219b01开切眼掘进作业规程.doc

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1、219b01工作面开切眼掘进作业规程 第 53 页 共 53 页第一章 掘进地质说明书表1位置219b01开切眼位于219b01工作面东端。地面标高25.425.6m井下标高-462.00-470.00m邻区情况预掘巷道西部为219b01工作面；北部、东部均为未采区；南部相邻119b03采空区。地面情况地面为湖龙村、新农村水旱田地。工程要求开切眼抓19b号煤层底板掘送。施工岩石性质该区域内煤层走向南北、倾向西、倾角4，煤层厚度1.15m，结构简单。19b号煤层（f=1.20） 粉砂质泥岩（f=5.10）泥质粉砂岩（f=5.70） 炭质页岩 （f=4.77）构造预掘巷道区域地质构造简单，岩体呈单

2、斜构造，无断层等。水文预掘巷道周边不存在有害水体，无水害隐患。涌水量：0.010.50m3/h。相对瓦斯涌出量7.37m/T煤尘爆炸指数67.09自燃发火期612个月地质部门建议巷道距离远，应确保通风，注意生产安全。提报人： 2013年9月28日附图：1. 地层综合柱状图 1：200 2. 219b01工作面煤层底板等高线预测图 1：20003. 219b01工作面开切眼预想地质剖面图 1：20004. 219b01工作面开切眼井上下对照图 1：2000第二章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置一、巷道布置参数表：表 2巷道名称219b01工作面开切眼用 途219b01采煤工作面回采层

3、位19b号煤层井下标高-462.00-470.00m断 面圆弧拱形工 程 量157m坡 度沿煤层顶板中 腰 线正中心，以激光定向。拉门位置自219b01工作面回风顺槽施工到设计位置后，退回6.8m位置为开口中心。方 位 角N 1663146方位变化情况无二、巷道施工顺序：自219b01工作面回风顺槽施工约1640m到设计位置后，退回6.8m位置为中心，按N 1663146方位角拉门子，破煤层顶板0.6m施工圆弧拱形断面，施工约157m 至设计位置。附图 5：开口大样。三、特殊地点的施工：1、绞车硐室施工：绞车硐室位置见开口大样图,规格:净宽净高深为4.2m2.5m4m。施工采用钻爆法施工。支护

4、采用锚网锚索支护。锚杆排、间距0.8m0.8m,锚杆长度2.0m。锚索排、间距均为2.0m，锚索长度7.2m。2、临时支护采用六根前探梁进行支护，六根前探梁支护间距不大于0.8m，每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。前探梁与顶板之间用木板梁或接顶背实，防止矸石掉下伤人。3、绞车硐室爆破说明： 眼号炮眼(m/个)装药量（kg）角度(0)封泥长m爆破 顺序名称眼 深眼 距个 数kg/孔合计kg水平垂直左右仰俯18掏槽眼1.20.680.453.6858585850.6912辅助眼1.10.840.31.2909090900.71324周边眼1.01.0120.151.885858

5、5850.8附图6：支护断面图、临时支护平、断面图、炮眼布置图。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、方法见表表 3 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装质量扭力扳手顶板离层仪每隔50m设置一套，每10天观测一次数据变化情况,将观测结果填写在观测牌内，并做好记录。锚杆螺母拧紧力距每班必须抽查。每300根锚杆为一组，每组测试不少于3根，做一次锚杆拉力试验（顶板锚杆锚固力为

6、140KN，帮锚固力为100KN），将测试结果填写在测试牌内，并做好记录。二、数据处理：锚杆抗拔力数据资料与设计不符时，应及时补充或修改设计；当离层仪读数的临界值L100mm时，要采取加密锚索或备棚措施，维护巷道的安全，保证巷道的服务年限。第三节 支 护 设 计一、巷道断面：表4 巷 道 支 护 形 式 表巷 道名 称断 面形 状施工长度（m）支 护形 式规格尺寸（m）荒 断 面（m2）净断面（m2）219b01工作面开切眼圆弧拱形157锚网、索5.62.415.4214.88附图7 巷道支护断面图、巷道支护平面图。 二、支护方式：巷道断面利用六根前探梁进行支护，前探梁支护间距为0.8m，每根

