行人上山作业规程Word格式文档下载.docx
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第一章概况
第一节工程概况
一、巷道名称：
3-1煤层行人上山。
二、掘进目的及用途：
该巷道主要为矿井中央采区行人、通风、管路铺设，并兼做一个安全出口等需要。
三、巷道位置：
位于井田范围内34勘探线以西，3-1煤层集中轨道上山以西20米处，提升方位角27°
，沿煤层顶板放向掘进，总长度538米。
巷道垂直位置地面上部无任何建筑、无河流，上部无采空区，无复杂构造的地表。
为天然状态。
四、巷道工程量：
该巷道设计总长度为538m，毛断面9.75m2，净断面8.9m2，总工程量538m×
9.75㎡×
1.35=7081.4m3。
五、预计开工时间：
预计开工时间为2015年3月15日。
七、工期及竣工时间：
预计工期150天，因掘进过程中各种原因耽误工期，现竣工时间预计为2015年8月15日。
第二节编写依据
本作业规程编制依据是：
1.本规程编写依据是《新疆托克逊县盘吉煤业有限公司煤矿初步设计变更说明书》、《新疆托克逊县盘吉煤业有限公司煤矿初步设计安全专篇变更说明书》。
2.《煤矿工人技术操作规程》、《煤矿安全规程》。
3.《煤矿井巷工程质量验收及标准》。
4.《井巷工程》（高等院校教材）
5.
第二章地面位置及地质概况
第一节地面相对位置及开采情况
1、地面相对位置：
该掘进巷道位于+1200m水平中央采区回风平硐以西，3-1集中轨道上山以西30米处，方位角为27°
，和3-1集中轨道上山平行布置，沿煤层顶板方向掘进，巷道设计长度为538米。
2、开采情况：
该工作面附近以西只有已掘的+1150m区段运输石门，长度为462米，30米以东有3-1集中轨道上山574米。
附近没有采煤工作面。
总体上煤炭资源没有开采，现仍为天然状态。
第二节煤（岩）层赋存特征
煤（岩）层赋存特征：
该地层主要发育于侏罗系下统八道湾组（J1b）。
第三节地质构造
矿区位于克尔碱向斜的北翼，地层走向近东西向，倾向180－215°
，倾角23－28°
之间，断层不发育，呈一单斜构造形态，属中等构造。
第四节水文地质
井田内因气候干燥，降水极少，蒸发强烈，地下水补给来源很不充分，基岩裂隙水含水层含水性微弱，第四系含水层分布范围很小，断层导水性微弱甚至隔水，主要含水层单位涌水量在0.0023-0.063l/s.m之间，根据《煤矿防治水规定》本区矿床水文地质条件属裂隙类、简单型，即二类一型。
但在施工过程中，必须严格执行“有掘必探，先探后掘”。
第五节顶底板
根据钻孔编录资料，行人上山顶板以中砂岩、粗砂岩、泥岩和灰质泥岩为主；
底板以粉砂岩、中砂岩、粗砂岩为主；
夾矸以泥岩和灰质泥岩为主；
各种岩石的单层厚度变化不等。
第三章巷道布置及使用说明
第一节巷道布置
一、巷道布置位置
该巷道从3-1集中轨道上山以西30米处，沿3-1煤层顶板，由北向南布置，设计长度为538米，提升方位角为27°
，采用半圆拱型断面布置，净宽3.0m,净高3.3m，净断面8.9㎡，围岩稳定段采用锚网喷支护，支护厚度100㎜，破碎段采用料石砌碹或混凝土浇筑支护，支护厚度为400㎜，巷道沿煤层顶板掘进，要严格按要求支护。
巷道采用一次成巷方法；
在地质构造复杂的地段，应采取措施，必须加固支护。
二、巷道断面
掘进上山段断面尺寸为:
高度3.4m、底宽：
3.2m，掘断面9.75㎡，净断面：
8.9m2，巷道形状：
半圆拱（详见巷道断面图）。
