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1、六XX乡XX煤矿111901运输巷掘进作作业规程作作矿 审编制日期：2012年3月5日审 批 会 签 表施工单位：审批意见：部门生产技术部通风安全部机电运输部调度室签名日期部门生产矿长安全矿长机电矿长总工程师签名日期作业规程学习和考试记录 负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见： 作业规程复查记录作业人员贯彻学习签名 班 班 班参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）贯彻人： 2012年 月 日 贯彻人：2012年 月 日贯彻人：20
2、12年 月 日第一章 概况第一节 概述一、掘进巷道基本情况巷道名称：11901运输巷掘进工作面。 巷道位置：巷道开口标高1252.4m，预计终止标高+1252.7m ，11901运输巷由+1250m运输石门见19#煤层处开门，方位角 134579，预计掘进长度100m。 二、巷道用途11901运输巷服务于11901采煤工作面，采煤工作面通风、运输、行人用途。三、施工前准备工作施工前，通风（设施）系统、供电(电气设备)系统、压风、防尘消防、通讯、运输系统、监控系统等按规定要求安装好，准备支护材料，并经有关科室验收合格。编制并审定11901运输巷掘进作业规程和及其它相关安全技术措施，并组织作业人员
3、学习、考试，合格后方可上岗作业。该工程预计2012年2月下旬开工， 2012年4月上旬竣工。计划工期1.5个月。四、巷道布置图 第二节 编制依据煤矿安全规程、煤矿操作规程防治煤与瓦斯突出规定、防治水规定；XX乡XX煤矿（整合）开采方案设计中有关19#煤层一采区设计；11901运输巷掘进工程地质说明书。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上下对照关系表水平、采区一水平一采区工程名称11901运输巷地面标高+1350m+1375m井下标高+1252.4+1252.7m地面相对位置建筑物、水体及其它相应地面位置为山地,无山塘和水库。井下相对位置下部为21903采煤工作
4、面(未采面)，上部为19#煤层开采上限，东部为11902采面（未布置）邻近采掘情况对掘进巷道的影响矿区边界有可能邻矿越界开采，掘进到终止位置时，采空区水对掘进作业可能有影响。 第二节 煤层赋存特征和地质构造一、煤层特征1、19#煤层特征表指标单位参数备注煤层厚度（最大最小/平均）（1.45m1.7m）/1.6m预计煤层倾角（最大最小/平均）（2731）/28揭露煤层硬度f1煤层层理发育煤层节理发育结构结构较简单煤类及煤质高热值无烟煤视密度141t/m3预计煤的残存瓦斯含量3.24m3/t.r自燃发火期类、自燃发火煤层煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸危险性地温正常22、煤与瓦斯突出该矿未作煤与瓦斯突出危
5、险性鉴定。依据关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见黔安监办字2007345号文，三家寨煤矿属煤与瓦斯突出矿区，高瓦斯矿井，掘进作业过程中,按煤与瓦斯突出矿井管理。二、煤层顶底板情况19#煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板基本顶中硬岩510m粉砂质粘土岩、细砂岩直接顶中硬岩2-33m灰色灰岩或泥质灰岩伪顶底板直接底中硬岩2-32m粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩基本底中硬岩512m粉砂质粘土岩、细砂岩三、地质构造1、本区整体为一平缓的单斜构造，地层走向主要为北东南西向，倾向东南105，倾角2731、平均28。矿区内构造类型属中等构造。2、断层情况及其对回采的影响3、本区无大的断
6、层构造，对掘进有一定的影响。4、褶曲情况及其对回采的影响5、预计 19#煤工作面运输巷、回风巷掘进过程中，煤层走向方位变化较少，出现影响掘进作业的褶曲较少。四、地层综合柱状图第三节 水文地质1、工作面的直接顶板为泥岩灰岩或灰色灰岩，底板为粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩，属弱含水层，局部地段有滴水淋水。巷道布置在井田西翼，掘进过程中，可能遇断层，联通积水区。掘进工作面主要充水方式为渗水、滴水、淋水，水量不大，局部可能发生突水。该工作面在掘进过程中，尤其是在雨季期间，一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。掘进作业时，必须探清掘进工作面前面地质构造，进行探放水作业。根据贵州省文件精神，掘进
