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目 录 第一章 概况1 第一节 编制依据1 第二节 巷道布置1 第二章 地面相对位置及地质情况6 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况6 第二节 煤（岩）层赋存特征7 第三节 地质构造8 第四节 水文地质9 第五节 灾害情况11 第六节 影响掘进的其他因素11 第三章 巷道断面及支护12 第一节 巷道断面12 第二节 支护设计13 第三节 支护工艺22 第四节 临时轨道25 第五节 巷道排水沟26 第六节 巷道管线布置26 第七节 矿压观测27 第八节 一次成巷管理规定27 第四章 施工工艺30 第一节 施工方法30 第二节 凿岩方式及爆破31 第三节 装载与运输38 第五章 生产系统41 第一节 掘进通风41 第二节 掘进压风49 第三节 瓦斯防治51 第四节 综合防尘52 第五节 防灭火53 第六节 安全监控54 第七节 供电56 第八节 排水65 第九节 运输65 第十节 照明、通信和信号66 第六章 劳动组织及主要经济指标67 第一节 劳动组织67 第二节 正规循环作业68 第三节 主要技术经济指标70 第七章 安全技术措施71 第一节 一通三防安全技术措施71 第二节 顶板管理安全技术措施76 第三节 爆破安全技术措施82 第四节 防治水安全技术措施89 第五节 机电安全技术措施91 第六节 提升、运输安全技术措施94 第七节 其它安全技术措施98 第八章 六大系统、灾害应急措施及避灾路线101 2 第一章 概况 第一节 编制依据 一、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m水平二采区出煤系统改造方案设计图和1220m水平二采煤仓通风联络巷设计图。 二、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m水平二采煤仓通风联络巷预想地质剖面图。 三、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿2018年大区生产接续计划。 四、煤矿安全规程（2016版）、煤矿岗位技术操作规程及相关法律、法规、技术规范、标准等。 五、大宝顶煤矿2018年度重大安全风险辨识评估报告对“揭露煤层时瓦斯超限事故、顶板伤人事故、机电运输伤人事故”等重大安全风险进行评估及太平矿“118”事故后安全风险专项辨识评估报告。 第二节 巷道布置 一、掘进巷道名称、位置、岩层层位、与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称，本巷道用途，设计长度、工程量、坡度、服务年限、预计开（竣）工时间等。 （一）巷道名称1220m水平二采煤仓通风联络巷，位置1220m水平二采，岩层层位位于三叠系上统大荞地三组第七段至第六段。 （二）与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称。 1220m水平二采煤仓通风联络巷南面为24-1煤层回风上山，东、西北面无相邻巷道，下方为1220m水平二采石门及1220m水平西翼运输大巷。 （三）巷道用途通风。 （四）巷道设计长度、坡度、服务年限、预计开（竣）工时间。 1、巷道设计总长度168.2m，坡度3‰→-15。 2、巷道服务年限为15年。 3、巷道预计开竣工时间预计2017年5月7日开工，2018年7月底竣工。 二、巷道施工中的特殊技术要求及重点说明。 1、对开口位置10m范围内的原有支护进行加固，并经过检查无安全隐患后方准开口，巷道开口、变方位处，必须坚持浅打眼、少装药、放小炮，并加强支护。 2、在1220m水平二采变电所通往24-1煤层回风上山的岔口处打设一排挡货木柱，并钉上木板或旧皮带，每班接班和爆破后对木柱进行检查，发现松动或损坏必须及时处理。 3、巷道掘进过程中如遇断层或岩石破碎带，将循环进度缩小至1m，永久支护采用锚杆、金属网、托架联合支护，间排距为1.0m1.0m。 4、巷道掘进过程中若揭露煤层时，将循环进度缩小至1m，永久支护采用锚杆、锚索、金属网、托架联合支护，支护间排距缩小在0.8m0.8m。