1、- 1 -目 录第一章 工作面基本概况 .- 4 -附图 1:主井井底撒煤清理硐室平面布置示意图 - 4 -第二章 地质情况 .- 4 -第一节 煤层赋存特征 .- 4 -第二节 工程地质与水文地质 .- 5 -第三节 煤层瓦斯含量、煤尘爆炸危险性 .- 6 -第三章 巷道布置情况 .- 7 -第一节 巷道简述 .- 7 -第二节 施工顺序 .- 7 -第三节 巷道中腰线布置 .- 7 -第四章 巷道支护 - 7 -第一节 支护设计结论说明 .- 7 -第二节 临时支护的方式 .- 8 -附图 2：主井井底撒煤清理硐室临时支护图 .- 9 -第三节 永久支护 .- 9 -附图 3: 主井井底撒
2、煤清理硐室支护断面图 - 9 -第五章 矿压监测 .- 9 -第一节 观测对象 .- 9 -第二节 观测内容 - 10 -第三节 观测方法 - 10 - 2 -第四节 数据处理 - 10 -第六章 掘进施工方式 - 10 -第一节 作业方式及工艺流程 - 10 -第二节 施工设备 - 11 -第三节 施工工艺 - 11 -附图 4：爆破炮眼布置图表 - 12 -第四节 循环进尺 .- 20 -第五节 运煤方式 .- 20 -第六节 过特殊区段的施工工艺 - 20 -第七章 生产系统 - 21 -第一节 一通三防系统 - 21 -附图 5：主井井底撒煤清理硐室通风系统示意图 - 24 -第二节
3、辅助运输系统 - 29 -第三节 供电系统 - 29 -第四节 压风系统 - 30 -第五节 排水系统 - 30 -第六节 通讯、照明、信号系统 - 31 -第八章 安全质量管理 - 32 -第一节 工程质量验收要求 - 32 -第二节 文明生产管理要求 - 33 -第三节 机电设备管理要求 - 34 -第九章 劳动组织、循环图表与主要 经济技术指标 - 34 - 3 -第一节 劳动组织图表 - 34 -第二节 正规循环作业图表 - 36 -附表 1：主井井底撒煤清理硐室正规循环作业图表 .- 36 -第十章 重大危险源及危害因素辨识 - 36 -第十一章 安全技术措施 - 38 -第一节 顶
4、板管理安全技术措施 - 38 -第二节 炮掘作业安全技术措施 - 40 -第三节 机电检修、机电设备安全防护技术措施 - 44 -第四节 运输、装卸车、抬运设备安全措施 - 48 -第五节 矿井其它自然灾害预防措施 - 53 -第六节 特殊作业施工安全技术措施 - 54 -第七节 矿压监测安全技术措施 - 54 -第八节 其他安全技术措施 - 55 -第十二章 工作面避灾路线 - 56 -第一节 避灾原则 - 56 -第二节 避灾路线 - 56 -附图 7：主井井底撒煤清理硐室避灾路线示意图 - 56 - 4 -第一章 工作面基本概况1、巷道名称该巷道为主井井底清理撒煤硐室（本规程适用于掘进该
5、巷道） 。2、巷道用途满足矿井运输需求。3、工程概况主井井底以西 8.45m 及以东 25.45m 范围内为井底撒煤清理硐室（自井筒中心线算起） 。现井筒西部已施工完毕，东部已施工 5m，现由我部继续向东进行施工。附图 1:主井井底撒煤清理硐室平面布置示意图第二章 地质情况第一节 煤层赋存特征本矿区 4#煤层厚度一般在 23.6m 左右，最大厚度 26.2m。煤 层 物 理 性 质 一 览 表 物性煤层号颜色 条痕 光泽 结构构造 内生裂隙 条/cm 煤岩成分 煤岩类型 视密度 g/cm3 断口与其它4 黑色 褐黑色 沥青、油脂光泽条带状、均一状、线理状水平及断续水平层理812暗煤为主，亮煤次
6、之，夹镜煤条带及丝炭暗淡型、半暗型、半亮型1.36贝壳状、阶梯状、参差状断口，方解石脉及黄铁矿薄膜充填裂隙煤 层 顶 底 板 情 况 表名 称 岩石类别 厚度（m）顶 板 细粒砂岩、粗砂岩 49- 5 -煤 层 4#煤 23底 板 碳质泥岩、铝质泥岩 9第二节 工程地质与水文地质1、地层主井井筒深度 546m，由上而下穿过的地层有第四系松散层，白垩系洛河组、宜君组地层，侏罗系安定组、直罗组、延安组、富县组地层。（1）第四系松散层：厚度 11.85m，由粉土及碎石土组成。（2）洛河组：顶板埋深 11.85m，厚度 324.40m,由浅棕红色中粒砂岩、浅灰绿色中粗砂岩及薄层状砾岩组成，泥质胶结，具
