回风顺槽作业规程新.doc

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1、山西新超煤业有限公司90103运输顺槽掘进工作面作业规程编号：掘016号工作面名称：90103运输顺槽编 制 人：审 核 人：施工负责人：安全总监：生产总监：技术总监：批准日期：执行日期：目 录目 录1会审意见表3现场调研报告5第一章 工作面概况 6第二章 水文地质概括 8第三章 巷道断面及支护说明10第四章 巷道施工方法与施工工艺24第五章 主要生产系统27第六章 探放水设计及防治水管理47第七章 劳动组织56第八章 质量标准化58第九章 安全技术措施60第十章 作业现场精细化管理102第十一章 灾害应急措施及避灾路线105后 附：危险因素、危险源及避险措施告知表90103运输顺槽作业规程会

2、审纪要会审时间：2013年11月 日 会审地点：调度会议室主持人：杜振彪（矿长）参加人员：郭统一、王清林、史远峰、李锦武、李永祥、白英俊、孙天平、张庆奇、贺朝震、原晓杰、郎炳坤、叶 宁、张 宏、岳宏勇、续常春、会审意见：作业规程在运行中如有与实际生产不符时，另行补充完善。山西长沁煤焦有限公司新超煤矿作业规程审批意见卡工程名称审批时间起草人审核人员审查意见作业队组审查意见通风区长审查意见安指中心主任审查意见机电副矿长审查意见生产总监审查意见安全总监审查意见技术总监审查意见矿 长审查意见长沁公司安全处审查意见长沁公司技术处审查意见现场调研报告事 项：90103运输顺槽掘进时 间：2013年11月2

3、8日现场情况：1、工作面位置：90103运输顺槽位于回风大巷西侧，90103回风顺槽北侧，距90103回风顺槽170m（中至中）。2、该顺槽为90103工作面运输顺槽，处于9+10#煤层中，根据90101回风顺槽已揭露地质，该顺槽总体坡度在-8-15之间；3、瓦斯情况：根据2013年瓦斯等级鉴定结果显示工作面掘进期间瓦斯涌出量较小。4、水文地质情况：根据90101回风顺槽已揭露地质推断，目前工作面条件较好，涌水较小，巷道掘进过程顶板要有不同程度的淋水，但对掘进施工影响不大。该顺槽总体呈单斜构造，东南高，西北低，并有起伏，最大倾角24。开口处与矿界落差约40m，平均坡度230。掘进过程中可能遇到

4、断层，但断层带顶板较稳定，对掘进施工影响不大。5、设备、设施安装情况（1）主斜井井筒内安装主皮带输送机一部；（2）副斜井井口安装一部提升绞车；（3）皮带大巷内安装皮带输送机一部；第一章 工作面概况一、巷道名称及用途1、巷道名称90103运输顺槽2、用途90103运输顺槽作主要用于90103工作面回采时期的辅助运输、进风及安全出口。3、服务年限服务年限约为1.5年。二、巷道相对地表情况及施工范围（1）巷道相对地表情况巷道地表无铁路、水体、建筑物等，地貌形态为缓坡，地面平均标高为1397m，巷道开口位置平均标高为1290m；（2）施工范围90103运输顺槽在回风大巷内距90103回风顺槽170m处

5、开口，以方位270掘进至矿界。三、90103运输顺槽掘进工程量为使90103运输顺槽在掘进期间各项系统均符合质量标准化要求，经现场调研后，部分已掘巷道需根据实际需求进行改造，主要工程包括以下四部分：1、90103运输顺槽回风绕道掘进工程45m；2、90103运输顺槽与回风大巷交叉口处构筑风桥一座；3、90103运输顺槽对口，回风大巷与皮带大巷联络贯内起扩帮；4、90103运输顺槽掘进940m；附： 90103运输顺槽巷道布置平面示意图1 90103运输顺槽改造工程位置示意图2第二章 水文地质概括概况工作面名称90103运输顺槽煤层9+10号煤设计长度940m地面标高1397m工作面标高1290

6、m地面位置90103运输顺槽位于井田西南部，地表无村庄，公路，河流等对开采无太大影响。井下位置及四邻采掘情况 井下工作面位于回风大巷西侧至矿界，南面为90103回风顺槽，北面为未开采区。煤层情况煤层厚度（m）1.60-3.35m煤层结构简单煤层倾角8-21平均厚度（m）2.75夹矸一层平均倾角14.5 位于太原组下段的顶部，上距7下号煤层29.35-47.95m,平均41.53m。煤层厚度1.60-3.35m，平均2.75m。含一层夹矸（厚度在0.1m到0.3m之间），顶板为石灰岩，底板为泥岩、粉砂岩，属全区可采的稳定煤层。煤层底板状况顶底板名称顶底板岩性厚度（m）岩性特征老顶粉砂岩4.5灰黑

