94221作业规程.doc

寺河矿二号井 94221巷掘进作业规程 目 录第一章 地质基本情况2第二章 巷道布置及技术特征2第三章 施工方法5第四章 掘进施工作业6第五章 钻眼爆破作业10第六章 永久支护施工方法13第七章 顶板支护质量监测20第八章 通风工作23第九章 瓦斯监测监控系统27第十章 供风、供水、供电、防尘系统28第十一章 六大系统30第十二章 施工组织管理31第十三章 主要技术经济指标33第十四章 主要安全技术措施及避灾路线33第一章 地质基本情况1、顶板岩石性质 ：老顶：细砂岩，灰色，以石英为主,显波状层理；厚5.3m。直接顶：粉砂岩,黑灰色,致密,具水平层理及缓波状层理，局部相变石灰岩；厚3.93m。2、底板岩石性质 ：直接底：石灰岩，灰黑色，块状；厚度0.37m。老底：细砂岩，黑灰色，显波状层理；厚3.54m。3、涌水量：本工作面掘进过程中主要的充水源为上覆岩层裂隙水，掘进过程中有少量渗水，预计最大涌水量：5m/h；正常涌水量：1.5m/h。根据收集的奥灰水水位情况，该工作面奥灰水水位为498米，该工作面9#煤层底板最低标高为480m,且9#煤层底板距奥灰顶面厚度为45m左右，依据煤矿防治水规定采用突水系数公式T=P/M计算，T=0.004小于突水系数0.06，因此，在无构造沟通情况下，无突水危险性。4、瓦斯涌出量：预计本工作面绝对瓦斯涌出量为：1.1 m/min。5、煤尘、煤层自然情况：煤尘无爆炸性，煤层不自燃。6、巷道预计穿过煤、岩层的性质：本工作面掘进时沿巷道煤层底板破顶掘进。其煤层性质为：煤层为9#煤，平均厚度为1.31米。煤层结构简单，属中厚煤层，其结构为：由顶板向下依次为0.75m煤,0.05m夹矸,0.51m煤；煤的容重为1.51t/m；煤层倾角为：210,平均倾角3；掘进过程中破顶厚度约为0.5-1.1m。7、其它地质情况：地温：1014。地压：1013.5MPa。附图一：煤层顶底板岩性综合柱状图。附图二：巷道预计穿过煤岩层地质剖面图。第二章 巷道布置及技术特征1、巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系：1.1位置：地面位置：寺河村西北1000米，樊山村东北450米。井下位置及四邻采掘情况的关系：上部3#煤为寺河矿2304工作面及2305工作面（已回采），东为94102西巷；南为94310工作面（已回采）；西为实体煤；北为实体煤。1.2巷道用途：担任94311采面进风、运煤任务。1.3服务年限：该巷道服务年限约为2年。 1.4施工长度：1745米。 1.5施工期限：预计6个半月。2、施工条件：2.1本工作面沿巷道底板破顶掘进。2.2 94221巷预计掘进至960米左右时，可能揭露一正断层，走向约80，倾向约170，倾角约41，落差0.6米左右，根据情况提前制定专项过断层措施；在1155米左右，可能揭露一冲刷带。2.3在掘进过程中，必须遵循“有掘必探,先探后掘”的原则,掘进过程中可在巷低洼处施工水窝，安设水泵等排水系统，保证排水系统正常及时排出巷道内的积水。2.4掘进过程中，顶板有裂隙时，必须将其找掉并沿裂隙方向打注锚索进行补强（不得在裂隙中打眼），同时安装顶板离层仪进行监测。2.5施工中若遇到顶板破碎、裂隙发育、压力增大等情况正常支护难以维护下，采用缩小锚杆排距、加密锚索的方法进行支护。94221巷锚杆排距由1.2m减小到1.0m，相应锚索排距也由3.6m减为3m（在局部特别破碎的情况下，要求锚索改为三花布置）。如采取缩小锚杆锚索排距仍无法控制时，立即停止施工，及时制定补充安全技术措施。2.6在巷道开口和贯通、硐室开口位置，采用补打2根锚索进行锁口，锚索间距为1.6m，分别距开口位置和贯通位置200500mm，加强顶板支护和管理。3、巷道技术特征、设计规格及支护形式：3.1该巷道为半煤岩巷，沿煤层底板掘进。3.2巷道设计规格：矩形3.3 94221巷由东向西掘进1745米，其中0-30米和813-843米刷大北帮施工皮带机头硐室。3.4巷道技术特征表94221巷、皮带机头硐室技术特征表。