PAGE-136-/NUMPAGES136編號：ZJJ-2013-09-01新春煤礦12東翼瓦斯抽采回風巷作業規程編制人：鄧光銀工區區長:總工程師：編制日期:2013年09月1日目錄TOC\o"1-2"\h\z\u目錄 2審批意見 4學習和考試記錄 5學習和考試記錄 6第一章概況 7第一節概述 7第二節編寫依據 7第二章地面相對位置及地質水文情況 8第一節地面相對位置及臨近采區開采情況 8第二節煤（巖）層賦存特征 8第三節地質構造 -11-第四節水文地質 -11-第三章巷道布置及支護講明 -11-第一節巷道布置 -11-第二節礦壓觀測 -13-第三節支護設計 -13-第三節支護工藝 -17-第四章施工工藝 -21-第一節施工方法 -21-第二節鑿巖方式 -22-第三節爆破作業 -22-第四節裝載與運輸 -25-第五節管線及軌道敷設 -25-第六節設備及工具配備 -27-第五章生產系統 -27-第一節通風系統 -27-第二節壓風系統 -31-第三節瓦斯抽放系統 -31-第四節綜合防塵 -31-第五節防滅火 -31-第六節安全監測 -32-第七節供電系統 -32-第七節排水系統 -34-第八節運輸系統 -34-第九節通迅系統 -34-第六章 勞動組織及要緊技術經濟指標 -34-第一節勞動組織 -34-第二節循環作業圖表 -35-第三節要緊技術經濟指標 -37-第七章瓦斯防治、煤與瓦斯防突專項措施 -37-第一節瓦斯治理 -37-第二節防治煤與瓦斯突出 -39-第三節監測監控系統 -40-第八章安全技術措施 -41-第一節施工預備 -41-第二節“一通三防”治理 -42-第三節頂板治理 -43-第四節爆破治理 -44-第五節防治水治理 -48-第六節機電治理 -48-第七節耙裝和運輸治理 -51-第八節開門透窩 -61-第九節其它 -64-第九章災難預防及避災路線 -65-審批意見安全科：工程科：通防科：機電科：副總工程師：總工程師：學習和考試記錄負責人：傳達人：班次： 貫徹時刻聽傳達人貫徹時刻聽傳達人年月日姓名成績簽字年月日姓名成績簽字負責人：傳達人：班次： 貫徹時刻聽傳達人貫徹時刻聽傳達人年月日姓名成績簽字年月日姓名成績簽字學習和考試記錄負責人：傳達人：班次： 貫徹時刻聽傳達人貫徹時刻聽傳達人年月日姓名成績簽字年月日姓名成績簽字負責人：傳達人：班次： 貫徹時刻聽傳達人貫徹時刻聽傳達人年月日姓名成績簽字年月日姓名成績簽字第一章概況第一節概述一、巷道名稱本《作業規程》施工的巷道名稱為新春煤礦12東翼瓦斯抽采回風巷。二、掘進目的及巷道用途掘進目的是為1302工作面瓦斯抽放服務。三、巷道設計長度及服務年限巷道設計長度186m，絞車硐室3m，信號硐室2×2m，鉆場4×3m。服務年限：兩年。第二節編寫依據1、貴州納雍縣新春煤礦安全專篇。2、貴州納雍縣新春煤礦開采設計方案。3、本掘進頭施工圖紙及相關資料。4、《煤礦安全規程》（2012年）。5、地質報告及部分勘探資料。第二章地面相對位置及地質水文情況第一節地面相對位置及交通新春煤礦位于納雍縣城正西方向，行政區域屬納雍縣豬場鄉管轄，礦區平面形狀為四邊形，走向長約為1.64km，傾斜長約為2.32km，面積3.5487km2。礦區東起中寨至巖腳寨一帶，西至神仙坡一帶，南至巖腳寨至牛路腳一帶，北到大寨一帶。井田地理坐標為：東經105°05′15″～105°06′15″，北緯26°44′15″～26°45′30″。新春煤礦礦區位于納雍縣城正西方向，直距29km；目前以公路為主，畢節至六盤水（213省道）公路從井田南緣通過；由新春煤礦沿北東方向35km于寨樂鄉新橋附近與213省道相聯，再往南至納雍縣城公路運程45km，礦區有公路與用煤地納雍電廠相通，從煤礦到納雍縣城有公路相通，由煤礦至六盤水也有公路相通；由六盤水即可通過鐵路將煤炭運往廣西、四川等處，交通較為方便。礦井交通位置見圖2—1—1。第二節煤（巖）層賦存特征一、煤(巖)層產狀、厚度、結構、牢固性系數、層間距1、煤層礦區內含煤地層為龍潭組，厚257.22-328.85m，平均厚282.37m。巖性為粘土巖、砂巖、粉砂質粘土巖、粘土質粉砂巖、炭質粘土巖夾少量灰巖及煤層(線)。共含煤20-36層，煤層總厚16.31-20.03m，平均18.45m,含煤系數6.53％，其中可采煤層7層（C3、C4、C5、C6、C10、C16、C27），可采煤層平均總厚9.48m，可采含煤系數3.36％。