7、色,中粒结构,块状构造,主要成分以长石、石英为主.直接顶石灰岩2.5-10厚层状,质坚硬，性脆，浅部地带具有裂隙，组成了稳定性的顶板。抗压强度：29.5-136.6MPa抗拉强度0.85-4.7MPa9+10 煤煤2.05-3.35黑色，中间有20-30cm的夹矸底板泥岩、粉砂岩，11-2.5厚层状,裂隙不甚发育,稳定差。抗压强度：26.5-36.2MPa抗拉强度1.13-1.9MPa地质构造情况1、 根据我矿地质资料及相邻巷道地质揭露情况，本巷道在掘进时在320m、590m、670m时，可能要遇到落差分别为1.4m、3m、3m的正断层，断层带顶板较稳定，对掘进施工影响不大，掘进后期断层较发育

8、，受此影响煤岩层变化大，对施工造成较大影响。2、巷道顶底板总体较稳定，局部有破碎状况，易发生冒落。3、在岩石破碎地段和遇地质构造时 要加强巷道顶板及两帮的支护。如有特殊情况需要编制专项支护措施。4、顺槽掘进至200m、320m、620m和750m时，顶板要有不同程度的淋水，但对掘进施工影响不大。水文地质情况及防治水措施1、水文地质概况：90103运输顺槽在掘进过程中，主要水患威胁来自顶板K2灰岩渗水。掘进至灰岩裂隙段可能发生顶板淋水现象。结合本矿地质资料和以往开采经验来看，本矿断层及其它地质构造基本无导水性，90103运输顺槽在掘进时受其导水威胁较小。2、防治水措施：（1）对工作面质情况要经常

9、观察，发现有水患时要及时上报（2）做好涌水量观测工作工作面最大涌水量根据90101回风顺槽推测最大涌水量为28m/h平均涌水量21.5m/h瓦斯地质根据我矿瓦斯等级鉴定结果显示：9+10号煤层瓦斯绝对涌出量为0.86m/min，CO2绝对涌出量为0.86m/min，属瓦斯矿井。 掘进施工过程中需加强通风管理，以防因通风量不足而引起瓦斯积聚，产生事故，施工过程中应加强瓦斯、煤层的防治工作。瓦煤尘情况9+10#煤层煤尘具有爆炸危险性与自燃倾向性第三章 巷道断面及支护说明第一节 巷道断面及辅助设施布置一、巷道施工标准（一）90103运输顺槽回风绕道施工标准自90103运输顺槽入口32m处，以方位45

10、沿煤层掘进45m与回风大巷贯通，掘进断面3.0m（净宽）2.8m（高）；采用全断面一次爆破掘进；（二）90103运输顺槽与回风大巷交叉口处构筑风桥具体施工标准严格按照通风科制定的风桥实施方案执行。（三）90103运输顺槽掘进标准1、90103运输顺槽以真方位270掘进，净断面规格为4.5m（宽）2.8m（高）；2、巷道掘进时每隔40m在巷道南侧帮部施工一躲身硐，规格为：宽深高=2m2m2.8m；3、根据掘进的需要可增加机电硐室、材料硐室等辅助硐室；规格为:宽深高=4m5m2.8m；4、特殊地质构造带掘进时，巷道整体坡度不得大于15；5、如遇涌水量较大地段可根据井下实际情况在巷道北侧施工临时水仓

11、；规格为:深宽高=5m4m3.8m，其中高包括起底1m。二、风筒、管线、运输设施的布置（一）风筒的布置1、90103运输顺槽通风系统未形成前局扇安装在轨道大巷内，距轨道大巷与行人绕道交叉口北侧10m以外，风筒布置在巷道南侧顶部，要求靠帮靠顶。2、90103运输顺槽形成通风系统后局扇安装在90103运输顺槽回风绕道东侧10m以外且在顺槽南侧帮部，风筒布置在巷道南侧顶部，要求靠帮靠顶。（二）管线的布置1、压风管路、供水管路、两趟排水管路、静压洒水管路布置于巷道南侧帮部风筒下方，离底板的高度分别1.3m、1m、0.7m、0.4m，供水、压风、静压洒水管路直径为3寸，排水管路直径为4寸。管路经过联络贯

