测内容、目的、手段一览表
序号
观测内容
观测目的
观测手段
1
顶板离层
监测顶板稳定状况，及时采取安全措施
离层指示仪
2
锚杆受力
监测锚杆强度是否合适，以调整密度
锚杆拉力器
3
螺母拧紧力矩
检查锚杆安全质量
扭力扳手
顶板离层监测每隔50m设置1处，螺母拧紧力矩每班必须抽查。
每隔20ｍ—30ｍ做一次锚杆拉力试验。
二、数据处理：
所观察的数据资料和设计不符时，应及时补充或修改设计。
第三节支护设计
一、巷道断面（见表8）
表8巷道支护形式表单位：
度或㎡
巷道名称
断面形状
支护形式
规格尺寸
迎山角
荒断面
净断面
11907运输顺槽
矩形
锚网索
4200㎜×2100㎜
11
8.82
附图6巷道支护断面、平面图（1：
50）。
二、支护方式
（一）临时支护：
采用3根超前探梁护顶。
前探梁用15Kg/m钢轨制成长度3.0m，用特殊加工架子架设。
用顶帽或木垫板刹严顶板，顶帽规格（长×宽×高）为500mm×200mm×70mm。
3根前探梁间距为800㎜×1600㎜（1600㎜×800㎜）。
放炮或掘进机切割后，前探梁要及时窜至掌子头，人员必须站在有支护的地点作业。
（二）临时支护和永久支护间的距离：
临时支护和永久支护间的最大距离为1000㎜，最小距离为200㎜。
（三）永久支护：
1、锚杆长度计算L：
L=L1+L2+L3=0.05+1.5+0.3=1.85（m）
式中：
L—锚杆长度m；取2.0m
L1—锚杆外露长度m；取0.05m
L2—由PHD—2型声波检测仪测定巷道围岩松动圈，m；取1.5m
L3—锚杆锚固长度，m；取0.3m
2、锚杆间距、排距计算：
D≤0.5L=0.5×2.0=1.0m
式中：
D—锚杆间排距，m；取0.8m
L—锚杆长度，m；取2.0m
3、锚杆直径d的确定
d=L/110=2000÷110=18.2（mm）
4、锚杆锚固力Q的确定
Q=K×L2×D2×r=2.5×1.5×0.82×2.289=5.49（t）
式中：
Q—锚杆长度m；取2.0m
K—锚杆安全系数；取2.5
L2—锚杆有效长度，m；取1.5
r—视密度，m3/t；取2.289
5、锚杆的选择
HRB335左螺旋等强度锚杆，L=2.0m,φ=18mm。
承载能力＞5.49（t），所选锚杆参数满足设计要求。
6、巷道支护设计
（1）、设计方法
根据《珲春矿区煤岩基础数据测定和锚杆支护技术研究》。
（2）、11907运输顺槽支护设计
11907运输顺槽巷道断面（宽×高）为4200㎜×2100㎜，有效断面8.82㎡．
（3）、根据计算锚杆间距、排距分别为800㎜。
锚索布置形式采用五花眼，排距2500㎜，间距2100㎜，锚索有效长度5500㎜。
附图7前探临时支护平面图、剖面图（1：
50）
第四节支护工艺
一、支护工艺及要求
1、锚杆、锚索联合支护：
（１）、锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆、锚杆长度2000㎜（靠近底板的一排帮锚杆长度为1000㎜）、直径Ф18㎜，间排距800㎜。
每根锚杆采用2节CK2335超快速树脂药卷，顶部锚杆扭距不低于140N•M，锚杆预紧力不低于6t、帮部锚杆扭距不低于100N•M，锚杆预紧力不低于4t。
顶部锚索采用每5m五花眼布置形式，锚索采用Ф15.5钢绞线，有效长度为5500㎜，每根锚索采用2节CK2335超快树脂药卷和2节Z2335中速树脂药卷，间距2100㎜，排距2500㎜，锚索预紧力不小于10t。
施工锚杆眼采用Ф28mm钻头按钢带孔位施工，锚杆施工长度1900㎜，靠近底板的一排帮锚杆施工长度900㎜，锚索施工长度5500㎜。
帮、顶部菱形金属网规格900㎜×4200㎜，采用10#铁丝编制。
顶网横向铺设，帮网纵向铺设，网和网之间采用连接形式，连接扣间距200㎜，用14#铁线双股拧紧，网的铺设要有一定的涨紧力。
二、工艺安排和要求
1、打锚杆眼
施工顶板锚杆眼：
采用两台锚杆钻机，Ф28mm钻头按钢带孔位由巷道两帮向中间施工1900㎜深钻孔。