7、斜层理，裂隙较发育。上部30m 段岩石松软，易破碎。（3）宜君砾岩组：顶板埋深 336.25m,厚度 30.95m，紫杂色，巨厚层状，粗砾状结构，钙质胶结，较坚硬。（4）安定砂岩泥岩岩组：顶板埋深 367.20m，厚度 58.34m,为灰绿色中粒砂岩和泥岩，砂岩成分以石英，长石为主，泥质胶结，较疏松。（5）直罗砂岩岩组：顶板埋深 425.54m,厚度 21.26m，上部砂质泥岩，夹中细粒砂岩，下部以粗粒砂岩为主，夹薄层状粉砂岩，岩石强度低，属不稳定岩层。（6）延安组砂泥岩岩组：顶板埋深 446.80m，厚度 110.78m,由泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩、粗粒砂岩及 4 号煤层组成，其中煤层厚度
8、23.6m，顶板埋深为 517.95m。（7）富县泥岩岩组：主要由泥岩组成，夹薄层砂岩，饱和抗压强度17.2MPa,为弱稳定岩层。（8）4 号煤层产状及物理力学特性4 号煤层产状 N10-20W/4，厚度 23.6m；物理性质，黑色，沥青光泽，层状构造，贝壳状、阶梯状断口，内生裂隙发育，燃烧时易燃、焰长、烟- 6 -浓；视密度平均 1.32t/m3，硬度系数 f=1.7。该硐室均布置在 4 号煤层中（巷道底板距煤层底板 10m，其顶板距煤层顶板 7.7m） ，4 号煤层厚度 23.6m，煤层顶板为细砂岩、粗砂岩，厚度为 49m，煤层底板由碳质泥岩、铝质泥岩组成，厚度约为 9m。2、含水层（1）
9、第四系松散层含水层：静止水位 7.15m，含水层厚度 4.09m，预计井筒涌水量 3.6m3/h。（2）白垩系砂岩含水层（组）：含水段深度 11.96340.98m，预计井筒涌水量 264.9m3/h。（3）侏罗系砂岩含水层（组）：含水段深度 439.9568.5m，预计井筒涌水量 202.3m3/h。主井井井底范围内地层走向近东西，倾向北偏西，倾角 4，为一单斜构造，尚未发现断层。掘进过程中要注意水文地质变化情况，发现问题及时汇报，以便采取合理的防范措施。第三节 煤层瓦斯含量、煤尘爆炸危险性检 2 号孔在 4#煤层采集了 2 个煤层瓦斯样，瓦斯含量甲烷 0.060.08 毫升/ 克.燃。 初
10、步设计中根据地质报告提供的钻孔瓦斯含量，对矿井瓦斯涌出量进行了计算，其结果为相对涌出量为 5.42t/m3，绝对涌出量为61m3/min，矿井瓦斯等级应为高瓦斯矿井。通过煤尘爆炸性试验样测试，其火焰长度 350400mm，抑制煤尘爆炸的最低岩粉用量为 7075%，结论为本井田 3 号、4 号煤层均具有爆炸性危险。今后在施工中，应予以足够重视，采取有效措施，确保生产安全。通过测试，本井田煤层具很大的自燃倾向，着火点多在 342390之间，因而在以后的生产及储运过程中应采取有效措施，以防止煤炭自燃。- 7 -第三章 巷道布置情况第一节 巷道简述巷道断面特征一览表第二节 施工顺序、按照由西向东的顺序
11、进行施工。2、施工过程中，如遇断层、破碎带、泥岩地层等地质构造时，则另行编制施工安全技术措施。第三节 巷道中腰线布置根据施工进度由测量人员进行放线（中腰线）定位，并由测量人员填写巷道中腰线管理牌，我队根据其所提供数据按线进行施工。第四章 巷道支护第一节 支护设计结论说明根据巷道的围岩性质、围岩强度、地应力分析及巷道服务年限等资料，由中煤西安设计工程有限责任公司对主井井底撒煤清理硐室作出如下设计：整个巷道设计均为直墙半圆拱形断面，采用锚网喷方式联合进行支护。全宽（m）全高（m）断面积（m 2）巷道名称断面形状支护形式喷厚（ mm）浇注厚度（ mm）墙高（m） 净宽荒宽净高荒高净断面 荒断面主井井
12、底撒煤清理硐室直墙半圆拱形锚网喷、浇注混凝土150 450 2800 5 6.2 5.3 5.9 14.8 32.4- 8 -第二节 临时支护的方式1、临时支护方式采用前探梁进行临时支护：前探梁采用 5 根 4m 长的 4 寸钢管，每根前探梁采用 2 个吊环进行固定，按锚杆间排距将吊环扭结在顶部锚杆上，并将木板和木刹放置于前探梁上接顶背实。正常施工时前后吊环间距 1.4m，正顶一根到其它两根前探梁间距为 700mm，施工中要及时前移。2、架设方法前探梁至迎头最大控顶距不大于 300mm；炮前锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于一排锚杆排距，炮后锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于一排锚杆排距+循环进尺
