塔山矿二盘区8218工作面5218顺槽巷开口构筑系统作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为塔山矿二盘区8218工作面5218顺槽巷开口及形成系统。二、掘进目的及巷道用途本巷道为5218顺槽巷系统段，5218顺槽巷是塔山矿井8218回采工作面回风顺槽巷。三、巷道设计长度、坡度及服务年限巷道设计长度：165.136m平距(从二盘区辅运巷北帮算起至5218顺槽巷回风绕道与二盘区回风巷贯通处)。巷道设计坡度：5218顺槽巷开口及形成系统严格按照设计所给的规格和坡度要求施工。附图：巷道布置平面图服务年限： 8218工作面综采完毕第二节 编 写 依 据一、工作面设计和批准时间 本工程根据同煤大唐塔山煤矿有限公司生产技术部提供的二盘区35层8218工作面平、剖、断面图（附图），图号：TS2014-4-28。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况塔山矿井位于大同市南郊区及怀仁县境内，矿区工业广场位于杨家窑村东，距同煤集团15Km，东侧有北同蒲和大秦铁路，交通十分便利。对应地面为双井沟村部分住宅区，村庄已搬迁，同煤经地字（2011）957号文批准撤销村庄保护煤柱。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、层间距 8218工作面位于二盘区中部。东邻8216工作面已进行顺槽施工，南与二盘区回风巷为界，联通二盘区皮带巷、辅运巷。西为8220工作面未开拓，北至口泉铁路保护煤柱。 煤层结构复杂，利用厚度：6.4419.68米，平均12.93米。煤层中含515层夹矸，平均9层，厚度为4.81米，夹矸单层厚度为0.053.51米之间变化。夹矸岩性为：灰褐色高岭岩、灰黑色炭质泥岩局部夹有灰黑色砂质泥岩。煤层顶部局部受煌斑岩侵入变质硅二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据2013年瓦斯测定结果，相对涌出量为2.83m3/T，绝对涌出量为90.16m3/min具有爆炸危险性、爆炸指数为37。自燃发火期为180天。无高温热害区，地温梯度为2.41c/100m。第三节 地 质 构 造地层走向总趋势近似东西，是一倾向北、局部倾向北西的单斜构造，工作面中北部局部为南北走向成小型向斜，形成头尾较高中间较低的地形。第四节 水 文 地 质巷道顶板局部会有淋水现象，属于砂岩裂隙水、煤岩层裂隙水与孔隙水。巷道低洼处积水，要配备排水设备，将水直接排入水仓。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置5218顺槽巷平行于2216顺槽巷。设计要求：巷道开口到A点断面设计为矩形断面（1-1断面），宽度：5000mm，高度3600mm，面积18m2，净宽4760mm，净高3260mm ，净面积15.52m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护；巷道A点到B点为矩形断面（2-2断面）宽度：5500mm，高度4100mm，面积22.55m2，净宽5260mm，净高3780mm ，净面积19.88m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护。3-3断面（回风绕道）宽度：5000mm，高度3600mm，面积18m2，净宽4760mm，净高3260mm ，净面积15.52m2，支护采用锚杆、锚索、8#铅丝金属网、钢带、喷混凝土联合支护。第二节 矿 压 观 测1、由于巷道跨度大，煤层软，施工中密切注意顶板、两帮及底板变化情况，对有顶板离层的地方要经常观察离层变化情况，根据巷道矿压显现情况，确定支护形成。施工中密切注意前方煤层性质变化情况，如发现煤体变松软、破碎或钻眼过程中压力增大要及时停工处理。2、施工时在巷道开口及回风绕道口处巷道顶板各安设一台顶板离层仪，要求深基点深度位于锚索锚固末端以上300mm处，浅基点深度位于锚杆锚固末端以上300mm处，离层仪的初始读数不超过0-5mm。塔山矿矿压组负责对顶板离层仪进行安装和抽测，施工队负责打设安装钻孔和里层云离层仪的日常检查及保护工作。3、将离层量准确填报巷道顶板离层观测记录表，并绘制顶板离层监测反馈表。量值超过30mm采取措施。4、巷道每掘进30米顶帮锚杆各抽样一组（9根）锚杆，锚杆为顶3根，两帮各3根、锚索为顶一根，可分左、中、右。22左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，抗拔力顶锚杆不低于8T，抗拔力帮锚杆不小于6T，锚索：17.8钢绞线抗拔力不小于17T。第三节 支 护 设 计1、锚杆支护参数（按悬吊理论计算锚杆参数）1-1断面（1）、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2 （公式3-1）式中L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m； L2锚杆在巷道中外露长度，一般取0.1m； 其中：H=B/2f=5.0 /（24）=0.625 式中B巷道开掘宽度，一般按5.0m； f岩石坚固系数，取4。 