运输石门西(II段)掘进作业规程.doc

统一编号掘第 号 宝 顶 煤矿掘进工作面作业规程 掘进工作面名称1220m二采1310m区段运输石门 西（II段） 施 工 单 位 掘 进 二 队 编 制 人 队 长 批 准 日 期 年 月 日 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9 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况9 第二节 煤（岩）层赋存特征10 第三节 地质构造11 第四节 水文地质13 第五节 灾害情况14 第六节 影响掘进的其他因素15 第三章 巷道断面及支护16 第一节 巷道断面16 第二节 支护设计18 第三节 支护工艺30 第四节 临时轨道33 第五节 巷道排水沟36 第六节 巷道管线布置36 第七节 矿压观测38 第八节 一次成巷管理规定38 第四章 施工工艺40 第一节 施工方法40 第二节 凿岩方式及爆破41 第三节 装载与运输52 第五章 生产系统55 第一节 掘进通风55 第二节 掘进压风63 第三节 瓦斯防治65 第四节 综合防尘66 第五节 防灭火67 第六节 安全监控68 第七节 供电70 第八节 排水81 第九节 运输81 第十节 照明、通信和信号82 第六章 劳动组织及主要经济指标83 第一节 劳动组织83 第二节 正规循环作业84 第三节 主要技术经济指标86 第七章 安全技术措施87 第一节 一通三防安全技术措施87 第二节 顶板管理安全技术措施92 第三节 爆破安全技术措施99 第四节 防治水安全技术措施107 第五节 机电安全技术措施109 第六节 提升、运输安全技术措施113 第七节 其它安全技术措施118 第八章 六大系统、灾害应急措施及避灾路线121 3 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二采1310m区段运输石门（西）施工设计图。 二、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m二采1310m区段运输石门（西）地质预想剖面图。 三、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m二采1310m区段运输石门（西）供电系统图、设备布置图、运输系统图及供电设计。 四、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m二采1310m区段运输石门（西）避灾路线。 五、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿1220m二采1310m区段运输石门（西）通风系统图、防尘系统图、监控系统图、瓦斯等级和煤层爆炸性、煤层自燃倾向性鉴定资料，以及风量计算等“一通三防”和监测监控等相关资料。 六、已批准的攀煤（集团）公司大宝顶煤矿2019年大区生产接续计划。 七、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。 八、大宝顶煤矿2019年度重大安全风险辨识评估报告及1220m二采1310m区段运输石门（西）工作面设计前安全风险辨识评估报告对“一通三防、顶板、爆破、机电、运输”等风险因素的评估。评估出以下安全风险 1、掘进过程中可能会造成瓦斯超限和局部通风机无计划停电停风，造成瓦斯超限报警或瓦斯爆炸等严重后果。 2、掘进期间可能会出现帮、顶伞檐、浮石及片帮、冒顶现象，造成轻伤或重伤等严重后果。 3、掘进期间违章爆破产生明火，引发火灾造成严重后果。 4、开关设备保护失效、设备（电缆）过载、带电搬迁（检修）、失爆等造成严重后果。 5、耙斗机、绞车运行中有人行走或断绳发生事故造成严重后果。 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、方位、坡度、服务年限、预计开（竣）工时间等。 （一）巷道名称1220m二采1310m区段运输石门西（II段），位置1220m水平二采区，岩层层位位于三叠系上统大荞地组第六至七段。 （二）与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称。 1220m二采1310m区段运输石门西II段东面为1220m水平二采1310m区段运输石门西I段，西面为1365m回风斜井，南面、北面无相邻巷道；左下方为1220m水平二采1300m回风石门（西）。 （三）巷道用途运输。 （四）巷道设计长度、方位、坡度、服务年限、预计开（竣）工时间。 1、巷道设计长度、方位、坡度2219煤层联络巷长度20m、方位9550′18″、坡度25，溜矸孔长度16m、坡度90，22192运输联络巷长度41m、方位5213′29″坡度10→6‰，1220m二采1310m区段运输石门西（II段）长度126m、方位870′25″→900′0″、坡度35→-6‰，合计巷道设计长度203m。 