6号煤集中轨道巷.doc

第一章 概 况2第一节 概 述2第二节 编写依据2第二章 地面相对位置及地质水文情况3第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况3第二节 煤（岩）层赋存特征3第三节 地质构造及水文地质3第四节 水文地质3第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 支护设计5第三节 支护工艺9第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿岩方式13第三节 爆破作业13第四节 装、运岩(煤)方式13第五节 管线及轨道敷设14第六节 设备及工具配备15第五章 生产系统16第一节 通风系统16第二节 压风系统17第三节 防尘系统18第四节 防灭火18第五节 安全监测系统19第六节 供电系统19第七节 排水系统20第八节 运输系统20第九节 通迅系统21第六章 劳动组织及主要技术经济指标22第一节 劳动组织22第二节 循环作业图表23第三节 主要技术经济指标23第七章 安全技术措施25第一节 施工准备25第二节 “一通三防”管理25第三节 顶板管理28第四节 爆破管理29第五节 防治水管理35第六节 机电管理35第七节 运输管理38第八节 其它39第八章 灾害预防及避灾路线46第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、位置本作业规程掘进的巷道为6号煤集中轨道巷，6号煤集中轨道联络巷自开门位置施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241施工6号煤集中轨道巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成掘进6号煤系统通风、行人系统，满足生产运输、通风、行人的需要。三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限巷道设计长度、坡度、工程量：604m，顺6号煤煤层顶板掘进。服务年限：等同于矿井服务年限。四、预计开、竣工时间根据生产接续安排，本掘进工作面自2011年3月开工。 竣工时间约在2011年7月。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为6号煤集中轨道设计说明书，批准时间为2010年12月。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1、6号煤集中轨道巷为6号煤掘进工作面首条掘进巷道，北临6号煤集中回风巷尚未开拓，西邻6号煤轨道大巷尚未开拓，南邻10号煤集中轨道巷尚未开拓，东临10号煤集中轨道巷。2、巷道开门位置：6号煤集中轨道联络巷施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241施工6号煤集中轨道巷。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6号煤层顶板为泥岩，厚度为3.96m，黑灰色厚层状，主要成分为粘土质矿物；直接底板为砂质泥岩，厚度为3.29m，黑灰色厚层状泥质结构，主要成分为粘土质矿物；老底为灰岩，厚度为7.27m，深灰色厚层状，裂隙层被方解石脉充填，裂隙断面含有铁锈斑，加酸气泡剧烈，局部加有薄层泥灰岩。位于太原组上部，上距4号煤层31.3043.02m，平均35.62m。根据井田内钻孔及井峒见煤点煤层厚度统计，煤层厚度0.901.53m，平均厚度1.32m，含02层夹矸，结构简单，属全井田稳定可采煤层。顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。井田周边ZL4-1厚度达最大为1.53m,在井田外41号钻孔煤层厚度0.15m。附图1：煤岩层综合柱状图（1：200）第三节 地质构造及水文地质一、地质构造1、井田构造总体为一单斜，地层走向北西南东，倾向南西，地层倾角一般38之间，局部地段倾角较陡，达到16。根据4号煤开采情况，6号煤地质构造较简单。2、地质构造简单， 但掘进时要特别注意，如果发现淋水变大，要停止工作，汇报相关领导进行处理，安全后方可掘进，严格执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。第四节 水文地质一、水文地质情况石炭系太原组碎屑夹碳酸岩岩溶裂隙含水层：岩性为石灰岩(L5、L4、L1)组成，彼此之间隔以泥岩及少量砂岩。单位涌水量0.000261.24L/sm，渗透系数在0.002758.53m/d，水位标高874.931044.00m，富水性弱强，水质属重碳酸盐硫酸盐型，为软的淡水。井田内6号煤层最低底板标高高于奥灰岩溶水水位标高，6号煤层不受奥灰岩溶水的影响。