11808运输巷掘进作业规程.doc

鹏程煤矿一采区 11808运输巷掘进作业规程 工作面名称11808运输巷 编 制 审 核 总 工 程 师 编 制 日 期二〇一七年二月二十五日 批 准 日 期二〇一七年二月二十五日 目 录 第一章 概 况 第一节 编 制 依 据3 第二节 巷道布置3 第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4 第二节 煤（岩）层赋存特征 5 第三节 地质构造10 第四节 水文地质11 第三章 巷道断面及支护 第一节 巷道断面15 第二节 支护设计15 第三节 支护工艺15 第四章 施工工艺 第一节 施工方法20 第二节 凿岩方式 20 第三节 爆破作业20 第四节 装载与运输23 第五节 巷道管线布置 24 第七节 矿压观测24 第五章 生产系统 第一节 掘进通风24 第二节 掘进运输 27 第三节 供水、排水及防尘28 第四节 供风29 第五节 通信30 第六节 供电30 第七节 安全监控31 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织32 第二节 循环作业33 第三节 主要技术经济指标33 第七章 主要管理制度34 第八章 安全技术措施 第一节 一通三防安全技术措施42 第二节 顶板管理45 第三节 爆破管理46 第四节 防治水管理50 第五节 机电管理50 第六节 运输管理52 第七节 其它53 第九章 灾害应急措施及避灾路线54 I 第一章 概 况 第一节 编 制 依 据 1、黔煤规字[2009]114号批复的煤矿开采设计方案。 2、黔能源发[2009]15号文批准的煤矿地质报告。 3、经安石公司批准的生产接替计划。 4、黔煤生产字[2008]1547号对毕节地区2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复 5、煤矿安全规程（2016版）和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范 6、依据矿井现阶段的实际生产情况。 7、其他相关的法律、法规 。 第二节 巷道布置 1、工程名称11808运输巷。 2、工程位置 11808运输巷位于1540运输平巷西侧，1804运输巷以北并平地1804运输巷布置，具体见巷道布置示意图。 3、工程用途及所处层位 担负11808运输巷采煤工作面的运输、通风、行人、排水；11808运输巷为半煤岩巷，工程处于M8号煤层中； 4、11808运输巷设计方位角、长度、工程量、坡度 11808运输巷设计方位角 开口方位角为267，预计工程量598m（其中专用回风巷48m）。坡度为0∽－2度; 5、11808运输巷的服务年限、开（竣）工时间等 11808运输巷的服务年限为11808采煤工作面回采结束。预计开（竣）工时间为2017年3月1日至2017年6月30日。 二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。 1、巷道规格 11808运输巷净宽3000mm，净高2300mm；S净6.9㎡。 2、技术要求 （1）采用锚网支护，使用等强度螺纹钢树脂锚杆，规格为Ф20mm*2000mm每根锚杆均使用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于1000mm, 锚杆间、排距为800mm800mm；断面形状为矩形。 （2）巷道施工要严格按照质量标准化的要求进行，巷道规格超挖部分不大于100mm，欠挖部分不大于50mm。 第二章地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。 井上下对照关系表 水平、采区 一水平一采区 工程名称 11808运输巷 地面标高（m） 1715 井下标高（m） 1536 地面的对应位置建筑物 地面为一无名山的北坡，无村庄，河流。 井下位置及与相邻关系 工作面北为本工程服务开采区；西为井田边界；1540运输平巷；南为11804已采结束运输巷。 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 本工程沿11804采空边沿沿空掘进，掘进不受临近巷道影响 2、 巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响 本工程沿11804已采面沿空掘巷，掘进不受临近巷道影响。 三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。 