1211辅运巷掘进作业规程.doc

1211辅运巷掘进作业规程目 录第一节 概 述2第二节 编制依据2第二章 地面相对位置及地质情况4第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4第二节 煤（岩）层赋存特征4第三节 地质构造5第四节 水文地质6第五节 其它地质条件7第三章 巷道断面及支护8第一节 巷道断面8第二节 支护设计8第三节 矿压观测11第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿煤方式13第三节 掘进机作业14第四节 支护工艺17第五节 装载与运输22第六节 巷道排水沟22第七节 巷道管线布置22第八节 设备及工器具配备22第五章 生产系统24第一节 通风系统24第二节 压风系统27第三节 瓦斯防治29第四节 综合防尘29第五节 防灭火31第六节 安全监控33第七节 供 电35第八节 排 水36第九节 运 输37第十节 照明、通信和信号38第六章 劳动组织及主要技术经济指标39第一节 劳动组织39第二节 循环作业39第三节 主要技术经济指标40第七章 安全技术措施41第一节 一通三防安全技术措施41第二节 顶板安全技术措施43第三节 掘进工作面“短探短掘”安全技术措施48第四节 过空巷安全技术措施48第五节 防治水安全技术措施55第六节 机电安全技术措施58第七节 风动设备使用安全措施60第八节 其它安全技术措施65第八章 灾害应急措施及避灾路线67第一节 避灾原则67第二节：灾害应急预案68第三节 避灾路线71第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称巷道名称为1211工作面辅运巷。二、掘进目的及巷道用途1211工作面辅运巷掘进目的是为了满足1211工作面生产系统的需要，同时具有行人、运输、排水等管线敷设的功能。三、巷道工程量及服务年限1211工作面辅运巷设计长度1423m。服务年限同矿井1211工作面回采期。四、巷道布置及巷道方位：巷道类别：回采巷道。巷道层位：开口起以-6坡下扎至2#煤层底板后2煤底板施工。巷道开口：在2煤西翼回风大巷约1492m处。开口坐标：X=3963921.309 Y= 37468575.574；终点坐标：X=3965300.938 Y= 37468575.777巷道方位：1211工作面辅运巷开口方位按00000向前施工。五、中腰线标定1、巷道底板沿2煤底板掘进。2、激光仪在使用过程中，队组每班开工前进行核实，确保中线的正确使用，如发现激光指示仪中线偏离，及时通知地测科进行调校。3、激光仪在使用过程中，够100m距离需设置一组检核点，使用最大距离为200m。六、开、竣工时间预计开工时间为2015年1月10日，预计竣工时间为2015年6月底竣工。附图一：巷道布置平面图第二节 编制依据编制依据：1、 山西华晋韩咀煤业有限责任公司矿井兼并重组整合项目1211工作面施工设计图。2、山西华晋韩咀煤业有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告。3、安全生产法、煤矿安全规程、煤矿建设安全规范。4、煤矿井巷工程质量验收规范(GB50213-2010)。5、煤矿井巷工程施工规范 (GB50511-2010)。6、煤炭建设工程技术资料管理标准编制说明(2012年版)。7、 其它与本工程有关的国家及部颁现行的技术规范、规程和规定。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一、地面相对位置、建筑物及其他：井上下对照关系表水平、采区675水平工程名称1211工作面辅运巷地面标高+778+893m井下标高+643+673m盖山厚度135220m地面的对应位置建筑物该巷道地表位于枣岭沟谷地段，地表（开口向里400米）为枣岭乡建筑。邻近采区（面）开采情况邻近无采区（面）布置，未采动。二、邻近采掘情况及对掘进巷道的影响2煤西翼回风大巷已施工过1211工作面辅运巷的开口位置，对生产无重大影响，1211工作面辅运巷开口处为三岔口，开口前须重点加固，并安设顶板离层仪。盖山厚度：地面标高在+778+893m之间，井下巷道顶板标高在+643+673m之间，由此可知盖山厚度为135220m之间。三、瓦斯情况本矿属于瓦斯矿井，但施工的1211工作面辅运巷段可能存在老空或老巷，存在有害气体及老空水，巷道掘进过程中主要受到有毒有害气体及水的影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤层特征2#煤层含煤层厚度5.936.9m，平均厚度6.3m。一般含12层夹矸，夹矸一般厚0.20m，结构较简单。二、煤质特征2#煤呈黑色，条痕为黑灰黑色，玻璃金刚光泽。半暗煤裂隙不发育，质地坚硬。亮煤裂隙发育，性脆、质轻、很易破碎，有时可见正交节理。断口参差状。煤层自然分层一般为上、下两层，分层样和全层样镜质组含量均大于80%，在84.0-85.4%间，惰质组在14.6-15.8%间，壳质组几乎没有显示。镜质组主要以基质镜质体为主，其次是均质镜质体，其中散布着粘土和丝炭化碎物。