下组煤轨道巷综掘 作业规程

【2015】汾西矿业集团公司双柳矿作业地点下组煤二采区集中轨道下山开第1号作业规程编制刘金平施工单位开拓二队施工负责人王权伟批准日期201538第一章地质及水文地质概况第一节地面位置下组煤二采区集中轨道下山位于马家塔南侧，崖窑上村北侧。地表标高为788960M，地表为典型的黄土高原地貌，地形形态主要为侵蚀形，表现为强烈的切割梁、峁状黄土丘陵，冲沟密集而狭窄，谷底基岩出露，区内植被稀少，水土流失严重，井田东部有灰岩出露，接受大气降雨补给。根据上组煤采掘区域的地表调查，该区域地表覆盖层较厚，没有发现地表积水及地表水渗漏到井下，井下开采基本不受地表水的影响。第二节巷道穿越煤（岩）层情况下组煤二采区集中轨道下山位于井田的东部，该区域总体位于一单斜构造之上，地层东高西低，倾角010，平均5。根据下组煤集中胶带下山所揭露的岩层及相关钻探资料可知，下组煤二采区集中轨道下山所掘层位为细砂岩、泥岩、中砂岩、铝质泥岩、泥岩、L3石灰岩、7煤下、L2石灰岩、煤线、泥岩、L1石灰岩、8煤、泥岩，累计厚度约22M。第三节四邻采掘情况下组煤二采区集中轨道下山位于井田的东部，北部为下组煤轨道联巷，南部为下组煤胶带巷。第四节掘进范围内水文地质条件下组煤二采区集中轨道下山在掘进过程中受到的水患威胁主要为L1L5太原组灰岩水、奥灰水和构造水。（1）8煤顶板之上的太灰水L1L5太原组灰岩水是本次掘进过程中的主要充水水源，其中L1L3富水性较强，分布不均匀，目前静止水位标高约470M，主要以滴水、淋水等形式表现在工作面掘进过程中。据8煤轨道联巷放水试验资料，该区域太灰水含水层渗透系数为294414M/D,导水系数为7371035M2/D，水质类型为CLSO4HCO3CAMG（KNA）型水，矿化度约1412G/L。因此针对上述充水水源，施工队组在掘进过程中必须严格执行“有掘必探、先探后掘”的防治水原则，利用钻探、物探和化探等综合勘探手段查明掘进前方的水文地质条件，在确保安全的前提下对其进行有计划疏放，从而保证掘进工作面的安全。（2）奥陶系灰岩水奥陶系灰岩含水层是该区域重要的含水层，隔水层厚度约70M，区内奥陶系灰岩岩溶裂隙水水位标高795M左右，所掘层位底板标高422490M左右，底板隔水层所承受的水压为P1（79542270）/100443MPA，P2（79549086）/100391MPA根据煤矿防治水规定计算突水系数MMPAPT/06374/5891式中T突水系数；P底板隔水层承受的水压，取371455PA；M底板隔水层厚度，取7082M。据以上计算结果0045MPA/MTS0063MPA/M,区内所掘层位底板的奥灰水突水系数小于正常块段的临界值01MPA/M，但巷道底板标高在422到445M区域内，突水系数大于底板受构造破坏快段的临界值006MPA/M，因此在正常块段范围内掘进时，相对比较安全。但在底板受构造破坏段掘进时，可能会造成突水。因此在掘进过程中，必须严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则。（3）构造水在下组煤回风下山掘进过程中揭露了一F下1逆断层（5368,H6M），该断层落差及影响范围较大，该断层在揭露及钻探过程中未见含（导）水现象。从发育趋势上推断，可能会延伸至下组煤集中轨道下山，预计工作面向前延伸约334米（G3点西3428米）将会揭露该断层。预计揭露断层处底板约472米，奥灰水突水系数TS0056MPA/M,突水系数小于底板受构造破坏快段的临界值006MPA/M，相对比较安全。综上所述，在F下1逆断层及隐伏构造附近地层可能比较薄弱，极易成为沟通地下水的通道。因此，施工队组在掘进至构造前后50M时，必须采取综合的勘探方法（物探、钻探）查明其富水性，确保安全后方可继续施工。第五节其它地质情况1预计该巷道正常涌水量约为40M3/H，最大涌水量约为80M3/H。2预计瓦斯绝对涌出量101M3/MIN。3煤的自燃倾向等级二类（自燃）。4地温148218C。第六节问题及建议根据以上水文地质条件分析，为了消除下组煤二采区集中轨道下山在掘进过程中受到的水害威胁，故提出以下防治水措施1、如果在掘进过程中出现顶板有淋头水以及迎头出水量影响正常掘进时，必须立即停止掘进，采取有效措施进行处理，确保安全后方可向前掘进。2、如果在掘进过程中发现底板变潮甚至出现渗水现象时，施工队组必须立即向矿调度汇报，根据现场实际情况，情况危急时必须撤出受水害威胁区域的所有人员，待查明原因后方可向前掘进。如遇突水征兆时，当班班组长、安全员有权停止作业撤出人员。3、预计该巷道正常涌水量约为40M3/MIN，最大涌水量约为80M3/MIN。所以掘进过程中施工队组必须保证排水系统的安装紧跟工作面，及时对排水设备进行检修，并使其排水能力达到最大涌水量160M3/MIN。4、掘进过程中必须严格执行集团公司“物探先行、钻探跟进、掘探分离、不探不掘”的防治水工作方法，利用物探、钻探手段积极探查区内的隐伏构造及水患威胁。5、在钻探超前探测过程中如发现前方有异常时，必须立即停止掘进，并向矿调度室汇报，待查明异常情况后方可继续掘进。6、钻探超前探测时，必须在物探有效范围之内施工。7、预想剖面与实际存在误差（考虑煤层倾角变化、岩层等不确定因素），巷道揭煤可能会提前或延后，因此在掘进过程中要严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水方针，紧跟巷道编录，如有异常情况，及时向相关部门汇报。