本工程为M8煤层巷道，因沿11804采空区沿空掘巷，存在采空区低洼积水、瓦斯沿煤体裂隙向巷道中渗透，煤柱小受采掘影响，煤柱易氧化等，掘进时加强瓦斯检查防止局部瓦斯积聚，及时清理排水沟，加强防火检查。 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（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析。 1、地层 （1）地层 矿区出露地层有第四系、三叠系下统夜郎组一二段、二叠系上统长兴＋大隆组、龙潭组；二叠系中统茅口组。现由新到老分述如下 1）第四系（Q） 为深灰、灰黑、褐黄色砂砾、砂土、粘土、亚粘土及腐植土，零星分布于缓坡及地势低洼地带。厚0～5m。 2）三叠系下统夜郎组（T1y） 覆于二叠系上统长兴大隆组之上，为一套开阔台地相碳酸盐岩与泥岩组成。底部为黄绿色薄层粉砂质泥岩，由于受构造影响，区内仅出露一二段地层，上部为灰色薄～中厚层状泥质灰岩。厚＞200m。 3）二叠系上统长兴＋大隆组（P3cd） 深灰色薄～中厚层生物碎屑硅化灰岩、燧石灰岩夹深灰、灰绿色泥岩。燧石呈层状分布，层间见沥清质。厚25-35m。平均厚度29.44m 4）二叠系上统龙潭组（P3l） 区内主要含煤层位，厚度128-145m，平均136.34m。按含煤岩性组合特征分为 上部长兴底至M11煤层的顶部，岩性以灰、深灰色薄～中厚层状砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩夹泥岩，岩层层理清晰，夹煤线。厚32-38m，平均厚度35.74。不含可采煤层。 中部从M11煤至M4煤层顶，岩性以灰色薄～中层状泥岩、泥质粉砂岩不等厚互层,局部夹中厚层泥质灰岩，含可采煤层及煤线。厚66.80-78.50m，平均厚度73.50m。含M11、M8两层可采煤层。 下部从M4煤层至煤系底部，岩性以黄褐、灰白色薄～中层状泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩薄层或透镜体，少量炭质页岩, 含可采煤层及煤线。底部为1～3m厚的灰色、灰白色泥岩及凝灰质泥岩，是黄铁矿的主要产出部位。厚25-31m，平均厚度27.10m。含3层（M4、M3、M2）可采煤层。 5）茅口组（P2m） 浅灰、灰白色厚层～块状微粒或致密灰岩。顶部夹条带状燧石结核，层间见沥清质。该段出露不全。厚＞100m。 （2）地质构造 矿区位于太园向斜南端。矿区内构造为一向西南缓倾的向斜构造，轴向约NE20，两翼地层倾角平缓，倾角5～7，平均6；轴部地层为三叠系下统夜郎组，两翼依次出露地层为二叠系上统长兴＋大隆组、含煤地层龙潭组及二叠系中统茅口组，矿区地层完整，地表未发现断裂构造。 矿区构造复杂程度类型应属简单类型。 2、煤层及煤质 （1）含煤性 矿区龙潭煤系含煤性较好，含可采煤层5层，即M11（已采空）、M8、M4、M3、M2煤层，平均厚4.64m，龙潭组含煤岩系平均总厚120m，可采含煤系数为3.87。 （2）可采煤层 M11煤层位于P31上部，厚1.55～1.65m，平均厚1.60m，平均倾角6，煤层结构较简单。顶板为粘土岩，伪顶为泥质粉砂岩，底板为砂质粘土岩。上距龙潭组顶界40m，下距M8煤层20m，在矿区内已采空。 M8煤层位于P31上部，厚1.30～1.70m，平均厚1.50m，平均倾角6，煤层结构较简单。顶板为粘土岩，伪顶为泥质粉砂岩，底板为砂质粘土岩。上距 M11煤层20m，下距M4煤层46.7m，在矿区内稳定可采，已部分采空。 M4煤层位于P31下部，厚0.80～1.10m，平均厚0.90m，平均倾角6，煤层结构较简单，为单一煤层。顶板为粘土岩，伪顶为泥质粉砂岩，底板为砂质粘土岩。上距M8煤层46.7m，下距M3煤层10.11m，属稳定的可采煤层。 M3煤层位于P31下部，厚0.80～1.30m，平均厚1.05m，平均倾角6，煤层结构较简单，夹矸石2～3层, 中部矸石厚0.05～0.10m。顶板为粘土岩，伪顶为泥质粉砂岩，底板为砂质粘土岩。上距M4煤层10.11m，下距M2煤层10.95m，属稳定的可采煤层。 M2煤层位于P31底部，厚1.20～1.80m，平均厚1.50m，平均倾角6，煤层结构较简单。顶板为粘土岩，伪顶为泥质粉砂岩，底板为砂质粘土岩。上距M3煤层10.95m，下距茅口组顶界5～10m，属稳定的可采煤层。 