5301巷53103巷作业规程.doc

第一章 地质基本情况第一节 煤层顶底板岩石性质1、煤层顶板直接顶：煤线0.13m, 煤：黑色；页岩0.85m，灰黑色，致密性脆，含云母节理。老 顶：粉砂岩，厚7.07m，深灰色、较致密、含植物碎屑化石。2、煤层底板直接底：泥岩，厚0.9m，泥岩：灰黑色、中厚层状，含植物化石，岩芯完整。老 底：粉砂岩，厚2.95m，灰色、石英长石为主，含少量云母。第二节 巷道顶底板岩石性质1、巷道顶板53101巷：煤线0.13m, 煤：黑色；页岩0.85m，灰黑色，致密性脆，含云母节理。53103巷：3#煤，煤层总厚度5.75m，煤层倾角2080，半暗型-暗淡型煤，以暗煤和亮煤为主，顶部块状中细条带结构。因工作面走向较长，局部煤厚变化较大。2、巷道底板53101巷：3#煤，煤层总厚度5.75m，煤层倾角2080，半暗型-暗淡型煤，以暗煤和亮煤为主，顶部块状中细条带结构。因工作面走向较长，局部煤厚变化较大。53103巷：泥岩，厚0.9m，泥岩：灰黑色、中厚层状，含植物化石，岩芯完整。第三节 水文地质情况及涌水量1、53101、53103巷在距主撤架通道以北2233m、2244m至通风联络巷为带压开采范围，受承压水威胁，掘进时涌水量会增大。2、在地面距切眼900m-1387m和1536m-1582m位置有二条季节性河流由东向西穿过整个工作面，掘进过程中注意地表塌陷产生裂隙，地表水将沿裂隙下渗至工作面，造成工作面涌水增大。3、在5310大采高工作面以北为王坡煤矿，应提前进行调查了解，根据调查情况确定巷道探放水位置，制定并严格执行探放水措施。4、预计最大涌水量：50m3/h，正常涌水量2-5m3/h。5、在巷道掘进过程中应及时安装排水系统，并保证排水系统能够正常工作。 第四节 煤层瓦斯、煤尘情况1、根据5310大采高工作面预想回采和巷道掘进地质说明书，5310大采高工作面煤层原始瓦斯含量估值：（以5102巷为起算点）1.1掘进进度为0-200m：煤层原瓦斯含量为：4min3/t-6min3/t；1.2掘进进度为200-850m：煤层原瓦斯含量为：6min3/t-8min3/t；1.3掘进进度为850-设计切眼位置：煤层原瓦斯含量为：8min3/t-10min3/t；2、无煤尘爆炸危险，煤层无自燃倾向。第五节 巷道预计穿越的煤层性质53101巷沿煤层顶板掘进，53103巷沿煤层底板掘进，3#煤，煤层总厚度5.75m，煤层倾角2080，半暗型-暗淡型煤，以暗煤和亮煤为主，顶部块状中细条带结构。第六节 地质构造情况1、本工作面主要受一个宽缓背斜控制，轴部距设计切眼以南925m左右。2、根据三维地震勘探资料显示，工作面内有7个陷落柱：WDX40、WDX41、WDX43、KDX44、KDX46、WDX48、KDX49；其中陷落柱KDX44在53101、53103巷掘进至距主撤架通道以北1648m、1665m处可能会揭露；陷落柱WDX43在53104巷掘进至距主撤架通道以北1855m处可能会揭露；陷落柱KDX46、WDX48、WDX40在工作面内，对工作面回采影响较大；陷落柱KDX49位置在副撤架通道外，对工作面回采影响较小，陷落柱WDX41位置在53104巷C13#横川处，对巷道掘进影响较大。3、工作面发育有3条正断层：DF39、DF40、DF41；其中正断层DF39在53105、53102、53104巷掘进至距主撤架通道以北678m、776m、840m处可能会揭露。构造名称走向倾向倾角断距对回采影响程度背斜（轴部）120较小陷落柱（WDX40）（长轴）67m（短轴）65m较大陷落柱（WDX41）（长轴）48m（短轴）43m较大陷落柱（WDX43）（短轴）24m（长轴）24m较大陷落柱（KDX44）（长轴）143m（短轴）95m较大陷落柱（KDX46）（长轴）113m（短轴）105m较大陷落柱（WDX48）（长轴）40m（短轴）30m较大陷落柱（KDX49）（长轴）131m（短轴）86m较大正断层DF39170260702m较大正断层DF4020290703m较小正断层DF4130300703m较小第七节 其它地质情况1、地温：地温：120 C-160 C。2、地压及盖山厚度：巷道名称53101巷53103巷主、副撤架通道切眼通风联络巷地压（Mpa）7.9-127.8-11.97.9-8.911.1-11.511.4-11.5盖山厚度（m）318.3-480311-476.8315.2-357.3445.2-461.4456.6-461.4附：插图一：地质综合柱状图插图二：巷道预计穿过的煤岩层地质剖面示意图第二章 巷道布置及技术特征第一节 巷道位置1、地面位置：王坡煤矿以南，刘河村以北，老家村以东。2、井下位置及四邻采掘情况：南临5106、5102、5103、5104巷，5106、5102、5103、5104巷已掘进至设计位置，北至成庄矿矿界，四周均无采面。3、巷道用途：53101巷、53103巷均为5310大采高工作面的进风巷。4、服务年限：3年。