煤层在两帮时，必须对两帮进行护帮支护，护帮采用锚杆、托架、金属网进行支护，间排距为1.0m1.0m。每次掘进后必须及时支护，保证掘进一米、支护合格一米。煤层厚度小于300mm时，不需要另报专项措施，煤层厚度大于300mm时，必须另报专项揭煤措施。并且揭煤时将耙斗机钢丝绳更换为迪尼玛绳，待煤层揭露完3m后再恢复耙斗机钢丝绳扒渣。 5、附图1-2-1巷道布置平面示意图 6、附图1-2-2巷道布置剖面示意图 7、附图1-2-3巷道施工大样图 8、附图1-2-4巷道断面布置图 第111页，总107页 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、构造物对工程的影响等。 制表2-1-1 水平、采区 1220m水平二采区 工程名称 1220m水平二采煤仓通风联络巷 对应地面标高 1541m～1571m 井下标高 1248.52m～1249.4m 地面对应位置建、构筑物、水体等 地面相对位置该工作面水文地质条件相对简单，其对应地表多为荒山，无钻孔，工作面对应地表最薄为292m，最厚为322m。 对应地面位置对掘进巷道的影响 对应的地面位置为利安王家湾煤矿，该矿于2013年关闭，开采水平1300m至1800m。根据现有掌握资料分析1220m水平二采煤仓通风联络巷不受其影响。 巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系 1220m水平二采煤仓通风联络巷南面为24-1煤层回风上山，东、西北面无相邻巷道，下方为1220m水平二采石门及1220m水平西翼运输大巷。 分析采空区的水等对工程的影响 巷道周围无采空区影响。 第二节 煤（岩）层赋存特征 一、煤岩层产状、厚度、结构、普氏硬度系数（f）,岩石坚硬程度，预计巷道揭露的各煤层间距、顶、底板岩性及特性分析。 1、煤层的产状、厚度、结构、煤层间距、顶底板岩性及特性详情见1220m水平二采煤仓通风联络巷预想地质剖面图。 2、煤层普氏硬度系数（f）为1.5～2。 3、岩层硬度系数为2～12。 二、其他对巷道掘进有影响的煤（岩）层技术特征分析。 煤（岩）层特征表制表2-2-2 指 标 参 数 备 注 煤（岩）层厚度（最大最小/平均）（m） （35.2-0.6/9.34）m 煤岩层倾角（最大最小/平均）（） 26゜ 煤（岩）层硬度系数 1.5～12 煤（岩）层层理（发育程度） 较发育 煤（岩）层节理（发育程度） 较发育 围岩类型 Ⅴ～Ⅹ 三、煤层顶底板情况 巷道施工过程中总共会揭露4层无名煤及25-1、26煤层；岩层为深灰色薄厚层状泥质粉砂岩，灰色中厚层状粉砂岩、灰白色厚层状含砾粗砂岩。 第三节 地质构造 一、简述巷道煤（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。 1、巷道施工过程中总共会揭露4层无名煤及25-1、26煤层，煤层走向呈南北走向、倾向285～273、倾角26゜。 2、该巷道施工中不会遇到大的断层、褶曲、裂隙等，不存在岩浆侵入体。 3、巷道掘进所揭露泥质粉砂岩、粉砂岩为较稳定属隔水性岩层，不具备导水性。 4、根据地质科提供的地质说明书，巷道施工过程中不会受冲击地压和应力集中区的影响。 5、地质构造情况表制表2-3-3 编号 构造名称 性质 走向 （゜） 走向 （゜） 走向 （゜） 走向 （゜） 导水性、控制程度和施工的影响 无 二、附图2-1-51220m水平二采煤仓通风联络巷预想地质剖面图 第四节 水文地质 一、简述巷道的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。 该工作面水文地质条件相对简单，其对应地表多为荒山，无钻孔，工作面对应地表最薄为292m，最厚为322m。巷道掘进所揭露的泥质粉砂岩和粉砂岩较为稳定属隔水性岩层，不具备导水性，故对该段施工的影响不大。 二、依据巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老窑积水、岩溶水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造、裂隙导水等对施工安全的影响程度。 