7、前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的第一排及第三排锚杆头上。前探梁与顶板之间用木板梁或接顶背实，防止矸石掉下伤人。1、前探梁：直径3吋以上，长3.5m钢管。2、吊环：采用18mm无纵筋螺纹钢焊接而成，经强度试验：强度在6t以上满足要求。吊环上的螺母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。附图8 临时支护断面图、临时支护平面图。（二）临时支护与永久支护间的距离：安装锚杆必须在临时支护下进行，临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m，最小距离为0.2m。锚网支护紧跟迎头，锚索滞后工作面不大于3.0m。 附图9 永久支护平面图（三）支护参数确定：1、临时支护设计参数确定：1）基础资料及荷载计算：(1)巷道顶板

8、上部围岩压力拱的计算： b=a/f=2.9/4=0.72m式中 b压力拱计算高度 m； a巷道荒宽的一半 2.9m； f岩石普氏硬度系数 取4。(2)巷道控顶压力拱范围内岩石重量：G=bBSr=0.725.81.225=12.5t式中：b压力拱计算高度m， 取0.72m； B巷道荒宽m， 取5.8m； S最大控顶距时单根锚杆承载力的距离，取1.2m； R岩石密度： 25KN/m3； G控顶压力拱范围内岩石重量，t。2）临时支护构件承载能力验算：(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算：P=G/n=12.5/6=2.0t式中：P单根锚杆承载力 KN； n前探梁锚杆根数 取n=6； G控顶压力拱范围内岩

9、石重量，取G=12.5t。每根锚杆设计抗拔能力值为： F= Gk=12.52=25t式中：F单根锚杆设计承载力 t；K安全系数 取2。因为：P=G/n=12.5/6=2.0t F= Gk=12.52=25t所以：前探梁锚杆6根能够满足临时支护强度要求。(2)前探梁3吋钢管抗弯承载能力的验算：前探梁按均布荷载简支梁计算： q=G/（BS）Sb0=12.5（5.81.2）1.20.8=1.7t/m式中q单根钢管设计线荷载 t /m；B巷道荒宽 取5.8m；S最大控顶距 取1.2m；b0前探梁间距 取0.8m。前探梁承受最大弯距：Mx=1/8qL2=1/81.71.22=3.0KN.mWx=0.09

10、82=0.0982 =14264mm3=Mx/Wx=300000014264=200N/mm2式中Mx单根钢管设计线最大弯距 KN/m；B巷道荒宽 取5.8m；S最大控顶距 取1.2m；b0前探梁间距 取0.8m；q单根钢管设计线荷载 KN/m；L前探梁支撑跨度 取1.2m；Wx3钢管抗弯截面系数 mm3；3钢管抗弯设计强度 N/mm2。因为：=200N/mm2215N/mm2（Q235钢材抗弯强度设计值） 所以，前探梁钢管抗弯强度满足支护要求。2、永久支护（以锚杆为例）按悬吊理论计算锚杆参数：1、按悬吊理论计算：（1）锚杆长度：L=L1+L2+L3L=0.04+1.2+0.7=1.94m 取

11、L=2.0m。式中：L锚杆长度, m；L1锚杆外露长度, 取0.04m；L2锚杆有效长度， m；L3锚杆锚固长度， 取0.7m。锚杆有效长度的确定采用解释法中普氏自然平衡拱理论确定。因为f3 所以按L2= KB/2fL2=KB/2f =25.8（24）=1.2m式中：K安全系数， 取2。B巷道垮度， 取5.8m；f普氏系数， 取4；（2）锚杆间排距的确定：对于锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算：锚杆间排距：D0.5LD0.5L=0.52.0=1.0m 间距取D=0.8m，排距取D=1.0m。（3）锚杆直径确定:本设计巷道顶板和两帮采用不同直径的锚杆。锚杆直径d可

