补连塔煤矿22煤四盘区主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程

补连塔22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程目录神华神东集团补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程编制单位：开拓准备中心综掘一队负责人：编制人：编制日期：2016年12月17日目录1工程概况11.1概述11.1.1巷道名称及用途11.1.2工作面位置及相邻巷道关系11.1.3掘进工程量及工期11.2 规程编写依据21.2.1国家级依据21.2.2公司级依据21.2.3矿级依据32地面相对位置及地质情况42.1地面相对位置及概况42.1.1 地面相对位置42.1.2 地质概况42.2 巷道围岩特征、煤层特征42.3水文地质构造52.4工作面系统危险源辨识52.4.1成立风险评估小组52.4.2掘进、支护风险评估52.4.3过地质构造风险评估62.5存在问题及处理情况93巷道布置及支护说明113.1巷道布置113.1.1巷道层位、开口位置、掘进方位角113.1.2巷道工程量及断面尺寸113.2矿压观测123.3巷道支护设计123.3.1巷道支护形式123.3.2支护参数校验153.4支护工艺173.4.1锚杆支护工艺173.4.2锚索支护工艺184.施工工艺204.1施工方法204.1.1施工方法及施工设备204.1.2巷道掘进顺序214.2施工工艺224.2.1落煤（岩）工序224.2.2装煤（矸石）工序及具体要求234.2.3运煤（矸石）工序及具体要求234.2.4锚杆支护工序及具体要求234.2.5浮煤、浮矸清理及具体要求234.2.6施工放线要求234.2.7工作面循环进度确定234.2.8工作面最小空顶、最大空顶距确定244.3其它工作安排244.3.1巷道掘进要求244.3.2巷道设施安装及要求244.3.3巷道底板维护及要求244.3.4巷道文明生产分工及要求245生产系统255.1通风系统255.1.1工作面通风方式的选择与确定255.1.2工作面风量计算及验算255.1.3局部通风机选型265.1.4确定系统供风量275.1.5风筒出风口与掘进工作面之间的最大距离275.1.6通风线路285.1.7通风管理285.2运输系统295.2.1主要运输系统295.2.2辅助运输系统295.2.3辅运设备与运输距离295.3供电系统295.3.1工作面设备配备见下表：305.3.2电气负荷明细表305.3.3变压器负荷参数表315.3.4选择高压配电装置325.3.5选择高压电缆325.3.6选择低压开关、起动器345.3.7选择低压电缆355.3.8低压短路电流计算415.3.9高压短路电流计算525.3.10设计小结585.4供水系统585.4.1水管选用585.4.2供水系统585.4.3其它要求585.5排水系统595.5.1排水设施595.5.2排水计算595.5.3排水系统605.5.4其它要求605.6通信联络及照明系统605.6.1通讯联络系统605.6.2照明系统615.7防灭火系统615.7.1外因火灾防治615.7.2内因火灾防治625.8防尘系统635.8.1防尘管路铺设635.8.2净化水幕635.8.3转载点喷雾635.8.4巷道冲洗635.8.5个人防尘635.9安全监测监控系统645.9.1监测系统叙述：645.9.2工作面监测系统645.9.3日常使用及维护645.10压风自救系统655.10.1压风自救供风源655.10.2矿井压风自救装置的设置665.10.3矿井压风自救系统组成665.10.4 掘进工作面压风系统概述665.10.5掘进工作面压风系统管理675.11人员定位系统675.11.1人员定位系统管理责任制675.11.2KGE39型矿用人员定位射频卡使用说明685.11.3注意事项685.11.4KGE39型矿用人员定位射频卡设置695.12供水施救系统695.12.1供水施救水系统功能及现状695.12.2日常检查及维护标准695.12.3供水施救系统要求705.12.4使用条件、方法及注意事项705.13紧急避险系统705.13.1紧急避险系统705.13.2井下避灾的基本原则785.13.3避灾行动准则786工作面工程质量、动态达标与煤质管理806.1工作面工程质量标准806.1.1 巷道掘进标准806.1.2巷道支护标准806.2机电设备管理标准816.3工作面动态达标标准826.3.1 行车路线标准826.3.2 交接班地点管理标准826.3.3 巷道成形及文明生产标准826.3.4 巷道支护标准836.3.5 硐室管理标准836.3.6 局部通风及监测监控管理标准846.3.7 避灾线路指示标准846.3.8 机电设备管理标准846.3.9 