附图一下组煤二采区集中轨道下山预想柱状图第二章工程概况第一节巷道用途简述下组煤二采区集中轨道下山主要担负下组煤采区各工作面运输、行人任务。附图二下组煤二采区集中轨道下山平面布置图附图三下组煤二采区集中轨道下山预想剖面图第二节巷道工程量巷道工程量表表21巷道名称岩性设计长度掘进系数工程量岩2229M2229下组煤二采区集中轨道下山延伸煤985210510345合计12574M第三节工程施工安排1下组煤二采区集中轨道下山（1）、岩巷段施工下组煤二采区集中轨道下山从原下组集中轨道巷停掘处继续向西延伸，开口中心坐标为X6066393,Y5109497,Z底489529,以270方位角,5的下山坡度向前掘进110497M后，再以坐标X6066393,Y4999000,Z底488977，以原方位角,8的下山掘进112412M平距）后（进入8全煤Y4886588）。（2）、煤巷段施工下组煤二采区集中轨道下山煤巷段掘进时沿8煤顶板割底进行施工。煤巷段开口中心坐标为X6066393,Y4886588，以270方位角,5的下山坡度向前掘进578M（至Y4828788），又以2的下山坡度向前掘进641M（至Y4764688），再以1的下山坡度向前掘进1001M（至Y4664688），再以3的下山坡度向前掘进367（至Y4627888）M，再以8的下山坡度向前掘进346M（至Y4593288），再以5的下山坡度向前掘进924M（至Y4500888），再以4的下山坡度向前掘进569M（至Y4443988）。下组煤二采区集中轨道下山煤巷段（Y4443988Y3905500）的坡度将根据下组煤二采区集中回风下山相应段剖面坡度进行施工。（3）、下组煤二采区集中轨道下山在进入8煤后，在巷道中部布置平台作为存车场，届时另出专项安全技术措施。2、附属施工安排（1）躲避硐施工安排8下山施工时躲避硐施工与下组煤二采区集中轨道下山同步施工，然后以40M间距依次布置在巷道南侧帮，躲避硐断面为直墙半圆拱，规格为毛宽毛高毛深182131M，净宽净高净深16M2M3M。（2）水沟施工水沟在巷道施工完毕后开挖，布置在巷道北侧帮，规格为毛宽毛深500400MM，净宽净高300300MM，浇注厚度为100MM。（3）水仓硐室施工水仓位置首先在进入8全煤布置一个，以后在巷道低洼处布置。水仓硐室断面为直墙半圆拱形，规格毛宽毛高毛深324531M（平掘31M，高度包括起底深度15M），净宽净高净深34430M，喷厚100MM，容积135M3/H，水仓外设置沉淀池。（4）绞车硐室施工根据施工期间的运料情况，根据实际情况绞车房，断面为直墙半圆拱，规格为毛宽毛高毛深323131MM，喷厚厚度为100MM。第三章巷道断面及支护形式第一节巷道断面特征根据巷道用途，围岩特征及服务年限，综合考虑通风、行人、运输、设备安装要求，本着安全、经济合理的原则，确定巷道断面形状为直墙三心拱。巷道净宽5000MM，墙高2400MM，净高（至巷道底板）4400MM。1、巷道断面特征表巷道断面设计参数表表31单位下组煤二采区集中轨道下山断面形状直墙三心拱掘M22020断面积净M21906掘MM5200宽度净MM5000掘MM4500高度净MM4400距巷道底板净周长M1645掘MM400深净MM300掘MM500宽净MM300掘M203水沟断面积净M2016附图四下组煤二采区集中轨道下山巷道支护断面图2、管线布置下组煤二采区集中轨道下山掘进期间，风筒吊挂在巷道北侧帮，人员定位线、电缆、信号线、监控线、静压水管、压风管、排水管布置在巷道南侧帮；管线从下至上的顺序为排水管距底板04M、08M各一趟，压风管距底板12M,静压水管距底板16M，人员定位线、电缆线、信号线、监控线吊挂高度距底板不小于18M，人员定位线在信号线上方、监控线在信号线上方，信号线在电缆上方，间距不少于01M；风筒吊挂高度距底板不低于18M。3吊挂方式电缆线采用分节式电缆钩吊挂，锚深不小于200MM，间距1000MM；监测监控线采用分节式小钩吊挂；固定风水管路采用“7”字钩吊挂，锚深不小于300MM,间距4M，行距400MM。4运输设备及人行道布置巷道北侧帮布置胶带输送机，皮中偏巷中850MM，巷道南侧帮铺设轨道，轨中偏巷中900MM，且轨道南侧兼作人行道。第二节永久支护形式一、巷道采用直墙三心拱断面，锚网喷砼联合支护。1、煤巷段支护顶部及两腮采用20MML2400MM螺纹钢锚杆配合3002803MM的W托盘横放进行支护，锚固方式为树脂加长锚固，配套使用1支K2355，1支Z2355型树脂锚固剂（快速药卷在上部，中速药卷在下部）。顶部及两腮锚杆均垂直于岩面呈放射型布置,锚杆间排距为1100MM1100MM，拱部每排布置7根，正顶一根，两腮对称各布置3根。墙部采用18MML1800MM圆钢锚杆配合3002803MM的W托盘横放进行支护，锚固方式为树脂端部锚固，配套使用一支K2355型树脂锚固剂，墙部锚杆呈矩形垂直于两帮布置,锚杆间排距为800MM1100MM，两帮对称各布置3根。锚杆外露长度为露出螺母锁扣1040MM，均用风动扳手紧固，锚杆紧固力均不小于200NM。螺纹钢锚杆锚固力不小于105KN，圆钢锚杆锚固力均不小于50KN。2、岩巷段穿层支护顶部及两腮采用20MML2400MM螺纹钢锚杆支护，锚固方式为树脂加长锚固，配套使用1支K2355，1支Z2355型树脂锚固剂（快速药卷在上部，中速药卷在下部）。