5、施工期限：预计个16月(2009年3月2010年6月)。第二节 施工条件1、53101巷过B点后爬至煤层顶板，然后沿煤层顶板掘进，53103巷沿煤层底板掘进。2、本工作面主要受一个宽缓背斜控制，轴部距设计切眼以南925m左右。3、根据三维地震勘探资料显示，工作面内有7个陷落柱：WDX40、WDX41、WDX43、KDX44、KDX46、WDX48、KDX49；其中陷落柱KDX44在53101、53103巷掘进至距主撤架通道以北1648m、1665m处可能会揭露；陷落柱WDX43在53104巷掘进至距主撤架通道以北1855m处可能会揭露；陷落柱KDX46、WDX48、WDX40在工作面内，对工作面回采影响较大；陷落柱KDX49位置在副撤架通道外，对工作面回采影响较小，陷落柱WDX41位置在53104巷C13#横川处，对巷道掘进影响较大。4、工作面发育有3条正断层：DF39、DF40、DF41；其中正断层DF39在53105、53102、53104巷掘进至距主撤架通道以北678m、776m、840m处可能会揭露。5、根据邻区生产实际情况，掘进过程中局部瓦斯涌出量可能较大，尤其是背斜轴部250m的范围内，所以在掘进过程中应加强对工作面的瓦斯监控、通风管理。6、53101、53103巷在距主撤架通道以北2233m、2244m至通风联络巷为带压开采范围，工作面掘进时，应加强防治水工作，制定并严格执行探放水措施。7、在5310大采高工作面以北为王坡煤矿，应提前进行调查了解，根据调查情况确定巷道探放水位置，制定并严格执行探放水措施。8、在工作面掘进过程中应及时制定防治水方案，并严格按照防治水方案安装排遣水系统，并保证排水系统能够正常工作。9、工作面在掘进过程中，在陷落柱或断层附近煤层较破碎、局部瓦斯涌出量会增大，掘进到此位置时根加强顶板管理及瓦斯监控，保证安全生产。10、根据钻孔情况，煤层由南向北煤层厚度由厚变薄，变化较大，掘进过程中应予以注意。11、巷道底板起伏不平，运输线路复杂，运输设备多，因此，运输过程中要加强运输管理。第三节 巷道布置巷道布置及与附近巷道关系：附：插图三：53101巷、53103巷双巷掘进巷道布置示意图 第四节 巷道技术特征1、53101巷设计长度2908.969m，施工长度2768.659m；53103巷设计长度2910.01m，施工长度2779.378m；53101、3巷联络横川设计为15个，每个横川设计长度40m，横川设计总长度600m，施工横川15个，每个横川施工长度35m，横川施工总长度525m；53101、3巷及横川施工总工程量为6073.037m。2、巷道技术特征 ：53101、3巷及横川巷道断面技术特征表项目数据名称断面尺寸支护方式锚杆排距(m)锚杆间距(m)锚杆数量（根）锚索间排距(m)锚索数量(根/排)宽(m)高度(m)面积(m2)顶帮顶帮顶帮顶帮掘进断面5.03.819.00W钢带、锚杆、锚索、网联合支护1.01.051.05421.92211净 断 面4.73.6517.16锚索布置特征：顶锚索采用2-0-2方式布置，距帮均为1.55m，锚索间排距1.92.0m；帮锚索每帮采用1-0-1方式布置，距顶为1.9m，距底为2.1m，锚索排距2.0m；顶锚索规格为SKP-22-1-7.4，帮锚索规格为SKP-17.8-1-5.4。附：插图四：53101巷、53103巷及横川锚杆支护断面图第五节 使用材料规格53101/53103巷及横川断面支护材料：顶支护材料：W钢带：BHW-250-3-4500-5顶网：5500mm1200mm金属菱形网（10#铁丝，网孔50mm50mm）锚索：SKP-22-1-7.4高强度低松弛预应力钢绞线 锚索托盘：300mm300mm16mm高强度可调心托盘 锚索锁具: 高强度可调心托盘配套锁具巷帮支护材料：帮网：3800mm1200mm金属菱形网（10#铁丝，网孔50mm50mm） 3800mm1200mm塑料网（网孔40mm40mm）注：53103巷1#横川以北采面侧使用塑料网锚索：SKP-17.8-1-5.4高强度低松弛预应力钢绞线锚索托盘：300mm300mm16mm高强度托盘 锚索锁具: 高强度托盘配套锁具顶帮共用支护材料：锚杆：22-M24-2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，材质为专用锚杆BHR500钢材锚杆托盘：120mm120mm10mm拱型高强度托盘 锚杆球垫：高强度锚杆配套铸钢球垫 钢带托盘：250mm350mm5mm锚固剂：MSK2335和MSZ2360两种 塑料网：3800mm1200mm塑料网（网孔40mm40mm）玻璃钢锚杆：202000mm 联网丝：16#铁丝第三章 施工方法1、作业方式三掘一准，掘支单行，一次成巷，双巷向前掘进的作业方式。2、施工组织“四六”制作业，三班生产，一班检修备料，组织专业与综合工种相结合的圆班综合工作队进行施工，检修班负责两巷设备的检修维护及备料工作。