11203机巷掘进作业规程（综掘）(1).doc

贵州绿洲红城能源投资有限公司 习水县新兴宏能煤矿 （综 掘） 作 业 规 程 工作面名称11203机巷 新兴宏能煤矿 二〇一八年三月二十六日 作 业 规 程 会 审 栏 名称 11203机巷掘进工作面作业规程 会审时间 会审地点 矿会议室 会审单位及人员 会审意见 签 名 日 期 施 工 队 技 术 科 调 度 室 机 电 科 通 防 科 安 全 科 地测 副总 通防 副总 生产 副总 安全 副总 机电副矿长 生产副矿长 安全副矿长 总 工 矿 长 会审意见 目 录 第一章 概况2 第一节 概述2 第二节 编写依据2 第二章 地面位置及地质情况2 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况2 第二节 煤岩层赋存特征2 第三节 地质构造2 第四节 水文地质2 第三章 巷道布置及支护说明2 第一节 巷道布置2 第二节 矿压监测2 第三节 支护设计2 第四节 支护工艺2 第四章 施工工艺2 第一节 施工方法2 第二节 凿岩方式2 第三节 装载与运输2 第四节 管线及轨道敷设2 第五节 设备及工具配备2 第五章 生产系统2 第一节 通风2 第二节 压风2 第三节 瓦斯防治2 第四节 综合防尘2 第五节 防灭火2 第六节 安全监控2 第七节 供电2 第八节 排水2 第九节 运输2 第十节 照明、通信和信号2 第六章 劳动组织及主要技术经济指标2 第一节 劳动组织2 第二节 循环作业2 第三节 主要技术经济指标2 第七章 安全技术措施2 第一节 一通三防2 第二节 顶板2 第三节 防治水2 第四节 机电2 第五节 综掘机操作及施工安全措施2 第六节 运输2 第七节 其他2 第八章 灾害应急措施及避灾路线2 第九章 职业病防治2 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11203机巷，包括切眼，以下简称机巷。 二、掘进目的及用途 目的形成11203回采工作面。 用途作为11203回采工作面在开采时的回采、运煤和行人之用。 3、 巷道设计长度及服务年限 11203机巷设计长度432m，切眼70m。 服务年限约2年 四、工程量 该巷道设计掘进进尺432m70m502m，根据探测前方采空区实际情况进行调整。 四、预计开、竣工时间 预计开工时间为2018年4月上旬，预计竣工时间为2018年6月中旬。 附图111203机巷布置平面图。 第二节 编写依据 一、巷道工程设计批准时间 1.新兴宏能煤矿技术科2017年6月26日设计，总工程师2017年6月30日批准的11203采煤工作面布置方案。 二、地质说明书及批准时间 新兴宏能煤矿生产技术科2017年6月22日编制，总工程师2017年6月23日批准的11203采煤工作面地质说明书。 三、其它技术规范 ㈠煤矿安全规程（2016年版）、各工种操作规程以及贵州新兴宏能矿业有限公司有关规定。 ㈡国家煤矿安全监察局煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法（试行）。 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 井上下对照关系表 表1 水 平 名 称 一水平 采区名称 一采区 地面标高（m） 565m～450m 巷道标高（m） 401.3m～426.1m 地面的相对位置 地面无建筑设施。 井下相对位置对掘进巷道的影响 无影响 邻近采区、煤层、巷 道对掘进巷道的影响 无影响 第二节 煤岩层赋存特征 一、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤层自燃发火倾向及发火期、煤尘爆炸性、地温等。 煤（岩）层特征情况表 表2 煤层总厚（m） 1.7～ 2.6 煤层结构 简单 煤层倾角（度） 10～ 25 2.15 16 据勘探及本煤层揭露的煤层情况来看，该区域内煤层厚1.7m～2.6m，平均煤厚2.1m；煤层赋存较稳定，煤层结构简单，局部褶皱附近煤层有压薄或增厚现象，可能会出现跳台及底板鼓起现象，底板不稳定。