12、过渡时，必须沿巷道顶板进行过渡。2、通信电缆、信号电缆、动力电缆布置在巷道北侧帮部，动力电缆距巷道底板不得低于1.8m，动力电缆之间的间距为0.1m，信号电缆布置在动力电缆上部距动力电缆0.1m，通信电缆位于信号电缆上部距信号电缆0.1m。3、排水设施的布置90103运输顺槽沿煤层掘进，受地质条件影响，巷道底板有高低起伏现象，当上山掘进时，工作面积水采用水沟自流排至临时水仓；当下山掘进时，需在工作面安设两台水泵，一台工作另一台备用；水沟布置在90103运输顺槽北侧靠帮底部，规格为上宽0.2m，下宽0.2m，深0.2m；临时水仓布置在顺槽北侧帮部，规格：4m（宽）5m（深）3.8m（高），其中高

13、包括起底1m。4、运输设施的布置通风系统未正式形成前在皮带与回风大巷联络贯之间安装一部75型刮板输送机与皮带大巷皮带搭接，作为90103运输期间的运输设施。运料采用人工运料至作业点。通风系统形成后在顺槽内铺设轨道与皮带输送机作为掘进期间的运料与运输系统。轨道铺设22kg/m的道轨，皮带输送机铺设DSJ80/240型皮带。铺轨时，轨道中心线距巷道中心线为1.0m；铺设皮带时，皮带中心线距巷道中心线为0.8m。附:90103回风顺槽设备布置断面示意图3第二节 巷道支护根据本工作面所施工巷道穿越的煤（岩）层和围岩情况，结合我矿掘进支护经验，确定本工作面所掘巷道沿9+10号煤层布置，联络贯采用锚网喷支

14、护，顺槽采用锚杆+锚索+钢带+金属钢丝网联合支护。一、顶锚杆支护计算说明如下:按加固拱原理确定锚杆参数：综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10米的巷道、硐室，可按下列经验公式确定系数。锚杆长度：L=N（1.5+W/10） L2dz锚杆间排距：D0.7L G20.7=1.4m 取L=1800, d=L/110=1.782/110=0.0162m 取d=18D0.7L=0.71.782=1.247m 取D=1200G30.7=2.1m 取G=2000根据以上计算,90103运输顺槽顶锚杆选取型号为182200的螺纹钢锚杆,锚杆间距取1200，排距取2000,矩形布置可满足要求

15、。二、帮锚杆支护参数的设计1、当巷道破坏宽度为0.3C1.5m，按下述方法确定支护参数，锚杆长度LL=C+=1.2m+0.4m=1.6m L取1.8mC根据我矿煤层稳定性强度C取1.2锚杆外露长度与深入到稳定岩层之和，=0.4-0.5m锚杆间排距Ds=L-0.24hcC=1.8-0.242.81.2=1.4m Ds取1mhc -被巷道切割的煤层厚度，m根据以上计算，90103回风顺槽帮锚杆选取型号为181800mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1000mm，矩形布置可满足要求。三、巷道永久支护说明（一）巷道顶板1、90103运输顺槽回风绕道掘进期间，巷道支护形式及循环进度根据9+10#煤层直接顶板

16、（石灰岩）岩性变化情况选择，巷道支护形式必须确保巷道开拓期间的安全及巷道服务质量。（1）当9+10#煤层顶板石灰岩厚度在0.5m（包含0.5m）以上时，巷道支护形式标准如下：巷道顶板采用锚杆+锚索+钢带+金属钢丝网联合支护；在巷道所有十字口、丁字口必须补打1支锚索进行加强支护，锚索沿巷道两断面交叉线布置。锚索布置方式：锚索布置于顶板中央，锚索排距为4m，每排一支，锚索安设角度垂直于顶板；顶锚杆布置方式：间距为1.2m，排距为2m，每排2支，锚杆距巷道中心线为0.6m，安装角度与顶板垂直；（2）当9+10#煤层顶板石灰岩厚度在0.5以下时，或直接顶石灰岩尖灭、缺失时，或直接顶存在裂隙破碎时，巷道