柱状图 表2-3-1 煤层特征表 煤层 名称 层间距 （m） 煤层 厚度 m 煤层 结构 稳 定 性 煤层 倾角 度 顶底板岩性 顶板 底板 M11 1.55-1.65 1.5 无夹矸 稳定 6 粘土岩 粘土岩 20 M8 1.30-1.70 1.5 无夹矸 稳定 6 粘土岩 粘土岩 46.70 M4 0.80-1.10 0.90 无夹矸 稳定 6 粘土岩 粘土岩 10.11 M3 0.80-1.30 1.05 含夹矸2-3层 稳定 6 粘土岩 粘土岩 10.95 M2 1.20-1.80 1.50 无夹矸 稳定 6 粘土岩 粘土岩 （2）煤质 1）物理性质 M8、M4、M3、M2煤层煤质特征为，煤岩呈乌黑色，条痕为灰黑色，油脂状玻璃光泽；具条带状、层状、块状构造；呈参差状、贝壳状断口，局部内生裂隙发育，节理面上见方解石薄膜。地表风化后呈粉末状。M2煤层中见星散状黄铁矿或团块。M8煤层呈块状，以宽条带状结构为主，常具贝壳状断口，油脂光泽。 煤岩煤类属亮煤质暗煤型和暗煤质亮煤型。煤的成因类型为陆植煤，煤牌号为无烟煤。 2）宏观煤岩类型 M8、M4、M3、M2煤层宏观特征均为煤岩呈乌黑色，条痕为灰黑色，油脂状玻璃光泽；具条带状、层状、块状构造；呈参差状、贝壳状断口，局部内生裂隙发育，节理面上见方解石薄膜。 3）显微煤岩组分 经少量煤岩样鉴定结果其煤岩显微组分由凝胶化基质、半丝炭化基质、丝炭化基质、丝炭、半丝炭、木煤等组成。 4）容重 各煤层的容重均为1.55t/m3。 5）化学性质 各煤层的原煤分析见表2－3－2。 表2－3－2 原煤工业分析成果表 分析项目 煤层编号 水 份 Mad（％） 灰 份 Ad（％） 挥发份 daf％ 固定碳 Fce 全 硫 S（％） 发热量 Mj/kg M8 M4 M3 M2 6）煤的用途 M8、M4、M3煤质主要为特低灰～中灰、特低硫、中热值～特高热值无烟煤，M2为低灰、中高硫、高热值无烟煤。可用于发电用煤、锅炉用煤及民用煤。 7）煤层风氧化带的确定 煤层在露头下垂深030m基本风化为泥岩，呈粉状，不能燃烧或发热量不大，30m以下呈块状，可燃烧。因此，确定煤层露头之下垂深30m为风氧化带下界。 二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。 1、瓦斯 （1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况 贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字[2008]1547号对毕节地区2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，大方县普底乡鹏程煤矿绝对瓦斯涌出量为4.32m3/min，相对瓦斯涌出量为62.21 m3/t，鉴定等级为高瓦斯。 （2）煤矿投产后瓦斯预测分析 矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小，随着矿井生产规模扩大和开采深度增加，矿井的瓦斯涌出会增大，因此，其鉴定结果的瓦斯数据不能作为投产后矿井瓦斯预测的数据。因此，该矿根据经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）标准，预测矿井瓦斯涌出量。 经计算，矿井的容易时期绝对瓦斯涌出量为13.55m3/min，相对瓦斯涌出量为21.46m3/t，困难时期绝对瓦斯涌出量为16.96m3/min，相对瓦斯涌出量为26.86m3/t。在生产中应加强矿井的通风和瓦斯抽放，满足矿井排放瓦斯的要求。 2、煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室和贵州省地质矿产中心实验室提交提交的M8、M4、M3、M2煤层的煤尘爆炸危险性鉴定报告， M8、M4、M3、M2煤层的煤尘均无爆炸性。矿井按无爆炸危险性进行设计。 3、煤的自燃倾向性 根据贵州省煤田地质局实验室和贵州省地质矿产中心实验室提交提交的M8、M4、M3、M2煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告， M8、M4、M3、M2煤层为三类不易自燃煤层。矿井按不易自燃矿井进行设计。 4、煤与瓦斯突出 根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字[2007]345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。