W3226机巷及联巷掘进作业规程.doc

恒源煤电集团公司钱营孜煤矿 W3226机巷及联巷掘进作业规程 目录第一章 工程概况- 3 -第一节 概 述- 3 -第二节 编制依据- 3 -第二章 地质概况- 4 -第一节 邻近采区采掘情况及实见煤层情况- 4 -第二节 煤、岩层赋存特征- 4 -第三节 地质构造- 7 -第四节 水文情况- 8 -第五节 煤层瓦斯情况- 9 -第三章 巷道布置及支护设计- 10 -第一节 巷道布置- 10 -第二节 支护设计- 11 -第四章 施工工艺- 24 -第一节 施工方法及施工顺序- 24 -第二节 掘进作业- 25 -第三节 爆破作业- 26 -第五章 施工技术规定及质量标准- 30 -第六章 支护质量检查与监测- 34 -第七章 生产系统- 37 -第一节 运输系统- 37 -第二节 通风系统- 37 -第三节 安全监控系统- 43 -第四节 供电系统- 47 -第六节 供、排水系统- 51 -第七节 综合防尘系统- 51 -第八节 综合防灭火系统- 52 -第九节 通讯系统- 52 -第十节 人员定位系统- 52 -第十一节 避险系统- 56 -第八章 劳动组织及主要技术经济指标- 57 -第一节 劳动组织- 57 -第二节 循环作业图表- 57 -第三节 设备及工具配备- 60 -第四节 技术经济指标表- 61 -第九章 安全技术措施- 62 -第一节 施工准备- 62 -第二节 顶板管理- 62 -第三节 “一通三防”管理- 63 -第四节 爆破管理- 69 -第五节 机电管理- 74 -第六节 防治水管理- 75 -第七节 过地质构造措施- 75 -第八节 综掘机使用安全技术措施- 77 -第九节 皮带机使用管理措施- 80 -第十节 风动锚杆钻机使用措施- 89 -第十一节 风煤钻使用措施- 92 -第十二节 运输管理- 93 -第十三节 无极绳绞车运行安全技术措施- 96 -第十四节 防护网使用安全技术措施- 105 -第十六节 刮板机使用、维护专项措施- 108 -第十七节 慢速绞车拉刮板机头及皮带机尾安全技术措施- 112 -第十八节 凿岩机使用措施- 114 -第十九节 其他- 115 -第十章 煤质管理- 116 -第十一章 避灾路线- 116 -第一节 避灾方法- 116 -第二节 避灾路线- 117 -第一章 工程概况第一节 概 述一、巷道名称W3226机巷及联巷。二、掘进目的、巷道用途掘进目的：回采W3226工作面。巷道用途：为满足W3226工作面回采时通风、行人、运输、设备摆放及管线铺设等需要。 三、巷道设计长度及服务年限设计长度：W3226机巷2025m（平距），机巷联巷16.4m。服务年限2年。四、掘进巷道内主要设备主要有掘进机、皮带机、链板机、无极绳绞车等设备。五、预计开、竣工时间预计2014年1月份开工，2014年7月份竣工。第二节 编制依据一、钱营孜煤矿W3226机巷及联巷施工图（图号：QYZJS2014001）。二、煤矿安全规程（2011版）。三、钱营孜煤矿技术管理规定（2013年）。四、W3226机巷掘进地质说明书。 五、井巷掘进各工种操作规程及岗位责任制。第二章 地质概况第一节 邻近采区采掘情况及实见煤层情况W3226工作面位于钱营孜煤矿西二采区北翼三阶段，为西二采区北翼首采面。工作面机巷设计长度2025m，标高-560-480m；风巷设计长度1660m，标高-460-400m，两巷方位角339。工作面内褶曲和断层构造发育，整体构造形态呈一个宽缓背斜，褶皱构造造成煤层产状变化较大，倾向在52101之间，倾角在816。根据三维地震资料，面内构造较少，落差大于10m的断层DF64及F51断层在面内尖灭。切眼附近有矿井边界断层南坪断层和DF60（H=30m）发育。W3226工作面临近下帮为正在回采的W3214工作面。第二节 煤、岩层赋存特征一、煤层赋存情况32煤层为本区主要可采煤层，位于上石盒子组下部，上与2号煤层平均间距116.5m，下与4号煤层平均间距90m左右。工作面内煤层结构较复杂，煤厚0.964.0m，平均煤厚3.13m，属中厚煤层；工作面内及附近7个钻孔所揭露煤层有4个具12层夹矸，夹矸以泥岩和炭质泥岩为主，少数为含炭泥岩。顶底板岩性以泥岩为主，次为粉砂岩和细砂岩。位于大巷煤柱内的356孔32煤厚0.58米，矿区内仅此孔揭露煤厚不可采。二、煤层顶底板煤层顶底板岩性见下表煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类型厚度（m）普氏硬度系数岩性特征顶板老顶泥岩、细砂岩412灰色，夹紫斑，泥岩为主，平坦参差状断口，水平层理，裂隙发育。局部夹有粉砂岩层。细砂岩呈浅灰色，钙质胶结，裂隙方解石充填。直接顶泥岩1.904.004深灰色，相对底板色深、发青灰色，块状，性硬，含粉砂质，局部较高，平坦状参差状断口，含大量植物化石。