6号煤层位于4号煤层下30m左右，之间主要岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，裂隙不发育，为隔水性较好的岩层，6号煤层直接顶为泥岩L5灰岩，该层灰岩致密坚硬，富水性弱，6号煤层矿井充水因素与4号煤层基本相同，根据比拟法预计巷道涌水量：根据山西恒安益煤业有限公司开采4号煤层，生产能力9万t/a时，矿井正常涌水量8m3/d，最大涌水量10m3/d，富水系数为0.0290.037m3/d。预计6号煤集中轨道巷正常涌水量8m3/d，最大涌水量10m3/d，富水系数为0.0290.037m3/d。二、瓦斯1、地质资料及历年瓦斯等级鉴定根据井田内10-1、10-2、10-3号钻孔煤芯瓦斯样资料，评见表2-1-7：煤层号钻孔号干燥无灰基含量ml/g煤中自燃瓦斯成份粉前（%）取样深度（m）瓦斯分带CH4CO2N2C2-C8CH4CO2N2610-10.720.120.6859.287.0033.720.00048.50-48.70氮气甲烷带1010-10.020.320.984.1438.1957.670.00082.00-82.20氮气二氧化碳带10-20.120.081.3217.308.5674.140.000144.80-145.00氮气带10-30.190.141.3821.799.1069.110.00082.30-82.50氮气甲烷带据山西省煤炭工业局晋煤安发200988号文件关于吕梁市2008年度30万t/a及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，原菁蒿焉煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量2.16m3/t，绝对涌出量0.06m3/min，二氧化碳相对涌出量2.88m3/t，绝对涌出量0.08m3/min。泰宁煤业10号煤层2008年度矿井瓦斯相对涌出量1.85m3/t，绝对涌出量0.19m3/min，二氧化碳相对涌出量3.11m3/t，绝对涌出量0.32m3/min。综上所述，井田内6、10号煤层均为低瓦斯矿井。三、煤尘根据原恒安益煤业2009年10月19日采取的4号煤层煤样，经山西煤矿矿用安全产品检验中心检验，4号煤样的煤尘有爆炸性危险性。根据2010年2月5日永聚煤业10号煤层检验报告，检验单位山西煤矿矿用安全产品检验中心，火焰长度为5mm，加岩粉用量45%，煤尘有爆炸性危险性。综上所述，井田内4、6、10号煤层煤尘均有爆炸性危险性。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、6号煤集中轨道巷为6号煤掘进工作面首条掘进巷道，北临6号煤集中回风巷尚未开拓，西邻6号煤轨道大巷尚未开拓，南邻10号煤集中轨道巷尚未开拓，东临10号煤集中轨道巷。2、巷道开门位置：6号煤集中轨道联络巷施工68米见6号煤，平推10米车场后，调巷方位按241施工6号煤集中轨道巷。巷道平面位置图见附图2剖面图见附图3第二节 支护设计一、巷道断面6号煤集中轨道巷：断面荒宽4.4m, 净宽4.2m荒高2.8m,净高2.6m巷道支护图4（1:50）二、支护方式1、临时支护形式：（1）采用前探梁作临时支护，前探梁使用长度不低于3.5米的型钢或钢管制作，严禁使用弯曲变形的前探梁；使用四根前探梁间距0.81.2m。前探梁前端方木使用两根，超前支护距两帮端面距不超过0.3米。悬挂前探梁的锚杆必须留有足够的丝扣，丝扣长度40-80mm，前探梁、吊环、吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配。人员必须在前探梁的有效掩护下作业。前探梁到迎头的端面距不超过0.3米。该区段前探梁方木规格：长宽厚=2m0.15m0.15m或用前探梁每两根分别放方木。临时支护顺序：（1）迎头放炮后，洒水降尘；（2）用长把工具(2m) 敲帮问顶，摘除迎头危矸悬岩；（3）松前探梁方木木仨，拿下方木；（4）松前探梁木仨，将后面一个前探梁吊环移至前排上紧，前移前探梁，其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm，另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则；（5）往前探梁上放后边一根方木；（6）往前探梁上放前边一根方木，往前探梁及方木上放钢带，铺顶网；（7）前探梁连同钢带、网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；（8）根据锚杆间排距和巷道中线将钢带调整到合适位置，涨紧网使两帮余量对称；（9）用板枇、木仨紧好前探梁方木，用木仨固定牢固前探梁。当顶板不适于用前探梁时，可采用初喷作为临时支护。临时支护形式：顶板完整时采用初喷做临时支护，初喷30mm至迎头，初凝20分钟后进入迎头作业。特殊情况的临时支护：如顶板完整初喷作为临时支护，如顶板破碎，初喷厚度为50mm至迎头，若顶板非常破碎时，放炮前打设2-3根超前锚杆作辅助临时支护。临时支护顺序：（1）放炮通风洒水降尘后；（2）用长把工具（2m）敲帮问顶，摘除迎头危岩悬矸；（3）初喷30mm，初凝20分钟后进入迎头作业。