顶部及两腮锚杆均垂直于岩面呈放射型布置,锚杆间排距为1100MM1100MM，拱部每排布置7根，正顶一根，两腮对称各布置3根。墙部采用18MML1800MM圆钢锚杆支护，锚固方式为树脂端部锚固，配套使用一支K2355型树脂锚固剂，墙部锚杆呈矩形垂直于两帮布置,锚杆间排距为800MM1100MM；两帮锚杆布置数量根据巷道穿层岩性的软硬进行设计。（1）穿越灰岩过程中帮部的支护设计如墙部都为软岩层，两墙部对称各布置3根帮锚杆；如墙部从底板往上揭露的灰岩高度大于04M且小于12M时，两墙部对称各布置2根帮锚杆（从拱基线往下开始布置）；如墙部从底板往上揭露的灰岩高度大于12M且小于2M时，两墙部对称各布置1根帮锚杆（从拱基线往下开始布置）；如墙部从底板往上揭露的灰岩高度大于2M时，两墙部不布置锚杆。（2）揭露8煤过程中帮部的支护设计如墙部从底板往上揭露的8煤高度大于04M且小于12M时，两墙部对称各布置1根帮锚杆（从底板往上开始布置）；如墙部从底板往上揭露的8煤高度大于12M且小于2M时，两墙部对称各布置2根帮锚杆（从底板往上开始布置）；如墙部从底板往上揭露的8煤高度大于2M时，两墙部对称各布置3根帮锚杆（从底板往上开始布置）；锚杆外露长度为露出螺母锁扣1040MM，均用风动扳手紧固，锚杆紧固力均不小于200NM。螺纹钢锚杆锚固力不小于105KN，圆钢锚杆锚固力均不小于50KN。3、钢筋网片采用65钢筋焊接而成，网片规格为长宽16001150MM，网孔规格为150150MM，铺网时，网片要密贴顶帮，铺设平整,联网时网片相互搭接一格,联网每孔联一扣，采用16的联网丝，剪切成400MM长，双股对折，扭结圈数不小于三圈，联紧联牢，两帮网片铺设距底板不超过200MM。4、喷砼混凝土强度为C20，配合比为水泥砂子石子122（侧壁）或1215（拱）（如顶板有渗水，喷射砼时加入BR2，其配合比为水泥沙子石子剂1203017），速凝剂掺量为水泥重量的254,喷厚为100MM。岩巷段喷砼滞后迎头不超过20M，煤巷段喷砼滞后迎头不超过100M。5、工作面遇地质构造或顶板破碎时，必须针对顶板压力变化情况，及时改变支护方式和支护参数并进行矿压观测，届时制定专项措施。二、支护材料、材质、规格、型号及消耗表支护材料材质、规格、型号及消耗表表32项目单位规格、型号下组煤二采区集中轨道下山20L2400MM螺纹钢锚杆1125锚杆套/M18L1800MM圆钢锚杆75K2355型1875锚固剂支/MZ2355型1125冷冲钢托盘块/M孔径23MM1875W托盘块/M3002803MM1875钢筋网片/M65钢筋焊接，长宽16001150MM，网孔规格为150150MM10水泥T/M425普通硅酸盐水泥096速凝剂T/MYXSL1004砂子M3/M中砂154石子M3/M粒径为510MM的碎石15轨道M/M30KG/M2道木根/M1200160140MM134三、其他参数设计参数表表33名称单位参数锚杆间排距MM顶11001100帮8001100砼标号C20喷厚MM100基础深MM100顶、帮锚杆紧固力（设计值）NM200顶锚杆锚固力（设计值）KN105帮锚杆锚固力（设计值）KN50第三节临时支护形式（一）炮掘临时支护形式1、工作面每循环爆破矸石后，工作人员站在退路畅通的安全地点用长柄工具将顶帮险矸活石及时处理干净，然后采用初喷3050MM厚C20砼临时支护顶板。施工中严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业。2、炮掘施工时，循环进度为11M，排距为11M，最大控顶距为13M，最小控顶距为02M；施工遇断层、矿压显现时，应缩小循环进度为08M，排距缩小为08M，最大控顶距为10M，最小控顶距为02M。3、如围岩破碎时，临时支护采用超前锚杆。即在爆破前，在工作面顶板上打5根20L2400MM螺纹钢锚杆，锚杆斜向上角度约70，预先把下一循环顶板支护上。（二）综掘临时支护形式1、工作面每循环截割矸石后，工作人员站在退路畅通的安全地点用长柄工具将顶帮险矸活石及时处理干净，然后采用“吊环梁棚板”前探梁作为临时支护,即将前探梁梁头移至工作面迎头，紧固好套环，架设好棚板，并用木楔背紧背牢，前探梁必须接顶严实，严禁在空顶下作业。前探梁支护材料包括8个螺母吊环（其中4个备用），2根4M长的梁配合长宽厚0602005M优质落松木板。2、综掘施工时，最大控顶距为14M，最小控顶距为03M，循环进度为11M。附图五11炮掘最大、最小控顶距平、剖面图22综掘最大、最小控顶距平、剖面图第四章掘进方式第一节掘进方式下组煤二采区集中轨道下山岩巷段采用炮掘施工工艺，光面分次爆破（一次打眼、分组装药、分组一次起爆方式），施工方法采用正台阶工作面施工法，分上下台阶二次成巷，下台阶滞后上台阶不超过24M。打眼使用YT27型凿岩机配合55MIMNMOB22MM钻杆及一字型风钻头4322MM，采用煤矿许用三级乳化炸药，15段毫秒延期电雷管，MFB200型发爆器起爆；P60B型耙斗机装矸，SGB80型刮板输送机、SSJ800/90型胶带输送机配合运输。下组煤二采区集中轨道下山煤巷段采用综掘施工工艺，全断面一次成巷，采用EBZ260掘进机截割，QZP160R桥式转载机配合SSJ800/90型输送机出矸。