伪顶（少部分）泥岩0.24深灰色，块状，细腻，均匀，性硬，含砂质，局部较高。底板直接底泥岩0.682.534深灰色灰色，相对顶板颜色浅、发白，块状，性硬，含细砂质及铝质，遇水膨胀，浸水后滑腻，有裂隙，含植物化石。老底泥岩、细砂岩412深灰灰色泥岩为主，离煤层较远后夹紫斑，断口平坦，裂隙发育。局部夹有数层煤线。细砂岩浅灰色，局部浅绿灰色，块状层状，微斜层理，硅钙质胶结，有裂隙，层面含钙质。W3226工作面柱状图第三节 地质构造一、地质构造W3226工作面内褶曲和断层构造发育，整体构造形态呈背斜构造，构造造成煤层产状变化较大，倾向在52101之间，倾角在816之间。由于褶曲构造的影响，风巷拨门施工870m位置（在38线附近）、机巷拨门施工1042m位置（在38与40线之间）为巷道最高点。面内小构造较多，已发现的有20条，但断层构造普遍较小，落差大于10m的断层有DF64及F51两条（其中DF64断层落差达14.5m，F51为断层的尖灭段延伸至面内落差为5.5m）；落差510m的断层有1条。主要影响掘进的断层叙述如下：DF64逆断层，W3214风巷揭露倾向155，倾角4349，落差14.5m，W3226机巷预计在拨门455m左右揭露，预计揭露落差14.5m，断层落差较大将给掘进带来较大影响。F51逆断层，倾角5055，落差5.5m，风巷拨门160m揭露，走向垂直机巷。DF49正断层，W3214风巷揭露倾向98105，倾角70，落差6.8m，预计在切眼距机巷60m左右揭露。DF67正断层，倾角70，落差05m，预计风巷在拨门715m左右揭露，预计揭露落差4m，对巷道掘进有较大影响。W3226机巷断层一览表序号断层 编号性质倾向()倾角()落差(m)位置预计面内延展长度(m)1F3214-1正11020300.8机巷拨门330m左右2DF64逆SE505514.5机巷拨门440m左右1853F3214-2正105500.4机巷拨门735m左右4F3214-3正50451.0机巷拨门855m左右5F3214-4正340452.2机巷拨门860m左右6F3214-5正5702.5机巷拨门905m左右7JF15正95702机巷拨门1005m左右8F3214-6正20451.2机巷拨门1490m左右W3226工作面内断层由W3214风巷实际揭露的断层在面内发育情况均是由揭露的产状推测的，实际可能有所变化；面内巷道未曾揭露的构造是由三维地震资料解释的，其位置可能与图上有所摆动。现有技术条件只能发现落差大于3m的断层，若施工中揭露到没有预报的断层，请及时与地质专业联系。二、岩浆活动矿区32煤层全部为非火成岩侵入区。第四节 水文情况一、本工作面充水因素分析：（一）32煤顶底砂岩裂隙含水层（段）该含水层总厚为0.7828.52m，平均10.66m。主要由35层的细砂岩和中砂岩组成，裂隙较发育，钻探揭露时在272、405和291三孔发生漏水，漏失量达519.2m3/h，钻孔泥浆消耗量一般为00.16m3/h，最大消耗量0.644.8m3/h；据298和402抽水试验资料：水位标高-2.8220.65m，q=0.005710.0194 l/sm，K=0.06160.0567m/d，富水性较弱，矿化度为4.2123.528g/l，水质为硫酸钠型水。（二）断层富水矿区断层发育，断层破碎带以煤系泥岩及粉砂岩为主，夹少量砂岩碎屑，所有钻孔穿过断层带时，均未发生漏水现象。钻孔泥浆消耗量一般为00.16m3/h，南坪断层的抽水试验296、345两孔最大消耗量0.60m3/h（F17断层）、1.28m3/h（F17-2断层），据286孔对F22断层抽水试验资料：水位标高19.82m，q0.00507 l/sm，K0.00685m/d，富水性弱，矿化度0.344g/l，水质为重碳酸钙钠型水。从区域和邻近生产矿井来看，断层一般是富水性弱，导水性差。据淮北生产矿井所揭露的断层水文地质特征分析，由于采掘比钻孔揭露的面积大，破坏程度高，破坏了原来的地质、水文地质天然平衡条件，使某些断层的导水性有所增强（采掘中大部分落差大于2m的断层有淋水、滴水及渗水现象，少数具导水现象），若沟通了富水岩层，而隔水层厚度小且较破碎时，就可能产生突水。本着“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”防治水原则，在施工过程中发现巷道有淋水、滴水及渗水现象请及时与地质部门联系。南坪断层的防水煤柱情况介绍，DF60的断层煤柱满足南坪断层的防水煤柱，两煤柱合并，取大值即DF60断层煤柱。（三）钻孔封孔工作面内及附近的所有钻孔均按要求用水泥砂浆封闭到松散层底界面上30m或50m，并检查砂浆面深度，封闭质量验收均为合格。但矿区前期勘探中对井田内的4个钻孔进行了启封检查，其中有2个钻孔封孔不合格，反映以往钻孔封闭可能存在质量问题，回采时应予以重视。