23201胶运顺槽作业规程定版Word文档下载推荐.docx
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附图6：
通风系统示意图
附图7：
安全监控布置示意图
附图8：
供电系统示意图
附图9：
煤巷掘进正规循环作业图表
附图10：
避灾路线示意图
第一章工程概况
第一节概述
一、巷道名称:
23201胶运顺槽掘进工作面
2、巷道位置
23201胶运顺槽掘进工作面位于3-1煤层井田北部，23201首采工作面与下一采掘23201辅运顺槽工作面之间。
三、巷道主要用途
运输，通风。
四、设计工程量
23201胶运顺槽设计长度：
2376m不包含附属工程。
倒车硐：
长65m（120m设置一个，每个倒车硐高*宽*长=3.2m*5m*5m）
五、服务年限为：
1.5年。
六、巷道掘进方式：
采用EBZ-200A型掘进机施工。
七、开、竣工时间
计划开工日期：
2019年9月12日；
计划竣工日期：
2020年4月12日。
巷道布置平面图；
工作面地质说明书；
第二节编写依据
一、根据设计图纸、水文地质资料、通风资料。
二、现行的施工规范。
三、《煤矿安全规程》、《安全生产法》、《煤炭法》《矿山安全法》、《安全监察条例》等有关资料。
四、《矿山井巷工程施工及验收规范》。
五、《煤矿井巷工程质量验收规范》GBJ213-90。
六、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法》（试行）。
七、《国家的相关法律法规》。
八、《岗位管理和公司有关规章、制度及规定》。
九、《神木***矿业有限公司隐蔽性致灾因素普查报告》。
十、《新工作面设计前安全风险辨识评估结果；
》
第二章工作面相对位置及地质情况
第一节工作面相对位置及邻近采区开采情况
第一节工作面位置
23201胶运顺槽掘进工作面位于井田北部，神木***矿业有限公司工业广场西北部，西北方向与23201首采工作面相邻，东北方向与23201切眼相邻，西南方向与3-1煤集中回风大巷相邻，东南方向与23201下辅运顺槽工作面相邻。
第二节水文情况
一、尔林兔沟从23201工作面西南角穿过。
地表水系主要发育有一北北西向的主沟－张家沟常年细水长流，旱季时断流，7、8月偶有洪水通过。
主沟从工作面中部通过，最低点位于张家沟沟谷，标高约＋1127m，即区内河流最低侵蚀基准面。
根据2-2煤开采情况尔林兔沟与张家沟季节性流水对井下采掘活动影响较小。
23201胶运顺槽上覆存在2-2煤二盘区的采空区，巷道在1600米处存在2-2煤上覆采空区积水，工作顶板垮落裂隙与2-2煤二盘区采空区导通，积水涌入工作面会对工作面造成水害。
因此采空区积水必须进行疏放水工程，并做专项钻探、放水设计及措施。
坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。
二、本区常年干旱少雨，年蒸发量较大。
多年平均降水量435.7mm，多年平均蒸发量1712.4mm/a，蒸发量是降水量的近4倍，全年降水量分配很不均匀，多以暴雨形式集中在7～9月份，约占降水量的68%。
三、区内煤层上覆的含水层有第四系全新统风积沙孔隙潜水含水层、第四系中更新统离石组黄土层孔隙潜水含水层、侏罗系中统延安组砂岩裂隙潜水和承压水含水层及烧变岩含水层，均为矿井的直接充水水源。
区内地下水主要接受大气降水补给。
据神木气象站资料，历年降水量108.6～819.1mm，三十四年的年平均量436.6mm，而蒸发量是降水量的4倍。
但降水集中，7～9月份占全年的50～70%。
降水大部以地表径流排泄，不利于地下水补给。
潜水受地形、地貌条件制约，流向矿区南部的考考乌素沟。
四、充水通道
区内构造简单，断裂不发育，没有断层充水通道，排泄补给微弱。
五、参照3-1煤大巷及硐室掘进期门涌水量，确定23201胶运顺槽掘进工作面掘进工作面涌水量最大5m³