行人上山平巷段断面尺寸为：
高度3.5m、底宽：
3.8m，掘断面11.72㎡，净断面：
10.82m2，巷道形状：
三、开口位置
在3-1煤层集中轨道下山下部车场，距落平点44米处西翼开口，由东向西掘进；
掘进至见3-1煤层后沿3-1煤层掘进，方位角为27度，由南向北沿煤层掘进，最后和3-1集中轨道上山绞车硐室前方的交岔点贯通。
第二节支护设计
一、矿压观测
1.观测对象：
3-1煤层行人上山掘进面。
2.观测内容：
根据锚网支护技术规定要求，巷道要进行巷道顶板、煤层顶（底）板离层监测，巷道顶部和两帮移近量监测、锚杆载荷监测，目的及手段见下表：
矿压观测内容、目的及手段一览表表3-1
序号
观测内容
观测目的
测试手段
1
顶板离层
检测顶板的稳定状况，及时采取安全措施
顶板离层监测仪
2
锚杆受力
检测锚杆强度是否合适，以调整密度
锚杆拉力机
3
煤层顶底板
巷道两帮移近量监测
钢卷尺
3.观测方法：
掘进工作面要进行顶板离层观测。
观测要求如下：
①掘进工作面每掘进100m，在巷道中部布置测点，进行观测，要求测点间距100m。
每一测点设置一个观测断面，每打300根锚杆做一组锚杆锚固力测试，每组不少于三根。
用锚杆拉力计检测顶锚杆的锚固力；
在巷道中部正顶安装顶板离层仪，用于测定巷道顶板离层量，并保证测点处有记录牌板显示，巷道顶板使用钢卷尺监测。
②观测时间：
顶板离层仪每隔三天专人观测一次，直到该巷道施工完毕。
③顶板离层仪由矿生产技术科负责安装，并做好初始值的设定与观测记录；
并负责对安装过程进行全面监管，保证顶板离层仪安装符合规定，并负责顶板离层量记录牌板的安设。
④通过观测，如发现顶板出现异常现象，及时对顶板进行分析，预测顶板变化情况，报矿主管部门和主管领导，制定有效措施，进行预防治理，以防顶板事故的发生。
⑤施工单位、职工不得随意对顶板离层仪进行调制、破坏。
⑥数据处理：
采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
4.数据处理：
通过对测站所有数据进行综合分析得出结论，巷道顶板离层量大于100mm时，采取加强支护措施进行处理。
二、支护工艺
1.支护形式：
根据初步设计资料表明，煤层厚度为0.48～3.76m，平均厚度1.38m，走向上在31～37勘探线煤层相对较厚，向东、向西煤层逐渐变薄，倾向上厚度变化不大；
煤的容重为1.33T/m3；
煤层平缓，倾角在27°
～55°
之间，煤层厚度属于薄煤层，较稳定，煤层硬度较软。
在巷道掘进过程中遇地质构造时，支护形式根据现场施工情况制定特殊支护安全技术措施。
三、巷道压力情况及支护形式
1.永久支护设计
永久支护设计为锚网喷支护。
2.锚杆支护设计：
按照悬吊理论计算锚杆参数。
①锚杆长度计算公式为：
L＝KH＋L1＋L2
式中L——锚杆总长度，m；
H——软弱岩层厚度或冒落拱高度，m；
K——安全系数，一般取K＝2；
L1——锚杆锚入稳定岩（煤）层的深度，一般可按经验取0.4m；
L2——锚杆在巷道中的外露长度。
本规程中规定锚杆外露长度≤40mm
L＝2×
H＋0.4＋0.04
软弱岩层厚度是根据地质资料、实测或经验估计；
冒落拱高度是按下式估算，即
式中B——巷道开挖宽度，m；
f——岩石坚固性系数，（一般取4）
3-1煤层行人上山掘进面中：
H＝3.2÷
2÷
4＝0.4m
（3-1煤层行人上山掘进面中，普氏系数取4）。
0.4＋0.4＋0.04
＝1.24m=1240mm