施工顶锚杆时，采用MQT120C型锚杆钻机配合B19中空六方接长式钻杆及28金刚石复合钻头；施工帮锚杆时岩巷采用YT27型凿岩机配合55MIMNMOB22钻杆及一字型风钻头2822；煤巷采用ZQS50/16型气动手持式钻机配合2618M空心煤钻杆及28煤钻头,采用BK42风动扳手对锚杆进行紧固。第二节工艺流程1、超前探查A、物探巷道每掘进80100M，由地测科进行一次超前探测，物探结束后，根据物探结果进行钻探验证。B、钻探安全检查固定钻机钻探记录数据及排水退杆拆除钻机。C、地测科根据钻探结果下发允许掘进通知单。2、生产流程（1）炮掘生产流程A、炮掘上台阶工艺流程图交接班安全检查打眼装药联线放炮通风处理隐患初喷临时支护出碴永久支护标准化整理。B、炮掘下台阶工艺流程图交接班打眼装药联线放炮通风出碴挖墙基初喷两帮锚网支护喷射下台阶墙部及复喷清理回弹钉道延长溜子移耙斗标准化整理。说明钉道、延溜子、移耙斗工艺流程循环进度为18M。（2）综掘生产流程交接班安全检查割煤（出煤、备料）铺联网临时支护永久支护清理浮煤附图六11炮掘工艺流程图22综掘工艺流程图3、爆破说明书（1）掏槽方式楔形掏槽（2）周边眼眼距300MM（3）装药结构正向装药（4）封眼材料土炮泥和水炮泥（5）联线方式串联（6）雷管种类矿用毫秒延期电雷管（总延期不大于130MS）（7）炸药类型煤矿许用三级乳化炸药（8）循环进度循环进度11M下组煤二采区集中轨道下山上台阶爆破原始条件表表45名称单位数量名称单位数量掘进断面M1328工作面瓦斯情况高瓦斯炮眼深度M13雷管个数个55炮眼数量个56煤矿许用乳化炸药三级岩石普氏系数F810总装药量KG198下组煤二采区集中轨道下山下台阶爆破原始条件表表46名称单位数量名称单位数量掘进断面M692工作面瓦斯情况高瓦斯炮眼深度M12雷管个数个18炮眼数量个18煤矿许用乳化炸药三级岩石普氏系数F810总装药量KG72下组煤二采区集中轨道下山上台阶装药量表表41装药量角度雷管数眼深眼长眼数每个小计垂直水平每眼小计眼名眼号M/眼M/眼个KGKG度度发发封泥长度起爆顺序起爆方式空眼1414100909000掏槽眼161414260636907416辅助眼715131390654909019二圈眼16261313110559090111周边眼2755131312902588181129不小于05M按起爆顺序，分组装药，分组一次起爆合计73915619855下组煤二采区集中轨道下山下台阶装药量表表42装药量角度雷管数眼深眼长眼数每个小计垂直水平每眼小计眼名眼号M/眼M/眼个KGKG度度发发封泥长度起爆顺序起爆方式辅助眼28、11171313140456090114周边眼191018131344041608114不小于05M全断面一次合计2356187218起爆下组煤二采区集中轨道下山上台阶预计爆破效果表表43序号项目单位数量1炮眼利用率852炮眼总长度M73913循环进度M114循环实体量M14615每M岩石炸药消耗量KG/M1366每M岩石雷管消耗量发/M3767单位巷道炸药消耗量KG/M188单位巷道雷管消耗量发/M50下组煤二采区集中轨道下山下台阶预计爆破效果表表44序号项目单位数量1炮眼利用率852炮眼总长度M23563循环进度M114循环实体量M7615每M岩石炸药消耗量KG/M0956每M岩石雷管消耗量发/M2377单位巷道炸药消耗量KG/M658单位巷道雷管消耗量发/M1636附图七下组煤二采区集中轨道下山炮眼布置三视图附图八炮眼正向装药结构示意图附图九三人联锁放炮示意图第三节作业形式（一）、钻探根据地测科制定的下组煤二采区集中轨道下山钻探设计及安全措施中规定的允许掘进通知单和钻探通知单，在工作面迎头进行超前钻探。A、在安装钻机前，首先“敲帮问顶”，清除活煤、活石，然后严格按照钻孔设计的孔位、角度安装调整钻机。B、钻探前对钻机进行固定，加设点柱、戗柱。C、根据设计钻孔的参数进行钻探。D、钻探过程中及时记录煤、岩层厚度及换层深度。E、及时排除迎头积水。F、钻眼至规定深度后，退下钻杆。G、拆除钻机。（二）、炮掘作业形式1交接班实行井下现场交接班，根据各工种岗位操作标准按时对应交接，以质量标准化为准则，对工作面顶板情况，支护情况，设备运行情况，任务完成情况，进行全面详细检查，认真交接，做到责任明确，共同协商，解决遗留问题，做好施工前的准备工作。2安全检查每班开工前、打眼前、装药前及每次重新进入工作面前，都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查，检查通风设施，瓦斯浓度，认真清除顶板浮矸、活石、伞檐、零皮等一系列不安全隐患，确认安全无误后，方可作业。3打眼根据巷中线将巷道轮廓线画出，然后按照爆破图表的要求，定人、定钻打眼，眼孔要求准、直、齐。使用3台YT27型风钻打眼，打眼完毕后，使用专用压风吹净眼内残渣、积水。4装药、封泥采用正向装药结构，按照爆破图表要求合理装填火药，炮眼内必须使用水炮泥，水泡泥外的剩余部分，必须用粘土炮泥封实，封泥长度不得小于500MM。5联线、放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。联线采用串联方式。脚线的联接工作由经过专门培训的班组长协助放炮员进行。放炮母线联接脚线，检查线路和通电工作，只准放炮员一人进行。未放炮时，脚线扭结成短路，放炮必须使用绝缘双线，不准有破口，放炮时，放炮员必须最后离开放炮地点，并清点人数，将所有人员撤离至放炮地点100M以外有掩体的安全地点，并在可能进行放炮地点的所有通道上设置警戒，挂设放炮警戒牌，确认无误后，由带班长下达放炮命令，放炮员大声发出放炮警号，至少等5秒钟后方可放炮，放炮后，警戒人员不可擅自离开，由班组长亲自撤除。