3、掘进方式：机掘。4、循环方式及循环进度循环方式：单/双排多循环作业方式。4.1当顶板完整,煤体完好，采取双排多循环作业方式：一次施工两排，每个生产班每条巷道三个循环，循环进度2.0m。4.2若地质条件发生变化,如顶板破碎、片帮严重、底鼓、淋水严重等，采取单排多循环作业方式，一次施工一排，每个生产班每条巷道根据条件变化程度施工不同循环，循环进度1.0m或0.8m。5、采用的先进施工技术：综合机械化作业施工、激光仪指向施工。附：插图五：53101巷、53103巷双巷掘进施工平面示意图第四章 掘进施工作业第一节 掘进施工工艺流程工艺流程： 交接班安全检查延皮带/溜子割、装、运煤(备料)敲帮问顶临时支护永久支护铲清煤自检第二节 施工作业1、施工设备：两台EBZ150型综掘机。2、截割方式：横轴式连续摆动截割。3、截割方法：截割头由巷道底部进刀，进刀深度根据煤体的软硬程度为0.81.0m,然后在巷道内水平摆动截割，周边留煤0.2-0.3m，每横向截割一次抬高0.4-0.6m，按照截割曲线示意图连续摆动截割至巷道断面初步成形，截割完一个循环后，重复以上循环，最后修周边达设计要求。4、截割工艺流程：进刀截割修边成形。5、截割质量要求：巷道成形符合设计要求，顶、底板截割平整，两帮齐整，保证成形质量。6、提高截割质量的措施：6.1 加强岗位练兵，提高司机的业务素质和操作技术水平。6.2 司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺流程要求进行操作。6.3 司机必须牢记巷道的断面尺寸及误差标准。6.4 加强通风防尘管理，提高工作面能见度。6.5 根据煤层起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。6.6 保证激光指向仪指向正确，无激光指向不准割煤。第三节 运输作业1、运料:运输设备及轨道运输设备：无极绳绞车、小绞车、矿车、卡车、平板车、花车等。轨道参数：轨道(22Kg/m)，轨距：600mm、木轨枕规格1200150120mm，枕木间距永久轨道不大于700mm、临时轨道不大于1000mm。运料系统：5102巷车场53101、3巷料场料场到工作面采用人工运料。2、运煤：运煤设备：机组装载机构(铲板、耙爪、小溜子)、QZP-160A型桥式转载机、SJ-80型皮带4部、SGW-40T型溜子3部。运煤系统：53101巷：铲板、耙爪、小溜子QZP-160A型桥式转载机SJ-80型皮带1部SGW-40T型高架溜子1部SJ-80型皮带2部SGW-40T型地沟溜子1部5103皮带。53103巷：铲板、耙爪、小溜子QZP-160A型桥式转载机SJ-80型皮带3部SGW-40T型地沟溜子1部5103皮带。3、运输作业方式：运煤：装、运煤连续作业。运料：人工装卸、轨道运输、小绞车和无极绳绞车牵引调车。第四节 临时支护及控顶距要求根据现场情况可采取打2、5眼和机载式两种临时支护方式。1、机载式临时支护1.1临时支护方式：采用机载式临时支护装置托钢带托梁、网进行临时支护。1.2临时支护架设方式巷道成形后，机组退到永久支护下，截割臂放于水平位置，闭锁切割头，机组司机把临时支护装置升起到合适位置，闭锁机组，敲帮问顶，确认安全后，由班长统一指挥，首先是四人配合抬两片或一片网（W钢带捆绑于网上）置于临时支护装置上放平、放正、放稳，验收合格后其它人员退到机组后安全地点，只允许由两人站在永久支护下（站在机组上或机组两侧）协助机组司机完成网、W钢带的接顶工作，其他人员必须站在机组后方，临时支护打好后，机组司机停机闭锁，隔离打至零位，随机315开关停电闭锁后，司机方可离开操作台进行其它工作，人员方可进入机组前方进行作业。1.3临时支护工序安全检查闭锁机组敲帮问顶、找掉危岩人员抬钢带托梁、网（网绑至钢带上）放置“临时支护装置”上人员退到机组转载机以外安全地点解开机组闭锁(闭锁截割电机)升临时支护装置接顶配合人员协助上网接顶机组闭锁顶、帮平行作业进行永久支护(永久支护期间机组司机可以离开操作台)。2、施工2、5眼临时支护2.1临时支护方式：采用机组截割头托W钢带、网并打2根锚杆进行临时支护。2.2临时支护架设方式：机组割完煤后，机组退到永久支护下，将机组切割头落地、停机闭锁，保证机组操作箱闭锁按钮和机组左侧按钮同时闭锁，敲帮问顶确认安全后，配合人员（2/4人）抬第一/两片W钢带网（网已绑在W钢带上）放在机组切割头上放平、放正、放稳，其它人员退至转载机以外、只允许由两人站在永久护下协助机组司机完成网、W钢带的接顶工作，解除机组闭锁，升切割头接顶完成后将机组操作箱闭锁按扭和机组操作侧闭锁按钮以及非操作侧闭锁按钮同时闭锁，随机隔离不打零位，司机不准离开操作台，人员（左右各1人）直接站在机组部位上联好网，人员（除机组司机外1台钻机3人、两台钻机6人）在永久支护下施工2根临时支护锚杆（严禁人员站在切割头及切割臂下操作），施工完毕，人员退到转载机以外部位、解开机组上所有开关，按以上循环重复第二排临时支护锚杆，最后机组退到距迎头3米范围以外（横川施工可不退机，但必须将切割头落地），按下述程序进行停机操作。