故我矿现使用的1600mm长钢筋锚杆可以满足帮锚杆支护的要求。
同样可计算出1800mm长钢筋锚杆可以满足顶锚杆支护的要求
②锚杆的间距、排距计算：
根据施工工艺要求，巷道掘进循环进度为1.6m/循环，根据煤矿开采设计规范规定锚杆排距取锚杆的1/2，所以我矿该掘进巷道锚杆排距为800mm。
锚杆间距为
a=
式中a——锚杆的间距，m；
Q——锚杆的设计锚固力，根据质量评定标准规定取50KN
γ——被悬吊岩石的重力密度；
KN/m3。
（一般煤层取25）
H——软弱岩层厚度或冒落拱高度，0.35m；
a＝1.689m
则:
根据以往施工经验锚杆间排距取为800mm。
基本能够保证施工安全。
因此，为确保巷道成型，巷道顶部锚杆间排距定为：
800×
800mm，两帮间排距定为：
800mm。
永久支护时注意事项：
锚网支护工作未完成时严禁空顶作业（出渣），必须支护好永久支护后才能继续施工。
如果遇见变化带或顶板比较破碎、煤层煤质变软时，缩小锚杆间排距或采用锚索进行补强支护。
四、巷道断面特征
巷道断面特征表表3-2
断面
围岩类别
支护
形式
断面积（m2）
掘进尺寸（mm）
锚杆支护参数
掘进
净
底宽
高
种类
长度
（mm）
布置方式
间排距
外露长度（mm）
3-1煤层行人上山
煤
锚网、锚杆、喷射混凝土
9.75
8.9
3.2
3.4
圆钢
1800
矩形
800
10-40
附：
巷道支护断面图
五、安装锚杆要求
（1）顶锚杆排距为800mm，间距为800mm，误差不超过±
100mm。
（2）两帮锚杆间排距均为800mm，误差不超过±
（3）锚杆外露长度10mm—40mm之间（不超过40mm）。
（4）顶板与顶部交接处锚杆倾斜角度75°
（锚杆与水平夹角）；
误差范围0——5°
，其它的锚杆垂直顶板或沿巷帮布置；
超过此标准的需进行补打。
（5）顶帮锚杆均采用边掘边锚，即放炮一排，打锚杆一排。
必须是先顶后帮，即先打顶锚杆再打帮锚杆。
六、掘进工作面最大空顶距的确定
1、锚网支护与工作面迎头的空顶距离不能超过《安全规程》规定要求，最大空顶距离为0.2米。
2、施工过程中，不得随意扩大或缩小巷道断面，必须按《作业规程》规定要求施工，有特殊情况，确需改变巷道断面时，矿生产技术科按所需制定实施方案，方可整改。
第三节支护工艺
一、巷道支护：
（一）支护方式：
1.临时支护方式：
金属前探梁支护
2.永久支护方式：
稳定段为锚网喷支护，破碎段为混凝土浇筑支护；
遇顶板围岩局部离层、破碎时可补打锚索加强支护，锚索间距为2500mm，排拒1400mm，每排2根，长度5000mm，锚入深部岩层4800mm。
（二）支护参数的确定：
1.临时支护参数：
金属前探梁长度6000mm，共两根（采用矿用Φ50钢管加工），支护宽度3800mm，高度不低于200mm，固定吊环四个（采用Φ40圆钢，强度不低于30KN），吊环距离1000mm，每根前探梁采用2个吊环，10块木板，木板规格：
采用长×
宽×
厚为3800mm×
200mm×
50mm。
木板与木板的间距不大于100mm。
详见附图
（三）支护材料及规格：
支护材料：
一般材料为锚杆、金属网、水泥、沙子、铁托盘、螺帽；
特殊材料为速凝剂，树脂锚固剂。
矿压严重处采用锚索补强支护，遇破碎段采用混凝土浇筑支护。
（1）锚杆规格：
顶锚杆Φ18×
1800mm，帮锚杆Φ16×
1600mm，锚固端麻花扭转角度<
270°
方向左旋,麻花长度为450mm。
（2）树脂锚固剂规格：
Φ23.5×