6通风放炮后，待通风一段时间，炮眼完全被吹散，并经检查瓦斯后，作业人员方准进入工作面。7处理隐患放炮后，由班组长负责进行敲帮问顶，认真清除浮矸、活石、伞檐、零皮等一系列不安全隐患，确认安全后方可施工。8临时支护按照规定要求及时封闭30MM50MM厚砼，临时支护必须合格，严禁空顶作业。9出矸采用耙斗机装矸，装入刮板输送机，工作面的刮板输送机依次搭接下组煤二采区集中轨道下山内的胶带输送机，下组煤联络巷内的刮板输送机经轨道暗斜井巷内的胶带输送机将爆落的矸外运拉入溜煤眼外运。10永久支护（1）临时支护后，用风镐、手搞刷扩整修轮廓达到设计要求。（2）按照中线画好锚杆眼位，打眼、注锚杆、挂网。先顶后帮，打一个眼注一根锚杆，打锚杆前必须首先先敲帮问顶，在确保安全的条件下，方可作业。（3）锚杆眼孔要求方向、位置、深度、平直度符合规定，确认合格后，方准安装锚杆，拱腮锚杆采用风动锚杆转机进行安装，两帮锚杆采用风水钻进行安装，安装时先用杆体将药卷轻轻送至孔底，每眼安设一卷（应注意用力适度，以免捅破药卷出现药卷失效或侧滑现象），然后将锚杆安装在风动钻机搅拌机上，进行搅拌，搅拌同时将杆体缓缓推至眼底，搅拌时间为1520秒，搅拌完毕后将杆机分离，对于拱部锚杆在孔口处用木楔或岩块挤住杆体，以防药卷固化前杆体因自重下坠。（4）安装锚杆的同时铺设网片，网片贴巷壁不小于30MM铺设，网片之间搭接一格（150MM），每孔联一扣，联网丝采用400MM长16铅丝双股对折扭结三圈以上，并且钢筋网与锚杆杆体绑扎牢固。（5）喷射砼施工采用人工搅拌，至少搅拌三次，确保混合料搅拌均匀，喷射砼强度为C20，配合比为水泥啥子石子122（如顶板有渗水，喷射砼时加入BR2，喷射砼强度为C20，其配合比为水泥沙子石子剂1203017）。（6）喷射砼前的准备工作A巷道两帮基底的浮矸，必须清除干净，达到设计要求深度墙角深度在实底以下不小于100MM。B检查巷道掘进规格质量，并使其符合设计要求，埋设控制喷射砼厚度的标志，顶、帮拉线复喷。C用水或压风清洗岩面，保证喷浆表面无浮尘，呈湿润状态。D对影响喷射作业的障碍物须拆除，按规定不能拆除要加以保护、遮盖。E喷射作业区内应有良好通风和足够的照明，灯罩要加以保护。F对喷射机具和风、水、电、管线，进行全面检查和试运转，并确定好喷射机工作风压（011013MPA）、水压（015023MPA）的最佳值。G工作人员必须佩戴劳动保护用品。H做好回弹物的回收利用准备。J喷射机处和喷射手之间不能直接联系时，应配备专用联络信号。（7）喷射砼操作说明A喷射手应保持喷头有良好的喷射性能，作业前应拆开检查，结束后，应及时用水清洗并使水眼保持畅通。B操作时顺序为先送风、再给水，然后开机，最后向料斗加料，停风时先停料，待料用完先停电，然后停水，最后停风，并将喷射机料斗加盖保护。除尘风机要坚持正常使用。C向喷浆机中加料时，要连续均匀，轻铲轻倒，速凝剂随用随拌，添加量为水泥重量的35，并及时清除掉残存在振动筛上的粗骨料，喷射机正常运转时，料斗内保持足够数量的存料。D喷射时，喷射手应控制好水灰比（045左右），保持喷射面潮湿无流淌，显暗弱光泽，喷层外观平整粘性好，如发现混凝土表面干燥松散，下坠滑移或裂缝时，应及时清除补喷。E喷头至受喷面的距离为0810M左右，作业时，除喷巷帮侧墙下部，喷头可下俯1015度外，其它顶部及两帮喷射混凝土时，要求喷头基本垂直于受喷面。F喷头一般按螺旋形轨迹一圈压半圈均匀缓慢地喷射，喷射顺序先凹后凸，先墙后拱，自下而上。H相邻喷射混凝土接茬处应做成交叉接头，宽度一般为喷厚的2倍。I作业时，应注意压力表值的变化，当发现输料管堵塞或压力表值突然高于正常工作风压时，应立即停止加料，关闭电机、停水、停风、待管路疏通或消除故障后方可再行开机。J应经常观察橡胶板的密封情况，一经发现有漏风跑尘时，应及时调整橡胶板的压紧力，但不能压的过紧或压紧不平衡。K在喷射作业中，突然停风、停电或堵管时，立即关闭水阀，并将喷头向下放置，以防水倒流入输料管中，并及时把喷浆机和输料管中的混合物清除干净。L任何情况下，严禁将喷嘴朝向有人员活动的方向。M清除料腔内粘附料时，应用锤器轻轻敲打料腔使物料剥落脱离即可，严禁用利器铲凿料腔。（8）喷射混凝土分次进行时，使用掺有速凝剂的普通硅酸盐水泥，喷射间隔时间1520MIN，不加速凝剂一般应间隔24H左右。（9）速凝剂从掺入混凝土到喷浆，其时间不超过30MIN。（10）对喷层剥落地段，须将剥落部分铲除干净，然后补喷砼，必要时还要铺设钢筋网，并补打锚杆。（11）喷射砼后24小时开始洒水养护，喷水养护时间不少于7昼夜。（12）对渗水地段，可采用灰砂比12，掺有速凝剂的方法，加大风压喷射，封住渗水部位后再按规定比喷射砼进行复喷或预埋导水管的方法。（二）、综掘作业形式1、交接班实行井下现场交接班，根据各工种各岗位按时对应交接，以质量标准化标准为准则，对工作面工程质量、顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查，认真交接，做到责任明确，共同协商处理遗留问题，做好施工的准备工作。2、安全检查每班开工前，都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查。