94221巷道断面技术特征表项目数据名称断 面 尺 寸支护方式锚索排距（m）顶锚杆间排距（m）帮锚杆间排距（m）宽度（m）高度（m）面积（）间距排距间距排距间距排距掘进断面4.82.311.04锚、梁、锚索联合支护2.02.41.01.20.81.2净 断 面4.62.210.12皮带机头硐室断面技术特征表项目数据名称断 面 尺 寸支护方式锚索排距（m）顶锚杆间排距（m）帮锚杆间排距（m）宽度（m）高度（m）面积（）间距排距间距排距间距排距掘进断面5.62.413.44锚、网、梁、锚索联合支护2.02.01.01.00.91.0净 断 面5.42.312.42 4、支护形式：4.1 94221巷支护形式：顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属钢筋托梁联合支护的方式，顶板破碎时加挂金属网，锚杆排距1200mm，间距1000mm，每排5根锚杆；在巷道中线两测距中线1000mm处，按2400mm排距布置锚索；帮部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、塑料网、金属钢筋托梁联合支护的方式，锚杆排距1200mm，间距800mm，起锚高度为400mm，每帮每排3根锚杆。4.2皮带机头硐室支护形式：顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚索、金属网、金属钢筋托梁联合支护的方式，锚杆排距1000mm，间距1000mm，每排6根锚杆；在巷道中线两测距中线1000mm处，按2000mm排距布置锚索；帮部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、塑料网、金属钢筋托梁联合支护的方式，锚杆排距1000mm，间距900mm，起锚高度为300mm，每帮每排3根锚杆。4.3锚固方式：顶锚杆采用树脂加长锚固，钻孔直径为28mm，采用两支锚固剂，一支规格为MSK2335，另一支规格为MSZ2360，锚固长度为1308mm；锚索采用树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为MSK2335，两支规格为MSZ2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1486mm；帮锚杆采用树脂加长锚固，钻孔直径为28mm（29mm），采用一支锚固剂，规格为MSZ2360，锚固长度为867mm（719 mm）。4.4锚杆安装角度：原则上顶锚杆都垂直顶板安设，帮锚杆都垂直巷帮安设，靠近巷帮的顶锚杆如安设不方便，最大允许与垂线夹角不得超过10，靠近顶、底板的帮锚杆如安设不方便，最大允许与水平线夹角不得超过10。4.5钢筋托梁：钢筋托梁采用f12mm的钢筋焊接而成，94221巷顶钢带长4100mm，帮钢带长1700mm；皮带机头硐室顶钢带长5100mm，帮钢带长1900mm。4.6支护要求：94221巷帮部挂塑料网，94221巷顶板破碎段及皮带机头硐室顶部挂金属网；其它硐室全断面挂金属网。网与网之间搭接不小于200mm，联网间距不大于200mm，采用双股16#铁丝联接牢固，网片铺设要求拉直拉紧。附图三:94221巷道施工断面示意图。附图四:皮带机头硐室断面示意图。第三章 施工方法1、作业方式：采用掘支单行，一次成巷的作业方式。2、施工组织：采用“三八”制作业形式，交接班时间和每天15:30至19:30进行检修。3、掘进方式：采用掘进机全断面一次成巷，割够一个循环距离后，开始打注锚杆、锚索。4、循环方式：按照正规循环方式作业，每班2个循环。5、循环进度：5.1 94221巷循环进度3.6米；使用液压单体柱配合木板梁做临时支护及爆破压顶时循环进度2.4米。5.2皮带机头硐室循环进度2.0米。5.3如遇地质条件发生变化，顶板破碎可缩小循环进度。6、先进施工技术：本工作面掘进采用EBZ120TP型掘进机落、装煤矸，后配DZQ65/12/11型转载机，前80米采用SGW-40T型刮板输送机配合装运煤矸组成综合机械化掘进，当掘进距离满足安装胶带输送机时,安装一部SJ-80型胶带输送机组成综合机械化掘进。激光仪控制中线，CMM2-15型液压钻车进行临时永久支护，钻车无法使用时使用MQT85C2型气动锚杆（锚索）钻机打注、安装顶部锚杆、锚索；MQS50/1.7型风动锚杆钻机打煤层锚杆钻孔，安装煤、岩层帮锚杆，7655风钻打岩层锚杆钻孔）。BK30型锚杆风动扳手对顶帮锚杆施加预紧力。7、施工前，由地测部门送施工中线，由我队在工作面施工断面图牌板上标注，严格按中线和施工断面图牌板上标注尺寸施工。附图五：巷道施工平面示意图。第四章 掘进施工作业1、机械化施工工艺流程。1.1机械化施工工艺流程：进刀截割修帮成形。