四川省威达煤业有限责任公司叙永煤矿990运输石门掘进作业规程

贵州省水城县红岩乡安平煤业掘进工作面作业规程工作面名称990运输石门编制人刁春良2013年8月16日会审意见同意并补充如下参加会审人员2013年月日会审主持人机电副矿长安全副矿长生产副矿长总工程师矿长公司批示生产技术部安全通风部安全监察部2013年月日2013年月日2013年月日机电运输部分管安全副总分管技术副总2013年月日2013年月日2013年月日贯彻学习作业规程签字表贯彻人贯彻地点贯彻时间参加学习人员签名姓名工种成绩姓名工种成绩目录会审意见2贯彻学习作业规程签字表4目录5第一章概况6第一节编制依据6第二节概述6第二章地面位置及地质情况8第一节地面位置及邻近采区开采情况8第二节煤（岩）层赋存特征9第三节地质构造11第四节水文地质11第三章巷道布置及巷道断面、支护说明11第一节巷道布置及巷道断面11第二节巷道锚杆支护设计12第三节支护工艺17第四节临时支护21第五节备用支护材料品种、数量、规格及存放22第六节轨道及道床22第七节巷道排水沟23第八节巷道管线布置23第九节矿压观测24第四章施工工艺26第一节施工方法26第二节凿岩方式26第三节爆破作业27第四节装载与运输28第五章生产系统30第一节通风30第二节压风34第三节瓦斯防治34第四节综合防尘管路36第五节防灭火37第六节安全监控39第七节供电39第八节排水45第九节运输46第十节照明、通信和信号46第六章劳动组织及主要技术经济指标46第一节劳动组织46第二节循环作业47第三节主要技术经济指标48第七章安全技术措施48第一节一通三防安全技术措施48第二节顶板安全技术措施55第三节爆破安全技术措施57第四节防治水安全技术措施59第五节机电安全技术措施60第六节运输安全技术措施61第七节其它安全技术措施65第八章灾害应急措施及避灾路线69第一节灾害应急措施69第二节避灾线路74作业规程学习和考试记录74作业规程补充学习和考试记录75作业规程复审记录75第一章概况第一节编制依据一、开采方案（变更）说明书及相应图纸；二、贵州省水城县安平煤业有限公司安全专篇（变更）；三、矿井瓦斯地质图说明书以及瓦斯地质图；四、贵州省水城县安平煤业有限公司煤与瓦斯突出危险性鉴定报告；五、一采区施工组织设计。六、990运输石门地质说明书。七、根据煤矿安全规程、操作规程、集团公司有关技术规范，及矿有关规定。八、集团公司、矿安全生产管理制度。第二节概述一、巷道名称990运输石门，位置990M1000M水平，990运输石门在主斜井中部坐标点B4点开口以28M28M的半圆拱巷道，221249的坡度1631559的方位角掘进82M到落平点A，然后以36M31M的半圆拱巷道，1631559的方位角3的坡度掘进7M到控制点B，再以36M31M的半圆拱巷道，15M为半径2230的拐角施工到控制点C，再以36M31M的半圆拱巷道2531559的方位角3的坡度掘进20M到控制点D结束甩车场的施工，最后以28M28M的半圆拱巷道，2531559的方位角3的坡度掘进90M揭露2号煤层。二、该掘进巷道为穿层巷道，主要以砂岩、泥岩为主，局部地方为炭质泥岩，围岩较松软，过此地段时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，工人作业时必须站在有效的临时支护下。三、990运输石门，作为990M水平的主要进风巷道，设计长度150M，总工程量为136193M3，施工期143个月，预计开工时间2013年8月1日，竣工时间2013年9月15日。四、详见990运输石门施工设计图，并按施工设计图施工。五、施工地点安全评估可能性等级风险级别序号作业活动、场所（包括设备器材）存在的危害可能导致的事故会发生很可能可能不太可能不可能一般重大不可承受停送电未严格执行停送电制度触电伤人损坏设备停机后未将开关打到零位伤人损坏设备耙斗运行范围内及耙矸机两侧、下方有人伤人1耙矸机耙矸机两侧未设置铁挡棍或挡绳伤人停机处理时开关未打到零位并闭锁，伤人损坏设备开车前未对钢绳、付绳、刹车装置、安全设施进行检查伤人损坏设备未设防滑装置伤人损坏设备2顶板支护前掉矸、两帮片帮，未严格执行撬帮问顶制度砸伤人3放炮时站岗警戒不到位伤人炮烟未散尽伤人4放炮后碛头瞎炮未检查伤人5风锤骑在风锤上打眼，钎子、风锤正下方站人断钎伤人6锚杆支护未使用临时支护空顶作业顶板掉矸伤人第二章地面位置及地质情况第一节地面位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表水平、采区990M水平、1采区工程名称990运输石门地面标高1150M1200M井下标高9001000M地面的对应位置建筑物本巷道对应的地表为青杠岭一带，大多以山林为主，无池塘、水库等水体对地表无影响。巷道对地面设施的影响工作面施工对地表无较大影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该工作面为1采区990M水平的准备巷道，东至主斜井，北方为1035M水平的1035运输石门，南至935M水平的950回风石门。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（F），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析C24煤层F24，其直接顶为浅灰色细砂岩、粉砂岩，含黄铁矿结核及少量菱铁矿结核，厚度35米，硬度系数F2650；其直接底为灰色细砂岩、粉砂岩，显波状层理，含球状黄铁矿结核，厚度51米，硬度系数F2650。