9215辅运顺槽及联巷作业规程.docx

山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司 9215辅运顺槽及联巷掘进作业规程 目 录 第一章 工作面基本概况1 第一节 概 述1 第二节 编写依据2 第二章 地面相对位置及地质情况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 地质构造情况4 第四节 水文地质4 第五节 存在的问题及建议5 第三章 巷道布置及支护说明6 第一节 巷道布置6 第二节 矿压观测7 第三节 支护设计8 第四节 支护工艺13 第五节 支护设计计算17 第六节 巷道中线管理21 第四章 施工工艺21 第一节 施工方法21 第二节 机掘工艺流程22 第三节 过特殊区段的施工工艺23 第四节 巷道开口施工工艺24 第五节 装载与运输24 第六节 管线及风筒敷设25 第七节 设备及工具配备26 第五章 生产系统27 第一节 通风系统27 第二节 压风系统30 第三节 供水系统30 第四节 排水系统32 第五节 运输系统33 第六节 综合防尘34 第七节 防灭火35 第八节 供 电37 第九节 通信、信号、照明系统37 第六章 劳动组织及主要技术指标38 第一节 劳动组织38 第二节 作业内容循环图表40 第三节 主要技术经济指标40 第八章 工程质量及文明生产管理40 第一节 工程质量验收要求41 第二节 文明生产管理要求41 第三节 机电设备管理要求44 第九章 专项辨识评估重大安全风险清单48 第十章 安全技术措施49 第一节 开工措施49 第二节 顶板管理安全技术措施50 第三节 机掘作业安全技术措施53 第四节 巷道支护安全技术措施55 第五节 机电检修、机电设备安全防护技术措施59 第六节 运输、装卸车、抬运设备安全措施62 第七节 防治水安全技术措施66 第八节 巷道特殊作业施工安全技术措施69 第九节 “一通三防”安全技术措施70 第十一章 煤质管理要求73 第十二章 职业病预防控制措施73 第十三章 灾害应急措施及避灾路线80 3 第一章 工作面基本概况 第一节 概 述 一、巷道名称、地面位置与相邻巷道的关系 1、巷道名称9215辅运顺槽及其联巷 2、地面位置9215辅运顺槽及其联巷地面位置位于井田东部，原观音堂煤矿工业广场以南，北祖煤矿工业广场东北方向980m，东风井工业广场以西400m。地面标高1510-1630m，地表为低山丘陵黄土掩盖地貌，植被少，树枝状“V”字形沟谷发育，地表无水体、河流及铁路通过。工作面中部地面位置存在一山阴县国有炸药库，长宽约100m，面积7666.2㎡，目前仍在使用；另工作面南部有玉马公路通往马营方向，大致沿东北方向穿过工作面地表。 3、相邻巷道关系该掘进工作面开口于东辅运巷中部，西侧为9215设计工作面，东侧与9217设计工作面相邻，区段煤柱20m，掘进范围上方有原顺风煤矿、原观音堂煤矿开采形成的4层采空区及老巷，距上覆采空区及老巷约7-10m，掘进期间需要加强对上部4层采空区及老巷的探查。 二、巷道性质用途 9215辅运顺槽为9215设计工作面准备巷道，为9215设计工作面回风通道和人员、材料运输通道。 三、巷道设计长度及服务年限 9215辅运顺槽平距2407.4m，辅运联巷设计长度83m，回风联巷设计长度80m。 服务年限19个月。 四、预计开竣工时间 本掘进工作面预计自2020年6月10日开工，预计2021年3月10日竣工。 附图1-19215辅运顺槽及联巷巷道布置平面图 第二节 编写依据 一、9215辅运顺槽及辅运联巷业务联系书 二、9215辅运顺槽及联巷设计 三、煤炭工业济南设计研究院编制的山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司矿井49煤层巷道支护方案设计 四、9215工作面地质说明书 五、山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司煤矿生产地质报告 六、山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告 七、煤矿防治水细则和山西省煤矿老空水害防治工作规定 