/h。
坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的基本原则，严格按《23201胶运顺槽掘进工作面掘进工作面探放水设计》施工，探水与掘进循环作业，即探水→掘进→探水。
第三节地质情况
概况
煤层
3-1煤
掘进工作面名称
煤岩类别
煤/岩
底板标高
1086m～1095m
3-1号煤层可采厚度2.40～2.88m，平均厚度2.72m，不含或局部含一层夹矸，夹矸厚度一般小于0.15m，夹矸岩性以砂质泥岩为主,属稳定型煤层。
埋深60～190m。
煤层底板标高为+1116～+1080m。
与下部4-2号煤层平均层间距54.17m。
本次水平延深设计开采3-1煤层。
巷道围
岩特征
3-1煤层顶板属于中等稳定顶板，井巷围岩的大部分岩石属于层状结构和块状结构的中硬类岩石，岩石质量好，岩体较完整，且区域内构造应力较小。
煤层顶底板稳定性评价
3-1煤层直接顶板主要为泥岩和粉砂岩，老顶主要为中粗粒砂岩及细砂岩，属中等坚硬稳定型顶板。
底板以泥岩为主，次为粉砂岩。
第四节瓦斯、煤尘、煤的自然倾向及地温
一、瓦斯
一、根据2018年9月21日陕西省煤炭科学研究所神木市煤矿技术服务中心《矿井瓦斯等级鉴定报告》矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量为0.12m3/min。
二、煤尘具有爆炸性
3-1煤层样品测试结果：
火焰长度＞400mm，最低岩粉添加量90%，属有爆炸性危险的煤层。
三、自燃倾向性
3-1煤煤层的自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃煤层。
四、地温
根据区域资料，区内地温梯度最大2.9℃/100m，最小为0.84℃/100m，平均地温梯度1.53℃/100m。
以上资料表明，区内地温正常，无地热灾害。
3-1煤层综合水文地质柱状图；
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
23201胶运顺槽掘进工作面点坐标：
X=37436203.7182Y=4327249.0612巷道方位角64°
16′57″。
第二节矿压观测
一、顶板离层量观测：
1、23201胶运顺槽掘进工作面每100m安装一组顶板离层指示仪，巷道交叉点安装一组顶板离层指示仪。
2、顶板离层指示仪应安装在巷道、交叉点中心位置。
两基点固定的顶板离层仪，浅基点安设于锚杆上端3000mm处,深基点设于锚索上端7000处。
根据3-1煤运输煤门、及23201胶、辅运顺槽风桥挑顶揭露，锚索钻孔岩性分析，3m-7m处岩层以灰色粉砂岩为主，稳定性良好、无断层。
3、顶板离层指示仪观测周期：
如无明显离层，安装之日起第一周每天观测一次，第二周观测两次，第三周、第四周每周观测一次，之后每月观测三次。
如离层量累计值较大时，观测者应适当缩短观测周期。
4、工作面100m范围内的顶板离层仪每天派人进行观察一次，发现问题及时汇报区队值班领导。
5、做好初始值的设定，任何人员不得随意对顶板离层仪进行破坏或初始值调整。
6、观测时发现顶板出现异常现象应立即汇报技术科；
离层仪读数达到警戒值应立即停工、撤人、报矿调度指挥中心并制定补充相应安全技术措施。
顶板离层仪安装示意图
二、数据分析及处理
1、及时收集填报观测数据，每月月底将观测数据反馈生产技术科。
发现异常及时汇报生产技术科。
2、数据分析及处理由生产技术科负责，便于变更设计、补充措施、指导施工。
五、发现问题及时汇报生产技术科。
六、做好初始值设定，初始读数控制在5-10mm，任何人员不得随意对顶板离层仪进行破坏或初始值调整。
七、监测期间发现顶板出现异常现象应立即汇报技术科；
离层仪读数达到警戒值应立即停工、撤人、报矿调度指挥中心。
第三节支护设计
一、巷道断面
1、23201胶运顺槽掘进工作面
