9102轨道回风顺槽掘进工作面作业规程

编号CDMYSC2017GC01晋煤集团LOCAL公司卡斯塔矿9102轨道回风顺槽掘进作业规程总工程师负责人编制人编制日期201746批准日期201747会审签字会审单位及人员签字矿长总工生产矿长安全矿长机电矿长通风矿长生产技术部机电部安全部通风部调度室地测防治水施工队会审日期年月日会审意见一、存在主要问题二、建议目录第一章巷道布置及其技术特征1第一节巷道布置1第二节巷道技术特征1第二章地质概况4第一节煤层及其顶底板岩石性质4第二节水文地质情况5第三节瓦斯、二氧化碳情况5第四节煤尘爆炸性和煤层自然发火情况6第五节地质构造6第六节其他地质情况6第三章施工方法7第四章掘进施工作业9第一节工艺流程9第二节施工作业9第五章支护作业12第一节临时支护12第二节永久支护13第六章支护施工质量检测及矿压监测18第一节监测内容18第二节监测方法18第七章生产系统23第一节供风量的计算23第二节通风系统26第三节综合防尘系统27第四节供水系统28第五节排水系统29第六节供电系统30第七节运输系统31第八节照明系统32第八章六大安全避险系统33第一节安全监测监控系统33第二节压风自救系统33第三节紧急避险系统34第四节供水施救系统35第五节通讯联络系统35第六节人员定位系统36第九章主要安全技术管理措施37第一节一般规定37第二节预防顶板事故技术管理措施38第三节预防冒顶堵人事故的技术管理措施44第四节预防瓦斯事故技术管理措施49第五节预防火灾事故的技术管理措施51第六节预防辅助运输事故的技术管理措施53第七节预防透水事故的技术管理措施56第八节主要掘进设备使用安全技术管理措施59第九节爆破安全技术措施61第十节机电设备完好及操作安全技术措施61第十一节其他安全技术措施63第十二节职业危害防治措施65第十三节灾害应急措施及避灾路线68第十章提高原煤质量的措施69第一节提高原煤块率的措施69第二节降低原煤灰分的措施69第三节降低原煤水分的措施69第四节提高原煤质量的管理措施69第十一章工程质量标准与文明生产70第十二章劳动组织及主要经济技术指标72第一节劳动组织72第二节循环作业72第三节主要经济技术指标表73第一章巷道布置及其技术特征第一节巷道布置一、地面相对位置9102轨道回风顺槽位于井田北边界以南311M，LCOAL村东偏北，原LOCAL矿工业广场以东，LOCAL北偏西约751M，地面标高最低77625M，最高78090M。对应地势变化较平缓，地形总体呈背斜构造。掘进区域内约151M处左12M有一高压线杆（北都线110KV），无河流、水体、村庄、铁路、公路、管线及其他设施等情况。二、井下位置及四邻采掘情况9102轨道回风顺槽布置在9煤层，沿煤层顶板掘进，底板标高70540M71018M。9102轨道回风顺槽西面为9煤三条大巷（已掘），东面为实体煤（向东约755M为物探采空区），以北150M为9102胶带进风顺槽（未掘），以南为实体煤。附图一巷道布置平、剖面示意图三、巷道用途9102轨道回风顺槽为回采巷道，主要用于回风、行人、管道铺设、运输物料及设备等。四、服务期限矿井尚未投产，考虑到联合试运转、竣工验收工期的不确定因素及首采面回采进度，9102轨道回风顺槽服务期限至少为18个月。五、施工期限2017年4月20日至2017年5月31日。第二节巷道技术特征一、巷道设计长度9102轨道回风顺槽设计长度216M（含联络巷31M），掘进方位角89626（3071449）。二、施工断面9102轨道回风顺槽矩形断面，毛宽4200MM，毛高2300MM，净宽4000MM，净高2200MM，毛断面积966M2，净断面积880M2，施工长度185M。联络巷施工断面与9102轨道回风顺槽断面一致，施工长度31M。三、支护方式及参数9102轨道回风顺槽采用锚网索联合支护。1支护材料锚杆MSGLW33520/2000MM（非开采帮），MGSL18/1800F，L18M，18MM全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体（开采帮）。锚杆托盘长宽厚150MM150MM8MM（非开采帮）直径厚高120MM14MM36MM（开采帮）锚索SKP181/18607300MM锚索托盘长宽厚300MM300MM16MM钢筋网采用6钢筋焊接，网孔100MM100MM，网片规格为20001000MM，相邻网片搭接不小于100MM，搭接部分每100MM150MM使用联网丝拧紧，至少3圈，将剩余联网丝扭成麻花状，并使之紧贴在所联网片上。两帮网片必须铺设至底板基础。网片应紧贴巷帮或顶板，并铺设平整，靠工作面和顶板侧要折180的钩，折钩长度不小于30MM，并勾住搭接的网片。联网丝16铁丝（联网时使用双股）锚固剂采用MSK2335、MSZ2360两型树脂锚固剂2支护参数9102轨道回风顺槽所有施工段锚杆均矩形布置，顶、帮锚杆间排距分别为900MM900MM、800MM900MM，锚固方式均采用一支MSK2335型（先放）和一支MSZ2360型（后放）树脂锚固剂锚固，锚固长度1092MM，施工角度除顶板边锚杆、巷帮上下锚杆80外均为90（与巷道顶、帮夹角）。设计非开采帮锚杆预紧力矩120NM，锚杆锚固力100KN；开采帮锚杆预紧力矩60NM，锚杆锚固力75KN。9102轨道回风顺槽所有施工段锚索沿巷道顶板间隔27M居中布置一根，锚索使用一支K2335树脂锚固剂和两支Z2360树脂锚固剂进行锚固，锚索预紧力100KN。附图二施工断面支护示意图第二章地质概况第一节煤层及其顶底板岩石性质一、顶板根据矿井地质报告及地测部相关资料，伪顶为炭质泥岩、砂质泥岩，黑色，厚008025M，极易破碎，多随煤层开采而冒落。