现场工作面人员标准856.4煤质指标与煤质保证措施856.4.1 降低煤中水份的具体措施856.4.2 降低煤中灰份的具体措施866.4.3 防止杂物上系统的具体措施867劳动组织及主要技术经济指标877.1施工组织877.1.1 工作面循环作业方式877.1.2 劳动定额877.1.3劳动组织表878灾害应急措施及避灾路线908.1概述908.1.1 井下避灾的基本原则908.1.2 避灾的行动准则908.1.3 压缩氧自救器的使用方法918.1.4 自救互救技术928.2灾害防治928.2.1 概述：928.2.2 水灾事故防治措施938.2.3 火灾防治措施948.2.4 煤尘爆炸、瓦斯爆炸防治措施958.2.5 顶板灾害防治措施968.2.6 噪音的防治988.3灾害预防措施988.3.1 通风设施和通风系统管理988.3.2 局部通风管理998.3.3 瓦斯管理998.3.4 水灾管理1008.3.5 防火管理1008.3.6 粉尘管理1018.3.7 顶板管理1018.3.8 矿井水管理1018.4避灾路线1029工作面安全技术措施1039.1防治水安全技术措施1039.2支护安全技术措施1039.2.1 顶板支护1039.2.2 片帮支护1049.3顶板安全管理措施1049.4远方漏电实验安全技术措施1059.5停送电安全技术措施1069.5.1 一般规定1069.5.2 安全技术措施1069.6掘进工作面生产期间安全生产管理若干规定1079.6.1 岗位职责1079.6.2 单巷掘进警示设置及进出管理责任人1089.7综掘机掘进循环作业安全技术措施1099.8掘进及顶帮管理安全技术措施1099.9敲帮问顶管理技术措施1109.10 支护安全管理措施1109.11包角、挂网安全技术措施1119.12两臂锚杆钻车安全技术措施1129.13各工种操作的安全技术措施1139.13.1 特殊工种安全技术措施1139.13.2 岗位工种操作安全技术措施1159.14设备操作安全技术措施1169.14.1 综掘机1169.14.2 锚杆机1179.14.3 锚杆机支护登高作业安全措施1179.15机电管理安全技术措施1189.16检修安全技术措施1189.17油脂管理安全技术措施1199.18大型设备捆绑、吊装、下井安全技术措施1209.18.1 一般规定：1209.18.2 运输设备时应注意事项：1209.19使用煤电钻安全技术措施1219.20工作面“一通三防”安全技术措施1219.20.1 局部通风管理：1219.20.2 瓦斯管理：1239.20.3 防灭火管理：1239.20.4 防尘管理：1269.20.5 停风管理1269.21掘进工作面采用除尘风机安全技术措施1299.22压风自救系统管理及使用安全技术措施1309.23安全监测监控系统管理措施1319.24高空作业安全技术措施1319.25锚固拉力试验安全技术措施1359.26过断层安全技术措施1369.27过冲刷体安全技术措施1379.28辅助运输安全技术措施1379.29补连塔煤矿22煤主运机头硐室过辅运立交施工安全技术措施1399.29.1施工概况1399.29.2施工风险分析1409.29.3施工组织机构1419.29.4施工安全技术措施1429.29.5施工灾害应急措施1439.29.6施工其他注意事项1499.30其它安全技术措施15010风险评估与危险源辨识15210.1风险评估15210.1.1 人、机、环、管四方面的不安全因素15210.1.2 风险评价15310.1.3 危险源预警与控制15310.2危险源辨识15410.2.1 综掘机司机危险源辨识和防范措施15410.2.2 锚杆机司机危险源辨识和防范措施15610.2.3 装载机司机危险源辨识和防范措施15710.2.4 维修钳工危险源辨识和防范措施15910.2.5 维修电工危险源辨识和防范措施16110.2.6 普工危险源辨识和防范措施16311作业规程学习及考试记录16511.1 作业规程第一次贯彻学习、考试记录16511.1.1作业规程第一次贯彻学习16511.1.2 作业规程第一次考试165第12页共13页补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程第一章工程概况1工程概况1.1概述1.1.1巷道名称及用途工作面名称：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面。巷道用途：22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道主要用于22煤四盘区工作面回采期间胶带机头安设。1.1.2工作面位置及相邻巷道关系该工作面西侧为22煤四盘区辅运、主运、回风大巷，东侧为22煤三盘区辅运、主运、回风大巷，北侧为22煤辅运大巷，南侧为22煤回风大巷。