截割头由巷道底部吃刀，进刀深度200300mm，然后在巷道内水平摆动截割，周边留下200300mm厚的煤、矸，每水平摆动一次，提升400600 mm，按照截割曲线示意图将断面初步截割成形，割够一个循环进度后，再修成设计断面。1.2截割方式：水平连续摆动截割。1.3截割质量标准：顶、帮、底板截割平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽，高度、宽度符合设计要求，其误差符合质量标准。附图六：巷道断面截割曲线示意图。2、设备配套：掘进机一部：EBZ-120TP型转载机一部：DZQ65/12/11型液压锚杆钻车一台：CMM215型胶带输送机三部：SJ80型可弯曲刮板输送机二部：SGW40T型3、掘支工艺：交接班延长皮带（溜子）割、装、运煤（备料）退综掘机进液压钻车临时支护永久支护铲、清煤验收。安全检查(敲帮问顶)4、临时支护方式临时支护采用液压锚杆钻车进行临时支护。液压锚杆钻车不能正常使用时使用液压单体柱架棚进行临时支护。4.1液压锚杆钻车临时支护4.1.1液压锚杆钻车临时支护工艺过程机组出煤退机组敲帮问顶进液压锚杆钻车油缸升起进行临时支护。4.1.2架设方式巷道成形后，退出机组，机组退至截割头离工作面最后一排永久支护不小于5m的地方并闭锁，经敲帮问顶，确认顶帮安全后。开进液压锚杆钻车到支护位置（钻车距截割头的距离不小于600mm），升起液压锚杆钻车前部支撑的二级油缸（横向支撑，左右各1.5米，长度为3.0m）进行临时支护托住顶板。4.1.3上顶网的临时支护工艺：第一片顶网直接放在临时支护机构上由钻车托起至指定位置，上第二、第三片及后续网片时，先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好，再由钻车临时支护机构从网下方托起。4.2液压单体柱配合木板梁架棚临时支护4.2.1液压单体柱配合木板梁架棚临时支护工艺：退机组安全检查安装拖梁器上板梁人员撤至机组后方机组将板梁托起至指定位置在板梁两侧打起液压柱机组降下切割臂退至永久支护下方补全液压柱进行永久支护拆临时支护4.2.2架设：4.2.2.1巷道在完成一个循环进度，截割成形后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。4.2.2.2由经验丰富的老工人站在永久支护下进行敲帮问顶，用穿枪找掉顶帮的危岩、活块。4.2.2.3安装托梁器，人工将梁放在机组托梁器上，人员撤至机组后方2米外安全地点，由机组将板梁托起至指定位置，机组闭锁。4.2.2.4由两组工人分别在板梁两端支设单体柱，单体柱必须达到规定的初撑力，机组落下切割头。4.2.2.4单体柱与梁垂直架设，柱距梁头100mm左右，柱支设在实底，并与底板法线保持一定的迎山角度，（一般迎山角等于倾角的1/6至1/8，考虑巷道坡度，按1至2的迎山角支设）。4.2.2.5单体柱与梁交界处梁必须与顶板接实（可垫背板、木楔）4.2.2.6棚梁支设位置：94221巷第一架棚距离永久支护最后一排锚杆900mm（100mm），第二架棚距永久支护最后一排锚杆2100mm(100mm)。皮带机头硐室第一架棚距离永久支护最后一排锚杆700mm（100mm），第二架棚距永久支护最后一排锚杆1700mm(100mm)。4.2.2.7梁、柱间相互连锁。为防止因液压柱漏液或其它因素造成棚梁翻倒伤人事故，棚梁临时支护架好后，由人工在架好的梁下方再打一根液压柱（后补液压柱尽量靠近梁端任一根液压柱），以达到一梁三柱的目的（柱内压强不小于3.8MPa）。梁和柱头间用铁丝或钢丝绳进行连锁。4.2.2.8梁达到一梁三柱后，由外向里逐排打注顶、帮锚杆。4.2.2.9顶锚杆支护好后，再由工人将梁两端液压柱卸载（两个人扶梁、两个人卸柱，先卸载中间的液压柱，再卸梁两端的液压柱），液压柱和梁拆除后，将梁、柱运至机组后方安全地点码放。4.2.2.10在打注顶锚杆时可以和滞后一排帮锚平行作业。4.2.2.11上顶网的临时支护工艺：第一片顶网直接放在梁上由机组托起至指定位置，上第二、第三片及后续网片时，先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好，再由机组托住棚梁从网下方托起。4.3巷道拐弯开口无法使用液压钻车时，采用超前锚杆临时支护。4.3.1超前锚杆支护工艺：退机组安全检查敲帮问顶打超前锚杆打注顶锚杆支护帮锚杆。4.3.2超前锚杆支护要求：4.3.2.1在距离巷帮1.0米处均匀布置三根超前锚杆，与巷道顶板垂直夹角60-70度，预紧力矩、锚固力与支护锚杆一致。