C24煤层平均厚度106M，煤层产状走向NE36，平均倾角16。C24煤层属半暗半亮型煤，含两层稳定夹矸将煤分为3个分层，俗称“三层炭”二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸性、地温等。C24煤层鉴定为不具有煤尘爆炸危险性煤层，同时煤层也属不自燃煤层，自燃发火倾向属级。掘进时预计绝对瓦斯涌出量为045M3/MIN，无硫化氢等其他有毒有害气体涌出。该煤层鉴定为无煤与瓦斯突出危险性煤层。预计地温为16。全岩巷道穿层情况表巷道穿层地层岩石类别硬度厚度（水平距）厚度（真厚）穿层岩性砂质泥岩砂质泥岩4656322深灰色砂质泥岩、泥岩，含植物化石，含少量菱铁矿结核C20煤层C20煤层2424065属黑色半亮光亮型煤，结构简单，下部含一层夹矸，煤质好，易碎，俗称“小炭”。砂质泥岩、细砂岩砂质泥岩、细砂岩46305795深灰色砂质泥岩、泥岩，夹08M厚浅灰色细砂岩，含植物化石，含少量菱铁矿结核细砂岩细砂岩46199436浅灰色细砂岩、粉砂岩、含黄铁矿结核及少量菱铁矿结核煤层特征表指标参数备注煤层厚度（最小最大/平均）（M）09110/106煤层倾角（最小最大/平均）（）1517/16煤（岩）层硬度系统（F）F24煤层层理（发育程度）层理发育煤层节理（发育程度）节理较发育煤层自然发火期（D）不自燃绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）045M3/MIN相对瓦斯涌出量（M3/T）381M3/T地温（）16围岩类型浅灰色细砂岩、灰色细砂岩煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度M岩性基本顶细砂岩、粉砂岩F46876粉砂至粗砂砂岩顶板直接顶细砂岩F265035浅灰色细砂岩、粉砂岩，含黄铁矿结核及少量菱铁矿结核底板直接底细砂岩F265051灰色细砂岩、粉砂岩，显波状层理，含球状黄铁矿结核，厚度51米第三节地质构造一、断层根据21采区巷道及相邻巷道揭露情况分析，掘进区内无大中型断层。二、掘进区内无陷落柱及岩浆侵入。第四节水文地质一、水文地质条件该工作面正上方为C19煤层采空区，受采空区积水影响，有可能破坏了煤层上部的隔水层，预计部分地段可能会出现滴淋水及渗水。二、其他巷道掘进区无大中型断层，地表无大型水体。第三章巷道布置及巷道断面、支护说明第一节巷道布置及巷道断面一、990运输石门是1采区990M水平的主要进风巷道，巷道开口于主斜井中部B4点（），开口先按照21采区运煤上山巷道布置在C24煤层中。开口点X坐标为3113539061，Y坐标为35555222793，底板标高862616M，开口先按3的坡度，19155332的方位角预计掘进505M后施工一个385649，R9000MM，T3111MM，KP6018MM的弯道，再以23055458的方位角3的坡度掘进175M的直至见C24煤层，最后再按16273197的坡度，23055458的方位角在C24煤层中掘进，预计掘进2516M最后贯穿11采区930M水平C24运输平巷，穿口点X坐标为3113324376，Y坐标为35555009156，底板标高934117M。设计总长度为3153M，掘进总长度为3256M，运煤上山中线至两帮各为14M，腰线至轨面15M，按中线掘进。方位角23055458。二、断面情况1、21采区运煤上山断面为直帮断面，巷道规格为28M23M（净中宽净高）。净断面为644。掘进下宽29M，掘进中高25M，掘进断面为725M。2、运煤上山绞车硐室及躲硐为直帮断面，巷宽20M，高25M，深20M，掘进断面积为5M2。第二节巷道锚杆支护设计一、支护方式1、支护参数的确定（1）、锚杆参数确定叙永煤矿C24煤层巷道支护主要采用锚网支护。锚杆长度根据组合梁、加固拱、围岩松动圈理论，按照下列公式计算巷道顶板锚杆长度LN15W/1012（1529/10）2148式中，L锚杆长度，M；N围岩影响参数，取12；W巷道跨度，按设计取29M。巷道两帮锚杆作用主要限制巷道两帮岩体表面的松散变形破坏，因此，巷道顶锚杆长度按22M考虑。锚杆间排距根据国内许多矿井采用锚杆支护的经验，为便于现场操作，锚杆的间距和排距可以采用相同值。一般而言，锚杆支护的间、排距D与锚杆长度L应满足如下关系D05L0521481074M考虑现场施工偏差，锚杆的间、排距均取800MM。锚杆直径各种锚杆的锚固力需与杆体本身的抗拉强度相适应，即锚杆的实际锚固力要大于或等于杆体抗拉极限，这样才能充分发挥杆体材料的作用。因此，按照杆体的抗拉力等于锚杆实际锚固力原则（），考虑11的富余系数，拉固24DQ则锚杆体直径的计算公式如下（1）拉固QKD13式中，锚杆的直径，M；锚杆杆体材料的设计抗拉强度，拉340MPA；锚杆的锚固力，85KN；K富裕系数，取11。固经计算得D197MM，故取锚杆直径为20MM。根据上述计算结果，结合过去锚杆的使用经验，为确保施工安全，巷道顶板选用20MM的螺纹钢锚杆，锚杆长度为22M，间排距为800800MM。巷道高帮、矮帮均锚杆选用16MM的树脂锚杆，高帮、矮帮锚杆长度为15M，其间排距均为800800MM。锚杆的锚固长度一般而言，锚杆的锚固方式分为三种一是全长锚固，锚固长度占锚杆长度的90以上；二是加长锚固，锚固长度占锚杆长度在5090之间；三是端部锚固，锚固长度占锚杆长度的50以下。