丝质组（惰质组）中半丝质体多于丝质体，有少量的碎屑体，个别的火焚丝质体。矿物含量在6.1-9.7%，以粘土矿物为主，形态各异，分散状，浸染状、颗粒状，其次是黄铁矿，常呈细晶状，产于凝胶化基质之中，煤层显微煤岩类型属微镜惰煤。容重1.4t/m3， 煤层下分层焦炭抗碎强度M40为68.40-78.20%，耐磨强度M10为7.60-17.00%，抗碎强度较高，耐磨强度有部分较低，2号煤层属特低灰-高灰、特低硫-中低硫的瘦煤，可作炼焦用煤。煤质特征具体见下表：煤质特征表 煤层工业分析Qgr. dFcY（mm）发热量St.d粘结指数煤种Ma.dAdVdaf原煤0.7817.9618.8335.310.44SM浮煤0.847.1616.599.90.4462SM三、煤层顶底板岩性1、煤层顶板岩性多为粉砂岩、泥岩、岩性灰黑色，性脆，胶结较好。粉砂岩单项抗压强度36.751.4MPa；单项抗拉强度1.341.98MPa；抗剪强度3.856.15MPa。据小窑调查，顶板为中等稳定，较好管理，隔水性能好2、煤层底板岩性多为粉砂岩、泥岩。岩性灰黑色，块状，性脆。粉砂岩单项抗压强度28.347.6 MPa单项抗拉强度1.292.35 MPa，抗剪强度1.965.31 Mpa。遇水易泥化，在一定条件下（顶面来压）容易发生底鼓现象，但隔水性能好，属不稳定底板。附图二：综合柱状图第三节 地质构造1211工作面辅运巷所在区域主体构造为走向北东，倾向北西的单斜构造。煤层倾角-12-30。第四节 水文地质一、岩层赋水情况根据井筒施工期间揭露的岩层可知，该巷富水性较弱；但由于本矿井为技改矿井，周边小窑较多，不排除受老空水的威胁。2煤的充水因素有：老空积水、顶板砂岩裂隙水涌水（充水）、断层带底板含水层突水和导裂出露区地表渗漏。2煤老空水充水是2煤开采危害最大的水害因素。顶板砂岩裂隙水为2煤开采最普遍的水害因素，其充水强度不大。水害类型：主要为老空积水。1211工作面经过首采区一标段地面综合物探报告探测到的老空积水区CK4，采空面积99600，预计积水量3.9万立方米，对1211工作面掘进造成威胁。二、涌水量情况本巷道在2号煤层中施工，含水层为下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层，其中K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育。根据地测科提供的水文地质资料显示矿井正常涌水量为62.5m/h，最大涌水量为75m/h，水位标高829.26-978.54m。水质SO4HCO3-K+Na，因此含水层为弱富水性裂隙含水层，井田内矿井水文地质条件为中等类型。由于地层总体向西北倾斜，西南部埋藏较浅，顶板裂隙水对施工影响较小。根据1202工作面掘进过程中涌水量，推测1211工作面主要水源为工业用水和老空水，正常涌水量5立方米/每小时。三、探放水1、巷道施工期间必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。2、进行地面三维地震勘探，查明潜水埋藏深度、断层及陷落柱等地质情况；用瞬变电磁法在井下探测含水层及其富水性、老窑及其积水情况，并出分析报告，分析工程地质、水文地质条件对施工造成较大影响的因素, 提出水害防治措施。做到物探先行，长短探跟进、验证，避免水害事故的发生。3、巷道掘进时严格按照地测科下发的可掘通知单进行施工。4、工作面超前钻探必须做到闭合管理，每次钻探完成后，探水队必须履行安全确认签字移交程序。第五节 其它地质条件一、煤层瓦斯赋存情况根据临煤审发【2014】5号临汾市煤炭工业局关于山西华宁煤焦有限责任公司和山西华晋韩咀煤业有限责任公司2#煤层矿井瓦斯涌出量预测的批复中对山西华晋韩咀煤业有限责任公司以120万吨/年能力联合开采2#煤层时，单个回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为4.91 m3/min，单个掘进工作面最大绝对瓦斯为涌出量为2.34 m3/min；矿井最大绝对瓦斯涌出量为17.49m3/min，最大相对瓦斯涌出量为6.68 m3/t。预测结论为山西华晋韩咀煤业有限责任公司矿井以120万吨/年能力开采2#煤层生产期间为瓦斯矿井。二、煤尘爆炸指数 2号煤层有爆炸性危险。三、煤的自燃发火倾向 根据临汾市煤炭中心化验室对本井田2号煤层煤的自燃发火倾向性鉴定结果：吸氧量0.62cm/g，自燃倾向性等级为级，属自燃煤层，自燃发火期为12个月。四、地温根据钻孔测温工作结果显示，地温正常。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面 一、巷道为矩形断面，1211工作面辅运巷为2-2断面。二、2-2掘进断面为19.95，净断面17.6。三、2-2掘进宽高=5700mm3500mm，净宽净高=5500mm3200mm，巷道铺底厚200mm。四、1211工作面辅运巷支护方式及工程量一览表：序号断面围岩性质净断面（m2）掘进断面（m2）支护方式12-2煤/岩17.619.95锚网索+木托板第二节 支护设计一、巷道支护形式及技术参数1、巷道为矩形断面，采用锚网索支护：顶部采用左旋无纵肋树脂螺纹钢锚杆+锚索+铁丝网联合支护，回采帮采用玻璃钢锚杆及塑料网联合支护，煤柱帮采用左旋无纵肋螺纹钢锚杆及塑料网联合支护。