13、。（1）敲帮问顶：在跟班队干监护下，由班长（或有经验的人员）站在支护完好、退路畅通的安全地点，使用专用长柄工具由外向里进行敲帮问顶，敲掉顶帮活煤。（2）铺顶网：作业人员站在浮煤堆上将临时支护网片与永久支护网片在左、中、右各联 3 孔以上。（3） 前移前探梁：作业人员将前探吊环扭结在靠近迎头的顶锚杆上（扭结长度不少于 20 mm） ，2 人将接顶大板横担在前探梁上，并用长柄工具将顶网托起，同时后面两人使用长柄工具将前探梁推窜至迎头。（4）临时接顶：作业人员使用木刹将顶接实背牢。（5）联网：使用双股铅丝将临时支护网片与永久支护网片孔孔相连，至少扭够三圈。3、临时支护注意事项人员站在煤堆上无法架设前
14、探梁时，必须平整迎头搭设工作台。工作台采用 1 寸钢管焊接 2 个高 1.8m、宽 0.6m 的梯子立在巷道两帮，将宽 300mm，厚 50mm 的木板横放在两侧梯子上，木板在梯子两侧的外露部分不少于200mm。立梯处场地必须平整，梯子要保证牢稳可靠。- 9 -附图 2：主井井底撒煤清理硐室临时支护图第三节 永久支护1、断面情况整个联络巷设计均为直墙半圆拱形断面，采用锚网喷方式联合进行支护。附图 3: 主井井底撒煤清理硐室支护断面图2、锚喷支护形式、参数及支护材料要求说明（1）顶帮支护锚杆规格：202300mm 左旋无纵筋等强螺纹锚杆。锚杆配套药卷：每根锚杆配用 3 支 Z2335 树脂药卷。
15、锚杆托盘规格：150mm150mm8mm 的 Q235 钢板。锚杆布置：顶帮锚杆间排距均为 700mm700mm。钢筋网规格：全断面铺设钢筋网（采用 6mm 的 Q235 钢筋加工而成） ，网格规格为 100100mm，采用 16#双股铁丝将顶网与帮网孔孔相连（采用对接方式） 。喷砼支护：喷射砼强度 C20，厚度 150mm。浇注混凝土：浇注强度 C30，厚度 450mm。（2）其他：巷道过断层、破碎带、泥岩地层及需加强支护时，应按照建设单位支护设计及要求进行支护。第五章 矿压监测第一节 观测对象该巷道在掘进过程中主要观测对象为：顶板压力和顶板完好性，两帮围岩破碎性情况，工作面支护质量及底板压
16、力情况。- 10 -第二节 观测内容日常监测包括四部分内容：锚杆锚固力抽检，锚杆预紧力检测。矿压观测内容、目的及手段序号 观测内容 观测目的 测试手段1 锚杆锚固力 检查锚杆打设质量 锚杆拉拔仪2 锚杆预紧力 检查锚杆安装质量 力矩扳手第三节 观测方法1、锚杆锚固力检测抽样率为 1%，每 300 根顶（帮）锚杆抽样一组（3 根）进行检查。不足 300 根时，按 300 根考虑。抽测时只做非破坏性拉拨，拉拔加载至锚杆锚固力设计值的 90%。若发现 1 根锚杆不合格，应在其附近 200mm处补打一根，并再抽样一组（3 根） ；若仍不符合要求，则必须调查其原因，并积极采取相应的处理方法和防范措施。2
17、、锚杆预紧力检测：每小班进行抽样，抽样率为 30%，锚杆预紧力矩设计为不小于 100Nm。若其中一根锚杆不合格，采用风动扳手将其螺母重新拧紧即可；若有 2 根或 2 根以上不合格，本班应将其所安装锚杆的螺母重新拧紧一遍，直至达到设计要求。第四节 数据处理由当班验收员在现场采集数据，并由技术人员将采集的数据进行记录。第六章 掘进施工方式第一节 作业方式及工艺流程该巷道采取“三八” 制作业方式（二掘一喷） ，全断面一次爆破。掘进班：交接班搭设凿岩工作台钻炮眼装药联线爆破敲帮问顶- 11 -前 探 梁 临 时 支 护 铺联顶网钻顶锚杆孔安装顶锚杆耙装机出煤铺联帮网钻两帮锚杆孔安装两帮锚杆。喷浆班：交
18、接班喷浆前准备工作初喷迎头复喷成巷清理各班在工序允许的条件下穿插平行作业，但必须满足规定的安全条件。第二节 施工设备掘进设备：7655 型气腿式凿岩机、G10 风镐。装载设备：P-60B 型耙斗装岩机（ 900mm 轨距） 。运输设备：MGC1.7-9D 固定车厢式矿车。支护设备：PZ-V型混凝土潮料喷射机，MQT-120 气动锚杆（锚索）钻机，MQS-50 手持式气动钻机，锚杆专用搅拌套，风动力矩扳手。第三节 施工工艺一、钻炮眼1、钻眼前准备工作钻眼前，由当班验收员根据中腰线及爆破图表要求进行找线定位，杜绝无规则钻眼。钻眼前，首先打开风水管阀门吹洗风水胶管，并将凿岩机油壶内灌满机油，检查凿岩