特殊情况下的临时支护形式：当顶板破碎难以控制时，必须采用超前锚杆加强支护。超前支护是在每次放炮前，紧贴迎头向前以与顶板45夹角施工两根直径18mm长度不低于2000mm的全螺纹钢等强锚杆（此超前锚杆可采用回收整直的锚杆），锚杆间距0.81.2米，锚杆末端用铁托盘配水泥托盘或铁托盘配木托盘联合紧固。2、永久支护：顶部使用4.2m“W”型钢带（规格：长展宽厚42001633），顶部网使用8铁丝编制的金属菱形网帮部使用10#铁丝网，并每隔200mm用14# 铁绑丝双股扭牢一处。帮网采用金属菱形网支护，网孔规格5050，顶板锚杆采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶，帮部采用钢筋梯子梁压网支护。两帮部锚杆均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护帮，帮部煤体坚硬时可不打设钢带和梯子梁。永久支护完成后需进行喷浆，要求喷浆厚度达到100mm。3、火药硐室的临时支护形式：施工火药硐室时，放炮前在顶板永久支护下作业，放炮前临时支护最大控顶距不大于0.3m，放炮后临时支护最大控顶距不大于1.3m。放炮后优先采用前探梁作临时支护，前探梁使用长度不低于3.5米的型钢或钢管制作，严禁使用弯曲变形的前探梁。采用两根前探梁，前探梁间距0.81.2m之间，前探梁上使用专用方木，一般情况下最好使用两根。超前支护距硐室两帮端面距不超过0.3米，前探梁前端到迎头的端面距不大于0.3米。当顶板不平原支护锚杆吊挂前探梁吊环后，无法窜前探梁时，采用40T溜子链子固定在原支护锚杆上，溜子链需另加螺帽固定，另加的螺帽必须满丝。前探梁上方用木料及方木等与顶板钢带接实。前探梁吊环用与前探梁等强度的钢板制作，放炮后施工人员必须在前探梁的有效掩护下作业。前探梁方木规格： 长宽厚=1.7m0.15m0.10m 。临时支护顺序：硐室迎头放炮后，洒水降尘；用长把工具(2m) 敲帮问顶，摘除硐室迎头危矸悬岩；在巷道内固定吊环、窜前探梁；其中一根前探梁端面距硐室迎头不大于300mm，另一根前移至不影响放方木和放钢带、铺网为原则；往前探梁上放后边一根方木；往前探梁上放前边一根方木，往前探梁及方木上放钢带，铺顶网；前探梁连同钢带、网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；根据硐室内锚杆间排距和硐室中心线将钢带调整到合适位置，涨紧网使硐室两帮余留量对称；用板枇、木仨紧好前探梁方木，用木仨固定牢固前探梁。当无法使用前探梁时可使用点柱或木点柱作临时支护，点柱数量以现场实际为准，但至少保证不少于2棵，点柱打在硬底上，在原巷道永久支护下攉矸（或煤），边攉煤、矸边支护点柱，当攉至空顶区时，每往里攉0.5m成对支设两棵点柱，点柱上部用木托盘与顶接实，木托盘规格长宽厚不小于20020030mm。待由外向里攉至0.9m时利用两棵点柱和木托盘将硐室钢带托起，点柱和木托盘应布置在钢带两孔之间的空档内。当钢带下的点柱升紧后。可将原距永久支护0.5m处的点柱倒掉。临时支护的施工过程应由经验丰富的老工人指导施工。4、开关硐室的临时支护形式与火药硐室的临时支护形式相同。 永久支护：顶部使用钢筋梯子梁，顶部网使用金属菱形网，金属网时每隔200mm用14# 铁绑丝双股扭牢一处。帮部使用钢筋梯子梁压金属菱形网。火药硐室、开关硐室永久支护： 顶部使用钢筋梯子梁，顶部网使用金属网，金属网时每隔200mm用14# 铁绑丝双股扭牢一处。帮部及内壁使用钢筋梯子梁护帮。开关硐室、火药硐室顶部采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆护顶。帮部、内壁均采用直径18mm、长度2000mm全螺纹钢等强锚杆。5、施工过程中遇顶板破碎带、断层破碎带、复合顶板施工时巷道加强支护的措施：正常情况下布置锚索打设在巷中每3米打设一根，当顶板破碎时，隔排布置一根锚索，锚索之字形布置，锚索距顶板钢带端头1m。采用锚索托梁，并垂直顶板钢带，锚索绳向巷道两侧倾斜，与铅垂线的夹角10，锚索拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m。当顶板破碎严重时，每排布置一根锚索，锚索之字形布置，锚索距顶板钢带端头1m，采用锚索托梁，并垂直顶板钢带，锚索绳向巷道两侧倾斜，与铅垂线的夹角10。锚索拖后放炮前迎头的距离不大于2.0m。当顶板破碎且有淋水区段、顶板破碎有下沉迹象或锚杆锚固在煤中时，锚索按“五花”布置，两侧的锚索距顶板钢带端头分别为1m，中间布置的锚索布置在巷中，为避免前探梁妨碍，允许偏移100mm。锚索拖后放炮前迎头的距离不大于2.0m。复合顶区段施工时，采取打设一顶板探眼探明上分层赋存情况；顶板以上3m以内范围有复合顶（有上分层或弱面），若顶板较完整时，隔排布置一根锚索，之字形布置，拖后拖后放炮前迎头的距离不大于3.0m；若复合顶板区段顶板破碎时，每排布置一根锚索且拖后放炮前迎头不大于2m，顶板破碎严重时五花布置锚索且拖后放炮前迎头不大于2m。