C12煤顶部发育一层泥岩夹矸，夹矸厚0.05m～0.1m，平均厚0.08m。夹矸上部煤厚0.1～0.2m，向上为C11煤层，厚度0.66m，呈黑色，块状，线理结构，亮煤为主夹暗煤、镜煤线理，半亮型，沥青光泽，阶梯状断口。距C12煤层顶板平均4.6m。煤层倾向为130～ 175，倾角10～25，平均倾角16。C12煤层为矿井主采煤层， 二、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。 煤（岩）层情况表 表3 岩石名称 平均厚度m 层间距（m 岩性特征 茅口灰岩 不详 不详 灰色，厚层状，细晶结构，缝合线发育，中上部夹薄层粉砂质泥岩，与上覆地层冲刷接触。 粉砂质泥岩 1.62 0 黑色，中厚层状，水平层理 12煤层 2.1 3.72 黑色，块状，条带状线理结构，以亮煤为主夹暗煤、镜煤线理，半亮型，沥青光泽，阶梯状断口。 泥岩 5.74 9.46 灰黑色，薄层状，水平层理，中部夹薄层细砂岩，含黄铁矿结核，见植物化石 11煤层 0.66 10.12 黑色，块状，条带状线理结构，以亮煤为主夹暗煤、镜煤线理，半亮型，沥青光泽，阶梯状断口。 粉砂质泥岩 4.6 14.72 深灰色，中厚层状，水平层理，岩芯完整，层面见植物化石。1线为泥质粉砂岩。 细砂岩 8.13 22.85 灰色，中厚层状，水平层理，细砂质结构，菱铁质胶结，2线为菱铁质细砂岩。 泥岩、10煤层 4.03 26.88 灰色，薄层状，泥质结构。夹大量植物化石。局部夹10煤线。 粉砂质泥岩 4.42 31.3 深灰色，中厚层，粉砂泥质结构，水平层理，斜交裂隙发育。局部夹薄层泥质细砂岩。 9煤层 0.57 31.87 黑色，块状至薄片状，以暗煤为主，夹暗煤，半暗型，沥青光泽，锯齿状断口，线理状结构，含黄铁矿结核。 粉砂质泥岩 3.61 35.48 深灰色，中厚层状，粉砂泥质结构，水平层理，见植物化石。2线为泥质粉砂岩，1线为粉砂质泥岩。 8煤层 3.52 39 黑色，块状，复煤层，以亮煤为主夹暗煤，半亮型，沥青光泽，阶梯状断口，内生裂隙发育。向深部夹矸层数增多，煤层厚度变化较大，夹矸为泥岩。 附图2煤（岩）层综合柱状图 三、11203机巷及切眼布置在12号煤层中，顺煤层掘进。巷道对应地面标高为565m～450m，巷道标高401.3m～426.1m。巷道埋深为163.3m～48.7m。根据8、12号煤层煤与瓦斯突出危险性区域预测报告鉴定结果为12煤层埋藏深度200m以浅为非突出危险区，掘进工作面掘进范围内埋藏深度均小于200m，属于非突出区，2018年3月9日我矿请杨帆公司在皮带下山进行了煤层原始瓦斯含量测定，测定结果为煤层最大原始瓦斯含量3.0594m3/t, 最大原始瓦斯压力0.149MPa，小于突出临界值瓦斯含量8m3/t和瓦斯压力0.74MPa。根据防治煤与瓦斯突出规定相关要求编制掘进工作面防突措施，掘进施工期间严格按照防突专项措施执行。 第三节 地质构造 11203机巷及切眼布置在C12煤层中，顺煤层掘进，区内地层呈单斜构造，地层走向NE40～50，倾向东南150～160，倾角10～25。煤层赋存连续完整，局部地点顶底板发生褶皱，造成煤层底板插入体，煤层分叉，煤层有变厚或变溥的现象，煤层在倾向方向顶底板起伏较大，煤层底板基底起伏，煤层由于受剪切应力的作用，煤层呈藕节状赋存，中间含一层逐渐变厚层夹矸，夹矸为灰色砂岩。煤层及其顶板破碎，局部伪顶发育易冒落，煤层节理发育易片帮。煤层产状及厚度局部变化地段瓦斯不稳定，巷道掘进中预计不受水害威胁。 第四节 水文地质 根据矿区地层岩性、构造特征，裂隙发育程度等情况，区内第四系松散层为孔隙水含水层；三叠系下统茅草铺组、三叠系下统夜郎组玉龙山段、二叠系茅口组、长兴组灰岩为岩溶水、岩溶管道水含水层，富水性强；三叠系下统夜郎组沙堡湾段、九节滩段、二叠系梁山组泥岩、粉砂岩、粘土岩、钙质页岩为相对隔水层。 