1107上运输巷巷掘进作业规程

1第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》施工的巷道为1107上运输巷。位于K1煤层+1530m—1475m标高，开口位置在采区运输巷253米处开口，开口坐标：X=2829624.222，Y=35511173.167，Z=1530.622，方位270°，坡度-8°。二、掘进用途用于1107回采工作面的进风、运输和行人之用。三、巷道设计长度、坡度及服务年限1107上运输巷工程量设计总长度为355m，巷道沿煤层顶板掘进，坡度为-8°；巷道预计服务年限1年。四、预计开竣工时间本掘进工作面预计2015年7月下旬开工，预计2015年9月下旬竣工。附图：巷道布置平面图第二节编制依据一、矿井设计及其批准时间1、兴仁县潘家庄镇王家寨煤矿开采方案设计（变更）的批复（30万t/a）；黔能源煤炭〔2011〕683号；2、兴仁县潘家庄镇王家寨煤矿安全设施设计（变更）（30万t/a）。3、兖矿集团东华建设有限公司于2013年5月编制的《贵州省兴仁县王家寨煤矿资源储量核实及勘探地质报告》，批文号黔国土资储备字〔2013〕208号24、云南工投集团动力配煤股份有限公司关于作业规程编制、审批要求的通知。二、地质部门提供的地质说明书1、兖矿集团东华建设有限公司提供的《贵州省兴仁县王家寨煤矿资源储量核实及勘探地质报告》。三、编制的其它依据《王家寨采掘接续计划图》及2012年版《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、《煤矿安全质量标准及考核评级办法》、《煤矿井巷工程施工及验收规范》及《煤矿测量规程》等。四、有关矿压观测资料说明从目前所掘进的开拓巷道分析（顶板支护质量监测），矿山压力明显，因巷道埋深较深，属中等稳定Ⅲ类围岩，一般情况下，矿压显现不明显，若巷道围岩破碎、遇断层等地质构造及处于应力集中区时，巷道围岩收敛量较大。巷道局部有底鼓、漏顶现象，主要原因是临近采空区导致巷道底鼓，顶板遇地质构造带及顶板破碎造成漏顶现象。第二章地面相对位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1107上运输巷地面位于香龙山的西北部，地面标高+1932.8~+1878.3m。沿K1煤层向正西方向掘进，1107上运输巷在掘进过程中，必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，以及长探短掘的施工方法。井上、下对照关系见表1。3表1井上、下对照关系表水平名称一采区巷道名称1107上运输巷地面标高/m+1941.8~+1854.1m井下标高/m+1501m—1532m地面相对位置建筑物地面位于香龙山的西北部。井下相对位置对掘进巷道的影响1107上运输巷东侧为下部采区轨道巷、下部采区回风巷，对掘进施工无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响附近无采掘作业，对巷道无影响。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距1107上运输巷沿K1煤层顶板掘进，K1煤层位于龙潭组第三段上部，上距长兴组底界约50m，煤层厚2.10－2.80m，平均厚2.6m，煤层稳定，结构简单，主要为半亮型煤，有不稳定夹矸出现。与K2煤层层间距为20—30m。顶、底板岩性特征见表2。表2顶、底板岩性特征顶、底板名称岩石名称厚度/m特征基本顶砂质泥岩4.6浅灰、灰白色，成份以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选性中等。硅质胶结，局部夹泥岩透镜体。4二、煤层瓦斯瓦斯等级、自然倾向性、煤尘爆炸指数矿井2014年9月由贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司对我矿进行瓦斯等级鉴定工作，审定结论：矿井最大绝对瓦斯涌出量8.24m3/min，相对瓦斯涌出量为9.47m3/t，小于10m3/t。矿井绝对二氧化碳涌出量为1.74m3/min，相对二氧化碳涌出量为2.00m3/t，小于10m3/t。其鉴定结果为瓦斯矿井。（二）煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局2014年4月1日提供的兴仁县王家寨煤矿K1号煤层煤尘爆炸性鉴定报告，该K1煤层煤尘均无爆炸危险性。