八、2019年度北祖煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告 九、2019年度北祖煤矿作业场所职业病危害因素检测报告 十、北祖煤矿9215工作面专项辨识评估安全风险清单 十一、北祖煤矿2020年辨识评估安全风险清单 十二、山西省煤矿顶板管理规定 十三、煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法（试行） 十四、煤矿安全规程、煤矿工人技术操作规程、煤矿井下综合防尘技术规范、煤矿采掘工作面高压喷雾降尘技术规范、煤矿井下低压电气标准、煤矿“一通三防”管理规定等 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 表2-1 井上下关系对照表 概 况 煤岩层 名称 9（49）煤层 长度（m） 2407.4 断面（㎡） 14.57 巷道名称 9215辅运顺槽 地面标高（m） 15101630 煤层底板标高m 13551430 地面位置 9215辅运顺槽及其联巷地面位置对应井田东部，原观音堂煤矿工业广场以南，北祖煤矿工业广场东北方向980m，东风井工业广场以西400m。地面标高1510-1630m，地表为低山丘陵黄土掩盖地貌，植被少，树枝状“V”字形沟谷发育，地表无水体、河流及铁路通过。工作面中部地面位置存在一山阴县国有炸药库，长宽约100m，面积7666.2㎡，目前仍在使用；另工作面南部有玉马公路通往马营方向，大致沿东北方向穿过工作面地表。 井下位置及相邻采掘情况 该掘进工作面开口于东运输巷，西侧170m为9215运输机巷，东侧与9217设计工作面相邻，安全煤柱20m，掘进范围上方有原顺风煤矿、原观音堂煤矿开采时形成的4煤层采空区及老巷，距上覆采空区及老巷约5-10m，掘进期间需要加强对上方4层采空区及老巷的探查。 第二节 煤、岩层赋存特征 表2-2 煤 岩 层 情 况 煤层厚度m 平均8.0m 煤岩层产状 走向NE 倾向NNW 倾角近水平 9215辅运顺槽掘进工作面层位为9煤层，根据已有地质及钻探资料分析9煤层走向NE；倾向NW；倾角近水平；9煤层上距4煤层1.1-4.2m，9煤层厚3.3-4.5m，含有3层夹矸，煤层结构复杂。4煤层已被原顺风煤矿、原观音堂煤矿开采，其内有采空区及老巷。 M A V Q FC S Y 工业牌号 2.38 29.06 39.96 20.72 0.8 ＱＭ 煤 层 顶 底 板 情 况 顶板名称 岩石名称 厚度m 岩石特征 老 顶 砂岩 5.81-11.26m 细至中粒砂岩，白色钙质胶结 直接顶 泥岩 1.1-4.2m. 灰色、块状 直接底 泥岩 1.5-1.9m 灰黑色泥岩、块状 老 底 砂岩 8.2-12.0m 中至粗粒砂岩，白色钙质胶结 附图2-19215辅运顺槽及联巷综合柱状图 第三节 地质构造情况 1、冲沟9215辅运顺槽掘进范围内地表发育两条冲沟，冲沟常年无积水，对掘进工作无影响； 2、褶曲根据现有地质资料分析，9215辅运顺槽工作面基本为一单斜构造； 3、断层根据现有地质资料分析，预计在9215辅运顺槽自开口向北掘进至2000m左右时将揭露F9正断层，断层走向N35E，倾向SE，倾角50-60，落差5.0m，另工作面在掘进时可能会有落差小于3m的断层揭露； 4、其他根据现有资料分析，在9215辅运顺槽掘进范围内无陷落柱、岩浆岩体、冲涮带等构造。 第四节 水文地质 1、大气降水及地表水地表无水体，只在雨季时低洼处有短时性降雨汇集。受工作面地形影响，大气降水主要是地表径流由沟谷排出井田，可通过孔隙、裂隙、地裂缝、塌陷等补给地下水和采空区，对掘进无影响。 2、根据岩性煤层顶底板主要有4个含水层组，分别是①上第三系、第四系孔隙含水层组，受大气降水补给，补给条件差；②风化壳潜水含水层组，风化裂隙发育，但含水量不大；③煤系地层砂岩含水层组，富水性弱；④奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层组，全组厚300-400m，水位标高约为1170-1173.5m，4、9、10、11煤层中最下部的11煤层底板标高1365.37-1408.43m，高于灰岩水位160m，不存在带压开采现象。 