含煤巖系中含可采煤層7層（編號C3、C4、C5、C6、C10、C16、C27），其中C3、C6、C10、C16、C27為全區開采煤層，C4為大部可采煤層。C5為局部可采煤層。C3煤層：全區發育，是礦區內龍潭組二段上部第一層可采煤層。全層煤厚度0.41（ZK002）～3.55m（ZK505），平均厚1.68m；采納點數13，可采點數12，煤層一般不含夾石，煤層結構簡單。厚度變化不大，平面上由東向西有增厚趨勢。礦區范圍內可采面積1.81平方公里，占礦區內煤層賦存面積的93%。上距B2標志層8.54～32.78m，平均厚20.73m。頂板巖性：以粘土質粉砂巖、砂巖、粘土巖、砂巖為主，局部鉆孔見炭質粘土巖（ZK307）。底板巖性：以粘土質粉砂巖、砂巖、粘土巖及炭質粘土巖為主。C4煤層：是礦區內龍潭組二段中部要緊可采煤層之一。煤層厚度0.19（ZK103）～1.42m（ZK507），平均厚0.81m；采納點數12，可采點數9，煤層不含夾石，煤層結構簡單。平面上由西向東變薄趨勢，屬“較穩定”煤層。礦區范圍內可采面積1.38平方公里，占礦區內煤層賦存面積的73%，為礦區內大部可采煤層。上距C3煤層6.23～14.02m，平均厚9.18m。頂板巖性：C3煤層底板。底板巖性：以粘土巖、粉砂質粘土巖、粘土質粉砂巖、砂巖夾薄煤層為主。C5煤層：是區內龍潭組二段中部要緊可采煤層之一。全層煤厚0.36（ZK503）～3.31m（ZK307），平均厚1.02m。采納點數12，可采點數7，含0—1層夾石，煤層結構較簡單，厚度變化較大。礦區范圍內可采面積1.10平方公里，占礦區內煤層賦存面積的56%，為礦區內“不穩定”的局部可采煤層。上距C4煤層9.76～16.22m，平均厚13.10m。頂板巖性：C4煤層底板。底板巖性：直接底板為粘土巖、炭質粘土巖，老底為粘土巖、粘土質粉砂巖。C6煤層：全區發育，是礦區內龍潭組二段中部要緊可采煤層。煤層厚度0.80（ZK105）～3.19（ZK301）,平均厚1.75m。煤層從北西向南東有變薄趨勢，煤層一般不含夾石，煤層結構較簡單，厚度變化不大，屬“較穩定”煤層。采納點數12，可采點數12，全區可采。見插圖4－4。上距C5煤層4.35～16.25m，平均厚9.75m。頂板巖性：為C5煤層底板。底板巖性：直接底板為粘土巖，老底為粘土質粉砂巖，粉砂質粘土巖、砂巖等。C10煤層：是礦區內龍潭組二段底部要緊可采煤層。煤層煤厚0.80（ZK507）～2.37m（ZK505）,平均厚1.49m。煤層從四周向中部有增厚趨勢，厚度變化不大。含夾石0～2層，夾石厚0～0.40，巖性多為粘土巖、炭質粘土巖，煤層結構復雜，剔出夾矸煤層采納厚0.80（ZK507）～1.85m（ZK505）,平均厚1.27m。上距B3標志層3.54～17.55m，平均厚9.89m，上距C8煤層11.90～37.62m，平均厚26.22m。頂板巖性：為C8煤層底板。底板巖性：直接底板為粘土巖。老底為砂巖、粘土質粉砂巖、粘土巖及粉砂質粘土巖夾薄煤層。C16煤層：為龍潭組一段頂部第一層可采煤，煤厚0.39(ZK002)～2.47m(ZK509)，平均厚1.29m。煤層從四周向中部有增厚趨勢，厚度變化小，一般不含夾石，結構較簡單。礦區范圍內可采面積1.79平方公里，占礦區內煤層賦存面積的93%，為礦區內“較穩定”的全區可采煤層。上距C10煤層20.97～52.37m，平均厚39.72m。上距B4煤層11.50～28.67m，平均厚18.63m。頂板巖性：直接頂板為粘土巖，粉砂質粘土巖巖，砂巖，老頂為砂巖、粘土質粉砂巖、粘土巖夾薄煤層。底板巖性：直接底板為粘土巖。老底為砂巖、粘土質粉砂巖、粘土巖夾薄煤層。C27煤層：是礦區內龍潭組一段。全層煤厚0.61（ZK002）～1.54m（ZK307）,平均厚0.99m，厚度變化不大。一般含一層夾矸，含夾石0~2層，夾石厚0.00～0.10，巖性多為粘土巖，煤層結構較復雜。剔出夾矸煤層采納厚0.61（ZK002）~1.14m（ZK307）,平均厚0.87m。礦區范圍內可采面積1.99平方公里，占礦區內煤層賦存面積的95%，為礦區內全區可采煤層。上距C16煤層46.79~70.95m，平均厚60.67m。頂板巖性：以粉砂質粘土巖、炭質粘土巖、粘土巖、砂巖、粘土質粉砂巖夾薄煤層為主。底板巖性：直接底板以粘土巖為主，老底為粉砂質粘土巖、粘土質粉砂巖、粘土巖、砂巖、炭質粘土巖夾薄煤層。各煤層特征表見表2-3-2。