直接顶多为砂质泥岩、泥岩，单向抗压强度变化范围168220MPA之间，平均199MPA，饱和抗压强度变化范围6096MPA之间，平均76MPA，属软弱岩石，厚度135208M，深灰色。煤层上覆岩性，从直接顶到老顶属坚硬中硬型，再向上是坚硬中硬相间的平行符合结构，节理裂隙发育。二、底板直接底为灰色泥岩或黑灰色细粒砂岩，有时为砂质泥岩，厚08469M，平均162M，稳定性差，强度低，单向抗压强度变化范围228248MPA之间，平均239MPA，差异不大，饱和抗压强度变化范围8084MPA之间，平均81MPA，属软弱岩石。这种岩性遇水易膨胀和泥化，从而降低了底板的稳定性。三、煤层（一）9煤层位于太原组三段下部，上距3号煤层底板5027M，下距15号煤层顶板3506M，煤层厚度020235M，平均112M。煤层倾角14。（二）煤层结构简单，一般夹一层夹矸，其直接顶板多为砂质泥岩、泥岩，底板泥岩或细粒砂岩，有时为砂质泥岩。9号煤属结构简单、较稳定的局部可采煤层。附图三地质综合柱状示意图附图四巷道预计穿过的煤岩层地质剖面示意图第二节水文地质情况一、根据地质报告9号煤层充水水源及已揭露的该煤层巷道涌水量推断9102轨道回风顺槽一般是以顶板砂岩为主要直接充水含水层的裂隙充水巷道，含水层富水性较差。二、预计巷道最大涌水量和正常涌水量矿井涌水量根据矿井地质报告提供，矿井正常涌水量为70M/H，矿井最大涌水量为100M/H，预计该巷道最大涌水量4M/H。三、巷道施工不存在带压开采。四、充水来源原LCOAL煤矿3号煤层的采空区积水可能通过9号煤层顶板以上导水裂隙带对矿井产生部分充水，掘进过程中要严把探放水管理，掘进过程中施工队伍要提前对该巷道探放水专项设计学习并严格按“有掘必探，先探后掘”的原则充分确定安全后方再施工。在施工过程中要注意顶板淋水情况，如发现顶板淋水加大要及时汇报调度室以及地测防治水办公室，防治水队要时刻观察顶板出水情况，如有异常联系相关部门进行处理。第三节瓦斯、二氧化碳情况矿井委托中国矿业大学对矿井瓦斯进行了预测，并以晋煤集通字【2010】847号关于对山西晋煤集团LCOAL卡斯塔煤业矿井瓦斯涌出量预测报告的批复批复了中国矿业大学所编制的矿井瓦斯涌出量预测报告，预测9号煤层开采生产时，矿井相对瓦斯涌出量为495M3/T，绝对瓦斯涌出量为624M3/MIN。结合9号煤层邻近掘进工作面瓦斯、二氧化碳涌出量实测数据，预计9102轨道回风顺槽掘进工作面绝对瓦斯涌出量012018M3/MIN，二氧化碳绝对涌出量012018M3/MIN。第四节煤尘爆炸性和煤层自然发火情况由山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，9煤煤层自燃倾向性不易自燃，等级级，煤尘无爆炸性。第五节地质构造9102轨道回风顺槽沿9煤层顶板掘进，设计施工长度区域内无褶曲构造，总体呈西低东高趋势，缓斜约13。第六节其他地质情况1地温地压井田内及邻区所施工的钻孔，均未对地温地压进行测量，据区域资料，恒温带深度在50M左右，地温梯度每百米164C；另据矿井调查，井下未发现地温和地压异常，属地温地压正常区。2该面上方地面及附近线杆高压线杆北都线110KV，施工过程中要加强地面观测，如有异常立即与相关部门取得联系及时处理。3地测防治水办公室要加强地质资料收集，在掘进过程中，进一步完善地质资料。第三章施工方法一、施工组织作业方式采用全断面一次成巷。施工组织形式采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。掘进方式采用综掘机落、装煤矸，转载机、胶带（刮板）输送机运煤（矸）。循环方式实行每班多循环作业。二、循环进度巷道掘进过程中顶板完好时，循环进度为09M。若围岩地质条件发生变化，生产技术部应根据实际情况制定出合理的支护补充措施并确定循环进度和循环方式后方可施工。三、掘进施工作业采用的先进技术、装备采用截、装、运综合械化作业线施工；激光仪指向；割、装、运煤矸与运料可平行作业，缩短循环时间，提高单进；双风机、双电源自动切换局部通风机通风；瓦斯监测自动报警断电监测瓦斯；巷道顶、帮均采用锚网索联合支护先进支护技术。四、施工顺序测量组画好开口位置，先从9煤胶带大巷西帮向9煤专用回风巷掘通，综掘机返回再从9煤胶带大巷东帮向9煤轨道大巷掘通，然后从9煤轨道大巷东帮开始掘9102轨道回风顺槽，掘至30M处再退回5M以方位角3071449施工联络巷31M，最后沿9102轨道回风顺槽掘至设计长度。五、开口施工1距开口05M处布置2根（L73M）的锁口锚索，间距14M。以开口断面居中对称布置。同时在已掘巷道内5米范围中线位置按开口断面中线打注锚索补强，锚索间距25M。并在9102轨道回风顺槽与已有巷道中线交叉处安装一套顶板离层仪。2为确保掘进机正常拐弯，在拐弯期间可适当刷角，调整掘进机角度。刷角规格不得大于2020（M）。刷角处的顶部支护居中打注单根锚索补强支护。并在刷角两侧距帮500MM范围内根据现场情况打注锁口锚索。锚索规格SKP181/18607300MM。刷角帮支护同巷道帮部支护方式相同。六、施工中线管理制度1开口施工时，必须在接到测量组下达的“施工中线通知单”后，方可开始施工。2测量组挂线后必须按照测量挂线相关规定对中线方位角进行校核，并将校核结果及时以书面形式通知矿调度室或生产技术部，以便根据测量组校核数据及时调整巷道中线，准确施工。3延伸中线时必须使用全站仪等设备，确保精度；延伸中线时未使用全站仪等设备挂线，应停止作业，及时进行汇报。4严格按照中线施工，无中线指向不准割煤。每次测量组挂线后，测量组负责向前延伸激光仪，延伸激光仪时必须由当班验收员和小班电工两人按要求进行延伸，保证激光指向仪指向正确。