K1水份为0.59%、灰分5.59%、挥发分8.20%、抑制煤尘爆炸最低岩粉量0%，火焰长度,0mm。（三）煤的自燃倾向性根据贵州省煤田地质局2014年4月1日提供的兴仁县王家寨煤矿K1号煤层自然倾向性鉴定报告，该K1煤层自然倾向性等级为三级，属不易自燃煤层。直接顶砂质泥岩7.3灰黑色，含少量砂质，底部含化石碎片及煤屑。伪顶泥岩0～0.1黑色，含植物化石碎片及墨点状黄铁矿。直接底泥岩0.3灰黑色，致密，局部夹薄层炭质泥岩，较软。老底细质粘土岩6.8浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含泥质，分布不均，呈薄层状，平行层理展布，5（四）地温目前为止，在实际生产过程中区内未发生过地温异常现象。王家寨煤矿属地温正常型矿井。根据揭露K1煤层情况，本区域内无地温异常现象。第三节地质构造区内地质构造产状稳定，构造类型中等偏简单型，椐本区勘察资料，本区没有发现落差较大的断层，没有发现岩浆侵入本地区，由于本区勘察资料精度不高，可能隐藏较小的断层。煤层东西倾向，煤层倾角8°~11°，平均10°为近水平煤层。根据地质钻孔提供资料，本工作面地质构造较简单。第四节水文地质矿区地质构造复杂程度属简单类型，断层的导水性及富水性同于两盘岩性，煤系地层及上履、下伏地层含水性弱，地表水不发育，大气降水通过采空区裂隙渗入矿井是导致矿井充水的主要因素。该巷掘进过程中水文地质情况简单，顶板局部有淋水情况。通过围岩裂隙渗透进入巷道。因矿井边界处为上兴隆煤矿采空区，该巷道掘进时，严格按照“有掘必探，先探后掘”的探放水原则进行。地表水防治1）矿井地面和井口工业场地里建疏水、防水和排水系统，防止或减少大气降水和地表水入井下。2）受山洪和滑坡威胁时，采取修筑堤坝、泄洪和排渠和防止滑坡的措施。63）排到地面的矿井水、进行妥善处理，避免再渗入井下。4）每次降大到暴雨和降雨后，派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象。发现漏水情况，及时处理。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、描述巷道布置：层位、水平标高、断面、工程量、坡度、开口的位置、方位角等1、1107上运输巷位于K1煤层1501～1532m标高，为全煤巷道。2、开口位置在采区运输巷253米处开口，开口坐标：X=2829624.222，Y=35511173.167，Z=1530.622，方位270°；沿煤层顶板掘进，若煤层高度不够，则沿顶起底掘进。3、1107上运输巷掘至设计长度，工程量为355m。4、巷道断面规格：巷道断面为矩形断面，净宽4m，净高2.8m，净断面积11.2㎡，水沟规格为0.3m×0.3m。第二节矿压观测观测1107上运输巷巷道顶板离层量，底板相对移近量，并对锚杆、锚索进行拉力试验。巷道每向前掘进50米，在巷道顶板安装一组顶板离层监测仪，定期进行观测，将数据填入矿压观测记录表，并及时对所有数据进行分项整理、统计分析，工作面结束后进行总结，为以后工作面支护设计提供科学依据。最后编制成矿压观测报告。第三节支护设计7一、巷道支护形式1107上运输巷采用锚网索联合支护。巷道净断面为11.2m2，净宽4.0m，净高2.8m。锚杆间排距均为900mm，锚索排距为5.0m，间距为1.5m；顶板支护锚杆均采用￠20×2000mm锚杆，采用￠15.24×6.3m锚索，两帮锚杆间排距为900㎜×900㎜，锚杆外露30～50mm,两帮、顶采用钢筋焊网，规格为：￠5mm×1m×2m，孔边长100mm×100mm。附图：支护设计断面图。二、临时支护采用前探梁配合顶锚作为临时支护，前探梁使用11kg轨道或3寸钢管，长4.2m，2根，轨道间铺设木板，吊挂采用3mm钢板和钢筋做成的吊环，吊环规格为30mm×200mm。安装时，先将吊环拧在顶锚上，每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移,至工作面后,用刹顶木前后将前探梁背紧,掘进后安装前探梁,永久支护到位后取下,做到工作面不空顶。