9102轨道回风顺槽掘进工作面作业规程.doc

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1、编号：CDMY-SC2017-GC01晋煤集团local公司卡斯塔矿9102轨道回风顺槽掘进作业规程总工程师：负 责 人： 编 制 人：编制日期：2017.4.6批准日期：2017.4.7会 审 签 字会审单位及人员签字矿 长： 总 工： 生 产矿长： 安 全矿长： 机 电矿长： 通 风矿长： 生产技术部： 机 电 部： 安 全 部： 通 风 部： 调 度 室： 地测防治水： 施 工 队： 会审日期： 年 月 日 会 审 意 见一、存在主要问题二、建 议目 录第一章 巷道布置及其技术特征1第一节 巷道布置1第二节 巷道技术特征1第二章 地质概况4第一节 煤层及其顶底板岩石性质4第二节 水文地质

2、情况5第三节 瓦斯、二氧化碳情况5第四节 煤尘爆炸性和煤层自然发火情况6第五节 地质构造6第六节 其他地质情况6第三章 施工方法7第四章 掘进施工作业9第一节 工艺流程9第二节 施工作业9第五章 支护作业12第一节 临时支护12第二节 永久支护13第六章 支护施工质量检测及矿压监测18第一节 监测内容18第二节 监测方法18第七章 生产系统23第一节 供风量的计算23第二节 通风系统26第三节 综合防尘系统27第四节 供水系统28第五节 排水系统29第六节 供电系统30第七节 运输系统31第八节 照明系统32第八章 六大安全避险系统33第一节 安全监测监控系统33第二节 压风自救系统33第三节

3、 紧急避险系统34第四节 供水施救系统35第五节 通讯联络系统35第六节 人员定位系统36第九章 主要安全技术管理措施37第一节 一般规定37第二节 预防顶板事故技术管理措施38第三节 预防冒顶堵人事故的技术管理措施44第四节 预防瓦斯事故技术管理措施49第五节 预防火灾事故的技术管理措施51第六节 预防辅助运输事故的技术管理措施53第七节 预防透水事故的技术管理措施56第八节 主要掘进设备使用安全技术管理措施59第九节 爆破安全技术措施61第十节 机电设备完好及操作安全技术措施61第十一节 其他安全技术措施63第十二节 职业危害防治措施65第十三节 灾害应急措施及避灾路线68第十章 提高原煤

4、质量的措施69第一节 提高原煤块率的措施69第二节 降低原煤灰分的措施69第三节 降低原煤水分的措施69第四节 提高原煤质量的管理措施69第十一章 工程质量标准与文明生产70第十二章 劳动组织及主要经济技术指标72第一节 劳动组织72第二节 循环作业72第三节 主要经济技术指标表73 第一章 巷道布置及其技术特征第一节 巷道布置一、地面相对位置9102轨道回风顺槽位于井田北边界以南311m，lcoal村东偏北，原local矿工业广场以东，local北偏西约751m，地面标高最低+776.25m，最高+780.90m。对应地势变化较平缓，地形总体呈背斜构造。掘进区域内约151m处左1.2m有一高

5、压线杆（北都线110KV），无河流、水体、村庄、铁路、公路、管线及其他设施等情况。二、井下位置及四邻采掘情况9102轨道回风顺槽布置在9#煤层，沿煤层顶板掘进，底板标高+705.40m+710.18m。9102轨道回风顺槽西面为9#煤三条大巷（已掘），东面为实体煤（向东约755m为物探采空区），以北150m为9102胶带进风顺槽（未掘），以南为实体煤。附图一：巷道布置平、剖面示意图三、巷道用途9102轨道回风顺槽为回采巷道，主要用于回风、行人、管道铺设、运输物料及设备等。四、服务期限矿井尚未投产，考虑到联合试运转、竣工验收工期的不确定因素及首采面回采进度，9102轨道回风顺槽服务期限至少为18

6、个月。五、施工期限2017年4月20日至2017年5月31日。第二节 巷道技术特征一、巷道设计长度9102轨道回风顺槽设计长度216m（含联络巷31m），掘进方位角89626（3071449）。二、施工断面9102轨道回风顺槽矩形断面，毛宽4200mm，毛高2300mm，净宽4000mm，净高2200mm，毛断面积9.66m2，净断面积8.80m2，施工长度185m。联络巷施工断面与9102轨道回风顺槽断面一致，施工长度31m。三、支护方式及参数9102轨道回风顺槽采用锚网索联合支护。1.支护材料锚杆：MSGLW-335.20/2000mm（非开采帮），MGSL18/1800F，L=1.8m，

7、=18mm全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体（开采帮）。锚杆托盘：长宽厚=150mm150 mm8mm（非开采帮） 直径厚高=120mm14mm36mm（开采帮）锚 索：SKP18-1/1860-7300mm锚索托盘：长宽厚=300mm300 mm16 mm钢筋网：采用6钢筋焊接，网孔100mm100mm，网片规格为20001000mm，相邻网片搭接不小于100mm，搭接部分每100mm150mm使用联网丝拧紧，至少3圈，将剩余联网丝扭成麻花状，并使之紧贴在所联网片上。两帮网片必须铺设至底板基础。网片应紧贴巷帮或顶板，并铺设平整，靠工作面和顶板侧要折180的钩，折钩长度不小于30mm，并勾住

8、搭接的网片。联网丝：16#铁丝（联网时使用双股）锚固剂：采用MSK2335、MSZ2360两型树脂锚固剂2.支护参数9102轨道回风顺槽所有施工段锚杆均矩形布置，顶、帮锚杆间排距分别为900mm900mm、800mm900mm，锚固方式均采用一支MSK2335型（先放）和一支MSZ2360型（后放）树脂锚固剂锚固，锚固长度1092mm，施工角度除顶板边锚杆、巷帮上下锚杆80外均为90（与巷道顶、帮夹角）。设计非开采帮锚杆预紧力矩120Nm，锚杆锚固力100KN；开采帮锚杆预紧力矩60Nm，锚杆锚固力75KN。9102轨道回风顺槽所有施工段锚索沿巷道顶板间隔2.7m居中布置一根，锚索使用一支K2

