10209回风顺槽掘进作业规程11.doc

国投塔山煤矿 掘进作业规程编 号：J-2012-02国投大同塔山煤矿掘进工作面作业规程掘进工作面名称：10209回风顺槽编 制： 技术负责人： 区 长： 施工单位： 掘进区二队 编制日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日10209回风顺槽作业规程审批表时间地点主持人审批人员签字单 位签字日期信息中心通 风 区安 监 部生 产 部机电专业组机 运 区通风副总机电副总地质副总安全矿长生产矿长总工程师会审意见：经会审同意按本规程施工，并补充如下会审意见： 1、矿有参加施工的人员必须认真贯彻学习本规程，考试合格后方可上岗作业。2、施工中必须严格执行“敲帮问顶”制度，打注锚杆前必须排净顶帮危岩浮石，打注帮部及顶部靠帮锚杆时，人员不得靠帮作业，防止片帮伤人。3、伪顶厚度大于0.15m或顶板较破碎、过地质构造等情况时，不得单独使用机载前探梁作业临时支护。4、严格遵守“有掘必探，先探后掘”的探放水原则，认真执行探放水专项措施，实现钻孔长短相结合钻探方法，并向职工传达贯彻。5、巷道低洼处及时施工水仓，迎头必须有备用的大功率排水设施，排水管路必须紧跟迎头，永久排水管路距迎头的距离不得大于20m。6、遇顶板破碎、片帮严重或过地质构造时，适当缩小循环进尺，缩小空帮距。目 录第一章 概 况7第一节 概 述7第二节 编写依据7第二章 地面相对位置及地质情况7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节 煤层赋存特征8第三节 地质构造10第四节 水文地质10第三章 巷道布置及支护说明11第一节 巷道布置12第二节 支护设计12第三节 矿压观测13第四节 支护工艺14第四章 施工工艺20第一节 施工方法20第二节 凿煤（岩）方式21第三节 装载与运输21第四节 管线敷设22第五节 设备及工具配备23第五章 劳动组织及主要技术经济指标25第一节 劳动组织25第二节 循环作业26第三节 主要技术经济指标27第六章 生产系统27第一节 通风系统27第二节 压风系统29第三节 压风自救系统30第四节 防尘系统30第五节 防灭火系统30第六节 安全监控31第七节 供电系统33第八节 供水排水系统35第九节 供水自救系统36第十节 运输系统36第十一节 照明、通信和信号36第七章 灾害应急措施及避灾路线37第一节井下发生灭害事故的应急措施37第二节井下发生灭害事故时，现场人员的行动原则38第三节避灾路线38第八章 安全技术措施39第一节 施工准备39第二节 一通三防管理39第三节 顶板管理44第四节 防治水管理47第五节 机电管理52第六节 运输管理55第七节 掘进机管理57第八节 过断层、地质构造安全技术措施60第九节 混凝土铺底60第十节 喷浆管理60第十一节 防爆装载机使用安全措施61第十二节 其它62附图：10209回风顺槽地质平面图2-1-110209回风顺槽地质剖面图2-2-210209回风顺槽综合柱状图2-3-310209回风顺槽支护断面图3-1-410209回风顺槽联巷支护断面图3-2-510209回风顺槽辅助运输联巷支护断面图3-3-610209回风顺槽换向硐室支护断面图3-4-7临时支护平剖面图3-5-8永久支护平面图3-6-910209回风顺槽开口大样图4-1-10综掘机截割示意图4-2-1110209回风顺槽管线吊挂示意图4-3-12设备布置示意图4-4-13通风系统示意图6-1-14压风系统示意图6-2-15压风自救系统示意图6-3-16防尘系统示意图6-4-17监测监控系统示意图6-5-18供电系统示意图6-6-19供水、排水系统示意图6-7-20供水自救系统示意图6-8-21运输系统示意图6-9-22照明、通信、信号系统示意图6-10-23避灾路线示意图7-1-24探水钻孔布置示意图8-1-25第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：10209回风顺槽二、巷道掘进目的及巷道用途：巷道掘进目的是为了形成10209工作面通风系统及生产系统，主要用于09综采工作面回风及运料。三、巷道设计长度及服务年限：巷道设计长度：10209回风顺槽1685.626m。