由于C24煤层顶板教好以及考虑支护成本，锚杆推荐端部锚固方式，选取40左右的锚固长度。及L22M的锚杆配用3根树脂药卷，L15M的锚杆配用2根树脂药卷。（2）、锚索参数的确定锚索的作用是靠自身强大的承载能力，将巷道顶板邻近岩层自重传递到远离巷道顶板的上覆坚硬岩层上，从而将大幅减轻巷道两帮一定范围的支承压力及相应的底板压力，这对于防止两帮变形和底鼓会起到重要作用。锚索长度确定（2）20150238ABCDLLM2139010263（M）式中，L锚索总长度，M；LA锚索深入到稳定岩层的锚固长度，取20M；LB需要悬吊的不稳定岩层厚度，取39M；LC上托盘及锚具的后土（一般取01），M；LD需要外露的张拉长度（一般取02），M。锚索的锚固长度锚索的锚固长度根据GBJ85要求，锚索锚固长度LA应满足下式1524186074SACDFLKM式中，K安全系数，一般取2；D1锚索钢绳线直径，1524MM；F1钢绞线抗拉强度，1860N/MM2；FC锚索与锚固剂的设计粘结强度，取FC10N/MM3。由计算得知，C24巷道锚索的锚固长度为1417MM，取175M。锚索锚固力确定一般而言，巷道锚索的锚固力不低于200KN。锚索的间排距锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层质量确定。按每排布置二根锚索考虑，则锚索排距46M（3）234AASK式中，A巷道宽度，取29M；上覆岩层平均体积质量，取25KN/M3；A单根锚索的极限破断力，取260KN；K安全系数，取2。为确保安全和锚索能够达到较好的支护效果，我们选取锚索的排距为3M。详见施工图纸。2、锚杆锚索类型和结构（1）、锚杆类型及结构选用20MNSI（锰硅）20MM的螺纹钢锚杆。其屈服极限为340MPA，强度极限为510MPA，截面积为3142MM2。锚杆设计锚固力85KN。为了增强锚杆丝头强度，采用滚丝方式进行加工。顶板锚杆结构如图1。为了更易于刺破药卷，锚头端部加工成扁楔状。在顶板比较破碎或松软时，采用力学性能与树脂锚杆相匹配的碟形高强度托盘，规格为150MM150MM8MM（最好配调心球和减摩尼龙垫圈）。考虑锚杆头部加工成扁平状后体积减少量，锚杆上设置挡圈，挡圈至锚杆头部的距离，顶板锚杆为15M。上上上上上图1顶板锚杆结构示意图（2）、锚索类型及结构锚索采用7股5MM高强度钢绞线组成。钢绞线直径为1524MM，强度级别1860MPA，公称截面积14000MM2，最低破坏荷载2607KN，质量1102KG/M。锁具的选择以瓦片式为主的锁具有多种规格，应根据钢绞线规格选取，保证瓦片与钢绞线有良好的匹配关系，在这里选用1524MM的锁具。锚索构成如图2所示。采用力学性能与树脂锚杆相匹配的规格为30030016MM的高强度托盘，材料采用腰高腿宽腰厚1606585MM的槽钢，其型号为16B重量19755KG/M，在槽内焊接厚16MM、长150MM、宽55MM的钢板，然后在槽钢的中心位置打孔。详见锚索托板加工示意图3。D锚固段自由段外锚固段毛刺钢绞线钻孔巷道围岩表面16M厚钢板垫锁具图2锚索各段及其构成槽钢16058A槽钢尺寸105BM厚钢板垫5打眼孔1628MC钢板垫与槽钢的焊接及打孔位置图3锚索托板加工图3、相关参数的选择1、锚杆、锚索药卷用量在选择锚杆、锚索的锚固剂用量时，必须考虑锚杆的直径、钻孔直径和药卷直径等的“三径”配合问题。“三径”配合的相关参数见表21。表21顶板锚杆“三径”配套的相关参数顶锚杆直径（MM）20帮锚杆直径（MM）16钻孔直径（MM）33锚杆药卷直（MM）28锚索直径（MM）1524（2）、金属网设计采用铁丝菱形金属网。其形状如图4所示。若采用自己编织，顶板采用8铁丝编织，网孔距为50MM50MM。两帮采用10铁丝进行编织，网孔距50MM50MM。图4铁丝菱形金属网4、托板的使用为了保证锚杆与钢带之间更加紧密的贴合，提高托盘与钢带之间的摩擦力，设计了专用蝶形托盘，使钢带、托盘、锚杆三者之间成为一个更加统一的整体，减少了锚杆与钢带之间的错动，有利于预防锚杆杆体产生的剪切破坏。二、支护方式采用锚网索支护。三、支护要求根据锚网索支护实验的有效成果，决定该C24煤层巷道采用锚网索支护。每根锚杆及锚索必须紧固有力，外露长度符合质量标准化要求；金属网必须相互搭接并用托板压牢实。四、支护材料该巷道采用两种锚杆第一种20MM、长度为22M的左旋螺纹钢树脂锚杆；第二种16MM、长度为15M的树脂锚杆。锚索采用1524MM的钢绞线自制而成，长度为63M。金属网为10号铁丝编制的菱形金属网，菱形网孔距为50MM50MM。第三节支护工艺正常巷道段永久锚网索支护距碛头的最大距离不得超过1800MM；当巷道遇断层或顶板压力显现明显地段永久锚网索支护距碛头的最大距离不得超过1000MM。1、（1）、21采区运煤上山巷道顶板采用树脂锚杆配锚索进行支护，具体见锚杆支护图。鉴于巷道在煤层中掘进，在巷道两帮角上各增设1根锚杆进行加强支护。锚索在巷道中心线的两边450MM处各设置一根，锚索排距为3000MM，间距为900MM。若巷道顶板岩性差、破碎时，施工队必须及时采用树脂锚杆配钢筋梯、金属网进行支护。（2）、21采区运煤上山绞车硐室及躲硐巷道顶板采用树脂锚杆进行支护。掘进中若巷道顶板岩性差、破碎时，施工队必须及时采用树脂锚杆配钢筋梯、金属网进行支护。（3）、顶锚杆为L22M，20MM的左旋螺纹树脂锚杆，每根锚杆配用3根CK2835的树脂药卷，金属网为菱形金属网，帮锚杆为L15M，16MM的左旋螺纹树脂锚杆，根锚杆配用2根CK2835的树脂药卷。