3、老空水9215辅运顺槽掘进范围上方有原顺风煤矿、原观音堂煤矿开采时的4层采空区及老巷，在采空区及老巷低洼处可能存在少量积水，在掘进中严格执行“预测预报、先探后掘、探掘分离”的探放水原则，在探清前方90m范围内上部采空区积水情况后再继续掘进，确保上覆采空区无积水后方可继续向前掘进，发现有透水征兆立即撤人，并汇报调度室。 4、掘进范围内可能揭露小断层外，预计无其他构造，断层与含水层无导水通道，不存在导水。 综上分析，9215辅运顺槽掘进范围内主要水患为老空水，掘进期间应严格按照相关规定探清采空区积水情况后再继续掘进。预计9215辅运顺槽外正常涌水量0.1m/h，最大涌水量为3.6m/h。 第五节 存在的问题及建议 存在问题及建议 1、掘进时必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后掘”的防治水原则，采取物探先行，钻探验证，化探跟进的综合探测手段，探查清楚掘进前方90m范围内采空区及老巷位置和积水、积气情况，确认前方允许掘进范围内无安全隐患后方可继续向前施工。 2、掘进过程中发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，发出警报，立即撤出所有受水患威胁地点的人员，报告矿调度室，待防治水人员查明涌水原因，根据水害情况及时采取措施。 3、根据现有地质资料分析，预计在9215辅运顺槽掘进过程中将会揭露F9正断层，断层处围岩较为破碎，在掘进至断层附近时，施工单位及时编制过断层安全技术措施，必要时改变支护方式。 4、掘进过程中遇应力集中区时，及时采用架棚支护。 5、掘进期间严格按照地测科所给定的中腰线进行施工，掘进期间皮带摆放应尽量不影响巷道中线测量。 6、加强排水设施的维护和管理，保证工作面排水系统的正常运行。 7、巷道内的通风设施需要爱护并经常检查，一旦发现损坏及时维护，保证通风设施完好。 8、掘进期间巷道要进行顶板离层监测、锚杆和锚索拉拔检测、十字布点法等方式监测顶板来压情况。 9、安检员、瓦检员应密切注意9215辅运顺槽及联巷迎头顶板、气体变化情况，瓦检员应随时监测工作面有毒有害气体浓度，防止有毒有害气体超限，保证掘进工作面内风质和掘进工作的顺利进行。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 巷道施工位置及布置形式 1、巷道开口位置在东运输巷,DZ4点为巷道开口中心点，DZ4点坐标X4397099.9751;Y37640979.4785;顶板标高1387.392；底板标高1384.447；方位35907′15″，设计长度2410m。 2、巷道矩形掘进断面规格宽高4.7m3.3m,长度45m，其余断面宽高4.7m3.1m。掘进断面为14.57㎡；净断面为13.5㎡。 3、支护参数采用锚网索＋钢带联合支护,锚索布置为长度小于6m的锚索每排2根。 4、巷道开口即按10上山施工,追上10煤层底板，跟10煤层底板施工。 5、巷道开口45m高度3.3m，其余3.1m，开口45m每排2根锚索。 6、开口处东侧抹角不大于3.0m3.0m，以综掘机能正常掘进为准。 7、辅运联巷从9215辅运顺槽内L1点开口，两侧抹角3.0m3.0m，巷道方位270，L1-L2点巷道长度16.702m,两巷间净煤柱12m，巷道坡度-50000“,而后巷道方位调整为17907′15″,从L2点至东运输巷南帮距离为26.553m，巷道坡度-3‰,然后按-736′02″下山施工与东辅运巷贯通,距离为39.537m。 8、辅运联巷与东运输巷层间距0.82m。在立交处东运输巷前后2m，长度8.7m，采用T型对棚支护，棚间距600mm（中-中），支护时棚与棚间钢筋拉条、撑木上齐，帮部、顶部用半圆木背实背严，T型棚靠皮带架外侧再打联锁木垛加强支护。 9、根据现有地质资料分析，预计在9215辅运顺槽及联巷自开口向北掘进至2000m处时将揭露F9正断层，断层走向N35E，倾向SE，倾角50-60，落差5.0m，过断层措施另行编写。 10、巷道施工出现低洼点时，必须施工水泵窝及时安设水泵排水，水仓硐室规格长2000mm高1500mm深1000mm，水仓位于巷道左帮，进入帮壁1000mm深。水仓规格长2000mm宽1000mm深1000mm，水仓容量2m3. 