表2-3-2可采煤層特征表煤層全層厚(m)采納厚(m)層間距(m)結構夾矸層數夾矸巖性可采性穩定性兩極厚度平均厚度兩極厚度平均厚度兩極厚度平均厚度C30.41-3.551.68(13)0.41-3.171.63(13)6.23-14.029.18(5)簡單0-10炭質粘土巖全區可采較穩定C40.19-1.420.81(12)0.19-1.420.81(12)簡單0炭質粘土巖大部可采較穩定9.76-16.2213.10(9)C50.36-3.310.99(12)0.36-2.930.98(12)簡單0-10炭質粘土巖局部可采不穩定4.35-16.259.75(11)C60.80-3.191.75(12)0.80-3.191.6912)簡單0-10炭質粘土巖全區可采較穩定27.88-62.4146.07(11)C100.80-2.371.49(9)0.80-1.901.27(9)較簡單0-21炭質粘土巖全區可采較穩定20.97-52.3739.72(11)C160.39-2.471.29(10)0.39-2.411.23(10)簡單0-10炭質粘土巖全區可采較穩定46.79-70.9560.67(11)C270.61-1.540.99(9)0.61-1.140.87(9)較簡單0-11炭質粘土巖全區可采較穩定17.55-29.1622.68(11)2、煤質特征依照煤質試驗資料，本區煤層煤類單一，屬三號無煙煤。C3煤層為中灰、中硫、中高熱值、低磷分煤；C4煤層為中灰、低硫、中高熱值、低磷分煤；C5煤層為中灰、低硫、中高熱值、低磷分煤；C6煤層為中灰、低硫、中高熱值、低磷分煤；C10煤層為中灰、中硫、中高熱值煤；C16煤層為中灰、特低硫、高熱值、低磷分煤；C27煤層為中灰、特低硫、中高熱值、低磷分煤。詳見煤質特征表2-3-3。表2-3-3煤質特征表煤層編號原煤分析結果Mad(﹪)Ad(﹪)Vdaf(﹪)St·d(﹪)Qnet·d(MJ/kg)C30.55～3.131.5919.32～36.2629.1410.91～19.2214.090.38～3.891.9722.46～27.9724.70C41.07～2.121.6715.35～39.8823.829.01～16.2311.170.37～1.640.9723.03～30.2027.05C51.17～2.942.1214.83～35.6129.4310.13～25.9915.540.24～1.930.8722.05～30.1124.94C61.19～3.211.8812.67～36.0827.139.08～20.7413.100.18～2.210.8322.40～31.1125.79C101.24～2.231.6015.70～38.3925.726.85～11.069.340.24～2.661.1622.19～30.1926.67C160.97～1.861.3715.02～23.4217.888.31～9.558.950.36～0.710.5226.75～30.4529.24C271.04～2.431.5322.45～26.8824.787.29～10.398.990.29～0.600.4325.81～27.8226.93二、瓦斯含量、煤炭自然傾向性煤塵爆炸性、煤與瓦斯突出1、瓦斯含量依照黔能源煤炭[2012]498號文《關于畢節地區工業和能源委員會關于請求審批2012年度礦井瓦斯等級鑒定報告的報告》的批復，新春礦井絕對瓦斯涌出量：4.83m3/min，由于為在建礦井，無月產煤量，相對瓦斯涌出量0m3/t；礦井二氧化碳涌出量為1.82m3/min，為煤與瓦斯突出礦井。依照礦井補充勘探報告，3、4、5、6、10、16、27號煤層瓦斯含量最大分不為16.94ml/g、14.08ml/g、14.26ml/g、19.49ml/g、18.94ml/g、17.31ml/g、17.66ml/g。各煤層瓦斯含量詳見表2-3-6。