2、如遇采空或其他特殊情况，根据具体情况编制补充安全技术措施，确定支护方式。3、支护参数（1）锚杆：顶部采用左旋无纵肋树脂螺纹钢锚杆，锚杆22mm，L=2800mm；煤柱帮采用左旋无纵肋树脂螺纹钢锚杆，22mm，L=2400mm；回采帮采用22mm，L=2400mm的玻璃钢锚杆，锚杆间排距为800mm800mm。（2）锚索：选用178mm8300mm的低松弛钢绞线，间排距2000mm1600mm，“对二”布置。（3）锚杆托盘：a、Q235钢板，LBH=150mm150mm10mm。 b、木托盘LBH=300mm200mm80mm c、玻璃钢碟形托盘 锚索托盘：选用Q235钢板，LBH=300mm300mm16mm的蝶形托盘。（4）锚网：10#菱形铁丝网，规格：4400mm1000mm，网格50mm50mm，网格搭接长度100mm；塑料网，规格：3800mm1000mm，网格搭接长度100mm。采用12#铅丝压茬连接敷设。（5）锚固剂：顶部锚杆采用全长锚固，每根锚杆使用一支CK2335、三支K2360树脂锚固剂；帮部每根锚杆使用CK2335和K2360树脂锚固剂各一支；每根锚索使用两支CK2335和两支K2360树脂锚固剂。附图三：巷道断面支护图二、支护参数的确定、锚杆参数的选择1、锚杆长度 按平衡拱理论计算：由公式L=N（1.1+W/10)计算确定式中：N围岩影响系数，取1 W巷道跨度，5.7m L锚杆总长度，m则： L=1（1.1+5.7/10）=1.67m 锚杆长度选取2.4/2.8m可以满足要求。2、顶锚杆直径由公式d=L/110计算确定。式中：d锚杆直径，mm则：d=1670/110=15.2mm 所以锚杆直径选取22mm可以满足要求。3、锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径确定根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为612mm，锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为47mm，因此锚杆钻孔直径R孔在2834mm之间，树脂锚固剂直径R树在2326mm之间。取R孔=28mm，R树=23mm。4、锚固方式和长度锚固方式：顶部锚杆采用全长锚固，每根使用一支CK2335、三支K2360锚固剂，帮部锚杆每根使用CK2335、K2360型树脂锚固剂各一支。 5、锚杆间、排距 由公式M0.5L和 BnN/2KraL2确定。式中：M锚杆间距，m式中：B锚杆排距，m。 n顶板每排锚杆根数，取7； N每根锚杆锚固力，取80KN； K安全系数23，取2.5； r顶板岩层容重，取24kN/m3； a掘进巷道跨度之半，取2.85m； L2软弱岩层厚度，取1.5m则： M=0.52.4（2.8）=1.20（1.4）m B780/（22.5242.851.5）1.1m1211工作面辅运巷顶、帮锚杆支护间排距均取0.80.8m，符合巷道计算要求。、锚索参数的选择1、锚索长度根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置。坚硬顶板岩层，高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬岩层位置。锚索锚固段要设计在坚硬岩层内1.01.5m内。根据工作面岩性分析，直接顶泥岩0.3-1.0m，基本顶中粒砂岩6.02m，因此锚索应锚固在中粒砂岩中。L锚索=L外露+L有效+L锚固式中：L锚索：锚索长度，m L外露：锚索外露长度（一般取0.25m)； L有效：锚索有效长度，取4m； L锚固：锚索的锚固长度， m。 选取17.8钢绞线座锚索，每孔使用2支根CK2335型、2支K2360型树脂锚固剂。 L锚固=(L树R2树)K/（R2孔-R2杆）= (155011.52)/(152-8.92) 0.85=1195mm 式中：K锚固剂充实系数，取0.85 故：L锚索=L外露+L有效+L锚固 =0.25+4.0+1.195=5.445m所以选取锚索长8.3m，大于5.445m，符合要求。2、锚索间排距：锚索间排距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。、巷道自然平衡拱高度b。b=a/fk式中：a巷道掘进宽度之半，5.72=2.85m fk顶板岩石普氏系数，fk=6b=a/fk=（5.72）6=0.475m 、巷道潜在冒落拱面积SS=ab= 2.850.475=1.8m2、每米巷道顶压值Q，则Q=Srk =abk=rk式中：rk为顶板岩石的容重，kN/m rk24kN/mQ=S rk =1.824=43.2kN/m、点锚索能承受的冒落危岩的长度L，WL= Skn式中：W点锚索的极限破断力，W=260KN n安全系数，取1.6 W 260L= = =3.6m Skn 44.881.6取锚索间、排距为2.01.6m，均小于3.6m，符合要求。