根据地测科提供的地质说明书巷道对应的地面位置为利安王家湾煤矿，该矿于2013年关闭，开采水平1300m至1800m。根据现有掌握资料分析1220m水平二采煤仓通风联络巷不受其影响，所以在掘进施工中不会遇小窑、采空区。该巷道区域内无钻孔及构造导水等。但在施工过程中必须严格按“预测预报、有疑必探，先探后掘”的原则施工，必须加强顶板管理。 3、 积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积水线、探水线和警戒线）。 根据地测部门提供的地质资料分析无积水区。 隔水层安全厚度计算参考公式t 式中t底板安全隔水层厚度，m； l掘进工作面底板最大宽度，m； y隔水层岩石的容重，kN/m3； Kp隔水层岩石的抗张强度，Mpa； P隔水层底板承受的水头压力，Mpa； 根据地测部门提供的地质资料分析无积水区，不需设置隔水层。 第五节 灾害情况 一、本工作面及周边瓦斯地质情况介绍。 本工作面和相邻工作面属于低瓦斯工作面，不影响掘进。 2、 根据已有地质资料和相邻工作面预计本工作面吨煤瓦斯含量、煤层瓦斯压力，瓦斯、二氧化碳等的相对、绝对涌出量，有资料的引用资料内容。 最大绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.12。相对瓦斯涌出量（m3/t）无。 3、 瓦斯、二氧化碳等对本工作面的影响程度预计。 瓦斯、二氧化碳对工作面预计无影响，但揭露煤层时要加强瓦斯管理及煤与瓦斯突出参数测定工作。 4、 说明本工作面煤与瓦斯突出危险性。 预计本工作面无煤与瓦斯突出危险。 第六节 影响掘进的其他因素 一、根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，说明掘进巷道煤尘爆炸指数，自然发火倾向性、自然发火期。 煤尘爆炸指数10.03～20.5。煤层自然发火期（d）180 2、 简述冲击地压、应力集中区、地温情况及其对回采的影响。 地温（℃）18～22，无冲击地压及应力集中区。 3、 其它有毒有害气体对工作面的影响。 无。 4、 简述地质部门对掘进巷道的具体建议。 1、由于数据分析、换算的原因，揭煤距离可能与实际距离略有出入，请施工单位以地测科下发的揭煤通知单的距离为准。 2、如遇断层、顶板破碎及其他地质构造时，须加强顶板支护。如遇有地质疑难问题，请及时与地测科联系。 3、根据施工进度在揭煤期间通防队要做好过煤层、围岩层松软区间的瓦斯监测、监控。 第三章 巷道断面及支护 第一节 巷道断面 一、根据巷道层位和围岩岩性及有关设计等选择巷道断面形状、确定断面尺寸，计算掘进断面积和净断面积。 1、巷道断面形状根据巷道的使用要求和顶板岩石特性，依据工程类比法确定断面形状选择为三心拱断面。 2、巷道断面 1-1断面掘进宽度2.64m；掘进中高2.62m；墙高1.8m；拱高0.82m；掘进断面积S掘 B（0.264Bh）6.58m2B-宽，h-墙高；净宽度2.6m；净中高2.34m；墙高1.54m；拱高0.8m；净断面积 S净 B1（0.264B1h1）5.79m2（B1-净宽，h1-墙净高）。 2-2断面掘进宽度3.24m；掘进中高2.12m；墙高1.5m；拱高0.62m；掘进断面积S掘 B（0.264Bh）7.63m2B-宽，h-墙高；净宽度3.2m；净中高2.1m；墙高1.5m；拱高0.6m；净断面积 S净 B1（0.264B1h1）7.5m2（B1-净宽，h1-墙净高）。 二、说明巷道工程量、坡度、中腰线、开口位置、方位角等。 1、巷道设计总长度168.2m，坡度3‰→-15。 2、巷道中腰线巷道1-1断面左、右为1.32m，腰线上1.62m、腰线下1.0m；2-2断面左、右为1.62m，腰线上1.12m、腰线下1.0m。 3、开口位置在1220m水平二采24-1煤层回风上山内左帮（开口坐标x2935109.02；y34459915.09；z1248.529）。 4、方位角7243′32″→15022′34″→24022′34″。 三、倾斜巷道安全躲避硐的设置、间距、断面形状、断面尺寸规格、深度，与倾斜巷道关系等规定清楚。 1220m水平二采煤仓通风联络巷坡度为3‰，属于近水平巷道，不设置安全躲避硐。 