1主司机直接按下操作箱闭锁按钮停机；2主司机随后将操作侧（左侧）闭锁按钮闭锁并将机组隔离开关打至零位，隔离开关专用操作手柄取下随身保管；3副司机将机组右侧急停按钮按下后，再将开关架控制开关停电，并将隔离开关打至零位（控制开关规定设在距掘进机开关不超过30米的范围内，如巷道开口、施工横川不受此限，控制开关超过30米可不进行闭锁）然后进行永久支护。2.3临时支护工序：安全检查降下机组切割头闭锁机组敲帮问顶、找掉危岩人员抬W钢带、网（网绑在W钢带上）放置切割头上人员退到机组转载机以外安全地点解开机组闭锁升机组切割头接顶闭锁机组配合人员于永久支护下联好网在永久支护下打2根临时支护锚杆人员退到转载机外部解开机组闭锁重复以上循环退机至距工作面迎头3米外闭锁机组。3、临时支护安全技术措施：3.1 2、5眼临时支护时，主司机不得离开操作台。3.2 在施工临时支护锚杆期间，严禁人员站在切割头及切割臂下操作。3.3 协助机组司机上网、W钢带人员必须站在切割头摆动范围以外的永久支护下进行操作。3.4 副司机在割煤过程中应站在机组小溜与转载机搭接左右两侧，距机组本体有1米以上安全距离，且副司机不得进入转载机机头5米区域内。3.5 因工作需要，当副司机需从一侧进入另一侧监护时，主司机必须停机，闭锁操作箱按扭，从机组上方穿过。3.6 机组割煤成形后，必须进行敲帮问顶，找掉活矸、活炭。3.7 临时支护必须确认安全后，方可退机组进行永久支护。3.8 2、5眼临时支护时，掘进机停止工作时，必须将掘进机退出工作面迎头3米以外，截割头落地、断开掘进机上的隔离开关，隔离手把由割煤司机专人保管。机组拐弯、施工横川或直巷开口铺溜子，由于溜子机尾紧挨机组，临时支护架设好后，机组退后空间不受此限，只将截割头落地，将机组上所有开关闭锁，然后进行永久支护。3.9 如工作面顶板较为松软破碎、冒顶、留顶卧底或爬坡时，临时支护锚杆从顶板塌凹处依次从一边向另一边施工，并采用单排掘进，循环进刀深度不大于0.8米。4、控顶距要求：锚杆最大控顶距双排掘进不大于2.6米，单排不大于1.6米；最小控顶距：不大于0.6米；双排掘进时有效锚索距工作面最大距离不超过4.5米，单排不超过3.4米；进行巷道临时支护后，及时打注锚杆、锚索，对巷道顶板进行有效支护和控制。5、验收制度：每次临时支护后，都必须经班长和验收员检查合格后方可进入下一道工序。附：插图六：巷道截割曲线示意图插图七：巷道临时支护示意图 插图八：巷道最大和最小控顶距平面和剖面示意图第五章 永久支护第一节 施工设备、工具及材料1、施工设备、工具名称型号名称型号名称型号顶钻机MQT120/130顶钻杆B19；1.0/1.2/1.5m顶钻头f30mm合金钢钻头 帮钻机MQT35/50帮钻杆1.0/2.4m帮钻头f30mm双翼煤钻头汽扳机BK-42锚索张拉仪f22mm力矩扳手500N.m风镐铁锹大锤洋镐穿枪2、支护材料：见第二章第五节。第二节 支护方式1、永久支护采用锚梁网、锚索联合支护。2、锚杆、锚索施工工艺流程：2.1 顶锚杆施工工艺：安全检查敲帮问顶定钻孔位置先用1000mm/1200mm/1500mm中空六方钻杆湿式打眼，再换用2500mm钻杆施工到位依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂钻孔内放入锚杆，并用锚杆头部把锚固剂推入孔底用锚杆搅拌器连接顶钻机与锚杆搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌，取下钻机施工下一根锚杆待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。2.2 帮锚杆施工工艺：安全检查敲帮问顶定钻孔位置（正常情况下先施工帮部第二根锚杆，如帮部煤体酥软时从上往下依施工）先用1000mm中空麻花钻杆湿式打眼，再换用2400mm中空麻花钻杆施工到位依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂钻孔内放入锚杆，并用锚杆头部把锚固剂推入孔底用锚杆搅拌器连接帮钻机与锚杆搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌，取下钻机施工下一根锚杆铺网、在锚杆头部依次套上钢带托盘、铁饼、球垫、螺丝（也可在锚固锚杆时直接将网压好）联网待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。2.3 顶锚索施工工艺：安全检查定锚索孔位置先用1500mm中空六方钻杆湿式钻眼，再续接1500mm中空六方钻杆施工到位依次在钻孔内放入一支MSK2335和两支MSZ2360锚固剂钻孔内放入锚索，并用锚索头部把锚固剂推入孔底用锚索搅拌器连接顶钻机与锚索搅拌锚固剂至锚索锚固后停止搅拌，取下钻机施工下一根锚索待锚索锚固稳定后用锚索涨拉仪将锚索预紧到设计要求。