、结论：根据以上计算结果：锚索排间距都能满足要求。第三节 矿压观测1、巷道的开口处范围内必须按设一个顶板离层仪。2、巷道的三岔口、四岔口中心处必须安设一个顶板离层仪。3、离层仪宜安装于巷道顶板的中部,并严格按使用说明书进行操作。4、安设顶板离层仪的钻孔深度必须达到8.3m以上，钢丝绳的固定端锚在深部8.3m、浅部2.5m处。5、保证顶板离层仪垂直于顶板，保持刻度盘的清洁以便于观测数据。6、安设时要求离层仪所在位置的顶板平滑（无网兜），安设后定期对离层仪上方网里渣石进行清理，保证数据的有效性。7、深、浅部初始读数调节为0mm，确保钢丝线拉紧、螺丝紧固，确保安设质量及数据的有效性。8、每个离层仪必须有相应管理牌板并进行编号管理，牌板必须体现出离层仪初始读数、离层值、观测人及读数日期。9、如发现个别顶板离层仪失效，必须进行补打。10、掘进工作面结束后，必须将仪器、牌板完整的移交给队组，并对其进行观测管理及汇报数据。11、设专人进行负责用矿用手持式采集器采集离层仪数据，新安装的顶板离层仪每天采集一次，连续观察一周后，每周采集一次，并将收集测出数据每周五报到生产技术科。12、每月生产技术科对本巷道顶板离层仪进行管理总结，并对靠近工作面的离层仪数据进行分析。13、矿压仪器及测点要保护好，不得随意损坏，矿压观测由队里的技术员及验收员负责。14、离层仪打完安装好后，必须保护好。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、巷道施工方法采用EBZ-260型综掘机掘进一次成巷。二、巷道施工步骤确定巷道开口位置后以方位角N00000”，倾角-6坡下扎至2#煤层底板后沿煤层底板掘进，无特殊开口设计。1211工作面辅运巷长度约为1423m。 三、特殊地段施工特殊地段如过断层、构造、采空区施工，则必须编制专项安全技术措施。 第二节 凿煤方式一、施工方式1、掘进方式：采用EBZ-260型悬臂式掘进机截割落煤矸，通过综掘机蟹爪装岩的施工方法，煤矸通过综掘机二运转载到2煤西翼回风大巷的皮带、联络巷刮板输送机转入主运输系统运至地面。2、生产工艺流程：交接班检查（三员两长到位排查隐患、检查瓦斯、检查永久支护）敲帮问顶延刮板输送机（皮带）掘进机开机割、装、运退机将掘进机截割头落地并将综掘机闭锁敲帮问顶检查瓦斯洒水灭尘临时支护永久支护质量检查清理浮煤进入下一个循环。 3、最大最小控顶距采用综掘机掘进时若顶板完好且无特殊地质构造及空区（巷），巷道顶板完整、条件好时，掘进工作面最大控顶距为1800mm，最小控顶距为200mm，循环进度为1.6m；若顶板破碎、遇地质构造、揭露空区（巷），须坚持掘一排支护一排，顶板围岩破碎、易片帮时，掘进工作面最大控顶距为800mm，最小控顶距为200mm，循环进度为0.8m。4、综掘机进刀方法：在底板上0.8米位置进刀，沿巷道中心线分二步截割，第一步从左向右、从下向上沿“S”型路线来回截割；第二步综掘机机头回到原来位置根据巷道设计断面然后将底板扫平，沿巷道轮廓线切使巷道成型，如巷道底角采用综掘机刷帮不到位，可采用风镐配合刷帮成型。 第三节 掘进机作业一、一般规定1、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。2、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。3、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。4、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。6、掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地用防护罩保护好割头，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。7、检修掘进机时，必须将掘进机停电闭锁，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。二、施工中注意事项1、掘进机司机必须经过培训且取得合格证并持证上岗，严禁其他人员操作。配备正副两名司机，正司机负责操作，副司机负责监护。司机不得离开工作岗位，不得委托无证人员操作。2、掘进机司机严格执行现场交接班制度，对机器的运转情况和存在的问题，要向交接班司机交代清楚。3、掘进机司机随身携带瓦斯便携仪。司机离开掘进机前必须将掘进机停电闭锁。4、开机前，严格执行检查制度，发现问题及时处理，严禁带病作业。5、检查完毕后，在作业人员撤至安全地点后，方可合上电源总开关，按操作程序进行空载试运转35min，禁止带负荷启动。各部位均正常后，方可正式投入工作。6、开机前，必须发出警报。合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序启动。一般启动顺序为：液压泵胶带转载机刮板输送机截割部。7、截割时，根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和压死刮板机等现象，截割时应放下铲板。