当顶板永久支护锚杆锚在煤中时，采用加长锚杆支护，锚杆看煤层厚度选取长度。当断层破碎带有淋水区段、复合顶板破碎段、顶板下沉严重、已施工巷道变形严重、出现钢带撕裂、锚杆撸帽等现象、采用五花锚索仍不能有效控制顶板下沉时，采用复棚加强支护。当迎头补打锚索后，能有效控制顶板下沉，掘进过程中，每天对该薄弱地点进行顶底板移进量观测，根据观测情况，确定是否需要复棚，复棚拖后迎头不大于20米。当迎头补打锚索后，仍不能有效控制顶板，复棚根前探梁施工。6、质量要求：净宽4200mm,允许偏差0-+150mm，净高2.6m，允许偏差0+200mm。锚杆安装牢固，托板紧贴壁面，不松动，锚杆予紧力达300N.，锚索张拉予紧力应控制在80100KN，锚索安装48小时后，锚索张拉予紧力应达到200 KN，如发现予紧力下降，必须及时补拉。锚杆间排距：顶板锚杆间排距为800mm800mm；两帮锚杆间排距均为800800mm，顶帮锚杆间排距允许误差均为100mm；锚杆锚固力顶板达到130KN，帮部锚杆锚固力70KN。网搭接严密压实，锚盘压网紧贴岩面。 顶板靠巷道两帮的锚杆，必须向巷道两帮倾斜，锚固端距各自邻近帮距离不大于400mm，并与钢带连接；巷道两帮肩角锚杆距巷道顶板不大于400mm，倾斜角度根据顶板倾角调整，保证锚固端在顶板岩石中，底板为煤层时，巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于300mm，起底掘进煤层底板为坚硬岩石时，最下一排锚杆锚至煤层底板岩石，距巷道底板不大于600mm，与水平线夹角为10-30夹角，锚固端位于底板岩石中。锚杆外露长度30-50mm，锚索外露长度不大于200mm。附一：锚带网施工支护设计根据同类巷道矿压观测的支护参数、两帮移进量，本巷道选用18mm,L=2000mm全螺纹等强锚杆。一、 确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前提下，为提高成巷速度创造条件，为此，需考虑围岩的完整性。1、顶锚杆间排距几何平均数： d=1/2K锚K护 3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)K锚-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取K=1.03K护-护顶方式系数，铺设金属网加“M”钢带，取K=1.05I-直接顶整体系数：整体性很好 I=0.9 ：整体性较好 I=0.75 ：整体性一般 I=0.60 ：整体性较差 I=0.45 ：整体性很差 I=0.30根据现场直接顶情况，取I=0.45 f顶板岩性（普氏系数），取f=则：d=0.51.031.05（30.9）/（20.9+1）+（2-1）/（2+1） =0.顶板锚杆根数： n=B/d B巷道荒宽，在净宽4.2米巷道中，取B=4.4米 则 n=4.4/0.8=5.5取n=63、顶板锚杆间距： D=（B-0.4）/（n-1）=(4.4-0.4)/(6-1)=0. 8m 取D=0.8m 4、顶板锚杆排距： P=d2/D=0.82/0.8=0.8m 取P=0.8m5、检验： D=0.8mL/2=2.0/2=1.0m P=0.8mL/2=2.0/2=1.0m顶板间排距为：800 mm800mm 。 二、两帮锚杆间排距计算1、 帮锚杆间排距几何平均数：d=1/2K锚K护 3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1) 锚，取K=1.0K护-护帮方式系数，铺设金属网加钢带，取K=1.0 K锚-锚固方式系数，两帮采用树脂加长1.05I-直接顶整体系数 ：整体性很好 I=0.9：整体性较好 I=0.75：整体性一般 I=0.60 ：整体性较差 I=0.45：整体性很差 I=0.30根据现场煤层性质，取I=0.6 f煤岩性（普氏系数），取f=则：d=0.51.051.0（30.75）/（20.75+1）+（2-1）/（2+1） =0.8 2、帮锚杆根数：n=H/dH巷道荒高，在净高2.6米巷道中，取H=2.8米。n=2.8/0.86=3，取n=3， 3、帮锚杆间距： D间=（H-0.8）/（n-1）=1.7/（3-1)=.85m 取D间=0. 8m 4、帮锚杆排距： 取D间=0.8m时 D排=d2/D间=0.82/0.8=0.8m 所以： 取D排=0.8m 5、检验： D间=0.8 m L/2=2/2=1m D排=0.8mL/2=2/2=1m帮锚杆间排距为：800800mm 第三节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用18mm、L2000mm金属全螺纹钢等强锚杆，锚固剂为28mm，L350mm，锚固方式加长锚，每根锚杆配2根树脂药卷，穿煤层、有淋水及顶板破碎时每根增加一根树脂药卷。锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为3050mm.2、金属菱形网用10号及以上的铁丝制作，网格要均匀。