7、作业过程中，必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水措施。2、预计11901运输巷掘进工作面涌水量：1t/m3。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置巷道布置煤层层位： 19#煤层工程量100米巷道布置水平标高： +1252.4m；方位104中腰线按中线施工坡度沿煤层顶板开口位置+1250m运输石门见19#煤层处终止位置断面形状毛面积毛下宽毛中高净断面积净断面毛水沟断面半圆直墙拱9.30m23.4m3.1m8.18m2下宽中高=3.2m2.9m0.2m0.2m二、 矿压观测观测对象：11901运输巷顶板、两帮，以及巷道支护情况。观测内容：围岩来压，支架抗压情况，顶板空顶,漏顶。观
8、测方法每班班长进班作业前，要求先对11901运输巷进行检查，并用长柄工具进行敲帮问顶。作业过程中，加强顶板管理，坚持敲帮问顶制度。处理出现顶板破碎和漏顶必须先进行维修，然后才能作业。维修时，先将里面人员撤出,由外向里逐段进行维护，维护方法采用重打锚杆挂网支护或工字钢棚子支护。 第二节 支护设计一、永久支护11901回风巷支护方式选择:根据我矿技术水平及11901采煤工作面回采工艺要求，11901运输巷采用锚杆网支护。顶板破碎地点和断层带位置采用工字钢棚子支护。11901回风巷巷道断面选项择：锚网支护跟据11901采煤工作面通风、运输、行人需要，11901运输巷锚网断面形状为直墙半圆拱形，宽3.
9、2m，中净高2.9m，净断面9.34m2,煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。工字钢棚子支护据11901采煤工作面通风、行人需要，11901运输巷架棚断面形状为梯形，上宽2.6m，下宽3.5m,中净高2.5m. 净断面7.63m2,上为顶板斜面（不破坏顶板）。煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。11901回风巷锚网支护参数设计：1）、巷道两帮的破坏范围：C=KCHBC/（1000m）1 htan(45/2)KC巷道周边挤压应力集中系数，取KC=3.0；岩石平均质量密度与当地自由落体加速度之积，取=25KN/m3；C采动影响系数，按两侧均为实体煤，取BC=1.15；m顶煤的单向抗压强度，取m=1
10、9.1MPa；煤层的内摩擦角，=45；h巷道高度，h=2m；H埋深，100m经计算：c=1.42m。2）、顶板最大松动范围按下式预计：b=(a+c)/fm中：fm顶板的坚固性系数，取fm=1.91；a巷道的半跨距，a=3/2=1.5m；经计算：b=（1.5+1.42）/1.91=1.53m。3）、锚杆的长度：1、帮锚杆：破坏范围的2/3处作为两帮支护长度的下限，全部破坏范围作为支护的上限。则：两帮锚杆有效范围长度l帮平=0.951.42m，取平均值：1.2m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。帮锚杆取值长度2m。顶锚杆：着支护合力作用点为端点形成的拱高b1为顶板锚杆支护长度的下限，顶板
11、在支护条件下全松动范围拱高为支护的上限，则顶板锚杆有效锚固长度l顶为：顶= b1b=(a+2c/3)/ fm(a+c)/fm =1.281.53m、平均值：1.41m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。锚杆取值长度2m。3）、锚杆间距S1按下式计算：S1=RT/（Kb）式中：RT锚杆的实际锚固力，取RT=40KN/根；k安全系数，取K=3；煤的质量密度与当地自由落体加速度之积，=14.2KN/m3经计算：S1=0.61m。、校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2，按下式计算：S2=8(0.25d2+POf)l顶/3K2b（2a）锚杆直径，20mm螺纹钢；锚杆体抗剪强度，查表：500MPa；S2顶板抗剪安全系数，取5；O锚杆锚固力，40KN/根；a巷道的跨度，3m；分层间摩擦因素，0.3。算：S2=0.8m。S1、S2中的最小值作为顶板锚杆支护间距。帮锚杆间距、排距取0.8m。支护参数支护参数详见支护图顶锚杆四个，间距800mm。锚杆孔深1900mm，垂直巷道顶板帮锚杆三个，下帮锚杆二个，锚杆孔深1900mm，垂直棚帮。顶板、上帮、下帮分别用锚网铺满。锚杆布置排距（巷道方向）800mm。11901运输巷架棚支护参数设计2、工字钢棚子支护采用11#工字钢加工制作，根据支架加工图加工支架，上梁净宽2.6米,腿长3米。