5各生产班组在施工过程中，当班班长和验收员必须在每循环进行临时支护或永久支护前对激光指向仪进行检查，保证激光指向三点一线，发现指向偏离，立即停止施工，及时对指向仪进行修正，只有激光指向三点一线后方可施工。地质、测量人员现场延伸、更换中线时，施工队组掘进机司机必须将掘进机开关打到零位并闭锁掘进机。第四章掘进施工作业第一节工艺流程交接班准备（检查设备、中线及工作面质量安全情况）延伸胶带输送机（刮板输送机）割、装、运煤矸（备料）安全检查（敲帮问顶）临时支护永久支护拆临时支护铲清煤。第二节施工作业一、割、装、运设备掘进机EBH120型，输出功率258KW，一台；转载机QZP160A型，输出功率75KW，一台；刮板输送机SGW30T型，输出功率30KW，两部；胶带输送机SJ80型，输出功率40KW，一部。二、施工器具序号设备或材料序号设备或材料1MQT120型风动锚杆钻机6张拉千斤顶210M的可接长B19钎杆7钻杆连接器、钻头链接套327MM钻头8张拉手动换向泵4专用安装器9KM181860型矿用锁具5力矩扳手10GQ190钢筋切断器三、截割工艺1截割方式横轴式连续摆动截割。2截割方法截割头由巷道底部吃力，最大进刀深度05M，然后以03M05M的截深在巷道断面内横向摆动截割，周边留0203M，每横向截割一次，抬高0305M，按照截割曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环进度后，修周边达到设计断面。3截割工艺流程进刀截割二次进刀截割修周边成形。4截割质量标准顶帮要求截割齐整，底板截割平整。宽度、高度符合设计要求，其误差符合质量标准要求。5提高截割质量的措施加强通风防尘管理，提高工作面能见度。加强岗位练兵，提高司机的素质。严格按照截割方法和工艺进行操作，严禁超高、超宽控制好成形。遇到底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。对巷道断面的规格尺寸及误差标准，司机必须牢记，要熟悉巷道地质情况。四、装、运煤（矸）作业方式掘进机的装载机构装煤转载机刮板输送机（胶带输送机）9煤胶带大巷9煤煤仓。五、掘进机操作要求1掘进机在启动前，司机必须检查，确认掘进机周围无人和障碍物后，方可启动。开机前必须发出警报信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般顺序是胶带输送机刮板输送机（装载机）截割部。2首先合上掘进机电源箱的隔离开关，接通电铃发出开机信号。3启动转载机和装送机构后，开启截割电机开始掘进。4有下列情况之一的，必须停机处理顶底板有透水预兆，片帮、冒顶及瓦斯浓度超限。掘进机内部发现异常震动、声响、异味或零部件损坏时。截割过程中发生闷车现象。铲板有大块煤或其它杂物时。供水中断或喷雾系统损坏时。油温超过70或油量低于规定值时。液压系统的压力值出现严重波动，溢流阀经常动作时。截齿损坏5个或重要连接螺栓松动时。电气闭锁或掘进机的防爆性能遭到破坏时。操作手把或急停按钮损坏时。5当掘进机需要更换截齿、检修或司机交接班及临时停止工作时都必须切断电源和断开急停按钮以确保安全。6装载过程中若遇到大块煤矸时，应及时进行人工破碎，不许强拉，以免断链。7当油缸行至终点时，应迅速放开操作手把，以防长期溢流造成系统发热。8遇到岩石经批准需要放炮处理时，掘进机离放炮地点不小于12米，并用胶带、木板等认真防护掘进机，并严格执行放炮安全措施。附图五截割曲线轨迹示意图第五章支护作业第一节临时支护临时支护采用前探梁支护。临时支护材料型钢梁（DFB3500/300）、木板梁（4000MM200MM50MM）、自制与型钢梁相配套的方形平底吊环。注前探梁应使用型钢梁，严禁使用轨道、钢管等非支护材料或无煤矿用安全标志的其他材料作为前探梁。一、操作程序1敲帮问顶，找净顶帮活矸、活煤后人员站在永久支护下并确保安全的地点，将型钢梁用吊环固定在距工作面两至三排的顶锚杆上。倘若钢梁固定不平有一定倾角，必须用至少5MM铁链将钢梁下倾端固定在最近一吊环上以防滑动。2在型钢梁上方放置永久支护的钢筋网，用长度合适的木板梁垫于钢梁与网之间；然后前推到合适位置；在型钢梁尾部用板梁或背板、木楔背实，使前探梁前端网与顶板接实。钢筋网片放置于背板上时必须有利于锚杆（索）施工。3前探梁加固完毕后，开始进行永久支护。二、技术要求及注意事项1选购的型钢梁以及所选生产厂家，必须具备营业执照、煤矿矿用产品安全标志证书、出厂产品合格书、材料的主要性能指标检测报告或化验单等资质及证照。2必须选择使用与型钢梁相配套的方形平底吊环。吊环材质、强度必须满足支护要求。3巷道临时支护应平行巷道中心线布置，每根前探梁至少2个专用的前探梁吊环，并固定牢靠。4使用铁链防滑时必须使用配套马蹄、螺丝进行固定，且螺丝螺帽必须满扣。5前探梁后端固定处外露长度不少于200MM，前端距迎头煤（岩）壁不大于200MM。6前探梁、卡（吊环）变形、螺帽滑丝或存在其它影响安全使用的情形，必须及时更换。7临时支护前，施工人员必须站在完好的永久支护下进行敲帮问顶，清除顶、帮及迎头的危岩活石。进行临时支护时，必须设专人观山，如有危险情况，及时撤出人员。8前探梁前移到位后，必须用背板将前探梁背紧。9工作面必须有备用的型钢梁、吊环、背板等。10在施工过程中作业人员要经常观察前探梁的安全状况，发现问题，及时处理，防止坠落伤人。11当施工巷道遇到下列情况时必须采用型梁（槽钢式前探梁）加单体液压支柱联合加强支护措施巷道顶板破碎、裂隙发育、围岩自稳性差时；前探梁不能及时推进或无法推进时；当有悬岩、悬顶或伞檐，经敲帮问顶不能找掉时。附图六临时支护平面、剖面示意图第二节永久支护一、施工设备及材料MQT120型风动锚杆钻机、10M的可接长B19钎杆、27MM钻头、专用安装器、力矩扳手、张拉千斤顶、钻杆连接器、钻头链接套、张拉手动换向泵、KM181860型矿用锁具、GQ190钢筋切断器。