根据贵州省能源局文件黔源能发[2009]151号“关于对毕节地区煤炭局关于请求审批百里杜鹃风景名胜区鹏程煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复”，M4、M3、M2煤层在＋1525m以上无突出危险。M8煤层和＋1525m标高以下的M4、M3、M2煤层没有做煤与瓦斯突出危险性鉴定 5、地温情况 本井田属地温正常区，无热害影响。 本工程上覆为M4煤层采空，掘进不受临近巷道影响 第三节 地质构造 一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。 矿区构造 矿区位于太园向斜南端。矿区内构造为一向西南缓倾的向斜构造，轴向约NE20，两翼地层倾角平缓，倾角5～7，平均6；轴部地层为三叠系下统夜郎组，两翼依次出露地层为二叠系上统长兴＋大隆组、含煤地层龙潭组及二叠系中统茅口组，矿区地层完整，地表未发现断裂构造。 矿区构造复杂程度类型应属简单类型。 第四节 水文地质 1、矿区水文地质条件 矿区属长江流域乌江水系六冲河支流下洞河上游西溪河。所处位置属赤水河和六冲河之分水岭地带，为侵蚀剥蚀低中山地貌，受六冲河支流下洞河的切割影响，地形相对较陡，冲沟发育，地势中间高四周低，相对高差338m。下洞河谷为矿区最低侵蚀基准面，标高为1189.60m，矿区采矿标高1370～1700m，位于侵蚀基准面以上。 2、地表水 矿区范围内无大的河流，但沟谷发育。地表水主要接受大气降水，其丰、枯取决于大气降雨量。矿区大气降雨量较为丰富，地表水除部分沿岩石裂隙或层间裂隙渗入地下外，大部分地表水通过片流的形式汇入溪水，再汇入江河。地表水排泄为区内的重要排泄途径。 3、地下水 矿区东部有3处泉眼，自原鹏程主井旁流过，流量分别约0.6l/s、0.3l/s、0.2 l/s，西部有一山涧溪流自原普华煤矿主井、风井口下主流过，流量7.3～12.2 l/s。矿区地下水主要含水层特征如下 （1）第四系 矿区第四系堆积物主要为残坡积层，由风化的岩石碎屑组成，厚度多在5米以内，其位置较高者为透水层，反之则为弱含水层。地下水多由此层分散泄出，PH8，为弱碱性水。 （2）夜郎组T1y 主要为薄至中厚层灰岩夹砂泥岩，灰岩中岩溶发育，为中等富水的含水层。该组底部9～20m为薄至中厚层泥岩、砂质泥岩，是较好的阻水层，受其阻隔，使岩溶含水层与龙潭组煤系地层水力联系不明显，但区内为一缓倾向斜，其轴部在矿区范围内，该含水层的存在对煤层开采具有一定影响。 （3）长兴、大隆组（P3cd） 呈窄条状分布，岩性为中厚层燧石灰岩、泥灰岩、夹泥质粉砂岩。为含水层，但因其出露宽度及厚度有限，接受大气降水补给的条件及地下水的迳流条件较差，岩溶不发育，故其含水性较弱，对煤层开采影响较小。 （4）龙潭组（P31） 为一套海陆交互相含煤岩系，岩性由薄中厚层的细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩、粉砂质粘土岩等组成互层夹煤层。据实地调查，采煤坑道为潮湿、干燥状态，仅局部地段坑道中沿裂隙可见滴水及渗水现象，说明该含水层的富水性较差，对煤层开采影响极小。其地下水接受大气降水补给，由于冲沟两侧边坡较陡，地下水排泄条件较好。 （5）茅口组（P2m） 该层位于开采层煤层之下，岩性以浅灰色至深灰色厚层、块状灰岩为主，岩溶发育，区域上为强岩溶含水层。该含水层中的地下水以垂直循环为主，形成较厚的垂直循环带，地下水埋藏较深，矿区东部有串珠状的岩溶洼地及落水洞，因而该组为透水层而不含水，但M2煤层下距此地层5～10m，M3煤层下距此地层15.95～20.95m，此地层对M2、M3煤层的开采影响较大，尤其在开采向斜轴部煤层时，有突水的可能。 4、矿井开采后水文地质变化 （1）矿井涌水量 地下水沿矿井顶板裂隙呈点滴状透入井巷，矿坑充水的主要因素为裂隙水，包括岩溶裂隙、层间裂隙、节理，原普华煤矿主井总涌水量达到180～240 m3/d，一般200 m3/d，原鹏程煤矿主井口总涌水量达220～280 m3/d，一般240 m3/d，可见矿坑充水危害不大。 （2）矿坑涌水量估算 矿山开采改变了地下水的补、迳、排条件，导致了矿区范围内及周围地下水的疏干，矿井的直接与间接充水对矿山深部斜井开采构成影响，导致其涌水量将进一步增加。矿区为一向斜构造，矿井开采为自两翼向深部轴部倾斜开采，矿井地下水将向向斜轴部汇集，致矿山开采至向斜轴部时地下涌水量大增，预计在开采底部煤层M2至向斜轴部1460m水平时，矿坑总涌水量为向斜两翼各煤层总涌水量之和，估算将增至7960 m3/d。如遇断层或开采时沟通上部岩溶含水等其它导水因素，矿坑涌水量会进一步增加。 据矿区水文地质条件分析，矿坑涌水量与矿井开采深度及开采面积有关。