17、顶板凹凸不平需挑顶处理时，或破坏9+10#煤层顶板掘进时巷道支护形式标准/*+如下：巷道顶板采用锚杆+锚索+钢带+金属铁丝网联合支护；在巷道所有十字口、丁字口必须补打2支锚索进行加强支护，锚索沿巷道两断面交叉线布置。锚索布置方式：锚索布置在顶板中央，锚索排距为2m，没排1支。（如顶板比较异常时，由技术人员现场勘查后可执行锚索菱形布置，锚索间距为2.0m，排距为2.0m，1、2支循环布置。打设锚索时，锚索角度与顶板法线成20夹角，锚索距巷道中心线垂距为1.0m，打设1支锚索时，锚索安设角度垂直于顶板；）顶锚杆布置方式：间距为0.8m，排距为1m，每排4支；边锚杆距帮0.3m，靠两帮2支锚杆角度与

18、顶板垂线成20夹角，其余的与顶板垂直；顶锚杆上托盘前必须挂网并压设钢带，网与网搭接长度不少于100mm,连接处均要使用双股绑丝绑扎。绑扎间距在200-250mm之间，要求网片铺设平整、贴顶，不留网包；2、90103运输顺槽掘进时（1）当9+10#煤层顶板石灰岩厚度在0.5m（包含0.5m）以上时，巷道支护形式标准如下：巷道顶板采用锚杆+锚索+钢带+金属钢丝网联合支护；在巷道所有十字口、丁字口必须补打1支锚索进行加强支护，锚索沿巷道两断面交叉线布置。锚索布置方式：锚索布置在顶板中央，锚索排距为4m。锚索安设角度与顶板垂直。锚杆布置方式：顶锚杆间距为1.2m，排距为2m，每排3支；边锚杆距帮0.9

19、m，安设角度与顶板垂直；（2）当9+10#煤层顶板石灰岩厚度在0.5以下时，或直接顶石灰岩尖灭、缺失时，或直接顶存在裂隙破碎时，巷道顶板凹凸不平需挑顶处理时，或破坏9+10#煤层顶板掘进时巷道支护形式标准如下：巷道顶板采用锚杆+锚索+钢带+金属铁丝网联合支护；在巷道所有十字口、丁字口必须补打2支锚索进行加强支护，锚索沿巷道两断面交叉线布置。锚索布置方式：锚索布置在顶板中央，锚索排距为2m（如顶板比较异常时，由技术人员现场勘查后可执行锚索菱形布置，锚索间距为2.0m，排距为2.0m，1、2支循环布置。打设锚索时，锚索角度与顶板法线成20夹角，锚索距巷道中心线垂距为1.0m，打设1支锚索时，锚索安

20、设角度垂直于顶板；）锚杆布置方式：间距0.9m，排距1.0 m；边锚杆距帮0.3m；靠两帮2支锚杆角度与顶板垂线成20夹角，其余的与顶板垂直；顶锚杆上托盘前必须挂网并压设钢带，网与网搭接长度不少于100mm,连接处均要使用双股绑丝绑扎。绑扎间距在200mm之间，要求网片铺设平整、贴顶，不留网包；（二）巷道帮部90103运输顺槽回风绕道、90103运输顺槽掘进时帮部支护均相同。巷道两帮采用锚杆+钢带+金属网”进行联合支护。每帮布置3支锚杆，锚杆间、排距1m1m，顶板往下第1支帮锚杆与水平线成20仰角，距顶板0.3,中间1支帮锚杆水平布置，最下部1支锚杆与水平成20俯角。附：90103运输顺槽回风

21、绕道断面支护示意图4（1）、4（2）、4（3）、4（4）、4（5）、4（6）、 90103运输顺槽断面支护示意图5（1）、5（2）、5（3）、5（4）、5（5）、5（6）（三）特殊地段支护：A、遇裂隙、断层不能采用锚杆支护时，采用工字钢棚架支护或锚网支护+工字钢棚架符合支护（具体要求经技术科、安全科现场核查后根据顶板情况确定），工字钢棚架间距1m。B、架棚支护施工质量标准（1）泥岩顶板地段采用工字钢棚架单棚支护，棚间距为1m，棚梁净口为3.6m，棚腿为3.1m，棚梁下1.4m处棚架宽度为4.2m，架棚后高度不得低于2.6m。巷道两帮及顶部使用铁丝网与构木进行封闭，棚架间加拉杆，棚架上方采用撑木