第二节 支护设计 一、巷道永久支护 （一）根据宝鼎矿区支护设计咨询系统、1220m水平二采煤仓通风联络巷预想地质剖面图、1220m水平二采运输石门支护工程类比情况决定，巷道永久支护采用锚喷支护。 （二）按悬吊理论计算锚杆参数 1、锚杆长度计算 L KHL1L2 式中L锚杆长度，m H冒落拱高度，m K----安全系数，一般K2 L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m L2锚杆在巷道中的外露长度为0.010.05m，取0.05m 其中 HB/2f3.24/230.54m 式中B巷道掘进宽度，取3.24m f岩石坚固性系数，根据地质预想剖面图，粉砂岩取3 L 2HL1L220.540.50.051.63m，施工时取1.8m 2、锚杆间距、排距计算，设计时令间距、排距均为a、则 a 式中a锚杆间、排距，m Q锚杆设计预应力，64kN/根； H冒落拱高度，取0.64m ； K安全系数，取2； r被悬吊粉砂岩的重力密度，取19.995kN/m3 a6420.6419.9951.58m 施工中间距取1.0m，排距取1.0m。 3、锚杆直径的选择 Pabhr111.82341.4kN/m3 式中a---锚杆排距 h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8m b---锚杆间距 r---承载岩体容重23kN/m3 K---安全系数 取2 ▽--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2 441.42/3.14380.152m15.2mm 施工中取Φ18mm 4、理论上锚杆锚固长度可用下式计算 式中la锚固长度，m； dr锚固剂直径，mm，取23mm； D钻孔直径，mm，取28mm； d锚杆杆体直径，mm，取16mm； lr锚固剂长度mm，MSCKb2350型锚固剂，锚固剂长度为500mm。 锚杆锚固长度为500mm，每根锚杆需使用1根锚固剂。 通过上述计算，选用MSGM-235/161800型麻花式树脂锚杆符合设计，锚杆间排拒为1.0m。 二、永久支护与工作面的最大、最小距离。 永久支护与工作面的最大距离为1.9m，最小距离为不大于0.4m。 三、临时支护方式 巷道临时支护采用塑钢单体支柱戴木帽支护，塑钢单体支柱为4根，型号为DW22-30/100B或DW25-30/100B，按照间距1.0m，排距0.7m，距顶板永久支护0.8m布置。木帽材质换算Φ≮160mm新鲜半圆木或方木，长度不短于0.6米。 四、临时支护与工作面的最大、最小距离 临时支护与工作面最大距离1.9m，最小0.4m。 五、临时支护移动架设规定 1、每班爆破后找净帮、顶伞檐浮石，立即将临时支护打拢至工作面迎头≤0.4m，并用木料刹紧背牢。 2、严格执行“先支后撤”的原则，同时，必须在永久支护完毕并确认安全后，才能撤除临时支护。 3、工作面空顶距离小于1.4m打设一排临时支护，工作面空顶距离在1.4m～1.9m打设两排临时支护。 4、塑钢单体戴帽临时支护施工顺序及人员分工 （1）施工临时支护前，要认真敲帮问顶，找净活石、伞檐、离层块，敲帮问顶作业时作业点下方严禁有人。 （2）木帽与巷道走向方向垂直布置，不能垂直布置时沿巷道走向布置，木帽距碛头距离不大于0.4m。 （3）施工临时支柱的操作顺序施工临时支护前，对工作面进行敲帮问顶→处理工作面找顶杆有效范围内的伞檐、危石→施工临时支柱，必须3人及以上相互配合作业，1人扶塑钢单体支柱，1人戴木帽，1人负责观察作业点安全情况和检查临时支柱施工质量。 （4）作业人员应相互协作，注意个人站位，加强自保互保意识。 （5）施工永久支护必须在临时支护掩护下进行作业，当所有永久支护施工完毕后方可拆除临时支柱进行其它工作。 六、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。 永久支护距工作面碛头空顶距≤0.4m时，无需施工临时支护；空顶大于0.4m且小于1.0m时，空顶段必须施工临时支护；空顶大于1m时必须在临时支护下及时施工永久支护。 