350mm，凝固时间为20～30秒。
（3）金属网规格：
长×
宽=5000mm×
1800mm，菱形孔、孔径＜65mm。
（4）锚杆铁托盘规格：
顶部长×
厚=140mm×
140mm×
6mm
帮部长×
厚=120mm×
120mm×
6mm。
（5）螺母规格：
顶部为Φ18mm×
65mm，帮部为Φ16mm×
65mm。
（6）锚索规格：
锚索规格为Φ15.24×
5000mm钢绞线，药卷用Z2335树脂药，每孔5卷药。
锚索托盘规格为3000mm×
300mm×
10mm
（四）锚网+锚索+喷射混凝土支护施工工艺：
（1）.打锚杆眼
打锚杆眼用风煤钻或风动锚杆机。
掘进放炮后，立即在永久支护掩护下将前探梁伸到工作面迎头，保证前探梁距工作面的距离为零，用背板及楔子将前探梁刹紧打牢，然后在前探梁掩护下打锚杆孔。
（2）.锚杆的安装方法
锚杆孔打好后，先用杆体测量孔深和孔直度，符合规定要求后，在杆体尾部上好连接头，用锚杆将树脂锚固剂轻轻送入眼底，再用风煤钻搅拌，搅拌时间为20s±
5s，凝固后取下风煤钻，5分钟后铺设金属网、铁托板，用螺母拧紧加固，确保支护效果，避免顶板离层。
（3）.喷浆方法
1、锚杆按要求布置好后，开始喷浆准备工作。
2、喷浆前，必须先将喷浆区域内的岩壁用水冲洗一遍，并用撬杠将工作面顶部和两帮活岩及悬矸撬除掉。
3、准备好PZ—5型喷浆机（额定能力5m3/h）和砂、石子等工具。
石子颗粒不大于0.1cm,使用的砂石料必须是具有资质的单位经过检验方可使用。
4、砂子选用中粗砂，含土量不大于3%。
水泥选用42.5R普通硅酸盐水泥。
要求混凝土强度C20，混凝土配合比为：
水泥∶砂子∶石子=1∶1.89∶2.17（重量比）。
水灰比控制在0.47，速凝剂掺量为水泥用量的5%。
5、喷射混凝土时，要观察混凝土的粘结性，发现回弹率较高，必须重新配比混凝土。
6、喷射前，应先将被喷工作面两帮底部深挖，深度至少10—15㎝,防止底部混凝土喷射后有悬空现象。
7、操作人员佩戴好防尘口罩和防护服，喷射时，先初喷，在复喷，初喷厚度为3—5cm,复喷后厚度要符合设计要求，为0.10m.
8、喷射混净土时，要按次序均匀喷射，喷射时要尽量使巷道光滑、平整，巷道壁面无凹凸不平现象。
9、喷射时，喷浆机送风量要调整合适，以免引起巷道内粉尘飞扬，影响人员身心健康。
喷射用的速凝剂，应该随喷随掺。
10、喷射作业时，工作面应保持有两人，一人操作喷枪，一人辅助作业，喷射人员必须紧握喷枪，掌握好喷射方向，以免造成浪费，一手握住阀门，控制喷量大小，严禁将喷射枪口对着旁边人员。
11、喷射时，操作人员应将喷枪垂直于巷道壁，最大喷射夹角不要大于80度，可减少浪费混凝土。
喷枪与巷道壁距离以1.0—1.5m合适。
12．喷射作业时，应采取先喷下后喷上部，先喷帮后喷拱，先喷凹陷地点，然后在喷射凸出地点，依次作业。
两帮一次喷厚40—60mm，顶部拱上面一次喷厚30—50mm，间歇时间20～30min。
13．喷射混凝土后必须精心养护，经常洒水处理，要求每班洒水1—2次进行养护。
（4）.支护质量要求
（1）打注锚杆必须严格按规程规定要求，找好锚杆位置画眼后，在打眼，保证排间距误差为±
100mm内。
（2）锚杆注入角度要求与岩层层理面垂直。
（3）锚杆必须用螺帽拧紧，螺纹外露长度为10～40mm，网及托板紧贴煤、岩面，一垫一帽紧固有效。
（4）锚杆拉拔力必须达到50KN以上，不合格锚杆必须重新补打。
（5）每300根做一组锚杆拉拔力试验，并做好标记。