19、机的进风、进水口有无堵塞物，若有堵塞物时必须吹洗清理干净后，再用专用 u 型卡将带有快速接头的风、水胶管与凿岩机连接牢固，打开阀门检查有无跑风、漏水现象，确认安全无问题后，方可进行钻眼。2、钻眼正常钻炮眼时凿岩机前方不能站人。凿岩机位置和高低要根据炮眼位置、角度调整好，打眼工要立于凿岩机一侧，严禁用两腿夹住凿岩机，同时严禁手握气腿及钻机活杆，只准手握钻机把手。钻进中，钎杆不能上下左右移动，用力要均匀适当，防止操作不协调和用力不均匀发生断钎伤人。点眼工衣扣要扣好，紧身利索，当钎杆进入眼内 50100mm 后，应立即撤至凿岩机后方。- 12 -操作凿岩机时，人员要在其右侧操作，钻机左侧严禁站人，防
20、止打折的钻杆左旋伤人。3、吹眼钻眼结束后，要使用压风对炮眼进行吹洗。吹眼时无关人员应全部撤出，严禁用折风管的方式代替阀门。吹眼时两个人应配合好，吹杆要慢慢伸入眼内，另一人缓慢开启阀门（风量由小变大） 。吹钻孔过程中避免堵杆，操作人一定要躲开碎渣飞出的方向，防止碎渣伤人。4、钻眼注意事项钻眼过程当中，要随时检查风水胶管与钻机的连接情况，u 型卡应安装牢固，防止风水胶管脱落伤人；严禁用铁丝穿孔代替 u 型卡；严禁干打眼及边打眼边装药。二、爆破作业1、炮眼布置说明附图 4：爆破炮眼布置图表 2、爆破材料说明炸药规格：32mm级煤矿许用乳化炸药，每卷 200g。雷管：煤矿许用毫秒延期电雷管，IV 段。
21、发爆器：MFB-100 型矿用发爆器。3、装药装药结构：正向连续柱状装药并用水炮泥封孔。严格按照炮眼布置图及爆破说明书全断面一次爆破。装药前要将工作面20m 范围内的电源切断并检查工作面瓦斯浓度，装药时严禁从事其它与装药无关的工作，每装一个炮眼后要将雷管脚线扭结短路并悬空。4、联线爆破装药完毕后，班长协助放炮员进行联线（联线方式为串联联线） ，雷管脚线连接好后，最后由放炮员亲自连接爆破母线，并由迎头向外敷设至警戒线外，放炮员最后撤离工作面。- 13 -当人员全部撤到安全地点后，班长应清点人数，确认无误方可下达爆破命令，放炮员接到放炮命令后，连接发爆器充电，确认无问题后，发出信号进行爆破。5、爆
22、破安全距离避炮地点到爆破地点的安全距离直巷不少于 150m，弯曲巷道不低于120m，且有掩体。三、临时支护1、敲帮问顶管理规定在下列情况下必须敲帮问顶：（1）交接班时（2）钻眼前（3）装药前（4）放炮前（5）每次放炮后进入工作面前（6）拆除临时支护前（7）喷射混凝土前。找顶工作必须遵守下列规定：（1）敲帮问顶之前彻底清理浮煤，保证退路畅通。 （2）在跟班队干监护下，由班长（或有经验的人员）站在支护完好、退路畅通的安全地点，使用专用长柄工具由外向里进行敲帮问顶，敲掉顶帮活煤。 （3）找顶应从有完好支护的地点开始，按照由外向里先顶后帮的顺序依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。 （4）找顶人员应戴
23、手套，用长柄工具找顶时，应防止煤块顺杆而下伤人。 （5）顶帮遇有大块断裂煤块或煤块离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。 （6）对于敲帮问顶不能找掉的危岩，可采用打设点柱、重新打设锚杆锚固或钻眼爆破的方法进行处理。任何人不得站在有隐患的场所作业。2、铺顶网作业人员站在浮煤堆上将临时支护网片与永久支护网片在左、中、右各联3 孔以上。3、前移前探梁作业人员将吊环扭结在靠近迎头的顶锚杆上（扭结长度不少于 20 mm） ，2 人将接顶大板横担在前探梁上，并用长柄工具将顶网托起，同时后面两人使用长柄工具将前探梁推窜至迎头。4、临时接顶作业人员使用木刹将顶接实背牢
24、。- 14 -5、联网使用双股铅丝将临时支护网片与永久支护网片孔孔相连，至少扭够三圈。四、顶锚杆（锚索）支护钢筋网联好后，人工站在浮煤上打设顶锚杆（锚索） 。1、钻眼前准备工作钻眼前按规定联网，由当班验收员根据设计的锚杆（锚索）间排距进行定位，杜绝无规则钻眼。钻眼前，首先打开风水管阀门吹洗风水胶管，并将锚杆（锚索）钻机、凿岩机油壶内灌满机油，检查钻机的进风、进水口有无堵塞物，若有堵塞物时必须吹洗清理干净后，再用专用 u 型卡将带有快速接头的风、水胶管与凿岩机、锚杆（锚索）钻机连接牢固，打开阀门检查有无跑风、漏水现象，确认安全无问题后，方可进行钻眼。2、打锚杆（锚索）眼打眼前首先要先敲帮问顶，仔