钢筋梯采用直径为12MM的圆钢制作。施工时锚杆全部进入煤岩体，外露长度控制在1040MM之间，并垂直于巷道轮廓线或岩层面，角度不小于75度，锚杆间排距相差不超过100毫M。锚杆锚固长度为05M，锚杆锚固力不得小于50KN，抗拨力60KN，螺帽的拧紧扭矩120NM力矩150NM。（4）、锚索为L63M,1524MM的钢铰线每根锚索配用5根CK2835的树脂药卷，锚固长度为175M，锚索外露锁具长度控制在150250MM之间，锚索托具采用11号工字钢制作，锚索托具长03M，锚索托具，锚杆托盘、钢筋梯、金属网必须贴紧岩面,锚索预紧力控制在100120KN之间，锚索设计锚固力不小于200KN，锚索实施拉拔力一般以锚索设计锚固力的50为宜，张拉锚索时要保证10吨的初拉力。2、掘进过程中若巷道岩性差、破碎、强度低，节理发育以及过断层、顶板破碎带、巷道交岔处，施工队必须增设锚网、钢筋梯、锚索进行加强支护，确保施工安全。3、掘进全过程中，施工队必须加强对巷道顶帮危岩活矸的刁放和支护，严格执行敲帮问顶制度。该巷道永久支护距碛头采用临时支护的最小控顶距不得超过08M，最大控顶距不得超过25M，若控顶距超过08时，施工队必须在临时支护下进行永久支护。4、支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施（1）、巷道锚杆支护工序安排、严格执行敲帮问顶制度，加强刁找工作及时处理掉顶帮危岩。、钻巷道顶板锚杆眼孔、用压风清洗眼孔。、挂金属网、钢筋梯，并尽量拉紧贴岩面。、装树脂药卷、插入锚杆、搅拌药卷、安装托盘、旋紧螺母。、钻巷道两帮锚杆眼孔、用压风清洗眼孔；（2）、锚杆施工安全技术措施、每班放炮后，必须严格执行敲帮问顶制度，加强刁找工作及时处理掉顶帮危岩。、顶板上锚杆眼的施工时，杆眼眼孔施工的直径为23MM，锚杆眼的深度比锚杆杆体全长短50100MM。锚杆的间排距、锚杆眼施工角度及布置形式必须按作业规程规定施工。、钻锚杆眼孔时，旋转后不能用手触摸旋转的钻杆。、操作者站位应在锚杆机侧，并与锚杆机保持一定安全距离，防止钻纤折断伤人。、锚杆安装前，必须备齐锚杆配套的拱形托盘和扭矩螺母，用压风清扫眼孔浮尘。顶板锚杆的安装必须采用快速安装工艺。、安装树脂锚固剂时，要检查其性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。、每个眼孔内放置药卷数量，必须按作业规程规定数量施工。用锚杆将药卷推入孔底，开动凿岩机快速旋转。、打设锚杆必须坚持先顶板、后帮的支护顺序，严格按照公司锚杆支护管理办法及技术规范执行。、金属网之间采用10号铁丝对接，放炮前金属网必须用旧皮带吊挂进行掩盖，掩盖距离1520M，防止放炮损坏金属网。若放炮损坏金属网，施工队必须进行处理，并用14铁丝连接好，且金属网内的矸石必须先进行处理后再进行对接。锚杆安装好后，保证金属网、钢筋梯、托盘紧贴巷道岩面。5、锚网索施工工艺（1）、树脂顶锚杆的安装、采用采用7655型风动凿岩机。施工单位根据自身情况选用。数量至少需要4台（2台使用，1台备用，1台检修）。、安装前先检查锚杆、托板、药卷规格、型号是否符合要求，不符合的应重新补打，然后将眼内积水、岩（煤）粉吹洗干净。、安装的连接器必须与锚杆杆体同心，然后用锚杆将树脂药卷送至孔底，送时缓慢推进并连续搅拌，时间为2030秒。每根顶锚杆装3根035M长的树脂药卷，每根帮锚杆装2根035M长的树脂药卷。、树脂锚杆搅拌完毕，暂不取连接器，用锚杆机支撑23分钟后，启动钻机旋紧防松螺母,顶开螺母端盖,旋紧碟状托盘紧贴顶板。螺帽必须拧紧，每班由跟班队长检查，每周队检查2次施工区域内托板、螺帽紧固情况，发现松动及时紧固。、金属网压茬搭结长度不小于为100MM，金属网搭结处用10铁丝穿接，连接点间距小于200MM。（2）、锚索的安装、采用普通单体锚杆钻机配B22组合钻杆和29MM双翼钻头湿式打眼，眼深6M左右，锚索孔深误差控制在30MM。、锚索锚固长度为175M，采用5根035M长的树脂锚固剂进行锚固；插入树脂锚固剂前先检查其质量（以手感柔软为合格），并注意快凝端向上，缓凝端向下。、锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合，用锚索顶住锚固剂组缓缓送入钻孔（注意不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部塞入孔底。、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。、一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在2030秒。、停止搅拌，继续保持锚杆机的推力约3MIN后方可移开钻机。、10MIN后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托板、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。待搅拌树脂药卷后1015MIN张拉锚索，张拉时并注意观察压力表读数，到张拉预紧力控制在100120KN时，液压泵停止张拉，将换向阀手把转向卸载，一人用双手托住张拉千斤顶，一人将液压泵卸载将张拉千斤顶推出锚索。、锚索安装48H后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。