表2-3-6各煤層瓦斯含量統計表煤層編號樣品件數瓦斯評價瓦斯含量(空氣干燥基)（ml/g）CH4+C2H6（空氣干燥基）含量（ml/g）最小值最大值平均值最小值最大值平均值C35富甲烷3.3516.9410.740.7615.147.19C45富甲烷2.3814.089.161.0012.087.04C54富甲烷5.7214.2611.704.0411.598.56C65富甲烷4.3519.499.933.3512.677.40C105富甲烷7.4618.9411.905.1615.998.51C165富甲烷7.5217.3112.975.3614.2110.18C275富甲烷9.3117.6613.935.4911.829.862、煤炭自燃傾向性及煤塵爆炸性依照貴州省地質礦產中心實驗室2012年2月提供的分析試驗報告,C3、C6、C10煤層自燃傾向性等級為為Ⅱ級，即自燃；C5、C10、C16、C27煤層自燃傾向性等級為Ⅲ級，即不易自燃；各煤層均無煤塵爆炸性，詳見表2-3-7表2-3-7煤層自燃傾向性統計結果表煤層編號C3樣品編號送樣編號煤樣類型自燃傾向性煤塵爆炸性煤的吸氧量cm3/g等級自燃傾向性火焰長度mm抑制煤塵爆炸最低巖粉用量%鑒定結論C32012M2188ZK105H-1原煤0.79Ⅱ類自燃00無爆炸性C42012M2189ZK105H-2原煤0.93Ⅲ類自燃00無爆炸性C52012M2180ZK305H-2原煤0.68Ⅲ類不易自燃00無爆炸性C62012M2190ZK105H-3原煤0.76Ⅱ類自燃00無爆炸性C102012M2191ZK105H-4原煤0.86Ⅱ類自燃00無爆炸性C162012M2192ZK105H-6原煤0.92Ⅲ類不易自燃00無爆炸性C272012M2193ZK105H-7原煤0.84Ⅲ類不易自燃00無爆炸性3、煤與瓦斯突出依照煤炭科學研究總院沈陽研究院于2012年8月提交《納雍縣新春煤礦M3號煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》，鑒定結果為：納雍縣新春煤礦M3號煤層在施工測壓鉆孔過程中發生噴孔突出預兆，實測M3號煤層的四項突出危險性單項指標值（最大相對瓦斯壓力為0.77MPa、最小f值為0.32、△P為19.26、破壞類型為Ⅲ類）均達到或超過了“防突規定”所規定的指標臨界值，鑒定納雍縣新春煤礦M3號煤層為煤與瓦斯突出煤層，納雍縣新春煤礦為煤與瓦斯突出礦井。礦井其它可采煤層未作煤與瓦斯突出鑒定，依照貴州省安全生產監督治理局、貴州煤礦安全監督局、貴州省煤炭治理局文件“關于加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見（黔安監管辦字〔2007〕345號）”。新春礦區為國家劃定煤與瓦斯突出區域，因此按煤與瓦斯突出危險性進行設計和治理。第三節地質構造12東翼瓦斯抽采回風巷掘進層位為M4底板，本掘進區段內巖性以砂巖、粉砂巖、泥巖為主。其中砂巖呈灰色、深灰色，性較硬，含植物化石碎片，局部夾砂質泥巖。本區段內地質構造簡單，煤巖層產狀較穩定，總體形態為單斜層，走向近東西，傾向190～215°，傾角18～21°，一般20°左右。依照勘探提供的地質資料和構造發育規律綜合分析，可能本巷道構造較簡單，但掘進過程中可能會揭露一系列小斷層，受斷層阻礙，節理、裂隙也可能較發育，圍巖較破裂，會給施工帶來一定的困難。第四節水文地質本掘進區段內水文地質條件較簡單，無水患威脅，但因掘進過程中可能會揭露一系列小斷層，受其阻礙在斷層帶附近可能會有滴淋水現象，因此施工過程中必須加強迎頭巖性、層位和水文變化情況的觀看，發覺有異常情況必須及時向工程科匯報，采取措施進行處理。可能最大出水水量為10m3/時。第三章巷道布置及支護講明第一節巷道布置在1302軌道平巷導11點前12.5m開口。開門方位角96°59’31”，開門平巷施工25.3m，然后以15°下坡掘進穿過3#煤30m后沿巖層層位掘進。第二節礦壓觀測掘進過程中對安注的錨桿用扭矩扳手進行動態檢測，凡扭緊力矩達不到100N·m的錨桿要當班補打，并將檢測結果記入專用記錄本中備查。第三節支護設計一、巷道斷面：1、12東翼瓦斯抽采回風巷、回風通道及硐室直墻半圓拱形斷面，規格為：凈高*凈寬，1-1：2900*3000mm,S荒＝9.83㎡，S凈＝8.91㎡；2-2：2500*2600，S荒＝8.04㎡，S凈＝7.20㎡，信號硐室規格為：凈寬*凈高*凈深=2500*2500*2000mm，絞車硐室規格為：凈寬*凈高*凈深=3000*3000*3000mm，鉆場規格為：凈寬*凈高*凈深=3500*3200*3500mm。附巷道斷面圖：1-1，2-2二、支護方式（一）臨時支護：采納吊掛前探梁作為臨時支護，前探梁用3根3寸鋼管制作，長度3.5m，間距不大于0.9m，用螺紋錨桿和吊環固定。吊環用4寸鋼管制作，長度100mm，環上焊錨桿螺母。