七、特殊地段制定专项支护措施 1、巷道掘进过程中遇到断层或岩石破碎带时，将循环进度缩小至1m，永久支护采用锚杆、金属网、托架联合支护，间排距为1.0m1.0m。 2、巷道掘进过程中揭露煤层时，将循环进度缩小至1m，永久支护采用锚杆、锚索、金属网、托架联合支护，支护间排距缩小在0.8m0.8m。煤层在两帮时，必须对两帮进行护帮支护，护帮采用锚杆、托架、金属网进行支护，间排距为1.0m1.0m。并且揭煤时将耙斗机钢丝绳更换为迪尼玛绳，待煤层揭露完3m后再恢复耙斗机钢丝绳扒渣。 附图3-1-6巷道断面永久、临时支护布置图 第三节 支护工艺 一、支护工艺及要求 （一）锚喷支护 1、锚杆的材质、规格、间排距、锚杆角度、安装（包括药卷的种类、数量及使用要求）、锚固力等技术参数要求； （1）锚杆为MSGM-235/161800（直径16mm，长度1800mm）麻花式树脂锚杆，托盘为蝶形托盘，长150mm、宽150mm、厚6mm，锚固剂为MSCKb2350树脂锚固剂；锚杆间排距1.0m1.0m，锚杆角度为岩层层面法线方向75゜～105゜，当围岩主结构面不明显时应与巷道轮廓垂直布置，每根锚杆使用一个药卷，搅拌时间为15～30秒，15分钟后安装托盘及螺帽并使用力矩扳手拧紧施加预紧力，力矩不小于100Nm，每根锚杆的抗拔力设计值为17MPa，最低值不小于设计值的90。 （2）锚杆布置方式1-1断面按“33”排列矩形布置、2-2断面按“44”排列矩形布置；孔深1.76m，孔径28mm。 2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求； 锚杆施工间、排距偏差为100mm，锚杆露出螺母长度为10～50mm范围内。眼孔施工时，采用B19的六方钻杆与直径为28mm的钻头施工，钻机为7655型风钻。 3、锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求； 巷道正常支护不铺设锚网，遇到构造或揭露煤层铺设金属网时，金属网采用搭接连接，搭接长度不小于100mm，并每间隔200mm对两张金属网使用14铁线绑扎、扭结一次，铺设的金属网必须保证铺平、铺直，并用钢筋梯压紧，再上紧锚杆（索）托盘固定。 4、 喷浆支护根据围岩破碎情况，确定喷浆强度标号，计算出配合比，确定混合料的搅拌、速凝剂用量、喷射工艺等，对喷射材料如水泥标号、速凝剂型号、砂子的颗粒等作出具体规定要求； 根据巷道围岩性质，确定砂浆标号为M15，水泥标号为325普通硅酸盐水泥，砂为0.3～3mm的中粗砂，水泥砂12（重量比），水灰比0.45，其中砂的含水率≯7，含泥量≯3，轻物质含量≯0.5，硫酸盐（以SO3计）≯1，水PH＜4的酸性水，含糖类、脂类的水严禁使用，速凝剂型号为J85型，速凝剂参入量一般为水泥重量的2～3.5，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。 5、喷浆的风压、水压、温度等规定要求； 喷浆的风压0.1MPa。水压0.15～0.2MPa。温度20℃。 6、 明确干喷或湿喷（一般情况下使用湿喷），对粉尘浓度及喷浆回弹率作出规定等； 喷浆必须采用湿喷，喷浆前必须用水冲洗岩帮。喷头至受喷面1.0～1.2m，且垂直于受喷面，墙角下俯10～15。喷浆作业时，必须固定好喷浆机，喷射均匀，无干斑、无流淌，无“穿裙”、“赤脚”现象，每25m在巷道两帮及顶上打一组观测孔检查喷浆厚度并做记录，每组观测孔打3个，均匀布置。处理堵塞的喷射管路时，先停电后停风，堵头前方严禁有人。 7、巷道涌水的处理方式； 根据地测科提供的地质资料，施工巷道无明显积水区域，最大涌水为施工用水，所以在掘进过程中不存在涌水。 8、备用材料、数量、规格存放地点。 施工中的备用材料，必须按规定上架整齐码放在巷道开口往外10m顶板完好安全处，并悬挂材料牌板，注明存放材料的数量及名称。 附表3-1-5备用材料明细 序号 材料名称 规格/型号 数量 单位 备注 1 塑钢单体支柱 DW22-30/100B 或（DW25-30/100B ） 4 根 临时支护 2 半圆木 φ≮160mm,长≯0.6m 4 根 临时支护 3 麻花式树脂锚杆 MSGM-235/161800 100 根 永久支护 4 锚杆托盘 150mm150mm6mm 100 个 永久支护 9、明确支护质量标准及控制措施； ①必须严格按规程要求控制好锚杆间、排距，误差不得超过100㎜。 ②锚杆外露长度不小于10mm、不大于50mm，锚杆托盘必须紧贴岩层面，托盘严禁反面安装。 ③锚杆布置角度为岩层层面法线方向75゜～105゜。 ④锚杆施工严禁打穿皮眼、顺层眼及裂隙眼。 ⑤树脂药卷搅拌时间约15～30秒，杆体安上后用木楔或者矸石挤住，及时安装托盘，拧紧螺母，托盘必须紧贴岩面。 ⑥锚杆施工必须做到当班打眼当班锚，锚杆不合格的必须及时重新补打。 ⑦因炮崩松动的锚杆必须及时重新紧固螺母；失效的锚杆必须及时重新补打。 ⑧临时支护必须紧跟工作面迎头，严禁空顶及空顶作业。 10、喷浆支护养护规定要求养护时间不得少于7天。 （二）支架支护 本工作面无支架支护设计。 （三）砌碹支护 本工作面无砌碹支护设计。 二、各支护工序的安排及要求。 每班接班及每循环爆破结束后，待炮烟散尽，顶板稳定后，进入工作面洒水消尘，并找净顶、帮伞檐、浮石，确认安全后再打设好临时支护，然后再进行永久支护。 第四节 临时轨道 一、临时轨道的钢轨型号及标准道床（技术参数） 巷道掘进时铺设临时轨道，轨道型号22kg/m钢轨，轨高0.11m，长度8m/根；轨枕规格水泥轨枕，高0.15m；轨枕间距1.0m。 二、轨道及道床参数表（单位mm） 制表3-1-4 轨道 型号 轨距 轨道与巷道中心线距 道床 高度 道碴 厚度 碴面至轨 面间距 枕木 间距 道碴 粒度 排水 孔径 排水孔间距 22㎏/m 600mm 0 150mm 110mm 160mm 1.0m 15～40㎜ 0 0 三、轨道铺设位置和距碛头的距离 轨道铺设在巷道中心，距碛头的距离10～40m。 四、轨道铺设质量要求 1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。 2、直线段两条钢轨顶面的高低偏差以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差都不得大于2mm。 3、直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为5mm，下偏差为-2mm。 4、在曲线段内应设置轨距拉杆。 5、规程的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm，道渣的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。 第五节 巷道排水沟 巷道施工范围内无明确的积水区，不需要施工排水沟。 第六节 巷道管线布置 一、压风、供水管道及瓦斯抽放管道 1、供水管和压风管都采用焊有法兰盘的2吋铁管。风、水管（铁管）距工作面掌头的距离不得大于30m。 2、管路沿巷道右帮铺设，下沿距底板高度不低于0.4m，并每隔6m在帮上施工一个深度不小于0.4m的管路吊挂眼。吊挂时，采用“B形夹”或“矿自制专用挂钩”吊挂，误差不超过0.5m，风管在上，水管在下，管路间距150mm。吊挂好后进行刷漆（风管刷黄漆，水管刷绿漆）。巷道所铺管路必须平直，接头紧密，不得出现漏风、漏水现象。 3、压风管与供水管三通每隔50m设置一个，并且压风管与供水管三通间隔50m。 4、本巷道不布置瓦斯抽放管道。 二、临时管道 临时压风管采用2吋、1吋橡胶管配合使用；供水管使用1吋高压胶管。 三、电缆、通讯、照明、监测线等铺设方式及电缆钩的固定等 1、电缆吊挂在巷道左帮，距轨面高度为1.5m，必须采用符合标准的电缆挂钩，电缆悬挂点的间距1.0m，误差30mm，驰度不大于50mm；安设电缆挂钩时，所打的电缆吊挂眼深度不得小于0.4m，安装的电缆挂钩必须灌水泥砂浆固定。每次移耙斗机后及时延设至耙斗机后。 2、通讯、照明、监测线的铺设方式及固定 通讯、照明、监测线铺设在电缆线同侧上方，距电缆线的距离不得小于0.3m。使用同一电缆挂钩吊挂。 四、风筒吊挂及出口到工作面距离 1、风筒吊挂在巷道右帮，吊挂在拱基线以上，巷道每隔30m在巷道顶板上施工一个深度不小于0.4m的风筒吊挂眼。吊挂时，工作面碛头往外50m范围内可使用8铁丝作为临时吊挂线将风筒吊挂在顶板锚杆上山，50m以外必须使用5mm的钢丝绳吊挂。 