检查巷内通风设施，瓦斯浓度，瓦斯探头的悬挂，并认真清除顶帮浮岩、伞檐、活石等一系列不安全隐患，确认安全后，方可作业。3、截割工作掘进机采用下部进刀，由下向上，沿巷道轮廓线左右循环顺序进行截割。司机进入工作面，首先“敲帮问顶”检查设备及支护情况。一切正常后，开机摆动截割头到巷道轮廓的左（右）下角，启动切割头，开动行走部（或伸出截割臂）向前进刀截深达到规定后，向右（左）沿巷道轮廓平扫割煤至帮后，然后向上割，够一截割宽度后继续沿巷道轮廓线向左（右）平扫截割，如此往返割够断面后（割煤与装运同步）便完成了截割过程。工作面迎头留2排1M厚底煤，满足顶锚杆的施工。机掘循环进度为11M，最大控顶距为14M。附图十掘进机截割轨迹图4、敲帮问顶每截割完一个循环后，人员进入工作面要进行敲帮问顶，至少由两人进行，一人手拿专用长柄工具，站在有支护的安全地点，将活矸活石挑落，另一人对顶帮进行观察，防止煤体垮落伤人。5、断面检查在敲帮问顶后，确认工作面安全后，以中线根据设计要求测量巷道规格，确保巷道断面符合设计要求。6临时支护工作面临时支护形式采用“吊环梁棚板”前探梁作为临时支护,临时支护采用8个螺母吊环（其中4个备用），2根4M长的梁配合长宽厚0602005M优质落松木板。工作面每次爆破后将前探梁梁头移至工作面迎头，紧固好套环，架设好棚板，并用木楔背紧背牢，前探梁必须接顶严实，严禁在空顶下作业。每循环支护完后，将前探梁吊环前移一排，吊环固定在迎头往外第一排和第三排的锚杆上。吊环布置在偏巷中左右各1100MM的顶腮部锚杆上，吊环必须拧紧，并拧满丝扣。7、永久支护方法煤巷帮锚杆采用ZQS50/16型气动手持式钻机配合2620M空心煤钻杆及28MM煤钻头施工，煤巷段喷砼滞后迎头不超过100M，其余内容同岩巷段施工永久支护相同。第四节巷道施工监控检测1、巷道围岩表面位移观测巷道围岩表面位移观测包括顶底板相对移近量和两帮相对移近量。根据双柳煤矿巷道顶板岩性类别及支护形式，巷道每100M布置一个测点，测点采用十字交叉布置法，即在巷道两帮及顶部分别固定一个不动点，分别测出两帮固定点距顶底板距离及顶板固定点与两帮固定点连线的距离，观测通过数据的比对，决定顶板及两帮位移。（地质变化段每2030M布置一个测点），其观测频度如下表距离掘进工作面50M之内掘进工作面50M之外频度1次/天1次/周要及时对观测数据进行处理分析，发现异常现象时，由矿总工程师组织有关人员分析原因，并采取措施进行处理。观测要有记录，记录内容包括地点、施工单位、位置、时间、有无问题及问题处理情况，并有技术科负责人签字。2、锚杆锚固力试验巷道每300根锚杆抽样一组，锚杆拉拔力检测抽样率为3，每组随机取样9根（顶帮各取3根）进行检查，不足300根时，按300根计算，选点必须均匀分布。锚杆锚固力不低于设计承载力（或杆体屈服力的80），被检测的9根锚杆都应该符合设计要求。只要有1根不合格，应重新抽样（9根）进行检测，顶锚杆不低于945KN（243MPA），帮锚杆不低于45KN（117MPA），仍不符合要求，必须组织进行拉拔力试验时，要制定专项安全措施。被抽查的9根锚杆应符合要求。只要其中1根不合格，就再抽查一组（9根）进行试验，如仍达不到设计值，由矿总工程师组织有关人员分析原因，并及时采取措施。当设计变更或支护材料变更时，必须做相应的拉拔试验。每组拉拔试验，必须认真做好记录，记录内容包括拉拔地点、位置、人员、问题及原因分析等，并由施工单位技术负责人、生产技术科相关领导、矿总工程师签字；并在现场对测试地点做好标识。抽检中原则上为非破坏性拉拔试验，如果做破坏性试验时，需制定专项安全技术措施。3、锚杆预紧力检测锚杆预紧力检测采用力矩扳手。锚杆预紧力检测抽样率不低于5，每300根顶、帮锚杆抽样各一组（顶、帮各5根，共15根）进行检测，不足300根时，按300根进行。锚杆预紧力矩不低于设计预紧力矩（100NM）的90为合格。每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组。若仍发现有不合格的，必须组织组队技术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。检测要有记录，记录内容包括检测地点、位置、人员、检测数量、有无问题及问题处理情况和处理负责人，并由施工单位技术负责人、生产技术科相关领导、矿总工程师签字。4、喷层厚度检查锚喷巷道必须进行喷层厚度观测，观测孔每25M一组，每组5个且均匀布置，即正顶、两帮及两拱腮各一个，不小于设计值，如达不到要求再随机抽查一组，仍达不到的要求，则该巷道需要重新补喷到设计要求。5、喷层强度检测定期每2025M做混凝土强度检验将混凝土喷在15CM15CM15CM的立方体模块内，要求喷射时与实际结构部位相同，并在相同条件下养护28天后，送交相关质检部门进行强度试验，强度标号不得小于C20。6、顶板岩性分析及支护变更情况队组的技术员要作为围岩观测的第一责任人，要随时掌握顶底板的变化，每掘进10M施工8M长的探孔用来探测顶板岩性情况，每20M进行顶板探测的记录，并根据顶板岩性分析记录情况对巷道的支护进行优化变更。分析要有记录，记录包括施工单位、施工地点、监测时间、监测位置、监测人、顶板支护形式、现场施工情况、顶板岩性、支护情况分析批示意见等内容，并由相关单位及分管矿领导签字。第五章运输方式及管理第一节煤（矸）的运输方式1运煤（矸）设备岩巷段通过P60B型耙斗机配合刮板输送机搭接胶带输送机出矸。