二、永久支护方式采用锚网索联合支护。三、施工顺序掘进敲帮问顶临时支护钻顶部钻孔、清孔安装网片及顶锚杆安装锚索钻帮部钻孔、清孔挂帮网及安装帮锚杆。四、工艺流程1顶部锚杆支护11顶锚杆施工工艺掘进敲帮问顶临时支护画眼位钻孔、清孔上钢筋网安装锚固剂和锚杆用锚杆钻机搅拌锚固剂至规定时间91180S停止搅拌带推力等待60S卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母停止搅拌等待480S采用力矩扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于120NM安装其它顶锚杆。12顶锚杆安装操作要求锚杆孔采用MQT120型风动锚杆钻机完成。采用27MM钻头，B19可接长式钻杆完成锚杆孔。孔深要求为19001950（MM），并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清孔，清除岩粉。用杆体将锚固剂一支K2335先，一支Z2360后送到眼底，然后在杆体上套上托盘、带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头联结，升起锚杆机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间为91180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60S，卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母。停止搅拌后等待480S左右，利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，再用力矩扳手上紧，预紧力矩应达到120NM，锚固力不得低于100KN。要求托盘必须紧贴煤岩面（钢筋网），尾部螺母必须拧紧，且螺纹部分必须有外露,露出螺母长度1040MM。2两帮支护21帮锚杆施工工艺确定钻孔眼位，钻孔、清孔上钢筋网安装锚固剂和锚杆用锚杆钻机搅拌锚固剂至规定时间91180S停止搅拌带推力等待60S卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母停止搅拌等待480S采用力矩扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于120NM（采煤帮不小于60NM）安装其它帮锚杆。22帮锚杆安装操作要求锚杆孔采用手持式帮锚杆钻机完成。采用27MM钻头，B19可接长式钻杆或19M长钎杆完成锚杆孔。孔深要求为19001950（MM），并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清孔，清除岩粉。用杆体将锚固剂一支K2335先，一支Z2360后送到眼底，然后在杆体上套上托盘、戴上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头联结，启动钻机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间为91180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60S，卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母。停止搅拌后等待480S左右，利用配套扳手拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，预紧力矩应达到120NM（采煤帮不小于60NM），锚固力不得低于100KN（采煤帮不小于75KN）。要求托盘必须紧贴煤岩面，尾部螺母必须拧紧，且螺纹部分必须有外露，露出螺母长度1040MM。为了保证施工进度，在确保安全的前提下，两帮除底角锚杆可滞后5排外其他锚杆均不得滞后2排。3顶部锚索支护31锚索施工工艺确定钻孔眼位，钻孔、清孔往钻孔内放树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起钻机并用搅拌器联结钻机和锚索尾部启动钻机搅拌树脂药卷至规定时间91180S停止搅拌并等待至规定时间（一般为8分钟）停止搅拌带推力等待60S收缩钻机、卸下搅拌器等待15分钟套上托盘、安装锚具用涨拉设备涨拉锚索直到预紧力为100KN及以上安装好锚索保护套。32锚索安装操作要求锚索孔采用MQT120型风动锚杆钻机完成，27MM双翼钻头配B19MM中空六方钢可接长式钻杆，孔深要求为7500（MM）左右。先放入一个K2335，然后放入两个Z2360，将锚索插入眼孔，并将药卷推至孔底。锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，连好后开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间91180S，停止搅拌等待8分钟，收缩钻机，卸下搅拌器。等待15分钟后，装上托盘、锚具，用涨拉千斤顶涨拉锚索至设计预紧力100KN，然后卸下千斤顶。涨拉锚索时由两人协同操作，涨拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上。加压后，工具锚卡住钢绞线方能松手。操作人员要避开涨拉油缸轴线方向，以保证安全。涨拉后锚索外露长度控制在150250MM（托盘向外）。涨拉时，发现不合格锚索，必须在其附近200MM范围内补打合格锚索。