巷道的服务年限：10209工作面回采结束四、预计开、竣工时间：自2012年4月05日开工，于2012年9月01日竣工。第二节 编写依据一、根据矿生产部提供的10209工作面施工平、剖、巷道断面图和矿地质测量部提供的10209回风顺槽掘进地质说明书编写。二、地质说明书及批准时间地质说明书的名称为10209回风顺槽掘进地质说明书，批准时间为2011年12月18日。三、煤矿安全规程及煤矿工人技术操作规程。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一水平名称1075m水平采区名称2#煤层1采区地面标高1325m-1480m井下标高1017.5-1031.5m地面的相对位置及建筑物10209回风顺槽对应地面位置为口泉沟支沟官窑沟（井沟和窑沟）附近区域的山坡和沟谷地段,地表为低山丘陵、沟谷、冲沟及黄土台地，山脊基岩裸露,植被稀少，井沟和窑沟沟谷，近东西向穿越本巷道地表，巷道西南部有南郊区官司窑村民宅鸦西公路及雁崖老窑沟运煤铁路支线。井下位置及掘进对地面设施的影响10209回风顺槽东侧隔20m煤柱为10207工作面；巷道南侧是1075回风、胶带、辅运三条大巷；西侧是10211工作面待掘进；北侧隔20m矿界煤柱与同煤白洞煤矿相邻。邻近采区开采情况10209回风顺槽东侧隔20m煤柱为10207工作面（已回采至1200m处）；巷道南侧是1075回风、胶带、辅运三条大巷（已掘进）；西侧是10211工作面（待掘进）；北侧隔20m矿界煤柱为同煤白洞煤矿。走向(m)1685.626倾斜(m)长度(m)1685.6261、层间关系：2#煤层之上248281m为四老沟矿开采的侏罗系大同组14#煤层采空区， 再向上32-37m为侏罗系大同组11#煤层采空区（1949年前旧采空区）。2、瓦斯：根据晋煤瓦发（2011）271号文，关于2010年度瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复：10209工作面瓦斯绝对涌出量为1.16m3/min，相对涌出量为0.211m3/t，本矿井属低瓦斯矿井；二氧化碳绝对涌出量为3.44m3/min，相对涌出量为0.626m3/t。3、煤尘：煤尘有爆炸危险性，爆炸指数为38.45。4、煤的自燃：煤的自燃倾向性等级为级, 属自燃煤层5、地温：根据钻孔资料和通风区日常检测，工作面温度15C-17C。6、地压：从10205（已回采完）、10207（现正在回采中）两个工作面顺槽和切眼压力显现分析，矿压显现不明显，正常。第二节 煤层赋存特征1、煤层结构从10207胶带顺槽揭露的地质资料分析，10209回风顺槽煤层结构较为复杂,煤层中普遍含有两层夹矸,夹矸单层厚度为0.220.54m。岩性为黑褐色高岭质泥岩及炭质泥岩。2、煤层产状10209回风顺槽煤层走向为北东南西,倾向为北西；煤层倾角为23。3、煤层厚度根据10209工作面中部、北部的白19、T1地面勘探钻孔资料综合分析，推断10209回风顺槽中部煤层相对较为稳定，煤层厚度为2.96-3.59m，平均厚度为3.28m。4、煤层稳定性煤层变异系数2.5%,属稳定煤层。5、煤层硬度煤层普氏系数1.21.5，煤层硬度：较硬。6、煤质2#煤层以半亮型煤为主,光亮型、半暗型为辅,具弱玻璃光泽,结构较松散，粘结指数在6189之间，平均71.6，属强粘结煤。煤质化验指标详见下表。煤质指标一览表 表二原煤灰分（）原煤挥发分（）全硫分（）水分（）焦渣特征煤种原煤发热量（MJ/kg）16.4128.5434.660.651.525.0气煤17.0423.817、顶底板岩性特征表 表三顶底板名称岩石名称厚度特征老顶灰色粉砂岩0-7.39m厚层状，水平层理，含少量煤屑，仅东北部赋存灰白色砂砾岩5.50-7.82m仅中西部、东南部赋存深灰色砂质泥岩0-3.15m仅东南部赋存深灰色粉砂岩0.73-2.40m厚层状，水平层理，含少量煤纹，仅北中部赋存灰白色中砂岩1.90-5.10m仅东北部、东南部赋存深灰色砂质泥岩0-1.7m仅东南部赋存煤线0-0.54m仅东南部赋存浅灰色砂质泥岩0-0.12m 仅东南部赋存黑色炭泥岩0-0.23m仅中西部赋存煤线0.21-0.72m全巷道赋存直接顶浅灰色粗砂岩0-1.40m仅东南部赋存白色细砂岩、青灰色粉砂岩0-3.40m仅中西部赋存灰色（或浅灰色）砂质泥岩2.17-3.70m仅东北部、东南部赋存伪顶黑色泥岩0.20-0.35m性脆，破碎后呈棱角状，极易垮落，全区赋存煤煤2.96-3.59m煤层较为稳定底板上部为黑灰色粉砂岩，下部为黑灰色炭质泥岩0.90-1.02m仅中西部赋存灰黑色高岭质泥岩0-5.09m仅东北部、东南部赋存第三节 地质构造1、构造形态10209回风顺槽位于井田西北部, 巷道所在区域呈一单斜构造,煤层有微波状起伏,因2#煤层整体趋势为北东部较低,南东部较高， 巷道底板标高为1017.51031.5m，平均1024.5m。