2、施工顺序开口施工2219煤层联络巷20m→溜矸孔16m→22192运输联络巷41m→1220m二采1310m区段运输石门西（II段）150m与1220m二采1310m区段运输石门西（I段）贯通结束。 3、巷道服务年限为5年。 4、巷道预计开竣工时间预计2019年5月开工，2019年7月竣工。 二、附图1-1-1巷道布置平面示意图 三、附图1-2-2巷道布置剖面示意图 四、附图1-3-3巷道施工放大图 五、附图1-4-4巷道断面布置图 第- 8 -页，总127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二采1310m区段运输石门西（II段） 对应地面标高 1565.3m～1682.67m 井下标高 1301.4m～1312.67m 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263.9m，最厚为370m。 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，最低开采标高为1370m,根据水文地质调查分析报告，巷道掘进不受其影响。 巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系 东面为1220m水平二采1310m区段运输石门西I段，西面为1365m回风斜井，南面、北面无相邻巷道；左下方为1220m水平二采1300m回风石门（西）。 分析采空区的水等对工程的影响 根据地测科提供的水文地质调查分析报告，该巷道周边20m范围内无小煤矿破坏区，所以巷道不受采空区影响。 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二采1310m区段运输石门西（II段）地质预想剖面图。 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） （42.5-0.66/10.68）m 煤岩层倾角（最大最小/平均）（） （35-27゜/31.1゜） 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 施工将揭露煤（岩）层为19至22-2煤层共7层煤。岩层为深灰色薄厚层状泥质粉砂岩、灰白色中厚层状中粒砂岩、灰黑色薄层状泥质粉砂岩夹煤线、灰白色薄厚层状细砂岩、灰褐色中厚层状粉砂岩夹煤线、灰白色厚层状中粒砂岩局部夹煤晶局部含砾。 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、巷道施工过程中将要揭露煤层向西向东依次揭露19、21-1、21-2、21-3、22-1、22-2共7层煤，煤层走向呈南北走向、倾向280～288、倾角27～35゜。 2、该巷道施工中不会遇到大的断层、褶曲、裂隙，不存在岩浆侵入体。 3、工作面位于第二水层与第三含层之间，施工期间不穿含水层，所以不受含水层影响，但局部地段可能存在淋滴水现象。 4、工作面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二采1310m区段运输石门西（II段）地质预想剖面图 第132页，总127页 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，上部为利安王家湾煤矿，该矿于2013年关闭，最低开采标高为1370m，1220m水平二采1300m回风石门（西）在掘进时查明该巷道周边20m范围内无小煤矿破坏区，并且本工作面位于第二水层与第三含层之间，施工时不穿含水层，所以不受含水层影响，唯一可能局部存在淋滴水，但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。 根据地测科提供的水文地质调查分析报告，巷道对应的地面位置为利安王家湾煤矿，该矿于2013年关闭，最低开采标高为1370m，并且1220m水平二采1300m回风石门（西）在掘进时查明该巷道周边20m范围内无小煤矿破坏区，所以在掘进过程中不会遇小窑、采空区。该巷道区域内无钻孔及构造导水等，掘进时不受钻孔、小煤矿采空区和含水层影响，不需要进行探放水作业。 三、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）。 根据地测科提供的水文地质调查分析报告，巷道无积水区。 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； 根据地测科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。 