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向垂直岩面，误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.7m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在有效支护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风动锚头卡住螺帽，开动风动锚头，使风动锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风动锚头，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于300Nm。三、锚索施工：1、锚索的质量要求：锚索托梁应紧贴岩面、不松动。单根锚索设计锚固力应大于150KN涨拉时，如发现锚固不合格时，必须及时补打。锚索外露长度不大于200mm。每根锚索使用5块树脂锚固剂，锚索最小锚固长度不小于1.5m，锚固方式为加长锚。锚索使用直径不小于17.2mm。直径：17.2mm，每米重量：1.102kg/m，级别：270K ，强度:1860N/mm2截面积：140.00mm2，延伸率：3.5%，最低破断负荷 260KN，执行标准：ASTMA416-90G托盘：规格尺寸不小于230mm230mm(方形)或230mm(圆形)；若选用平板托盘，托盘中心孔径比钢绞线公称直径大2-4mm。托盘强度要与锚索强度相匹配，托盘承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。托盘视现场情况定锚索托梁可采用工字钢制作强度符合要求。2、打设、安装锚索的正规操作：先备齐机具及有关材料，检查施工地点支护状况，只有在支护状况良好，无片帮冒顶危险状况下方可施工，否则，必须自外向里先加固好施工地点附近10米内顶板两帮，严防片帮冒顶伤人，并在有效的支护下施工锚索。打锚索眼时，根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标记，竖起锚杆机，把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和钻杆处于正确位置，钻机开眼时，要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。开钻:操作者站立在操作臂长度以外，先开水，后开风，开始钻眼时，用低钻速，随着钻孔深度的增大，调整到合适钻速，直到初始锚孔到位。打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，防止断钎伤人，锚杆机2m以内不得有闲杂人等；钢铰线旋向应与搅拌工具旋转方向相反。退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。锚索眼、五花布置时中间的那根必须与巷道岩面垂直，其余锚索眼要与铅垂线的夹角呈30向巷道两帮打设。所有锚索眼眼深误差为50mm，偏差为150mm。锚索眼打完后，先关水，后关风。安装、锚固锚索，将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，用锚杆打眼机进行搅拌，前半程用慢速后半程用快速，旋转约40秒。停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。树脂锚固剂凝固1小时后进行涨拉和予紧上托盘工作。涨拉时，涨拉缸前不得有人，人员必须撤至3m以外。3、打设及安装锚索托梁的程序及安全措施：安装锚索托梁时，可由一施工人员托起托梁，锚索绳通过托梁孔后，另一施工人员将锚具穿过锚索绳，通过锚具临时固定住托梁后，施工人员闪开5m以外，然后进行涨拉，初步涨紧后、停止涨拉，然后将托梁调正，进行二次涨拉、直至达到设计锚固力。4、矿用锚索钢绞线、索具和其它附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT/T 942-2005要求，索具及整套锚索具有国家 MA标志。5、托盘：锚索托盘（梁）强度要与锚索强度相匹配，托盘（梁）承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。6、钢铰线旋向应与搅拌工具旋转方向相反；树脂锚固剂凝固1小时后进行张拉和顶紧上托盘工作。7、锚索张拉预紧力应控制在80100KN，锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。张拉时如发现锚固不合格，必须补打合格的锚索。四、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先帮后顶，从墙基开始自上而下进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。