2、岩巷掘进时风筒末端距工作面距离不得大于8m，揭露煤层时风筒末端距工作面距离不得大于5m。 第七节 矿压观测 一、矿压观测的要求 1、所有施工的锚杆必须按规定进行拉力实验。锚杆抗拔力在岩石中设计值为17MPa，揭露煤层时设计值为13MPa，预应力设计值为100N▪m；锚杆安装后必须通过拉力实验，其检测的值不得低于设计值的90。 2、巷道每掘进30m，抽取一组（3根）进行抗拔力实验，并将实验数据记录在册备查，通过实验的锚杆在托盘上涂漆作为标记。 4、锚杆安装时应逐根进行预应力测试，保证每根锚杆的预应力不得低于设计值的90，预应力不符合要求的锚杆必须重新施工。 5、锚杆的拉力记录必须齐全、规范，数据真实。 二、试验安全措施 1、作业人员必须熟悉和掌握拉力计的操作和安全注意事项，认真检查拉力计的完好状况（压力表是否正常，油量是否充足，油管是否完好，是否有滴、漏、冒液等现象），确保拉力计完好。 2、作业人员必须严格执行“敲帮问顶”制度，确认作业地点安全后方可开始作业。 3、安装锚杆拉力计时，作业人员应踩稳站牢。使锚杆拉力计的千斤顶轴心与锚杆及锚杆夹具中心线一致，并将三者形成一体，确保安装锚杆夹具将锚杆夹紧后方可进行试验。 4、拉拔锚杆时，拉拔锚杆下方侧及两侧严禁站人。 5、对锚杆拉拔加压应缓慢均匀，直至锚杆松动或压力表读数达到设计值的90为止。防止用力过猛不均匀使的拉力计脱落伤人。 6、锚杆尾径一旦出现缩径时，应及时卸载。 7、抗拔试验后，应及时重新紧螺母。若锚杆因抗拔试验而失效，必须在附近及时重新施工锚杆，加强支护。 8、对巷道锚索进行预应力检测时，应随时观察到顶板掉渣情况，防止掉渣伤人。 第八节 一次成巷管理规定 一、一次成巷管理领导小组 组 长队 长 副组长书 记 成 员副队长 管理小组主要职责负责工作面质量标准化日常生产管理工作。 二、“一次成巷”验收标准 1、随着巷道的掘进及时施工永久支护，不得大于最大空顶距。 2、按照设计要求施工锚杆、锚索支护，支护的间排距误差控制在100mm。 3、爆破后保证巷道成型规整，必须按照中心线施工, 巷道的高度与宽度误差为0-100mm。 4、巷道风水管必须随着工作面掘进向前移设，保证风、水管（铁管）距工作面碛头的距离不得大于30m。 5、轨道铺设质量必须符合规程规定，道渣面必须低于轨道面，并且不得低于100mm。 6、掘进工作面迎头60m以外，除永久管道外所有工程必须完成“一次成巷”要求，符合设计标准及安全生产标准化标准。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、确定巷道施工的方法 本巷道采用钻爆法施工，爆破时采用先掏槽、后刷帮压顶的方法。 二、巷道开口施工方法 1、开口和施工前5m时必须坚持浅打眼（1.0m/孔）、少装药（0.3kg/孔）、放小炮（每次3孔），以减轻对围岩的破坏。 2、地测科校核无误给定开口位置、施工中心、腰线及方位，施工时必须严格按地测科给定的开口位置和施工中心、腰线施工。 3、施工前必须先用长把工具找净帮顶伞檐浮石，检查、对作业点10m范围内支护进行紧固，使用锚杆、锚索对开口处的支护进行加固，确认安全后，才能进行其它作业。 4、严格执行“一炮三检”和“三人连锁爆破” 制度。 5、爆破前后警戒人员由班（组）长亲接亲送，在所有通往作业地点的巷道内按直线不小于150m、拐直角弯不小于100m的安全处设好警戒，爆破工则在警戒距离外的安全处用爆破母线连接发爆器起爆。 6、巷道开口施工5m期间必须有队干跟班作业，现场指挥，负责安全及工程质量，严禁违章指挥和违章作业。 7、每次交接班后，必须先进行一次全面的安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。 三、巷道施工顺序 加固开口点顶板支护→按方位72゜43′32″、坡度3‰施工143.6m→按方位150゜22′34″、坡度3‰施工5.6m→按方位240゜22′34″、坡度-15施工19m与1220m水平二采西翼运煤上山贯通停掘。 四、特殊地点或特殊条件下施工规定和要求 开口处采用补打锚杆、锚索的方式加强顶板支护；巷道掘进过程中，如遇地质构造,必须及时缩小支护间排距和循环进度至1.0m，并根据现场情况增加金属网及托架。 