矿区煤系地层赋存于龙潭组，有泥（页）岩，粉砂岩入煤层组成，龙潭组上覆岩层为长兴组石灰岩、夜郎组玉龙山段灰岩岩溶含水层，溶洞、节理、裂隙发育，含水层中的地下水由地表沟水和大气降水补给，大气降水一部分以面流、片流的形式向矿区南部排泄。另一部分则通过碳酸盐岩溶管道向龙潭组基岩裂隙中汇集，导致煤层顶板充水，为煤层顶板直接充水层。但矿区附近地表水体缺乏、贫水期多、水量较小。 12号煤层底板泥岩、粉砂质泥岩具有一定的隔水性，但因为茅口组灰岩的顶板距12煤层底板仅有03m，所以茅口组灰岩中岩溶水也可能导致矿井底板充水。根据中国煤科集团西安研究院对我矿C12煤层采用直流电法探测显示，自12煤底板向下，茅口灰岩顶部含水性较弱，C12煤层底板（轨道上山布置在C12煤层底板茅口组灰岩）在实际施工过程揭露中含水量较小，顶板有滴水现象出现。 根据收集、查阅资料分析，在掘进巷道上覆邻近为C8采空区，根据物探探测结论和前探钻孔钻探验证，以及工作面回采期间的水文观测显示，其上部采空区基本无积水。其前方采空区裂隙水经C12运输大巷自流出井，前方采空区基本无积水。 综上所述，11203机巷及切眼掘进范围水文地质条件属简单。基本没有其他水源水，但在施工中严格执行“物探先行、有掘必探、先探后掘、钻探验证”的原则进行施工掘进。 地测部门做好探水工作，并编制相应探放水专项设计。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 11203机巷及切眼布置在12号煤层中，顺煤层掘进；掘进工作面在皮带下山开口点向下70m为中线点开口掘进（开口措施另外编制），按方位角248顺煤层施工，预计掘进432m（至原回采区）后施工开切眼70m与风巷贯通形成采面，机巷S掘10.5m2，S净10m2，切眼S掘10m2，S净10m2。 第二节 矿压监测 一、监测对象 11203机巷及切眼 二、监测内容 巷道矿压监测主要是日常监测，包括二部分内容巷道顶板下沉量，巷道两帮移近量等。 三、监测方法 ⒈顶板离层监测 采用顶板离层指示仪监测顶板岩层锚杆范围内外位移值，顶板离层指示仪安设在巷道顶板正中位置。 顶板离层指示仪除作综合监测外，还用作日常监测。巷道每隔50m安设一个顶板离层指示仪。在距掘进工作面50m内，施工单位技术员每二天观测两个刻度坠颜色。50m以外除非离层松动仍有明显的趋势，可以停止测读数据，改为每旬观测两个刻度坠颜色。当班安检员和跟班队长也应随时注意观测，以便及早发现异常现象，确保安全。 顶板离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，蓝色表示顶板松动离层值较小，处于较稳定状态；黄色表示顶板松动已达到警界值；红色表示顶板离层松动较大，已进入危险的状态。 2.顶板离层指示仪的安装方法和步骤 钻孔采用B22中孔六方接长式钻杆、28mm或30mm钻头用锚杆钻机在巷道中线处打一垂直钻孔，孔深9m。 深部基点用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆，用手拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固住。 浅部基点用安装杆推入浅部基点锚固器至2.5m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固住。 安装孔口套管 对准刻度将A刻度（浅部基点刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将钢丝绳绳卡卡死并截去多余钢丝绳；将B刻度（深部基点刻度）坠与A 刻度坠下边缘对齐，将钢丝绳绳卡卡死并截去多余钢丝绳。 3.安装注意事项 ⑴顶板离层指示仪初始安装位置距迎头不得超过50m，考虑掘进方式对离层仪的破坏可能性等，尽可能靠近工作面安装，否则无法捕捉顶板离层的全过程。 ⑵钢丝绳应先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防打结。 ⑶推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出。 ⑷浅部基点锚固器一定要准确定位，可提前在安装杆上做好标记。 ⑸安装好后，两个刻度坠均应处于悬垂状态，不得有任何卡阻现象。 四、数据处理 地测技术人员负责井下日常观测矿压工作，技术部门负责监督，观测人员要仔细查看井下矿压显现情况，并将观测结果填写在井下记录牌板上，上井后认真填好台帐记录，不得虚报、瞒报，登记在册，每旬向技术科汇报，如发现离层严重时，及时向矿总工汇报，进行支护更改设计。 第三节 支护设计 一、巷道断面 11203机巷断面形状为梯形。掘进断面积10.5m2、净断面积10m2、掘进宽4.2m、掘进中高2.5m，水沟宽深为0.3m0.3m。遇煤层厚度小于2.5m时挑顶或卧底保证巷道高度，当煤层厚度大于2.5m时巷道掘进时见煤层底、顶板。11203切眼断面形状为矩形。掘进断面积10m2、净断面积10m2、掘进宽4.0m、掘进高2.5m（煤层平均厚度）。 二、支护方式 ㈠ 临时支护 A、巷道顶板完好平整时，采用以下临时支护方式 ⒈掘进工作面必须使用吊环式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于3处，吊挂点之间间距不小于0.8米并吊挂结实。掘出毛断面后，首先用L≥2000mm的长把工具由上向下、由顶向帮进行敲帮问顶，找净顶帮浮矸、活石，挂上前探梁支护，然后打锚杆、索、挂网。 ⒉临时支护的质量要求 前探梁采用矿用前探梁规格为Φ814000㎜的圆形钢管制作，吊环采用钢筋、锚杆螺帽制作而成，安装时先将吊环拧在最前2排顶部锚杆上，然后把前探梁从吊环内穿过，前探梁与顶板之间的空隙，可选配少量不同规格的木板将其背实楔紧。 ⒊巷道每次截割后，首先进行敲帮问顶，作业人员站在永久支护完好的顶板下，用长把工具找净顶板及迎头的浮矸活石；其次在支护完好的情况下，进行与前一循环的金属网连接成垂帘状，向前移前探梁吊环，前探梁上满丝且外露不少于3丝，用长杆将顶网挑起，施工人员用手掌拖起探梁的下沿，前串探梁，将探梁防滑链与顶网连接，使用木楔、方木紧接顶牢固，将木楔、方木的防滑链与顶网连接，如此依次完成每根探梁的挪移。 4.临时支护与工作面的最大控顶距1.8m，最小控顶距0.2m，施工期间必须做到迎头不空顶。 5.临时支护备用材料应堆放在指定的范围内，前探梁每班开班前由班长清点材料数量，若数量不足时，必须向值班矿长汇报，由值班矿长或生产副矿长安排及时进行补充。 6.施工期间必须配备足够同等使用规格的前探梁4根，其中正常使用3根,备用1根。 B、巷道顶板不平整时，采用以下临时支护方式 ⒈掘进工作面必须使用戴帽单体液压支柱作超前临时支护，临时支护范围应覆盖整个工作面顶板暴露部分。掘出毛断面后，首先用L≥2m的长把工具由外向里、由顶向帮进行敲帮问顶，找净顶帮浮矸、活石，打好临时支护，然后打锚杆、索、挂网。 ⒉临时支护的质量要求 戴帽单体液压支柱配铰接梁作超前临时支护，临时支护范围应覆盖整个工作面顶板暴露部分。分为两组支护，每组不少于3根,铰接梁背木板，背板规格厚度不小于50mm，宽度不小于150mm，要及时进行永久支护，临时支护的最大控顶距不超过2m，顶板破碎时不超过1m，施工期间必须做到迎头不空顶。 ⒊临时支护备用材料应堆放在指定的范围内，每班开班前由班长清点材料数量，若数量不足时，必须向值班矿长汇报，由值班矿长或生产副矿长安排及时进行补充。 ㈡ 永久支护 11203机巷永久支护 ⑴巷道采用锚杆、索、网作为永久支护，顶板采用6根左螺旋金属树脂锚杆加焊接钢筋网联合支护，锚盘规格8x120 x120mm,锚杆规格为Φ182000mm。每根锚杆采用三节K2335树脂锚固剂。锚杆间距为800mm，排距800mm。锚杆扭矩不小于120Nm，抗拔力不小于85kN，锚杆垂直于煤层顶板方向。钢筋焊接锚网网孔100100mm，网锁边，网与网压茬宽度不小于100mm，用14铁丝双边联接。巷道顶板按巷道中心线布置间距1.6m施工一排锚索，锚索规格为Φ17.88700mm，锚索位于两排锚杆之间，具体布置位置见附图3。