矩形断面，设计掘进宽度5.7m，掘进高度3.2m，混凝土地坪厚度为0.2m，掘进断面为18.24㎡，净断面为17.1㎡；
二、支护形式
1、临时支护形式
根据地质、水文地质条件，掘进工作面采用吊环前探梁临时支护形式。
23201胶运顺槽掘进工作面前探梁为2根5.0m长2寸钢管（DN50），吊环用Φ20mm钢筋加工，堆焊两个扭矩螺母，采用长3m、宽200mm、厚50mm的方木“井”字形接顶，接顶方木铺设间距300mm。
前探梁静止状态下用3个圆形吊环固定，斜巷使用前探梁尾部须加工挂钩与巷道顶板永久支护连接，防止串滑。
吊环必须安设在牢固可靠的永久支护锚杆上，锚杆锚固力不小于80KN，螺栓必须上满丝。
2、临时支护作业工序及要求：
（1）掘进机截割够一个循环进度后，将掘进机后退5m，截割头落地，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，盖上防护罩（非专职司机严禁操作掘进机）。
一人敲帮问顶一人观察，敲帮问顶及观察人员必须站在支护完好处且确保退路畅通，用长柄工具逐段由外向里找净顶、帮的浮矸活石。
确保无问题后，人员站在永久支护下，前移前探梁。
作业时，专人观察顶板并协调指挥，2人顶起网片、2人穿前探梁。
（2）前探梁顶到工作面煤壁后，挂联靠近永久支护的一排顶网，联好后，继续向工作面方向挂联第二排顶网。
（3）铺好网后，由外向里、由中间向两边打顶锚杆。
前探梁占据锚杆位置时，可以先打好其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆。
（4）当顶板严重不平、巷道开窝等无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，应缩小工作面循环进度为1.2m，排距为0.6m；
工作面煤帮松软时，根据现场情况及时更改支护参数。
顶板完整、压力显现不明显的情况下，循环进度4m，最大控顶距离4m，最小控顶距0.5m。
3、永久支护设计
1、采用计算法校核支护参数
（1）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足（选取最大断面进行验算）：
L≥L1＋L2＋L3
式中L——锚杆总长，mm；
L1——锚杆外露长（托盘厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05m，取50mm），mm；
L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），mm；
L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取400mm，帮锚杆取300mm），mm；
普氏免压拱高：
b＝[B/2＋Htan（45°
-ω帮/2）]/f顶
煤帮破碎深度：
c＝Htan（45°
-ω帮/2）
式中B、H——巷道掘进跨度和高度，B=5700mm，H=3200mm；
f顶——顶板岩石普氏系数，f顶取3；
ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°
；
计算得：
b＝[5700/2＋3200×
tan（45°
-63.43°
/2）]/3=1202mm
c＝3200×
/2）＝756mm
所以顶锚杆长L顶≥50+1192+400=1652mm
帮锚杆长L帮≥50+756+300=1106mm
依据上述公式计算可知：
选取的顶锚杆长L顶=2200mm>
1618mm，帮锚杆长L帮=1600mm>
1106mm，故所选锚杆长度均能满足设计要求。
（2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
每根锚杆悬吊岩体重量G＝γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