4.3.2.2在打、注临时支护时人员必须在永久支护下操作。超前锚杆位置距离最后一排永久支护锚杆不大于0.3米。施工时打注一排超前锚杆，支护一排永久锚杆。4.3.2.3使用超前锚杆时，一次掘一排。附图七：锚杆钻车临时支护示意图附图八：液压单体柱配合木板梁架棚临时支护示意图附图九：超前锚杆临时支护示意图4.4临时支护材料及规格：板梁规格：长3800mm，180-200mm的红松半圆木；单体液压柱：DW-2.5/2.8/3.15型4.5验收制度：4.5.1施工中，必须坚持使用临时支护，临时支护必须合格有效，严禁超空顶作业，禁止任何人在空顶下作业。4.5.2临时支护要在班长负责统一指挥下进行，并由有经验的老工人负责观山望顶，发现问题及时处理。4.5.3每次架好临时支护后，都必须经班长、安检工检查验收合格后，方准进行下一道工序。4.5.4注意检查支撑油缸（液压支柱）的牢固、漏液等情况，发现支撑油缸（液压支柱）出现卸漏液等现象要及时进行补液或更换。5、空顶距要求：5.1 94221巷最大空顶距4100mm，最小空顶距500mm。5.2皮带机头硐室最大空顶距2500mm，最小空顶距500mm。5.3当顶板破碎时，应适当缩小空顶距。附图十：94221巷最大和最小空顶距平剖面图。附图十一：皮带机头硐室最大和最小空顶距平剖面图。6、运输作业:6.1运料采用轨道运输至94310绕道或四区车场，再由人工扛、抬、拖运至工作面6.1.1运料按以下运料路线进行运输: 运料路线：地面副立井西轨道运输巷94310绕道/94221开口系统工作面。6.2运煤6.2.1运煤设备：装煤岩运输作业：掘进机装载机构（铲板、耙爪、转载溜）转载皮带、胶带输送机、刮板输送机组成的运煤系统。6.2.2运煤路线：措施巷贯通前运煤路线：工作面94221巷开口系统联络巷94103西巷94103皮带巷5#煤仓。措施巷贯通后运煤路线：工作面措施巷联络巷94222副巷94223巷94103西巷94103皮带巷5#煤仓。插表4-1：主要设备配置表：名 称型 号规 格功 率（KW）能 力数量备 注长（m）宽（m）高（m） 掘进机EBJ120TP型8.62.81.55190最大截割宽度:5.0米1台适应坡度16最大截割高度:3.75米钻车CMM2-15型5.381.32.145最大支护高度:4.0米1台适应坡度12最大支护宽度:4.5米 转载机DZQ65/12/11型161.01.27.51部带 速1.6m/s胶带输送机SJ80型6701.21.6840400t/h3部带速2m/s刮板运输机SGW40T型1200.60.1840150 t/h2部链 速0.86m/s附图十二：设备布置图第五章 钻眼爆破作业1、适用于工作面顶、底、帮出现岩石较硬机组截割不动的情况下进行钻眼爆破作业。2、打眼放炮作业：2.1打眼机具、规格：采用7655型风动钻机，长为2000mm、2500mm的六角中空钻杆，钻头为42mm的一字钻头。2.2作业组织：2.2.1由三人组成一个打眼小组，严格按照风钻打眼工操作规程操作。2.2.2加强工序管理，打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。2.2.3严格按中线和设计断面规格画好轮廓，标定眼位，方可开钻打眼。2.2.4打炮眼必须采用湿式打眼。2.2.5炮眼距自由面最小抵抗线，岩层不得小于300mm，煤层不得小于500mm。3、爆破：3.1采用炸药、雷管种类：爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。3.2放炮方式：正向装药，串连方式联线， FD200D（B）多功能发爆器起爆。3.3爆破必须执行如下措施：3.3.1根据现场情况合理布置炮眼：当岩层厚度大于0.6米时，布置两排炮眼；当岩层厚度在小于0.6米时，布置单排炮眼。每排均匀布置五个炮眼，炮眼深度0.8-2.2米，每眼装药量控制在0.21.0Kg，封泥长度不小于0.5米，封泥必须使用水炮泥和炮泥（炮眼数量和装药量可根据现场情况适当减少）。附图十三：炮眼布置图3.3.1.1在掘进过程中，如需爆破压顶，应先将炮眼打好，待机组掏完煤后，爆破压顶，最后由机组修割成型。3.3.1.2在掘进过程中底板如出现台阶或矸包时应及时将其爆破处理，眼深及装药量严格执行第十四章第十五节。3.3.2爆破工必须经过专门培训考试合格后，持证上岗，其它人员严禁爆破。3.3.3爆破作业时，必须坚持“一炮三检” 即装药前、爆破前、爆破后必须检查爆破地点附近20米范围内风流中的瓦斯浓度，若瓦斯浓度超过1.0%时，严禁装药爆破。