工作面南北高差为14m。煤层盖山厚度为305458m。平均盖山厚度为381.5 m。2、断裂情况10209回风顺槽受区域地质构造影响，煤岩层断裂构造较为发育，煤层顶板在接近断裂带处相对较为破碎。根据10207工作面掘进过程中收集的地质资料分析，预计在10209回风顺槽掘进过程中，会揭露5条正断层，落差0.40m-2.60m（其产状详见下表）预计断层分向工作面内延伸、切割。10215胶带顺槽预计断层揭露位置、产状一览表 表四名称位 置（里程m）走 向（）倾 向（）倾 角（）性 质落 差（m）对回采的影响程度F1回风顺槽2041839350正断层0.7有一定程度的影响F2回风顺槽4431510570正断层0.4有一定程度的影响F3回风顺槽5091210260正断层1.80有较大程度的影响F4回风顺槽58323914960正断层0.55有一定程度的影响F5回风顺槽131219110170正断层2.60有较大程度的影响3、岩浆岩、陷落柱和河流冲刷带等1）根据10207胶带顺槽揭露的地质资料，预计在10209回风顺槽掘进（从1075回风巷右帮算起）935m处揭露一岩浆侵入体（岩墙），宽为1.90m，走向为5，对掘进有一定程度的影响。2）根据10207胶带顺槽揭露的地质资料，预计在10209回风顺槽掘进过程中，不会有陷落柱和河流冲刷带出现。第四节 水文 地质1、奥灰岩溶水根据区域水文地质资料综合分析，奥灰岩水位标高为11401180 m比10209回风顺槽煤层底板（标高为10181031m）高122149m。但结合10205工作面实际回采开采情况及10207工作面掘进过程的实际情况分析、推断对10209工作面巷道掘进不会有影响。2、顶板砂岩裂隙水根据10207回风顺槽掘进时顶板砂岩裂隙水涌出或滴淋的实际情况，预计10209工作面巷道掘进过程中，正常水量13 m3/h，断层处会明显增大，涌水量38m3/h。3、上覆采空区水10209回风顺槽2#煤层之上248m281m为四老沟矿开采的侏罗系大同组14#层煤采空区,再上32 m37 m为侏罗系大同组11#层煤采空区(1949年前旧采空区),由于开采年代久远,积水情况不详,据矿井地质报告资料, 四老沟矿在封闭井下火区时,曾向采空区注入12万m3泥浆水,再由于侏罗系煤层埋藏浅, 采空后易产生大量的地面塌陷及裂隙,使地表水导入采空区,在低洼处形成采空区积水.但2005年2月2006年11月补充6个钻孔,即:T1、T2、T3、T2006-1、T2006-2、水2006-1钻孔中采空区未有积水。另：根据2009年煤炭科学研究总院西安研究院提交塔山煤矿上覆侏罗系煤层采空区积水分布情况探查的成果报告中的结论“侏罗系采空区范围较大，少量积水”，以及安全评估报告中“侏罗系煤层采空区与石炭系2#煤层层间距大，不会对下伏煤层开采产生影响”。附10209回风顺槽地质平面图2-1-1附10209回风顺槽地质剖面图2-2-2附10209回风顺槽综合柱状图2-3-3第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置10209回风顺槽在2#煤层中沿煤层倾向布置，方位为30613。10209回风顺槽起始坐标为X：4425451.677，Y：545006.596，终止坐标为X：4426869.608，Y：545828.661。10209回风顺槽长1685.626m。1、10209回风顺槽断面为矩形，掘进宽度5000mm，高度3300mm，毛断面面积16.5m2；净宽度4800mm，净高度3100mm，净断面面积14.88m2。沿巷道中部铺底两侧各留400mm宽水沟，铺底宽度4200mm，铺底厚度200mm，砼强度等级为C20。