每根锚索孔采用四节Z2335树脂锚固剂锚固，以保证锚固效果；排间距均为1600mm；预紧力120kN。在巷道开口处，顶板每排布置3根锚索，以强化顶板支护。 ⑵巷道两帮分别采用4根左螺旋金属树脂锚杆加棱形铁丝网联合支护，锚杆规格为Φ182000mm。每根锚杆采用三节K2335树脂锚固剂。锚杆间距为800mm，排距800mm。锚杆扭矩不小于100Nm，抗拔力不小于60kN。铁丝网锁边，网与网压茬宽度不小于100mm，用14铁丝双边联接。两帮最上部锚杆向顶板方向倾斜，与水平夹角为20，中间部分的锚杆水平安装，两帮最下部锚杆向底板方向倾斜，与水平夹角为20。 三、支护设计 ㈠ 11203机巷锚杆支护设计 1. 顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固作用，达到支护效果的条件应满足 L≧L1L2L3 式中L锚杆总长度，m； L1锚杆外露长度（托板厚度螺母厚度钢丝网厚度0.020.05m，要求不大于100mm），m； L2锚杆有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取破碎深度c），m； L3锚杆锚入基岩深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.8m），m。 普氏免压拱高为 式中b普氏免压拱高，m； B巷道跨度，根据设计B4.20m； H巷道高度，根据设计H2.50m； ω帮两帮围岩的内似磨擦角，查表得82.88； ƒ岩石普氏硬度系数，取3。 岩帮破碎深度 于是 L顶100751.88001651.8mm L帮100155.58001055.5mm 所选锚杆长为2000mm，大于以上计算值，满足要求。 2. 按锚杆所悬重量校核锚杆间距 每根锚杆悬吊岩体重量GrL2a1a2，锚杆锚固力Q（额定为85KN）应承担G的重量。为安全起见，考虑安全系数K，取K2。 G300.55210.80.810.6KN 式中G每根锚杆悬吊岩体重量，KN； r岩石容重，r30KN/m3； L2锚杆有效长度，L2b0.5521m； a1锚杆排距，a10.8m； a2锚杆间距，a20.8m。 Q85KN﹥G10.6KN，间距满足要求，由于间距等于排距即排距也满足要求。 ㈡锚索支护设计 锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来，在锚杆支护失稳时能悬吊冒落拱中岩石的重量，继续起作用，提高巷道维护的可靠性。 ①顶板冒落拱高度计算 根据公式H[ahtan45-φ/2]/f H冒落拱高度，m； h巷道高度；取平均值，取巷道中高2.50m a巷道跨度之半，2.10m； 岩体内摩擦角56； 顶板岩石的坚固性系数，取0.9； 故计算可得冒落拱高度为2.58m。 ② 锚索自由段长度 Hhz/cos90-α－β hz直接顶厚度，直接顶为复合顶板，其直接覆盖12煤之上粉砂质泥岩平均厚度为4.15.3/4.6m，其上11煤层平均厚度为0.66m。取直接顶最大和煤层厚度作为直接厚度，取5.96m； β锚索与水平方向的夹角，取90； α岩层倾角，17； 可得锚索自由段长度为6.23m。 锚索自由段的长度根据直接顶厚度发生变化,具体长度参考上述计算方法。 ③ 锚索深入岩体长度 LHLa 式中 La为锚索锚固长度，mm。 H 锚索岩体内自由段长度。 ④ 锚索锚固长度 锚固长度可按下列两个公式计算,La是按树脂与钢绞线的粘接强度计算的锚索锚固长度,Lb则是按树脂与孔壁岩石的粘结强度计算的锚索锚固段长度,选计算最大值。 按树脂与钢绞线的粘接强度计算的锚索锚固长度 LakNt/πndτa 上式计算中K为安全系数,K1.4； Nt锚索设计载荷, Nt260kN； n钢绞线根数，n＝7； d钢绞线直径，为5.93mm； τa树脂与钢绞线粘结强度,MPa，τa2MPa La1395mm 按树脂与孔壁岩石的粘结强度计算的锚索锚固段长度, LbK Nt/πDτb 上式计算中K为安全系数,K1.4； Nt锚索设计载荷, Nt260 kN； D锚固体直径,mm，孔径D 28mm药卷直径23mm； τb树脂与孔壁岩石的粘结强度MPa，τb2MPa 选计算最大值，并参照国内外成功经验，取锚固长度不小于2.1ｍ。 