由于缺少钻孔抽水试验资料，现仅采用比拟法计算矿坑涌水量。 采用经验计算公式 Q＝Q1 式中Q、Q1预算及实际矿坑涌水量（m3/d） F、F1 预算及实际采空区面积（m2） S、S1 预算及实际水位降低（m） 比拟法矿坑涌水量计算参数统计计算表 煤层 现矿坑涌水参数 预测矿坑涌水参数 位置 最低 标高 m 最高 标高m 降深 m 采空 面积 m2 涌水量 m3/d 最低 标高 m 降深m 计算面积 m2 涌水量 m3/d M8 向斜东 1590 1625 35 83625 240 1510 65 367875 685 向斜西 1540 1575 35 138175 200 1510 65 574600 555 M4 向斜东 1645 1480 165 818450 1630 向斜西 1560 1480 80 443800 542 M3 向斜东 1640 1470 170 838050 1674 向斜西 1560 1470 90 454325 582 M2 向斜东 1630 1460 170 852925 1689 向斜西 1555 1460 95 462275 603 合 计 7960 注M3、M2煤层尚未开采，现参数用M8煤层涌水参数替代，由于深部受季节影响小，在此仅取矿井一般涌水量值计算；各煤层间距较近，坑道穿过各煤层间的含水层厚度未予考虑。 5、水文地质问题及预防措施 矿井开采的主要水文地质问题 A、随着矿山的进一步开采，巷道涌水量将进一步增加； B、矿山主井均分布于冲沟旁，暴雨季节冲沟汇聚降水，当地表水高于井口时，地表将产生倒贯进行矿井引起矿井充水； C、矿区岩溶发育，当矿山开采沟通上部岩溶通道时，易致矿坑充水； D、矿山开采煤层下距二叠系中统茅口组仅数米，当掘穿岩深通道时，易使矿坑发生突水； E、矿区开采年代较久，废弃的老窑较多，老窑多沿向斜两翼煤线分布，沿煤层倾向延伸可达数百米，且多为斜井，自然排水条件差，产生了一定量的积水，从矿井开采情况看，老窑及其采空区遍布整个矿区，老窑水的存在对矿区的开采有极大的影响，使矿山水文地质问题复杂化； F、矿山南与渝兴煤矿相邻，采矿时地下水易贯通，相互造成影响。 预防措施 矿山在开采过程中，应备齐抽排水设施，加大地下水的抽排力度；应修建排水沟，保持排水通畅；特别注意不破坏隔水层；避免与邻相地下水、老窑水、岩溶水的贯通，坚持“有疑必探，先探后掘，先探后采”的原则，避免出现矿坑突水事故。 6、水文地质类型 综上所述，矿区处于斜坡地带，地形相对较陡，有利于地下水自然排泄。矿区可采煤层位于当地最低侵蚀基准面之上地势较高处，地表无山塘、水库等地表水体存在，构造简单，煤层顶底板隔水层对水有一定的阻隔作用，不与煤系地层中的地下水产生明显的水力联系，但含煤地层富水性中等，岩溶发育，矿区有多处老窑存在，且积水丰富。因此，矿区水文地质条件属中等类型。 第三章 巷道断面及支护 第一节 巷道断面 一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。 根据已通过的开采设计，巷道断面形状选择为矩形。 二、巷道断面设计净断面的设计，必须满足通风、行人、运输等且按支护最大允许变形后的断面确定并计算有关数据，计算出巷道计算掘进断面积、掘进断面积、净断面积。 巷道规格净宽3000mm，净高2300mm；S净6.9㎡。 第二节 支护设计 一、巷道永久支护根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，支护材料、支护参数等。确定永久支护与工作面的最大、最小距离。 （一）永久支护 一、巷道采用锚网支护作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆，Ф4.2钢筋网，网孔规格为100mm100mm，锚网支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过600mm时及时安装锚杆，全断面挂网（含帮）。本工程拟布置11根锚杆（顶4根，两帮各3根），锚杆排间距为800mm800mm。 （二）按悬挂理论计算锚杆参数 1.锚杆长度计算 L KH L1 L21.9m 式中 L---锚杆长度,m H---冒落拱高度,m. K---安全系数,一般取K2 L1---锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4㎡ L2---锚杆在巷道中的外露长度,一般0.1m. 其中 HB/2f3.2/230.7m 式中 B巷道开掘宽度,取3.2m f---岩石紧固性系数,砂岩取3.0 则 锚杆间距.排距计算设计时零间距.