2、10209回风顺槽移变开关硐室断面为矩形，掘进宽度6200mm，高度3300mm，毛断面面积20.46m2；净宽度6000mm，净高度3100mm，净断面面积18.6m2，自10209回风顺槽开口向里870m处施工，掘进长度20m。3、10209回风顺槽移动救生舱硐室断面为矩形，掘进宽度8000mm，高度3300mm，毛断面面积26.4m2；净宽度7800mm，净高度3100mm，净断面面积24.18m2。自10209回风顺槽开口向里分别在90m处、770m施工两个移动救生舱硐室，掘进长度33m。沿硐室里侧用混凝土浇筑设备平台宽2900mm，厚300mm，砼强度等级为C20。4、自10209回风顺槽开口向里41m处施工一大容量水仓，5、自10209回风顺槽开口起每隔200米在煤柱侧施工一个换向硐室，断面形状为矩形，巷道断面为：宽高深= 500033005000，毛断面面积16.5m2,净断面面积15.36m2，换向硐室必须施工在顶板完好，且不处于巷道低洼处。6、水仓布置在煤柱侧施工在巷道低洼处，水仓硐室长度2.7m，深度2.2m，高度同顺槽；水仓水窝深度1m，采用砼浇筑，厚度0.1m，铺底厚度0.1m，砼强度C20，水仓容积4.5m3，水仓外口砌筑挡矸台，高度0.2m，进水口宽度0.2m，深0.2m。附10209回风顺槽支护断面图3-1-4附10209回风顺槽移变开关硐室支护断面图3-2-5附10209回风顺槽移动救生舱硐室支护断面图3-3-6附10209回风顺槽换向硐室支护断面图3-4-7附10209回风顺槽大容量水仓支护断设计图3-5-8第二节 支护设计10209回风顺槽采用锚、网、索支护作为永久支护，采用掘进机机载式前探支架和滑移式前探梁作为临时支护。1）临时支护机组掘进临时支护采用掘进机机载式前探支架，长2.2m，宽1.8m，最大支撑力为1.5T，临时支护最大控顶距为2.2m。支架利用掘进机液压系统为动力源，当掘进机截割完成后，升起临时支架进行临时支护。临时支护在截割前最小控顶距0.2m，截割后最大控顶距2.2m。2）永久支护1、按悬吊理论计算锚杆参数1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L锚杆长度；L1锚杆锚入稳定岩层深度一般取0.5米；L2锚杆外露长度取0.1米，K安全系数取2；H冒落拱高度巷道宽度（5.2m）/2f岩石普氏系数取4，经计算H 取0.65米。L20.650.10.51.9米2)锚杆株距计算:通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHr式中：A锚杆间距，Q锚杆锚固力取7吨，r被悬吊岩石容重取2.5 T / m3，K安全系数取2，H冒落拱高度取0.65米，代入得：A1.46米。根据以上计算，巷道顶部选用直径为22mm，长度为2.4米的等强左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮部选用直径为18mm，长度为1.8米等强度螺纹钢锚杆，顶部锚杆间排距900mm*1000mm，帮部锚杆间排距1000mm*1000mm，可满足支护要求。锚网索支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过1000mm时及时打注锚杆，全断面挂网。2、按悬吊理论计算锚索参数为了加强锚固体的强度，工作面应采用有预应力的锚索来加强支护，1）用悬吊理论计算锚索长度：L=L1+L2+L3式中：L锚索总长度，米；L1锚索外露长度，取0.2米；L2需要悬吊的不稳定岩层厚度取2米；L3锚索锚固长度，LKd1fa/4fc式中：K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取15.24mm；fa钢绞线抗拉强度，合1883.52 N/mm2 ；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2则：L3=1.5米。计算得：L=0.2+2+1.6=3.80米2）锚索株距计算通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHr式中：A锚索间距，Q锚索锚固力取17吨，r被悬吊岩石容重取2.5 T / m3，K安全系数取2，H冒落拱高度取0.65米。