根据以往的实际经验，选用4支Z2335快速树脂药卷，采用Φ28钻头打孔，则实际锚固长度为 La’φ卷2l卷/φ孔2-φ索2232*2000/282-17.82＝2265La 满足要求； 锚索深入岩体最大长度LHLb6.232.18.33m，深入到稳定岩层的长度大于2100㎜，锚索外露长度不大于350mm。取锚索长度8700mm。 ⑤ 锚索数量的确定 冒落拱面积大约为 S2[ahtan45-φ/2/f]H/35.47m2 a＝2.10，h2.50，H＝2.58，f＝0.9 锚索悬吊冒落拱中岩石的重量，则锚索悬吊力 QKSγD1.45.47261.6318.6kN 式中γ为冒落拱中岩石的平均容重，取26kN/ｍ3； D为锚索排距，ｍ；1.6m K安全系数，取1.4。 锚索直径确定为17.8mm，材料为钢绞线，设计载荷260KN。锚索设计载荷 PQ318.6，即260n2602520≥318.6 式中n锚索数量，根 根据上式求得n≥0.8, n取最少2根。即锚索排距为1600mm，每排最少2根满足要求。 ㈣ 支护质量监测 监测机具300N. m的扭矩扳手，锚杆拉力计，锚索张拉计。 锚杆扭矩不能低于120N.m或100N.m、抗拔力不小于85KN或60KN。 锚索预紧力控制在80～120KN。 附图3锚索、锚杆支护平面图 ㈤支护参数的设计 11203机巷及切眼支护永久支护材料采用左螺旋金属树脂锚杆、锚索加钢筋焊接锚网联合支护，锚杆规格为Φ182000mm，锚索规格为Φ17.88700mm。锚杆间距为800mm，排距800mm。锚索间距为1600mm。 ⑵巷道开口支护对开口处进行加固，采用在顶板加固3根锚索，锚索规格为Φ17.88700mm。 附图4断面支护图 巷道工程质量误差标准 1.锚网（索）巷道有中线的巷道净宽合格品0～100； 2.锚网（索）巷道有腰线的巷道净高合格品0～100； 3.巷道施工中各个专业必须按标准化相关要求执行； 4.锚杆锚索施工工程质量标准； ⑴抗拔力、预应力不小于设计值的90； ⑵锚杆间距、排距-100～100mm； ⑶锚索外露锚索露出螺母长度150mm～250mm； ⑷锚杆外露锚杆露出螺母长度10mm～50mm； ⑸水沟深度、宽度-30mm～30mm； ⑹锚杆、锚索角度达到设计要求； ⑺锚杆安装质量托板紧贴岩面，并且外加1颗螺帽拧紧； ⑻锚索安装质量托板紧贴岩面，锁具齐全。 第四节 支护工艺 一、11203机巷支护的主要参数 表4 项 目 要 求 项 目 要 求 设计 允许 设计 允许 巷道净宽 4.2、4.0 0～100mm 顶板锚固力 ≮85KN ≮85KN 巷道净中高 2.5m 0～100mm 帮锚固力 ≮60KN ≮60KN 坡 度 沿煤层 / 锚杆外露长度 20mm 10～50mm 锚索间距 1.6m 100mm 锚索预应力 ≮120KN ≮120KN 锚杆间、排距 0.8m 100mm 锚索外露长度 200mm 150～250mm 二、支护工序及要求 （一）临时支护 每切割两个循环严格按煤矿安全规程第104条之规定进行敲帮问顶，及时找掉顶、帮悬矸危岩后，根据煤矿安全规程第58条规定，掘进工作面严禁空顶作业，必须采用4根戴帽液压支柱或3根前探支护作为临时支护并铺设网片，临时支护范围应覆盖整个工作面顶板暴露部分。随即开始打锚杆进行永久支护，最大控顶距不超过1.8m，最小控顶距0.2m施工期间必须做到迎头不空顶。 附图5临时支护图 （二）锚杆支护工序及要求 ⒈割煤1.6m→操作人员退机后用长把工具处理顶帮活煤、活矸，并进行敲帮问顶→上前探梁→吊联顶网→打顶锚杆→上托板紧固螺母→打锚索眼→安装锚索→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格→打起顶锚杆后，开始打帮锚杆。 ⒉锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。 ⒊锚杆螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚杆质量。 ⒋安装锚杆前，必须锚杆眼内煤粉洗净。 ⒌锚杆每孔配K2335树脂锚固剂三卷。锚杆外露长度≥10mm，≤50mm。锚索每孔配Z2335树脂锚固剂四卷。锚杆外露长度≥150mm，≤250mm。 ⒍网搭接不少于100mm，锚网必须贴紧岩面，锚杆、索托盘必须将锚网压紧、压实，松动部位必须楔紧，不得出现网兜。 四、临时支护 ㈠ 切割后及时使用临时支护对掘进工作面空顶区域进行支护。 ㈡ 若煤岩体松软、过地质构造带等，应按照规程相关要求加强支护。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、巷道施工顺序 11203机巷及切眼布置在12号煤层中顺煤层掘进，掘进工作面在皮带下山开口点往下70米处开口掘进，先加固开口位置10米范围内的支护（即重新补打锚杆、锚网、锚索加强支护。开口地点锚索间距为0.8m锁口，其它为锚索间排距为1.61.6m，锚杆间排距为0.80.8m）。为方便综掘机安装，开口20m采用炮掘工艺。施工20m后再采用综掘掘进至预定位置转向施工开切眼70m与风巷贯通形成采面。 二、巷道施工方法 1.施工前，由生产副矿长组织生产技术科、安全科、地测科、掘进队、机电副矿长到现场落实工作，按要求各自分管负责人做好自己的准备工作。 2.开工前，总工程师在确认准备工作完成之后,生产技术科及时下达巷道开工通知书给掘进队和有关部门。 3.施工期间，要求班组每班必须延放中、腰线；矿级跟班领导每天复核一次巷道中腰线；地测人员每20～30m到现场延伸复核巷道中腰线，发现问题立即与掘进队联系进行处理。 4.巷道的煤岩层松软时，割煤岩后，及时对顶板加强临时支护。 5.遇到较硬岩石时，采取爆破的方式破岩，掘进机截割软岩、煤的方式施工。炮掘掘进使用三级煤矿许用含水炸药和煤矿许用毫秒电雷管（最后一段延期不超过130ms），综掘掘进采用EBZ135型掘进机进行作业。 6. 爆破时采用YT-29型风钻湿式打眼，使用水炮泥堵孔、扒装前洒水、转载喷雾、爆破时使用放炮喷雾、爆破前后冲刷巷帮、净化水幕、个体佩带防尘口罩等防尘措施。打眼时，周边眼间距定为300～350mm，抵抗距为500mm，辅助眼按400～500mm布置。正常情况下，眼深为1.7m。炮眼抵抗线值，岩石中不得小于0.3m。 三、施工工艺 炮掘掘进施工工艺交接班→瓦斯检查→敲帮问顶→引中线→风煤钻人工打眼→装药→爆破→洒水降尘→出煤（矸）→打临时支护→敲帮问顶→锚杆、索支护→挖水沟→清理巷道→下一个循环。 综合机械化掘进施工工艺交接班→瓦斯检查→敲帮问顶→引中线→综掘机落煤→洒水降尘→出煤（矸）→移前探梁→敲帮问顶→锚杆、索支护→延伸溜、机→挖水沟→清理巷道→下→个循环。 四、掘进机掘进技术参数表5。 掘进机掘进技术参数表 表5 序号 名 称 单位 数 量 序号 名 称 单位 数 量 1 工 程 量 m 43270 6 日 进 尺 m 14.4 2 掘进断面 m2 10.5、10.0 7 月进尺循环率82 m 360 3 坡 度 沿煤层 8 工 期 月 2 4 岩石硬度 f 0.3～0.9 9 循环进尺 m 0.8 5 班循环个数 个 6 第二节 凿岩方式 一、综掘施工方式 11203机巷及切眼掘进采用EBZ135型综掘机沿煤层顶板掘进，全断面一次成巷，循环进尺0.8m。 二、切割工艺、装矸、运输方式 综掘机采取横向往复向上式切割，由巷道右下部开口进刀，按先右帮，后左帮的顺序，进刀深度以0.8m为宜。 附图6掘进机切割顺序图 11203机巷及切眼掘进过程中，采用综掘机自行装煤矸，煤矸由掘进工作面安装的刮板转运至皮带运输机经机巷、皮带下山、出煤斜巷、八煤皮带上山、主斜井皮带，经过皮带将煤矸运输到地面矸石场排放。 