则L=20.688+0.4+0.1=1.75m （2）、锚杆间、排距计算 A=Q/KHR1/2 （公式3-2） 式中 A锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，80KN/根； H冒落拱高度，m；K安全系数，取K=2。 R被悬吊砂岩的容重，取25kn/m3 A=80/20.625251/2 =1.6m 通过计算选用22mm2.5m左旋无纵筋螺纹锚杆，排间距900mm900mm合理 2、锚索支护参数（1）、确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld （公式3-3）L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4m；Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长LaKd1fa/4fc式中K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取17.8fa钢绞线抗拉强度，N/mm2（1860MPa,合1920N/mm2）；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2；则La217.81920/（410）=1708.8mm1.7m取La=1.7m锚索长度L=1.7+4+0.2+0.3=6.2m故设计取锚索长度为8.3m合理。（2）、锚索倾角：锚索按垂直巷道拱的切线布置。（3）、锚索排距的确定：因为锚索排距一般不大于锚索长度的1/2，所以排距小于4m即可。为保证安全，确保支护效果，排距取2.7m完全满足要求。（4）、锚索数目的确定 N=KW/P断 （公式3-4）式中： N锚索数目； K安全系数，一般取2； P断锚索的最低破断率，为350KN； W被吊岩石的自重，KN， W=BhrD； B巷道掘进宽度，为5.0m； r悬吊岩石平均容重，25KN/m3； h悬吊岩石厚度，取2m； D锚索间距，取1.6m。 则W=400KN。计算得：N2.29根。通过以上计算：按1.6m的间距在顶部布置3根，进行支护能够满足要求。2-2断面（1）、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2 （公式3-1）式中L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m； L2锚杆在巷道中外露长度，一般取0.1m； 其中：H=B/2f=5.5/（24）=0.688 式中B巷道开掘宽度，一般按5.5m； f岩石坚固系数，取4。 则L=20.688+0.4+0.1=1.876m （2）、锚杆间、排距计算 A=Q/KHR1/2 （公式3-2） 式中 A锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，80KN/根； H冒落拱高度，m；K安全系数，取K=2。 R被悬吊砂岩的容重，取25kn/m3 A=80/20.688251/2 =1.525m 通过计算选用22mm2.5m左旋无纵筋螺纹锚杆，排间距900mm900mm合理 2、锚索支护参数（1）、确定锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld （公式3-3）L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取4m；Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长LaKd1fa/4fc式中K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取21.8fa钢绞线抗拉强度，N/mm2（1860MPa,合1920N/mm2）；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2；则La217.81920/410=1708.9mm1.708m取La=1.708m锚索长度L=1.708+4+0.2+0.3=6.208m故设计取锚索长度为8.3m合理。（2）、锚索倾角：锚索按垂直巷道顶板水平直线布置。（3）、锚索排距的确定：因为锚索排距一般不大于锚索长度的1/2，所以排距小于4m即可。为保证安全，确保支护效果，排距取2.7m完全满足要求。（4）、锚索数目的确定 N=KW/P断 （公式3-4）式中： N锚索数目； K安全系数，一般取1.5； P断锚索的最低破断率，为350KN； W被吊岩石的自重，KN， W=BhrD； B巷道掘进宽度，为5.5m； r悬吊岩石平均容重，14.5KN/m3； h悬吊岩石厚度，取2m； D锚索间距，取2m。 