二、工作面掘进期间涌水量预计根据我矿巷道实际掘进情况得知，W3212工作面在实际掘进中最大涌水量为39 m3/h、W3213工作面在实际掘进中最大涌水量为20 m3/h，W3227及W3214工作面分别位于W3213及W3212工作面上一阶段，在掘进过程中水量较小，约2 m3/h。现利用比拟法预算矿井涌水量，故可沿用其中W3212工作面掘进时涌水量最大值39m3/h，预计W3226工作面掘进时涌水量最大值为33m3/h。第五节 煤层瓦斯情况矿区在-650m以浅的瓦斯测试试验样点28个，瓦斯含量在0.0013.07m3/t，平均值为3.06m3/t。工作面及其附近钻孔的瓦斯测试试验结果为：274孔1.58m3/t、288孔2.90m3/t、294孔2.52m3/t、29-308孔0.99m3/t、327孔6.94m3/t、349孔7.6m3/t，平均值3.76m3/t。W3214工作面在回采过程中回风流中平均瓦斯含量0.35%，平均相对瓦斯涌出量2.5m3/t。煤炭科学研究总院重庆研究院于2009年2月提交的皖北煤电集团公司钱营孜煤矿首采区32煤层突出危险性鉴定报告中，通过K1值反演出的瓦斯压力为0.11MPa，瓦斯含量为0.98m3/t，通过掘进面的绝对瓦斯涌出量反演出瓦斯含量约为2.92m3/t，得出瓦斯压力0.24MPa。报告确定钱营孜煤矿西翼在-650m标高以上首采区32煤层并与实验区域有相同地质单元的范围，不具有突出危险性。河南理工大学提交的钱营孜煤矿瓦斯地质图中，西二采区32煤层无突出危险性。第三章 巷道布置及支护设计第一节 巷道布置一、巷道布置W3226机巷现已施工22.7m（断面：净宽净高=36003200mm），净剩2002.3m（平距）。W3226机巷采用与W3214风巷留设6.2m窄煤柱沿空掘巷。按方位角339跟32煤顶板按中线施工（按原巷道左帮扩大1m，右帮扩大200mm）179.2m（斜矩形断面：净宽净高=48003000mm），接着按方位角129施工机巷联巷16.4m（平矩形断面：净宽净高=42003000mm）与W3214风巷贯通，贯通后继续跟32煤顶板按中线施工W3226机巷1883.1m（斜矩形断面：净宽净高=48003000mm）至切眼位置。巷道设计如有改动，以生产技术部业务联系单为准。二、巷道布置平面图第二节 支护设计一、巷道形状及选择依据（一）巷道形状W3226机巷断面为斜矩形，W3226机巷联巷断面为平矩形。（二）选择依据根据巷道围岩情况和巷道用途确定巷道断面及支护，主要是为有效支护围岩、满足使用需要和便于施工。二、巷道断面及支护设计（一）W3226机巷及联巷均采用锚网梁索联合支护，巷道断面规格：净宽净高=4.83.0m（巷中）,断面面积：S掘= 15.5m2、S净= 14.4m2 。W3226机巷及联巷顶部采用22mm，L2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距800800mm，铺菱形金属网配合KTM4钢带梁支护，钢带梁长5.0m，菱形金属网规格为长宽56001100mm；帮部采用20mm，L2000mm右旋等强全螺纹钢锚杆，间排距800800，铺设3000mm1100mm菱形金属网配合KTM3钢带进行支护，钢带梁长3.1m，顶帮部锚杆均采用1卷型号为Z2370中速树脂锚固剂锚固。锚索规格：17.8mm，L=6500mm，破断力不小于353KN，采取五花型布置，一排2根（间距2.4m）对称巷中布置与一排1根居巷中布置，交替施工，排距1600mm；配合专用锚索托盘（250250mm，14mm厚碟形托盘）进行支护；每根锚索采用2卷型号为Z2370的中速树脂锚固剂锚固施工中严禁截锚索。（二）TU棚支护：巷道遇地质构造破碎区域、过断层、应力集中区、顶板淋水地段采用架设TU棚支护（具体施工位置和支护方式的更改以生产技术部业务联系单为依据），金属网、塘材、笆片等腰帮过顶。TU棚规格：B(腰扎)H（棚梁至底板）=4.8m3.0m，S掘16.6m2，支架间距为800mm，TU棚采用U29型钢加工而成，棚梁长4820mm，腿长3376mm；金属网长宽50001100mm；塘材长1000mm，小头直径30mm（20mm小头直径30mm时，双根并排使用）金属网与支架之间采用塘材半密集式布置，间距400mm（中中）。当顶板压力大或过破碎带时，适当缩小棚距（以生产技术部联系单为依据）。W3226机巷锚网梁索支护断面示意图W3226机巷联巷锚网梁索支护断面示意图TU棚支护断面示意图三、支护参数验算（一）巷道断面净宽4.8m、净高3.0m，S净14.4m2，S掘15.5m2。更改支护方式必须以技术部业务联系单为依据。（二）围岩松动圈厚度计算 1、工程已知条件： （1）W3226机巷最大埋深560m。 （2）W3226机巷断面：净宽净高（中）4.8m3.0m。 （3）围岩强度Rc 10.86式中：R1 -直接顶抗压强度（50MPa） R2、R3-分别为两帮煤体及底板岩石抗压强度，两帮煤体强度为10MPa，底板岩石强度为20.0Mpa。H1-顶板岩层的计算厚度，32煤层为3.06m。H2、H3-分别是巷道高度与底板岩层的计算厚度，根据32煤顶底板岩性情况分析，分别为3.0m、3.11m。计算得32煤围岩强度Rc为10.86MPa。2、松动圈D1.39式中：K 节理影响系数，取1.7 B跨度4.8m f 围岩坚固性系数2.1H 为煤层最大埋深，取-560m计算得W3226机巷煤层松动圈： 1.39m（三）锚杆支护参数设计1、顶板锚杆参数（1）顶板锚杆长度L顶 0.031.390.351.77式中： 锚杆外露长度，取平均值0.03m； 锚杆伸入松动圈外的长度，取0.35m； 松动圈厚度1.39mW3226机巷顶板实际锚杆长度取2.4m，满足要求。（2）锚杆锚固力与锚固长度拟采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆直径为22mm 式中，P 单根锚杆锚固力，KN； P 为树脂锚杆的屈服强度，380MPa。由上述计算结果可知，单根锚杆锚固力14.43KN。顶板锚杆锚固长度式中：P锚杆锚固力， d锚杆孔径，28mm； p树脂与顶板粘结强度，50Kg/cm2 ； 实际锚固长度为700mm328.3mm，满足需求。 （3）支护密度及间排距式中，； K1 安全系数，取3； D 松动圈厚度1.39m； 顶板岩石容重，2.688t/m3 ； 因此，取顶板锚杆间、排距800800mm，完全满足安全支护需求。2、帮锚杆参数 （1）帮锚杆长度式中：Z帮锚杆伸出非有效承载区的最小锚固深度，Z=0.5m； 两帮有效承载区深度 f煤体普氏系数，本区域内32煤f=1.42 帮锚杆外露长度，取L1=35mm。 取 L帮2.0m完全满足安全生产需求（2）帮锚杆直径 设计帮锚杆锚固力10t，帮部采用20mm，L=2000mm的右旋全螺纹钢等强锚杆，锚杆直径 由上述计算结果，取a2为20mm完全满足安全生产需求。（3）帮锚杆间排距（考虑动压影响）巷道一侧松动宽度 式中， h巷道高； C煤体内摩擦角； 式中，煤层倾角，煤层容重r1.41t/m3 Q考虑采动影响煤帮侧压； K采动影响系数，取1.2； b潜在的平衡拱高度，计算如下：式中， a顶板有效跨距之比：a4.8/2=2.4m。 c巷道一侧松动宽度； 直接顶加权平均普氏系数，取6； 顶部岩类型系数，取1。 由锚杆支护强度与侧压相平衡公式，Ps帮KQ 可得： 式中：煤帮支护密度 K 安全系数，取2； Q 煤帮侧压（考虑动压影响）4.576； P 锚杆锚固力。帮排距取800mm，所以其间距a为： （m） 取a=800mm，满足要求。由此，确定帮锚杆间排距为800mm800mm完全满足安全生产需求。（四）锚索参数设计1、锚索长度确定锚固段应全部处于稳定岩层之中,根据工作面实际地质情况，采用直径17.8mm的锚索，设计长度6500mm。2、锚索锚固长度 按GBJ8686要求：式中： 锚索的锚固长度 锚索钢绞线直径=17.8mm fst锚索体设计抗剪强度fst=1860N/mm2 fcs锚索与锚固剂的设计粘结强度，钢绞线与树脂按fcs=15N/mm2 k安全系数，取k=2，则：根据以往的实际经验，选用2卷Z2370树脂锚固剂锚固，采用28钻头打孔，则实际锚固长度为： 满足要求。3、锚索的间排距（设定间排距均为e）根据经验公式，锚索的间排距e和锚索长度L宜满足L：e2，锚索的间排距设计1.6m。考虑巷道实际情况，锚索采取五花型布置，一排2根（间距2.4m）对称巷中布置，与一排1根居中布置，交替施工，排距1600mm。四、临时支护（一）锚网梁索支护 临时支护采用带帽点柱，并排布置，临时支护最大控顶距为1900mm，支柱距永久支护之间的距离为1200mm，距迎头之间的距离为700mm。2副使用一副备用，点柱采用DWB28-30/100轻型单体液压支柱，点柱上方采用规格为：净宽净长净厚2001400100mm的方木作梁，横向使用且间距不得大于600mm，单体支在距梁端头100mm处，巷道最大控顶距（轴向）不超过循环进尺加300mm。临时支护必须紧跟迎头，单体垂直顶、底板架设，正规有力，生根牢固，穿木鞋（规格为：300300100mm的优质方木）或专用橡胶制鞋，支柱打设好后必须用双股12#铁丝将单体与梁捆绑成一个整体。严禁空顶作业，架设临时支护前，严格执行敲帮问顶制度，进行敲帮问顶时，所有人员必须站在永久支护下，严禁进入空顶区域，敲帮问顶操作人员应经过实操培训考核合格并持证上岗。必须用专用找顶工具将顶帮危岩活矸找净，迎头需配备3根专用找顶工具（1500mm、2000mm、2500mm各1根），施工前根据迎头实际情况（巷道坡度、高度）选择合适长度的专用找顶工具进行敲帮问顶，找顶工作应由两名专职敲帮问顶工配合进行，一人找顶，一人观察顶板，找顶人员要站在有支护的安全地点，观察顶板的人应站在找顶人员侧后方的安全地点，并要保证后路安全畅通，找净帮部、顶板活矸、危岩后，及时铺设金属网、钢带、打设临时支护，将梁与顶板接实，不实处用板皮或枕木接实。