前探梁最大控頂距離1.6m，前探梁上方用4塊規格為:長×寬×厚=1500×200×150mm小板梁和木板接頂。附圖3：臨時支護示意圖（二）永久支護1、采納錨網噴作為永久支護，錨桿采納Φ20×2000mm右旋全螺紋錨桿，鋼筋網為直徑6.5mm鋼筋加工而成的經緯網，網格105*105mm，長度為2000*1000mm，錨桿間排距：800*800mm，每根錨桿使用2卷2335型樹脂錨固劑進行錨固，噴射混凝土厚度100mm。2、開門三岔口位置補打3排錨索加強支護；如巷道圍巖條件較差，則補充錨索加強支護，錨索采納五花布置（即單雙排布置，間距1.8m,排拒1.4m）硐室門口能夠依照揭露巖性情況補打2排錨索加強支護，錨索有效長度不低于6米，每根錨索使用5卷2335型樹脂錨固劑進行錨固，每兩根錨索之間使用一根雁形托梁。3、作業順序為：敲邦問頂→安裝前探梁→打錨桿眼→安裝錨桿→噴射砼。遇斷層或地質破裂帶應加強支護,屆時另編補充措施。（三）按懸吊理論計算錨桿參數1、錨桿長度計算：L=KH+L1+L2式中：L——錨桿長度，m；H——冒落拱高度，m；K——安全系數，一般取K=2；L1——錨桿錨入穩定巖層厚度，一般按經驗取0.5m；L2——錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.15m；其中：H=B/2f=3.0/(2×4)=0.375m式中：B——巷道開掘寬度,取3000mm；f——巖石牢固性系數，泥質砂巖取4；則L＝2×0.375+0.5+0.15=1.4m≤2.0m2、錨桿間排距計算：a=√Q/(KHr)式中：a——錨桿間排距，m；Q——錨桿設計錨固力，64KN/根；K錨桿安全系數，一般取K＝1.5—2;H——冒落拱高度，取0.45m；r——被懸吊砂巖的密度，取25.48KN/m3;則a＝√64/（2×0.45×25.48）=1.67m。3、錨桿桿體直徑計算：d＝35.52√Q/ó式中：d錨桿桿體直徑;Q為錨固力,取64KN/根；ó為桿體材料抗拉強度,取256Mpa；d＝35.52√Q/ó＝35.52×√64/256＝17.76（mm）通過以上計算，頂板及兩幫選用Φ20mm×2000mm的等強度右旋螺紋鋼錨桿，間排距800mm×800mm,滿足支護要求。第三節支護工藝一、錨網噴支護（一）、支護材料：1、錨桿及錨固劑：錨桿采納高強度右旋樹脂螺紋鋼錨桿，Φ20mm×2000mm，每根錨桿均用2塊樹脂錨固劑固定，錨固長度許多于700mm，錨桿外露長度為30～50mm，鐵托盤為正方形，規格為長×寬=140mm×140mm，用8mm厚鋼板壓制成弧形。樹脂錨固劑的型號為2支2335型，錨桿均使用配套標準螺母緊固，錨桿間排距為800mm，，錨固力≮100KN，錨桿與巖面的夾角≮75°。2、金屬網采納Ф6.5mm的鋼筋焊接網，網的規格為長×寬=2000mm×1000mm，網格為長×寬=105mm×105mm，三花形綁扎連接，每300㎜幫扎一道12＃鐵絲，壓茬長度為105㎜(一個網格)。3、噴射混凝土標號為C20，砂為人工砂，石子粒徑3～5mm，將粒徑大于5mm的石子操縱在20%以下，并用水沖洗潔凈，混凝土配比為水泥：砂：=1：2.6；速凝劑型號為J85型、摻入量一般為水泥重量的2～3.5%，噴拱取上限，噴淋水區時，可適當加大速凝劑摻入量，速凝劑必須在噴漿機上料口均勻加入。（二）、錨桿安裝工藝1、打錨桿眼打眼前要先敲幫問頂，認真檢查頂幫圍巖情況，找掉活矸、危巖，確認安全后，方可開始工作。打眼前，首先按照中、腰線嚴格檢查巷道斷面規格，不符合作業規程要求時必須先進行處理。錨桿眼的位置要準確，眼位誤差不得超過100mm，眼向誤差不得大于15度。錨桿眼深度應與錨桿長度相匹配，打眼時應在釬子上做好標志，嚴格按錨桿長度打眼，深度1.9m，錨桿眼打好后，應將眼內的巖渣、積水清理潔凈。打眼按由外向里先頂后幫的順序依次進行。嚴禁戴手套或袖口、領口未扎結實點眼，防止因鉆桿旋轉將手套、袖口、領口纏繞受傷。2、安裝錨桿及掛網安裝錨桿前，應將眼孔內的積水、巖粉用壓風吹掃潔凈。吹掃時，操作人員應站在孔口一側，眼孔方向不得有人，吹掃時嚴禁人員進入。把2支2335樹脂藥卷送入眼內，把錨桿插入錨桿眼內，使錨桿頂住樹脂藥卷，外端頭套上鋼筋網、鐵錨盤、螺帽、專用套筒，鋼筋網要緊帖巖面，用錨桿鉆機卡住套筒，開動鉆機，使鉆機帶動桿體旋轉將錨桿旋入樹脂錨固劑內，對錨固劑進行攪拌，直至錨桿達到設計深度，攪拌旋轉時刻大于45秒后，方可撤錨桿安裝機，卸下螺帽，掛好網，上好托盤，擰上螺帽，12分鐘之后，擰緊螺帽給錨桿施加一定預緊力，擰緊力矩不小于140N·M。