顶帮有淋水时，适当控制水量、增加速凝剂用量保证喷浆支护质量。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点清理干净，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障处理堵管子时，必须停料、停机，再关水，最后停风，严禁喷头对着施工人员，确保停电、停风、停水后方可解开喷浆管路处理堵管子。4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。第四章 施工工艺第一节 施工方法根据设计要求，6号煤集中轨道联络巷施工约68m见6号煤，见6号煤后平推10车场，然后调向按方位241施工6号煤集中轨道巷。断面采用全断面一次起爆成巷掘进。施工过程中严格按照生产技术部放置的中腰线施工。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破煤岩。一、打眼机具：根据煤岩性质采用23部YT28（7665）型风钻、风钻配直径22mm中空六角钢钎及一字型钻头。全部采用湿式打眼，钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。打眼前，首先根据中腰线及设计要求，画出巷道轮廓线，然后按光爆原理及炮眼布置要求布置炮眼，炮眼掏槽方式采用斜眼楔形掏槽。二、降尘方法必须采取湿式钻眼、定期冲刷井壁巷帮、使用炮区喷雾、冲击波水幕、手动净化水幕，实现爆破喷雾和净化风流在装岩（煤）期间洒水防尘、放炮前后洒水灭尘、放炮必须使用水炮泥、安设隔爆设施等综合防尘措施。第三节 爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。当现场条件发生变化时，工区技术副区长及时调整各项爆破参数，以指导现场施工。一、炸药、雷管全岩、半煤岩及全煤爆破时均使用矿用乳化炸药（35mm-200g，L180mm）、毫秒延期电雷管。二、装药结构采用正向装药结构。三、起爆方式起爆使用FD-200D型发爆器，一次装药一次起爆，联线方式为串联联线。第四节 装、运岩(煤)方式一、装岩（煤）方式巷道掘进施工中，用耙斗式耙装机装岩（煤）。耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆以上，尾轮用钩挂在固定绳套上，固定绳套长度为400600mm，锚绳套的孔深度不小于600mm。耙装机距迎头最大距离为30m，最小距离为6m。平行作业时耙装机回头轮距迎头平巷段及上山段不小于7m,施工人员距回头轮不小于3m。耙装时耙装区域严禁有人与施工。巷道开门施工期间，若开门不能保证安全间隙、或影响里部供车、供料运输时，可暂不安装耙装机时，采用人工装车。开门安设耙装机时必须保证安全间隙。安设、使用耙装机时距巷帮、运输设备等凸出部位的安全间隙不小于0.3m。耙装机司机必须在人行道侧操作，耙装时，前方巷道内设专人站岗，防止对面巷道内人员误入耙装区域。二、运输方式6号煤集中轨道巷四岔门处开门时煤矸采用人工装车，装车时使用车尾和木板掩住矿车。掘进开门后，满足安装扒装机后采取横截车装矸，再经井底车场运送上井。待车场完成后正常使用扒装机装车出矸。进料与出矸相反。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。1、管路吊挂标准电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用2寸钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。井下敷设的管路必须吊挂平直，无漏水、漏风；敷设管路时距底板1米敷设第一趟管路，然后每趟间隔20cm向下安设，管路敷设在巷道的人行侧。所有管接头必须对接，风管刷黄漆，水管刷蓝漆，排水管刷绿漆，管接头刷黑漆，安装时管接头垂直于底板，每隔50米加设防尘三通，防尘三通方向朝外45角，三通截门手把齐全完好并设三通标志牌，风、水、排三趟管路必须统一编号管理，编号以每根管子为单位，从管接头进水侧20cm开始编号，用标准统一吊挂钩吊挂，吊挂钩挂在每根管子回水侧50cm处，管路过三岔门及所有的峒室时都必须加设龙门，加工龙门时必须使用冲压弯头，不能走直角。2、风筒吊挂标准风筒无大于1公分的破口，接头反压边、严密不漏风，逢环必挂。风筒吊挂先用8号铁丝或钢绞线拉成一条线，然后用16号铁丝分别将风筒吊环吊到8号铁丝上，铁丝头外露头不超过1公分，风筒吊环距8号铁丝间距为5公分，风筒必须编号管理，编在风筒进风侧接头0.5米处，依次类推。风筒现场不得有超过2公分的皱褶，风筒拐弯设弯头，不得拐急弯，异径风筒用过渡节，风筒无积压，风筒表面清洁，工作面不允许出现设计之外风筒三通。备用风筒摆放整齐并挂牌管理。