12、按下式计算：d=（1/110）Ld=（1/115）L=11102.00.0174m17.4mm 取d18mm。（4）锚杆锚固力确定：锚杆锚固力可按下式计算：Q=K L2 D2rQ=21.21.022.16=5.1t顶板锚杆设计锚固力取6.0t。式中：Q 锚杆设计锚固力， t；K 安全系数， 取2；L2锚杆有效长度， 取1.2m；r 视密度， t/m3。（5）锚杆的选择：锚杆选择无纵筋螺纹钢等强锚杆，L=2.0m，=18mm。45Mn螺纹钢承载能力8（t）满足设计要求。（6）锚固剂的确定：锚杆支护巷道采用CK2335和Z2335树脂药卷。2、锚索支护参数确定：（1）锚索长度L:L=La+Lb+L

13、c=1.655+1.5+0.25=3.4m 取7.2m。式中： L锚索长度，m；La锚固长度，m；按下式计算：LaK（d1fst）/（4fcs）=2（17.81860）（410）=1.655mK 安全系数， 取2；d1 锚索钢绞线直径，为17.8mm；fst钢绞线抗拉强度， 1860N/mm2；fcs锚索与锚固剂的设计粘结强度，钢绞线与树脂按10N/mm2；Lb需要悬吊岩层厚度，m 根据顶底板岩性柱状图确定，取1.5m；Lc锚索外露长度，m取0.25m。（2）锚索间排距：SL/2=7.22=3.65m间距取2.0m，排距取2.0m。S锚索间距, m。3、支护参数：（1）锚杆长度2000mm，锚

14、杆直径为18mm，锚杆间排距为800mm1000mm。（2）巷道顶板每根锚杆采用2节CK2335树脂药卷，顶部锚杆扭距不低于140NM，锚杆预紧力不低于6t。（3）锚索：锚索直径为17.8mm，间排距为2000mm2000mm，锚索长度7200mm,锚索有效长度不小于7000mm，每根锚索采用2节CK2335和3节Z2335树脂药卷，锚索预紧力不小于10t。（4）菱形金属网规格10004200、帮部菱形金属网为10002500。网与网对接，连接扣间距100。连接铁线为废旧钢丝绳。网的铺设要有一定的涨紧力。第四节 支 护 工 艺一、临时支护工艺：1、工作面控顶距达到1.2m后，操作人员站在永久锚

15、杆支护下，用不小于1.5m长的长柄工具处理帮顶浮煤（矸）及伞檐，并进行敲帮问顶，确认安全后，进行临时支护操作。2、前移超前支护前探梁不少于2人，顶板不稳定时，前探梁前端挑上道木或木刹杆接顶，用木楔子紧牢。架设临时支护时必须设专人监护帮顶压力情况。3、发现顶板压力大不稳定时，必须首先打好护顶吊杆，上盘拧紧。二、永久支护工艺：（一）支护材料要求：1、必须使用具有产品合格证或材料试验报告的支护材料。2、锚杆的杆体及配件的材质、规格、强度、结构要求:（1）锚杆：直径为18mm，长度2000mm。采用左旋无纵筋螺纹钢制成，材质45Mn，承载能力8t。（2）锚盘：长宽为140mm140mm，采用材质Q23

16、5钢，厚度10钢板冷压而成。（3）锚带：顶板采用42mm钢丝绳，拆为两股，采用长为4300mm和1800mm的两根钢丝绳锚带；搭接长度为100mm。 （4）菱形金属网：采用10号铁丝编制。（5）锚索：采用直径17.8mm，长度7200mm的钢绞线制成，钢绞线承载能力30t。（6）锚索盘：长宽为300mm260mm，采用29U型钢压制而成。（7）树脂药卷：采用Z2335和CK2335树脂药卷，直径长为23mm350mm，锚固强度达到16Mpa。（二）支护工艺要求：1、打锚杆眼及锚索眼：（1）施工顶板锚杆眼：采用气动锚杆钻机，28mm钻头按钢筋梯孔位间距由巷道两帮向中间施工锚杆眼。两帮不锚，如遇片