如果落煤（岩）量大而造成过载时，司机必须将掘进机退出，停机进行处理。严禁点动开车处理，以免烧坏电机或损坏液压马达。8、截割时，司机要注意各部位温度和压力表变化情况；压力表的指示出现问题时，应立即停机检查。9、发现危急情况，必须使用紧急停止开关，切断电源，待查明事故原因、排除故障后，方准继续开机。 10、顶板稳定、压力不明显、无地质构造、无空区（巷）情况下，掘进机一次截割最大距离为1.6米；顶板条件不好，顶部破碎易冒或压力明显情况下时，应缩小截割距离，逐排掘进。11、根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式，按正确的截割循环方式操作，并遵循以下原则： 1）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。 注：、若顶板稳定，采用上图所示截割顺序。 、若顶部破碎、易冒时，不能采用综掘机截割，采用人工风镐进行掘进，综掘机出碴。 2）切割必须考虑煤岩的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理。 3）对于硬煤，应采取自上而下的截割程序。 4）掘进半煤岩巷道时，应在煤岩结合处的煤层开始掘进，先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的程序。 5）对较破碎的顶板，应采取留顶煤或截割断面周围的方法。 12、截割过程中的注意事项： 1）遇有超过掘进机设计截割硬度的岩石时，应将掘进机退至迎头10米以外的安全地点并对机器及管线进行有效的安全防护后，方可进行爆破施工。2）截割头必须在空载状态下起动，严禁截割头带载起动。截割头工作时必须打开降尘系统。截割头在最低工作位置截割时，严禁将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁截割头与铲板相碰。3）机器行走时，必须将后支撑抬起。4）严禁用掘进机链板机强拉大块煤矸。5）掘进机作业时，各类喷雾降尘设施必须正常使用，保证有效灭尘。13、遇下列情况时，均不得开机：1）喷雾、冷却系统不能正常工作；2）油箱内油位低于油标指示范围；3）重要部件联接螺栓松动；4）电气、液压系统破坏。5）风量不足，防尘设施不齐全，无照明。14、掘进机作业期间，严禁人员在下列地点停留：1）铲板前方；2）铲板和刮板机运转范围内；3）切割臂的回转范围内；4）转载带式输送机下方。15、维修1）建立定期检修制度，并做好记录。2）检修工作必须由经过培训且取得合格证并持证上岗的专职维修工担任。3）检修掘进机，必须在确认作业地点安全情况下方可进行。检修前应切断机器电源。 4）更换掘进机截齿时，必须断开掘进机上的电气控制回路开关，并断开掘进机隔离开关，切断掘进机供电电源，并在开关箱上挂停电牌后在进行更换。 5）当迎头作业与掘进机调试工作需同步进行时，必须将掘进机最前方滞后迎头不低于3m且设专人在安全地方警戒，防止掘进机误动作伤人。第四节 支护工艺一、支护工艺（一）临时支护：1、临时支护必须在截割成型后及时使用，严禁空顶作业。2、临时支护：工作面共5根轻型玻璃钢单体液压支柱，其中使用4根支柱进行临时支护，1根备用。3、支柱最大高度2800mm，最小高度2230mm；工作行程570mm；额定工作压力30KN；额定工作液压3.8MPa；初撑力30KN；液压缸内径100mm；玻璃钢表面电阻小于3108；重量（无液21.8kg）。4、永久支护的顶网提前连接好，在敷设临时支护时将网依次托在临时支护梁上，以免永久支护时发生重新立柱现象。5、临时支护敷设时，不得盖住锚杆眼位而影响锚杆眼施工。6、循环进度2.0m掘进时，敷设一排临时支护，一梁一柱布置，短梁走向敷设，单体间距不超过1.5m。7、巷道高度大于单体液压支柱最大支撑高度时，必须留1m底煤（岩）。底板松软时必须 “穿鞋”，以保证临时支护初撑力，单体液压支柱升起后高度不得超过2800mm，工作行程不得超过570mm，防止液压支柱超工作行程而被拉坏。8、单体液压支柱、帽梁必须采用防倒链将单体液压支柱、顶帽拴在已支护好的锚杆上，以防单体液压支柱倾倒和顶帽坠落伤人事故的发生。 9、接顶梁：正常情况下，采取一梁一柱（带帽点柱形式）敷设，为防止单体点柱侧滑和陷落，单体液压点柱必须“穿鞋戴帽”，鞋暂时定为采用厚度16mm、长、宽各300mm的钢板，钢板上面采用159mm高200mm的钢管与钢板焊接在一起。帽采用规格长宽厚：1000200100mm的坚硬木板。单体液压支柱使用时必须支设在平稳的底板上，工作面配备5根、使用4根单体液压支柱，支柱使用间距1500mm。附图四：单体液压点柱临时支护平面图、剖面图73（二）永久支护锚杆施工操作及技术要求： 1、顶锚杆施工安装、进行临时支护：将临时支护支设好，确认无误后，方可进行下一步工作。、顶板采用MQT-70C型风动锚杆机配B19中空六棱钢钎、32mm羊角钻头打眼。、将顶板用金属网铺设好并用铁丝捆扎好。 、按中线标定锚杆眼位，然后按眼位施工顶板锚杆孔：采用锚杆打眼机按标定的眼位由巷道两边向中间施工锚杆眼，巷道顶锚杆孔深2640mm，允许偏差为0+30mm。 