架设临时支护时，必须3人站在安全地点配合作业，一人扶好点柱，一人持注液枪注液，另外一人观察顶板，发现异常及时处理。回收临时支护时，一人扶好单体扳动排液阀芯排液，一人托好上方柱梁，一人负责观察顶板；排液阀必须对向帮部，严禁对人，以防窜液伤人。DWB28-30/100轻型单体液压支柱采用微型乳化液泵站供液，迎头必须配备BYY-40型单体测力仪检测单体初撑力，确保单体初撑力不小于20KN（2.5Mpa），初撑力不够时及时补液。临时支护所用的单体、柱帽靠帮放置在安全地点。锚网梁索临时支护示意图（二）TU棚支护：(1)临时支护采用金属前探梁作超前临时支护，前探梁用2根长度不低于4m的11#矿用工字钢制作，前探梁分别位于巷中两侧1m处，每根金属前探梁用3个特制刚性U型卡将前探梁隔棚固定在正规有力的棚梁下。前探梁的构件（专用U型卡子、防窜棕绳、木楔等）必须齐全有效，并正常使用。严禁空顶作业，每次掘进后，及时进行敲帮问顶，找净顶帮活矸、危岩后，前移前探梁，将U型卡子上好，楔紧木楔再上棚梁、接顶，接实顶之后再进行其它工作。进行敲帮问顶时，所有人员必须站在有支护的安全地点，严禁进入空顶区域，敲帮问顶操作人员应经过实操培训并考核合格。（2）迎头配备3根专用找顶工具（1500mm、2000mm、2500mm各1根），施工前根据迎头实际情况（巷道坡度、高度）选择合适长度的专用找顶工具进行敲帮问顶，找顶工作应由两人配合进行，一人找顶，一人观察顶板，找顶人员要站在有支护的安全地点，观察顶板的人应站在找顶人员侧后方的安全地点，并要保证后路安全畅通，找净帮部、顶板活矸、危岩后，及时将前探梁窜至迎头，上棚梁，并用金属菱形网、笆片、塘材棍等物料接实顶板。（3）前探梁随施工及时前移，U型卡等构件齐全，前探梁端头处要超出卡子不少于100mm，固定卡子处的前探梁与棚梁之间必须用木楔刹紧（木楔规格为LBH=20010050mm），上、下山掘进时必须使用无破损的棕绳从前探梁尾部将前探梁拴牢在已架设好棚梁上防止前探梁下窜，前探梁架设必须正规有力，若因巷道变坡，无法正常使用前探梁，采用戴帽点柱方式进行超前临时支护。（4）临时支护最大控顶距为两棚棚距加300mm，顶板岩石破碎、帮部煤层易片时，应逐棚掘进逐棚架设，且顶板、帮部采用撞楔加强超前支护，具体方法为：掘进前，紧贴迎头已架设好的一棚棚梁上方以200300mm的间距、按巷道倾角以1020斜向上，用管缝式锚杆打超前撞楔护顶（管缝式锚杆规格：=43mm，每次掘进2棚时，L=3200mm掘进1棚时L=2500mm），帮部以1020在迎头第二架棚腿内侧斜向里紧贴迎头第一架棚腿外侧打超前管缝式锚杆，撞楔末端不得超过迎头第二架棚梁或棚腿，撞楔超前控顶、控帮有效距离：掘进2棚时不小于1800mm，掘进1棚时不小于1000mm。管缝式锚杆施工采用风煤钻或YT-28型气腿式凿岩机打好眼后，再将管缝式锚杆用枕木直接将其打入或在管缝式锚杆端头垫上木料用大锤间接将其打入；若因巷道帮、顶部煤、岩较破碎，无法采用打眼法安装管缝式锚杆时，将采用3200mm（2500mm）长2寸钢管制成一头尖的撞楔进行超前支护，只有在打好超前撞楔后，方可掘进施工。五、永久支护1、锚网梁索支护（一）掘进后，先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，及时架设临时支护，确认安全后方可开始工作。（二）打锚杆眼：在临时支护的掩护下按照中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；锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差015。锚杆眼深度必须与锚杆长度相匹配，打顶板锚杆眼必须先用短钎（11.2 m）后用长钎续打。施工时必须在临时支护的掩护下操作。打眼的顺序：必须按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。顶板按先中间后两边的顺序进行打眼；帮部从上向下依次打眼。（三）安装顶锚杆：安装前，先将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员必须站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人，然后挂网，上好钢带梁，树脂锚固剂穿过钢带梁眼孔和网片，用锚杆顶住送至眼底，用专用转换套筒将锚杆螺母与锚杆机联接，开动锚杆机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，搅拌2530s，并顶推91180s后方可拧紧螺帽。