四、工作面最大、最小控顶距9102轨道回风顺槽直接顶多为砂质泥岩、泥岩，属软弱岩石，最大控顶距1350MM，最小控顶距450MM。施工过程中若遇顶板破碎、巷帮煤体比较松软或巷道超高在小于300MM时，应将顶、帮锚杆间排距适当缩小；若遇到顶板破碎、压力增大等特殊地质条件或巷道超高在大于等于300MM时，要根据现场情况制定补充安全技术措施或相应符合支护条件的支护设计，确保巷道支护安全。施工过程中若遇超高巷道，生产技术部未编制或未委托其他设计部门编制超高段专项支护设计时严禁施工。一般情况下，禁止人员进入煤帮；特殊情况下，确需人员进入煤帮勾顶、检修、打钻、联网等作业时，严格执行进入煤帮作业“安全确认”制度。五、进入煤帮作业“安全确认”制度1开工前，班组长或安全员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准作业人员进入工作面。敲帮问顶时，其他无关人员不得进入工作面。2掘进工作面敲帮问顶工作由班组长负责或指派有经验的专人负责。3掘进工作面必须备有长、短钢钎等敲帮问顶的工具，敲帮问顶工作要有外向内进行。4掘进巷道在铺钢筋网工作之前；必须做好敲帮问顶工作，确保以上工作都能安全顺利进行。5敲帮问顶时，工作面顶板出现离层、断裂，又不能立即挑下时，必须立即进行支护或采取临时支护措施，临时支护必须牢固可靠。6掘进工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁及两帮、支护情况等，当发现顶板和煤壁有松动时，必须立即采取措施进行处理。7敲帮问顶要求达到标准、清除顶帮伞檐及所有松动煤（岩）块，无煤（岩）块明显裂缝出现和煤（岩）层暗里脱层（清音混沌）情况出现。8敲帮问顶工作必须在有支护的条件下进行，禁止空顶作业。敲帮问顶时使用长柄工具或钢钎操作。9掘进工作面，超前空顶距不超过作业规程规定，打眼、清渣前先进行敲帮问顶工作。10如果发现有活矸，应及时进行处理，如有冒顶危险，处理后方能继续进行工作。附图七工作面最大、最小空顶距示意图第六章支护施工质量检测及矿压监测第一节监测内容矿压监测包括四部分内容锚杆锚固力抽检，锚杆预紧力矩抽检、顶板离层观测和巷道表面位移观测。应安排专人负责日常检测，记录数据务求真实准确可靠。第二节监测方法一、检测前的准备工作1由三方组建矿压监测队伍，要求对工作认真负责，并且有一定巷道支护经验。2按要求准备好监测仪器和测点安设物品，提前准备好矿压监测表格，以备井下监测时使用。3在井下进行监测之前，由相关部门对监测工进行技术培训。二、检测方法（一）锚杆预紧力矩的检测方法和要求1采用示值力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。2要求锚杆预紧力矩锚杆预紧力矩不小于120NM（采煤帮不小于60NM）。3每小班顶帮各抽样一组（9）进行锚杆螺母扭矩检测，每根锚杆螺母拧紧力矩应符合设计要求。4每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（9根），若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。（二）锚杆拉拔力检测方法和要求1锚杆拉拔力检测采用LDZ300型锚杆拉拔机在施工巷道中进行。生产技术部按规定，每月至少拉拔一次，检测数为不小于上次拉拔后巷内施工锚杆的3。2顶、帮锚杆每300根分别进行一次拉拔力检测，一次抽样一组9根，并作详细记录。3新开口30米范围内必须进行一次拉拔力检测。4当巷道断面面积、锚杆支护设计、支护材料发生变更，巷道围岩地质条件发生明显变化，如遇断层、陷落柱、破碎带、褶曲等地质构造，巷道顶板出现较大淋水，应作相应的拉拔试验。5被检测的9根锚杆都应符合设计要求，只要有1根不合格，再抽样一组（9根）进行试验，再不合要求，必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施。6锚杆拉拔计在试验过程中必须固定牢靠，锚杆拉拔时应缓慢、逐级均匀加载，直到锚杆滑动或达到杆体屈服为止。7拉拔锚杆时，张拉仪拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆正下方（前方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。锚杆杆尾直径一旦出现颈缩时，应及时卸载。8检测人员必须两人进行，其中要有一名对锚杆各项性能了解的工程技术人员参加检测；顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小于75KN）即为合格。锚杆拉拔试验后，对不合格或已达到屈服变形的锚杆应及时在被拉拔锚杆附近200MM范围内补打合格锚杆。9锚杆拉拔时锚杆拉力方向必须与锚杆眼实际方向一致，锚杆拉拔时要均匀选点，并要在有临时支护措施、安全可靠的情况下进行。（三）锚杆锚固力的日常检测方法和要求1每班采用锚杆拉力计对锚杆进行锚固力抽检，抽检时只做非破坏性拉拔。锚杆锚固力顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小于75KN）。2、锚杆锚固力抽检按不小于3的比例对永久支护锚杆的锚固力进行抽检，每300根顶（帮）锚杆抽样一组（9根）进行检查，不足300根时，按300根考虑。抽检指标为符合设计要求。3、抽检其外移量不应超过20MM，超过视为失效不合格锚杆。抽检结束后应及时重新拧紧螺母。4、抽检中发现不合格锚杆，必须在其附近200MM范围内补打合格锚杆，并加倍抽检，如仍发现不合格锚杆，应报告有关部门分析原因，采取措施。