、装锚杆：上联接器，一手持锚杆尾部，一手将联接器端头对准锚杆尾部螺母，按顺时针方向拧紧。 、送树脂锚固剂：先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。一手将1支CK2355树脂锚固剂和3支条K2360树脂锚固剂送入眼内， CK2355锚固剂在上，K2360锚固剂在下，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚杆，以免影响锚固质量。 、搅拌树脂锚固剂：将钻机套上联接器，开启钻机将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30s后停机。 、紧固锚杆：待锚固剂凝固1-2min后，卸下联接套，上好托板螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其锚固力不得低于80KN。2、帮锚杆施工安装、两帮将菱形网用联网丝连联好。、两帮锚杆用YT-23风煤钻，32mm柱齿钻头打眼。、按标定的眼位打帮锚杆眼，采用风钻自上而下打眼，巷道帮锚杆孔深2240mm，允许偏差为0+10mm。、送树脂锚固剂：先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格严禁使用。一手将1支CK2335和一支K2360树脂锚固剂送入眼内，一手用装好的锚杆端顶住锚固剂缓慢均匀送入眼底。、搅拌树脂：将风动锚头套上联接器，开启风动锚头将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌30s后停机。、安装锚杆：待锚固剂凝固1-2min后，卸下联接套，垫片螺母，并拧紧，用力矩扳手检查，使其锚固力不得低于80KN。3、打锚杆眼注意事项、打眼前，首先要敲帮问顶，处理工作面活矸及危岩。、校核中线，检查巷道成形是否符合设计要求。若不符，必须用风镐刷齐，使之符合设计要求，最后拉尺定眼位，并做好标记。、打锚杆眼时，必须在钻杆上做好标记。、打眼时，必须掌握好方向，严禁打穿皮锚杆或沿层面裂隙打眼。、工作面应配备长短两种钻杆，采用短打长套的方法，以保证锚杆眼符合设计。锚索安装工艺：1、施工锚索眼：当巷道按设计要求支护合格以后采用MQT70C型气动锚杆钻机、B19六棱可接长组合钻杆、钻杆连接器及钻头连接器，直径24mm柱齿式钻头，打眼至设计深度8.0m，孔深允许偏差为0+100mm。2、送树脂锚固剂：先检查锚固剂的质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格严禁使用。上锚固剂时要一手将2支CK2335和2支K2360树脂锚固剂送入眼内， CK2335锚固剂在上，K2360锚固剂在下，另一人用锚索缓慢的将树脂锚固剂推入眼底，使其锚固力不得低于150KN。3、搅拌树脂锚固剂：锚索下端装上专用搅拌驱动器（搅拌接头），在将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚索钻机上，然后升起钻机，推进锚索边搅拌边推进，直到推入孔底，停止升钻机。搅拌时，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在2030s，确保搅拌均匀后方可停机。4、张拉锚索：停止搅拌后，必须继续保持锚索钻机的推力约3min，然后收回锚索钻机。待锚固剂凝固3-5min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上锚索钢板、锚具，并将其托到紧贴顶板位置。两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。5、技术要求：锚索搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。树脂锚固剂固化10-15min后张拉锚索，张拉预紧力25Mpa，锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补打。6、打锚索眼注意事项：、打眼前，按设计拉尺画眼定位。、打眼过程中，钻机与钻杆必须保持同一轴线，防止断杆伤人。、严禁在钻机上垫任何物料。、操作者要远离钻孔中心线，防止断杆伤人。、打眼及搅拌时，手或衣服要远离钻杆或锚索，防止绞手或衣物。、保证眼深达设计要求，经常观察顶板岩层变化情况，并及时汇报生产科，及时调整锚索支护。、严禁不按锚索支护操作规程操作。第五节 装载与运输工作面开口5m后铺设刮板输送机，利用人工出煤装入刮板输送机；工作面掘进至60m后撤除刮板输送机，铺设皮带。利用综掘机铲板及综掘机刮板输送机、二运皮带将煤矸转入工作面刮板输送机（皮带）。再经2煤西翼回风大巷皮带、联络巷刮板输送机进入主运大巷皮带后再经井底煤仓进入主斜井皮带运至地面。第六节 巷道排水沟1211工作面辅运巷主要有生产用水，老巷涌水，巷道掘进期间先在巷道左帮挖一条宽深=300200mm的临时排水沟，以便用于掘进时期的排水。