煤巷段掘进机落煤并耙装，经掘进机自带刮板输送机、胶带转载机、巷内胶带输送机出矸。2运煤（矸）路线工作面下组煤联络巷下组煤轨道暗斜井下部车场下组煤轨道暗斜井下组煤轨道暗斜井上部车场二采三联巷二采三联巷溜煤眼二采胶带巷主煤仓白家墕主斜井地面。第二节材料设备的运输1运料设备由JD25KW绞车（或JD40KW）配合一定数量的1T矿车或架子车进行。2运料路线地面白家墕副立井（主斜井）白家墕副立井（主斜井）井底车场二采轨道巷下组煤轨道暗斜井上部车场下组煤轨道暗斜井下组煤轨道暗斜井下部车场下组煤轨道下山平车场工作面。附图十一下组煤二采区集中轨道下山运输系统图三、运输管理及措施1皮带运输1胶带输送机铺设要平、稳、直、构件及托辊齐全有效，不跑偏。2胶带输送机最突出部位距轨道不小于500MM，行人跨越皮带及溜子处需设过桥，严禁任何人爬乘皮带、溜子。3胶带输送机煤位、跑偏、低速、烟雾报警、温度保护齐全，声光信号齐全有效。4胶带输送机机头安设皮带护栏、照明，机尾安设防护罩。5检修胶带时必须断电闭锁、挂停电警示牌。6胶带禁止在运转过程中更换托辊，在胶带运转过程中禁止清理胶带传动滚筒和其它滚筒的煤泥和杂物。胶带运行过程中，发现带胶带转动带到托辊上的尼龙绳时必须停机，确认将尼龙绳取掉后再开机。7胶带机头大架部分加装防护栏，各部带式输送机主、副滚筒处安装隔板，输送带机尾安装防护罩。8输送带必须安装综合保护装置，各项保护必须正常使用；带式输送机头必须有照明，并配备照明综保。2轨道运输1固定JD25KW（或JD40KW）调度绞车，必须使用混凝土固定，绞车最凸出部位距轨道不小于500MM。2轨道铺设必须平、直，各种扣件齐全，紧固有效。3轨枕规格及数量应符合标准要求，不松动。道床应经常清理，无杂物、无浮煤，且轨枕必须放在实底上，道心充实，轨枕两头均匀呈直线。4使用调度绞车拉运物料前，绞车司机必须检查绞车完好、绞车固定装置、钢丝绳、钩头、信号、轨道及挡车设施等，发现隐患排除后，方可使用绞车司机必须经过培训、考试且合格后方可上岗。5小绞车运输前钢丝绳检查司机负责检查绞车滚筒上的钢丝绳排列是否整齐，有无咬绳现象；钢丝绳有无弯折、硬伤、打结、断股和严重锈蚀，断丝是否超限；滚筒上的固定端是否完好、可靠。信号工（或把钩工）负责检查主、副绳钩头连接装置是否符合要求。6摘、挂钩时，要等车停稳并在闭合挡车器（拦车栏）的情况下进行。挂勾前先检查钩头、销子、三联环的完好情况，确系安全后，进入安全地点发出开车信号，严禁超挂车，严禁站在轨道中间摘、挂勾。7绞车司机听清信号并经回铃确认正确后方可拉放车，严禁用其它方式代替信号。8绞车信号必须声光皆备，双向对打与远方操作按钮一并固定在操作牌板上；技术牌板内容齐全，字迹清楚。9操作牌板及绞车开关，必须放在便于司机操作的位置。10绞车拉运物料时，拉运期间所有巷道必须设置警戒，做到“行人不行车，行车不行人”。11斜巷下放物料时，严禁不带电开车。遇有一段平车场或仰坡段，严禁采用速度惯性冲坡，应重新安设一部绞车牵引。12严禁超挂车、放飞车；严禁绞车不带电放车；严禁扒车、坐矿车。13物料出入井装车必须严格按运输科有关规定进行捆绑。14矿车必须使用合格的连接装置并按有关运输要求进行连接。严禁使用销子损坏、严重变形的矿车。15不得在能自动滑行的坡道上停放车辆。16人力推车时，一次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，同向推车的间距不得小于30M。人力推车时，必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。巷道坡度大于7时，严禁人力推车。17轨道质量必须符合要求，挡车设施必须齐全有效。18运输大型物件时，必须制定专项措施，组队认真贯彻执行。19轨道铺设时施工过程中轨道质量要严格按标准进行，具体标准如下A、轨型使用30/M轨道，水泥轨枕；轨枕间距为700MM，误差50MM。B、轨距轨距为600MM，直线段和曲线加宽后轨距不大于605MM，不小于598MM。C、钢轨接头处轨面及内侧错差不大于2MM。D、钢轨接头处轨缝不大于5MM。E、各种扣件应与轨型配套，规格符合要求，数量齐全。螺栓安装要“一反一正”，必须拧紧，并其要使用弹簧垫。F、道床要整洁、道碴的厚度不小于100MM，道碴不埋没轨枕面，要捣固坚实、无空板、吊板。G、轨道线路直线段目视要直顺，曲线段目视要圆顺。H、在马背顶、底、变坡点必须打竖曲线，竖曲线严禁用直轨对接代替。20运输平巷（坡度7）可以使用双向绞车，斜巷（坡度7）严禁使用双向绞车；单向使用绞车为防止司机双向操作，护绳板上、下应都与绞车闸把拉杆及底座连接牢固。第六章通风管理第一节通风方式及风量计算工作面采用局部扇风机进行压入式通风。一、风量计算1按瓦斯涌出量计算Q掘125Q掘K掘通式中Q掘掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,M3/MIN，取101M3/MIN；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取15；125按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不应超过08的换算系数。