25、细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，然后按巷道中、腰线严格检查断面规格，对不符合作业规程要求的部位进行处理，确定无问题后用炮泥做记号。 锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过 50mm，钻 眼 角 度 误 差 不 得 超 过 5，眼深应与锚杆（锚索）长度相匹配。使用锚杆（锚索）钻机打眼时，先用短钎开孔，再套接钎杆继续向上钻眼。打眼时，应在钎杆上做好标记，保证锚杆（锚索）外露长度符合要求（锚杆外露长度为 100mm，锚索外露长度为150300mm） ；不符合要求的要用水泥封孔口（长度 300mm）后，重新补眼。锚杆（锚索）眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探梁的掩护下进行操作。
26、打眼应按由已支护一侧向待支护一侧先顶后帮的顺序依次进行。锚杆（锚索）钻机需更换续接钻杆时，要关闭供风开关，待风量减少到最小，慢慢关闭升降开关使锚杆（锚索）钻机低速转动，回落到最低位置后更换钻杆。钻眼人员要和更换钻杆人员配合默契，防止锚杆（锚索）钻机突然升降伤人。3、安装锚杆- 15 -将锚固剂用锚杆送入眼底，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，使用专用搅拌器与锚杆（锚索）钻机相连并卡住螺帽，开动锚杆（锚索）钻机，使锚杆（锚索）钻机带动杆体旋转将锚杆旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控制在 2035s） ，直至锚杆达到设计深度，方可撤去钻具，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。待 15min 后，使用风
27、动扳手拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于 100Nm，锚杆托盘要紧贴煤帮。4、安装锚索（特殊区域需加强支护）：将锚固剂用锚索送入眼底，使锚索顶住锚固剂，用带有专用搅拌器的锚索钻机旋转推进锚索，将锚索旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控制在2035s ） ，直至锚索达到设计深度。停止搅拌后，必须继续保持锚索钻机的推力约 3min 后，方可撤去钻具，然后再安装托盘及锁具。待 15 min 后，再对锚索进行加压，达到设计预应力（预应力不小于 100KN）后迅速换向回程，最后卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落） ，完成锚索安装。五、耙装机出煤使用耙装机进行出煤，其后配套辅助运输设备为 M
28、GC1.7-9D 固定车厢式矿车。1、耙装机司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职人员担任，耙装机司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下启动耙装机。2、认真学习作业规程，熟悉作业环境、生产系统、施工方法、质量标准和安全注意事项。具备自保、互保的意识和能力。3、熟练掌握所用耙装机的的构造、特征、技术性能、安全注意事项等，掌握维修和保养技术。4、严格按照耙装机固定方式对耙装机进行固定。交接班时，要详细检查固定部位是否松动，发现问题及时处理。5、开机前，检查操作机构是否灵活，闸带是否可靠且松紧适当；钢丝绳是否符合使用要求，无挤绳、卡绳；过渡槽上封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏是否齐全、固
29、定牢固；尾轮是否固定牢固可靠、位置适宜；牵引绳与耙斗连接是否牢固；耙斗运行范围内严禁有人；试运转正常，严禁带病作业。6、开机前，检查耙装机电器设备以及各种防护装置是否齐全、可靠，杜- 16 -绝失爆，设备试运转是否正常，检查无误后方可送电启动电机，进行耙装作业。7、耙装岩机身前方设有照明灯，耙装机尾轮应固定在高出煤堆8001000mm 以上的位置，尾轮挂在用固定楔固定的楔套吊环上，固定楔长度为 600800mm，固定楔孔深不小于 800mm，眼距不小于 1m。若遇软煤或破碎带时，在迎头打设 20- M22 -2300mm 锚杆固定尾轮，锚杆孔深度不小于 2.2m，并采用两支树脂药卷进行锚固。8