两侧锚杆要顶板法线成75°角度，其余和顶板垂直。
施工帮部锚杆眼：
采用两台煤电钻，Ф28mm钻头按钢带孔位由上向下施工锚杆眼。
两肩角锚杆仰角15°，其余和煤壁垂直。
两帮同时施工。
2、安装锚杆
a、安装顶锚杆
（1）、向顶锚杆眼装入2个CK2335树脂药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（2）、用搅拌接头将钻机和锚杆变头连接起来，然后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌30S停止。
（3）、60S后铺设金属网、钢带、上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至140N•M以上。
b、安装帮锚杆：
（1）、按设计部位施工巷道帮锚杆孔，采用煤电钻2000mm长钻杆，Ф28mm钻头打1900mm深钻孔。
（2）、送树脂药卷，向锚杆孔装入1节CK2335，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（3）、搅拌树脂：
用连接套将煤电钻和锚杆连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动煤电钻边搅拌边推动，推入孔底搅拌30S后停止搅拌。
（4）、安装锚杆，60S铺设金属网、钢带，上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至100N•M以上。
（5）、顶、帮锚杆托盘必须紧贴岩面。
当巷道顶板比较完整时，除顶板锚杆支护紧跟工作面外，两帮锚杆支护可以滞后工作面5个排距。
当顶板破碎、压力大时，两帮锚杆紧跟工作面。
C、安装锚索
（1）、当巷道顶板比较完整时，炮掘时，锚索滞后工作面不准超过15m；综掘时，锚索滞后工作面不准超过25m；当顶板破碎，压力大时，顶锚索排距缩小至3m，紧跟工作面。
（2）、安装顶板锚索。
施工顶板眼：
施工眼深度5500mm。
送树脂药卷：
自孔内装入2节CK2335和2节Z2335树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
搅拌树脂：
用搅拌接头将单体锚杆钻机和钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止钻机，搅拌30-40S后停机。
但继续保持锚杆机的推进力约3min，然后可缩下锚杆机。
张拉钢绞线：
10—15min后张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为10t。
安装完毕，进入下一个循环。
三、巷道工程质量
表9巷道工程质量规定表
项目
设计尺寸数量
允许偏差
巷道净宽（中宽）㎜
4200
合格
-50—+150
优良
0—+150
巷道净高（中高）㎜
2100
合格
-30—+150
优良
0—+150
锚杆扭距/N·M
顶
＞140
符合设计
帮
＞100
符合设计
锚杆排间距㎜
顶
800
±100
帮
800
±100
锚杆锚固力KN
顶
＞60
合格：
最低值不小于设计值的90%。
优良：
最低值符合设计值。
帮
＞40
锚杆角度/℃
见附图5
符合设计要求，误差不超过10°
锚杆外露长度/㎜
15—50
露出托板≤50
中间锚索间排距/㎜
2100×2500
±150㎜
锚索锚固力/kN
≥200
符合设计
锚索外露长度/㎜
≤350
符合设计
四、支护工艺流程
1、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→敲帮问顶→打眼→装药→加固支护→放炮→敲帮问顶→超前支护→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量
2、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→综掘机切割→敲帮问顶→临时支护→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