锚索锚固力应不低于200KN。、张拉时发现锚固力不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔清洗一遍，重新安装锚索。6、锚杆、网、索支护质量要求支护时必须按照支护设计的参数、要求和支护工序要求进行，锚杆间、排距为800MM，偏差不得超过100MM，锚杆外露长度为1550MM，断层及顶板压力破碎段锚杆间、排距为600MM，偏差不得超过50MM，顶锚杆锚固力不小于100KN，帮锚杆锚固力不小于50KN；锚索间距为900MM，间距偏差不得超过50MM，锚索排距为3000MM，间距偏差不得超过200MM，外露长度不得超过300MM，锚固力不小于200KN，杜绝失效锚杆、锚索。7、锚网索支护安全措施（1）、支护前必须找尽顶帮悬矸，取掉顶板黏结的煤矸。（2）、支护时，人员必须站在临时支护或永久支护良好段操作，严禁空顶作业。（3）、施工锚杆眼时，挂眼人员严禁站在锚杆机的正下方。（4）、支护质量必须符合设计要求。（5）、当出现断层或地质条件变化时，另行编制可执行的安全技术措施。第四节临时支护为保证掘进施工安全，临时支护采用前探梁配合圆木14CM并加挑板长05M宽02M厚005M进行支护。巷道采用进行临时支护，要求备用临时支柱为6根。至少使用一根临时支护，临时支护存放在耙矸机后面距耙矸机距离不大于40M处。碛头放完炮，炮烟散尽后，必须先处理好碛头安全，且出矸过程中最小控顶距超过08M时，在施工永久性支护时，必须先用临时支护对碛头进行支护，在临时支护下进行永久性支护，施工全过程中严禁空顶作业，以防冒顶。每循环施工完毕后对碛头未打锚杆部分和未够一排锚杆支护的悬顶部分采取临时支护。支护前先连好金属网，用两根前探梁沿巷道走向平行布置，吊环吊在锚杆上，前探梁穿过吊环，护板扛在前探梁上，护板与护板的最大空距不超过150MM，护板数量根据现场空顶长度确定，未接顶的部分杠上枕木用圆木（至少2根）支紧，单体液压支柱间距为1100MM，临时随永久支护前移而前移，保证临时支护超前永久支护1000MM。进行临时支护时，人员必须站在顶板永久支护或支护可靠的地方操作。第五节备用支护材料品种、数量、规格及存放备用支护材料不能过多，但至少备够3天所用支护材料。材料必须集中堆码在材料硐室或指定地点，所有材料必须上墩上架，不能上架的必须采用桶（或框）装。备用支护材料品种、数量、规格附表名称树脂顶锚杆树脂帮锚杆锚索金属网锚固剂单位套套根张根规格20MM长22M16MM长15M1524MM长63M长24M宽10MCK2835数量8010020100250第六节轨道及道床该巷道永久轨道采用轨型为15KG/M的钢轨，配以松木道枕。在掘进期间轨道尽量保持滞后掘进工作面2030M进行铺设。如钉道进度无法达到工作面的掘进速度时，轨道滞后工作面的距离可适当放宽2M，但在巷道施工完毕进行移交前必须保证轨道全部铺设完工。轨道铺设应严格按照煤矿安全规程相关规定布置，轨道间距最小不得低于598MM，最大不得超过605MM，轨道接头间隙不得大于5MM，高低和左右差不得大于2MM，轨枕下应填实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。巷道内严禁使用非标准道岔。轨道必须符合质量标准化标准要求。轨道及道床参数见下表（单位MM）轨道及道床参数表第七节巷道排水沟排水沟有关技术参数（单位M2、M）水沟排水量水沟掘进断面积水沟掘进高度水沟掘进宽度1296M3/D0090303第八节巷道管线布置轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度15KG/M600MM800MM250MM170MM80MM08M20MM一、永久压风管吊挂及托架的固定掘进21采区运煤上山时,风水管铺设在巷道前进方向的左帮，距轨面200MM，风水管采用035M长的废旧钢轨加工成托架，插入深度015M，托架间距每5M一个。托架末端必须一致，风管搁置在托架上，水管用14铁丝固定并紧贴在托架下方，（或风水管并排设置）风水管托架也可直接采用1寸的铁管子作为托架。每隔50M交错安装一个三通阀门二、防尘供水管吊挂及托架的固定直接在掘进施工水管上抽头，增设防尘水幕，设置高度距轨面为18M，防尘水管每50M设一个抽头。三、21采区运煤上山施工时，巷道采用水沟自动排水流入21采区回风上山再沿783主平硐水沟排出地面。四、电缆、电话、数据线等电缆钩敷设在巷道前进方向的右帮，采用四挂的电缆钩进行吊挂，通讯、监测线，应敷设在动力电缆上方01M以上的电缆挂钩上，缆线之间距离不小于005M（低压缆线）。高、低压电缆之间的距离不小于01M（高压电缆线之间、低压电缆之间不小于005M），电缆钩设置高度距轨面16M处，电缆钩之间间距为152M，钢铰线预埋眼子设置在左帮突出处，每4M左右设一个。要求钢铰线必须在同一平面，预埋件外露末端必须在同一垂面。电缆钩直接吊挂在油绳上后，再用卡子固定在拉直的油绳上，电缆钩预埋件采用12的园钢制作，预埋015M深，外露直线长5CM，并用砂浆浇灌固定在左帮上。施工过程中最好采用木楔子固定预埋件，采区回采结束后，直接回收预埋件。五、风筒吊挂及出口到工作面距离风筒布置在巷道左帮，风筒距碛头不得超过4M。风筒吊挂高度据道面16M。风筒吊挂平直，逢环必挂。第九节矿压观测一、矿压监测站布置顶板离层监测顶板离层仪安设数量可参考表31。