为安全起见，再考虑安全系数k，取k=1.5。
G·
k＜Q
a＜（Q/kγL2）1/2
所选顶锚杆的锚固力Q≥5T，计算得顶锚杆a＜1.0m，因此，排距参数能满足计算结果。
式中γ——岩体容重，26.7KN/m3；
L2——有效长度，m；
a——排距，m。
3、锚杆间距计算：
锚杆排距确定了1m，则每排锚杆数为：
n=L×
b×
γ×
h/RT=5.5×
1×
1.3×
1.4/5=2.002根/排
式中L——巷道设计宽度，取5.5m；
b——锚杆排距；
γ——不具备自稳能力岩层的容重，取1.3m；
h——不具备自稳能力岩层的厚度，取1.4m；
RT——锚杆抗破断力，取5；
若考虑取1.3倍的安全系数，则每排锚杆数为n≥2.002*1.3=2.6根，取整后为3根，设计每排为5根，满足支护要求。
结论：
经过上述一系列验算，说明支护设计是合理可靠，可用于现场实际。
2、锚索选型及参数计算
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm，L=6500mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间（排）距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时，靠巷道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，用下式计算锚索间（排）距：
L=nF2／[BHγ－（2F1sinθ）／L1]
式中L－锚索间（排）距，m；
B－巷道最大冒落宽度，取=5.4m;
H－巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;
γ－岩体容重，20kN／m3；
L1－锚杆排距，1.0m；
F1－锚杆锚固力（以最小锚固力计算），72kN；
F2－锚索极限承载力（以最小锚固力计算），不小于设计锚固力90%，取162kN；
θ－角锚杆与巷道顶板夹角，90°
n－锚索每排根数，取2；
通过上式计算，
L=2×
162÷
[5.4×
2.0×
20－（2×
72×
sin90°
÷
1）]
=324÷
﹙216－144﹚=4.5m
得出锚索间排距小于4.5m，选择锚索间距2.5m、排距3m符合设计要求。
四、支护形式选择
根据以上计算，永久支护形式为：
顶锚采用“锚网”支护，锚杆规格：
Φ20×
2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根锚杆使用一支MSCK2360树脂锚固剂锚固，设计锚固力80kN，预紧力100N·
m，锚杆间排距1000×
1000mm，锚杆托盘规格：
长×
宽×
厚=150×
150×
8mm；
锚索为Φ17.8mm钢绞线，长度6.5m，锚索托盘规格：
厚=300×
300×
8mm，锚索间排距2500×
3000mm，每根锚索使用两支MSCK2360树脂锚固剂锚固，设计锚固力180kN。
顶板钢筋网由Φ6mm钢筋加工而成，规格2900×
1200mm，网格100×
100mm，四周均搭接100mm，双边三花连网，每边连网间距均不大于200mm，采用双股14#镀锌铁丝，尽量布置在"
丁"
字筋或"
十"
字筋的交叉处，连网铁丝扭结不少于3圈，铁丝扭结头外露不超过30mm，朝向内侧。
靠近保安煤柱帮部锚杆采用φ16×
1600mm的麻花锚杆网片选用φ6钢筋焊接金属网片，网片规格为2500×
1200mm，网格规格为100×
100mm，每根锚杆使用1支3540树脂锚固剂；
并使用14#铁丝把新铺设的顶网与上一茬顶网每隔400mm相连，靠近采煤帮部锚杆为Φ18×
2000mm的玻璃钢锚杆，配套塑料压制托盘，网为阻燃塑料网，网片规格4400×
2500mm。
，帮部煤岩稳定的情况下，帮网不滞后掘进及顶板支护400m。