（三）、噴射混凝土工藝噴射砼作業：采納轉子PZ-6型噴射機，噴射用水由地面供給，并應保持清潔。1、預備工作①檢查錨桿安裝和鋼筋網鋪設是否符合設計要求，發覺問題及時處理。②清理噴射現場的矸石雜物，接好風、水管路，輸料管路要平直不得有急彎，接頭要嚴密，不得漏風，嚴禁將非抗靜電的塑料管做輸料管使用。③檢查噴漿機是否完好，并送電空載試運轉，緊固好磨擦板，不得出現漏風現象。④噴射前必須用高壓風水沖洗巖面，在巷道拱頂和兩幫安設好噴厚標志。⑤噴射人員要佩戴齊全有效的勞保用品。2、噴射混凝土的工藝要求噴射順序為：先墻后拱，從墻基開始自下而上進行，噴槍頭與受噴面應盡量保持垂直。噴槍頭與受噴面的垂直距離以0.8～1.0m為宜。噴射時，噴漿機的供風壓力為0.4MPa，水壓應比風壓低0.1MPa左右，加水量憑噴射手的經驗加以操縱，最合適的水灰比是0.4～0.5之間。噴射過程中應依照出料量的變化，及時調整給水量，保證水灰比準確，要使噴射的濕混凝土無干斑，無流淌，粘著力強，回彈料少，一次噴射混凝土厚度60mm，復噴前應用高壓水重新沖洗受噴面，復噴厚度達到設計要求。3、操作噴漿機要遵守以下規定（1）開停機順序:開機:開水-開風-送電-上料停機:停料-停電-停水-停風（2）噴射中突然發生堵塞故障時,應立即停機再關水,最后關風.4、噴射工作注意事項（1)當發生堵塞管子或突然停風停電時，要先停止加料，關閉噴頭水閥門，噴頭應向下放置，噴頭前不準站人，逐段敲打，倒出堵塞物，不得加大風壓硬吹。（2)噴漿機停放位置合理，當靠一幫停放時距軌道安全間隙不得小于0.5m，當噴漿機在平巷停放時，必須用繩徑不小于15.5mm的留繩生根在巷道一幫對噴漿機進行固定。（3)噴漿料車要盡量停在平巷內將車穩住，斜巷停車時必須在車的下端用木道板打上“十”字形阻車裝置，將車牢牢穩定，同時平巷料車不準摘鉤頭、保險繩，絞車司機要握緊閘把，剎緊車，堅守崗位，不準離崗。（4)開機時必須先給水，后開風，再開機，最后上料；停機時，要先停料，后停機，再關水，最后停風。噴射工作開始后，嚴禁將噴射槍頭對準人員，噴射中突然發生堵塞故障時，噴射手應緊握噴頭并將噴口朝下。（5)噴射工作結束后，噴層必須連續灑水養護28天以上，7天以內每班灑水1次，7天以后每天灑水1次，一次噴射完畢，應立即收集回彈物，并應將當班拌料用凈。當班噴射工作結束后，必須卸開噴頭，清理噴漿機內外部所有灰漿。5、噴射質量噴射前必須清洗巖幫，清理浮矸，噴射均勻，無裂隙，無“穿裙，赤腳”。初噴距迎頭不大于3m，復噴距迎頭不大于6m。6、其它施工中備用材料許多于2天的用量，并在專用料場中掛牌治理，碼放整齊。錨網噴支護時，采納錨桿緊跟迎頭的支護方式，前排錨桿距迎頭超過800mm時及時按注錨桿，全斷面掛網，在錨噴支護中，當圍巖穩定性較好，采納先錨后噴的方式；當圍巖穩定性較差時，錨桿間排距縮小為600×600mm，首先及時噴射不小于50mm厚的混凝土封閉圍巖，緊接打錨桿掛網，復噴到設計厚度，初噴距迎頭不得超過3m，復噴距迎頭不得超過6m，初噴厚度為50～70mm，復噴總厚度不低于100mm，灑水養護時刻許多于28天。二、錨索加強支護（一）、支護材料錨索使用Φ17.8mm，長為6500mm，的鋼絞線配合鎖頭、托梁制作；其中錨索有效長度為6000mm，外露部分為0.5m；每孔使用5卷K2335型，長為350mm的樹脂錨固劑固定，錨固力不低于30KN/根，托梁為長×寬×厚=1800×140×10mm的雁型托梁，分不在離兩端200mm處鉆直徑不小于17.8mm的圓孔，錨索到工作面的距離不大于5m。（二）、錨索安裝工藝1、安裝方法（1）、當巷道按設計要求支護合格以后，用MQT-130/3.2型氣動錨桿鉆機配合中空六方組合式鉆桿，雙翼鉆頭濕式打眼。為保證孔深準確，及時、準確記錄打入鉆桿數量，及外露鉆桿長度，眼深6m，并用壓風將眼內的殘渣吹凈。（2）、安注樹脂錨固劑前應檢查其質量是否合格，以手感柔軟為合格，不合格者嚴禁使用。（3）、用棉紗將錨索錨固段的水、煤粉等擦潔凈，用塑料封箱膠帶將樹脂錨固劑與錨索粘接定位。（4）、兩人配合用錨索頂住錨固劑緩緩送入鉆孔，確保樹脂錨固劑全部送到孔底，注意不要用力過猛和反復抽拉錨索，以防捅破樹脂錨固劑阻礙錨固質量。