附图1-1：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面巷道布置图1.1.3掘进工程量及工期1.3.122煤主运大巷1-1断面：宽5.4m，高3.5m，断面18.9，矩形巷道，设计施工长度111.6m；22煤主运大巷2-2断面：宽5.4m，高3.5m，断面18.9，矩形巷道，设计施工长度56m；22煤主运大巷3-3断面：宽5.4m，高3.5-4.3m，断面21.06，矩形巷道，设计施工长度23m；22煤主运机头硐室4-4断面：宽6.0m，高4.9m，断面26.7，圆弧拱巷道，设计施工长度58.98m；22煤主运机头硐室5-5断面：宽6.0m，高4.0-4.9m，断面24，圆弧拱巷道，设计施工长度22.84m；22煤主运机头硐室驱动检修通道6-6断面：宽5.4m，高3.7m，断面19.98，矩形巷道，设计施工长度70.25m；22煤主运机头硐室7-7断面：宽4.635-6.0m，高5.07-5.7m，断面29.33，圆弧拱巷道，设计施工长度7.25m；22煤主运机头硐室8-8断面：宽5.6-6.0m，高5.77-6.02m，断面33.32，圆弧拱巷道，设计施工长度8m；22煤主运机头硐室9-9断面：宽6.0m，高7.09m，断面41.94，圆弧拱巷道，设计施工长度7.25m；22煤主运机头配电硐室断面：宽6.0m，高3.5m，断面21，矩形巷道，设计施工长度29.5m；22煤主运机头配电硐室通道断面：宽5.4m，高3.5m，断面18.9，矩形巷道，设计施工长度35.1m。22煤主运分煤通道1-1断面：宽5.4m，高3.0m，断面16.2，矩形巷道，设计施工长度63.05m；22煤主运分煤通道2-2断面：宽5.4m，高3.0-3.7m，断面18.09，矩形巷道，设计施工长度20.95m；22煤主运分煤通道3-3断面：宽6.0m，高3.7-4.9m，断面25.8，矩形巷道，设计施工长度36.9m；22煤主运分煤通道4-4断面：宽6.0m，高4.5-4.9m，断面25.5，圆弧拱巷道，设计施工长度26.73m；22煤主运分煤通道5-5断面：宽6.0m，高4.5m，断面24.3，圆弧拱巷道，设计施工长度5.0m ；22煤主运分煤通道6-6断面：宽6.0m，高3.8m，断面20.1，圆弧拱巷道，设计施工长度6.09m；挑顶处2联巷断面：宽5.0m，高3.7m，断面18.5，圆弧拱巷道，设计施工长度20.98m。1.3.2总工程量609.47m。1.3.3开工日期预计2017年1月4日；竣工时间预计2016年5月10日；总工期127天。1.2 规程编写依据1.2.1国家级依据（1）煤矿安全规程（2016年版）（2）矿井通风技术（煤炭工业出版社 2011版）（3）瓦斯灾害防治技术（煤炭工业出版社 2007版）（4）煤矿防治水规定（2015年版）（5）矿井火灾防治（中国矿业大学出版社 2008版）（6）煤矿作业规程编制指南（煤炭工业出版社2005年版）（7）煤矿作业规程技术手册（中国矿业大学出版社2015年版）（8）煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定，国家安全监管总局、国家煤矿安监局（安监总煤装201115号文）（9）煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行），国家安全监管总局、国家煤矿安监局（安监总煤装201133号文）（10）煤矿安全质量标准化考核评级办法（2013年5月1日）1.2.2公司级依据（1）神东煤炭集团生产技术管理制度汇编（2）神东煤炭集团设备安全技术操作规程（3）引进设备主要技术特征参考手册（4）机电设备完好标准（5）综掘机及配套设备操作规程（6）神东煤炭集团“一通三防”管理制度汇编（7）神华集团安全质量标准化标准考核评级办法实施细则（8）神东煤炭集团支护材料和支护质量管理办法1.2.3矿级依据（1）经审批的补连塔煤矿22煤主运大巷工作面巷道布置图，审批时间2016年10月8日。（2）经过审批的补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进地质说明书及相关地质预测预报。（3）补连塔煤矿2016年生产安全事故应急预案（4）补连塔煤矿2016年生产技术管理制度汇编（5）补连塔煤矿2016年一通三防管理制度汇编（6）补连塔煤矿2016年掘进工程质量管理办法（7）补连塔煤矿2016年动态达标管理办法（8）补连塔煤矿2016年职业危害防治管理办法（9）补连塔煤矿2014年瓦斯等级鉴定报告（10）补连塔煤矿煤质预测预报（11）开拓准备中心管理制度汇编（12）开拓准备中心风险管理手册（13）开拓准备中心运行管理办法第172页共165页补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程第二章地面相对位置及地质情况2地面相对位置及地质情况2.1地面相对位置及概况2.1.1 地面相对位置地面相对位置：位于南风井工业广场以东800m。