代入得：A2.287米根据以上计算，锚索直径15.24mm，选长度5.1米，排距2米，可以满足支护要求。附临时支护平、剖面图3-5-8附永久支护平面图3-6-9第三节 矿压观测1、观测对象：10209回风顺槽。2、观测内容：巷道顶板离层量。3、顶板离层检测仪的布置：施工过程中，选用YHW-300本安型围岩位移测定仪，量程0-300mm，额定工作电流30mA，报警值50mm，所有仪器必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置，测定仪的间隔距离一般为100米（顶板破碎时缩小至50米）直至巷道施工完毕。另巷道中的换向硐室、材料硐室开口处必须安设测定仪。4、YHW-300本安型围岩位移测定仪的安装:(1)用28mm 的钻头在顶板上打眼，眼的深度与锚索长度相同。 (2)用锚索将深基点锚固器推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器己锚住。(3)用锚索将浅基点锚固器推至3m深位置，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚住。(4)将测定仪推入钻孔，同时将钢丝绳从仪器下端向外拉并撑紧，将多余的钢丝绳缠绕到线盘上固定好，并确认套管组件已固定在钻孔中，调正仪器安装结束。并记录下两个刻度尺读数，即为顶板里层指示仪的初始数据。(5)使用数据采集器采集电子数据或肉眼观察测定仪下方的刻度尺伸出长度来读取数据。(6)将采集器对准显示窗口（通讯距离应小于3米），用矿灯照射指示窗口一次，测定仪自动将数据发射到采集器。以后肉眼观察测定仪数据时要记录下两个刻度尺读数，再减去上次读取数据就为本次离层数据。5、数据检测及资料整理分析:(1)顶板离层仪距工作面50m以内每天采集或观测1次，50m之外每周采集或观测2次；认真填写记录牌板，牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理并便于观察。(2)区队要有围岩位移测定仪监测记录表，数据采集人员上井后要及时填写，并进行分析。第四节 支护工艺一、支护材料：顶部均采用22mm2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆托板为15015010mm钢托板，采用Z2360树脂药2卷/根锚固；帮部均采用18mm1800mm普通螺纹钢锚杆，锚杆托板均为15015010mm钢托板，采用Z2360树脂药1卷/根锚固；锚索规格为15.24*5100mm，锚索托盘采用300*300*10mm钢托板，每根用Z2360树脂药3支。顶部挂规格为12002700mm冷拔丝网，网孔为100100mm；煤柱侧帮网采用网孔5050mm规格为12002700mm菱形金属网，网片间搭接长度100mm;回采帮挂规格为300002600mm钢芯塑料网，网孔5050mm，网片间搭接长度200mm；停采线向外的巷道两帮全部挂菱形金属网。每隔200mm用14#双股铁丝联一扣，顶网与帮网联网搭接长度为100mm。支架搬运车换向硐室帮部全部挂菱形金属网。铺底材料：水泥选用425#普通硅酸盐水泥，沙为中、粗砂，碎石子粒径为530mm。水泥:砂子:石子:水重量比为1：1.48：3.63：0.44。其中每立方米混凝土中，水泥含量：370Kg；砂的含量：549Kg；碎石：1344Kg。喷浆材料：水泥：沙：碎石子配比=1：2：2，水灰比为0.45，速凝剂掺量为水泥重量的23.5%，水泥选用425#普通硅酸盐水泥，沙为中、粗砂，碎石子粒径为510mm。二、支护方式1、永久支护巷道采用锚网索支护，10209回风顺槽顶部锚杆每排打6根、10209回风顺槽移变开关硐室顶部锚杆每排打7根、10209回风顺槽移动救生舱硐室顶部锚杆每排打9根，间排距均为9001000mm；左右两帮锚杆每排打3根，间排距为10001000mm；10209回风顺槽锚索沿巷道中心线布置1根，排距2000mm，换向硐室开口处锚索沿开口中心线对称布置3根，第二排布置2根，最后一排布置1根，间排距为1500mm*2000mm。