营脚沟煤矿1530东瓦斯抽放巷作业规程.doc

1530东瓦斯抽放巷作业规程编号：YJGJJ-2013-02水城县勺米乡营脚沟煤矿1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程 编 制 人： 掘进队队长： 机电副矿长： 生产副矿长： 安全副矿长： 总 工： 矿 长： 编 制 日 期：2013年3月10日1530东瓦斯抽放巷掘进工作面作业规程会审表会审时间会审地点主持人参加会审部门（负责人）签字参加部门签 字参加部门签 字参加部门签 字安 检 科技 术 科通 防 科调 度 室机 电 科掘 进 队 会审意见： 总工程师意见：签名： 2013年 月 日矿长意见：签名： 2013年 月 日目 录第一章··工程概况 - 4 -第二章··地质说明书 - 5 -第三章··施工方法和作业方式 - 6 -第四章··掘进工艺 - 11 -第五章··劳动组织及主要技术经济指标 - 13 -第六章··通风管理 - 15 -第七章··主要生产系统 - 17 -第八章··安全保障系统 - 18 -第九章··安全技术组织措施 - 21 -第十章··避灾路线 - 60 -第一章··工程概况 一、巷道布置情况 1530东瓦斯抽放进风巷开门位置为1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中，开门后按132°57′43″方位角，+3‰坡度掘进，前掘30m后在南帮开第一个钻场，再掘进15m后在北帮开第二个钻场。

该瓦斯抽放巷布置于M10煤层顶板和M5煤层底板之间的灰色细砂岩中，距M10煤层顶12m，距M5煤层19.2m，因此在掘进过程必须打钻探明M10煤层及M5煤层变化情况，以便调整瓦斯巷掘进方位，预防误揭煤层 二、巷道工程量 总工程量为170m，为全岩巷道 三、工程施工工期 工程预计从2013年3月12日开始掘进施工至2013年5月27日完工，总工期为2.5个月第二章··地质说明书工程名称 1530东瓦斯抽放进风巷掘进工作面工程位置 1530运输石门石2#导线点（X=2929278.819、Y=35485626.488、Z=1523.9）往前81m为开门中工程周围开采情况 该瓦斯抽放巷顶底板均无采掘工作面及采空区；北东翼为无采掘工作面及其他巷道；西南翼为1530石门及1022采面（尚未开采）地面建筑及 地 形 该掘进工作面相对地面最高点标高为+1805m，地形地貌复杂，地形为北东高南西低的陡突山坡，无民房及其他建筑物地质构造情 况 根据实际地质资料综合分析，该巷道在掘进施工期间无断层影响，预计局部地段有地质小构造存在故此，巷道掘进过程中必须加强顶板管理、工程质量管理工作。

瓦斯情况 该巷道为全岩巷掘进，预计最大瓦斯涌出量为0.6m³/min水文地质情 况 我矿水文地质条件复杂类型属于中等类型，矿井充水形式主要为渗水、裂隙水、突水三种形式根据水文地质资料综合分析，该工作面掘进期间，无老窑水、断层水等的影响，但掘进期间，必须执行好“物探先行、钻探验证及有掘必探、先探后掘”之防治水规定岩 性 该巷道主要沿浅灰色细砂岩、粉砂岩及局部深灰色粉砂质粘土岩等岩石掘进施工第三章··施工方法和作业方式 一、支护方式：采用锚网支护 二、施工方法：采用钻爆法掘进施工，全断面一次成巷 三、巷道形状和断面尺寸： 1、巷道断面：为半圆拱型巷道2、巷道断面尺寸规格见下表：参 数规 格参 数规 格备注巷道净断面（m2）6.12巷道毛断面（m2）6.5采用锚杆支护巷道净高（m）2.6巷道腰高(m)1.3巷道净宽（m）2.6水沟净高（m）0.3半圆拱半径（m）1.3水沟净宽（m）0.3钻场净断面（m）7.0钻场净深（m）3.0钻场净宽（m）3.5钻场净高（m）2.0 四、支护形式、支护材料及规格 1、临时支护及要求：选用螺纹锚杆加钢筋网片进行支护，爆破后及时在巷道顶板补打锚杆，锚杆长度为2.0m/根，其间排距0.8m/根；或采用前探梁进行临时支护，前探梁采用≥15kg/m轨道3根，长度≥4m/根，每根轨道采用三组铁链子进行牢固在已安装牢固的顶板锚杆上，用于悬吊轨道的锚杆必须确保锚固力不得小于70KN/根，铁链子不得小于40型。