如帮部破碎及片帮的情况下，应及时全断面支护。
五、安装锚杆（索）注意事项：
1、锚杆（索）、锚固剂、托盘等材料的材质、品种、规格及强度须符合设计；
严禁使用过期、失效材料。
2、托盘、杆体均不能松动，托盘密贴巷道顶帮。
顶板遇有软岩要及时制定相应的安全技术措施。
六、特殊情况下支护说明：
1、巷道断面扩大，交叉点及开口处，缩小锚杆排距为0.6米，锚索间距为1.5米，排距2米。
2、遇顶板破碎、淋水，过断层、老空区、高应力区等情况时，采用锚索与W钢带加强支护。
并制定相应的补充安全技术措施。
第四节支护工艺
一、锚杆施工工艺：
安全检查（顶板、两帮、瓦斯、水、工程质量、中心线、腰线等）→敲邦问顶并处理活矸→挂网→打锚杆
1、准备工作
（1）检查支护材料规格、质量是否符合规定，锚杆（索）锚固段的水、煤屑等应提前擦干净。
（2）敲帮问顶，检查顶、帮情况。
（3）根据设计中腰线及间排距确定锚杆眼位。
（4）检查钻机、理顺管线并运至工作面，稳好钻机，将水管分别用安全夹、销与钻机连接牢固，打开水阀门，进行试运转。
（5）锚杆机、钻杆应垂直于巷道轮廓线。
（6）硐室、联巷抹角位置必须及时支护，不支护好不得生产，严禁超循环作业。
2、锚杆安装
（1）施工顶板锚杆孔，采用2台锚杆钻机按孔位施工，锚杆孔深为2150mm。
（2）送树脂锚固剂：
向锚杆孔内装入一支MSCK2360树脂锚固剂，用装好托盘的锚杆慢慢将树脂锚固剂推入孔底。
（3）搅拌树脂：
用搅拌器将钻机与锚杆螺母连接起来，升起钻机边推进边搅拌，搅拌5—10S后停止。
（4）紧固锚杆：
搅拌停止至少等待20S后再次启动钻机转动锚杆，锚杆螺母在钻机的带动下托盘快速压紧岩面，使锚杆具有较大的预紧力。
3、锚杆抗拔力试验
（1）LDZ-200型锚杆拉力计，额定压力63MPa，额定张拉力200kN。
（2）锚杆拉力试验，每300根（300根以下按300根）为一组，每组检查锚杆不少于3根。
（3）所选取的拉力试验锚杆，锚固时间必须在30分钟以上。
（4）锚杆拉力试验仅做检验性试验，不做破坏试验，即锚杆锚固力达到72kN后，不再加载。
（5）若锚杆锚固力在未达到设计锚固力之前已经破坏，停止加载后，必须在该锚杆临近位置重新补打锚杆。
（6）试验时，现场作业人员将锚杆拉力计读数填入《锚杆锚固力检查记录》相应表格中。
（7）试验结束，技术人员负责将锚杆拉力计读数（MPa）换算成锚杆锚固力（kN）数值，并填入《锚杆锚固力试验记录》相应表格中。
（8）锚杆拉力计读数（MPa）与锚杆锚固力（kN）的换算可通过《锚杆拉力计MPa-kN-T换算表》查得。
二、锚索施工工艺：
准备工作→定眼→打眼→上药卷安装锚固锚索→上托盘、锁具→用锚索涨拉器预紧锚索。
1、准备工作、定眼、打眼。
同锚杆支护工艺。
2、安装工艺
（1）钻孔钻好后，用第二支锚固剂将第一支锚固剂推入锚索钻孔内，使用锚索将第二支锚固剂推入孔内，缓缓推入锚索，锚索下端插入锚杆机上的锚索搅拌器。
（2）一人扶锚杆机一人操作锚杆机手把，边推进边搅拌，搅拌时间控制在5~10s。
（3）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3min，然后可缩下锚杆机并移开打注下一个锚索。
（4）30min后，装上锚索托盘、锚具，并使用锚索涨紧装置预紧锚索。
3、技术要求
（1）锚索必须按设计位置紧跟工作面，不得滞后。
（2）锚索搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，不得反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失效。
（3）涨拉锚索时，千斤顶应同锚索保持同一轴线并将千斤顶与顶板铺好的钢筋网可靠连接，防止千斤顶松动坠落。
（4）如需使用“人字梯”时，梯子应扶稳，确保安全。
不允许站在运转或光滑的设施、设备上涨拉锚索。
（5）涨拉时发现预紧力达不到设计要求，应立即在其附近补打合格的锚索。