移动救生舱硐室锚索布置3根，再在距原巷道锚索向右分别1.8m、3.6m处施工2根锚索。移变开关硐室布置2根，再在距原巷道锚索向右1.8m处施工1根锚索。2、临时支护机组掘进临时支护采用掘进机机载式前探支架，长2.2m，宽1.8m，最大支撑力为1.5T，临时支护最大控顶距为2.2m。支架利用掘进机液压系统为动力源，当掘进机截割完成后，升起临时支架对空顶顶板进行临时支护。3、特殊支护顶板完整，无地质变化时，迎头空帮距离不得超过3米。如片帮严重，每班施工前两帮至迎头空帮距离不得超过1米。如顶板破碎，顶板局部冒落时，采取加强支护，补打锚索增加W钢带或缩小锚杆间排距。所有交岔点处根据现场情况进行补打锚索加强支护。4、永久支护的质量要求：巷道支护前活矸（煤）、危岩应清除，按偏中线施工，保证顶平、帮直，超挖、欠挖量不超过煤矿安全质量标准化规定。锚杆托板要紧贴岩面，托板安设横平竖直，顶锚杆间排距为9001000mm，帮锚杆间排距为10001000mm，误差不得超过100mm，锚杆安装角度不小于75，锚杆外露长度3050mm，必须用力矩扳手紧固，预紧力矩不小于120NM。锚杆锚固力：顶锚杆锚固力不得低于7t，帮锚杆锚固力不得低于5t。锚杆在300根以下，取样不少于一组，每组不少于3根进行一次锚杆拉力试验。锚索用锚索涨拉仪直接涨拉预紧，预紧力不小于17t。网片搭接处必须连好并紧贴岩面，网间搭茬长度为100mm，并用14#双股铅丝联网，每扣扭结不得少于3圈，联网间隔为不大于200mm；如遇有局部掉顶或顶板破碎，必须紧贴掉顶部位挂双网（冷拔丝网与菱形网复合网），根据现场情况，缩小锚杆间排距、补打锚索。巷道按偏中线回采侧3850mm，煤柱侧1150mm进行施工，锚网支护巷道净宽允许误差为巷道中线至任一帮距离偏差+100；净高允许误差+100。巷道铺底振捣密实，表面平整，厚度不小于200mm，强度不低于C20 。喷浆巷道要求混凝土喷射均匀，无裂隙无“穿裙、赤脚” 喷浆厚度100mm。在临时支护下逐排打锚杆挂网进行永久支护。 10209回风顺槽锚网索支护巷道工程质量规定 表四名称项目规格允许偏差巷道宽度偏中线至左帮距离3850mm+100mm偏中线至右帮距离1150mm+100mm巷道高度高度3300mm+100mm锚杆间排距顶900mm1000mm100mm帮1000mm1000mm100mm锚杆外露长度自托盘向外30mm50mm锚杆安装角度7515锚索间排距15002000mm100mm锚索外露长度200mm网片连接顶网与顶网100mm顶网与回采帮网100mm顶网与煤柱帮网100mm回采帮网200mm煤柱帮网100mm10209回风顺槽移变开关硐室锚网索支护巷道工程质量规定 表五名称项目规格允许偏差巷道宽度中线至左帮距离3850mm+100mm中线至右帮距离2350mm+100mm巷道高度3300mm+100mm锚杆间排距顶900mm1000mm100mm帮1000mm1000mm100mm锚杆外露长度自托盘向外30mm50mm锚杆安装角度7515锚索间排距18002000mm100mm锚索外露长度200mm网片连接顶网与顶网100mm顶网与回采帮网100mm顶网与煤柱帮网100mm回采帮网200mm煤柱帮网100mm10209回风顺槽移动救生舱硐室锚网索支护巷道工程质量规定 表六名称项目规格允许偏差巷道宽度中线至左帮距离3850mm+100mm中线至右帮距离4150mm+100mm巷道高度3300mm+100mm锚杆间排距顶900mm1000mm100mm帮1000mm1000mm100mm锚杆外露长度自托盘向外30mm50mm锚杆安装角度7515锚索间排距18002000mm100mm锚索外露长度200mm网片搭接顶网与顶网100mm顶网与回采帮网100mm顶网与煤柱帮网100mm回采帮网200mm煤柱帮网100mm三、临时支护的施工工艺：机载前探支架支护工艺：掘进机完成截、割、装煤作业后，应将截割头放下，停机断电闭锁。检查支护装置各部位零件及管路，在保证完好状态下。由施工人员在已支护好的顶板下站在机组上将新网与已支护好的最后一片网联在一起，左右两片都联好撤出所有人员后给掘进机送电启动，操作二位三通阀，使液压油切换到支护装置管路。