1、初期采用炮掘方式掘进，后期采用综掘方式掘进。
2、一次循环进度0.8m。
3、最大空顶距1.0m，最小空顶距0.2m。
二、凿岩（煤）方式
凿岩方式：
初期采用钻眼爆破破岩，后期采用掘进机破岩。
附图8设备布置示意图附图9掘进机截割顺序示意图
第二节爆破说明书
一、爆破作业方式（见表10）
表10爆破作业方式表
巷道断面
11m2
通风方式
压入式
顶板情况
较稳定
瓦斯含量
0.9m3/min
掏槽方式
楔形掏槽
炸药种类
2号煤矿许用铵锑炸药
打眼机具
湿式电钻、湿式凿岩机
雷管型号
1-5段毫秒延期电雷管
装药结构
正向装药
联线方式
混联
循环进度
800㎜
起爆方式
正向爆破
火工品消耗
13.69Kg/m
炮眼利用率
90%
二、爆破说明（见表11），炮眼布置（见附图8、附图9）
表11爆破说明
眼号
炮眼（m、个）
装药量
角度（0）
封泥长m
爆破顺序
名称
眼深
眼距
个数
抵抗线
kg/孔
合计kg
水平
垂直
左
右
仰
俯
1-2
掏槽眼
1.0
1.0
2
0.6
0.6
1.2
70
0.6
1
3-4
掏槽眼
1.0
1.0
2
0.6
0.6
1.2
70
0.6
1
5-10
辅助眼
0.8
0.8
6
0.45
0.45
2.7
85
0.5
2
11-16
扩槽眼
0.8
0.45
6
0.6
0.3
1.8
0.5
3
17-29
周边眼
0.8
0.45
13
0.5
0.15
1.95
0.5
4
30-36
底眼
0.8
0.45
7
0.5
0.3
2.1
0.5
5
附图10炮眼布置图附图11装药结构示意图
第三节装运煤（岩）方式
一、装煤（岩）方式
初期采用装煤机装岩，后期采用掘进机装岩。
二、运输方式
1、初期运输方式：
工作面→装煤机→刮板输送机→原11907运输顺槽皮带→溜煤眼→3号皮带→1号皮带→煤库→主井
2、后期运输方式：
工作面→掘进机→11907运输顺槽皮带→溜煤眼→原11907运输顺槽皮带→3号皮带→1号皮带→煤库→主井
三、设备及工具配备情况（见表12）
表12设备及工具配备情况表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
装煤机
ZMC-30
台
1
2
掘进机
EBZ-160
台
1
2
皮带
DSJ100/63/75×2
台
1
3
绞车
JD-11.4
台
4
4
刮板输送机
SGB620/40T
台
3
5
煤电钻
ZM12/15
台
2
5
锚杆机
MQZ-100
台
3
7
风动泵
FW30
台
3
8
尖、平锹
把
10
9
尖锤
把
4
四、管线、轨道敷设、设备及工具配备
1、电缆吊挂在巷道的左帮，距底板1.25m以上，并且平、直，每3m一个钩，严禁用铁丝吊挂。
风、水管路吊挂在巷道右帮，距底板400㎜，间距300㎜，要求平直，不得有流线型漏水。
2、铺设轨道必须按标准铺设。
扣件必须齐全、牢固和轨型相符。
轨道接头间隙不超过10㎜，高低、左右错差不得大于5㎜。
道木每1ｍ一块、铺设要齐整。
道木规格：
长×宽×高=1200㎜×150㎜×140㎜。
第五章生产系统
第一节一通三防
一、工作面通风
（一）选择通风方式、通风设备、设施
1、通风方式：
局扇压入式通风
2、通风机供电安全保护：
采用过流、漏电、接地供电保护装置。
（二）掘进工作面风量计算（见表13）
表13工作面实际需要风量计算表单位：
m3/min。
计 算 依 据
需风量
式中符 号 说 明
按瓦斯涌出量计算：
Q=100qr
162
100（67）--单位瓦斯涌出配风量。
按炸药量计算：
Q=25A
90
按工作面最多人数计算：
Q=4n
80
q—瓦斯（CO2）绝对涌出量。
0.9
按实际吸风量计算：
Q=Q局I.k
240
r—工作面瓦斯（CO2）涌出不均衡系数。
1.8
按风速进行验算：
165
1、岩巷最低风速验算，Q≥9s
I--同时运转通风机台数，1台.