22、井字布置接顶。撑木数量充足、布置均匀，并成直线布置。（四）支护材料（2）架棚时，由外往里逐架进行。（3）架棚时，应保证棚梁水平，梁端接口严密，顶板及两帮背紧背牢，柱窝挖到实底，迎山角正确，严禁有射箭、迈步、前倾、后仰、错口、吊空现象。1、锚索规格：锚索采用17.8mm长6.25m的钢绞线；锚杆规格：为181800mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆；2、金属托盘：锚索托盘采用250mm(长)250mm(宽)10mm(厚)的钢板；锚杆采用120mm(长)120mm(宽)8mm(厚)的钢板。3、钢带规格：采用12mm圆钢，中间用同种型号圆钢焊接而成，规格为：4000mm（长）70mm（宽）900mm（焊接间

23、距）、2900mm（长）70mm（宽）800mm（焊接间距）、2600mm（长）70mm（宽）1000mm（焊接间距）。4、金属网采用4mm铁丝网，规格为1.23m、1.24m、1.22.6m；网孔1010cm，安装网的压茬为100mm，网与网之间隔200mm用16#铅丝绑接牢固，巷道每掘100m应将铁丝网全断面隔开200mm。5、棚架制作采用11#工字钢。（五）锚固方式1、锚索采用1支CK2360树脂锚固剂、1支K2360或1支Z2360树脂锚固剂进行锚固；2、锚杆采用1支K2860树脂锚固剂进行锚固；（六）锚杆支护巷道临时支护1、锚杆支护巷道前探支架结构：（1）锚杆支护巷道临时支护采用10

24、#槽钢对焊前探梁，长4.0m，用吊环固定在锚杆末端。前探梁不少于2根。（2）吊环：用为10钢板焊制成矩形状，长宽高=15010060。2、使用：（1）巷道掘进结束后，在执行敲帮问顶确保无危岩活石的情况下，将吊环安装在巷道顶板中部两根垂直于顶板的锚杆上。（2）然后将前探梁穿入吊环内直到工作面，并确保前探梁与巷道走向平行。（3）在前探梁上用道木接顶，打道木时要预留锚杆眼位置（除探梁影响外）。3、锚杆支护最大控顶距为2500，最小控顶距为500。（七）架棚支护巷道临时支护1、前探支架结构：（1）架棚支护巷道临时支护采用10#槽钢对焊前探梁，长3.0m，用吊环固定在棚梁上。前探梁不少于2根。（2）吊环

25、：用为10钢板焊制成矩形状，并用插销固定于棚梁上，可灵活拆、移。2、使用：（1）掘进结束后，在执行敲帮问顶确保安全前提下，吊环移到工作面棚梁上。（2）将前探梁穿入横梁上吊环内直到工作面，并确保前探梁与巷道走向平行。（3）然后将支架梁按规定的棚距、中线放置于前探梁上，并铺网、联网，用构木构顶，并用木楔加紧背牢。3、架棚支护最大控顶距为1200，最小控顶距为200。（八）混凝土喷射施工要求：混凝土喷射方式为湿喷，喷浆厚度不得小于100mm；选用标号不低于425#的硅酸盐的水泥。喷浆工作滞后工作面迎头不得大于30m；遇断层、无炭柱、破碎带等特殊地质构造时采取短掘、短锚的方式进行施工。巷道毛断面及成巷

26、质量、允许偏差项目必须符合煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法中锚喷支护工程要求。喷浆完毕后，必须及时清理回弹物料，保证巷道断面。喷浆时，必须保护好巷道内的管路、电缆。（1）准备工作检查锚杆安装和挂网是否符合设计要求，发现不合格工作应及时处理。清理现场的杂物、活矸、活石，接好风、水管路，输料管要平直不得有急弯，接头要严密不得有漏风现象。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转。喷射前应采用风水清洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。施工人员要佩戴好安全保护用品。（2）工艺要求喷射时先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应昼保持垂直，喷枪头与受喷面保持垂直距以0.81m为宜。喷射时应根

27、掘出料量的变化及时调整给水量，保证水灰比准确，一次喷射厚度5070mm，并要及时复喷。复喷时间超过2小时应及时冲洗受喷面。（九）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“赤脚”。四、支护工艺1、顶锚杆施工工艺：（1）标眼位：临时支护将顶背牢后，按照设计位置要求标定眼位并用洋镐将眼口刨平，煤层节理发育时，钻孔角度与节理面垂直或斜交。（2）打眼：掌钎工用左手抓住处于直立状态的锚杆钻机护板，右手将1.0m钻杆插入钻机夹盘内，操作者抓紧锚机T型把手，然后顺时针旋转支腿控制按钮，直到钻尖对准眼位，然后慢慢给马达控制板加压，当钻尖钻入顶板后，操作者用右手拇指逆时针转水控制阀，钻杆同时溢水