根据1220m水平二采1300m回风石门（西）揭露煤层时收集的资料，本工作面及周边工作面均属于低瓦斯工作面，不影响掘进，但仍需加强揭煤期间瓦斯管理。 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。 根据已有地质资料及1220m水平二采区的19煤层、21煤层、24煤层采煤工作面的最大瓦斯含量预计本工作面揭煤吨煤瓦斯含量为5.6046m3/t,可解惜量为3.4846m3/t，不可解析量为2.12m3/t，瓦斯压力为0.1，瓦斯绝对涌出量为0.15m3/min，瓦斯相对涌出量为4.74m3/t；二氧化碳相对涌出量为0，二氧化碳绝对涌出量为0。 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，但揭露煤层时仍存在瓦斯超限隐患，需加强放炮环节的通风瓦斯管理。 4、 说明本工作面煤与瓦斯突出危险性。 根据1220m水平二采1300m回风石门（西）揭露煤层时收集的资料及1220m水平二采区的采煤工作面收集的资料，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，自燃发火倾向性、自然发火期。 根据四川省煤炭产品质量监督检验站（2019年）提供的检验报告可知巷道掘进期间揭露的煤尘爆炸指数14.17～14.28；煤层自燃发火倾向性为不易自燃煤层，自然发火期＞360d。 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。 无其它有毒有害气体对工作面掘进造成影响。 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，须加强顶板支护和瓦斯管理。如遇有地质疑难问题，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，2219煤层联络巷的断面形状选择为梯形，22192运输联络巷与1220m二采1310m区段运输石门西（II段）的断面形状选择为三心拱。 2、巷道断面 （1）22192运输联络巷与1220m二采1310m区段运输石门西（II段）为1-1断面，掘进宽度2.84m、掘进中高2.82m（墙高1.8m、拱高1.02m）、掘进断面积S掘7.24m2；净宽度2.8m、净中高2.44m（墙高1.44m、拱高1.0m）、净断面积S净6.55m2。 （2）1220m二采1310m区段运输石门西（II段）车场为2-2断面，掘进宽度4.24m、掘进中高3.32m（墙高2.4m、拱高0.92m）、掘进断面积S掘13.07m2；净宽度4.2m、净中高2.94m（墙高2.04m、拱高0.9m）、净断面积S净11.41m2。 （3）2219煤层联络巷为3-3断面，掘进宽度2.4m、掘进中高2.0m、掘进断面积S掘4.8m2。 二、说明巷道工程量、坡度、中腰线、开口位置、方位角等。 1、巷道工程量2219煤层联络巷长度20m，溜矸孔长度16m，22192运输联络巷长度41m，1220m二采1310m区段运输石门西（II段）长度126m，合计巷道设计长度203m。 2、巷道坡度2219煤层联络巷坡度25，溜矸孔坡度90、22192运输联络巷坡度10→6‰，1220m二采1310m区段运输石门西（II段）坡度35→-6‰。 3、巷道中腰线1-1断面巷道中心左、右为1.42m，腰线上1.82m、腰线下1.0m；2-2断面巷道中心左、右为2.12m，腰线上2.32m、腰线下1.0m；3-3断面巷道中心左、右1.2m。 4、开口位置2219煤层联络巷在1220m二采运煤上山内开口，开口坐标为X2935143.199，Y34459781.619，Z1293.082；22192运输联络巷在22192回风巷内开口，开口坐标为X2935120.373，Y34459800.442，Z1307.2。 5、方位角2219煤层联络巷方位9550′18″，22192运输联络巷方位5213′29″，1220m二采1310m区段运输石门西（II段）方位870′25″→900′0″。 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。 1、在1220m二采运煤上山下出口往上10m范围内施工一个信号把钩硐室、在22192运输联络巷开口点往里5.0m范围内施工一个信号把钩硐室，硐室形状为三心拱，断面尺寸为宽2.0m、高2.0m、深1.8m。 2、信号把钩硐室永久支护采用锚杆支护，间排距为1.0m1.0m；临时支护采用塑钢单体戴帽支护。 