根据相邻工作面经验，该工作面掘进过程中不会对地物造成较大影响。2.1.2 地质概况掘进区煤层倾向南西，煤层较为平缓，倾角1-3；上覆基岩较薄，在66-113m之间，松散层厚0-35m。从邻近煤层揭露情况看，掘进区内无大的地质构造影响。但不排除局部小型构造或在煤层顶部有同生冲刷构造存在的可能性，应视具体情况适当调整巷道坡度；遇构造时加强顶板支护，保证顶板安全。2.2 巷道围岩特征、煤层特征掘进段22煤辅运大巷南侧煤层底板标高1075.74-1078.38m。煤厚月7.46m，老顶为粉砂岩，厚度约4.89m灰色，岩性：白灰色，粉砂质结构，成份以石英，长石，岩屑为主，次为暗色矿物，中厚层状，致密坚硬，水平层理及植物化石碎片。直接顶为砂质泥岩，岩性：成份为泥质物，含少量砂制裁，泥质结构，平坦断口，致密半坚硬，水平层理及植物，化石碎片，见黄铁矿结核。直接底为粉砂岩，厚度约2.24m，岩性：灰黑色，成份主要为泥质物，局部地段富集炭质平坦断口，致密半坚硬。粉砂岩：灰色，粉砂质结构，植物化石。煤层顶底板情况详见表2-1表2-1 煤层顶底板情况顶底板岩石名称岩石厚度（m）岩性特征老顶粉砂岩约4.89m白灰色，粉砂质结构，成份以石英，长石，岩屑为主，次为暗色矿物，中厚层状，致密坚硬，水平层理及植物化石碎片。直接顶砂质泥岩0-1.03成份为泥质物，含少量砂制裁，泥质结构，平坦断口，致密半坚硬，水平层理及植物，化石碎片，见黄铁矿结核。直接底粉砂岩约2.24m灰黑色，成份主要为泥质物，局部地段富集炭质平坦断口，致密半坚硬。粉砂岩：灰色，粉砂质结构，植物化石。2.3水文地质构造根据补连塔煤矿22煤主运大巷掘进地质说明书中关于工作面水文情况的说明，工作区域主要水源为煤层和煤层顶板裂隙水，另外工作面掘进至2430-2653m时地面为补连沟，沟内无径流，但该区域上覆基岩及松散层含水较为充沛，在掘进过程中会出现渗、淋水现象。掘进过程中需严格执行“有掘必探”并按照探放水设计编制专项安全技术措施，掘进过程中巷道副帮侧会出现帮锚杆渗水现象。预计工作面正常涌水量为20m/h。2.4工作面系统危险源辨识本节针对22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面掘进情况、作业环境、作业程序、岗位设置及设备配置等对主要生产工序进行了风险评估和危险源辨识。具体工作内容及相应风险详见表2-22.4.1成立风险评估小组成立综掘一队22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面掘进前风险评估小组：组长：吕凤先副组长：郭永胜马建忠范通文苗起铭李林侯孝福张文博成员：刘永红栗怀亮李德红李磊束子攀马东旭黄虎虎组长全面主持风险评估工作，副组长负责配合组长做好工作面掘进前现场风险的辨识、评估工作，小组成员负责风险评估资料的搜集、分析以及后期安全技术措施的编制及现场执行工作。2.4.2掘进、支护风险评估1.根据邻近工作面经验和地质资料，22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道在掘进过程中若循环进度过大或支护不及时易发生顶板事故。2.掘进硐室时，联巷开口处及贯通处顶板锚索支护不到位易发生顶板事故。3.工作面顶板未按照设计支护，间排距过大、锚杆扭矩、拉力，锚索安装张拉力、抗拔力不满足支护要求或者支护材料质量不合格等易导致顶板事故。4.锚索、帮网支护滞后工作面的距离大于本规程的规定可能发生冒顶、片帮事故。2.4.3过地质构造风险评估根据邻近工作面资料及地质说明书，掘进区内无大的地质构造影响。但不排除局部小型构造或在煤层顶部有同生冲刷构造存在的可能性，掘进过程中会揭露出一层夹矸，夹矸厚度从0.1m逐渐增大至0.8m，硬度较大。在遇到地质构造时未缩短循环进度、补强支护易造成顶板事故；工作面夹矸厚度增大时若未对设备采取保护措施易造成顶板事故或者设备损坏。表2-2 22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面风险管理表序号工作内容主要风险1辅助运输1、未执行行车不行人、行人不行车规定造成人员伤害。2、工作面工程车运行时辅运车辆及作业人员进入其运行路线造成人员伤害。3、工作面掘进区域栅栏、警示标志未按照要求设置或栅栏未上锁造成人员伤害。4、设备运行时人员站位不当造成人员伤害。2综掘机割煤1、综掘机司机进入工作面未进行敲帮问顶，片帮煤伤人。2、未按照正规循环、超空顶作业造成事故。3、掘进过程中司机将身体探出驾驶室造成人员伤害。4、综掘机倒机时拉电缆人员站位不正确造成人员伤害。3支护1、作业前未进行敲帮问顶，片帮煤伤人。2、锚杆机启动前未检查周围是否有人员或设备导致人员伤害或造成设备损坏。3、锚杆机上支护材料超高、超长造成人员伤害。4、失效锚杆、锚索未及时补打造成事故。