2.4帮锚索施工工艺：安全检查定锚索孔位置1000/2400mm中空麻花钻杆湿式钻眼，再用5200mm的麻花钻杆施工到位(采取在孔口洒水的降尘措施)依次在钻孔内放入一支MSK2335、两支MSZ2360锚固剂钻孔内放入锚索，并用锚索头部把锚固剂推入孔底用锚索搅拌器连接顶钻机与锚索搅拌锚固剂至锚索锚固后停止搅拌，取下钻机施工下一根锚索待锚索锚固稳定后用锚索涨拉仪将锚索预紧到设计要求。第三节 施工技术组织措施1、施工前应将所用支护材料及工具准备齐全。2、临时支护架设好后，由班长组织人员进行敲帮问顶，然后再开始永久支护。永久支护由班长统一指挥，若干名支护工协作进行。3、各工种必须严格执行本工种操作规程及岗位作业标准、煤矿安全规程。4、施工过程中，发现顶、帮及迎头隐患及时将作业人员全部撤出，处理隐患后再行作业，防止出现意外事故伤人。5、上尺上线标定锚杆眼位置。6、锚杆眼方向与层面夹角严格按设计角度布置。7、顶帮锚杆、顶锚索应紧跟掘进迎头及时支护；考虑施工过程中工作面留煤较多，受机组影响，帮4锚杆可以滞后三排施工，起锚高度超过规定需要补打的锚杆滞后迎头12排施工，巷道施工过程中存在顶帮不能对齐的情况，可根据现场实际情况空帮不足帮锚杆设计排距时可下一排施工，帮锚索可滞后工作面施工。8、在煤体松软可锚时，采用打超前锚杆(玻璃钢锚杆或高强锚杆)进行超前维护。9、安装锚固剂时，顶、帮锚杆各安装两支，先放入一支MSK2335锚固剂，再放入一支MSZ2360锚固剂；锚索安装三支，先放入一支MSK2335锚固剂，再放入两支MSZ2360锚固剂。10、顶锚杆的技术要求：钻孔眼深2300mm，允许偏差0- +50mm；锚杆锚固力不小于150KN，预紧力不小于500Nm，锚杆外露不大于50mm；锚杆排间距允许偏差100mm；顶锚杆与顶板角度为90,允许偏差15。11、帮锚杆的技术要求：钻孔眼深2300mm，允许偏差0- +50mm；锚杆锚固力不小于150KN，预紧力不小于500Nm，锚杆外露不大于50mm。帮锚杆排间距允许偏差100mm；帮锚杆与帮角度为90,允许偏差15。12、锚索的技术要求：7400mm顶锚索眼深为7100mm，允许偏差0- +50mm；锚索预紧力不小于250KN；锚索外露不超过350mm；锚索排间距允许偏差150mm；顶锚索与顶板角度为90，允许偏差15；帮锚索的技术要求：5400mm帮锚索眼深为5100mm，允许偏差0- +50mm；锚索预紧力不小于150KN；锚索外露不超过300mm；锚索排间距允许偏差150mm；帮锚索与煤帮角度为90，允许偏差15。13、锚杆施工机具：顶锚杆钻眼机具为MQT-120/130型风动锚杆钻机（接风水）；帮锚杆钻眼机具为35/50型风动锚杆钻机（接风水）；顶钻头采用30mm合金钢钻头；帮钻头采用30mm中空煤钻头；顶钻杆采用中空六方钻杆湿式钻眼，帮钻杆采用中空麻花钻杆湿式钻眼，顶钻杆长度为1000mm、1200mm、1500mm；帮钻杆长度为1000mm、2400mm；BK-42型气扳机、MC-500扭矩扳手；LDZ-200锚杆拉力计。14、锚索施工机具：顶锚索钻眼机具为MQT-120/130型风动钻机（接风水），帮锚索钻眼机具为35/50型风动锚杆钻机（接风水），顶钻头采用30mm合金钢钻头；帮钻头采用30mm中空煤钻头；顶钻杆为B19接长钻杆，钻杆长度为1500mm，22mm锚索张拉设备，帮钻杆为1000mm、2400mm、5200mm麻花钻杆，17.8mm锚索张拉设备。15、网与网之间搭接不小于100mm，联网间距不大于300mm，采用双股16#条丝联接牢固，网片铺设要求拉直拉紧。16、掘进时造成巷道超高或超宽补打锚杆、锚索规定：16.1当巷道超宽顶锚杆距帮超过600mm时，采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护；当巷道超高帮最上一根锚杆距顶超过600mm时，采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护；帮最下一根锚杆距底超过700mm时，采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护。16.2当巷道超宽中线至任何一帮超过设计宽度1.0m时，顶部采取补打单体锚索的方式加强支护，补打锚索与原设计锚索间距不超过2.0m。17、特殊地质条件下的处理：17.1 如遇顶板不完整，W钢带无法紧帖顶板时，可采用单体锚杆配W钢带托盘护顶，每排采用6根单体锚杆，间距缩小为0.9m。17.2 如遇片帮严重，超挖大于500mm时，可采用W钢带紧靠一帮施工，在另一边补打一根单体锚杆，采用W钢带托盘。17.3 遇特殊地质条件（如断层、破碎带、陷落柱等），应及时向技术部门反映，及时制定措施，确保巷道施工安全。18、巷道拐弯施工横川时，磨角时顶部分超宽部分按1000mm排间距施工单体锚杆配W钢带托盘进行支护，同时按2.0m的间排距补强锚索支护。