锚固力检测应现场做好记录。5、抽检锚杆时，位力计拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆正下方（前方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。（四）锚索预紧力的检测方法和要求1、采用MQ300/60型锚索张拉仪对所有锚索进行预紧力检查。2、要求顶锚索预紧力不小于100KN。3、巷道掘进施工过程中，由专人对锚索预紧力进行检查，张拉过程中一旦发现不合格锚索，必须在其周围200MM范围内补打合格锚索，否则不得向前掘进。检查时要现场做好记录。（五）验收员每班必须进行锚杆、锚索质量检查验收，检查范围覆盖当班所有打注的锚杆、锚索。检查项目包括锚杆、锚索施工质量；铺网质量；锚杆、锚索预紧力；锚杆、锚索间排距，眼孔深度、角度及外露长度等。三、顶板离层仪安装方法、安装要求及监测方法、频次1安装位置每间隔30M50M安设一个顶板离层仪。当巷道断面、掘进工艺、支护方式或围岩地质条件发生变化时，应根据具体条件调整顶板离层仪安设间距；在巷道交岔点，断层带、围岩破碎带、顶板淋水、硐室等特殊地点须安设顶板离层仪。2安装方法用钻机在巷道中心线处（特殊地点作业规程中有规定）打垂直钻孔钻孔直径28MM，钻孔深度为锚索长度加100MM200MM。巷道顶板无锚索支护时，钻孔深度为巷道宽度的115倍，顶板岩石完整坚硬时孔深取最小值。深部基点安装用安装杆将深部基点锚头推送至钻孔底部，深基点锚头距孔底距离不得大于100MM，拉紧测绳，确认锚头牢固卡在顶板岩层中后，取出安装杆。浅部基点安装用安装杆将浅部基点锚头推送至浅部基点预定安装位置（安装位置距孔口的距离等于巷道顶锚杆的长度），安装位置误差不大于100MM，拉紧测绳，确认锚头牢固卡在顶板岩层后，取出安装杆。套管组件安装将托盘式顶板离层仪的套管组件推入孔中，使托盘式顶板离层仪套管下端与顶板岩面对齐，托盘紧贴顶板岩面，确认安装牢固。测筒安装调整托盘式顶板离层仪浅部测绳，使浅部测筒“0”刻度尽量与套管下端对齐，初始读数应在010MM之间，固定浅部测绳，减掉多余测绳；调整托盘式顶板离层仪的深部测绳，使深部测筒“0”刻度尽量与浅部测筒下端对齐，初始读数应在010MM之间。固定深部测绳，减掉多余测绳。安装完毕后，观测深、浅基点刻度的初始值，填写牌板并建档备案。3其他要求顶板离层仪应由掌握顶板离层仪安装标准的人员现场指导安装。顶板离层仪应编号管理，编号顺序从巷口往里依次排列。顶板离层仪牌板内容应填写工整、清晰、真实，悬挂在顶板离层仪安装位置前后5M范围内，面向人行道便于观察，并保持清洁、完好。顶板离层仪应安装在顶板平整，周围无障碍物的位置，保证测筒（两个刻度指示环）滑动自如。顶板离层值超过预警值时，应及时采取补强加固措施。不能进行有效读数的顶板离层指示仪应尽快更换，如果不能安装在同一钻孔中，应靠近原位置重新打孔安装，原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。4观测责任人施工单位要指定人员对所施工巷道内的顶板离层仪进行监测和记录。生产技术部要派专人负责汇总监测数据、备案建档，当班跟班干部必须随时观察，以便及时处理，确保安全。5监测频率距掘进工作面50M内观测频率为每天至少一次。在此范围以外，除非离层有明显增长，顶板离层仪的观测频率可为每周12次，将观测结果填入相应的记录表中。6读数方法深部测筒读数减去深部测筒初始读数得出顶板离层仪的深部离层值，浅部测筒读数减去浅部测筒初始读数得出顶板离层仪的浅部离层值，深部离层值与浅部离层值之和即为总离层值。7如发现顶板离层值超限时，工作面要停止作业，撤出人员。及时分析原因，采取补打锚索或打点柱、架设棚式支架、缩小锚杆间排距等措施加强支护。8顶板离层仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度。蓝色表示顶板离层松动值较小，处于稳定状态；黄色表示离层松动已达到警界值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态。第七章生产系统第一节供风量的计算按照晋煤集团企业标准（Q/JM100012016）煤矿矿井风量计算方法严格进行风量计算，并进行通风能力验算。1按照瓦斯二氧化碳涌出量计算Q掘125QCH4KCH412501512225M3MINQ掘67QCO2KCO267015121206M3MIN式中Q掘掘进工作面需要风量，M3MIN；QCH4掘进工作面回风流中平均瓦斯绝对涌出量（按相邻工作面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为015M3MIN）；QCO2掘进工作面回风流中平均二氧化碳绝对涌出量（按相邻工作面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为015M3MIN）；KCH4瓦斯涌出不均衡通风系数，（按相邻工作面9101回风顺槽，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；最大瓦斯绝对涌出量018M3MIN平均日瓦斯绝对涌出量015M3MIN12KCO2二氧化碳涌出不均衡通风系数，（按相邻工作面9101轨道回风顺槽，日最大二氧化碳绝对涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值）；最大二氧化碳绝对涌出量018M3MIN平均日二氧化碳绝对涌出量015M3MIN122按掘进工作面同时作业人数计算需要风量按每人供风不小于4M3/MIN计算Q掘4N掘440160M3/MIN式中N掘掘进工作面同时工作的最多人数，40人。