11、巷道在掘进施工中每前进100m必须安设一块里程牌，风水管路编号管理。 12、9215辅运顺槽左帮每施工300m施工一个调车硐室，规格长5000mm宽4700mm高3100mm，硐室开口处两侧分别抹角2m2m。 13、若顶板破碎时，采用喷浆封闭，初喷厚度50mm，复喷厚度50mm，喷厚100mm，砼等级C20。 14、9215辅运顺槽及联巷如遇巷道坡度较大或揭露断层段，巷道底板较软时，采取巷道铺底处理，铺底厚度150mm，采用混凝土浇筑，强度等级为C25。 15、工作面每隔3米施工一组短探，每组2个短探孔，短探施工深度8m，打设位置在两排钢带中间距两帮各400mm顶板处，施工角度为前倾60，短探施工完毕必须用AB混合液配合麻袋片封堵严密，封孔位置在孔口向内1.5m左右。 第二节 矿压观测 该巷道要进行顶板离层监测、锚杆和锚索拉拔检测、顶板采用十字布点监测。监测内容、目的及手段见表3-1。 表3-1 矿压观测内容、目的及手段一览表 序号 观测内容 观测目的 观测手段 1 顶板离层 监测顶板稳定状态 离层指示仪 2 锚杆受力 检测顶锚杆强度≮78KN（14Mpa） 帮部锚杆强度≮50KN（10Mpa） 锚杆拉拔仪 3 锚索受力 检测锚索强度≮100KN（21Mpa） 锚索张拉仪 4 螺母扭紧力矩 检测锚杆安装质量 扭力扳手 5 矿压观测 巷道是否变形 布点实时观测 表3-2 检测工具一览表 序号 工具名称 规格型号 单位 数量 1 锚索涨拉仪 MQ18-180/55 台 2 2 锚杆拉拔仪 ZY-30T 台 2 3 扭力扳手 AWG6-500 把 2 顶板离层监测仪在巷道开口处设置第一个，每隔50m设置一个，所有硐室口处设置一个，顶板破碎处及断层处设置一个。根据晋应急发【2019】299号 关于印发山西省煤矿顶板管理规定的通知，顶板离层仪观测周期每2天观测一次；掘进顶板离层值超过50mm，要停止掘进，采取措施进行处理；掘进顶板离层值超过100mm，必须立即撤出人员，及时汇报矿总工程师，进行处理。 十字围岩观测点安设在顶板离层仪前后2米处，巷中顶板位置，随顶板离层仪安装同时设置十字围岩观测点，十字围岩观测点观测周期为每7天观测一次。 锚杆、锚索拉拔检测以及螺母拧紧力矩每300根检查一组，锚杆检查数量不少于9根、锚索检查每组不少于3根，拉拔力检查锚索不小于100KN（21Mpa，顶板锚杆不小于78KN（14Mpa），螺纹钢帮锚杆不小于50KN（10Mpa。 第3节 支护设计 一、临时支护 1、综掘机机载临时支护 （1）设备概况 ZLJ-20掘进机机载临时支护装置操作规程适用于综掘工作面掘进头的临时支护，配置在掘进机切割部，在不影响掘进机正常截割作业的前提下，利用掘进机液压系统为动力源，实现临时支护，同时可以托起特殊支护条件下的锚网和钢带或槽钢，机械化程度高、安全系数高、劳动强度低，不仅提高了掘进效率，而且使工人的安全得到有效保障。掘进过程中如果临时支护不能使用时，改为前探梁临时支护施工。 （2）工作原理 机载临时支护装置工作时，用综掘机的原站供油，打开两位三通操作阀连通至支护的油路，操作换向阀的各个手柄来完成预先设定的动作。 （3）主要结构组成及作用 ZLJ-20机载临时支护装置由顶梁架、连接器、主机架、油缸、插装双向锁、高压油管路、分流集流阀、控制操作阀、溢流阀、两位三通阀、高压过滤器等组成。 ①顶梁架是机载临时支护的主要组成部分，对顶板进行临时支护，有一个初撑力，工人能够安全地打锚杆，当出现冒顶时，工人能快速地从顶梁架下撤离出来，保护矿工的人身安全。顶梁架上设有强磁铁，方便钢带和锚网的固定，避免滑落。 ②连接器起到承上启下的作用，是顶梁架与其他机构连接的连接点。 ③主架是机器的主机架，包括站套、站管，内装有φ50的油缸。 ④控制操作阀是液压系统的换向机构，通过操作手柄，转换油路方向，来改变给油缸的动作，操作阀上插装有溢流阀。 ⑤溢流阀防止局部压力过高而出现危险，起到安全保护的作用。 ⑥油缸是支护液压系统中的执行机构，本体插装液压锁，可实现自身的自锁。 ⑦分流集流阀通过流量控制，保证油缸的运行同步。 ⑧高压油管路和高压油路过滤器均属于液压系统中的辅助原件。 （4）准备工作 ①操作前首先检查顶帮完好情况,保证工作区域安全、整洁和无障碍物。 ②所有千斤顶、立柱无串、漏液现象，发现问题及时处理。 ③所有操作阀无串、漏液现象，不工作时，所有手把打到零位。 ④护帮、护正面煤板无变形、断裂。 ⑤所有支撑梁无开焊、开裂现象。 ⑥液压系统、安全保护装置正常可靠，零部件应完整无缺，各部连接螺栓、销轴、限位销齐全、紧固。 ⑦液压系统各联接装置的卡子应齐全牢固，油管吊挂整齐，无破损挤压。 （5）操作步骤 ①当掘进工作完成后，将掘进机停放在巷道的中线上，将炮头落地。 ②更换两位三通阀的油路方向，将油路更换至支护系统，掘进机处于闭锁状态； ③把锚网或者钢带放在顶梁架上（对于前伸或侧伸等特殊型号的支护，应根据现场实际情况，先将前伸或侧伸打开，再将钢丝网、钢带铺放在顶梁架上）； ④首先将顶梁架抬起部分（φ80油缸），然后再将站套翻转至炮头前方（φ100油缸），完成翻转动作后，伸出站管（50油缸可分别控制），使顶梁架贴在顶板上，如果巷道顶板有倾斜度，可调整站管的行程来适应巷道角度； ⑤打完锚杆后，先控制φ50油缸，落下站管，再控制φ80和φ100油缸，将支护折叠在掘进机上，完成一个工作循环。 （6）安全注意事项 ①ZLJ-20机载临时支护装置使用由综掘机司机负责操作台工作，同时有专人观察指挥把钢带、锚网放在顶梁架上。 ②综掘司机应了解本机的性能特点，熟悉操作规程，掌握操作要领，并具有独立排除故障能力经技术培训考试合格后方能上岗。 ③在遇到较窄的巷道掘进时，应随时调整位置，避免侧帮挂碰。 ④每班确保保护罩固定螺丝紧固，防止护罩震落后50油缸下轴窜出。 ⑤定期清理油箱和过滤器。 ⑥不得随意拆卸液压件，严防脏物进入管路，污染液压油和液压原件。 ⑦在使用支护装置时，绝对不能动综掘机，否则会造成设备损坏，影响生产。如必须进行调整时，应提前把支护装置收回，最低要求也要把站管（50缸）落下，掘进机才能操作。 ⑧支护高度不够时，应先落下支护装置，再抬高炮头，必要时炮头下垫入枕木等物品，然后再升高支护装置。严禁在支护装置打开状态下抬高炮头。否则将严重损坏本装置； ⑨支护顶梁架贴紧巷道顶板严禁再操作折叠油缸等推动顶架前后移动。 （7）维护保养 ①每班要检查销轴的轴卡环，高压油路卡箍有无脱落现象，油管有无挤压现象，各油管接头有无松动漏油现象。 ②注意保持油箱油位，观察油温不超过70度。 ③每天检修时必须给支护4个前后销轴内加满黄油，前后销轴上的螺栓检查紧固。 （8）常见故障及处理 表2-常见故障及处理 故障现象 可能原因 排除方法 折叠油缸、支撑 油缸不同步 ①分流集流阀精度低 ②某一液压缸上平衡阀（液压锁）堵塞或阀芯卡住 ③油脏 ④某一油缸密封损坏，两腔窜液 ①更换分流集流阀 ②清洗或更换平衡阀（液压锁） ③加过滤器或换新油 ④更换油缸密封或油缸 支护不动作 ①系统压力及流量太低； ②主进回油路接错； ③平衡阀液压系统堵塞或卡住； ④支护液压系统与掘进机液压系统不匹配。 ①调整系统压力； ②调换主进油管； ③修理或更换平衡阀或液压锁； ④调换与掘进机相匹配的液压路。 油缸升起后 又缓慢下降 ①液压锁、平衡阀密封不严； ②油缸活塞密封损坏，两腔窜油。 ①清洗、更换密封圈或液压锁、平衡阀； ②更换油缸或密封油缸。 （9）机载临时支护示意图如下 图2-机载临时支护 （10）综掘机机载临时支护无法满足现场迎头需要时，采取前探梁临时支护。 2、前探梁临时支护及规格 （1）敲帮问顶工具对工作面顶板、正前方和两帮高度1.5m以上采用一根长2m，顶部焊一Φ20300mm打尖铁棍的4′-6′钢管，两帮1.5m以下采用手柄长度不短于800mm手镐进行。 （2）临时支护采用3根4.5m长的3寸无缝钢管作前探梁（其中备用一根，壁厚7mm），前探梁前部焊接挂钩，尾部焊接防滑链，用专用前探梁卡扭接在靠近迎头的居中的3根永久支护顶锚杆上，前后前探梁卡为锚杆间距的2倍，采用4块（一侧两块）240025070mm的优质大板进行临时护顶，然后用3个大木楔（500200150mm配合刹杆绞顶。 （3）敲帮问顶必须在专人监护下，由班组长或有经验的老工人站在永久支护完好、退路畅通的安全地点利用专用工具由外向里进行敲帮问顶，敲掉帮顶活煤矸，使帮顶为实体。 （4）前移前探梁卡作业人员将间隔的两副前探梁卡扭接（不少于30mm）在靠近迎头巷道两侧的顶锚杆上。 （5）铺顶网作业人员将顶网与永久支护顶网在左、中、右各联3孔以上。 （6）前串前探梁工作台上2人合力将护顶大板横担在前探梁上后，两帮人员将顶网托起交工作台两人，同时后面两人将前探梁推至迎头，工作台上人员配合将钢筋托梁与顶网位置摆放合适（保证锚杆打设间排距符合规定、与中线的相对位置及铺网居中）。临时支护架设好后必须及时上防退销，前探梁尾部防滑链及时挂在顶部梯子梁上，必须保证临时支护构件齐全有效。 （7）临时接顶两人合作将大板横担在迎头前探梁上，操作人员将手臂前伸，用大木楔顶绞实背牢后再进行打锚杆索、联网工作。 （8）每班每次打锚杆前，必须按同样程序前移前探梁，保证安全生产。 （9）工作平台用具一块（300050050mm）优质架板和二个铁梯，工作面备用一套。 二、支护形式 1、巷道顶部 （1）顶部锚杆采用ф18*2200mm高强锚杆，靠近两侧的锚杆外偏角度均为60，每根锚杆使用2支K2360树脂锚固剂，间排距为10501000mm。 （2）顶部锚索锚索长度为6.0m，采用ф17.8mm的预应力钢绞线。每根锚索使用2支K2360和1支Z2360树脂锚固剂。每排2根，角度外偏60，排距为1000mm。 2、帮部两帮部均采用ф16*1500mm普强锚杆，每根锚杆使用1支K2360树脂锚固剂，间排距为12001000m。 3、顶部采用φ4mm-2600mm1200mm的钢筋经纬网，网格100mm100mm，帮部采用2700mm2200mm的菱形金属网，采用12铁丝编制。顶网和帮网以及帮网间搭接100mm，使用16扎丝每隔300mm进行绑扎。 4、架棚断面支护参数净宽4500mm，净高3000mm，S净13.5m2；荒宽4700mm，荒高3100mm，S掘14.57m2。正常棚间距中-中为1000mm，当围岩破碎时，可根据现场而定缩小棚距至600mm或更小。 5、现场备用10架棚，随巷道料场移动向前跟进。 三、锚杆、锚索永久支护 1、施工机具 （1）顶部锚杆、锚索眼施工及锚杆、锚索安装 采用MQT-130/3.2型气动锚杆机配φ191000mm、φ191500mm六棱组合钻杆, 顶部锚杆及锚索采用Ф28mm钻头进行锚杆、锚索安装支护。 （2）帮部锚杆眼施工及锚杆安装采用MQTBZQST-130型气动帮锚机配组合钻杆和Ф28mm钻头或YT-28型凿岩机配Ф222500mm钎杆和Ф28mm一字型钻头或风煤钻配φ26mm麻花钻杆。 （3）锚杆预紧MQT-130/3.2型气动锚杆机、MQTBZQST-130气动帮锚机、风动扳手、人工加力扳手预紧。 （4）锚索张拉采用MS180-18型风动锚索张拉仪进行。 四、支护参数设计 1、钢带W型五眼钢带，长4500mm、宽270mm、厚2.75mm。 2、顶板锚杆φ18mm2200mm高强锚杆。 3、帮锚杆φ16mm1500mm普强锚杆。 4、锚索规格φ17.8mm6000mm，锚索有效锚固长度1000mm。 5、菱形金属网规格2700mm2200mm，采用12铁丝编制。 6、钢筋经纬网规格2600mm1200mm，φ4mm。 7、锚杆托盘规格150mm150mm6mm。 8、锚索托盘规格300mm300mm10mm。 六、循环进尺 顶板完整时最大空顶距为3.2m（循环进尺），最小空顶距为0.2m。在顶板完好情况下，顶部锚索允许滞后工作面2m，若顶板破碎时锚索必须紧跟迎头。 两帮锚杆允许滞后迎头2m，若帮部破碎时锚杆必须紧跟迎头。 在掘进过程中如工作面两帮煤壁发生变化、煤壁变软或有片帮等特殊情况时，顶板比较破碎时，最大空顶距为1.2m（循环进尺），最小空顶距为0.2m。顶、帮支护必须紧跟工作面迎头。 过断层及破碎带时必须加强支护密度，制定专项安全技术措施。 附图3-19215辅运顺槽及联巷临时支护示意图 附图3-29215辅运顺槽及联巷断面图 附图3-39215辅运顺槽及联巷架棚支护示意图 附图3-49215辅运顺槽及联巷调车硐室示意图 第四节 支护工艺 一、锚杆安装工艺 打眼前首先按照中心线严格检查巷道断面规格，不符合作业规格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，处理活矸、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，眼向误差不得大于15。 1、安装顶板锚杆 （1）施工顶板锚杆孔采用锚杆机按钢带孔由巷道中间向两帮施工锚杆孔。