3.3.4打眼和装药不准平行作业。装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉和岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。3.3.5炮眼内发现异状，有显著瓦斯涌出、煤岩松散、温度骤高骤低等情况不准装药爆破。3.3.6装配起爆药卷必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。3.3.6.1装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。3.3.6.2电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。3.3.6.3电雷管插入药卷后，雷管脚线必须缠在药卷上，并将脚线扭结成短路。3.3.7炮眼装药时，在距装药点5米处设置警戒，警戒内除班长、炮工、安检工、瓦检工其它人员不得进入。3.3.8爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破后必须立即将钥匙拔出，并且扭结短路。3.3.9爆破母线、电雷管之间接头必须互相扭紧并悬挂，不得与导电体接触。3.3.10每次爆破前必须加强对距爆破地点20米范围的所有工具、电缆、开关、瓦斯传感器等设备的保护，由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外支护完整的地点并进行安全保护，以防止爆破崩坏瓦斯探头，爆破后由当班班长将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。3.3.11每次爆破作业时，将工作面一切非本质安全型电气设备的开关手把打到零位。3.3.12爆破时，机组后退5米，用废旧皮带将机组照明遮挡。3.3.13爆破时必须执行 “三人联锁爆破四牌制”。 “三人联锁爆破四牌制”爆破操作程序：工作面装药完毕脚线连接到位爆破工将警戒牌交给班组长班组长布置警戒、清点人数，确认无误后班组长将放炮命令牌交给瓦检工瓦检工检查爆破地点20m范围内瓦斯浓度不超过1.0%时瓦检工将放炮牌交给爆破工爆破工将脚线与母线连接到位瓦检工、安检工、班组长、爆破工撤至警戒线外的地点（爆破工最后离开）班组长把起爆牌交给爆破工安检工把发爆器交给爆破工爆破网路电阻检测完毕，爆破网路完好。爆破工发出放炮口哨，等待至少5秒钟班组长按动A遥控器、瓦检工按动B遥控器，发爆器解锁，解锁后，将发爆器钥匙旋转于“放炮”位置，工作面爆破，爆破工作完毕。爆破后至少等15min炮烟吹散后，由班组长、瓦检工、安检工、爆破工巡视爆破地点检查现场，确认正常后四牌各归原主班组长撤除警戒。3.3.14严禁放裸露炮，无封泥、封泥不足的炮眼严禁爆破。封泥应使用水炮泥，剩余部分应用粘土封实。严禁采用煤粉块状及其它可燃性材料作封泥。一次装的药必须一次爆破。3.3.15爆破15min后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦检工、安检工和班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况；无危险后，班长方可撤回警戒人员。当出现通电以后装药炮眼拒爆时，爆破工必须先取下钥匙和母线，并将母线扭结成短路，再等一定时间（至少15min后），才可沿线路检查，找出拒爆的原因，由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆，如是因雷管问题造成的拒爆、残爆等情况，应在距拒爆炮眼0.3米以外另打一与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药爆破。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况,当班有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。3.3.16领取和运送炸药、电雷管必须使用专用的炸药、电雷管箱。工作面爆炸材料箱钥匙必须由爆破工随身携带，爆破工必须认真填写爆炸材料跟踪卡。3.3.17爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放；爆炸材料箱必须放在顶板完好、支护完整、避开机械、电气设备、警戒线以外的安全地点。