17、帮、涨帮、两帮压力增大时，要及时补锚。（2）施工顶板锚索眼：采用气动锚杆钻机和28mm钻头，施工锚索眼，深度7000mm，锚索眼要与顶板垂线方向往工作面外侧成15的角度。（3）锚杆、锚索施工眼位置必须做到横竖一条线。2、安装锚杆： a、安装顶板锚杆：（1）装药卷：向顶锚杆眼装入2节CK2335树脂药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）搅拌药卷及安装锚杆：用接头将钻机与锚杆连接起来，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，将药卷搅拌10-15S停止。（3）安装金属网、钢筋带、托盘和螺母：安装锚杆约5min后，上金属网、钢筋带、托盘和螺母，再次启动钻机边转边推进锚

18、杆螺母，在钻机的带动下托盘快速压紧顶板岩面，使锚杆有较大的预拉力，钻机输出扭矩不小于120NM，最后在掘进迎头采用人工加扭的方式，将扭矩增至140NM以上。铺网采用对接人工联网，连接扣间距不大于100mm。3、安装锚索：1）锚索滞后工作面不得大于3.0m。2）安装顶板锚索。（1）安装药卷：自孔内装入2节CK2335和3节Z2335树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）搅拌药卷及安装锚索：用接头将锚杆钻机与钢绞线连接起来，然后升起锚杆钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，搅拌15-20S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。（3）上托盘、托盘紧固件和张拉钢

19、绞线：安装锚索15min后，上托盘、 托盘紧固件用张拉千斤顶张拉钢绞线同时顶托盘紧固件及托盘，预紧力为10t。 三、支护工艺流程：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）切割煤（岩）敲帮问顶超前支护打锚杆眼装药卷及锚杆铺网、上钢丝绳锚带、上托盘及螺母进入下循环。四、巷道工程质量：（见表5）表 5 巷道工程质量表项 目设计尺寸/mm允许偏差巷道净宽/中心左2800合格0150中心右2800优良0100巷道净高/2400合格0150优良0100锚杆扭距/140符合设计锚杆间、排距/8001000-100 100锚杆锚固力/KN60合格：最低值不小于设计值90%。优良：最低值符合设计值。锚杆角度

20、见附图7锚杆外露长度/10-4010mm-40mm锚索间、排距/顶20002000-100 100锚索锚固力/kN顶100符合设计锚索外露长度/顶150-250150mm-250mm第三章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、巷道开口施工方法 ：1、施工前测量提前标定拉门子位置，标定巷道中心，施工队组严格按中心施工。2、拉门子前，门口交岔点采用锚索加强支护。锚索间排距1.6m1.6m，布置2排，每排3根。锚索长度7.2m，锚索有效长度7.0m，药卷锚固长度1.8m。二、巷道施工方法：1、巷道施工：219b01工作面开切眼初期采用炮掘施工，具备综掘条件时采用综掘机施工至设计位置。2、巷道断面

21、为圆弧拱形，规格：净断面：（宽高）=5.6m2.4m，荒断面：（宽高）=5.8m2.5m。3、巷道支护：219b01开切眼支护采用锚网锚索支护，顶板采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆+钢丝绳锚带+锚网+锚索支护，锚杆间、排距：8001000mm，锚杆长度为2000mm，锚固长度7000mm。锚索间、排距：2000mm2000mm，锚索长度7200mm，锚固长度1800mm。两帮不锚，如遇片帮、涨帮、两帮压力增大，要立即补锚。三、凿岩（煤）方式：219b01工作面开切眼初期采用炮掘施工，具备综掘条件时，采用掘进机破煤（岩）。掘进机截割顺序，在顶板稳定的情况下由下向上顺序截割；在顶板破碎的情况下由上向下顺序