30、、耙装机耙斗采用专用卡绳器与牵引绳相连。9、松回程滚筒操纵杆，拉紧工作滚筒操纵杆，使重绳牵引耙斗耙取煤，沿耙装机槽至卸料口，将煤卸至矿车内。10、松工作滚筒操纵杆，拉紧回程滚筒操纵杆，使空绳牵引耙斗回至煤堆。11、临时停机时，将工作滚筒操纵杆和回程滚筒操纵杆松开，按操作按钮停电。耙装完成或停机处理故障时，应先按操作按钮停电，再将耙装机操作手柄摘除，最后从馈电开关停电并闭锁开关。12、耙装机距工作面最大距离为 30m，移机后距迎头不小于 7m。六、帮锚杆支护1、钻眼前准备工作钻眼前按规定联网后，由当班验收员根据设计的锚杆间排距进行定位，杜绝无规则钻眼。钻眼前，首先打开风水管阀门吹洗风水胶管，并将
31、凿岩机、手持式气动钻机油壶内灌满机油，检查钻机的进风、进水口有无堵塞物，若有堵塞物时必须吹洗清理干净后，再用专用 u 型卡将带有快速接头的风、水胶管与凿岩机、手持式气动钻机连接牢固，打开阀门检查有无跑风、漏水现象，确认安全无问题后，方可进行钻眼。2、打锚杆眼打眼前首先要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，然后按巷道中、腰线严格检查断面规格，对不符合作业规程要求的部位进行处理，确定无问题后用炮泥做记号。 - 17 -锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过 50mm，钻 眼 角 度 误 差 不 得 超 过 5，眼深应与锚杆长度相匹配。打眼时，应在钎杆上做好标记，保证锚杆外露长度符合要求；
32、不符合要求的要用水泥封孔口（长度 300mm）后，重新补眼。锚杆眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净。3、安装锚杆将锚固剂用锚杆送入眼底，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，将专用搅拌器与钻机相连并卡住螺帽，开动钻机使其带动锚杆旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控制在 2035s） ，直至锚杆达到设计深度，方可撤去钻具，卸下螺帽，上好托盘、球形垫、阻尼垫圈，拧上螺帽。待 15min 后，使用风动扳手拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于 100Nm，锚杆托盘要紧贴煤帮。七、移设固定耙装机1、移设耙装机（1）移机前准备工作：将巷道两帮及机身前浮煤清理干净，挪移段落不准有障碍物及杂物。耙装机
33、后电缆要准备充足且无破损，同时断电并闭锁开关。将一矿车及若干道木放于耙装机后溜槽下方，使道木与其基本接实，并使用三连环将矿车与耙装机相连（碰头对碰头） ，这样有利于移机时保持机身平衡。先将耙装机簸箕掌及三角挡板拆除并放置巷道一帮，再用两侧丝杠将簸箕槽抬起（或先将簸箕槽抬起，再用钢丝绳绳套将其与前溜槽连接在一起） ，以便挪移。按巷道中腰线从机身下道头处向前延伸轨道，轨道铺设要平、直、实，其前端保证齐头。耙斗及尾轮吊挂于迎头，牵引绳缠绕在滚筒上，以使耙装机前后稳定。（2）移设耙装机：待准备工作做好且确认问题后方可拆除耙装机所有固定装置，人工通过推矿车向前顶移耙装机，耙装机前方及机身左右两侧严禁站人
34、。 待耙装机移至合适位置固定牢固后，再安设簸箕掌及三角挡板，同时将- 18 -电缆悬挂整齐，随后即可开机正常作业。2、耙装机固定：（1）采用 4 道卡轨器将耙装机固定牢固。（2）耙装机后溜槽尾部使用两根后撑腿将其顶牢，两根后撑腿顶住实底（或用木楔接底顶实）且牢固有力，防止滑动。（3）在耙装机后溜槽正上方打设一固定楔，并用钢丝绳绳套将后溜槽兜吊挂于用固定楔固定的楔套吊环上。八、喷砼：1、配合比说明及回弹率要求喷射混凝土采用 P.C 32.5R 水泥、河砂，石子粒径不大于 10mm，将粒径大于 10mm 的石子控制在 20%以下。重量配合比为水泥 砂石子水速凝剂=12.13 2.17 0.510.