并且必须垫高300mm放置。3.3.18敲帮问顶：爆破完毕、待炮烟吹散、顶板稳定后，班长、安检工方可由外向里检查巷道顶板、煤帮、支护等。用找顶杆进行敲帮问顶，将松动的煤、矸石撬下，方可进行下一工序。3.3.19爆破后，要对爆破点10米范围内的顶、帮锚进行再次预紧。3.3.20班组长必须亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒（警戒距离直巷不小于120米，弯巷不小于75米，拐弯后不小于15米）警戒线处必须挂警戒牌、拉警戒线警戒。3.3.20.1当爆破点距巷道开口位置小于120米时警戒共5处，分别是A1、A2、A3、A4、A5；当爆破点距巷道开口位置大于120米时警戒共1处，即B13.3.20.2警戒人员警戒路线：A1警戒人员：爆破点94221巷94310绕道警戒点A2警戒人员：爆破点94221巷94310绕道西一回风94102西巷警戒点A3警戒人员：爆破点94221巷94310绕道西一回风警戒点A4警戒人员：爆破点94221巷94310绕道西一回风94102西巷警戒点（A2、A3、A4警戒人员要全部到达西一回风与94310绕道交叉点后，再同时去各指定地点警戒点）A5警戒人员：爆破点94221巷94221开口系统警戒点B1警戒人员：爆破点94221巷警戒点 3.3.20.3班长巡视警戒点及警戒区域路线：爆破点距巷道开口位置小于120米时班长巡视警戒点及警戒区域路线：爆破点94221巷94310绕道A1警戒点西一回风94102西巷A2警戒点西一回风巷A3警戒点94102西巷A4警戒点94221开口系统A5警戒点爆破点距巷道开口位置大于120米时班长巡视警戒点及警戒区域路线：爆破点94221巷B1警戒点附图十四：开口前120米爆破警戒图附图十五：开口120米后爆破警戒图第六章 永久支护施工方法1、永久支护形式：巷道顶板采用202000（mm）左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆、钢筋托梁、锚索联合支护顶板破碎挂金属网，帮部采用202000（mm）左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆、铺塑料网、钢筋托梁联合支护，其中皮带机头硐室顶部挂金属网。锚杆采用树脂加长锚固，顶部锚杆采用两支锚固剂，一支MSK2335，一支MSZ2360锚固剂，锚索采用三支锚固剂，一支MSK2335，两支MSZ2360，钻孔直径为28mm，帮部锚杆一支MSZ2360锚固剂，钻孔直径为28mm（29mm）。2、施工设备、使用材料及规格：2.1施工设备： 施工中，CMM2-15型钻车一台，MQT85C2型风动锚杆（锚索）钻机一台，MQS50/1.7型风动锚杆钻机一台，7655风钻一台，采用BK30型锚杆风动扳手一台,MQ17200/40型锚索涨拉机具，LDZ200型锚杆拉力计。插表61施工机具技术参数表。2.2使用材料及规格：钻头：双翼钻头直径=27mm；一字钻头直径=28mm钻杆：B19，1.0米；2.5米钎杆 螺纹钢锚杆规格：MSGLW-400，杆体公称直径=20mm；L=2000mm。锚杆球垫：高强度锚杆配套铸钢球垫 锚索：15.24、 L=5300 mm高强度低松弛钢绞线。锚固剂：MSK2335、MSZ2360。钢筋托梁规格：顶12-5100-6，12-4100-5 ，12-2500-3，12-4500-5；帮12-1900-3，12-1700-3，12-1500-2。金属网：直径10#铁丝经纬网，网孔5050mm，规格为4600mm1200mm。金属托盘：采用拱型高强度托盘，长宽厚=1501508（mm）。锚索托盘：长宽厚=30030015（mm）。木托盘：长宽厚=30015050（mm）塑料网：HB PP 3030 MS双向拉伸塑料网规格为3.8m1.6m、3.8m1.8m。联网丝：16#联网丝。3、锚杆施工工艺、操作要求、安全技术措施：3.1顶锚杆施工工艺流程：割煤敲帮问顶临时支护（顶板破碎铺网）标眼位钻孔清孔托上钢筋托梁安装树脂药卷和锚杆搅拌树脂药卷1530秒停止搅拌并等待1分钟左右安装其它顶板锚杆用风动扳手将锚杆螺母紧至设计要求。3.2帮锚杆施工工艺流程：敲帮问顶钻孔、清孔安装树脂药卷和锚杆搅拌至规定时间（一般为1530秒）安装其它帮锚杆铺网上钢带上紧螺母用风动扳手将锚杆螺母紧至设计要求。