则W=319KN。计算得：N1.37根。通过以上计算：按2m的间距在顶部布置3根，进行支护能够满足要求。附图：巷道断面图。第四节 支 护 工 艺一、支护设备顶锚杆和锚索采用MQT-90型气动锚杆（锚索）钻机，YDC-108/250张拉千斤顶，帮锚杆采用风动帮锚机，7655型风钻，顶部锚杆眼打设采用B1928的钻杆及28钻头，帮锚杆眼打设岩石采用22的六方钻杆及28一字钻头，煤采用28的麻花钻杆及28钻头。二、支护顺序1-1和3-3断面：顶部：前探支护铺“W”型钢带铺网打锚杆眼上树指药、锚杆上锚杆托板拧螺母（打锚索眼锚索上锚索托板、锁具打压）喷浆（初喷、复喷）。两帮：打眼上树脂药、锚杆挂网上钢护板拧螺母喷浆（初喷、复喷）。2-2断面：顶部：前探支护铺“W”型钢带铺网打锚杆眼上树指药、锚杆上锚杆托板拧螺母（打锚索眼锚索上锚索托板、锁具打压）喷浆（初喷、复喷）。两帮：打眼上树脂药、锚杆挂网上钢护板拧螺母喷浆（初喷、复喷）。三、支护材料及支护要求1-1及3-3断面 支护材料顶板锚杆支护使用:22mm2500 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为15015010mm拱形高强度托盘、W钢带（48002803.75mm）和一支K2335、一支Z2360树脂药，一杆两药，上部快速，下部中速。两帮锚杆支护使用:22mm2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为15015010mm拱形高强度托盘、W钢护板（4502805mm）和一支Z2360树脂药。锚索支护使用:锚索为17.8mm8300mm， 30030010mm高强拱形托板支护，树脂药卷使用一支K2335和两支Z2360，一杆三药，药卷从上到下先快速，后中速。顶、帮采用金属网100100mm的8铅丝制成金属网，巷道喷浆厚度120mm。支护要求顶每排布置6根锚杆，间距为900mm，排距900mm。沿中心线对称布置。顶每排布置3根锚索，间距为1600mm，排距2700mm。沿中心线对称布置。两帮每排各布置3根锚杆，间距为1000mm，排距900mm ，最顶端锚杆距顶板400mm，与顶部钢带在同一直线布置。2-2断面 支护材料顶板锚杆支护使用:22mm2500 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、托盘为15015010mm拱形高强度预应力垫片、W钢带（48002803.75mm）和一支K2335、一支Z2360树脂药，一杆两药，上部快速，下部中速。两帮锚杆支护使用:22mm2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆、垫片为15015010mm拱形高强度托盘、W钢护板（4502805mm）和一支Z2360树脂药。锚索支护使用:锚索为17.8mm8300mm，和 30030010mm拱形高强度托盘支护。树脂药卷使用一支K2335和两支Z2360，一杆三药，药卷从上到下先快速，后中速。顶、帮采用金属网100100mm的8铅丝制成金属网，巷道喷浆厚度120mm。支护要求顶每排布置6根锚杆，间距为900mm，排距900mm。沿中心线对称布置。顶每排布置3根锚索，间距为2000mm，排距2700mm。沿中心线对称布置。两帮每排各布置4根锚杆，间距为900mm，排距900mm ，最顶端锚杆距顶板300mm，与顶部钢带在同一直线布置。共同要求：（1）、锚杆锚固采用加长锚固，顶锚杆采用两支树脂药卷，一支为K2335，另外一支为Z2360，上部快速、下部中速，锚固力要求不低于8T；帮锚杆采用一支树脂药卷，为Z2360，顶帮预紧力矩不小于200NM，锚固力不低于6T。（2）、顶板锚索采用端头锚固，采用三支树脂药卷，一支K2335，两支为Z2360，上部快速、下部中速，锚固长度不小于1.5m，预紧力不小于10T，锚索锚固力不低于17T。（3）、W型钢带：排距同锚杆排距，要求紧贴岩面。（4）、金属网规格：停采线外网格规格为100100mm，搭接长度为200mm，采用14#铅丝双道三花扭结。（5）、在巷道交岔点处施工时应当根据围岩性质采取合理的施工方法，并加强支护，加强支护采用在原有支护不变的情况下增加组合锚索的方法进行支护。（6）、当巷道片帮较多时，应增加两帮的支护；如果炸帮巷道超宽，当煤帮距锚杆距离达到0.4m时必须补打锚杆支护顶板。（7）、支护材料必须符合设计要求，支护材料必须有检验报告和合格证；所有进场支护材料，由生产技术部现场取样送试验室检验，经检验合格后方可使用，严禁使用不合格的支护材料。（8）、锚杆支护材料必须符合MT 146.1-2002 树脂锚杆锚固剂、MT 146.2-2002 树脂锚杆金属杆体及其附件、MT/T8612000 W型钢带、GB/T14370-2000预应力筋用锚具、夹具和连接器等标准。