3、轨道敷设标准：迎头掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定：轨距允许误差+10、-5mm；水平：不大于10mm；轨缝：不大于5mm，无镶牙接头；接头平整度：不大于2mm；接头对接，误差不大于5mm；轨枕标准、统一；轨型一致磨损锈蚀不超限。采用标准道岔。第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表 表六序号名 称规 格 型 号单 位数 量备 注1局部通风机FBD2*22KW台1主风机2局部通风机FBD2*22KW台1备用风机3风钻YT-28（7665）部24风镐G10部15放炮器FD-200D台3每班一个6雷管盒个3每班一个7炸药箱个3每班一个8喷浆机转5台2一台备用9耙装机30KW台110扭矩扳手300N.M把111锚杆拉力器LDZ-200台11MPA=3.5KN12锚索涨拉器MS-15-180台11MPA=3.5KN13矿用坑道钻机ZDY-1300台1200m第五章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，局扇距掘进巷道回风口不得小于10m。一、掘进工作面风量计算：每个掘进工作面实际需要风量应按瓦斯涌出量、人数、风速、炸药量等规定分别进行计算，取其中最大数值作为工作面迎头的需要风量。按瓦斯涌出量计算 掘迎100瓦掘通（m3min）=27.2(m3/min)式中：瓦-第个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量0.17（m3min）掘通-第个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.6按人数计算 掘迎4（m3min）430120(m3/min)（包括大班人员）。式中：i -第个掘进工作面同时工作最多人数（人） 按最低风速计算掘15净（m3/min）=1510.92164(m3/min)按炸药量计算=25A（m3/min）=300(m3/min)若根据炸药量计算掘进工作面实际需要风量，现目前使用的局部通风机风量均达不到要求，根据省煤矿“一通三防”工作实施细则（试行）中规定要求：当根据炸药量计算掘进工作面实际需要风量时，现目前使用的局部通风机吸风量达不到要求时，放炮后可采用延缓施工人员进入掘进工作面时间的方法解决局部通风机风量不足的问题。放炮后为保证躲炮距离内人员安全，需延缓放炮后躲炮时间：躲炮时间：TL/ S=150/15=10(min)T：放炮时施工人员的躲炮时间，分钟，L：放炮时施工人员的躲炮距离，一般取150m，S: 巷道要求的最低风速，取S15m/ min,因此放炮后需躲炮时间不小于10min。通过以上计算及说明，局部通风机选型、风量验算时，掘进工作面实际需要风量应按瓦斯涌出量、人数、风速进行计算，取其中最大数值作为工作面迎头的需要风量，即取164m/min为工作面所需风量。二、局部通风机选型、风量验算：（1）掘进工作面风量验算 0.17/164=0.0103%1% 根据以上计算取164m/min为工作面所需风量,工作面回风流中的瓦斯、二氧化碳浓度不超过1%，其它有害气体符合规程第100条的规定；（2）风机选型计算：局扇工作全压H tRQaQh+hv245.63.92.73+57.332672Pa其中：QaP Qh,1.432.733.908m3/sQh：工作面风量，2.73m3/s Qa：局扇工作面风量，m3/sP：风量比1取1.43 hv：风筒出口动压 hv Qh2/2So21.2*7.45/2*0.28*0.28=57.33-空气密度取1.2kg/m3 So风筒出口断面取0.2826m2RLU/S3+nRj+b/2S2+Ro0.00256001.88/0.28263+602+0.41.2/20.28262+0122.6+120+3=245.6b：对应的局部阻力系数，无折弯时取零 ,现取b：0.4n：风筒接头数取60个Ro：其它局部风阻，包括风筒的扩大，缩小，分岔，汇合等局部风阻（若无取零）：摩擦阻力系数 取0.002450.00294 NS2/m4Rj：每个接头风阻 取2.942.45 NS2/m8经以上演算由于FBD型222KW风机的吸风量为180-550m3/min，风机全风压为750-4950Pa,而实际计算局扇工作风压为2672Pa，满足供风要求，故选用此风机，且风电闭锁。根据以上计算，风机采用FBD型222KW风机，压入式通风，双风机双电源且来自不同变压器或并联回路，安装风电闭锁保护。三、局通风机安装地点和通风系统局部通风机安装地点：风机安装在主斜井井底内新鲜风流中，局扇距底板高度在300MM以上，且局扇距掘进巷道回风口不得小于10m,局部通风机吸风口至掘进工作面回风口巷道的最低风速不得低于0.25m/s。第二节 压风系统风源来自地面压风机房，来自工业广场。28m/min空压机经过敷设压风管路送到井底车场，再到工作面，风压0.6MPA。压风系统：地面压风机房 行人斜井 井底车场 行人斜井延伸段6号煤集中轨道联络巷工作面第三节 防尘系统防尘水源来自地面静压水池 行人斜井 井底车场 行人斜井延伸段6号煤集中轨道联络巷工作面每50m设防尘三通一个，必须采取湿式钻眼、定期冲刷井壁巷帮，实现爆破喷雾和净化风流、在装岩（煤）期间洒水防尘、放炮必须使用水炮泥等。