3.3锚索施工工艺：定锚索孔位置钻锚索孔清孔安装树脂药卷和锚索搅拌树脂药卷至规定时间停止搅拌并等待15min安装托盘和锚具涨拉到设计预紧力。3.4操作要求：3.4.1安装顶锚杆：锚杆孔采用锚杆钻车完成（钻车无法正常使用时用单体风动锚杆机）。采用1.0m的短钎杆、27mm钻头。钻孔时锚杆机升起,使钻头插入相应的钢筋托梁孔中或标好的位置，然后开使钻孔。孔深要求为1910+30mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后退出钻杆（下缩锚杆机），同时清孔，清除煤粉和泥浆。安装前，先吹净眼孔内的岩粉，然后检查锚杆、锚固剂与锚孔是否相符，并检查锚杆孔位置、深度（191030）、角度与方向是否符合设计要求。检查完毕后，锚杆杆体套上托盘及带上螺母，用杆体将锚固剂（要先放入一支MSK2335，后放入一支MSZ2360）送到眼底，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，将孔口处的药卷送入孔底。开动钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为1530秒。搅拌完毕后，用钻机紧紧顶住锚杆，待树脂锚固剂固化后收缩锚杆机取下连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用风动扳手或锚杆机旋紧螺母，使其具有一定的预紧力。顶锚杆预紧力矩达到200N.M，顶锚杆锚固力不小于100KN,即可承载，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，螺母必须拧紧，尾部螺纹部分外露长度不得小于10mm，不大于40mm。锚杆间排距误差不得超过设计值+100mm。3.4.2安装顶锚索：顶锚索应紧跟掘进工作面安装。采用锚杆钻车完成（钻车无法正常使用时用单体风动锚杆机），配B19中空六方接长钻杆和27mm双翼岩石钻头钻孔。孔深控制在5000-5100mm内。安装树脂药卷，先放入1支MSK2335快速树脂药卷，然后放入2支MSZ2360中速树脂药卷。插入锚索将树脂药卷推至孔底。锚索下端用专用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）。停止搅拌后等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟），收缩锚杆机，卸下搅拌器。涨拉锚索。等待15分钟后装上托板、锚具，用MQ17200/40型锚索涨拉机具涨拉锚索至设计预紧力 150kN，之后卸下千斤顶。锚索间距误差不得超过设计值+100mm。3.4.3安装帮锚杆：煤层锚杆孔采用钻车完成（钻车故障时采用MQS50/1.7型风动锚杆钻机施工；7655风钻打岩层锚杆孔， MQS50/1.7型风动锚杆钻机注锚杆）。孔深要求为1910+30mm，并保证钻孔角度。钻到预定孔深后停止钻进，同时清孔，清除煤粉和泥浆。锚杆钻孔打好后，用杆体将锚固剂（放一支MSZ2360）送到眼底，锚杆杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，将孔口处的药卷送入孔底。开动锚杆机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为1530秒（使用风动钻机时为达到固有的锚固效果，可24人同时向前推进）。搅拌完毕后，紧紧顶住锚杆，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用风动扳手旋紧螺母，使其具有一定的预紧力，帮锚杆预紧力矩达到150N.M，帮锚杆锚固力不小于85KN。检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，螺母必须拧紧，尾部螺纹部分外露长度不得小于10 mm，不大于40 mm。锚杆排距误差不得超过设计值+100mm。3.5锚杆安装注意事项：3.5.1不允许使用弯曲锚杆，单独将锚杆插入锚杆孔应能自由转动，无卡紧状况。3.5.2人工用锚杆将药卷推入锚杆孔，并装上搅拌套筒，开始用锚杆机搅拌，安装锚杆时，锚杆机先以中速为宜，然后再开足马力搅拌，推进时间和初凝时间相吻合，因为这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态，锚固效果良好。3.5.3搅拌时切勿一下将锚杆顶到位，然后开足马力旋转搅拌，如此会有部分锚固剂被挤出锚固区域而影响锚固效果。