（9）、钻孔直径、锚杆直径和树脂药卷直径要合理匹配。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为610mm，钻孔直径与树脂药卷直径之差应为46mm。（10）、锚杆支护设计中锚固剂、杆体、托盘及钢带等的性能、强度与结构必须与设计锚固力匹配。（11）、锚杆必须使用风动、电动施工机具或加长力矩扳手紧固，锚索必须使用风动或电动涨拉机具紧固。（12）、锚杆支护巷道必须每300根锚杆至少取一组（3根）做锚杆拉拔力测试，检测记录与现场标记一致，并有记录牌板显示。（13）、三径（支护材料杆径、钻孔孔径和锚固剂直径）匹配钻孔直径、锚杆（锚索）直径和树脂药卷直径要合理匹配。名称锚杆锚索钻头药卷直径mm22mm17.8mm28mm23mm四、临时支护1-1断面和2-2断面临 时支护：临时支护采用ZLJ-4 型机载前探梁临时支护装置 ， 最大工作压力16M帕， 额定工作阻力：15KN，支护高度：2.3-4.2 m ，支护面积：2.0x2.0，展开3.4x3.4 1、掘进机截割到最大控顶距时，掘进机立即停止作业，将掘进机切割头落地，并将掘进机停电闭锁。2、将机载前探临时支护顶梁升起。3、将金属网、钢带预先放置在机载前探梁临时支护机的顶梁上，用磁铁吸好。4、操作支护机控制阀，使机载前探顶梁放平并支撑住顶板，超前支护工作完成。5、使用锚杆钻机通过支护顶板预留孔眼和钢带位置孔打设锚杆，完成锚杆支护作业。6、所有施工人员必须在机载前探的掩护下进行作业。五、永久支护1、顶锚杆：锚杆间、排距误差不超过100mm，锚杆外露螺母外10-40mm，螺帽必须拧紧，松动时二次复紧，严禁空顶作业，打锚杆时使用2根1.2m长钻杆，1根300mm长短接钻杆，28钻头，必须按设计标定眼位，打眼前要在锚杆上做好标记，使眼深符合要求。锚杆安装：准备好背丝，将背丝接在锚杆丝上，将树脂药包送到眼底，开动钻机搅拌均匀，30s后取下钻机，等2-3min后，取下背丝，进行二次紧固，紧固必须达到设计预紧力，托盘紧贴岩面，以上工序必须在机载前探梁掩护下作业。2、 锚索：排间距误差为100mm，锚索露出锁具150-250mm。打锚索眼时，一人操作钻具，两人接换杆，用1.2m杆钻够深度后，再加1.2m杆，如此循环，顶锚索用6根1.2m长钻杆加1根1m长钻杆。然后用钢绞线将1卷K2335mm和2卷Z2360mm树脂药缓慢推入眼底，上钎尾，用锚杆机带动钢绞线搅拌30s，后方可上托盘及锁具，凝固15min给锚索打压，当张拉力达到要求后，回油退下千斤顶，扶千斤顶人员与操作人员必须配合好，防止千斤顶在松开时坠落伤人。3、 帮锚杆：根据设计打帮锚杆支护，在巷道两帮采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，打眼时使用1.2m长钻杆，28钻头。打帮锚杆眼前，先检查巷道安全，发现有片帮、马棚等要及时处理，确认安全后进行护帮支护。锚杆外露螺母外10-40mm，螺帽必须拧紧，松动时二次复紧，紧固使用风炮机紧固使其达设计预紧力，打锚杆孔时必须按设计标定眼位，打眼前要在锚杆上做好标记，使眼深符合要求。托板必须紧贴岩面布置。帮锚杆支护由外向里依次进行，帮锚杆距工作面上排紧跟工作面，中间容许滞后3排，下部容许滞后6排。4、最大控顶距与最小控顶距根据同煤集团下发的关于开展春季顶板安全会战通知的若干规定，最小控顶距不得超过一个支护间距，机掘工作面最大控顶距为最小控顶距加一个支护间距。最小空顶距0.3m，最大控顶距为一个支护间距加上最小控顶距:锚杆最大控顶距为为1.2m，锚索最大控顶距为3m。5、在遇断层的特殊地质构造段时，需加强支护并另编写措施。第四章 施 工 工 艺第一节 施工方法与安全技术要求一、施工方法1、为了保证工程质量，便于掌握巷道规格，定向采用激光指向仪定向。2、在二盘区2216辅皮联巷内安设一部皮带搭接二盘区皮带巷1.6m皮带， 二盘区辅运巷稳设一部链板机与2216辅皮联巷皮带搭接，皮带稳设必须保证顺利通车，利用铲车进行出矸。3、巷道施工前，使用风筒布将开口处前后各10米的桥架、电缆、照明及管路使用大板及废旧皮带进行包裹，开口处桥架进行拆除，电缆保护后吊挂在顶板上。4、施工采用EBZ260H机组施工。5、为保证安全开口，需在开口处打设索梁，索梁采用11#矿用工字钢，锚索采用=17.8mm、L=8300mm的钢绞线，对开口处进行锁口；开口处抹拐也需根据现场施工情况进行补强支护；施工至三岔门时，根据工作面顶板情况，进行组合锚索补强支护。6、5218顺槽巷系统段与二盘区皮带巷及二盘区回风巷成立交、枫桥段，为确保跨越两条大巷，提前20米在立交处皮带巷、风桥处回风巷架设金属U29钢棚，并搭设井字型木垛牢固接顶，由于皮带巷皮带管路影响，无法搭设木垛，必须在机组通过立交、风桥处要预留最少1米厚的底煤，待机组通过后采用人工风镐挖设。7、架棚施工方法：1）、根据巷道施工时测量给出的中腰线控制架棚位置，严格按照中腰线施工。架棚前首先按中腰线检查巷道规格是否符合设计要求，对不符合设计要求的地方采用风镐刷扩至架棚尺寸，并对刷扩处进行锚网喷支护，再进行下一道工序施工，要求每架一棚检查一次。