保证托盘紧贴钢带梁，钢带梁及网片紧贴煤岩面。8min之后，用专用扳手对锚杆进行二次紧固，确保顶部锚杆扭矩力不小于220 Nm，拉拔力不小于100KN。必须打一个锚杆眼安装一根锚杆并上紧托盘，严禁采用一次打好所有锚杆孔后，再一次性安装锚杆的方法施工。（四）安装帮部锚杆：先打最上端一根锚杆眼，铺好网片及钢带后，用风钻打注上部一根锚杆，然后依次从上到下施工其它锚杆。即帮连接好网片后，铺设钢带，树脂锚固剂穿过钢带梁眼孔及网片，用锚杆顶住送至眼底，用专用转换套筒将锚杆螺母与帮部锚杆机或风煤钻连接，开动锚杆机或风煤钻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，搅拌2025s，并顶推4190s后方可拧紧螺帽，使托盘紧贴钢带梁，钢带梁及网片紧贴煤岩面。8min之后，用专用扳手对锚杆进行二次紧固，确保帮部锚杆扭矩力不小于220 Nm，拉拔力不小于100KN。（五）打锚索眼：锚索眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于2。打眼时必须在钎子上做好标志，严格按钢绞线长度打眼，锚索眼深度必须与钢绞线长度相匹配，锚索孔深度允许偏差-1000mm，打锚索眼时用短钎（11.2m）续接进行打眼。（六）安装锚索：安装前，先把2卷Z2370树脂锚固剂依次放入眼内，用钢绞线顶住药卷，将药卷送至眼底，用转换套固定钢绞线并与锚杆机连接，边搅拌边推进，直至推至孔底，搅拌时间为2530s，并顶推91180s后将锚杆机落下，卸下钢绞线上的转换套，锚索孔内的树脂药卷锚固需养护15分钟，然后再安装托盘、锁具，用锚索张拉机具紧固，保证锚索预应力不小于100KN不大于120KN，并确保托盘压紧并紧贴岩面。（七） 顶板锚杆必须紧跟迎头，逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工。（八）每个循环支护工作完成后，紧靠迎头的一排顶部锚杆距离迎头的最大控顶距不大于300mm，大于300mm时必须及时补打锚杆；帮部煤岩性较好时，帮部锚杆滞后迎头距离不得超过5000mm，煤壁松软易片帮时应紧跟迎头。（九）两侧锚索滞后迎头不得大于5000mm，中间一根锚索滞后迎头不得大于50m，如顶板条件差，锚索必须紧跟迎头。（十）锚索施工后，下班必须对上班施工的锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉或重新补打。2、架棚支护(一)进入施工地点前，应先检查工作地点支架质量，发现不合格的支架，必须先处理后施工。整理、维护支架应由外向里、逐棚进行。(二) 掘进后，先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，及时将3根前探梁窜至迎头，用木楔楔紧，确认安全后方可开始工作。(三)上梁：首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，发现问题及时整改。上梁前要先敲帮问顶，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；上梁时，先将梁子一头放在前探梁上，然后用力上拖将梁子往帮上移动，把梁子另一端放在前探梁上，梁子上好后校对中线，根据中线把梁子移动到要求的位置。用度尺量好梁子的水平，量取棚距，固定棚梁两端，上顶部拉杆，将拉杆眼对准拉杆丝从下向上穿入，拧上螺帽，用力矩扳手拧紧，扭矩不小于150Nm，拉杆与巷道中心线方向一致。(四)过顶：先敲帮问顶，在确保安全的情况下，再在新架设的棚梁上铺设金属网、塘材棍、笆片等接顶材料及时将顶部接实；掉顶高度小于0.5m可用塘材捆、板皮充填接实顶板；掉顶高度大于等于0.5m，必须先检查瓦斯，在瓦斯浓度低于0.8%时,使用方木（L=2.0m ，D=0.2m）以“井”字形木垛接实顶板。(五)挖腿窝：在有效支护好的顶板掩护下，找净帮顶部活矸、危岩，量取腿窝位置，TU棚棚腿腿窝埋深300mm，腿窝必须挖到实底，若腿窝超深或底板为浮矸或软岩时，必须穿木鞋，严禁将棚腿支在浮矸上。(六)栽腿子：人工将棚腿栽入腿窝，专人扶腿，使棚腿与棚梁接合严密，检查调整腿子的迎退山、前倾后仰、扎角及搭接长度，达到要求后开始上卡缆，先量好距离把卡缆丝固定好，卡缆眼对准丝杆穿入后，先上平垫片，再上弹簧垫片，然后拧紧螺帽。(七)腰帮：腰帮从下向上进行，先背金属网片、笆片，把塘材棍均匀插花布置在两架棚之间，摆放平稳后用矸石进行充填帮部。（八）巷道沿32煤跟顶施工。（九）严禁空顶作业，前探梁必须与顶梁刹紧背牢，在前探梁的掩护下及时上棚梁、栽棚腿并腰帮背顶。（十） TU棚支架与岩壁之间要铺设金属网，金属网与支架之间采用塘材花背，间距400mm（中中），金属网沿支架轮廓线铺设，网片压茬100mm，压茬处每隔200mm用12#铁丝或采用网片自连方式连接牢固。