表31顶板离层仪安设数量围岩类别巷道宽度备注3M3M每100M一个每80M一个每70M一个每50M一个每50M一个每30M一个每50M一个每30M一个在地质构造带或巷道交叉点应适当增加安设数量本方案每隔50M在顶板安设一组多点离层仪。顶板离层监测是指巷道浅部围岩与深部围岩间的位移变化速度出现台阶式跃变，当离层达到一定值时，顶板有可能发生破坏。所以顶板离层是巷道围岩失稳的前兆。监测设备采用山东科技大学泰安市机电实业公司生产的顶板离层连续观测仪（YHW150）。离层仪包括一个深部基点和多个浅部基点，分别测试巷道表面与浅部基点之间，浅部基点与深部基点之间的相对位移。顶板未发生离层时，浅部基点与深部基点所测位移变化速率逐渐降低，并最终趋于0，如果中间发生跃变，则可判断顶板中是否出现离层及离层部位。离层仪安设在巷宽分别距矮帮、高帮05M的顶板内。为保证可靠的测试结果，深基点固定在锚杆上方稳定岩层内300MM；无稳定岩层时，一般固定在顶板以上5M处。二、锚杆受力监测1、锚杆工作荷载监测锚杆工作荷载可以反映锚杆在各个不同时期的轴向力大小与围岩变形的关系。锚杆质量监测采用拉拔装置YML型锚杆拉力计。每隔50M随机抽取3根进行拉拔实验，检验是否满足设计要求，对不满足设计要求的进行重新补打锚杆或者采用其他的加固措施（如钢梁支护等）。2、锚杆锚固力的连续观测锚杆锚固力的连续观测采用ZMCA液压式锚杆锚固力测力计，安装位置为每隔50M在巷道顶板安设两个。三、锚索受力监测锚索工作载荷可采用拉拔装置YML型锚杆拉力计。每隔50M随机抽取3根进行拉拔实验，最大拉拔力达到150KN时停止试验。主要检验锚索的锚固力是否满足设计要求，对不满足设计应进行及时的补来，以达到设计的要求。四、观测计划1、顶板离层观测巷道掘进以后顶板离层观测时间距掘进工作面010M范围内，每天观测两次；1120M范围内每天观测1次，2150M范围内，每3天观测一次；50M以外每周观测一次。回采期间（作为机巷使用时）的观测时间距回采工作面010M范围内，每天观测两次；1120M范围内每天观测1次，2150M范围内，每3天观测一次；50M以外每周观测一次。2、锚杆工作荷载监测锚杆工作荷载监测是对已经安装完毕的锚杆进行随机抽取，检查锚杆锚固力是否达到设计要求，检查时间是每周对不同地段的锚杆进行检查。3、锚杆锚固力的连续观测距掘进工作面015M范围内，每天观测一次；1530M范围内每2观测1次，3060M范围内，每3天观测一次；60M以外每周观测一次。回采期间（针对机巷）的观测时间距回采工作面015M范围内，每天观测一次；1530M范围内每2天观测1次，3060M范围内，每3天观测一次；60M以外每周观测一次。4、巷旁顶板压力监测巷旁顶板压力监测时间距回采工作面010M范围内，每天观测两次；1120M范围内每天观测1次，2150M范围内，每3天观测一次；50M以外每周观测一次。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道施工方法巷道采用风动凿岩机打眼，二级煤矿乳化炸药配15段毫秒电雷管爆破，耙砂机装砂，平巷人力推车。巷道施工顺序打眼装药、放炮临时支护出矸永久支护安设挂钩安设轨道二、巷道施工1、施工前,地测组应在现场确定好巷道开口点起点位置，并在开口点位置放好中腰线，施工队必须严格按巷道设计及中腰线施工。施工时地测放线要求皮带中线至左帮16M，至右帮12M，详见巷道断面尺寸图。2、机电队与通风队应安装好局部通风机所有的开关电缆，以及巷道施工到20M后安装好爬砂机所用的电缆开关并搭好火。通风按规定安装好瓦斯监测探头，通讯设置好通讯系统。3、施工队开口前，应对该作业点周围进行全面性的安全检查，刁尽顶帮危岩活矸，且巷道开口点及岔口段附近根据现场实际情况采用树脂锚杆配金属网、钢筋梯、锚索进行加强支护，以确保施工安全。4、开口段施工放炮前，施工队必须将放炮点附近20M内的管线用4寸旧半圆管子包裹并用矸渣掩盖好，防止放炮损坏。5、21采区运煤上山绞车硐室、躲身硐设置在巷道前进方向左帮（巷道人行侧），躲身硐每40M一个，梯步、水沟设置在巷道前进方向左帮，水沟宽03M，深03M，要求施工成一条直线，高低、长宽一致。第二节凿岩方式一、确定凿岩方式和凿岩机（器）具、数量等巷道施工采用YT28型气腿式风动凿岩机（简称风钻）打眼，工作面凿岩机配备3台，2台运用，一台备用，30型耙矸机，MFB200型发爆器、锚杆机、木点柱、金属网、25千瓦绞车等。二、工艺流程掘进碛头安全检查画出轮廓线打眼吹眼装药联线放炮排炮烟临时支护出煤矸永久支护。三、循环作业方式采用“三八”制正规作业方式，两把YT28型凿岩机打眼。四、耙装矸石时，采取先耙碛头中部，再耙碛头两帮。运输方式碛头耙矸机出矸2194运输石门人力推车21采区轨道上山21采区轨道上山下部车场783主平硐序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风锤765532耙矸机P3013矿车MG116204发爆器MFB20016锚杆机MQT13027绞车JD251第三节爆破作业一、爆破条件1、巷道采用异形断面，巷道掘进断面为725。2、工作面通风方式采用型号为YBT11局部通风机；该巷布置于C24煤层内，根据前段掘进巷道瓦斯涌出浓度。确定掘进瓦斯浓度为002。3、掏槽方式工作面利用煤层作为掏槽层，采用直眼掏槽，一字炮眼布置，共5个掏槽眼。4、周边眼距离设计轮廓线20CM。5、掘进炮眼深度为16米，循环进度14米，炮眼利用率为875。