其每组链子间距为0.8m/根、轨道间距为0.8m/根，每根临时支护必须架设至巷道迎头，待轨道架设牢固后，及时在轨道上铺设单层锚网如遇巷道顶板破碎地段，则在前探梁上部加铺板皮（厚度不小于5cm）或双层钢筋网片进行临时支护爆破后及时架设临时支护，临时支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业2、开口点支护：瓦斯抽放巷开口点前后各5m范围内采用锚杆、锚索进行加固，锚索长≥5.3m/根，间排距为3.0m/根，锚杆间排距为0.8m/根，沿1530运输石门及1530瓦斯抽放巷顶部各补打两排锚索开口点前后各5m范围内的巷道必须进行喷浆支护，确保开口点的支护质量符合要求3、永久支护选型计算： （一）、计算锚杆支护参数 ①锚杆长度的选择：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： L≥L1+L2+L3式中：L—锚杆总长，m L1—锚杆外露长（锚网厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02～0.05m，顶锚杆取0.07m）m L2—有效长度（顶锚杆取免拱高b，帮锚杆取岩帮破碎深度c）m L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m普氏免压拱高：b=[B/2+Htan(45°—ω帮/2)]/f顶式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，B=2.7m,H=2.65m f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取3； ω帮—两帮煤层的内摩擦角，ω帮取63.43°（查表得）。

b=[2700/2+2650×tan（45°-63.43/2）]/3=658mmc=265×tan（45°-63.43/2）=625mmL=L1+L2+L3=0.07（0.1）+0.658（0.625）+0.8（0.6）=1.53m（1.33m） 通过上述计算得出：顶锚杆长1.53米，帮锚杆长1.33米，取锚杆长度为2.0米顶、帮锚杆选用¢200mm,长2.2m的螺纹锚杆，间距800mm，排距800mm，锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于100N·m,帮锚固力不小于30kN，扭力矩不小于60N·m 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κ，取κ=2 κ·G＜Q a =(Q/κ·γ·L2)1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥70kN，计算得：a＜（70kN/2×26.7kN×1.0）=1.14m因此锚杆间、排距参数能够满足计算结果 （二）、锚索参数设计： 根据地质资料分析，虽岩层顶板岩层为坚硬但为防止顶板离层或发生大面积整体跨落，则选用直径Φ15.24mm、L=5300mm（锚入岩层1500深）的岩体钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最大高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略粘结力和内摩擦力的条件下取垂直力的平衡，可以用下式计算锚索间距 L=ｎ·F2/[B·H·γ-(2F1sinθ)/L1] 式中：L—锚索排距，m B—巷道最大冒落宽度，2.7m； H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.7m； γ—岩体重量，26.7kN/m3； L1—锚杆排距，0.8m F1—锚杆锚固力，70kN； F2—锚索极限承载力230kN； θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°； ｎ—锚索排数，取1 通过计算L=8.9m, 锚索选用Φ15.24mm、L=5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线布置单排锚索，间距3.0m/根锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN 锚索材料选用1×7-Φ15.24mm高强度、低松弛粘结式钢绞线；锚索参数以悬吊作用为主来确定 ①、锚索长度：L=La+Lb+Lc+Ld式中：L—锚索的总长度m La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度至少1.5m Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度Lb =2.0m Lc—上托盘及锚具的厚度（一般为0.1m） Ld—需要外露张拉的长度（一般为0.2m）将相关数据，计算得： L=1.5+2.0+0.1+0.2=3.8m ②、锚索锚固长度：La≥k×（d1fs/4fc）式中：k—安全系数一般K=2 d1—锚索钢绞线直径d1=17.8mm fs—钢绞线抗拉强度fs=1860N/mm2 fc—锚索与锚固剂的设计粘结强度，树脂锚固剂fc=10N/mm2将相关数据代人上式，计算得： La≥2×（17.8×1860/4×10）=1417mm因此，选用5卷K2338型树脂药卷做锚固剂，采用Φ28mm钻头打眼，则实际锚固长度为：La´=（L×R12）/（R2-R22）=（5×350除11.52）/（142-7.62）=1674mm≥La ，满足要求。

（三）、支护规格、参数及选用材料说明 （1）巷道顶部及两帮均选用螺纹锚杆+钢筋网片+锚索进行支护，锚杆间、排距0.8m/根，每根锚杆使用锚固剂为2节，螺纹锚杆选用L:2200mm、Φ:20mm，两帮从轨道面往上1m范围内不进行支护，如遇两帮破碎地段，则全断面进行支护，即全断面为9根锚索选用Φ:15.24mm、L:5300mm、1860低松弛钢绞线，沿巷道顶板中线位置布置单排锚索，间距3。