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二采1310m区段运输石门西（II段）地质预想剖面图及1220m水平二采1300m回风石门西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0.01～0.05m，取0.05m 其中 HB/2f4.24/240.53m 式中B巷道掘进宽度，取最大4.24m f岩石坚固性系数，根据地质预想剖面图，粉砂岩取4 L 2HL1L220.530.50.051.61m，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锚杆设计锚固力，64kN/根； H冒落拱高度，取0.53m； K安全系数，取2； r被悬吊粉砂岩的重力密度，取19.995kN/m3 1.736m 施工时间距取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Φ16mm 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30mm； 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410.71mm，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，锚固剂为MSCKb2350。 2、 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2.0m，最小距离为不大于0.5m。 3、 临时支护方式 1、1-1断面平巷段临时支护采用2根吊环式金属前探梁，上山段临时支护采用塑钢单体戴帽；2-2断面临时支护采用3根吊环式金属前探梁；3-3断面临时支护采用塑钢单体戴帽；当巷道高度与塑钢单体高度不匹配时，可以选用木柱代替塑钢单体，选用木柱时，木柱材质为直径不小于120mm的优质圆木。 2、使用吊环式金属前探梁时，前探梁使用Φ2吋钢管制成，壁厚2mm，长度不低于5.0m，吊环为锚杆托盘150mm150mm，焊接2个Φ16mm钢筋圆环（内径100mm），每根前探梁使用3个吊环，工作面至少备用4个吊环，接顶木料采用厚度不小于100mm的方木或半圆木，接顶层使用板子、刹杆，并用木楔刹严接实，前探梁被炮崩坏或弯曲时，必须及时更换新的前探梁。 3、使用塑钢单体戴帽时，帽子为直径不小于120mm、厚度不小于120mm、长度不短于600mm的优质木头制成，并且爆破后根据空顶距离施工临时支护，空顶距离小于或等于1.4m时打设一排临时支护，空顶距离大于1.4m时打设两排临时支护，临时支护每排布置两根，间排距为1.0m。 4、 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2.0m，最小0.5m。 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，立即将临时支护移（打）设至工作面迎头小于0.5m，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空顶距离小于或等于0.5m后，才能撤除临时支护。 3、临时支护施工顺序及人员分工 （1）吊环式金属前探梁临时支护 ①使用前，首先检查吊环有无变形、无焊、丝口损坏，并检查锚杆的初锚力，要求不小于设计值。 ②临时支护操作顺序施工临时支护前，首先1人站在永久支护的下方，对工作面进行敲帮问顶,1人观察顶板及支护情况负责安全→处理工作面找顶杆有效范围内的伞檐、危石→然后将吊环分别固定在巷道顶的第一排、第二排、第三排锚杆上→1人站在第一个前探梁吊环下，1人站在第二个前探梁吊环下，1人观察顶板及人员安全站位负责安全从下帮第一根前探梁开始将前探梁探至距碛头→按上述程序依次将前探梁探至距碛头→2人站在永久支护下从外往里至碛头把接顶木料成“井”字型放在前探梁上摆平放正，间距不大于500mm。 ③接顶木料必须摆平放正，并用木楔打紧打牢，其位置以不影响打锚杆、锚索为原则，同时在前探梁末端，也必须用板子将前探梁与顶板之间的空隙刹紧刹牢。 ④临时支护护顶面积必须大于暴露顶板的2/3，接顶有效。 ⑤在安设、前移前探梁时，必须3人以上相互配合作业，且必须另有1人专职观察顶板的变化情况。 ⑥每完成一个循环前探梁必须向前移一次。 （2）塑钢单体戴帽临时支护 ①进行临时支护前，要认真敲帮问顶，找净活石、伞檐，作业时作业点下方严禁有人逗留或作业。 ②木帽应顺着巷道中心方向垂直布置，特殊情况下木帽沿巷道中心方向布置，若顶板易抽条则木帽与抽条方向垂直布置。 ③打设工作面临时支护的操作顺序施工临时支护前，首先1人必须站在永久支护的下方对工作面进行敲帮问顶，1人观察顶板及支护情况负责安全→处理工作面找顶杆有效范围内的伞檐、危石→1人站在永久支护下使用尖镐挖柱窝，1人观察顶板负责安全→打设临时支护时必须3人以上相互配合作业，1人抱塑钢单体，1人拿木帽子及木楔子，1人拿注液枪，作业人员站在安全可靠的支护下进行，且另必须有1人专职观察顶板的变化情况。 ④作业时人员应相互协作，注意个人站位，加强自保互保意识。 ⑤打锚杆作业在临时支护掩护下，进行永久支护工作，当所有永久支护完成后方可拆除临时支护进行其它工作。 ⑥每循环均按此程序进行。 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。 工作面空顶小于和等于0.5m时，无需临时支护；空顶大于0.5m且小于1.0m时，空顶段必须施工临时支护；空顶大于1.0m时，必须在临时支护下及时施工永久锚杆支护。 七、特殊地段制定专项支护措施 1、巷道掘进过程中如遇断层或岩石破碎带，必须将循环进度缩小至1.0m，支护间排距控制在1.0m1.0m，永久支护采用锚杆、金属网、钢筋梯联合支护。 2、巷道掘进过程中若揭露煤层时，必须将循环进度缩小至1.0m，支护间排距控制在0.8m0.8m，永久支护采用锚杆、锚索、金属网、钢筋梯联合支护，金属网为双层金属网。煤层出现在两帮时，必须对两帮进行护帮支护，护帮采用锚杆、金属网进行支护，金属网为单层金属网，间排距为1.0m1.0m，护帮支护渣面以上滞后碛头不大于5m，渣面以下待渣出尽后一次支护完毕。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，必须及时补报专项揭煤措施。并且揭煤时将耙斗机钢丝绳更换为迪尼玛绳，待煤层揭露完后再恢复耙斗机钢丝绳装渣。 附图3-1-6巷道断面永久、临时支护图 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、3-3断面按照“33”排列矩形布置，2-2断面按照“55”排列矩形布置；锚杆孔深1.75m，孔径30mm。 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（施工出的孔径为30mm），钻机为MQT－90A型气动锚索钻机。 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； （1）根据巷道围岩性质，确定砂浆标号为M15，水泥标号为425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。 （2）喷浆采用喷射砂浆，厚度为20mm；初次喷浆厚度不小于10mm，复喷至20mm。 （3）最大掘喷距离40m。 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； 喷浆采用湿喷，喷浆前使用水冲洗岩帮。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，工作面位于第二水层与第三含层之间，施工时不穿含水层，但局部地段可能出现淋滴水现象，所以在掘进过程中加强对水沟的清扫工作，确保水沟内无杂物、无淤泥堆积。 8、备用材料、数量、规格及存放地点规定。 （1）备用数量备用数量不得少于当天使用量的30。 （2）锚杆MSGM-235/161800（直径16mm，长度1800mm）麻花式树脂锚杆，每班施工考虑1排锚杆，备用考虑1排锚杆。 （3）木料厚度不小于100mm的方木或半圆木及板子、刹杆、木楔。 （4）喷浆材料水泥425，砂粒直径小于3mm的中粗砂。 （5）备用材料放置地点备用材料放置在距工作面50m以外的安全处。 9、明确支护质量标准及控制措施； （1）锚杆作业必须执行以下规定 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因放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，并保证抗拔力不低于设计值的90。 ⑥临时支护必须紧跟工作面迎头，严禁空顶及空顶作业。 （2）喷浆作业必须执行以下规定 ①喷浆前，清理喷浆现场的杂物，接好风水管路，输料管路要平直，不得有急弯；接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管用作输料管； ②喷浆前，检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象； ③喷浆前必须用高压水冲洗受喷面； ④作业人员必须佩戴好劳动保护用品； ⑤采用湿喷，喷头距受喷面垂直距离保持0.81.2m为宜； ⑥开机时先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时先停料，后停机，再关水，最后停风。 ⑦喷浆施工时，严禁将喷头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手紧握喷头，并将喷口朝下； ⑧喷浆要求喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”现象； 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。 