35、04；速凝剂型号为 KN-1，掺入量为水泥重量的35% 。2、准备工作（1）检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。（2）两侧墙基础应按设计尺寸挖够。（3）清理喷射现场杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不漏风，严禁使用非抗静电的塑料管做为输料管。（4）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。（5）喷射前必须用高压风水冲洗煤壁，并在正顶、两肩窝、两帮及两帮拱基线位置拉线（共计 7 条大线）并安设喷厚标志。（6）喷射人员所用劳保用品要佩戴齐全。3、喷射混凝土工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基础开始自下而上进行，喷枪头与
36、受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以 0.81.0m 为宜。喷射时，喷浆机的供风压力为 0.4Mpa，水压应比风压高 0.1Mpa 左右，加水量凭喷射手的经验加以控制，最合适的水灰比是 0.40.5 之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整供水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝- 19 -土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。一次喷厚 5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过 2h，否则应用高压水重新冲洗受喷面。4、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上破旧风筒布，以便收集回弹料。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可先安设好排
37、水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28d 以上，7d 以内每班洒水 1 次，7d 以后每天洒水 1 次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过 30%。开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。喷射过程中若突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。九、轨道铺设：临时轨道铺设：铺设平直，无杂拌道，轨枕摆放整齐不歪斜
38、，轨枕间距不超过 1m。钢轨扣件齐全，螺栓紧固有效不松动。轨缝偏差不大于 5mm；轨面及内侧错距均不大于 2mm；两股钢轨应水平，误差不大于 8mm。十、混凝土浇筑（先墙后拱）：1、帮部：按测量部门给出的中线拉出腿子边线，腿子采用 18#槽钢加工而成，按设计间距于两帮对称布置，每根用两根或三根树脂锚杆固定，同时两腿子之间也要用 12#槽钢加工好的连杆连接牢固。然后在按间距 1m1m 在两帮距底板 1m 高处布置两排钢轨橛子，钢轨橛子长 1.5m，钢轨橛子打入两帮后外露长度 500mm，最后安装好模板后即可进行墙部混凝土浇注。注：碹胎支设前做好各巷道梁窝的预留。2、拱部：浇筑边帮部至拱基线附近时
39、，开始支设拱模。在腿子上面放置碹胎，布置好一架要及时在正顶及两肩窝出用 5050mm 小方木撑到荒顶上固定，两架碹胎之间用三根钢筋钩连接。固定好两架时及时排布碹板浇筑砼。3、拆模- 20 -浇筑砼 3 天后，可对硐室的的模板进行模板拆除，拆除顺序是由内向外，自上到下进行。拱部拆除时先拆除碹胎后再拆除碹板。拆除模板时要防止砸伤人员，碹胎在搭设的工作台上进行拆除，在拆除时人员应撤至未拆除的支护完好的安全地带用大绳将碹胎拉倒。拆除的模板应即时打上井清理。拆除模板后要仔细察看砌碹质量，发现问题及时处理。 第四节 循环进尺1、正常情况下，循环进尺为 1.8m；巷道过断层、破碎带、泥岩地层时，循环进尺为
40、0.7m。掘进过程中应严格控制最大空顶距，及时使用前探梁进行临时支护，保证临时支护及时有效。2、掘进过程中，如遇到顶压较大、顶板岩性不好、煤层节理发育或出现高顶时，应停止掘进并及时向建设单位汇报，根据建设单位制定的支护方案进行施工。第五节 运煤方式1、装载方式：使用耙装机将煤装载至矿车内。2、运输方式：（1）煤车运输方式：采用轨道运输方式将煤车运至地面翻矸平台并将煤翻出。（2）空车、材料设备车运输方式：采用轨道运输方式将空车、材料设备车运至工作面或由工作面运至地面。第六节 过特殊区段的施工工艺本规程亦适用于过特殊区段的施工，如遇特殊地质构造，则另行编制专项施工安全技术措施。- 21 -第七章
41、生产系统第一节 一通三防系统一、巷道通风：采用安设在地面的 2 台局部通风机（一台工作，一台备用）和安设在井筒及平巷内的一趟 800mm 胶质风筒为井下掘进工作面供风。选用的局扇型号为 2BKJ6.0/2 30 型局部通风机，新鲜风由地面局扇输送，乏风由井筒排出。地面局扇实现“双风机、双电源、自动切换” 。（一） 、通风设备选型计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q 掘 =100q 掘 k=10012=200m3/min式中：100单位瓦斯涌出量配风量 m3/min，以回风流瓦斯浓度 1%的换算值。q 掘 掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m 3/min；绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量暂按