司机操作支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制阀手柄，使主架和顶架由折合状态慢慢平稳打开，达到适应巷道顶板的坡度和位置时松开两操作手柄；操作主架的升降缸操作阀手柄使主架升起达到巷道顶板高度，使网片同顶板吻合，然后在掘进机机载临时支护下进行永久支护。永久支护完成后，确认锚固无误后，开始收回支架，先把主架下降到最低位置，然后折合顶架，直到顶架全部落到掘进机上为止，完成一次完整的支护工作。四、锚杆安装工艺1、打锚杆（索）眼：打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求，必须先进行处理。打眼前要按照由外向里，先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，找掉活矸、危岩，然后挂网，先挂顶网后挂帮网用铅丝扎紧并前移前探梁到位，确认安全后方可作业，按照设计锚杆眼位施工，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15。打眼应按由外向里，先顶后帮，顶部先中间后两边的顺序依次进行。2、锚杆安装工艺：安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操作人员站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。然后把树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆孔内顶住锚固剂，外头套上锚杆托盘及螺母，用锚杆搅拌器卡住螺帽，开动锚杆机（手持式风动钻机），使锚杆旋入树脂锚固剂进行搅拌，最后锚到设计深度，方可撤去锚杆机（手持式风动钻机）。搅拌时采用快搅慢进方式，搅拌旋转2030s后，施加预紧力破帽并上紧螺帽，预紧力矩不小于120Nm，锚杆托板压紧网片紧贴岩面。3、锚索安装工艺：安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，不合格的或破损的禁止使用。两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底，不能用力过猛，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚索下端装上专用的搅拌注头，一人扶住锚杆机、一人操作，边推进边搅拌，搅拌时间控制在20s30s，确保搅拌均匀。停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。10min后，才可上托盘、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后压动液压泵进行张拉，达到设计预紧力迅速换向回程。卸下千斤顶时要用手托住，以免坠落伤人，千斤顶正下方严禁有人。在上索具时，锚索张拉器压力表示数35Mpa，锚索预应力不小于17t。五、混凝土铺底工艺混凝土浇筑要求：地面设置搅拌站，进行混凝土搅拌，采用防爆胶轮车直接运送至10209回风顺槽铺底地点进行卸车。厚度200mm，强度C20，巷道两侧各留设400mm宽水沟。 每班施工前必须由当班跟班队长检查模板支设是否符合设计要求，不符合要求的重新返工处理，方可进行浇筑。 由当班跟班队长亲自检查振动棒、搅拌机，防爆胶轮车等运输系统及设备完好。 水泥:砂子:石子:水重量比为1：1.48：3.63：0.44。其中每立方米混凝土中，水泥含量：370Kg；砂的含量：549Kg；碎石：1344Kg浇筑混凝土工艺流程：作业准备按中线支好模板地面搅拌混凝土熟料运送混凝土料浇筑、振捣抹平、压花养护七、混凝土浇筑工艺 浇筑前应将模板清理干净。立模要横平坚直，模板与模板间使用木档和钉子钉实，模板与煤壁间使用木档和木楔子固定。 混凝土由搅拌机搅拌好后，应及时用防爆胶轮车送至浇筑地点，将混凝土卸至铺底地点，必须进行振捣，严禁使用干料。 振动棒插入时应快插慢拔，插点要均匀排列，逐点移动，按顺序进行，不得缺漏，以泛出浆为准。做到均匀振实，移动间距不大于振动棒作用范围的1.5倍(一般为30-40cm)。 养护：混凝土浇筑完毕后，应在12小时以内由跟班队长安排专人进行洒水养护，洒水每班一次,以混凝土表面湿润为原则，养护期不少于7天。 