第七节 巷道管线布置在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐,电缆钩每隔1.5m一个，电缆垂度不超过50mm。压风、压水、排水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外采用108mm钢管，排水管要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风用水。风筒要逢环必挂，风筒口距工作面不大于5m。第八节 设备及工器具配备设备及工具配备情况表 序号设备工具名称型号规格单 位数量备 注1综掘机EBZ260台12局部通风机FBDNO7.1/230台2备用1台3风镐G10把44锚杆钻机MQT-70C台4备用2台5风煤钻YT-23台8备用4台7风动扳手BE-30台2备用1台第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式本工作面采用压入式通风方式。二、风量计算1211工作面辅运巷掘进工作面实际需要的风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、人数等规定要求分别进行计算，并按其中最大值选取。1、按瓦斯涌出量计算 Qhf=125qhgkhg 式中:qhg瓦斯预计涌出量， 1.04m3/min；khg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，本工作面取2.0；125按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8的换算系数。即 Qhf = 1251.042.0=260m3/min2、按二氧化碳涌出量计算 Qhf=67qhckhc 式中:qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取1.95m3/min； khc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，本工作面取1.5；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1的换算系数。即 Qhf = 671.951.5=196m3/min3、按工作面同时工作最大人数验算 Qhf4Nhf 式中：Nhf掘进工作面同时工作的最多人数，本工作面取40人（交接时最多人计算）。即 Q = 440 = 160m/min4、按井下无轨胶轮车计算 Qhf=5.44 KW Khc 式中：5.44每1KW需配的新鲜风量KW井下同时工作的无轨胶轮车和装载机的总功率。WC1.8J无轨胶轮车的功率45KW。2台胶轮车同时工作。即 Qhf = 5.44900.75 = 367.2m/min经上述计算，确定1211工作面辅运巷工作面所需风量为367.2m/min。三、按风速验算 1、 验算最小风量 Qhf600.3Shf 即Qaf600.317.6=316.8m/min2、 验算最大风量 Qhf604.0Shf Qhf604.017.6=4224m/min式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，本工作面为17.6m2。316.8 m/min 367.2m/min4224m/min，工作面所需风量取367.2m/min符合要求。四、局部通风机选型计算、根据掘进工作面实际需风量，按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。Q扇=Qhf/（1-L掘/100）Q扇=367.2/（1-1423/1002.4%）=557.6m3/minQ扇局部通风机实际吸风量，m3/min；Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min；风筒百米漏风率，%,取2.4%；L掘风筒长度,1430m,；、通风阻力计算：RR100L/10010.51423100149.4（NS2/m8）R100为百米风阻取10.5NS2/m8、局部通风机风压的确定：HtRQ扇Qhf/3600+hvRQ扇Qhf/3600+(Qhf/60)2/2S021006.2（Pa）为空气密度取值1.2kg/m3，S0为风筒出口断面积。根据上述计算，对照FBD系列风机的特性曲线，选择2台FBD-No7.1 /2*30KW风机，1台使用，1台备用。FBD-No7.1 /2*30KW风机吸风量为378581m3/min，全风压为11005450Pa。风筒型号选用橡胶阻燃正压（800mm10m）的风筒，可以满足施工需要。五、局部通风机安装地点和通风系统、局部通风机安装地点局部通风机安设主运大巷进风的新鲜风流中；局部通风机必须实行双风机、双电源、自动切换、自动分风。、通风系统进风系统：地面主斜井（副斜井）井底车场2煤西翼主运大巷联络巷2煤西翼回风大巷迎头回风系统：迎头2煤西翼回风大巷2煤总回风巷回风立井地面六、局扇管理规定1、局扇位置：局扇安装在2煤西翼主运大巷进风巷的新鲜风流中。