（十一）TU棚梁与棚腿搭接长度500mm，卡缆间距为300mm，卡缆正中距搭接边沿100mm，要求卡缆正规有劲、构件齐全；U型卡子开丝100mm，每幅卡缆必须配齐二个螺帽、两个平垫片、两个弹簧垫片，卡缆必须用机械或力矩扳手拧紧，卡缆螺丝扭矩为150Nm，拉杆数量齐全，并成行上线，紧固有力。（十二）相邻2棚支架间采用4个8#槽钢制作的拉杆连接，棚梁拉杆间距2000mm对称巷中布置，棚腿拉杆距永久底板1000mm，拉杆应打设牢固交错向前成一条线。（十三）严禁架设等劲棚，支架顶、帮、肩窝应接实、刹紧，严禁出现空顶、空帮、空肩窝等现象。（十四）支架必须正规有力，严禁出现淋肩、吊斜、迎山、退山、喝风等现象。（十五）棚腿必须生根在实底上，否则必须穿木鞋（木鞋规格：LBH=300300100mm的优质方木）。（十六）只有当前一循环永久支护结束后，方可进行下一循环作业，严禁一架棚子两班支护，永久支护距离迎头不大于300mm。（十七）架棚期间所有卡缆及拉杆螺丝必须涂抹油脂。（十八）巷道架棚应有适当的迎山角，以保持巷道稳固，一般情况下，迎山角为巷道坡度的1/61/8，不准退山。（十九）距迎头100m处备足不少于5m3的接顶材料，以备应急接顶之用。（二十）综掘机施工时，综掘机距离巷道两侧棚腿距离不得小于400mm。第四章 施工工艺 第一节 施工方法及施工顺序一、施工方法：根据现场施工条件和设备配置，分炮掘施工和综掘施工两种施工工艺。炮掘前期采用人工出货，使用SGB420/40刮板运输机紧跟迎头（距迎头距离不大于1m），出货至二采区一区段煤仓，后期采用人工出货配合SGB420/40刮板运输机紧跟迎头（距迎头距离不大于1m），配合SDJ80/2*40型胶带机出货至二采区一区段煤仓；机掘采用EBZ200型掘进机后跟SDJ80/2*40型胶带机出货至二采区一区段煤仓。二、施工顺序（一）锚网梁索支护施工顺序1、机掘施工顺序：安全检查、施工准备-检查瓦斯、割煤-检查瓦斯、安全检查-临时支护-顶部支护-帮部支护-全面验收进行下一循环。2、炮掘施工顺序：安全检查、准备施工-打眼-检查瓦斯-装药联线-检查瓦斯-警戒-放炮-检查瓦斯-安全检查-临时支护-出货-顶部支护-帮部支护-全面验收进行下一循环。（二）架棚施工顺序1、机掘架棚施工顺序安全检查、准备施工-检查瓦斯、割煤-检查瓦斯、安全检查-临时支护、备料-上棚梁、接顶-挖腿窝-栽棚腿、腰帮-全面验收进行下一循环。2、炮掘架棚施工顺序安全检查、准备施工-打眼-检查瓦斯-装药联线-检查瓦斯-警戒、放炮-检查瓦斯、安全检查-临时支护-上棚梁接顶-出货-栽腿子腰帮-全面验收进行下一循环。第二节 掘进作业一、掘进方式及设备：（一）掘进方式：机掘（二）根据煤岩层性质及巷道断面设计尺寸，W3226机巷机掘设备：EBZ200掘进机、SDJ-80皮带机等。EBZ-200型掘进机主要技术参数：总体长度（m）：10.4 截割高度（m）: 4.46总体宽度（m）：3.2 截割宽度（m）: 5.67总体高度（m）: 1.72 截割电机 ：200/110kW隔爆，双速切换、水冷总 重（t）: 58 供电电压： AC1140V卧底深度（m）: 0.2 铲板装载能力 ：4.5m3/min（最大）爬坡能力（）：18 第一运输机速度：5961m/min截割硬度（MPa）:85 行 走 速 度： 6.4 m/min二、掘进机截割方式：顶板较好时掘进机一次截割截深不大于1.6m；自下向上割煤（如图a所示）；顶板差时，截深不得超过0.8m，自下向上割煤，严禁超割（如图b所示）。第三节 爆破作业一、爆破方式掏槽方式：楔式掏槽法。炸药选用煤矿许用三级安全水胶炸药：L=400mm，27 mm；雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不得超过130ms，雷管严禁跳段使用。装药结构：正向装药结构。起爆方式：一次装药一次起爆。联线方式：串并联。巷道遇断层等地质构造时，另行编制安全技术措施，按新编措施执行。二、炮掘支护技术要求（一）每班开工前、爆破后，严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。（二）打眼工，应熟悉巷道炮眼布置图表，使用32 mm钻头打眼，炮眼应平直，掏槽眼比辅助眼、周边眼深200mm，辅助眼、周边眼眼底落在同一平面；爆破后，巷道成形规整，做到帮直、顶平，不欠挖，局部超挖不超过200mm。煤岩性发生变化时，及时调整爆破参数。（三）放炮前、后，应加固靠近迎头10m范围内的TU棚卡缆、拉杆螺丝。（四）对于爆破崩坏的锚杆、锚索、金属网、钢带梁等，应由外向里逐棚或逐排进行修护，修护好后，方允许人员进入迎头作业。（五）出货前，必须再次检查迎头底板是否有瞎炮，处理瞎炮必须在通防部跟班人员指导下进行，并应在当班处理完毕，如当班处理不完，放炮员必须同下一班放炮员现场交接清楚。