（6）MS18-200/60型矿用锚索张拉机，额定压力60MPa，额定张拉力200kN。
（7）所选取的拉力试验锚索，锚固时间必须在30分钟以上。
（8）锚索拉力试验仅做检验性试验、锚固力作用，不做破坏试验，即锚固力达到180kN后，不再加载。
（9）若锚固力在未达到设计锚固力之前已经破坏，停止加载后，必须在该锚索临近位置重新补打锚索。
（10）试验结束，技术人员负责将锚杆拉力计读数（MPa）换算成锚杆锚固力（kN）数值，并填入《锚索锚固力记录》相应表格中。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、采用EBZ160E型掘进机截割落煤（岩），掘进机耙爪部装煤（岩），掘进机刮板输送机运煤（岩）落地，防爆装载机二次装运至防爆胶轮车，由防爆胶轮车拉运至地面生产系统。
2、顶板支护采用MYT-125/330型液压锚杆钻机打注锚杆，帮部采用ZQS-50/1.5S型手持式钻机打注帮锚杆。
3、地坪用混凝土在地面料场搅拌好后，防爆胶轮车运至井下使用地点卸车，震动棒捣固，泥抹子抹平。
二、施工工艺流程
生产：
交接班→安全检查→割煤（装、运煤）→临时支护、挂网→打注锚杆（索）→清理现场搞好文明施工→交接班。
检修：
检修前准备→检修掘进机各部位、加注油、更换截齿等，局部通风机切换试验，检修排水泵，延接管路、风筒，吊挂缆线等→正常掘进。
敲帮问顶、清除浮矸活岩贯穿整个作业过程。
第二节施工方式
一、掘进机截割方式
掘进机截割工艺：
施工时先截割巷道下部，根据巷道高低确定割刀数量，最后截割巷道四周，修整成巷。
23201胶运顺槽掘进工作面宽度5.7mm，为保证巷道掘进成型，第一次截割4.5mm，第二次截割1200mm，达到设计要求。
断面截割轨迹图；
二、掘进机操作技术要求
1、开机前，检查防尘冷却水是否满足需要。
操作程序是：
启动电源→启动液泵→启动刮板输送机马达→启动耙爪马达→启动截割电机。
履带的前进后退、截割臂的水平和垂直运动，铲板的升降和后支撑的升降均由操作台右侧的操纵杆操作。
2、停机前注意事项：
①刮板输送机不带负荷退出工作面，在退出前收起后支撑；
②各操作阀打到“零”位；
③退出工作面5m后，截割头落地，关上电控箱开关和急停开关，清理掘进机。
3、维护、保养及检修：
（1）掘进机司机在开机前必须对掘进机作一次全面检查，发现问题及时汇报处理，严禁机器带病运转。
（2）各部连接螺栓必须牢固可靠，检查履带有无断裂损坏和松紧程序，每班检查截齿的自转和磨损情况，不符合要求的及时更换。
（3）检查电器系统、油缸、油路情况是否可靠。
（4）液压油第一次用400h应更换，以后每隔200h更换一次。
第三节装载与运输
采用防爆装载机装煤（矸），防爆胶轮车运输至地面。
防爆无轨胶轮车规格特征
胶轮车
名称
型号
载重
（Kg）
外型尺寸（mm）
最小转弯半径（mm）
功率（KW）
整车整备质量（Kg）
长
宽
高
防爆无轨胶轮车
WC5J
5000
5800
2030
1800
7350
47
4060
防爆无轨胶轮车（客运）
WC11RJ
11人
4990
2000
1930
7100
28
2330
WC22RJ（A）
22人
2040
4100
轮胎式防爆装载机
ZL20EFB
5400
1900
5300
48
5200
运输系统示意图；
第四节管路与电缆敷设
一、风、水管路铺设
风、水管路布置在巷道前进方向左帮，自上而下依次是压风管、消防洒水管、排水管，均为Φ50mm的钢管。
使用Ф12mm圆钢加工而成的U型卡固定在巷帮上，最下一根管路距底不小于1m。
消防洒水管每隔50m安装一个洒水三通，三通支管为Φ19mm高压闸阀，安装角度朝上30-45°
，指向巷中。
风水管路末端距工作面的距离不大于20m，
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