2、局扇必须实现“三专两闭锁”（即专用变压器、专用开关、专用线路，风电闭锁和瓦斯电闭锁）和双风机（主备局扇能力必须相同）双电源自动切换。局扇安装使用必须严格执行“五专一化一切换”规定，即专项设计、专项措施、专人安（移）装、专人验收、专人管理，采用“定制化”管理，并实现局扇“单双日切换”,局扇单双日切换定于每日四点班。3、局扇投入运行后必须在局扇附近5米范围内悬挂“局扇管理牌板”，标明安装时间、安装地点、使用单位、局扇（备扇）编号、型号和功率、全风压配风量、吸入风量、出口风量、管理负责人等内容。4、FBD-No7.1/2*30KW局扇连接的风筒出口距工作面迎头的距离不大于5m。5、局扇必须按设计位置安装，严禁随意移动。6、任何人不得随意停开局扇，因检修等原因停止局扇运转时，必须提前办理有计划停风手续，否则不准停风。7、工作面因其它原因无计划停风后，由班组长负责将全部人员撤到全风压风流处，在巷道内距全风压回风口不大于3m处设置栅栏、悬挂警标或派专人在巷道口站岗，防止其他人员误入，通风正常前，任何人不得入内。恢复通风前，瓦检员必须按规定检查瓦斯，符合规定时，方可启动局扇，不经瓦检员同意，任何人不准启动局扇。8、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。9、风筒严格按巷道断面标准要求吊挂，且必须逢环必挂、吊挂平直，拐弯地点需平缓过渡，杜绝出现拐死弯现象，以减少通风阻力。风筒吊挂不得出现脱节、破口、漏风等现象，严禁使用不同直径风筒连接。10、严禁随意断开风筒，风筒有脱节、落地现象时，班组长、安全员要负责立即处理。11、当班班组长要仔细检查工作面通防设施，风筒吊挂情况，发现问题及时安排处理。附图五：通风系统示意图。第二节 压风系统一、压风系统简述现有压风系统为主斜井共用的集中压风站。两台GA250-8.5型40m和两台GA110-7.5型20m压风机，总供风能力120m/min。二、压风管路参数及布置从压风机房经一趟159mmPE管管路(300m)至主斜井井口，经一趟159mm无缝钢管管路沿主斜井入井经过2煤西翼回风大巷接至1211工作面辅运巷工作面。三、用风设备用风量计算1、工作面使用2台风镐，每台标准用风量为3.12 m3/min，实际用风量6.24 m3/min；2、工作面使用2台ZQS-30/2.5型手持式风煤钻，每台标准用风量5.0 m3/min，实际用风量10 m3/min；3、工作面使用2台MQT-70C型锚杆钻机，每台标准用风量5.3 m3/min，实际用风量10.6 m3/min；4、工作面使用一台风泵，每台标准用风量0.35 m3/min，实际用风量0.35 m3/min；合计：如同时使用27.35m3/min，实际配风量120m3/min，满足要求。压风设备和用风设备表设备名称型号单位耗风量（m3/min）台数（台）风量（m3/min）风镐G103.1226.24风泵FQWB70/300.3510.35锚杆钻机MQT-70c5.3210.6风煤钻ZQS-30/2.55210合计27.35四、管理规定1、掘进面班组长及电钳工必须对压风系统进行巡查，发现漏风必须立即处理。2、井下压风管路和阀门的日常管理由施工队负责。3、因工作面推进需延长压风管路或安装压风自救装置时，必须将上一级阀门严密关闭，防止漏风。4、第一组压风自救装置安装在距巷道开口50米范围内，之后每隔200-250米安装一组压风自救装置，每组不少于5个，安装高度距底板不低于1.6米。5、严格执行其他相关规定。 五、压风自救系统标准 1. 基本要求（1）工作面回风巷在距安全出口以外2540m范围内设置一压风三通阀门装置，回风巷有人固定作业地点安装一组压风三通阀门装置；进风巷在安全出口以外50100m范围内设置一组压风三通阀门装置，每隔200m安装一组压风自救供水施救装置。（2）煤巷掘进工作面自掘进面回风口开始，距迎头2540m的距离设置一压风三通阀门装置，然后每100m设置一组压风三通阀门装置。（3）压风供应泵站必须设置在地面，压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板1.5m，便于现场人员自救应用。2.技术要求（1）压风自救装置应具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。（2）压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固，零、部件的连接要可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。（3）压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.30.7 MPa，在0.3 MPa压力时，每台压风自救装置的供气量不少于100150 Lmin范围内。（4）压风自救装置工作时的噪声不得大于85 dB(A)。第三节 瓦斯防治1、局扇确保正常运转，任何人不得随意停开局扇。2、两台局部通风机停风时，必须将人员撤至进风巷内，并设临时栅栏、挂警标，恢复通风前，必须全面检查气体浓度，确认有害气体不超过