当班所拌的混凝土必须当班使用完毕，并将振动棒等浇筑工具清理干净。 拆除模板时，应在混凝土强度达到不损坏其表面及棱角的情况下进行。 已浇筑的混凝土须在7天以后，方可行人和进行其它工作，否则必须铺设木板以保护路面。 采用防爆胶轮车运输混凝土材料，行人与车会面时防爆胶轮车停止运行，行人通过后防爆胶轮车方可行驶。重车在卸混凝土料时必须由专人进行指挥，防止卸料时损坏工具或模板。第四章 施工工艺第一节 施工方法10209回风顺槽掘进采用EBZ-160型综掘机按方位角为30613沿2#煤层顶板向前掘进，配合皮带机进行出煤。每班施工前班队长及机组司机必须认真检查巷道中线及巷道规格尺寸。第二节 凿煤（岩）方式10209回风顺槽采用EBZ-160型综掘机破煤岩，循环进尺3.0米，临时支护最大控顶距2.2米。多工序平行、交叉作业的施工方法。若顶板破碎或压力较大时循环进尺降为1.0m。综掘机截割方式：工程质量及设备检查完好后，起动综掘机开至迎头施工地点，首先在巷道左下角进刀割煤，切割头完全进入后向右侧匀速平移，然后呈倒S型切割破煤，巷道先破煤宽3.8m，后再按相同的进刀切割方法破煤宽1.2m最终达到设计断面尺寸。附综掘机截割示意图4-2-10第三节 装载与运输1、装煤、运煤：由EBZ-160综掘机装载部铲板星轮自行装煤通过一运刮板机至二运皮带机，再到10209回风顺槽皮带机将煤运至1075皮带，再通过主平硐皮带运至地面。2、材料及设备运输：由无轨胶轮车运送材料到工作面。3、人员运输：乘坐无轨胶轮车至10209回风顺槽联巷，步行到工作面。4、严格按照矿制定的胶轮车管理制度及矿用隔爆无轨胶轮车运输物料出入掘进工作面安全技术措施执行。第四节 管线敷设在掘进施工中敷设永久管线，要求吊挂牢固整齐。永久管路及缆线按照“沿顶、靠帮、分段取平”的原则进行吊挂，高度不得低于2.3m。永久管路距迎头不得超过20m，永久电缆钩距迎头不超过15m。一、电缆吊挂1、10209回风顺槽电缆沿掘进方向布置在巷道右侧，采用4强5弱型电缆钩吊挂，电缆钩距巷道中心线2450mm。各类线缆必须悬挂在电缆钩上，按电压等级排列：高压在下，低压在上依次吊挂，三、四岔门处根据需要必须设置电缆横钩，且所有电缆吊挂不得有缠绕现象。2、电缆钩挂在8mm钢绞线上，钢绞线两头使用长500mm花栏螺栓撑紧固定在专用吊挂锚杆吊挂在顶板上，钢绞线要求涨紧拉直并分段取平，每段长度不得超过50m。吊挂锚杆规格为16mm1000mm普通螺纹钢锚杆，配合一支Z2360树脂药，距帮50mm。电缆钩间距1000mm。二、管路布置1、10209回风顺槽布置108mm消防洒水管一趟、108mm压风管一趟，108mm排水管一趟，自上向下分别为压风管（黄色）、消防洒水管（绿色），排水管（蓝色），管路间距为50mm。2、管路沿掘进方向布置在巷道左侧，管路使用DN50/2寸快速接头连接，采用三联管箍固定使用专用吊挂锚杆吊挂在顶板上，吊挂锚杆规格为16mm1000mm普通螺纹钢锚杆，配合一支Z2360树脂药，距帮150mm，间距6000mm，管路距巷道中心线2350mm。需接降尘喷雾时沿巷道顶板采用内径不小于10mm的高压胶管将阀门引至行人侧控制喷雾降尘，且阀门距底板不超过1500mm。需接管路排水时沿巷道顶板采用内径不小于51mm的高压胶管接到水泵上进行排水。三、风筒布置掘进期间风筒沿掘进方向布置在巷道左侧，风筒中心线距巷道中心线距离1350mm，做到逢环必挂，要求风筒出风口距迎头不超过5m。附10209回风顺槽管线吊挂图4-3-11第五节 设备及工具配备情况表设备及工具配备表 表七序号设备工具名称型号规格单位数量备注1掘进机EBZ16012胶带输送机SSJ80013刮板输送机SGB640/40T04通风机DBKJNo6.325水泵潜水泵66锚杆机MYT12037气动钻机ZQS50/1.638开关QBZ69照明综保ZBZ4.0110电话211张拉千斤顶MM30112探水钻机ZDY1900L113铁 锹把814大 锤把215吊 链个116专用工具套217铁 镐把218锚杆测力计个119激光指向仪YHJ-800个120力矩扳手MCI3掘进机总体技术参数表 表八机械名称单 位参 数机械名称单位参 数掘进机KW246掘进断面形状任意切割电机160经济切割煤岩硬度Mpa80油泵