5、安装锚杆、锚索时树脂锚固剂失效或使用数量不足造成事故。6、人员戴手套操作钻机导致人员伤害。7、锚杆机、煤电钻带病运行造成人员伤害或设备损坏。8、登上挂网架子挂帮网未系安全带人员跌落伤人。9、作业地点有毒有害气体超限造成人员伤害。4工程车运行1、工程车启动前未检查运行路线或周围人员造成事故。2、工程车运行时司机将身体探出驾驶室造成人员伤害。3、工程车转弯时未减速鸣笛造成设备损坏或人员伤害。4、工程车停止时未停电、闭锁、上锁误动作伤人。5、工程车带病运行造成人员伤害或设备损坏。5停送电1、非专业人员操作电气设备造成人员伤害。2、作业人员无证上岗造成事故。3、停送电时未执行停电挂牌、谁停谁送制度造成事故。4、约时停电造成事故。5、送电前未检测瓦斯浓度造成事故。6工作面倒机1、倒机时跟班队长未做到现场指挥造成事故。2、倒机时拉电缆人员站位不正确造成人员伤害。3、综掘机司机离开驾驶室操作设备造成人员伤害。4、锚杆机行走时人员从侧面通过造成人员伤害。7装载机清理浮煤1、装载机司机无证上岗造成事故。2、启动装载机前未发出警告，造成周围人员伤害。3、装载机运行前未清出工作面人员造成人员伤害。4、装载机进入空顶下作业造成事故。5、登上装载机铲斗挂电缆、风筒等导致事故。8搬运物料1、多人配合搬运物料时步调、口号不一致造成人员伤害。2、用吊链装卸物料时吊链悬挂不牢固重物掉落伤人。3、装车物料超高、超长、绑扎不牢固造成事故。9局部通风机通风1、未使用双风机、双电源供风造成事故。2、风筒未按照要求及时延续，导致有害气体超限伤人。3、风筒漏风，工作面风量不足，导致人员伤害。4、无计划停风造成事故。10监测监控1、供电未使用三专两闭锁造成事故。2、瓦斯一氧化碳传感器未按照要求吊挂导致事故。3、回风巷中瓦斯、二氧化碳浓度超限未及时撤人造成人员伤害。4、开启局部通风机前未检测瓦斯浓度导致瓦斯爆炸。5、瓦检员空班、漏检、假检造成有害气体超限伤人。11有计划停风1、有计划停风作业前未按照要求审批造成事故。2、停风前未按照要求切断工作面所有非本质安全型电源导致事故。3、恢复通风前未检查停风区、风机、及开关附近瓦斯造成瓦斯超限引起爆炸。12联巷开口1、联巷开口时未选择顶板稳定的位置造成顶板事故。2、联巷开口时综掘机司机将身体探出驾驶室外造成人身伤害。3、联巷开口时人员在开口位置站立、通过或进入综掘机活动范围导致人员伤害。13联巷贯通1、联巷贯通点未设置警示杆，导致贯通点片帮煤伤人。2、联巷贯通前未撤出贯通点附近人员、设备造成设备损坏或者人员伤害。3、联巷贯通时未控制好层位、导致顶板出现台阶、伞檐。4、联巷贯通后未及时支护交叉点、抹角导致顶板事故。14大型设备安装、起吊1、起吊点或者起吊工具不合适造成人员伤害或者设备损坏。2、起吊设备时人员站位不当造成伤害事故。3、起吊用锚杆、锁具安装不牢固造成人员伤害或者设备损坏。4、拆卸、安装高压液管时未卸压导致高压液体伤人。5、特种车辆作业期间未执行专人指挥造成人员伤害或者设备损坏。15防治水1、掘进过程中未做到“有掘必探、先探后掘”造成突水事故。2、工作面未根据涌水量设置排水系统造成水灾事故。16电气焊作业1、电气焊作业前未审批安全技术措施造成事故。2、未指定专人（队长或书记）现场负责造成事故。3、电气焊作业时安监员、瓦检员未现场跟班造成事故。4、电气焊作业前未检查瓦斯等有毒有害气体浓度造成事故。5、电气焊作业地点未设置沙箱、灭火器、消防水管等造成火灾。6、氧气、乙炔未按照要求分装、分运导致事故。7、电气焊作业时氧气、乙炔距离近（小于5米）造成事故。8、电气焊作业人员个人防护用品不到位造成人员伤害。9、电气焊作业后未安排人员洒水、留守导致火灾事故。17高空作业1、高空作业（超过2米）不系安全带造成人员掉落伤人。2、参与高空作业人员未佩戴好个人防护用品造成人员伤害。3、使用梯子高空作业时，梯子不稳、未设专人扶梯子导致人员跌落伤人。18锚杆扭矩、拉力试验1、锚杆扭矩、拉力试验前未观察顶板、未执行敲帮问顶作业造成片帮煤伤人。2、拉力试验时两人配合不当造成人员伤害。3、人员站位不当、拉力计油管爆裂、锚杆、托盘飞出造成人员伤害。19紧急避险1、紧急避险人员不熟悉避灾路线造成人员伤害。2、作业现场发生灾害撤退时无组织、无纪律导致人员拥挤、踩踏伤人。2.5存在问题及处理情况2.5.1 掘进22煤主运大巷及机头硐室掘进前需将跨22煤三盘区辅运大巷立交处提前安设保护架。2.5.2掘进22煤主运大巷机头段前需将下方联巷提前填充。2.5.3 掘进22煤主运分煤通道前需22煤辅运大巷2300m处水仓内设备及杂物提前清理干净。