（5）、过地质构造时加强支护
过地质构造时，为了保证安全、快速、充分的掘进，制定以下补充安全技术措施：
1、掘进时必须进行短掘短支，最大循环进度不能超过1.6m，掘1.6m，支护1.6m。
2、每一循环后，立即进行支护，要求工作面最后一排锚杆距工作面的空顶距不大于0.1m。
3、锚杆间排距为：
800mm；
过构造或顶板有压力时必须采用缩小锚杆间排距的办法进行支护；
顶板较破碎时补打锚索支护或浇筑混凝土支护。
4、任何人不得进入空顶区，在任何情况下都必须站在支护完好、顶板完整且无片帮危险的安全区域内作业。
5、设备因故障停止掘进，必须先停止工作面一切工作，现场值班电工修好电气设备，确认无不安全隐患后，检修人员方可进入工作面进行处理。
6、开口交叉口必须加强支护，若顶板离层冒落，必须采用喷射混凝土+锚索加强支护，防止发生大面积冒顶事故。
（6）、其它工作安排
1、管线铺设及吊挂：
电缆钩安装高度1.8m，间距1.5m一个电缆钩，电缆钩为四钩单锚型。
电缆钩设在煤层顶板侧。
2、施工放线要求：
巷道开口时，严格按设计开口位置施工。
掘进定向以煤层走向为准（自东向西），使腰线紧跟工作面。
3、巷道文明生产由掘进队队长及当班班长负责，要求在掘进的同时保持巷道的文明卫生。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法：
在完善通风系统、防尘管路和运矸进料系统的情况下，根据技术人员给定的中腰线位置开始施工。
第一阶段平巷段：
先从+1000m集中轨道上山下部车场44米处开口，由东向西掘进，fangweijiao平点；
第二阶段上山段：
从3-1煤层落平点开口，由南向北，由下向上掘进，最后至+1200m水平；
第三阶段平巷段施工：
在+1200m水平落平后，和3-1集中轨道上山绞车硐室前方的牛鼻子西侧贯通。
根据图纸设计和《规程》规定，施工过程中上山段每隔40m施工一个躲避硐。
施工躲避硐时，根据平巷各段支护形式不同，采取相应的支护形式。
第二节凿岩方式
凿岩方式：
钻爆法掘进，打眼采用人工打眼的方式（煤采用风煤钻、岩石采用气腿式凿岩机打眼）
掘进工艺：
开工准备（交接班，顶板、瓦斯、工程质量、探头位置、设备等安全检查和开工准备及标定中腰线）→打眼→装药、连线→爆破→通风→敲帮问顶→临时支护→出渣→顶部锚杆支护→出渣→两帮锚杆支护→管线敷设→下一循环→收尾（整理工程质量、打扫文明卫生）。
第三节爆破作业
巷道所在3-1煤层中，煤层顶底硬度f=3～4（据地质报告提供），故采用斜眼楔形掏槽。
炸药使用矿用2号岩石乳化炸药，毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFd-200型防爆发爆器起爆。
炮眼有掏槽眼8个，辅助眼14个、周边眼19个，采用一次装药，一次起爆。
1.爆破方法：
3-1煤层采用正向爆破（见下图）。
2.爆破施工工艺：
（1）打眼：
先把眼位定好后，挖好眼窝，掏槽眼距巷底1000mm，掏槽眼8个，炮眼间距400mm，顶部位各增加一个辅助掏槽眼；
周边眼19个，眼距400mm（详见炮眼布置图）。
（2）装药：
采用煤矿许可2号岩石乳化炸药和煤矿许用毫秒电雷管，最后一段延期时间不得超过130毫秒。
装药前，用压风和木质炮杆清除炮眼内的残余煤矸渣和积水，把电缆、钻机等带电导体撤离工作面。
在工作面装配引药，需要多少；
装配多少引药。