Q掘1251510118943/MIN2按二氧化碳涌出量计算Q掘100QCO2KCO2式中QCO2掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN，取05；KCO2掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值取，12；100按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过10的换算系数。Q掘100QCO2KCO2100051260M3/MIN3、按炸药量计算三级煤矿许用乳化炸药Q掘10A式中A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取20KG。Q掘1020200M3/MIN4、按工作面同时工作最多人数计算Q掘4N式中NHF掘进工作面同时工作的最多人数交接班时，两班考虑，人，取30取上述14条件计算的最大值做为掘进工作面的实际需要风量。Q掘4N4301205、局部通风机选型根据掘进工作面实际需风量，按照风筒百M漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。Q扇Q掘/1L掘/100式中Q扇局部通风机实际吸风量，M3/MIN；Q掘掘进工作面实际需风量，M3/MIN；风筒百M漏风率，；L掘风筒供风距离，M。Q扇200/1500/10001400M3/MIN根据以上数据及双柳矿通风具体情况，局扇实际供风量应大于200M3/MIN，故采用双风机双电源对旋式风机，主风机选用FBDNO63230KW型风机，供风量为320580M3/MIN，备用风机选用FBDNO63230KW型风机，供风量为320580M3/MIN，风筒选用800MM抗静电阻燃软质风筒。开口期间使用单机，掘进过程中根据实际供风距离对风机单机或双机进行调整。6、按局部通风机最大额定吸风量计算Q掘Q扇I60025S最大式中Q扇局部通风机最大额定吸风量（带变频器时，可按实际吸风量考虑），M3/MIN；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；025有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S最大局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取1906M2Q掘Q扇I60025S最45016002519067359M3/MIN7、按风速进行验算A验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Q掘60025S掘FB验算最大风量6040S掘式中S掘掘进工作面巷道的净断面积，M2，取19062859Q掘457448、局扇位置及通风系统局扇安设在下组煤二采区集中轨道下山内，距下组煤胶带一联巷往东不小于10M的全风压新鲜风流中。二通风系统新鲜风路线风机下组煤二采区集中轨道下山工作面污风路线工作面下组煤二采区集中轨道下山下组煤胶带一联巷下组煤集中胶带巷下组煤回风二联巷下组煤回风巷下组煤回风联巷二采回风巷白家焉回风立井地面附图十二下组煤二采区集中轨道下山通风系统图第二节安全监测监控仪器仪表布置1仪器、仪表的种类及数量监测监控仪器仪表种类数量表附图十三下组煤二采区集中轨道下山监测监控仪器仪表布置图名称单位型号位置数量瓦斯传感器个KGJ16距工作面迎头5M1个KGJ16距回风口1015M1个KGJ16风机前5M1个KGJ16巷道中部1个KGJ16汇合风流处1015M1一氧化碳传感器个KGA5带式输送机滚筒下风側1015M1烟雾传感器KGN1带式输送机滚筒下风側1015M1风筒传感器个风筒末端至以东50M范围内1风机开停传感器个KGT152主风机1风机开停传感器个KGT152备用风机1通风分站台KJF16A12监测监控仪器仪表的安设位置掘进工作面距掘进迎头5M以内，风机前5M内，工作面风流与全风压风流混合下风侧1015M处，巷道回风口以里1015M处，必须各安设一个瓦斯传感器。距带式输送机滚筒下风側1015M处，必须各安设一个一氧化碳传感器和一个烟雾传感器。当掘进工作面的瓦斯浓度08时报警，12时断电（回风流08时断电），08时复电、风机前瓦斯探头05、断电断电范围为掘进巷道内及回风流中全部非本安型电气设备；排瓦斯探头15时报警（用于巷道排放瓦斯时，监测排出的瓦斯浓度）。当掘进巷道超过1000M时，应在8001000M处安装中部探头，瓦斯浓度08时报警，08时断电，08时复电，断电范围为掘进巷道内及回风流中全部非本安型电气设备。3检测监控仪器仪表的使用和管理在开拓工作面及其回风流分别设置瓦斯传感器，放炮前由当班放炮员将其移至工作面20M以外的安全地点，并进行妥善保护，防止放炮崩坏。开拓工作面经常移动的传感器、信号电缆，必须在班组长和瓦检员的监护下，按规定进行移动悬挂。瓦斯传感器距离工作面迎头最大不超过5M。瓦检员每班至少对所管辖范围的传感器及信号电缆进行一次外观检查，发现问题，及时汇报。监测监控仪器仪表发生故障时，应先由瓦检员进行瓦斯检查，并立即通知通风区和矿调度室，监测监控仪表仪器必须在8小时以内恢复使用，否则必须停产修复。瓦斯传感器应悬挂垂直，距顶板不大于300MM，距煤壁不小于200MM。组队必须爱护所安设的监测监控装置，不得随意损坏。监测监控装置必须经常擦拭。当工作面瓦斯浓度超过08，监测监控装置报警后，组队施工人员必须立即撤出工作