架棚平台搭设要保持两端水平，平台规格为长宽高=300040004500 mm，平台采用长宽厚=320030050mm的木质大板密实铺设，并用8#铅丝与平台绑扎牢固。2）架棚施工顺序：搭设脚手挖棚腿窝栽棚腿上帮梁上顶梁充填喷浆。3）、首次架棚，前两架用锚杆加固，每棚设三组加固点，每个固定点用两根222000mm锚杆加固，加固位置为正顶一组，两帮距底板1米处各一组，后续架棚每五架加固一次。棚与棚之间间距0.7米，按1迎山角架设，同时棚与棚之间用拉钩连接，棚与巷帮、顶之间空隙用背板密背、片石充填。具体方法为：每4架钢棚充填一次，充填必须密实，每架设6架棚进行初喷浆，依次循环。4）、皮带巷架设钢棚定为中班皮带检修时间。8、溜煤眼施工：机组穿过皮带巷30m后施工漏煤眼，施工皮带巷上部漏煤眼时，时间定在中班检修时间，在大皮带上部搭设脚手架并铺设大板，施工搭设脚手架必须保证牢靠且不影响皮带正常运行，打设完毕后从皮带巷上部，5218顺槽立交与大皮带相交处挖设向下挖设600mm，再从皮带巷从上挖设，采用人工风镐挖设。溜煤眼具体施工方案，另编制措施。9、立交风桥施工由于本巷道要从二盘区皮带巷、二盘区回风巷上部穿过，施工风桥、立交在掘进穿过二盘区皮带巷、二盘区回风巷以后，应按照地测工程部给定的立交、风桥位置及标高做好立交、风桥。立交、风桥施工采用风镐进行施工，根据设计，在二盘区皮带巷、二盘区回风巷对应的立交、风桥桥面9m范围内，顺巷长铺设9m长的11#工字钢并浇筑C20混凝土，施工二盘区皮带巷的立交时浇筑厚度为910mm；巷施工风桥时浇筑厚度为600mm，混凝土要振动捣固密实。皮带巷的立交为一号立交，工字钢中至中间距300mm，共需铺设17根；回风巷的风桥为一号风桥，工字钢中至中间距300mm，共需铺设17根。（风桥、立交施工图，详见图示10）机组截割顺序：割煤时由下向上，先从巷道煤层底板拉槽然后往复割至顶部。（详见截割轨迹图）10、必须在前探梁的掩护下进行支护工作，支护前必须进行“四位一体”安全检查，确认安全后，方可根据中线和锚杆排间距在顶板上准确确定锚杆眼位，必须使用湿式钻眼，由二人扶站一人操作，三人必须配合好，由一人统一指挥。11、安装锚杆时，用锚杆将树脂药卷缓慢送入孔底，然后用钻具带动锚杆均匀搅拌30秒，取下钎尾，待凝固23分钟后铺网上钢带和托板，网必须扯平拉紧，钢带和托板紧贴岩面。12、打锚索眼时，一人操作钻具，两人接换杆，用1.2米杆钻够深度后，再加1.2米杆，如此循环，当眼深打够后逐节退杆。然后用钢绞线将1支K2335型和2支Z2360型树脂药缓慢推入眼底，上钎尾，用锚杆机带动钢绞线搅拌30秒，凝固40分钟后，方可上托板、锁具，给锚索打压，预应张拉力应控制在100KN以上，当张拉力达到要求后，回油退下千斤顶，扶千斤顶人员与操作人员必须配合好，以防止千斤顶在松开时坠落伤人。13、喷砼所用材料必须保证质量，砂为坚硬干净的中粗砂，石子为510mm的碎石，砂和石子的含土率不大于3%，水为不含酸碱或油的水，速凝剂掺量不大于3%喷射砼采用PZ7型喷浆机，开机时必须先开风、后开水、再送电、最后上料；停机时，要先停料、再停电、再关水、最后停风，每班必须首先对当天的裸岩进行初喷封闭，初喷厚度3050mm，架棚腰背后复喷至设计厚度，喷浆前要撬掉两帮的浮石，冲洗巷道。喷浆初喷保证紧跟工作面。14、回风绕道贯通点5218顺槽巷回风绕道与二盘区回风巷贯通时另外编写专项措施。二、技术要求（1）开施工时必须在距巷道开口处两端各25米处设置警戒线，如有人员、车辆通行时必须停止作业，待人员、车辆通过后方可掘进。每次进行支护前，认真检查中线并核对激光指向仪指向是否准确，然后根据激光指向仪的指向认真检查巷道规格，发现指向仪跑偏，要处理后方可由外向里，由顶向两帮依次进行支护。（2）必须在前探梁的掩护下进行支护工作，支护前必须进行“四位一体，敲帮问顶”安全检查，确认安全后，方可根据中线和锚杆排间距在顶板上准确确定锚杆眼位，打眼必须使用湿式钻眼，由二人扶钻一人操作，三人必须配合好，由一人统一指挥。（3）安装锚杆时，用锚杆将树脂药卷送入孔底，然后用钻具带动锚杆均匀搅拌30秒，待凝固取下联背丝，安装W型钢带，小垫，网必须扯平拉紧，W型钢带紧贴顶板。两帮W钢护板必须紧贴岩面布置。（4）要求顶帮一张网，顺巷布置，网与网的搭接长度不小于0.2米，采用14#铅丝双道三花扭结，扭结间距不大于0.2米。（5）打锚索眼时，一人操作钻具，两人接换杆，用1.2米杆钻够深度后，再加1.2米杆，如此循环，当眼深打够后逐节退杆。然后用钢绞线将1卷K2335mm，2卷Z2360mm，树脂药缓慢推入眼底，上钎尾，用锚杆机带动钢绞线搅拌30秒，凝固40分钟后，方可上托板及锁具，给锚索打压，预应张拉力应控制在10吨以上，锚固力不低于17吨，当张拉力达到要求后，回油退下千斤顶，扶千斤顶人员与操作人员必须配合好，以防止千斤顶在松开时坠落伤人。（6）锚杆排间距允许偏差为100mm ，杆体与围岩面夹角不小于75，护帮的上下两根锚杆分别向上、向下倾斜80度。