附图2-1：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面井上下对照图附图2-2：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面煤层底板等高线图附图2-3：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面上覆基岩、松散层、含水层厚度等值线图附图2-4：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面综合柱状图补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进作业规程第三章巷道布置及支护说明3巷道布置及支护说明3.1巷道布置3.1.1巷道层位、开口位置、掘进方位角22煤主运大巷及机头硐室掘进层位为22煤，设计开口位置为22煤主运大巷290m处，掘进方位角为60.124；22煤主运分煤通道掘进层位为22煤，设计开口位置为22煤辅运大巷2300m处，掘进方位角为114.0003.1.2巷道工程量及断面尺寸设计巷道形状均为矩形，巷道掘进工程量及巷道断面尺寸详见表3-1。表3-1巷道工程量及断面尺寸汇总表巷道名称掘进尺寸（m）巷道形状掘进断面（）长宽高22煤主运大巷1-1断面111.605.43.5矩形18.922煤主运大巷2-2断面565.43.5矩形18.922煤主运大巷3-3断面235.44.3矩形21.0622煤主运机头硐室4-4断面58.986.04.9圆弧拱26.722煤主运机头硐室5-5断面22.846.04.9圆弧拱26.7驱动检修通道6-6断面70.255.43.7圆弧拱19.9822煤主运机头硐室7-7断面7.256.05.7圆弧拱29.3322煤主运机头硐室8-8断面8.006.06.02圆弧拱33.3222煤主运机头硐室9-9断面7.256.07.09矩形41.9422煤主运机头配电硐室1-1断面29.56.03.5矩形2122煤主运机头配电硐室通道2-2断面35.15.43.5矩形18.922煤主运分煤通道1-1断面63.055.43.0矩形16.222煤主运分煤通道2-2断面20.955.43.7矩形18.0922煤主运分煤通道3-3断面36.96.04.9矩形25.822煤主运分煤通道4-4断面26.736.04.9圆弧拱25.822煤主运分煤通道5-5断面56.04.5圆弧拱24.322煤主运分煤通道6-6断面6.096.03.8圆弧拱20.12联巷7-7断面20.985.03.47矩形17.35合计609.473.2矿压观测根据公司要求和生产实际，在22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道对支护锚杆进行扭矩和拉力检测。矿压观测的内容、目的及手段详见表3-2。表3-2 矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容观测目的测试手段1锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手2锚杆拉力检查锚杆的支护强度锚杆拉力计3锚索抗拔力检查锚索抗拔力锚索张拉泵4锚索安装张拉力检查锚索安装张拉力锚索张拉泵锚杆的扭矩要求每班检查，锚杆的拉力要求不定期抽查。（1）每10根锚杆抽查1根锚杆扭矩，每班进行，此项工作由队验收员负责。失效锚杆重新补打。（2）巷道每100根锚杆抽样一组（3根）进行锚固力测试，此项工作由队技术员与验收员共同完成。（3）锚索初张力和抗拔力测试抽查率不低于当班支护锚索数量的10%，此项工作此项工作由队内验收员或技术员负责进行；不合格锚索重新张拉或补打。3.3巷道支护设计3.3.1巷道支护形式工作面断面为矩形，根据巷道围岩岩性及补连塔矿支护经验和本巷道的用途及使用年限，补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道采用“锚网+锚索”做为永久支护。1.顶板支护材料及支护要求（1）支护材料锚杆：均选用222200mm螺纹钢锚杆，螺纹端100mm；树脂：选用CK23500mm树脂。碟形托盘：1501508mm，材质为A3钢板。顶网：选用6.5钢筋网，网格120120mm；网片搭接长度100mm，14#铅丝双股绑扎、绑扎间距不大于200mm。（2）支护要求1）巷道顶板采用锚杆+钢筋网联合支护，树脂端头锚固，矩形布置，要求横成排竖成行，间排距符合设计要求。22煤主运大巷1-1、2-2、3-3、6-6、11-11断面：每排支护6根顶锚杆，间排距为10001000mm；22煤主运机头硐室4-4、5-5、7-7、8-8、9-9断面：每排支护7根顶锚杆，间排距为10001000mm。22煤主运分煤通道1-1、2-2、3-3断面：每排支护6根顶锚杆，间排距为10001000mm；22煤主运分煤通道4-4、5-5、6-6断面：每排支护7根顶锚杆，间排距为10001000mm；2联巷7-7断面：每排支护5根顶锚杆，间排距为10001000mm。