锚杆孔深2170mm。 （2）送树脂锚固剂穿过钢带眼向锚杆孔装入2支K2360树脂锚固剂，利用锚杆和锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂锚固剂推入孔中直到推不动为止，注意在上推树脂锚固剂时尽量不要旋转，避免把托盘死死压在顶板上。 （3）搅拌树脂锚固剂完成第2步后，迅速旋转锚杆搅拌10-15s（旋转搅拌时不要施加上推力），然后顺势上推锚杆使托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙10mm左右，严禁把托盘死死压在顶板上，以确保能够打开阻尼）。 （4）凝固时间完成搅拌后停止30s左右让树脂锚固剂充分凝固。 （5）紧固锚杆旋转搅拌器上紧螺母，锚固力要达到78KN（14Mpa）以上。在紧固螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力，以最大限度的上紧螺母。 （6）用扭矩扳手或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装应力。 2、安装帮锚杆 （1）采用风煤钻，1600mm长钻杆，按设计部位打1570mm深钻孔。 （2）首先将钻孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，然后装入1支K2360树脂锚固剂，利用锚杆和锚杆搅拌器通过风煤钻的扭力和人工推力把树脂锚固剂推入孔中直到锚杆托盘离帮壁10mm左右。 （3）迅速旋转锚杆搅拌10～15s，完成搅拌后停止30秒左右让树脂锚固剂初凝固，再旋转搅拌器上紧螺母, 帮锚杆锚固力要达到50KN（10Mpa。 （4）用手动加长扳手，进一步上紧螺母。 二、顶锚索安装工艺 1、采用风动锚杆钻机，打眼前先送水、后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。999999999 2、施工顶板眼施工眼深度为5770mm。 3、送树脂锚固剂钻孔打好后，轻轻先将选定的1支Z2360树脂锚固剂推入钻孔，再将2支K2360树脂锚固剂轻轻推入钻孔，要确保不使树脂锚固剂外壳破裂，用安装好垫圈和托盘的锚索将树脂锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。 4、搅拌树脂锚固剂将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌树脂锚固剂，搅拌树脂锚固剂的同时钻机推力要最大，搅拌时间为25-30秒，搅拌树脂锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。 5、张拉锚索树脂锚固剂搅拌完毕5分钟后即可用锚索张拉千斤紧固锚索，锚索预应力要达到100kN（21Mpa）以上。 三、架棚支护施工工艺 施工时，严格执行好敲帮问顶制度，并用长柄工具将活矸危岩找净，伸前探梁做好超前临时支护，前探梁与棚梁没接实处用木楔刹紧，使其吊挂稳固可靠，班组长负责在固定前探梁时，同时调整好坡度，看好中线。然后一齐用力将棚梁架到前探梁上，班组长负责看好中线，找准巷中，拉好调斜，调整棚距，上好顶部拉杆，再用半圆木背板背实顶板。顶部支护好后，再次敲帮问顶，找帮后，挖腿窝并刷齐帮部栽棚腿，棚腿栽好后上好帮部拉条，然后用半圆木背板腰实帮部。最后将余矸出尽。 四、锚杆、锚索支护技术要求 1、施工中所用材料的性能、规格、质量必须符合设计要求。 2、锚杆、锚索安装时，必须达到锚杆、锚索支护分项工程质量检验评定合格标准，即托板必须紧贴岩面。拉拔力检查锚索不小于100KN（21Mpa，顶板锚杆不小于78KN（14Mpa），螺纹钢帮锚杆不小于50KN（10Mpa。顶部锚杆扭矩不小于180Nm，帮部不小于100Nm。 3、锚杆和锚索排距允许偏差100mm，孔深允许偏差50mm，锚杆外露长度10㎜～40mm，锚索外露长度不大于250mm不小于150mm。 4、锚索角度外偏60，允许偏差3。 5、顶板靠近两侧的锚杆外偏60，锚杆角度允许偏差5。 6、网片搭接不小于100mm并用钢带压好。 五、锚杆、 锚网、锚索工程质量规定 锚杆、锚网、锚索支护巷道工程质量规定见表3-2。 