排距均为a,则 a 式中 a---锚杆排距，m。 Q---锚杆设计锚固力，64kN/根 H---冒落提高度，取0.7m. r---冒落吊砂岩的重力密度,取19.992kN/m3 K---安全系数,一般取K2. 1.51m 施工时取a800mm 通过以上计算,选用直径20mm，长度2000mm的等强度树脂锚杆,锚杆间、排距800mm.锚杆打设后要及时全断面挂网，相邻两块网之要压茬连接，压茬长度不小于100mm,每隔200mm有一个连接点（用10铁丝）。爆破前锚网支护到工作面距离不小于0.5m，爆破后锚网支护到工作面不大于1.8m；当围岩稳定性较差时，锚杆间、排距缩小至600mm。 （三）锚网工程质量规定 附锚网支护巷道工程质量规定表 项目 质量标准（mm） 部位 巷道规格及名称（mm） 11808运输巷 巷 道 净 宽 左 帮 ≯100 1500 右 帮 1500 巷道净高 50 中线处 2300 锚固力 顶 70KN/根 两帮 64KN/根 锚杆布置 100 顶 800800 左 1000800 右 1000800 锚杆规格 Ф202000 锚杆安装 人工安装 水 沟 30 深度 200 宽度 300 锚杆距迎头 ≯700 水沟距迎头 30000 工业卫生 三无一畅 清洁卫生 二、巷道临时支护方式明确临时支护的方式，支护材料等，确定临时支护与工作面的最大、最小距离，临时支护移动规定等。 临时支护采用矿用2根3.6米长9矿用工字钢梁间距1.6米（居中间二根锚杆位置）平行悬挂在巷道顶上，上面使用三根厚100mm长3m半园木或扁木横铺做网托板，其上铺钢筋网做临时支护，最大控顶距离1.8m。爆破后敲帮问顶将矿工钢由外向里推移，铺网、铺木托板。 三、临时支护与永久支护间、临时支护与新暴露的顶板间的支护衔接等。 1、放炮后，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、方可开始工作临时支护的工作。 2、作好临时支护后，才能出碴。打锚杆眼前要先敲帮问顶，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50mm，眼向误差不大于15，打锚杆眼时要垂直岩面，与顶板最小角度≥75。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1.95米；锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在临时支护的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。附图11808运输巷支护平面图 第三节 支护工艺 一、支护工艺及要求 （一）、支护材料 1、锚杆及锚固剂锚杆采用5（A5）钢制成的等强度树脂锚杆，Ф20mm，长度为2000mm，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于1000mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格为长＊宽150150mm，采用6mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm每块长度为500mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为Z2560,每根锚杆锚固力不小于64KN。 2、网片采用Ф4.2筋制作的经纬网，网的规格为长宽20001000mm，网格为长宽100100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻2块网之间要用10铁丝连接，连接要均匀布置，间距200mm。 （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50mm，眼向误差不大于15，打锚杆眼时要垂直岩面，最小角度≥75。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，深度杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在临时支护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。 