2）锚杆支护施工质量必须符合以下要求：a）锚杆孔深度偏差在0+50mm之间；b）间排距允许误差为100mm，角度允许偏差范围75105，外露长度不超过10-40mm（不包含螺母）；c）托盘、杆体均无松动，锚固力不小于49KN，顶锚杆扭距不小于120Nm。d）锚杆的材质、品种、规格、强度符合设计、作业规程及规范的规定；e）锚固剂在保质期内，有合格证，树脂质地柔软、颜色均匀、封口严密，规格型号符合作业规程要求，螺纹钢锚杆每根使用2根树脂。2.两帮支护（1）支护材料锚杆：均选用181800mm圆钢锚杆，麻花锚固端350mm，螺纹端100mm。树脂：选用CK23500mm树脂。碟形托盘：1501508mm，材质为A3钢板。帮网：选用4.0冷拔丝网，网格120120mm；网片搭接长度100mm，14#铅丝双股绑扎、绑扎间距不大于200mm。（2）支护要求1）巷道帮部采用锚杆+冷拔丝网联合支护，树脂端头锚固，矩形布置，要求横成排竖成行，间排距符合设计要求。22煤主运大巷1-1、2-2断面：每排支护6根帮锚杆，每帮3根，间排距为11001000mm；22煤主运大巷3-3断面：每排支护8根帮锚杆，每帮4根，间排距为11001000mm；22煤主运机头硐室4-4、5-5、6-6、7-7、8-8断面：每排支护6根帮锚杆，每帮3根，间排距为11001000mm；22煤主运机头硐室9-9断面：每排支护10根帮锚杆，每帮5根，间排距为9001000mm；22煤主运分煤通道1-1、2-2、4-4、5-5、7-7断面：每排支护6根帮锚杆，每帮3根，间排距为11001000mm；22煤主运分煤通道3-3断面：每排支护8根帮锚杆，每帮4根，间排距为11001000mm；22煤主运分煤通道6-6断面：每排支护6根帮锚杆，每帮3根，间排距为9001000mm；2）两帮完好的情况下，帮锚杆滞后工作面不超过8米。3）锚杆支护施工质量必须符合以下要求：a）锚杆孔深度偏差在0+50mm之间；b）间排距允许误差为100mm，角度允许偏差范围75105，外露长度不超过10-40mm（不包含螺母）；c）托盘、杆体均无松动，锚固力不小于49KN，两帮圆钢锚杆扭距不小于100Nm；d）锚杆的材质、品种、规格、强度符合设计、作业规程及规范的规定；e）锚固剂在保质期内，有合格证，树脂质地柔软、颜色均匀、封口严密，规格型号符合作业规程要求，且规定圆钢锚杆每根使用1根树脂。3.锚索支护（1）支护材料锚索全部选用21.68150mm钢绞线锚索。树脂：选用CK23500mm树脂。托盘：钢托板规格:30030012mm，型钢带时托盘规格:2001408mm（2）支护要求1）22煤主运大巷1-1断面：每排支护2根锚索，间排距为25003000mm；22煤主运大巷2-2、3-3、6-6断面：每排支护2根锚索，间排距为25002000mm，且横向挂设型钢带；22煤主运机头硐室4-4、5-5、7-7、8-8、9-9断面：每排支护3根锚索，间排距为20002000mm，且纵向挂设型钢带。22煤主运分煤通道1-1、2-2、3-3断面：每排支护2根锚索，间排距为25002000mm，且横向挂设型钢带；22煤主运分煤通道4-4、5-5、6-6断面：每排支护3根锚索，间排距为20002000mm，且纵向挂设型钢带，2联巷7-7断面：每排支护2根锚索，间排距为25002000mm。2）顶板完好的情况下，锚索滞后工作面不超过9米。顶板破碎、裂隙较发育、有离层现象时锚索必须紧跟工作面,且锚索排距减小为1m，间距不变，横向/纵向加挂型钢带，锚索支护不到位不得继续生产。3）锚索外露长度150-250 mm，孔距允许偏差200mm。破断拉力不得小于36吨，抗拔力不得小于26吨，涨拉力不得小于16吨，伸长率大于4%。锚固段长度为1500mm，每孔装CK23500mm树脂3支。4）为确保工程质量，锚索支护时必须使用激光指向仪。3.3.2支护参数校验1.锚杆长度校验（选取最大断面）锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1L2L3 式中：L锚杆总长，m；L1锚杆外露长（网片厚度托板厚度螺母厚度0.020.05m，顶锚杆取0.05m）,m；L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b），m；L3锚固长度，m。锚固长度L3取0.35m。普氏免压拱高：bB/2Htan(45 o帮/2)/f顶式中：B、H巷道掘进跨度和高度，取最大断面B=6.0m，H=4.9m；f顶顶板岩石普氏系数，f顶取4；帮两帮围岩的内摩擦角，帮取63.43o。取最大断面进行验算：b6.0/24.9tan(4563.43 o /2)/4=1.03mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长LL1+L2+L3=50+1033+350=1433mm；所选顶锚杆长度2200mm能满足要求。2.