表3-2 巷道工程质量规定 规格质量 检验项目 设计值 标准 合格 1 巷道宽度 （中线至任一帮） 2350mm 0～100mm 2 巷道高度 3100mm 0～200mm 3 巷道坡度 沿煤层底板 掘进坡度的偏差不得超过1‰ 内在质量 1 锚索锁定后的 预应力 100kN（21Mpa 最小值不小于设计的90 2 顶板锚杆 安装质量 78kN（14Mpa 安装牢固、托盘钢带基本密贴岩壁、不松动、未接触部位必须楔紧 3 无纵肋螺纹钢式帮锚杆安装质量 50kN（10Mpa 安装牢固、托盘基本密贴岩壁、不松动、未接触部位必须楔紧 4 锚杆排距 锚索排距 1000mm 1000mm 100mm 100mm 5 锚索方向与巷道轮廓线角度 垂直顶板打设 3 6 锚杆外露长度 10～40mm 未喷浆时露出托板≤50mm 7 锚索外露长度 150～250mm 150mm～250mm 8 钢带的安装间距 1000mm 100mm 9 网的铺设质量 顶网搭接为100mm，帮网搭接为 100mm，顶帮网搭接为100mm 锚杆、锚索支护必须由外到里、由中间到两边逐根推进，支护的质量应该经常检查，分别用锚杆、锚索拉力计、扭矩力扳手进行检验。根据实际施工现场顶板及两帮稳定情况可适当增加顶、帮锚杆、锚索布置密度及锚索长度以保证施工安全。 6、 架棚支护施工技术质量要求 1、巷道净宽中线至任一帮距离允许误差0～100mm。 2、巷道净高顶梁底面、底板距离允许误差-20～100mm。 3、棚距允许误差不超过100mm。 4、前倾后仰/迎山角水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于9mm0.5；倾斜巷道迎山角允许误差0.5，严禁退山。 5、支架不得高低不平，支架梁调斜扭距不超过100mm。 6、梁腿搭接长度100mm，允许偏差40mm。 7、接顶使用1.2m长半圆木，间距1m排列在棚梁上方，每棚接顶用料4块，背帮使用1.2m长半圆木，间距1m均匀排列，每棚腰帮用料6块，棚拉杆每棚4道,铁棚撑位置必须符合规定，并安设成一条直线。 8、棚子要一致，不得里出外进，牙口要合严，不得出现缝隙。 第五节 支护设计计算 根据煤炭工业济南设计研究院编制的山西朔州山阴中煤顺通北祖煤业有限公司矿井49煤层巷道支护方案设计，结合我矿实际进一步优化支护设计，按巷道断面为宽4.7m、高3.1m进行验算，采用φ182200mm高强锚杆与φ17.86000mm锚索配合钢带进行支护。 1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的验算 （1）锚杆长度L的确定 Ll1l2l3 式中l1锚杆外露长度，采用托板、垫片支护，l1取40㎜， l2锚杆有效长度。 l2 B巷道跨度。取4700㎜ f普氏坚固性系数，由于锚杆深入在煤层中，普氏煤层硬度取3 l2783㎜ l3深入稳定岩、煤层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（）而得的公式估算 l3410㎜ 式中d锚杆直径，18㎜； σt杆体材料的设计抗拉强度，φ18高强锚杆设计抗拉强度为455Mpa。 τc锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa。 锚杆长度Ll1l2l3407834101233㎜。 考虑在煤层中注入，所以锚杆采用长度2200mm能够满足使用要求。 （2） 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d 锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P，由PQ得 式中Q按我矿现场抗拉拔力试验数据取5t相当于50000N； σ2锚杆杆体材料的设计抗拉强度，取455Mpa。 所以锚杆直径选择为18㎜可满足支护需要。 （3） 锚杆间排距 根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距（a）与排距（b）（ab），及锚杆悬吊岩石载荷（Ga2l2γ）等于锚杆的锚固力（Q）。在考虑安全系数（K）的情况下 a 式中a锚杆间距m；