6、爆破采用二级煤矿乳化炸药，采用15段毫秒延期电雷管；每次完成一个正规循环作业时消耗炸药量为18KG，雷管消耗量为30发。二、爆破说明书每循环炮眼30个，装药量18，其中掏槽眼眼深16M，眼数5个，每眼装药量06；辅助眼12个，眼深15M，每眼装药06KG，周边眼6个，眼深151M，每眼装药06KG；底眼6个，眼深151米，每眼装药06KG，水沟眼一个。掏槽眼、辅助眼、周边眼均采用正向连续装药，爆破材料采用二级煤矿许用乳化炸药、15段毫秒电雷管，启爆药卷装在第一节药卷顶部位置，雷管与所有药卷的聚能穴一致朝向眼底。连线方式为串联，采用FD200A多功能发爆器全断面一次连线分次启爆。当煤层厚度、硬度发生变化时，可根据现场变化情况调整装药量和眼孔个数及布置。三、工作面采用分次装药，分次爆破方式，全断面分为3次爆破。首先起爆掏槽眼，其余辅助、周边、底眼（含水沟眼）分次爆破，采用大串联的爆破方式。四、放炮警戒放炮安全直线距离不小于100M，转弯巷道不小于70米，放炮站岗警戒为1、距巷道开口点不足100M时，其放炮站岗警戒为一是在21采区轨道上山860M甩车场，二是21采区回风上山860M联络巷，三是2194运输巷开口点向内100M处。2、巷道开口点超过100M时，其放炮站岗警戒点在运煤上山巷道内距碛头100M以外的躲身硐内。放炮前，工长必须亲自通知站岗人员将警戒区域内的所有人员必须全部撤至警戒区以外的安全地点躲避后，方能按放炮规定放炮，放完炮后由工长通知撤岗。见站岗警戒点平面示意图。第四节装载与运输一、确定装载与运输方式21采区运输上山采用耙矸机出矸，装至矿车，经21轨道上山860M运输石门、21采区轨道上山运至21采区下部车场，最后运输队运至地面。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。序号设备名称型号数量安装位置固定方式安全设施的安设方式运输距离备注1耙矸机P301距碛头不小于15M卡轨器支撑杆稳固桩安设挡棍、或挡绳，向上施工耙矸机后面10M设置挡车不大于40M栏2矿车MG116203绞车JD251运输上山起坡点绞车硐内压柱、戗柱、地锚桩斜坡岔心位置上15M安设挡车栏245M4导向轮1碛头地锚桩地锚桩插入深度12M40M三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。1、材料、设备运输路线21运输上山材料、设备运输路线地面783主平硐S21轨道上山21采区860M甩车场2194运输平巷碛头。2、煤矸运输路线碛头2194运输平巷21采区860M甩车场21轨道上山21采区下部车场783主平硐地面。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求平巷人员进出，站在巷道人行道侧与物料保持1000MM的安全距离，21采区轨道下山及运煤上山提升时，严格执行“行车不行人，行人不车”的原则，一甩及运煤上山落平点附近20内严禁有任何人员作业，并在一甩、运煤上山下落平点附近设置好醒目的“行车不行人，行人不行车”的警示牌，以提醒人们。在提升过程中信号工自发出信号后必须进入躲身硐内或安全进行躲避后方能提升。五、上山施工过程中，每20M设置一个小地滚，以保证提升安全。六、耙矸机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙矸机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等耙矸机采用卡轨器、支撑杆、地锚桩固定，并在耙矸机上设置挡棍或挡绳，防止耙斗、矸石出槽伤人，作业时采用矿灯照明，耙矸机与掘进工作面的最大和最小的允许距离为4015M。七、装载、运输机械的安装固定方式巷道内安设的绞车、耙斗式装载机各班使用前必须仔细检查其完好及稳固情况。绞车安装时必须打齐打紧绞车压杠、稳绳、稳桩、压柱和戗柱。使用绞车前必须对绞车的各部件进行全面检查。耙斗式装载机要加强对设备各部件检查，对发现损坏情况要及时打出地面进行检修。第五章生产系统第一节通风一、选择通风方式、通风设备、设施1、巷道施工采用局部通风机压入式通风。2、高瓦斯区域采用双风机双电源，并实行风电、瓦斯闭锁。3、局部通风机安设在21采区轨道上山860M甩车场内。4、防尘设施安设两组一组距工作面50M范围内，一组距全风压汇合处30M范围内，监测设施安设两个甲烷传感器，工作面甲烷传感器距工作面不超过5M，回风巷甲烷传感器距全风压汇合处10M至15M范围内，见通风系统图。5、风筒敷设方式软质风筒吊挂式，碛头段采用铁风筒。6、供风距离400M二、“三专两闭锁设施”、“双风机、双电源”，情况介绍“三专两闭锁”三专指掘进工作面局部通风机采用专用变压器，专用开关，专用缆线；两闭锁是工作面的风电闭锁和瓦斯电闭锁。“双风机、双电源”自动切换是指当掘进工作面采用两台局部通风机，一台运行，一台备用，运行局部通风机实行三专电源，备用局部风机采用动力电源，掘进工作面运行局部通风机停电停风后备用局部通风机能自动开启向掘进工作面供风，此时掘进工作面的动力电源不能供电。三、设施具体要求1、风筒距碛头距离不得超过4M，风筒沿巷道进入工作面方向左帮铺设，距轨面16M，不得影响行人、运输，风筒吊挂平直，逢环必挂。2、防尘管路沿巷道进入工作面左帮，距轨面02M靠右帮铺设，防尘主水管每50M安设一个三通。3、根据煤矿安全规程第170条规定，甲烷传感器安置在巷道中上方，距巷道顶不大于300MM，距帮不小于200MM，现场碛头传感器的移动由安瓦员负责。