2、煤巷最低风速验算，Q≥15s
132
k--风量备用系数。
1.2
3、最高风速验算，Q≤240s
2116
s--掘进工作面的断面积，8.82㎡。
结论：
根据以上计算，局部通风机选用型号FBDNO5/7.5×2型。
（三）局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点：
在拉门子口以外10-15ｍ处，为工作面送风。
2、通风系统：
新风：
副井→-420井底车场→轨道上山→中部车场→11907运输顺槽入风巷→原11907运输顺槽→原11907第二联络巷→原11907回风顺槽→局部通风机及风筒→11907运输顺槽→工作面
乏风：
工作面→11907运输顺槽→原11907回风顺槽→南翼集中回风巷→回风上山→主井
附图12通风、消防供水管路系统示意图
二、瓦斯防治
1、工作面临时抽放瓦斯系统
无。
2、瓦斯防治措施
（1）、认真执行“一炮三检”制。
（2）、瓦斯探头设置两枚，一枚设置在距迎头5ｍ内、并在风筒另一侧，距顶板不大于300㎜，距帮不小于200㎜，另一枚设置在距回风口10—15ｍ处。
（3）、瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度。
瓦检员每班至少检查三次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录。
瓦斯员每次检查结果通知现场工作人员。
瓦斯超限，瓦斯员有权停止作业，撤出人员至安全地点。
（4）、必须配备专职瓦斯员。
（5）、如风筒出口风量难以稀释瓦斯涌出量时，必须增加风量换大风机（15KW以上）。
三、综合防尘
1、综合防尘设施
（1）、各转载点设喷雾洒水装置。
（2）、工作面必须有完善的洒水系统，距迎头50ｍ设置净化水幕，并且炮掘工作面，距工作面20—30m处必须设置爆破喷雾装置，爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，爆破前、后煤（岩）头必须洒水。
（3）、掘进机使用内外喷雾装置。
（4）、距工作面迎头60m-200m要设置隔爆水袋，其容积达到（2080L）以上，并且长度达到20m以上。
（5）、工作面巷道必须定期冲刷，不准有堆积。
2、综合防尘系统
消防水池→主井→井底车场→轨道上山→上部车场→南翼集中回风巷→原11907回风顺槽→11907运输顺槽→工作面
四、防灭火
（一）相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况
无
（二）采取预防性措施
无
（三）防火系统（说明防灭火器材的存放方式和地点等）
1、11907运输顺槽应每隔50m设置洒水支管和阀门。
2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内都必须用不燃性材料支护。
在胶带机头、机尾至少各备有2个灭火器和2个砂箱。
3、井下使用的机油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押送至使用地点，放置在适当位置，并设2个灭火器和1个砂箱。
4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，用过的也必须放在严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。
5、如工作面或巷道内着火时，根据火情，应首先用直接灭火方法（如用灭火器，用水扑灭等）。
在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。
直接灭火不能取得有灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火。
封闭火压前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。
防火系统：
消防水池→主井→井底车场→轨道上山→上部车场→南翼集中回风巷→原11907回风顺槽→11907运输顺槽→工作面
第二节压风系统
一、掘进工作面风源，压风方式
风源来自地面固定压风机。
二、空气压缩机的选择：
1、总耗风量Q计算：
Q=αβγ∑nKq=1.15×1.12×15×0.7×3.6=48.6m3/min
式中α----管路漏风系数，取1.15；
β----风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.10～1.15；
γ----高原修正系数，海拔每增加100米系数增加1%；
n----同型号风动机具使用数量，台，取15；
K----凿岩机、风镐同时使用系数，取0.7；
q----风动工具耗风量,m3/min，取3.6。
2、加上备用风量（应为设计风量的20.5～30％）确定空气压缩机：
3、压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、
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