掘进工作面需风量取以上计算最大值160M3/MIN。3按掘进工作面最终需风量确定局部通风机入口需要风量局部通风机入口需风量计算Q入100Q出/100PL100160/（100012175）203M3/MIN式中Q入局部通风机入口需风量，M3/MIN；Q出掘进工作面（局部通风机出口）最终需风量，160M3/MIN；P局部通风机百米漏风率，12；L局部通风设计最长通风距离，175M。经计算，局部通风机入口需要风量为不小于203M3/MIN。结合实际治理瓦斯及通风情况，局部通风机选用FBDNO60/215KW隔爆型压入式轴流对旋局部通风机，核定风量为220370M3/MIN，而220M3/MIN203M3/MIN，即可满足该巷掘进的需风量。风筒选用60010000MM塑料涂覆布抗静电、阻燃正压风筒，拐弯处采用60010000MM抗静电、阻燃负压风筒。压风筒出风口距工作面迎头距离计算L359米15米SL压风筒出风口距工作面迎头距离。S掘掘进工作面的净断面面积，88M2。4按局部通风机实际吸风量计算局部通风机安装地点巷道需要风量Q配Q扇II60025S配37016002584496M3MIN式中Q配局部通风机安装地点巷道需要风量，M3MIN；Q扇局部通风机实际吸风量，370M3/MIN（最大值）；025允许最低风速；II9102轨道回风顺槽局部通风机台数（II2），1台；S配局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，84M2。经计算，局部通风机安装地点巷道需要风量为不小于496M3MIN。5、按风速进行验算掘进工作面风速验算Q煤最小60025S掘6002588132M3MIN巷道最高风量Q最大6040S掘604882112M3MIN式中S掘掘进工作面的净断面面积，88M2。验算掘进工作面需风量是否符合要求，须达到下列条件Q最小Q掘Q最大M3MIN1322032112（M3MIN）经风速验算，掘进工作面需风量符合要求。局部通风机安设巷道风速验算Q配最小60025S配6002584126M3MINQ配最大6040S配604842016M3MINS配局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，M2。验算局部通风机安设处巷道需风量是否符合要求，须达到下列条件Q最小Q配Q最大M3MIN1264962016M3MIN经风速验算，局部通风机安设巷道配风量符合要求。第二节通风系统一、通风方式、通风系统，进风和回风的风流路线1通风方式工作面采取压入式通风，采用双风机双电源自动切换开关给掘进工作面供风。2进风风流路线主斜井（副斜井）北运输巷（北轨道巷）三盘区运输巷（三盘区轨道巷）轨道暗斜井9煤胶带大巷风机风筒工作面3回风风流路线工作面9煤胶带大巷（9煤轨道大巷）9101首采面9煤专用回风巷回风暗斜井三盘区回风巷北回风巷总回风巷回风立井地面二、局部通风机的型号、功率、额定风量、供风方式以及安装地点局部通风机采用FBDNO60/215KW隔爆型压入式轴流对旋局部通风机，核定风量为220370M3/MIN，风机安装位于9煤运输巷175M处左帮，风机安装距底板不得小于300MM，并利用不少于6根18M201800MM高强度锚杆及铁链将其吊挂在巷帮或顶板上。三、风筒的材质、规格，风筒的吊挂位置、吊挂方法、吊挂要求以及风筒的连接方法，风筒出风口与迎头的距离等1风筒采用60010000MM塑料涂覆布抗静电、阻燃正压风筒，拐弯处采用60010000MM抗静电、阻燃负压风筒。2风筒入口延局部通风机在巷道左帮，进入回风巷至工作面风筒吊挂于巷道右帮，风筒吊挂要“平、直、紧、稳”，用铁丝或细钢丝绳拉紧吊挂，吊挂位置避免车刮或其他设备材料挤压和摩擦；风筒必须与电缆分开吊挂，软质风筒必须逢环吊挂，硬质风筒每节至少吊挂两点，且每节风筒末端两侧的挂钩要用铁丝系在巷道侧壁上。3风筒之间接头要严密。软质风筒接头要反压边，不能反接，为了防止脱节可以再用铁丝在两节风筒的铁丝之间捆扎一下；硬质风筒接头处要加衬垫，螺丝要上紧。4同一台风机延续的风筒型号要尽量一致，如果直径不一样时，要先大后小，不同直径之间用过渡节。5风筒末端距工作面迎头的距离宜保持在1015米，保证工作面迎头的风量满足人员呼吸、排尘和稀释瓦斯的要求。6风筒拐弯时要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。弯头应按照巷道的转向事先定做好。7风筒在井下使用过程中不免会产生破口，如果破口不大直接用胶水和风筒布在井下进行修补；如果较大，还必须用针线先行缝上，然后再用风筒布和胶水补上，防止漏风。如果风筒损坏严重，不能修补时，需进行跟换时不得随意停开风机，如确需停开风机，必须先做停风计划，经同意后，且制定相应的安全技术措施后方可进行更换。附图八通风系统示意图第三节综合防尘系统一、防尘系统防尘系统供水水源是由地面水池经井下防尘管路系统到达工作面，地面有防尘水池2个，容量均为200M3，9煤胶带大巷管路114MM，压力不小于07MPA。二、水幕及喷雾1距工作面50M范围内安设两道水幕（间距不小于10M），距回风口3050M范围内安设一道水幕，并正常使用。被串联掘进工作面局部通风机前3050M巷道内设置一道。2掘进机内喷雾装置使用压力不得小于2MP，外喷雾装置使用压力不得小于4MP。掘进机无水或喷雾装置不能正常使用时，必须停机。三、降尘工作1各转载点必须安设有效的洒水喷雾装置并挂有防尘罩，在运煤过程中做到开机洒水降尘。2掘进机的截割头必须安设有效喷雾装置，且严格执行运行洒水，停机停水规定（煤矸湿、煤尘不飞扬时可不洒水）。