28、冲刷清孔，钻孔到位后，下缩钻机并关水。照上述操作程序完成2.0m钻杆打眼。（顶锚杆孔深为1.72m1.74m，打眼时要做好眼深的标记）。（3）安装锚杆：a、锚杆安装使用锚杆钻机。b、装锚杆前要检查锚固剂的有效期、颜色和手感柔软程度，如发现结块、发硬、破裂、变质、过期的药卷，严禁使用。c、先把搅拌器、锚垫及半球垫套在锚杆上，用锚杆体将锚固剂送入孔底，然后顺时针旋转，随搅拌推进，搅拌时间不少于20秒。d、在树脂锚固剂安装时，应匀速升起钻机，避免过早将锚固剂包装袋顶破；当锚固剂被送入孔底之后，方可开动钻机进行搅拌，搅拌过程要速度均匀。e、安装后，卸下搅拌器，等待1分钟，紧固锚杆，并用扭力扳手检查复紧

29、力，复紧力矩不小于100Nm，确保锚杆的托板紧贴巷壁。2、帮锚杆施工工艺（1）打眼：验收员标出眼位，一人将钻杆对准眼位，并把钻杆插入锚头内，然后放开钻杆，同时用水冲孔，另一人操作锚头将帮眼打设至规定位置，当煤层节理发育时，钻孔角度与节理垂直或斜交。（帮锚杆孔深为1.72m1.74m）。（2）安装锚杆：刨平眼口并将搅拌器、锚垫及半球垫套在锚杆上，再把树脂药卷装入钻孔内，安设好梯子梁后用锚杆将药卷送到孔底，然后将搅拌器插入锚头内边推进边搅拌，直到将锚杆送入孔底。（3）紧固锚杆：卸下搅拌器，等待1分钟，锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁，复紧力矩不小于60Nm。3、锚索施工工艺：（

30、1）钻孔，采用风动锚杆钻机完成，钻孔时要保持钻机底部不挪动，以保证钻孔成一直线，一人扶钻杆，接长钻杆，另一人负责操作钻机，其他无关人员均应远离至钻机2米以上范围之外，接钻杆时，任何人身体不得正对钻孔或站在钻孔下方。（2）钻到预定孔后下缩锚杆钻机，同时清孔。（3）锚索安装a、检查锚索孔深度和锚固剂质量。b、用钢绞线将2个树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将钢绞线、锚固剂推到位。c、将锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，并拧紧载丝，2人扶钻，保持钻机与钻孔成一线。开动钻机边搅拌边推锚索，先慢后快，待锚索插入钻孔达规定量后，全速旋转搅拌30秒，等待40秒钟，回落钻机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度应不超250

31、mm。d、15分钟内上好锁具，上锁具时，将张拉装置套在钢绞线上，利用千斤顶对锚索进行预应力张拉，达到30Mpa后停止。张拉过程中，人员不能站在锚索下方（5m范围内），并要躲开高压管波及范围，以防崩管伤人。e若张拉千斤顶行程不够时，两人扶住千斤顶，将千斤顶回零，然后按上述方法继续张拉到规定要求。f张拉过程中，若发现锚索受力异常，要停止张拉，重新补打锚索。g 锚索安设间排距误差不得超过设计值100mm。第三节 矿压监测矿压监测分为综合监测和日常监测。一、监测目的1、通过综合监测验证初始设计，为评估支护效果提供依据。2、进行日常监测以便及时发现异常情况，确保安全生产。二、监测项目1、监测顶板离层量，

32、离层范围以及离层量随时间的变化情况。2、监测锚杆、锚索的承载情况。三、监测方法1、顶板离层监测采用安设顶板离层指示仪观测的办法。2、锚杆锚固力监测采用锚杆拉力机拉拔的方法，锚索锚固力检测采用YCD-180型张拉千斤顶。四、监测规定（一）顶板离层监测规定1、顶板离层安装规定（1）顶板离层仪的最大安装间隔为50m。（2）断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交叉点及硐室等特殊条件下的巷道必须安设顶板离层指示仪。2、顶板离层指示仪均应安设在巷道的中部，交叉点处的离层指示仪则应安设在交叉点的中心位置。3、顶板离层仪安装两个月内每天进行1次测读和记录，两个月后，顶板稳定后每旬不少于1次进行测读和记录，