迎头外设至少3道喷雾，距迎头10m范围内安设一道炮区喷幕。距迎头30m范围内安设一道冲击波水幕、净化水幕距迎头50m范围内，放炮、喷浆时将净化水幕打开。锚喷巷道实行潮料喷浆，洒水灭尘，洒水养护时间不少于28天。防尘系统：地面静压水池 行人斜井 井底车场 行人斜井延伸段6号煤集中轨道联络巷工作面侧式供水中空六角钢钎子巷道内水幕耙装洒水装水炮泥水针冲刷岩帮水管隔爆水袋水管第四节 防灭火巷道掘进，采用风钻打眼，爆破喷雾降尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。巷道内有备用的用沙子、岩粉直接灭。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火系统地面静压水池 行人斜井 井底车场 行人斜井延伸段6号煤集中轨道联络巷工作面 侧式供水水管巷道内水幕 耙装洒水管装水炮泥水管冲刷岩帮水管隔爆水袋水管第五节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术付区长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带光瓦（光学瓦斯检定器），在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录填写现场牌板，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：甲烷传感器应悬挂在回风流中（风筒另一侧），应垂直悬挂，并处于常开状态，灵敏可靠。（1）掘进工作面安设两个瓦斯传感器，一个甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的范围内（风筒的另一帮回风侧），距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。其报警浓度：T1% CH4，瓦斯断电浓度：T1.5% CH4， 复电浓度:T1% CH4。断电范围：掘进工作面全部非本质安全型电器设备。（2）另一个安设在距工作面回风出口1015米，瓦斯报警浓度：T1% CH4，瓦斯断电浓度：T1% CH4， 复电浓度:T1% CH4。断电范围：掘进工作面全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。并处于常开状态，灵敏可靠。（3）风机处安设开停、馈点传感器，迎头后40米处安设风筒状态传感器。第六节 供电系统井上电源供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每3m一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。随巷道延伸，设备增加负荷相应增加。第七节 排水系统根据地质说明书的有关资料，随揭露范围增加而逐渐疏干，迎头采用水泵排出。排水系统：掘进工作面临时水仓回风立井地面。第八节 运输系统一、 运矸系统：掘进工作面6号煤集中轨道联络巷行人斜井延伸段井底车场行人斜井升井到地面。运料系统和运矸系统中车路线相反。运输安全注意事项：1、平巷推车易造成伤人事故人员严禁站在车的前面，严禁站在道心内推侧翻车，严禁以自由前行的方式放飞车。2、绞车不完好提升易造成事故。提升前绞车司机及信把工分别要对绞车完好情况、固定情况、信号灵敏程度、闸的可靠情况、钢丝绳及滑头的情况进行检查，一切正常后方可进行施工，确保安全可靠。3、挡车设施不完好易造成事故。（1）提升前必须检查斜巷挡车设施，确保齐全可靠并正确使用，正确使用好保险绳。检查巷道安全间隙和轨道质量是否满足质量标准要求，否则待处理好后方可运行。(2)确保挡车设施的可靠性。4、提升物料不满足运输要求提升易造成事故。提升物料时必须使用斜巷连接装置，并具有防脱销装置,必须使用保险绳.保险绳采用不小于18.5mm的钢丝绳,绳长度与提升矿车数相适应。检查断丝、锈蚀、磨损情况不超规程规定。否则；处理合格后方可进行提升。5、处理掉道易造成事故。（1）处理掉道时，不得使用绞车提升拿道，要在管理人员或技术员现场指导下，使用吨位超过车重的完好手拉葫芦复轨。起吊车辆复轨时，必须有专人检查起吊用具及起吊点是否可靠，确保安全可靠。（2）司机与施工人员必须有清晰的联系信号，提松车要慢且稳，必须等人员进入躲峒或安全地带后，由专人联系司机，发送清晰信号提松车。6、司机、信号把钩工不正规操作易造成事故。（1）绞车司机及信把工要持证上岗。（2）司机要精力集中，正规操作。严格执行绞车司机操作规程。（3）严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，由司机和滑头工把关，确保人员不进入正在提升的巷道。（4）提升时，信号工打提升点，绞车司机听清后回点，正常后方可提升，如果绞车司机听不清信号应再联系一次直