42、1m3/min 考虑，施工期间，根据实际涌出情况重新核算风量。k掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数，取 2。2、按放炮排烟计算所需风量Q=7.8*A(S*L)21/3/t=7.848.6（ 32.4200） 21/3/1800=5.5m3/s=330m3/minA-一次爆破最大装药量按 48kg（根据爆破说明书）进行计算；S-巷道掘进断面积 23.2m2；L-炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取 200m；t-放炮后排烟时间，取 30min，即 1800s；3、按工作面同时工作最多人数计算：Q 掘 =4n=420=80m3/min式中：n-每班最多出勤人数，20 人。4、风速验算根据上述计
43、算结果，确定掘进工作面需风量值为:- 22 -Q =5.5m3/s=330m3/min按最低风速验算Q 最低 =15s=1514.8=222m3/minQ =330m3/min222m3/min式中：Q 最低 -满足掘进工作面最低风速需风量；15-煤矿安全规程中规定的掘进中煤巷最低风速，15m/min ；S-掘进巷道净断面积 14.8m2；按最高风速验算Q 最高 =240s=24014.8=3552m3/minQ =330m3/min5208m3/min式中：Q 最高 -达到掘进工作面最高允许风速需风量；240-煤矿安全规程中规定的掘进中煤巷允许最高风速，240m/min ；S-掘进巷道净断面
44、积 21.7m2。5、计算局部通风机风量Qf=Qjp =5.51.4=7.7m3/s =462m3/min式中：Qf-所需局扇供风量，m 3/s；Qj -掘进工作面所需风量，经上述计算，取 5.5m3/s；P-总漏风系数，取 1.4；6、计算局部通风机风压地面设有一台局部通风机，井筒内安设一趟 800mm 胶质风筒，巷道采用一趟 800mm 胶质风筒。（1）风筒沿程摩擦风阻计算R 摩 =6.5aL/d5=6.50.0025520/0.85=26pa.s2.m6R 摩 -风筒沿程摩擦风阻;a-摩擦力系数，0.0025；L-风筒最长通风距离取 520m；d-风筒直径 800mm；- 23 -（2）
45、局部风阻计算R 局 =n1* 接 */2gs 2+n2* 弯*/2gs 2=520.3411.8/29.810.52+20.1811.8/29.810.52=43+0.9=44pa.s2.m6n1-风筒接头个数，52 个；n2-风筒转弯个数，2 个； 接 -风筒局部阻力系数，0.34； 弯 -风筒局部阻力系数，0.18；- 空气重度，11.8N/m 3；g-重力加速度，9.81m/s 2；S-风筒断面积，0.5m 2；（3）风筒总风阻值计算R 总 = R 摩 +R 局 =44+26=68（4）局部通风机风压的确定Hft=R 总 *Qf*Qj+hv =687.75.5+2(7.7/0.8)2/3
46、.141.4 = 2880+42=2922pahv=2（Q f/D） 2/pHft-局部通风机工作全压，pa ；R 总 -风筒风阻值，83pa.s 2.m6；Qf -所需局扇供风量，7.42m 3/s；Qj-掘进工作面所需风量，5.3m 3/s；D风筒 800mm；7、局部通风机的选型采用压入式通风方式，按照上述计算结果（Q f =462m3/min，H ft =2922pa） ；对比局部通风机特性曲线，确定施工时选用两台 2BKJ6.3/230 型对旋轴流式局部通风机（一台工作，一台备用） ，即可满足掘进工作面通风需要。 （二）通风系统1、工作面采取压入式局部通风方式，风机型号为 2BKJ6
47、.3/230 型对旋轴流式局部通风机。2、进风：局部通风机主井主井井底撒煤清理硐室掘进工作面3、回风：掘进工作面主井井底撒煤清理硐室主井地面- 24 -附图 5：主井井底撒煤清理硐室通风系统示意图（三）局部通风机管理要求1、风机实行双风机、双电源管理，主、副风机自动切换。2、主、副风机确保型号统一，保证主风机正常运转，副风机带电备用，一旦主风机停电，副风机立即切换启动，杜绝发生无计划停风事故。 3、风机实行挂牌管理，每班指定专人负责，风机供电实行“三专两闭锁” ，开关处悬挂专用设施标志牌，严禁无计划停电、停风或随意开启风机。 4、风筒进入平巷后，其吊挂高度距底板上平面不低于 2m，用 8#双股
48、铁丝吊挂在巷帮上，风筒吊挂要平、直，不漏风，逢环必挂，拐弯处使用弯头。5、风筒出口到工作面距离不大于 5m。6、因检修、停电等原因停风时，必须先向调度室及建设单位汇报，然后将人员撤出并切断电源。恢复通风前，必须先检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近 10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可向局部通风机开关送电；待检查停风区域内瓦斯浓度小于 1%，CO 2 浓度小于 1.5%时，方可人工开启局部通风机向工作面供风。7、如风筒脱节或破损漏风时，必须立即处理，保证工作面的供风量。（四）掘进工作面有计划停风措施1、由于移动风机、检修风机开关或改造线路等原因需要停风时，必须经项目部领导及
49、建设单位批准后，方可实施停风计划。2、施工队组要严格按照规定的时间、地点、监护人和安全措施进行作业。3、停风前，当班电工必须检查各机电设备的完好状况，并切断电源闭锁开关。工作面的作业人员要在跟班队干的带领下撤出工作面升井至地面，当班队干负责向调度室汇报人员撤退情况。4、停送电工作要由专职电工进行操作，电工都必须严格执行停送电制度，确保作业安全。5、停风前，由当班队干负责将工作面内各个排水地点的水排干净，确保停电、停风期间不淹泵，必要时要将水泵抬高。 6、施工队组在停风时间内应抓紧施工，尽量缩短停风时间，完工后及时向- 25 -调度室及上级部门汇报并通知当班队干。7、恢复通风前，必须先检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近 10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可向局部通风机开关送电；待检查停风区域内瓦斯浓度小于 1%，CO 2 浓度小于 1.5%时，方可人工开启局部