（5）、錨索下端裝上專用攪拌驅動器，再將專用攪拌驅動器尾部插入錨桿鉆機上。（6）、一人扶住機頭、一人操作錨桿機，邊推進邊攪拌，前半程用慢速旋轉，后半程用快速攪拌，攪拌時刻操縱在20～30s，確保攪拌均勻。（7）、停止攪拌后，必須接著保持錨桿機的推力約3min，然后收回錨桿機。（8）、10min后先卸下專用攪拌驅動器，裝上托梁、鎖具，并將其托到緊貼頂板的位置。（9）、兩人一起張拉千斤頂套在錨索上并用手托住。然后進行張拉，并注意觀看壓力表讀數，達到設計預緊力。或千斤頂行程結束時，迅速換向回程。（10）、卸下張拉千斤頂（注意用手接住，幸免墜落），完成錨索的安裝。2、技術要求：（1）、錨索應在迎頭施工時與錨桿同時安裝。（2）、錨索孔深誤差操縱在0～+30mm。（3）、錨索外露長度操縱在小于或等于350mm。（4）、錨索攪拌樹脂藥卷過程中不能停頓，要一氣呵成，絕對不能反復攪拌，否則已開始聚合反應的樹脂分子鏈會遭到破壞，導致錨固失敗。（5）、攪拌樹脂藥卷后10～15min張拉錨索，張拉預緊力操縱在60～80KN。（6）、錨索安裝48h后，如發覺預緊力下降，必須及時補拉。（7）、錨索錨固力不低于300KN。（8）、張拉時發覺不合格的錨索，必須立即在其附近補打合格的錨索，或者用張拉器將不合格的錨索拔出，然后用鉆機將原來的鉆孔重新鉆進一遍，用壓風吹凈粉塵、殘渣，重新安裝錨索。第四章施工工藝第一節施工方法依照礦井設計，為保證工程安全如期完工，施工方案制定如下：巷道采納鉆眼爆破掘進，耙斗裝矸；噴漿支護：現場拌料，進行噴漿支護。放炮時在防突風門以外或永久避難硐定中，采納遠距離爆破作業，做好放炮期間設崗工作，放炮期間嚴禁人員進入，放炮時受阻礙區域全部人員必須撤到防突風門以外或永久避難硐室中。掘進工藝：首先掛好中腰線（拱基線）找出圓心，由技術員畫出輪廓線，然后打眼，按爆破圖表裝藥，連線放炮，循環進尺1600mm，掘進的效果應達到光面爆破的要求。①、打眼時，應在釬桿上做出打眼深度的標志，以便使所有的炮眼等深，使眼底（除掏槽眼）落在同一個平面上；打眼的角度應符合炮眼布置圖的規定；打眼時，應先給水，后給風，點眼時風鉆應以低轉速運轉，待鉆頭進入巖體50㎜后，再以中、高鉆速鉆進；點眼人員點完眼以后應及時后撤至風鉆后面，以確保安全；停鉆時，應先關水、再停風，最后抽出鉆桿。②、打眼結束后，迎頭人員應將迎頭設備撤至耙裝機以后，只留一路風管吹眼。吹眼時，吹眼人員應躲在待吹炮眼的一旁，及時關開吹眼器的開關，將眼內的巖粉吹出，其他人員躲至耙裝機以后。③、裝藥：裝藥時，必須按爆破講明書規定的各號炮眼裝藥量、起爆方式裝藥。裝藥要一手拉腳線，一手拿木制或竹制炮棍將藥卷推入眼底，并將兩角線末端扭結。引藥必須在全部藥卷的外端，不得將引藥夾在兩藥卷中間。④、封泥：炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分應用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封實。嚴禁用煤粉、塊狀材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破。裝填炮泥時，一手拉腳線，一手拿炮棍推填炮泥，用力輕輕搗實;封泥的裝填順序是：先緊靠藥卷填上30-40㎜的炮泥,然后再裝填一塊水炮泥,在水炮泥的外端再填塞炮泥；裝填水炮泥不要用力過大，以防壓破，裝填水炮泥外端的炮泥時，先將炮泥貼緊在眼壁上，然后輕輕搗實。第二節鑿巖方式本規程所施工的巷道均采納打眼放炮的方法破巖。一、打眼機具：采納YT-28型風鉆打眼及安裝錨桿，風源來自地面壓風機房。二、降塵方法降塵方法采納濕式打眼，水炮泥定炮、耙裝前灑水、爆破時使用風水噴霧、爆破后沖刷巖幫、開放水幕。第三節爆破作業采納光面爆破作業,掏槽方式為楔型掏槽法,正向裝藥結構,正向爆破。一、安全等級使用三級煤礦許用乳化炸藥、煤礦許用毫秒延期電雷管（Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ五個段號）,電雷管必須編號。二、裝藥結構正向裝藥結構。三、起爆方式起爆使用MFD-200型發爆器全斷面一次起爆，聯線方式為串聯。附圖4：裝藥結構示意圖。附圖5：12東翼瓦斯抽采回風巷炮眼布置圖、爆破講明書附圖4：附圖5：12東翼瓦斯抽采回風巷斷面炮眼布置圖第四節裝載與運輸 一、裝載1、選用P-30B17KW型耙斗裝巖機裝巖，工作時，將尾輪掛于距工作面6m以外，以便與鑿巖平行作業。