三、支护参数设计（一）锚杆支护参数计算根据锚杆加固作用原理,确定如下参数:1、锚杆长度L=L1+L2+L3=0.10+1.5+0.4=2.00m式中，81L—锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.10m，对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度；2L—锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m;3L—锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L3还要加大，取L3为0.4m。为安全施工，巷道顶底板状况良好，伪顶的厚度只有0～0.1m、直接顶厚度4.69m，锚杆锚入直接顶的深度大于1.9m，现取锚杆长度L=2000mm长满足要求。9巷道围岩内外层结构2、锚杆直径：锚杆采用20MnSiⅡ级螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即d=35.52=35.52×=18.7mmQ114340式中，D—锚杆杆体直径，mmQ—锚固力，由拉拔实验及查表6.17确定为114KN.t—杆体材料的抗拉强度，查表6.15知t为340Mpa，常用的锚杆直径规格为14、16、18、20、22mm现取锚杆直径为20mm。103、锚杆间、排距锚杆间排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量等于锚杆的锚固力，通常按锚杆的等间等排距排列，根据设计规范知，锚杆间距Dmml100020002121式中，11D—锚杆间距；L—锚杆长度；安全起见D取0.9m1.0m满足要求，排距L0=D=0.9m。4、每米巷道支护材料消耗量由前面的巷道断面尺寸设计知(详见巷道支护断面图)。5、每米巷道锚杆消耗量100.5PDNDL式中，N—每米巷道锚杆消耗；P1—为计算锚杆消耗周长；P1=9.4（m）D—锚杆间距,取0.9m；L0—锚杆排距，取0.9m故N=11÷0.9(间距)=12.22≈13根6、每米巷道金属网消耗S=周长×1m=9.4m27、锚杆的布置方式按设计要求锚杆采用矩形布置方式，间排距900mm×900mm从顶开始，依次由顶部至帮，巷道断面每排)(1322.129.011根DP，取1312根。8、锚固剂锚杆锚固为树脂药卷锚固，顶板锚杆选用直径为φ20mm，帮锚选用直径为φ16mm，规格为快速k2335的树脂药卷，每孔2卷药。药卷凝胶时间3~4分钟，固化时间10-15分钟。（二）锚索支护参数计算一）锚索设计锚固力钢绞线直径为φ15.24mm时锚固力不小于120kN。二）锚索支护参数校核1、锚索通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3式中：L——锚索总长度，m；L1——锚索外露长度（包括钢带、托板、锁具厚度），m；L2——有效长度（锚索取围岩松动圈冒落高度b），m;L3——锚入岩（煤）层内深度，m。其中L1=0.30mL2=b(锚索取围岩松动圈冒落高度)b=顶fHB245tan213式中B——巷道掘宽（掘宽4.0m）H——巷道掘高(2.8m)顶f——顶板岩石普氏系数；(取3.0)`——两帮围岩的似内摩擦角，=顶farctan。带入公式算的b=1.197mL2=1.18mL3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差（锚固剂型号；K2335，使用数量：6根，锚索直径：15.24mm，锚索眼直径：28mm）带入公式得L3=2.6mL1+L2+L3=0.30m+1.197m+2.6m=4.097m2、锚索长度校核，应满足dcbaLLLLL式中L——锚索总长度，m；aL——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；caaffdKL41其中：K——安全系数；(取2)1d——锚索直径；（15.24mm）af——锚索抗拉强度，N/㎜2；(1426.05)cf——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）14带入公式得La≥1.1mbL——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；(2.2m，经实际打眼，我矿顶板2m以上为砂岩)cL——托板及锚具的厚度，m；dL——外露张拉长度，m；(LC+Ld=0.20m)带入公式dcbaLLLLL≥1.1m+2