3.6使用液压锚杆钻车安全注意事项：3.6.1锚杆钻车的操作人员，不能进入空顶下。3.6.2液压锚杆钻车载入或卸载时，会出现反扭距，均要把稳摇臂（或手把）取得平衡。严禁突然加（卸）载，操作者必须注意站位，合理持稳摇臂（或手把）。3.5.3在卸钻杆时，严禁用扳手卡住钻杆、反转钻机的方法卸钻杆，必须用两个扳手或敲打钻杆接头的方法来人工卸钻杆。3.5.4在打钻锚杆、锚索时，换钻杆、卸钻杆人员的脚严禁站在钻臂第一级油缸的固定块上，以防止一二级油缸动作时把脚挤伤。3.5.5在卸钻杆时，严禁采用卸钻杆人员拽住钻杆、操作钻车人员往下落钻机的方法来卸。3.5.6当液压锚杆钻车进行支护时，任何人不能接触正在动作的支护部分，以防油缸伸落伤人。3.5.7在液压锚杆钻车动作时，任何人不能骑到支护部分上进行支护操作。3.5.8在液压锚杆钻车上进行支护时，只有当操作钻车人员把进行动作的部分落稳时才能工作。钻车要启动或动作时，必须通知换钻杆人员及其他人员发出警报，确认安全后，方可进行钻车动作。3.5.9采用锚杆钻车打注锚杆时，司机将钻车移动功能闭锁。3.5.10如工作面巷道坡度较大（超过12），要根据现场条件支垫道木、木板等有效措施，防止钻车滑行造成人员伤害。3.6风动钻具使用安全技术措施：3.6.1钻孔前，必须进行安全检查，保证顶板与煤帮在稳定的情况下，进行施工作业。3.6.2锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用，严禁磕碰锚杆钻机支腿，操作前所有操作控制开关，都应处于“关闭”位置，所有通气通水管路保持清洁，按标志牌所示联接气路水路。3.6.3锚杆钻机禁止平置底板，以防一旦通气或误操作后气腿突然伸出造成伤害或设备损坏事故。3.6.4钻眼时，禁止触摸旋转的钻杆。开钻打眼前，应先扶稳钻机。钻进中不要一味加大气腿推力，以免因推力不匀降低钻孔速度，造成卡钎、断钎、顶弯钻杆等事故。3.6.5钻机和风动扳手加载或卸载时，会出现反扭矩，要把稳摇臂（或手把）取得平衡。严禁突然加（卸）载，操作者必须站稳，把持好手把。3.6.6钻机回落或升起时，手不要扶在气腿上，以免造成伤害。在锚杆安装过程中，发现托盘没有戴正，待预紧一定程度后，再用金属锤将其纠正（严禁在锚杆旋转期间用手将托盘纠正），用锤时要注意安全做好自保互保。3.6.7帮部支护时，同一排的顶锚杆和帮锚杆不得同时进行支护，当顶锚杆施工完毕预紧后，方可进行帮锚杆支护，支护帮锚杆时，应先打注上部锚杆。3.6.8压风胶管快速接头与锚杆钻机、风动扳手等风动设备接口连接必须使用配套的“U”形卡，严禁用铁丝代替。3.6.9拉锚索时要两人协作，操作人员要避开涨拉千斤顶轴线方向且2米范围内不得有人，以保证安全。3.6.10钢筋切断器使用时必须两人协作相互配合做好自保互保。3.6.11使用风动扳手时，严禁用手试握螺母连接套，以防误操作伤人。3.6.12锚杆预紧时，操作人员必须一手扳动扳机，一手扶住风动扳手，给螺母施加合格的预紧力，不得一味加大推力，以免损坏螺杆螺母丝扣。3.6.13使用风动扳手时，操作者不得用手托在预紧锚杆附近煤帮上，必须用手扶稳风动扳手，以防在锚杆预紧过程中风动扳手脱落挤伤手。3.6.14螺母连接套与风动扳手连接时必须在连接处使用配套罐销将两者连接好，以防在操作时螺母连接套脱落伤人。3.6.15锚杆预紧好后，摘除风动扳手时，严禁用手扶握螺母连接套，以免误操作造成伤害。3.6.16风动扳机在使用前或较长时间不使用时，应在管接头处注入数滴10#机械油，空转12min，然后再使用或保存。4、施工技术组织措施4.1打眼工及支护工严格执行本工种岗位操作规程，扎眼时要适量减小钻机钻速（使用风钻打眼时由两人协同操作，一人操作，一人固定钻杆）。4.2施工前，应将所用支护材料及工具准备齐全，由24人组成一个支护小组，整个过程在班长统一指挥下进行，验收员现场把关，保质保量完成任务。4.3打锚杆眼前，必须认真敲帮问顶，将顶帮危岩、活块找掉，并确认无危险后方可作业。4.4打眼前必须按设计要求画出眼位，锚杆眼布置要合理，严禁沿顺层面、裂隙打眼。4.5架设临时支护及打锚杆时，必须派有经验的老工人在一旁观山望顶，然后再由外向里逐排打注锚杆，只有当上一排锚杆达到支护要求后方可进行下一排锚杆的打孔安装，严禁在空顶下和支护不完整的地方作业，锚杆应当班打眼当班注锚杆。4.6顶锚杆、顶锚索应紧跟掘进迎头及时支护；帮部锚杆可滞后工作面一排施工（帮部底锚杆可滞后工作面三排支护）；起锚高度超过规定需