耙巖最佳距離為25m以內，耙裝機尾輪的固定位置應高出巖堆800～1000mm，尾輪鉤掛在固定楔上，固定楔長度600～800mm，固定楔孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。耙裝機機身上方裝巖槽上兩側應正常安設可伸縮、封閉式擋繩欄桿，上沿與頂板相齊，且要固定，擋繩欄桿應用直徑不小于20mm的鋼筋焊制。耙裝機距迎頭最大距離為30m，最小距離為6m。耙裝機機身上方懸掛一便攜式瓦斯監測儀，瓦斯濃度超限報警時，立即停止耙裝機運轉，瓦斯濃度低于0.5％，方可再次啟動電氣設備。二、運輸排矸運輸路線，施工迎頭矸石由瓦斯抽放進風聯絡巷，通過11軌道聯絡平巷，經軌道下山由2m絞車運至上車場，使用5T礦用電瓶車經副平硐排矸至地面翻矸架下，矸石依照場地平坦需要進行排放，嚴格按照電瓶車治理使用規定運行。第五節管線及軌道敷設在掘進施工中的電纜、風水管路、排水管路敷設在巷道左幫，風筒吊掛在巷道右幫，要求吊掛牢固整齊，風、水、排水管路按照坡度平行安裝。電纜鉤每隔1.2m一個，電纜垂度不超過30mm。風管、水管要接口嚴密，不得出現漏風漏水現象，風水管路距迎頭10m范圍內使用高壓膠管，風管使用19#高壓膠管，水管使用10#高壓膠管。10m以外使用鋼管，風管采納Ф108㎜鋼管，水管采納Ф80㎜鋼管，要隨工作面前進及時延長，以備迎頭正常用風用水。風筒要環環吊掛平直，不得使用鐵質吊掛鉤，風筒口距迎頭不大于6m。安設一路Ф57㎜鋼管作為排水管路。軌道一律使用22KG標準軌道，直道軌距600mm，曲線段軌距610mm,軌距誤差不大于5mm，不小于2mm，軌道接頭牢固、構件齊全、間隙不大于5mm，高低差不大于2mm，內外錯不大于2mm，軌枕間距1m，軌道接頭處采納懸接，道夾板兩端有枕木。軌道鋪設應平直，嚴格按中、腰線、設計尺寸鋪設，接頭平坦。枕木要放平，要求道板兩端齊，道板間距均勻，垂直于軌道，不合格道板不準使用。附圖6：12東翼瓦斯抽采回風巷管線、軌道布置示意圖第六節設備及工具配備附表1：設備及工具配備情況表序號設備工具名稱型號規格額定功率（KW）單位數量備注1耙斗裝巖機P30B17臺2備用1臺2PZ-型噴漿機PZ-55.5臺2備用1臺3風動鉆機YT-28部4備用2部4放炮器FD200D-AXINC型臺2備用1臺5局部通風機FBD22*222臺2備用1臺6錨索張拉機MQT-85J2臺27錨桿機MJ-60部4備用2臺8開關臺39風鎬G10部4備用2部10排水泵臺2備用1臺11風泵臺4備用2臺第五章生產系統第一節通風系統一、掘進工作面風量計算每個獨立通風的掘進工作面實際需要的風量，應按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害氣體產生量以及工作面氣溫、風速、人數以及局部通風機的實際吸風量等規定分不進行計算，然后取其中最大值。㈠按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算：Q掘=100×q瓦掘×K掘通（m3/min）式中：Q掘——掘進工作面實際需要的風量，（m3/min）;q瓦掘——掘進工作面回風流中瓦斯（或二氧化碳）絕對涌出量，取1.5（m3/min）;K掘通——瓦斯涌出不均衡通風系數（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日瓦斯絕對涌出量的比值），取k掘通=1.8。Q掘=100×q瓦掘×k掘通＝100×1.5×1.8＝270（m3/min）；㈡按掘進工作面同時作業人數計算需要風量：Q掘=4×n(m3/min)式中：n——掘進工作面同時工作的最多人數，取9人。Q掘=4×9=36(m3/min)㈢按炸藥量計算需要風量：Q掘=25×A(m3/min)全斷面一次爆破裝藥用量，掘進工作面應首先依照炸藥量計算的需要風量，選取大風量的局部通風機，局部通風機確實不能滿足掘進工作面風量要求時，必須延長爆破后通風的時刻，保證工作人員的安全。式中：A——掘進工作面一次爆破的最大炸藥用量，12.4kg。（講明：掘進迎頭一次爆破的最大炸藥用量按爆破圖表為12.4kg。）Q掘=25×12.4=310（m3/min）㈣按局部通風機實際吸風量計算需要風量：Q掘=Q扇×I+60×0.15S（m3/min）