顶锚杆锚固力不得小于8吨，帮锚杆锚固力不得小于6吨，顶帮锚杆预紧力矩不低于200Nm，杆体外露托板长度在1040mm之间，并上螺帽，按规定进行拉力实验。（7）锚索钻孔方向大于88，排间距允许偏差为100mm，孔深误差为0200mm，外露长度150250mm，锚固力不小于17吨，逐根记录。（8）喷射混凝土采用PZ-7型混凝土喷浆机，喷砼前，应将受喷地点的安全情况进行全面检查，发现问题及时处理，喷砼前先对受喷面的浮石、浮碴进行清理，并用水清洗，开机前，应详细检查好管路、接头阀门、喷头是否牢固，喷浆机各零件是否完好，各种仪表是否正常，发现问题必须立即处理；开机时，必须先开水、后开风，再送电，最后上料。停机时先停料，后停电，再关风，最后停水；喷射手在顶板完好，支护完好的地点，喷头尽量重直受喷面，喷射距离0.60.8米，喷射轨迹为螺旋型，复喷间隔时间20分钟；喂料工和副喷射手必须与喷射手配合好，喂料速度均匀。喂料时必须将大石子或杂物及时出。速凝剂添加应均匀，不得一次添加。砼平整度小于50毫米；发现输料管拐死弯或堵管，必须先关压风处理；砼料下井时间不超过24小时，冬季要预热。喷浆结束后，应将喷浆机清理干净，管路盘好；严格控制高压风，防止风压突变。喷浆时必须对巷道设备材料用棚布覆盖，加以遮护。三、质量标准1、本巷必须严格按设计要求施工，巷道超宽超过500mm时，进行补打锚杆。2、顶、帮锚杆托板必须与顶、帮钢带、护板贴紧，网必须扯平拉紧。3、每班班长和验收员必须严格检查当班的施工质量和支护质量，发现质量问题必须及时处理，出井后认真填写生产、质量记录。4、每班开工前、割煤前、支护前，班长必须认真检查中线，并认真核对激光指向仪是否指向准确，发现中线掉点或指向仪有偏差，必须停止掘进，及时汇报，待问题处理后方可继续掘进。四、保证工程质量的技术措施1、严格按照作业图作业，掘进前照好中线，划好巷道轮廊线。2、掘进前要严格检查巷道断面、规格，出现不符合设计要求的，必须先处理，后割煤。3、锚杆采用长短杆套打法，以保证锚杆角度，锚杆垂直岩面。4、锚杆眼内的积水及岩粉应吹洗干净，杆体要平直，除锈、除油。5、安装锚杆时，开动钻机搅拌，中途不得间断，搅拌时间不得少于30秒。6、各种原材料作质量检查，应有出厂合格证。7、巷道施工质量要达优良，掘进、锚杆支护、砼支护达全优，掘进前必须画好轮廓线。8、胶带输送机要铺设平、稳、直、不跑偏，托辊齐全有效，机头机尾可靠固定。9、巷道要清洁，电缆用专用电缆钩吊挂，吊钩每隔1米一个；管路吊挂必须使用管箍，每隔2米一组，管路要吊挂整齐。10、巷道要有里程牌，岔口处要有路标，巷道内图板要有施工断面图，机组切割图、供电系统图和避灾路线图，吊挂整齐，牌板要清洁，书写要工整。11、开关、局扇要上架，实行挂牌管理，移变硐室保持清洁。12、材料工具码放要整齐，巷道及工作面内干净整洁，无浮煤堆积，无积水、淤泥、杂物。材料工具码放整齐，挂牌管理。管线排列吊挂整齐，挂牌管理。第二节 凿 岩 方 式由于8218高抽巷施工稳设皮带影响，前期采用人工挖设，人工除渣，等皮带系统调整后采用EBZ260H型机组按图纸设计坡度掘进，机组施工采用全断面一次割煤成巷的方案。第三节 装 载 与 运 输1、装运煤工艺：开口段为工作面人工挖设人工除渣二盘区辅运巷段链板机二盘区2216辅皮联巷80皮带二盘区皮带巷1.6米皮带主平硐皮带地面。工作面机组切割落煤工作面机组铲板爬爪装煤防爆铲车二盘区辅运巷段链板机二盘区2216辅皮联巷80皮带二盘区皮带巷1.6米皮带主平硐皮带地面。后期：工作面机组切割落煤工作面机组铲板爬爪装煤机组二运5218顺槽巷系统段皮带80皮带二盘区2216辅运巷段皮带80皮带二盘区2216辅皮联巷80皮带二盘区皮带巷1.6米皮带主平硐皮带地面。2、辅助运输：辅助运输采用2.5t防爆胶轮车； 防爆胶轮车管理执行塔山煤矿公司辅助运输管理办法。运输线路：地面副平硐辅助进风巷二盘区辅运大巷5218顺槽巷系统段工作面。第四节 管 线 敷 设在巷道前进方向的左侧布置胶带运输机、其上布置风筒，并在左帮临时布置一趟静压水管路、一趟压风管路、一趟排水管路，采用=22mm、L=500mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆打设吊挂锚杆。电缆布置在巷道右帮，电缆钩间距1米，用钢丝绳吊挂在巷道的顶部金属网上，材料码放架固定在皮带H架上，右侧为运料和人行通道，并布置各种牌版、监测监控设备等。 (详见5218顺槽巷系统段设备布置图，附图5)第五节 设备及工具配备表 4.2 机械工具配备表序号名 称型 号单位数量备注1掘进机EBZ260H台12轮胎式防爆装载机ZL30EFB台13皮带输送机SSJ-800/240部34局部扇风机前期230KW 台2备用1台5移动式变压器台26喷浆机PZ-7台27潜水泵台222KW泵2台8风动锚杆机台49风动凿岩机7655台810运料车防爆型运输车台411风动帮锚机台412电动油泵YDC-180台213激光仪台2第五章 生 产 系 统第一节 通 风一、通风系统 新鲜风：由地面主平硐、副平硐、一盘区盘道立井二盘区辅助进风巷二盘区辅运巷（皮带巷）辅运巷风机风筒5218顺槽巷系统段工作面。