19、巷道停掘时技术措施：19.1 巷道停掘时间达到一个小班时，巷道永久支护必须紧跟工作面迎头，且控顶距不超过600mm。19.2 巷道停掘前锚索必须施工到位、安装合格达到设计要求。19.3 如出现煤岩松软、破碎时，必须及时施工临时锚杆进行护顶、护帮，严禁留伞檐。19.4 巷道停掘时间达到或超过24小时，按各头面相应的停产安全技术措施执行。20、巷道掘进过程中，遇地质构造时锚杆支护技术措施：20.1当巷道掘进过程中，遇地质条件发生变化，如煤层变软、变酥、顶板淋水增大，瓦斯涌出增大，煤层节理、裂隙发育等情况时，必须加密锚索布置，锚杆按缩小排距到800 mm进行支护。20.2 巷道掘进过程中，遇断层、陷落柱等地质构造时，根据现场实际情况另行制定安全技术措施，并对地质构造区段前后10米范围内的巷道顶板进行补强，补强方式为缩小排距并补强锚索，锚杆排距缩小为800mm，锚索采用222或212布置，施工工序为单排掘进，当帮部遇矸硬帮钻不能施工时，采用YT7655型风钻打眼帮；钻头为30mm“一字”钻头；锚固方式采用树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支为K2335，一支为Z2360，确保能满足实际需要。21、发现不合格锚索时，应在其附近400mm范围内补打合格锚索。发现不合格锚杆时，应在其附近450mm范围内补打合格锚杆,如不合格锚索/锚杆400mm/450mm范围内顶板冒落或帮部片帮不能补打时,可在离原不合格锚索/锚杆就近范围内补打合格。22、锚杆托盘必须紧贴岩面，局部顶帮破碎、煤体松软造成锚杆超长托盘不能紧贴壁面时，可在原支护的情况下垫1个原锚杆铁饼或开口铁饼，也可垫12个柱帽。23、巷道在掘进过程中如遇顶板严重破碎，现场留不住顶煤，应及时向相关科室汇报，并经技术室同意后，需要沿煤层顶板掘进时，在爬顶或卧底前后10米区段范围内，巷道顶板采取补强措施，补强方式为缩小排距并增打锚索，锚杆排距缩小为800mm，锚索采用222或212布置，确保能安全顺利通过该区段。24、为进一步提高掘进效率，人员在施工临时支护锚杆时，施工人员可以在永久支护下施工其它帮锚杆或补打其它永久支护下锚杆、锚索，清煤等工作。25、验收员要严格按工程质量标准进行验收，严把工程质量关，发现问题，必须及时进行处理后，方可进入下一道工序。第四节 可锚性试验1、施工过程中每掘进20m，或遇煤层变软变酥，顶板淋水、瓦斯增大，煤层节理裂隙发育，片帮等情况，必须进行可锚性测试。2、试验采用22-M24-2400mm高强锚杆，使用一支K2335锚固剂。3、每组试验布置三根，分别安设在巷道顶板和巷帮中部。4、锚杆拉拔力85KN即为可锚，小于85KN即为不可锚，不可锚时必须采用架棚支护（另行制定安全技术措施）。5、测试完毕，应填写测试记录表，测试结果要及时报技术室。第六章 顶板支护质量监测1、日常监测：1.1矿压监测仪器名称型号名称型号锚杆拉拔计MJY-300/80钻孔应力计ZYJ-20顶板离层指示仪LBY3钢卷尺5m测力锚杆YZS-300皮卷尺50m测力锚杆接收仪YJK4500木桩400mm锚索测力计GYS-300测绳4m1.2锚杆锚固力的抽检：巷道掘进施工过程中，按不小于1%的比例和不大于两天的时间间隔对永久支护锚杆的锚固力进行抽检。抽检时只做非破坏性拉拔，达到150kN为合格，一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，要及时补打合格锚杆，1.3锚杆预紧力矩抽检：巷道掘进施工过程中，安排专人按不小于3%的比例和不大于两天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽检，达500Nm为合格。一旦发现不合格锚杆，要及时重新拧紧螺母，如预紧力矩不能达到要求，必须在其托板上注明“补打”字样，并及时补打合格锚杆。1.4锚索预预紧力矩抽检：、采用锚索张拉设备对所有锚索进行预紧力矩检查。、要求顶锚索预应力达到250KN，帮锚索预应力达到150KN。、巷道掘进施工过程中，由专人对锚索预应力进行检查，涨拉过程中一旦发现不合格锚索，必须在其周围400mm范围内补打合格锚索，检查时要现场做好记录，上井后报交技术室。1.5顶板离层仪的使用和管理：、安设距离: 巷道每掘进不超过50m安设一个LBY-3型顶板离层指示仪。、当巷道尺寸、掘进工艺发生变化、巷道交岔点、断层带、围岩破碎带、顶板淋水、硐室等特殊条件地段必须安设顶板离层指示仪。、当由于围岩地质条件发生变化，暴露的顶板总宽度超过设计宽度1500mm（包括1500mm）时，必须在该处的适当位置安设顶板离层仪，该处顶板离层仪的监测频率：在距工作面迎头50m范围内，监测频率为每班一次，距迎头50m范围外，监测频率为每周一到两次，当巷道趋于稳定后，按正常巷道监测要求执行。