33、安装3个月后，每半个月不少于1次进行测读和记录。4、发现异常时，要及时将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿总工程师汇报，由总工程师主持分析结果，提出措施和对策并且组织落实。5、顶板离层临界值为100mm，具体为：小于50mm表示顶板松动离层值小，处于稳定状态；大于50mm小于100mm表示离层松动已达到警戒；大于100mm表示顶板离层仪松动值较大，已进入危险状态。（二）锚杆、锚索承载情况监测规定：1、巷道每30-50m或每施工200-300根锚杆抽样检查一组，每组随机取样3根（顶板1根），两帮各1根进行拉拨，并作好记录，拉拨加载至锚杆设计锚固力的90%。2、巷道每隔30-50m，对随机抽取一

34、组（3根锚索），对锚固力进行检测一次，加载压力至锚索设计锚固力的90。3、被抽查的3根锚杆、锚索都应符合设计要求，只要其中有一根锚杆、锚索不合格，就再抽样一组（3根）锚杆或锚索进行试验，如仍不符合要求，由矿分管副总工程师组织有关人员分析原因，并及时采取补救措施。4、在准备准备好工具后，锚杆、锚索锚固力拉拔检验前，应撤出工作面人员。5、在做锚杆、锚索锚固力拉拔检验时，必须确保锚固力拉拔检验地点5m范围内无人，方可进行作业。6、检验的锚杆、锚索必须做好标记，7、每次锚固力拉拨检验必须认真做好记录，记录内容包括拉拨地点、位置、人员、数值、问题及原因分析等，记录表必须有安全员、班组长、跟班领导签字。第

35、四章 巷道施工方法与施工工艺第一节 普掘施工工艺巷道开口、遇无炭柱、断层等特殊地质构造无法采用掘进机割煤时采用炮掘工艺。一、打眼方式及爆破90103回风顺槽掘进工作面选用风钻打眼。1、打眼选用FZ-1.5型风钻，钻杆选用2.0-2.5米左旋式麻花钻杆。2、为能满足工作面的需要因配备两套设备，并保证正常使用。三、爆破1、爆破器材采用煤矿用三级乳化炸药，药卷规格为直径=32mm，L=150mm，重200g，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB-100型隔爆发爆器起爆。2、装药结构掏槽眼、辅助眼、周边眼采用正向连续装药结构。引药最后装入，引药及所装药卷的聚能穴都朝向眼底，药卷间接触要严密。每孔内药卷装完

36、后，紧靠药卷填3040mm的粘土炮泥，然后装入一个水炮泥，水炮泥外用粘土炮泥填实：掏槽眼、辅助眼、周边眼的封泥长度不得小于眼深的1/2；3、起爆方式全断面采用一次装药、一次爆破的方式进行。起爆使用MFB-100型隔爆发爆器起爆，联线方式为串联。附：90103回风顺槽回风绕道炮眼布置示意图7 90103回风顺槽炮眼布置示意图8序号名 称单位数量1掘进断面m212.042岩石坚固系数f4-63工作面瓦斯情况低瓦斯41-5段毫秒电雷管枚265乳化炸药kg18.6爆破原始条件表爆破参数眼号眼名眼数/个眼深/m装药量（kg）起爆顺序联线方式封泥长度单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg14掏槽眼4

37、2.34.50.9183.6串联不小于0.6m58辅助眼42.540.8163.29-1723-26周边眼132.530.6397.81822周边眼52.540.8204注：爆破期间，掏槽方式为多向掏槽。如遇特殊地质情况时，炸药量的选择根据煤层硬度及实际爆破经验由队组选择相关爆破参数。预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%905每米巷道耗药量kg/m9.32每循环工作进尺m26每循环炮眼总长度m/循环57.23每循环爆破体积m324.087每m3煤体雷管消耗个/m31.084炸药消耗量kg/m30.778每m巷道雷管消耗个/m13第二节 综掘施工工艺一、综掘工艺1、工艺流