3检修班和各维护工要按规定认真检查各种防尘、降尘、消防设施，保证各设施始终保持完好状态和有效喷雾，确保降尘效果。4工作面掘进过程中，防尘管路要及时完善。距采掘面30M内巷道每班冲洗，30100M每天至少冲洗一次，100M外每周至少冲洗一次，炮掘面爆破地点30M范围内放炮前后冲洗，对于采掘面煤尘大的地点宜随机组割煤跟随冲洗；转、装卸点20M范围内每班冲洗。5采用湿式打眼。6做好个体防护工作。四、粉尘检测相关内容对井下每个测尘点的粉尘浓度每月测定两次。五、综合防尘系统日常管理和维护措施1防尘管路的铺设吊挂及三通阀门的安装必须符合有关规定。2定期对全巷道进行全面洒水灭尘，巷道保持湿润，工作面30米以内使用软管进行冲洗煤帮。3巷道中的风流净化水幕、转载点喷雾安装牢固，位置合理。4经常对巷内防尘系统进行检查，发现问题及时处理。附图九防尘系统示意图第四节供水系统一、供水系统供水由9煤运输大巷供水管接出，供水方式静压供水。供水水压15MPA。用4寸镀锌管路给工作面供水。二、供水管路吊挂在人行道侧，吊挂间距3M，每50M出一个三通，带截止阀，连接头需用同等内径的管路。延长水管时，把总控制阀关住，续接至工作面50M范围内高压管及快速接头。在皮带（溜子）头、工作面各安设一套供水管路，带阀门。三、供水系统日常管理和维护措施1、队组要经常检查，发现问题及时处理。2、随掘进工作面的推移，供水系统要按规定挪移。3、工作面要备用足够的软管。4、队组要确保供水系统使用正常，无损坏、无锈蚀等。附图十供水系统示意图第五节排水系统一、排水系统1严格按机电部提供的排水设计进行施工作业，在巷内低洼点按规定施工水仓，水仓位于皮带对帮，容量9135M3。两水仓间距不得大于200M。2排水路线工作面积水处九一盘区水仓中央水仓地面。3排水设备3KW潜水泵，型号BQKI，扬程15M，流量15M3/H，转速2860R/MIN；风泵，型号BQS15S53N，扬程45M，流量25M3/H，转速30004000R/MIN。二、水泵布置在巷中积水处或水仓，排水管为2趟4寸带法兰盘镀锌管，用钢丝绳固定吊挂在皮带帮，做到一管两吊，每50M出一个三通，并随掘进而延接，距工作面最远不超过50M，但要备有50M的软管。所有管路连接头需用同等内径的管路。三、排水系统日常管理和维护措施1队组负责排水系统的日常检修和维护，确保排水系统正常运行。2定期安排人员对水仓或水沟进行清淤。3各水仓必须悬挂警示牌。4根据水文地质预报，严格执行“有掘必探，先探后掘”原则。5对地质构造可能造成的涌水异常应超前备足水泵及管路，做到早准备、早预防。6顶板淋水、涌水影响人员通行和正常施工作业时，要采用雨布遮挡、接水器导流、挖沟引流等方式，加强水害治理。7严禁将淋、涌水引入皮带或溜子，造成煤质水分超标。附图十一排水系统示意图第六节供电系统一、1由9煤临时配电点接至工作面馈电，由馈电向巷内所需电气设备供电。2主风机供电电源来自9煤临时配电点局扇专用变压器，副风机供电电源来自9煤临时配电点动力变压器。3选用的所有电气设备类型均选用矿用隔爆型。二、电缆吊挂在人行道侧，吊挂间距5M，接线盒吊挂要高于电缆，防止淋水和潮湿。三、供电系统日常管理和维护措施1施工单位负责日常管理，包括电气防爆、完好、摆放、设备及环境卫生、消防器材的配置和管理等工作。2施工单位责任范围内的供电系统进行班检、日检、周检和月检等必要的检修工作。3严禁带电搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁设备前，必须切断前级电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于08时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，派专人看护，送电后方可取下停电警示牌。4严格执行停送电制度，验放电制度。5施工单位必须确保各供电设备的各项电气保护能够正常工作，不得以任何借口甩保护或带病运转。6工作面局部通风机及所有电缆及电气设备必须按供电系统及设备布置示意图摆放。7施工单位处理不了的供电系统故障，及时向调度室和机电部汇报，机电部必须及时派人指导处理。8操作井下电气设备，严格执行煤矿安全规程规定。附图十二供电系统及机电设备布置示意图第七节运输系统一、运料1运料设备及轨道一吨矿车、平板车、铁道（轨型为30KG/M）、JD114KW、JD25KW绞车，轨距600MM，临时轨道铺设时必须采用对接方式，距工作面不超过100M，且轨道质量符合一般运输线路轨道标准。2运设备、物料由人工配合小绞车用矿车、平板车等运输。二、运输作业方式1运煤、矸掘进机的装载机构、转载机、胶带输送机刮板输送机将煤、矸运至9煤煤仓。2运输系统出煤、矸工作面EBH120掘进机QZP160A转载机SGW30T刮板输送机9煤胶带大巷800MM皮带9煤煤仓15煤三盘区运输巷800MM皮带北运输巷1000MM皮带井底煤仓主斜井1000MM皮带地面封闭式储煤棚。运料地面副斜井井底车场北轨道巷15煤三盘区轨道巷9煤轨道暗斜井9煤轨道大巷人工运至工作面3挂车数量要求严格执行绞车技术参数管理规定。附图运输系统示意图（标注在巷道布置图中）。第八节照明系统一、在巷道的皮带机头安设综合照明装置，供给照明灯电源。采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。1井下巷口、皮带机头、转载点等地点要安装照明设施；2采用LED灯具，供电电压为127V；3要安装在顶板完好，巷道中部上方无淋水的安全地点。二、日常管理和维护措施1综合照明保护装置应完好，不失效，执行并符合机电相关规定。2保证零部件齐全、完整、紧固、可靠，灯具吊挂位置合格、牢固、规范。3电缆吊挂规范、齐全，接地线合格