4、由于瓦斯超限切断工作面电源，必须在工作面瓦斯浓度降到1以下时，方可人工恢复工作面电源，严禁作业人员随意调高断电仪的断电浓度和关闭风电、瓦斯电闭锁。四、掘进工作面风量计算。1、按瓦斯和二氧化碳涌出量计算（1）、按瓦斯涌出量计算Q掘100QCH4K10004280M3/MIN式中QCH4掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取QCH404M3/MIN；K瓦斯涌出不均衡系数，取2（2）、按瓦斯二氧化碳涌出量计算Q掘100QCO2K100015230M3/MIN式中QCO2掘进工作面二氧化碳涌出量，取015M3/MIN；K二氧化碳涌出不均衡系数，取22、按炸药使用量计算25A256150M3/MIN式中A一次放炮的最大炸药消耗量6KG3、按工作人员数量计算掘4N4936M3/MIN式中N人数4、根据以上计算，确定巷道掘进工作面设计风量为掘150M3/MIN。5、按最低风速和最高风速验算掘进工作面最低风量（1）、按最低风速验算掘进工作面的最低风量最低SV600157256525M3/MIN，式中V低煤矿安全规程规定允许最低风速，015M/S，S掘进工作面回风流最大断面（2）、按最高风速验算掘进工作面的最大风量最高SV604064415456M3/MIN，式中V高煤矿安全规程规定允许最高风速，4M/S，S掘进工作面回风流最小断面最低Q出最高，故符合要求。（3）、按掘进工作面温度和炸药量验算。掘进工作面温度和炸药量对应风量表炸药量（KG）552020温度（）161622232616162223261616222326对应风量（M3/MIN）4050605060806080100由于21采区运煤上山需炸药量为18KG，预计本掘进工作面温度为24，根据上表对应风量取值应为80M3/MIN，150M3/MIN80M3/MIN，符合要求。（4）、按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。100QCH4/Q掘025M/S最高风速VQ/60/SMIN35060867067M/S75，锚杆外露长度10MM40MM。五、质量达标的技术保证措施1、严格按给定的中腰线施工。2、严格按设计的断面尺寸掘进，严格爆破装药量，特别要控制好周边眼的质量和装药量，杜绝超挖，提高巷道质量3、严格按规定的间排距进行锚网支护，锚杆螺母必须拧紧，塑钢网、钢筋梯必须绷紧，紧贴岩面。4、各班跟班队长要严格按质量标准化标准对当班的过程质量进行检查和奖惩。六、班前会与班后制度入井前由值班队干认真组织班前会,明确布置当班的安全生产任务和分工，班后会由工长对当班的安全、质量、生产任务完成情况进行总结，并向地面值班队干和调度室汇报。七、现场交接班制度严格执行手上交接班制度，必须交清现场顶帮变化情况、工程质量和生产任务完成情况、电气及机械设备完好情况和存在的不安全隐患。八、上山耙矸机使用的安全技术措施1、上山耙矸机距碛头不小于15M，最大不超过40M。2、耙矸机司机必须经过培训，并持证上岗。耙矸机电缆必须悬挂成一条直线。3、耙装岩（煤）前，司机每班必须对机械及电器进行全面检查，发现故障及时排除。4、每班开机前，耙矸机司机必须认真检查耙砂机各部件完好情况、润滑情况、钢绳断丝情况、导向轮稳固情况，不符开车条件时，不得开车。5、耙矸机工作时，耙斗运行范围内、耙矸机正下方、两侧不得有人，避免在耙矸过程中飞绳、断绳、跑石伤人。6、大块矸石必须先破碎，再耙装，不得强行耙装。7、耙矸机耙装过程中，若遇耙斗受阻时，不可强行牵引耙斗，应将耙斗退回再耙。司机操作时，严禁同时将两个操纵手把拉紧，以防耙斗飞起。8、耙矸机操作过程中发生故障以及更换钢丝绳时，必须停车，切断电源，把手开关打到0位，闭锁开关悬挂警示牌，并严格执行随挂牌，随摘牌进行处理9、耙斗机工作完毕后应将操纵手把放到松闸位置，切断电源，卸下操纵手把10、装药时应停止机械运转，放炮前应将耙斗拉到溜槽上，切断电源，将耙斗机的电缆、按钮等设备掩盖遮挡好，防止放炮损坏。11、耙矸过程中必须保护好风筒，且风筒出口距碛头不大于5M。12、耙矸机必须上好自身的四个卡轨器把机身固定牢固，并严格按要求使用好支撑杆，除将卡轨器卡紧外,还必须在耙矸机进料口上方，巷道两帮底板上各打两个不小于1M深的眼子，与底板的夹角不小于60度。插入40MM带封闭圆环的圆钢，用155MM的钢丝绳兜住耙矸机的前端，再在耙矸机中部上方，巷道两帮底板上各打两个不小于1M深的眼子，与底板的夹角不小于60度，插入40MM带封闭圆环的圆钢，用155MM的钢丝绳兜住耙矸机的尾部，其钢丝绳均用适配的绳卡卡死卡牢，钢丝绳必须拉紧受力。13、耙矸机两侧必须插上铁挡棍或挡绳各3根，并设置护栏，以防矸石翻出或断绳伤人,且耙矸过程中,耙斗在卸料槽必须慢慢耙入矿车，碛头禁止有人停留或工作。14、移动耙矸机前，必须先在碛头硬底板上打上三根呈三角形布置的稳固桩，其桩深为12M，与底板向上呈60夹角，然后将地滑轮套在稳固桩上，每根桩直径为38MM的圆钢。同时在耙矸机后下方的巷道两帮各打两个眼深为12M的眼子（并距底板08M，12M高），插上直径为38MM的无腿棚叉子，放好两根适长的11工字钢梁，以防止移耙矸机时耙砂机下滑。15、下山移动耙矸机时，严禁用耙矸机自身绞车牵引，必须只能用绞车牵引耙矸机。且只有在防滑的工字钢梁放好及移耙矸机的绞车启动钢绳拉直后，方可松开耙矸机的稳固装置开始移动耙矸机。16、移动耙矸机时，耙矸机移动范围内和下方巷道内禁止有人