由地面二盘区进风立井二盘区辅运巷（皮带巷）辅运巷风机风筒5218顺槽巷系统段工作面。乏风：工作面5218顺槽巷系统段二盘区辅运巷二盘区六联巷二盘区回风巷盘道回风立井地面（通风系统示意图，附图9）二、5218顺槽巷系统段通风方式、供风量计算1、通风方式根据煤矿安全规程规定及3#5#层二盘区5218顺槽系巷统段实际情况，该巷道在掘进期间通风方式采用局部通风机进行压入式通风。2、风量计算先按工作面瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、矿用防爆车需风量、巷道允许的最低风速分别进行计算，取其中最大值作为掘进工作面风筒末端的实际需要出风量；然后考虑风筒的漏风因素，确定局部通风机的工作风量（局部吸风量），根据工作风量（局扇吸风量），结合平时掌握的各种型号局扇配合不同直径风筒在不同供风距离条件下的实测风量数据选择局部通风机；最后按选定的局部通风机实际吸风量考虑其安装地点到回风口间的最低风速计算每个掘进工作面的全风压实际需要风量。1）、按瓦斯涌出量计算：Qmf=125qhgkhg=1250.52.5=156.25（m3/min）式中：Qmf掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3/min；Qmf掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。取0.5 m3/minKhg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，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，但取值不能小于2.5；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。2）、按照二氧化碳涌出量计算Qmf=67qhckhc=670.352.5=58.625（m3/min）qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/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，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，但取值不能小于2.5；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。3）按工作面人员数量计算Q掘4N掘=456=224 m3/min式中：N掘掘进工作面同时工作的最多人数，56人。4）、按巷道允许的最低风速计算Qmf600.25ShfQmf600.2522.55338.25（m3/min）式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，22.55m2。0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；5）、按矿用防爆柴油机车需要风量的计算Qd1=5.44Nd1Pd1Kd1 =5.442200.75=163.2（m3/min）式中：Qd1该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/minNd1该地点矿用防爆柴油机车的台数，2台；Pd1该地点矿用防爆柴油机车的功率，20kw；Kd1配风系数，该地点使用1台矿用防爆柴油机车运输时，Kd1为1.0。该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时，Kd1为0.75，该地点使用3台及其以上矿用防爆柴油机车运输时，Kd1为0.5；5.44每千瓦每分钟供给的最低风量，m3/min。根据上述计算，掘进工作面风筒末端的实际需要出风量Qmf=338.25m3/min3、选择局部通风机1）局部通风机实际需要吸风量计算根据掘进工作面风筒末端是实际需要出风量，考虑风筒的漏风因素，按照百米漏风率实测值计算局部通风机的实际需风量。风筒百米漏风率无实测值时，Q局扇Q掘/（1-0.01L掘）338.25/（1-0.012006.14%） 385.6 m3/minQ局扇局部通风机实际需要吸风量，m3/min；Q掘掘进工作面风筒末端的实际需风量，m3/min；风筒百米漏风率，%；L掘掘进工作面供风风筒长度，m。风筒百米漏风率取值表风筒长度（m）10020030040050060070080090010007.416.145.3254.624.324.013.763.63.42风筒长度（m）12001400160018002000220024002600280030003.132.892.682.52.342.22.081.961.851.753、选择局部通风机根据局部通风机的工作风量（局扇吸风量），结合平时掌握的各种型号局扇配合不同直径风筒在不同供风距离条件下的实测风量数据，从中选择长期运行效率较高的局部通风机。