锚杆排距校验锚杆间、排距计算，设计时令悬吊面积为A式中：A悬吊面积，；Q锚杆设计锚固力，49kN/根；H冒落拱高度；R被悬吊粉砂岩的重力密度，取25.6kN/m；K安全系数，一般K1.5;其中：B巷道开掘宽度。本工作面巷道最大宽度为6.0m；f岩石坚固性系数，粉砂岩取4.0。则： H=0.75所以： A=1.7设计的支护面积最大为1.21.01.2，所选用的锚杆满足支护密度要求。所以，锚杆支护参数符合巷道支护要求。3.锚杆直径校验按锚杆承载力与锚固力等强度计算：d=1.13（Q/拉）1/2 =1.13（49KN/420Mpa）1/2=1.13（49103N /420106N/）1/2= 0.012m0.022m，所用锚杆直径符合计算要求。式中 d锚杆直径，0.022m；拉锚杆的抗拉强度（22mm的碳素钢的抗拉强度为420Mpa）；Q拉拨实验测得的锚杆锚固力，49kN。结论：经过验算，排距为1000mm，平均每排5-7根222200mm的顶锚杆能够满足安全及设计要求。经过上述一系列验算，说明支护设计是合理可靠，可用于现场实际。4.悬吊理论校核锚索间距为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用21.68150mm的锚索，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，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距：LnF2/BH-（2F1sin）/L1式中：L锚索间距，m；B巷道最大冒落宽度，6.0m；H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.2m；岩体容重，2.56t/ m；L1锚杆排距，1.0m；F1锚杆锚固力，5t；F2锚索极限承载力，取35.3t；锚杆与巷道顶板的夹角，90；n锚索排数，取2。则：L=235.3/6.02.22.56-25sin90/1.0 2.97m通过上述计算，锚索间距L=2.5m，小于2.97m，所选锚索参数满足设计要求。附图3-1：补连塔煤矿22煤主运大巷及机头硐室、22煤主运分煤通道掘进工作面支护平、断面图3.4支护工艺3.4.1锚杆支护工艺选用CMM2-15型两臂锚杆机支护的工艺：定网定位钻眼安装锚杆连网。钻杆规格：191000mm，钻头规格：27M14mm。综掘机移动前所有人必须由跟班队干将人员撤离到设备运行安全区域以外，由跟班队干向综掘机司机发出指令后方可启动，防止综掘机行走移动过程中造成人员伤害。支护过程中做到开机开水，停机停水，尽可能减少用水量。支护前首先必须由跟班队干和班长使用专用工具对未支护区域进行敲帮问顶，作业时一人监护，一人操作，发现顶板及两帮上有活矸时处理干净，确认顶板及两帮无隐患时，方可组织支护人员进行作业。支护工艺1.定网：先把锚杆机调整到已支护巷道中心位置，再距未支护区域两米处伸开两侧临时支撑，停电闭锁后上铺网片（网片尺寸为3.11.1m），然后铺到临时支撑上，再开启锚杆机慢行到待支护位置升起临时支撑距顶板5-10厘米，前后移动临时支撑调整网片位置，如调整不到位，锚杆机停电闭锁后人员站在距最后一排已支护锚杆1m外用专用工具调整网片位置到接茬处，网片位置调整好后升起临时支撑与顶板贴实，网片搭接宽度100mm。2.定位：依据激光中心线和锚杆间距，确定锚杆的布置位置。3.钻眼：将锚杆机调整到设计锚杆打设位置，操作给进阀使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀，使钻头在顶板上钻一小窝，接着操作快速给进阀，钻眼深度达钻杆上的标记长度时，退出钻杆。4.安装锚杆：支护工先给眼孔内装入树脂锚固剂，用已经上好托板和螺母的锚杆将树脂锚固剂顶入眼内，将专用搅拌杆安在钻臂上，然后将锚杆的尾部套在搅拌杆上，慢慢升起钻臂把锚杆同树脂锚固剂送入孔底，并捅破树脂锚固剂搅拌，托盘与顶板间应留5 mm左右的间隙，旋转搅拌器但不进给，搅拌10-15秒（以树脂说明书为准），停止旋转将钻臂升起使托盘与顶板紧密接触，等待30-40秒，只旋转不推进直至剪断锚杆销。锚杆安装结束。5.链网：每相间200mm用14#铅丝双股交替绑扎一道。6.顶锚杆扭矩达到120Nm，锚固力不小于49KN，锚杆外露长度小于50 mm。紧固螺母用锚杆机紧固，对未达到扭矩的锚杆要求人工二次紧固，紧固过程中出现失效锚杆必须及时补打。3.4.2锚索支护工艺锚索支护选用CMM-15型两臂锚杆钻机来完成打眼和锚索安装工作，钻杆规格：191000mm，钻头规格：27M14mm。4.2.1钻孔：采用锚杆（索）钻机配合接长钻杆、钻头钻孔。接长钻杆连接处强度较低，接头处进入钻孔之前应控制钻进推进力，避免钻杆破断。钻机应严格按照设计的孔位，孔深与角度进行施工，误差控制在设计要求范围内。4.2.2安装锚索锚索安装工序与锚杆类似，包括装锚固剂、插入索体、搅拌树脂锚固剂、等待固化。（1）装树脂锚固剂。