第二节 凿岩方式及爆破 一、确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量等 1、采用7655型风钻钻眼，爆破落岩。 2、凿岩机具、数量 风钻 7655型2台；钎杆2根； 备用数量7655型风钻2台，钎杆2根。 2、 机掘作业方式，截割顺序。 本巷道属炮掘无掘进机。 3、 施工工序安排，工艺流程。 （一）钻爆工序要求 1、钻眼前，必须详细检查掌头10m范围内的支护，发现问题及时处理。 2、必须依据施工中线在工作面按炮眼布置标定眼位。 3、钻眼与装药严禁平行作业，严禁在残眼内钻眼，必须坚持湿式钻眼。 （二）工艺流程 安全检查→钻眼准备→钻眼→检查瓦斯→装药连线→检查瓦斯→撤人放警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水消尘、敲帮问顶→临时支护→永久支护→出货。 （三）爆破条件巷道断面、顶板、通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。 1、巷道断面掘进宽度1-1断面掘进宽度2.64m，掘进中高2.62m；2-2断面掘进宽度3.24m，掘进中高2.12m。 2、通风方式局部通风机压入式通风。 3、瓦斯含量低瓦斯工作面。 4、掏槽方式垂直楔形掏槽。 5、周边眼与设计轮廓线的关系1-1断面周边眼口距周边线0.12m、2-2断面周边眼口距周边线0.1m，底眼口距底板线0.1m，顶眼口距巷道顶板0.12m。 6、循环进度1.5m。 7、炸药种类三级煤矿许用乳化炸药。 8、雷管种类毫秒延期雷管，雷管段数Ⅰ～Ⅳ。 9、炮眼利用率88％。 10、炸药消耗量1-1断面每循环使用炸药38.7kg、雷管47个，平均每米消耗炸药25.8kg、雷管31.3个；2-2断面每循环使用炸药39kg、雷管47个，平均每米消耗炸药26kg、雷管31.3个。 （四）巷道是否采用光面爆破，其参数、规定，光面爆破作业采取的措施。 1、巷道采用光面爆破施工。 2、参数规定和光明爆破作业采取的措施 （1）周边眼眼距控制在350mm，误差不大于50mm。 （2）采用毫秒延期电雷管，最后一段的延期不得超过130ms，起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→周边眼。 （3）眼距要均匀布置，炮眼方向要稍微向外偏，角度控制在3范围内。所有炮眼都要严格打在轮廓线上，轮廓线的曲线段炮眼要比直线段稍微密一些。 四、制表4-1-5爆破说明书 1-1断面爆破说明书 炮眼名称 炮眼编号 眼深 （m） 眼距（m） 抵抗线（m） 封泥长度（m） 水炮 泥数（个） 炮眼角度（） 装药量 雷管 断数 雷管数量 爆破 顺序 联线方式 水平 竖直 眼数（个） 眼装药量（条） 总炸药量（条） 总炸药量（kg） 左 右 仰 零 俯 掏槽 1-6 2.0 1.0 0.72 0.5 2 79 79 6 4 24 7.2 Ⅰ 6 Ⅰ 串联 辅助 7-22 1.7 0.4 0.74 0.5 2 90 90 16 3 48 14.4 Ⅱ 16 周边 23-40 1.7 0.35 1.06 0.5 2 帮87 帮87 18 2 36 10.8 Ⅲ 18 顶90 顶90 顶87 底眼 41-47 1.7 0.4 0.74 0.5 2 90 90 87 7 3 21 6.3 Ⅳ 21 合计 47 47 129 38.7 47 2-2断面爆破说明书 炮眼名称 炮眼编号 眼深 （m） 眼距（m） 抵抗线（m） 封泥长度（m） 水炮 泥数（个） 炮眼角度（） 装药量 雷管 断数 雷管数量 爆破 顺序 联线方式 水平 竖直 眼数（个） 眼装药量（条） 总炸药量（条） 总炸药量（kg） 左 右 仰 零 俯 掏槽 1-6 2.0 1.0 0.72 0.5 2 79 79 6 4 24 7.2 Ⅰ 6 Ⅰ 串联 辅助 7-21 1.7 0.4 0.74 0.5 2 90 90 15 3 45 13.5 Ⅱ 16 周边 22-38 1.7 0.35 1.06 0.5 2 帮87 帮
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