1、进班准备进行安全检查、设备检查与维护、物料准备等工作。 2、巷道掘进必须严格按设计要求进行施工，严格控制巷道成形。 3、临时支护爆破后，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。 4、锚杆施工工艺流程巷道钻眼→装树脂药卷→装锚杆、托盘→搅拌药卷→紧固螺母。 5、锚杆施工顺序由巷道中间向两侧施工，施工期间必须派专人观察帮顶情况及作业人员四周的安全情况，确保安全施工。 6、锚杆眼的施工使用MQT－90A型气动锚索钻机，用B19的六方钻杆与直径28mm的钻头配合施工锚杆眼。 7、锚杆钻眼的要求 （1）严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在-20～20mm范围内。 （2）要求在打眼过程中不准移动钻机，保证钻孔平、直，不出现台阶。 （3）钻孔要用水或风清洗干净，确保树脂药卷充分发挥其作用，使锚杆具有足够的锚固力。 （4）锚杆眼应严格按设计施工，应垂直于巷道轮廓线或煤岩层层理面，锚杆钻孔斜度误差控制在-15～15范围内。 （5）当出现因打眼等造成的锚杆眼附近岩面不平整的现象时，必须刷平岩面，且保证锚杆眼足够的深度，不准出现因巷道片帮、漏顶造成的眼深不够的现象。在打眼或安装锚杆过程中出现片帮、漏顶时，应在锚杆托盘前加垫板，保证锚杆托盘贴紧岩面。 8、树脂药卷安装要求药卷的数量和长度必须符合要求，保证药卷总长度达到设计要求，按设计要求使用相应数量的药卷。 9、树脂药卷的搅拌总搅拌时间约为20s，此后停机，但不能缩下钻机，还应保持钻机较大的推力3分钟后才能卸下钻机。 10、紧固螺母停机30s后再次启动钻机，将锚杆螺母上紧，托板紧贴岩面，使锚杆具有较大的预紧力。一个循环锚杆安装好后，应用力矩扳手再次紧固螺母，使锚杆预紧力符合要求。 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6m/根；轨枕规格水泥轨枕，高0.15m；轨枕间距接头枕间距0.5m、过渡枕间距0.6m、正常枕间距0.7m；渣面距轨面高度0.16m。 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 0.5～0.7m 15～40㎜ 50mm 20m 三、轨道铺设位置和距碛头的距离 施工时铺设临时轨道，1-1断面轨道铺设在巷道中心，车场2-2断面轨道铺在巷道北帮、距巷道中心0.7m，3-3断面不铺设轨道；轨道距碛头的距离为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、轨枕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 1、永久水沟施工在巷道前进方向的左帮，毛水沟规格宽深0.3m0.2m，永久水沟规格宽深0.2m0.2m，靠巷道帮砌筑水沟沿厚度0.1m，靠墙帮不砌筑水沟沿，不抹底。施工时1-1断面水沟内沿距巷道中心1.2m、2-2断面水沟内沿距巷道中心1.9m，腰线距水沟上沿1.0m。 2、水沟砌筑混凝土标号C15；配合比水泥砂碎石122.5（重量比）；水灰比0.4。水泥425普通硅酸盐水泥；砂0.3～3mm的中粗砂。砂、碎石的含水率≯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。永久水沟距耙斗机不大于10m，毛水沟距耙斗机不大于5m，若才移设完耙斗机，必须在3个工作日内将水沟施工到规定距离。 第六节 巷道管线布置 一、压风、供水管道及瓦斯抽放管道 1、压风、供水永久管路均采用焊有法兰盘的2吋铁管。 2、压风、供水管路铺设在巷道前进方向的右帮，管路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的吊挂眼。吊挂时，先在吊挂眼内穿入一根铁管，然后再采用矿自制专用挂钩吊挂，风管在上，水管在下，管路间距100mm。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。永久压风、供水管道距碛头的距离不得超过50m。 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25m。 4、本巷道不布置瓦斯抽放管道。 二、临时管路 临时压风管路采用2吋和1吋高压胶管配合使用；临时供水管路使用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、电缆吊挂在巷道前进方向的左帮，每隔15m施工一个深度硬岩上不低于0.4m、软