22、截割。附图10 断面截割轨迹图第二节 爆 破 说 明 书一、爆破作业方式：表6-1 爆 破 作 业 方 式 表巷道断面14.88m2火工品消耗火药（kg）：7.5雷管（个）：38通风方式压入式顶板情况较稳定瓦斯涌出量0.6m/min炮眼利用率90掏槽方式楔形掏槽炸药种类三级乳化炸药循环进度1.0m打眼机具风煤钻雷管型号1-5段毫秒电雷管起爆方式正向起爆装药结构正向装药联线方式串并联二、爆破说明书 ，炮眼布置图：表7-1 爆 破 说 明 眼号炮眼(m、个)装药量角度(0)封泥长度（m）爆破顺序名称眼深眼距个 数kg/孔合计（kg）水平垂直左右仰俯1-8掏槽眼1.21.080.453.685858

23、5850.69-13辅助眼1.11.050.301.5909090900.714-29周边眼1.00.8160.152.4858585850.8附图11 炮眼布置图 第二节 装运煤（岩）方式一、装煤（岩）方式：工作面炮掘期间采用侧卸装煤机装煤（矸），综掘期间采用综掘机装煤（矸）。二、运输方式：工作面运输方式：胶带运输机。三、设备配备情况：表8 设备配备情况表 序号设备、工具名称规格型号单位数量备 注1局部风机FBDNO6/230KW组2备用1组2综掘机EBZ-200型台13胶带运输机SDJ-45型台14侧卸装煤机ZMCY45R台1附图12 设备布置示意图四、管线、轨道敷设及安全设施：1、管线敷

24、设：在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置设置，要求吊挂牢固整齐；电缆垂度一致；挂电缆标志牌。供水、供风管路均采用2吋铁管，排水、注氮管路均使用4吋铁管，并喷涂标志牌，风水管及时跟至工作面后并按要求敷设。风水管要接口严密，不得出现漏风、漏水现象。风筒要环环吊挂，风筒出口距工作面不得大于 10m。固定管路的管托架，铺设必须成一线。第四章 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：（1）方式：压入式通风。（2）设备：局扇（双风机，且同等能力）,阻燃、抗静电、800 mm拉链胶质风筒。（3）设施：无永久风门。2、通风机供电

25、安全保护：局扇采用双电源、双风机、自动切换；实行风电、瓦斯电闭锁。（二）掘进工作面风量计算：1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qK=1000.61.5=90m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min； q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，0.6 m3/min； K掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.5。2、按炸药量计算需要风量：每kg炸药供风25 m3/min三级乳化炸药：Q=25A=257.5=187.5m3/min式中：25-每千克炸药不低于25 m3/min的配风量；A-1次爆破炸药最大用量，取7.5kg；Q-掘进工作面实际需要风量，m3/min。3、按掘进工作面最多人数

26、计算需要风量：每人供风4 m3/minQ=4N=420=80m3/min式中：Q-掘进工作面实际需要风量； 4-每人每分钟不低于4m3/min的配风量；N-掘进工作面同时工作的最多人数取20人。4、按最低风速进行验算： （1）按最低风速进行验算 煤与半煤岩掘进工作面的最低风量（Q煤）：Q掘600.25S=600.2514.88=223.2m3/min（2）按最高风速进行验算煤与半煤岩掘进工作面的最高风量：Q掘604S=60414.88=3571.2m3/min式中：S掘进工作面的断面积,14.88。（3）验算结果：600.25S Q掘8.78V所选电缆截面满足了电压损失的要求。2）按满足机械强度要求效验电缆截面 查煤矿电工手册表46，满足综掘机电缆机械强度的最小截面为50mm，所选电缆为95mm电缆，符合要求。五、短路电流计算以综掘机为例进行短路电流计算1、电源系统的电抗：Xs