1.6顶板离层仪的观察方法：专人每班对掘进工作面50m内的顶板离层仪进行观测和记录，在50m以外，离层未有明显增长的趋势，顶板离层仪观测频度可减少为每周1-2次，其他人员也应随时，注意观察离层仪刻度坠颜色（离层指示仪以红、黄、绿三种颜色表示离层松动的严重程度，绿色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警戒值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态），以便及早发现异常现象，及时采取措施，确保施工安全。2、综合监测：53101、3巷各设三个测站，巷道掘出300m后设置第一个测站，巷道掘出1000m后设置第二测站，2000m以后设置第三测站。巷道综合监测内容序号项目内容1巷道表面位移巷道顶底板、两帮相对移近量，顶板下沉量。2顶板离层锚固区内外顶板岩层位移。3锚杆受力顶板锚杆受力分布，两帮锚杆受力。4锚索受力顶板锚索受力5巷道破坏状况统计记录巷道围岩破坏位置和程度。2.1巷道表面位移 400mm A 400mm C D O B图1 巷道表面位移监测断面布置巷道表面位移采用十字布点法安设表面位移监测断面（图1）。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻f28mm、深400mm的孔，将f29mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。观测方法为：在C、D之间拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、AB值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读CO、CD值；测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm；采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。测量频度：距掘进工作面50m内，每天观测1次，工作面50m以外每周观测1-2次。2.2顶板离层采用LBY-3型顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值。2.3锚杆受力采用CM-200型测力锚杆测试顶板锚杆受力。观测断面布置10根测力锚杆。在施工时，将正常安装的锚杆换成测力锚杆。 1 3 5 7 9 11 2 4 6 8 10 12 图2 测力锚杆示意图2.4测力锚杆的安装方法和步骤：2.4.1安装前，在井下测完初读数；2.4.2安装时，先将安装搅拌接头旋入保护套内，由上端套上托盘，将树脂药卷放入孔中，用杆体将其推至孔底，然后，将安装搅拌接头插入锚杆机输出轴上，开机搅拌药卷。安装时必须保证杆体上的应变片朝向两帮。2.4.3搅拌结束待树脂固化后，拧紧螺母，用两把扳手分别卡住保护套和搅拌接头卸下搅拌接头，立即测读并记录第一次读数。2.4.5测读时，将测力锚杆与YJK4500型静态电阻应变仪相连，依次读出1-12个位置的读数。2.5监测要求：以上内容由队技术员负责每两天监测一次并认真记录其读数，记录数据一份交技术室，一份留在本队备查；距掘进工作面50m以内，每天观测1次，数据没有明显变化改为每周观测1-2次。3、管理制度：1）、顶板离层仪安装在巷道顶板中部两排锚杆中间，距离工作面迎头不超过1.5m，安装时初始读数不超过10mm。2）、每个顶板离层仪都必须挂监测牌板，挂在巷道行人侧，距底板高度不低于1.4m。3）、每次监测后监测人员要将顶板离层的读数记录在牌板上，上井后及时将监测数据记录在离层仪记录表上，报交队技术员及技术室。监测过程中一旦发现异常情况，监测人员要立即与技术室联系并汇报队值班长，以便采取相应措施。4）、所有存在缺陷、表面模糊不清的离层指示仪应立即更换，原指示仪更换后，要记录其读数，并标明其已被更换。5）、队技术员每十天进行一次顶板情况分析，以保证施工过程安全和进一步完善支护设计。第七章 通风工作第一节 风量计算1、风量计算：按晋煤集通字(2007)第116号文晋城煤业集团矿井风量计算方法执行。1.1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：53101巷：Q掘=100.q掘.K掘通 =1001.61.5=240(m3/min)53103巷：Q掘=100.q掘.K掘通 =1001.61.5=240(m3/min)式中：掘单个掘进工作面需要风量，m3/minq掘掘进工作面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量，为1.6m3/min，根据53101巷、53103巷开口掘进过程中实际瓦斯实际涌出量为1.6m3/min，因此q掘取1.6。K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数，根据53101巷、53103巷开口掘进过程中实际瓦斯涌出不均衡通风系数为1.5，因此K掘通取1.5。