根据井下实际情况，选用一台230KW变频风机，风筒采用柔性阻燃风筒800，风量满足要求,风机采用双风机、双电源自动切换装置。风筒出口距工作面最远不得超过10米，迎头风筒不得落地。（3）按选定的局部通风机实际吸风量计算掘进工作面的全风压实际需要风量Q掘全有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Q掘全Q扇测max600.25S5201+600.2520.2 832m3/min式中：Q扇测max局部通风机实际吸风量，m3/min；开启一级风量为350m3/min开启二级风量为520m3/min0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；S局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，20.2。（4）按最大风速进行验算Q掘604.0S掘Q掘60422.55=5412 m3/min式中：S掘掘进工作面巷道的最大净断面积，22.55。通过验算符合规定通过计算二盘区5218顺槽巷系统段实际需要全风压风量为832 m3/min 7）、停掘供风工作面实际需要风量，与掘进工作面正常掘进期间实际需要风量相同。故选用一台230KW变频风机，风量满足要求。风机采用双风机、双电源自动切换装置。风筒采用柔性阻燃风筒=800,风筒出口距工作面最远不得超过10m，迎头风筒不得落地。工作面掘进期间，根据瓦斯涌出情况，随时对吸风量全风压风量进行调整。9）、末节风筒安装风筒传感器。三、局部通风机安装及管理1）根据煤矿安全规程规定及二盘区5218顺槽巷系统段实际情况，局部通风机初步稳设在距5218顺槽巷系统段开口位置大于15米的二盘区辅运巷上风侧顶板完好处。2）局部通风机安装要求1、风机安装距离底板不小于300mm。2、风机开关必须上架，风筒出风口距工作面不得大于10m。3、风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专”（专用线路、专用开关、专用变压器）“两闭锁”（风电闭锁，瓦斯电闭锁），监控监控设备必须实行故障闭锁。4、工作面风筒倒数第二节必须安装风筒传感器。5、风筒吊挂在巷道顶板上，要求逢环必挂，拐弯处用弯头连接，不出现拐死现象。6、风筒接口采用拉链连接，要严实不漏风，工作面风筒不落地。7、保证风机正常运转，杜绝无计划停电、停风。8、在风机前的第一节风筒必须安装排瓦斯三通。9、加强风筒管理，降低风筒百米漏风率。第二节 压 风压风由地面矿方压风机站通过主斜井和二盘区皮带巷主压风管路变108管路到5218顺槽巷系统段，接至离工作面20m的地方，然后用50高压软管接至工作面，随着施工进度的推进逐渐延接108压风管。一、供风量计算5218顺槽巷系统段掘进工作面用风设备有4台锚索钻机，2台使用，2台备用。3台风动帮锚机，2台使用，1台备用。 表 5.2用风设备情况表用风设备型号耗气量(m3/min)风压(Mpa)锚索钻机MQT13030.5风动锚杆钻机1.50.4-0.6Q=nkq=1.11.15（21.50.9+230.9）=10.25m3/min式中：Q总耗风量，m3/min 管路漏风系数，取1.1。 风动机具耗风量损失系数，取1.15。 n同型号风动机具使用台数。 K同型号风动机具使用系数，取0.9。 q风动机具耗风量，m3/min。二、风管选择D=20Q1/2=2010.251/2=102.5mm式中：D管路内径，mm。 Q总耗风量，m3/min。通过上述计算，结合矿井现场实际情况，选用108钢管作为压风管路，管路采用法兰盘连接。三、压风线路二盘区皮带巷主供风管路二盘区2216辅皮联巷二盘区辅运巷5218顺槽巷系统段工作面。第三节 瓦 斯 防 治1、建立健全瓦斯，一氧化碳和其它有害气体的检查制度，配备专职瓦检工执行双岗管理，瓦检工持证上岗，每班对风机附近、工作面、回风流、高冒区等处进行不少于三次的瓦斯和二氧化碳检查。2、局部通风机必须做到“三专两闭锁”，及瓦斯监控设备故障闭锁，保证风机连续运转，保证风机停风或瓦斯超限后能及时切断掘进巷道内的所有非本质安全型电气设备；安全监测监控设备必须具备故障闭锁功能。3、瓦检工必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度；实行井下交接制度；认真填写瓦斯检查班报，瓦检记录做到三对口；严禁空班，漏班，不检或假检。4、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%，停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。5、当停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%，超