安装锚杆 安装前，应将眼内的积水、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，先把2块树脂锚固剂送入眼底，再将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用锚杆机套专用套筒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，方可撤出锚杆机，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，紧上螺帽，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120N.M。锚杆必须随打随安，确保锚杆盘不松动。 二、支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施 1、支护工序为敲帮问顶→临时支护→打锚杆挂网 2、规定和要求 锚杆支护质量及巷道日常监测 1、巷道锚杆必须紧跟迎头施工，打一个眼，锚固一根锚杆，防止顶板离层破坏，维持顶板的稳定性。 2、要定期对巷道锚杆支护的锚固质量进行检查。 3、检测锚固质量要作拉拔试验。巷道每掘进30-50m或每施工300根抽样一组（3根）进行检查，拉拔加载至锚杆设计锚固力。 4、锚杆锚固质量合格条件受检测的3根锚杆锚固力都应符合要求。如本组锚杆出现不合格的，再抽查一组（3根），如仍有不合格的，应组织有关人员研究锚杆质量不合格的原因，并采取处理措施。 5、锚杆螺母扭矩应符合要求，每小班逐根进行螺母扭矩的检验。 6、所有采用锚杆支护的煤巷都应进行日常监测，监测的主要内容是顶板离层量与顶板、两帮相对移近量以及锚杆锚固力。 7、在掘进与回采影响期间应每天监测一次；其它时间每周监测一次。 8、当出现围岩移近速度急剧增加时，召集有关人员调查原因，并采取相应措施。 9、出现锚杆锚固力急剧增大时，要立即查明原因，并采取相应措施。 三、备用支护材料的品种、数量、规格型号、存放地点规定。 井下常备用有锚杆50根、锚网20张，锚固剂一箱，方木20根，存放在距迎头50米远的巷道中，靠帮码好并挂牌管理。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、掘进方法采用光面爆破，人工打眼、放炮、人工装岩，机械运输。爆破采取全断面一次打眼一次装药一次爆破（同次装药必须一次启爆）。 二 、钻眼方法、爆破设备的选择与配备 1、钻眼方法采用气腿式风钻人工湿式打眼，煤岩软时使用煤电钻或气动手持式风钻打眼 2、钻眼工具 （1）气腿式风钻 1）、YT-28型风钻二台其中一台备用。 2）、钻杆Ф282.3M中空六角钻杆（配一根1.2M）。 3）、钻头Ф42mm一字型风钻钻头。 （2）气动锚杆钻机 MQT－120/2.3气动锚杆钻机二台 （3）电煤钻或手持气动风钻 1）、MZ-1.5电煤钻台其中一台备用或ZQHS-20/11气动钻机。 2）、钻杆Ф28麻花钻杆。 3）、钻头麻花钻头 3、爆破器材 1使用 1～5段毫秒电雷管，其延期时间不超过130ms； 2 三级煤矿许用乳化炸药； 3 MFB-500型发爆器一台； 4 放炮母线阻燃两芯橡胶电缆。 第二节 施工工艺 接班准备→安全检查→打眼→装药→连线→撤人设置岗哨→放炮→通风安全检查及防尘洒水→临时支护→出矸及运料→永久支护→文明卫生→交班。 第三节 爆破作业 一、爆破参数的确定 施工方法为钻爆法，设计按照光面爆破的技术要求，全断面分一次装药一次爆破，先起爆掏槽眼和辅助眼，后起爆底眼和周边眼，采用三级煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管爆破，正向装药结构，联线方式为串联，采用MFB-500型专用发爆器起爆。 二、爆破说明书 1掏槽方式采用复式掏槽； 2爆破方式当头一次装药一次起爆。 3炮眼布置这些炮眼布置是在一般情况下采用，在实际工作中根据岩石的硬度和层理厚度及岩性节理发育情况适当增减眼数和装药量 4）原始爆破条件及爆破参数 爆破说明书 眼 号 炮眼 名称 炮眼深度（米） 深度小计（米） 装药量 角度 爆破顺序 联线方式 卷/眼 计（Kg） 水平 垂直 12 煤掏 槽眼 2．2 4．4 2 1．2 78 90 Ⅰ 串联 3 煤掏 槽眼 2．0 2．0 2 0．6 90 78 Ⅰ 4-7 辅助眼 2．0 8．0 3 3．6 90 90 Ⅱ 8.9.11.12.14.15 煤周边眼 2.0 12.0 3 4.5 90 90 10.13 煤顶角眼 2.0 4.0 3 1.2 85 5 17.18.19 岩底眼 2.0 6.0 4 3.6 90 －5 16.20 岩底眼 2．0 8．0 4 2．4 85 -5 Ⅲ 合计 44．4 17．1