爆破警戒图：第五章 施工技术规定及质量标准一、锚网梁索支护质量标准1、锚杆施工应拉线作业，间排距允许偏差100mm，锚杆眼孔深度允许偏差050mm，锚杆垂直岩面或巷道的轮廓线，角度误差不大于15，锚杆丝扣外露长度为1540mm。 2、巷道净宽(两帮锚杆头间距离)不小于4800mm，掘进宽度不大于5000mm(两帮煤壁间距离)。3、锚索时应根据顶板岩性变化选择适宜长度，拉线作业，间排距允许误差100mm，垂直于巷道顶板或巷道轮廓线，安装角度允许偏差2，锚索眼孔深度误差-1000mm,外露长度150200mm，距巷道底板小于1800mm时应加防护套。4、掘进施工控顶距的控制：掘进机一次截割2排锚杆排距加300mm的距离，若巷道围岩不稳定时，掘进机一次只允许截割一排锚杆排距加200mm的距离。5、锚杆托盘、锚索托盘、钢带梁与网片必须压紧贴实，紧贴煤（岩）面，网之间必须压接（绑扎）牢固，循环进尺内部采用锚杆托盘压网，循环进尺之间网片连接采用12#铁丝双股绑扎或网片自连连网，网片压茬100mm，连接点间距为200mm，严禁采用退锚方式进行网片压茬；肩窝处采用顶板网与帮部网压茬封闭肩窝处网片必须完整，严禁空肩窝，网片压茬宽度及连接点间距同上。6、底脚锚杆距底板距离不得大于500mm，否则必须补打一根锚杆。7、顶部钢带梁垂直巷道中线布置，吊斜不得超过200mm；帮部钢带梁应垂直巷道顶、底板，且与顶部钢带梁对齐、严禁错茬；帮、顶部锚杆、锚索均应成排、成行。8、帮部钢带要紧贴煤帮，上下山施工每68要设1的迎山角。9、锚杆、锚索的构件必须齐全，紧固有力，并定期进行拉拔试验，并详细记录在锚杆、锚索施工台帐上，不合格的要重新补打，同一根锚杆、锚索严禁进行二次拉拔。10、若顶板锚杆、锚索眼出水时，锚杆进行全长锚固，同时在锚索孔旁300mm处施工一个放水孔，放水孔应比锚索眼深500mm，采用导管排水；并在淋水段安装顶板离层仪，若淋水较大，锚杆、锚索无法满足支护安全时，应及时采用架TU型棚支护。11、工作面必须建立锚杆、锚索施工质量记录台账，并严格按照钱营孜煤矿锚杆支护体系执行。班队长对锚杆、锚索的施工质量负有现场管理责任，每根锚杆、锚索要责任到人，台帐由当班班队长填写、移交、管理，以便监督管理人员检查，填写时要做到内容真实，班组自检要求跟班队长负责对当班施工的锚杆、锚索进行自检，当检测结果不符合设计要求时，必须立即停止施工并及时进行补打；每班应安排专人对所有破断或失效的锚杆、锚索及时进行补打，对松动的锚杆螺母应及时进行二次紧固。12、施工期间，施工单位如果发现锚网梁索支护巷道出现异常情况，例如：顶板出现裂隙、顶板来压、锚杆锚索受力较大、顶板离层仪的离层量达到报警值等异常时，立即停止该巷道施工，安全撤离人员，立即向矿总工程师及掘进矿长（副总工程师）汇报，组织相关单位分析原因，及时采取处理措施，确定合理的支护参数或支护形式，然后恢复该巷道正常施工。13、锚杆及锚索拉拔力：顶部锚杆锚拉拔力为100kN，帮部锚杆锚拉拔力为80kN；锚杆扭矩：煤帮220Nm，顶板220Nm；17.8mm锚索预紧力为100KN，锚索孔内的树脂锚固剂锚固需养护15min后，再装托盘、锁具，并使托盘紧贴巷壁，用涨拉千斤顶涨拉，涨拉力不小于100KN，不大于120KN。14、掘进工作面必须配备锚杆（索）台帐、秒表及2套完好的锚杆拉力计、锚索张拉机具、锚杆扭矩扳手，距迎头距离不超过100m，并要入箱保管。15、严禁用支护锚杆（索）进行牵引、起吊物件或吊挂保险档等工作，如需使用，必须专门施工起吊锚杆（索），并做拉力检测，锚索预紧力大于100KN，在确保满足起吊要求时，方可允许使用，不合格的起吊锚杆（索）必须重新补打。二、巷道工程质量规定（一）锚网梁索支护巷道工程质量规定见下表项 目设计尺寸、数量允许偏差巷道净宽（中宽）/mm4800合格0300优良0200巷道净高（中高）/mm3000合格0300优良0200锚杆扭矩/N.m 顶220符合设计帮220符合设计锚杆间排距/mm 顶800合格-100+100帮800优良-50+50锚杆锚固力/KN顶100符合设计帮100符合设计锚杆角度/()垂直岩面75锚杆外露长度/mm顶1540帮1540锚索间排距12001600锚索角度/()垂直岩面5锚索紧固力/ KN100120符合设计锚索外露长度/mm 150200符合设计（二）架棚支护巷道工程质量评定表基本项目质量标准允许偏差项目允许偏差巷道净宽有中线巷道030mm支架梁水平度50mm巷道净高有腰线巷道050mm支架间距50mm无腰线巷道0100mm立柱斜度1水平巷道前倾、后仰0.5，即1m垂线不大于9mm棚梁接口离合、错位5mm倾斜巷道迎山角沿巷道上山方向每6有 1迎山角，允许误差+0.5，不得退山背板安设位置、数量全部符合设计要求，全部背紧背牢撑拉杆垫板位