正向装药，一手拿着雷管脚线一手拿木质炮杆把炸药送到炮眼内且轻轻捣实，然后装水炮泥，最后装黄土炮泥封孔，并把电雷管两脚线拧接成短路。
（3）连线：
由专职放炮员负责连线，连线方式为串联。
（4）放炮爆破：
由专职放炮员负责放炮，采用MFd—200型煤矿专用发爆器起爆，严禁使用井下其他电源起爆。
必须在距爆破点不小于100米的安全地点起爆，等设好警戒撤出工作面全部人员且发出不少于三声放炮信号，待5秒钟后起爆。
起爆后立即拔掉发爆器钥匙及放炮母线且将放炮母线拧接成短路，全程爆破完后方可撤除警戒。
3.掘进方式：
该掘进面用炮掘方式，钻眼爆破法。
①循环进尺及炮眼数确定：
依据煤（岩）层性质，设计一次循环进尺1.6m,每班循环数1次，一日安排三个班、一天总掘进进尺4.8m，每班4人。
②一次循环炮眼数量为：
根据炮眼设计，掘进工作面一次循环所需炸药总量为15.8kg。
N=qsmn/Pa1
q=Q/V=6.6÷
8.48=0.778㎏/m3
式中：
Q—掘进工作面一次循环所需炸药的总量，15.8㎏
V—工作面一次爆破下的（岩）总体积，8.48m3
V=S×
I=9.75×
1.6=15.6m3
则：
N=qsmn/Pa=0.778×
9.75×
0.25×
0.80/0.2×
0.30≈41个炮眼。
式中：
q—单位体积炸药消耗,㎏/m3
a—平均装药系数,一般取（0.225～0.45，取0.30）
S—巷道掘进断面,㎡
P—每支药卷重量,㎏
m—药卷长度,m
n—爆破效率,取80%
N—炮眼总数,个
经计算煤巷炮眼数为22个，为确保巷道成型，采取增加周边眼个数，增加至19个，共计41个炮眼。
4.炮眼数的要求：
根据煤（岩）层硬软情况和爆破效果进行适当调整，必要时必须编制安全技术措施或补充修改作业规程相关内容。
5.炮眼布置图：
（详见附图）
6.爆破参数分析情况如下：
爆破说明明细表表4-1
眼号
眼名
眼深
眼数
装药量（kg）
爆破顺序
光面卷/眼
装药数
小计
1-8
掏槽眼
1.8
8
4
32
6.4
第一次装药起爆
9-22
辅助眼
1.6
14
28
5.6
第二次装药起爆
23-41
周边眼
19
3.8
炮眼总长度（m）
67.2
装药炮眼个数（个）
41
爆破进度（m）
每个循环炸药消耗量（㎏）
15.8
平均每米炸药消耗量（㎏）
9.87
每个循环雷管消耗量（发）
平均每米雷管消耗量（发）
26
雷管：
毫秒延期电雷管
炸药：
煤矿许用2号岩石乳化炸药
放炮器型号：
MFd——200型
联线方式：
串联
第四节装载方式
装煤、运煤：
工作面人工扒煤至刮板机（后期用搪瓷溜槽）→经履带式挖掘机装入矿车→+1000m3-1煤层集中轨道上山下部车场→+1000m水平辅助运输大巷→井底车场→副斜井→地面翻煤台。
装矸、运矸：
工作面人工扒矸至刮板机（后期用搪瓷溜槽）→经刮板机装入矿车→+1000m3-1煤层集中轨道上山下部车场→+1000m水平辅助运输大巷→井底车场→副斜井→地面矸石场（注：
煤层变薄需要卧底或挑顶的情况下）。
第五节管线及轨道
1、运输：
使用矿车运输
2、掘进工作面通风：
采用JBD-622-NO8.22型局部通风机两台。
设备配备一览表表4-2
序
号
名称
规格型号
单
位
数
量
与工作
面间距
轨枕
间距
轨面高
低差
轨道轨距误差
轨道接
头间隙
风筒
Φ800×
6000mm
节
60
5m
防尘管
Φ50㎜×
5400mm
根
90
10m
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