1.2、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:按每人供风4 m3/min式中：Q掘=4N440160m3/min Q掘-掘进工作面风量，m3/min N-掘进工作面同时工作的最多人数，人经过以上计算，53101巷、53103巷两巷掘进每个工作面需风量(Q需)为240m3/min。1.3、局部通风机选型：53101巷、53103巷：局部通风机：FDIIN08/237kw型对流式双风机，电机功率237kw，最大吸风量600 m3/min。除尘风机：KCS-225ZZ型随机除尘风机，电机功率18.5KW，最大吸风量225m3/min。 1.4、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：煤巷掘进：Q掘=Q扇Ii+600.25S（m3/min）式中：Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数,双巷掘进风机全部安装在53101巷,取2。S掘进工作面净断面，m2安装双巷风机的53101巷需要风量为：6002+600.2518.10=1471.5m3/min通过以上计算，双巷在掘进过程中需要风量1471.5m3/min，（全风压段巷道煤壁瓦斯涌出量0.1 m3/min，全风压风量稀释），横川调节风窗的通过风量每个3050m3/min，随着巷道逐渐延伸，横川需配风量逐渐增加，共15个横川，横川配风量增至750 m3/min，53101巷、53103巷在掘进过程中总风量应不小于2221.5m3/min。1.5、按风速进行验算：煤巷掘进最低风量： Q煤掘600.25S掘600.2518.10271.5m3/min Q掘=2221.5m3/min300m3/min煤巷道最高风量： Q煤掘604.0S掘60418.104344m3/min Q掘=2221.5m3/min4344m3/min式中：S掘掘进工作面的净断面面积，m2 计算结果比较，双巷掘进使用237kw风机能够满足使用和煤矿安全规程规定要求。2、通风方式：压入式通风。3、局扇安设位置：53101巷、53103巷的压风机全部安装在53101巷内回风横川以南，距回风横川不小于10m处，(回风横川-距掘进工作面最近的一个横川作为回风横川)除尘风机安装地点距工作面不大于50m，且除尘风机出风口距离压风机吸风口距离不小于15m，在割煤期间必须开启除尘风机，割完煤后要及时关闭。 4、风筒规格：压风筒：800mm10000mm胶质软风筒、800mm5000mm的硬质风筒。除尘风筒：600mm5000mm胶质伸缩式风筒。4.1、风筒吊挂及风筒出（吸）风口距工作面距离：4.1.1、悬挂位置：压风筒悬挂在巷道一帮，除尘风筒悬挂在另一帮，距帮宽度不小于200mm。4.1.2、连接方式：采用双反压边法，环环吊挂，成一直线。4.1.3、风筒出（吸）风口距工作面距离：压风筒出风口距工作面距离不大于：5 =5 18.10 =21.27mS净掘进巷道最小断面积，m2根据以上计算，结合以往生产实践压风筒出风口距工作面距离不大于15m。压风筒出风口距工作面距离不大于15m。除尘风筒吸风口距工作面距离不大于3m。4.2、因检修停电等原因停压风机时必须撤出人员、切断电源，恢复通风前，必须检查瓦斯。只有当工作面瓦斯浓度小于0.8%，且压风机及其开关附近10米范围内风流中瓦斯浓度小于0.5%时，方可人工开动局部通风机。如果工作面瓦斯浓度超过1%，按有关排放瓦斯措施进行排放。4.2.1、局部通风管理：4.2.1.1、风筒吊挂要平、直、紧、稳，避免车挂，做到逢环必挂。4.2.1.2、风筒间接口严密（手距接头处0.1m感觉不到漏风），无破口(末端20m除外)，无反接头，要采用反压边。4.2.1.3、风筒在拐弯、过风墙处要设硬质风筒，不准拐死弯。4.2.1.4、风筒在通过可能受到破坏的地点要用旧皮带加以保护,风筒在穿过通风设施时,必须采用硬质风筒通过。4.2.1.5、局部通风机实行挂牌管理，安装时必须使用专用风机架，离地高度不小于0.3m。4.2.2、通风系统及风流方向：4.2.2.1、进风风流：53101巷：地面3#进风立井3#风井东西进风绕道5102巷53101巷53101巷局部通风机压风筒工作面。53103巷：地面3#进风立井3#风井东西进风绕道5102巷53103巷53103巷局部通风机压风筒工作面。4.2.2.2、回风风流：53101巷：工作面53101巷回风横川53103巷1#回风横川5106巷3#风井东西回风绕道3#回风立井地面。53103巷：工作面53103巷1#回风横川5106巷3#风井东西回风绕道3#回风立井地面。附：插图九：53101巷、53103巷双巷掘进通风系统示意图 插图十：53101巷、53103巷双巷掘进防尘系统示意图第二节 隔爆水袋安装及使用1、