38、程安全质量检查设备检修截割煤临时支护永久支护收尾延皮带2、作业方式采用EBZ-132型掘进机，配备可伸缩皮带输送机进行截割、转载、运输连续性作业线掘进作业，全断面跟顶跟底掘进，一掘一支的作业方式，循环进度2m（顶板不完整或遇地质构造时为1-1.5m）。3、截割方式截割时先从底部（左方）切割掏窝槽，然后按照截割程序断面图中的顺序进行截割（如下图所示）。开掘窝槽时，先转动切割头，依靠掘进机行走履带、伸缩油缸和升降油缸完成掏槽工作。每次截深不超过600mm，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让截割部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器，将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有较好的

39、稳定性，驱动转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动，开掘横槽，切割头移动到位后，使其升高一个距离，每次跨距不大于600mm，接着驱动切割头水平摆动，重复以上动作，直至完成整个断面的切割工作。掘进机切割过程中，如遇底板不平时，应将底板割平。若掘进机无法满足时，应人工采用风镐、洋镐对巷道两帮及底板进行修整，确保巷道两帮壁直、底沿巷道走向平直。 切割程序断面图 42004、躲身硐、材料硐室、油脂库等硐室掘进时采用爆破掘进完成，必须执行相关爆破工艺的有关要求和规定。5、工作面装、运煤方式采用掘进机装煤，通过二运皮带至90103回风顺槽皮带到皮带大巷皮带输送机至煤仓至主斜井皮带输送机至地面第五章 主要

40、生产系统一、运输系统（一）巷道改造期间运煤（矸）1、矸石（煤）：90103回风顺槽回风绕道、联络贯起底、扩帮人工装碴刮板输送机皮带大巷皮带输送机煤仓主斜井皮带输送机地面2、运料：地面副斜井绞车井底车场经绞车至90103回风顺槽对口联络贯人工运料工作面。（二）顺槽掘进期间运煤（矸）1、矸石（煤）：掘进机（人工装煤刮板输送机）90103回风顺槽皮带输送机皮带大巷皮带输送机煤仓主斜井皮带输送机地面2、运料：地面副斜井绞车井底车场经绞车至90103回风顺槽对口联络贯经绞车运料工作面。（三）运输设备的选择：1、运煤（矸）设备：掘进前期，在90103回风顺槽和绕道内分别安装一部SGB620/40型刮板输送

41、机；掘进后期，在巷道内安装一部DSJ80/240型带式输送机。2、运料设备：根据掘进的进尺和巷道的坡度，选择JD1或JD2型调度绞车。二、通风、防尘、监控系统（一）局部通风1、局部通风方式及局扇安装规定（1）90103回风顺槽采用主用与备用均为215KW对旋式局部通风机压入式通风.局扇和启动装置安装于皮带大巷距90103回风顺槽口10m以外的进风流中。（3）局扇周围要清理干净，顶板完好，无杂物堆积，吸风口前无障碍物。（4）局扇必须实现“三专两闭锁”，即专用开关、专用变压器、专用线路；“两闭锁”为瓦斯电闭锁及风电闭锁。（5）工作面必须使用双风机、双电源。2、风筒的安设和使用根据局扇型号风筒采用8

42、00mm抗静电、阻燃风筒，最大送风距离为1200m，正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换风筒规格为800mm（1010107）m。风筒接头要求严密（手距接头0.1m处感到不漏风，耳听无漏风声音）无破口（末端20m除外），无反接头（快速接头除外），软质风筒要反压边，硬质风筒接头要加垫，上紧螺丝。风筒吊挂平直，逢环必挂。风筒拐弯处设弯头、骨架风筒或缓慢拐弯，异径风筒接头用过度节，先大后小，不准花接。风筒出口距工作面端头距离不得小于5m，若工作面淋水较大，可适当延长风筒出口距工作面端头距离，但最远距离不得超过8m。风筒悬挂在顺槽南侧。3、工作面瓦斯参数依据根据晋煤瓦发【2013】695号文件

43、关于山西新超煤业有限公司矿井联合试运转期间瓦斯等级鉴定结果的批复通知，本矿联合试运转期间矿井绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min，相对瓦斯涌出量为0.68m3/t，鉴定为瓦斯矿井。根据日常9+10号煤层掘进工作面瓦斯测定，掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量为0.11m/min；平均绝对二氧化碳涌出量均0.14m/min。4、工作面所需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Qmf=100qhgKhg式中：Qmf 掘进工作面风筒末端实际需风量，m3/minQhg掘进工作面回风流中月平均绝对的瓦斯涌出量，m3/min；取0.11m/min。 Khg掘进工作面瓦斯涌出不均备用风量系数，（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值为2.5）。100按掘