第三节 装载与运输 11203机巷及切眼施工期间，根据施工现场的运输系统。采用综掘机自行装煤矸，煤矸由掘进工作面安装的刮板转运至皮带运输机经机巷、皮带下山、出煤斜巷、八煤皮带上山、主斜井皮带，经过皮带将煤矸运输到地面矸石场排放。 第四节 管线及轨道敷设 一、管线 在掘进施工中，所敷设的电缆、供水、供风管路均从421中部车场接入，按以下规定的位置吊挂整齐。 1.风、水管靠帮底（距底600mm，距帮200mm），固定，要求不漏风、漏水。掘进工作面，风管采用DN100mm无缝钢管送风，水管采用DN100mm无缝钢管送水，进行人工喷雾洒水和湿式打眼及冲刷巷道帮壁，要随工作面掘进及时延长，风水管路每隔50m留设一接头。 2.电缆、监测、通讯线风巷电缆、监测、通讯线靠帮顶部,以电压从低到高、以高度从高到低分级间隔（间距≥100mm）悬挂整齐，不得混乱缠绞，每2～3 m至少有一个线钩，其最低高度大于1.4m；11203机巷通讯、监测线靠帮顶部,以通讯、监测线分级间隔（间距≥100mm）悬挂整齐，不得混乱缠绞，其最低高度大于1.4m。如排设困难，与风、水管同侧时，其间距至少在0.3m以上，且在风水管上部。 二、管线敷设技术参数 表6 序号 名 称 规格型号 单位 数量 1 风 筒 Φ800 m 600 2 风 管 DN100 m 500 3 水 管 DN100 m 500 4 缆 线 监测线 m 500 附图711203机巷掘进期间管线布置示意图 第5节 设备及工具配备 一、设备及电缆选型 1、负荷情况 根据生产系统负荷情况统计，需在421车场安装移动变压器一台供电，综掘机装机总容量为221kW；皮带输送机、刮板输送机（根据运输长度安装单电机运行）装机总容量为120kW；局部通风机专用电源电压660V，取至中央变电所三专电源，装机总容量为60kW。 附表7 掘进期间660V负荷统计表 表7掘进期间660V负荷统计表 序 号 负荷名称 规格型号 单 位 数量 单机容量（kW） 总容量 （kW） 额定电流（A） 一 660V系统 1 掘进机 EBZ-135 台 1 221 221 242 2 皮带输送机 DSJ80/240 部 2 40 80 87.5 3 刮板运输机 SGB620/40T 部 1 40 40 43.7 小计 341 373 1 局部通风机 FBDNo.6.3-230 台 1 230 60 65.6 小计 60 65.6 2、设备选型 1馈电开关 ①在供电系统中安装馈电开关一台，作为综掘机、刮板机、皮带机的保护，根据现有设备情况，上述馈电开关均选择KBZ-400型真空馈电开关。 馈电开关的选型计算，额定工作总电流373A， KBZ16-400/1140（660）Z型真空馈电开关过流保护整定值400A。 2真空电磁起动器 ①皮带机控制开关 DSJ80/240皮带机电机额定功率均为40kW，工作电压660V时额定电流为43.8A，选择QBZ-120型真空电磁起动器一台,开关额定电流为120A 。 ②局部通风机控制开关 电机额定功率230 kW，工作电压660V时额定电流为65.6A，选择QBZ-2120SF型双电源多回路组合开关一台。 ③照明、信号127V电源选择ZBZ-4.0M型信号照明综保。 ④刮板机控制开关 SGB620/40T刮板机电机额定功率均为40kW，工作电压660V时额定电流为43.8A，选择QBZ-120型真空电磁起动器一台,开关额定电流为120A 。 3、电缆选型 ①掘进机电源电缆 考虑保护末端最小两相短路电流问题，选择MYP0.66/1.14-395＋125型电缆。电缆长时允许工作电流为260A。选择MYP0.66/1.14-395125型电缆符合要求 ②皮带机、刮板机电源电缆 根据负荷容量的大小，现有电缆情况，选择MY0.66/1.14-325＋116以上系列电缆均能满足要求。 ③变压器至馈电开关电缆 根据额定电流341A以及本矿现有电缆情况，选择MY0.66/1.14-370＋125型电缆。电缆长时允许工作电流为215A。两根并联使用符合要求。