9、335树脂锚固剂和两支Z2360树脂锚固剂进行锚固，锚索预紧力100KN。附图二：施工断面支护示意图第二章 地质概况第一节 煤层及其顶底板岩石性质一、顶板根据矿井地质报告及地测部相关资料，伪顶为炭质泥岩、砂质泥岩，黑色，厚0.08-0.25m，极易破碎，多随煤层开采而冒落。直接顶多为砂质泥岩、泥岩，单向抗压强度变化范围16.822.0MPa之间，平均19.9MPa，饱和抗压强度变化范围6.09.6MPa之间，平均7.6MPa，属软弱岩石，厚度1.3520.8m，深灰色。煤层上覆岩性，从直接顶到老顶属坚硬中硬型，再向上是坚硬中硬相间的平行符合结构，节理裂隙发育。二、底板直接底为灰色泥岩或黑灰色细

10、粒砂岩，有时为砂质泥岩，厚0.8-4.69m，平均1.62m，稳定性差，强度低，单向抗压强度变化范围22.824.8MPa之间，平均23.9MPa，差异不大，饱和抗压强度变化范围8.08.4MPa之间，平均8.1MPa，属软弱岩石。这种岩性遇水易膨胀和泥化，从而降低了底板的稳定性。三、煤层（一）9#煤层位于太原组三段下部，上距3号煤层底板50.27m，下距15号煤层顶板35.06m，煤层厚度0.202.35m，平均1.12m。煤层倾角14。（二）煤层结构简单，一般夹一层夹矸，其直接顶板多为砂质泥岩、泥岩，底板泥岩或细粒砂岩，有时为砂质泥岩。9号煤属结构简单、较稳定的局部可采煤层。附图三：地质综

11、合柱状示意图附图四：巷道预计穿过的煤岩层地质剖面示意图第二节 水文地质情况一、根据地质报告9号煤层充水水源及已揭露的该煤层巷道涌水量推断9102轨道回风顺槽一般是以顶板砂岩为主要直接充水含水层的裂隙充水巷道，含水层富水性较差。二、预计巷道最大涌水量和正常涌水量矿井涌水量根据矿井地质报告提供，矿井正常涌水量为70 m/h，矿井最大涌水量为100m/h，预计该巷道最大涌水量4m/h。三、巷道施工不存在带压开采。四、充水来源原lcoal煤矿3号煤层的采空区积水可能通过9号煤层顶板以上导水裂隙带对矿井产生部分充水，掘进过程中要严把探放水管理，掘进过程中施工队伍要提前对该巷道探放水专项设计学习并严格按“

12、有掘必探，先探后掘”的原则充分确定安全后方再施工。在施工过程中要注意顶板淋水情况，如发现顶板淋水加大要及时汇报调度室以及地测防治水办公室，防治水队要时刻观察顶板出水情况，如有异常联系相关部门进行处理。第三节 瓦斯、二氧化碳情况矿井委托中国矿业大学对矿井瓦斯进行了预测，并以晋煤集通字【2010】847号关于对山西晋煤集团lcoal卡斯塔煤业矿井瓦斯涌出量预测报告的批复批复了中国矿业大学所编制的矿井瓦斯涌出量预测报告，预测9号煤层开采生产时，矿井相对瓦斯涌出量为4.95m3/t，绝对瓦斯涌出量为6.24m3/min。结合9号煤层邻近掘进工作面瓦斯、二氧化碳涌出量实测数据，预计9102轨道回风顺槽掘

13、进工作面绝对瓦斯涌出量0.120.18m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.120.18m3/min。第四节 煤尘爆炸性和煤层自然发火情况由山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，9#煤煤层自燃倾向性不易自燃，等级级，煤尘无爆炸性。第五节 地质构造9102轨道回风顺槽沿9#煤层顶板掘进，设计施工长度区域内无褶曲构造，总体呈西低东高趋势，缓斜约13。第六节 其他地质情况1.地温地压：井田内及邻区所施工的钻孔，均未对地温地压进行测量，据区域资料，恒温带深度在50m左右，地温梯度每百米1.64 C；另据矿井调查，井下未发现地温和地压异常，属地温地压正常区。2.该面上方地面及附近线杆：高压线杆北都线110

14、KV，施工过程中要加强地面观测，如有异常立即与相关部门取得联系及时处理。3.地测防治水办公室要加强地质资料收集，在掘进过程中，进一步完善地质资料。第三章 施工方法一、施工组织作业方式：采用全断面一次成巷。施工组织形式：采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。掘进方式：采用综掘机落、装煤矸，转载机、胶带（刮板）输送机运煤（矸）。循环方式：实行每班多循环作业。二、循环进度巷道掘进过程中顶板完好时，循环进度为0.9m。若围岩地质条件发生变化，生产技术部应根据实际情况制定出合理的支护补充措施并确定循环进度和循环方式后方可施工。三、掘进施工作业采用的先进技术、装备采用截、装、运综合械化作业线施工；激光仪

15、指向；割、装、运煤矸与运料可平行作业，缩短循环时间，提高单进；双风机、双电源自动切换局部通风机通风；瓦斯监测自动报警断电监测瓦斯；巷道顶、帮均采用锚网索联合支护先进支护技术。四、施工顺序测量组画好开口位置，先从9#煤胶带大巷西帮向9#煤专用回风巷掘通，综掘机返回再从9#煤胶带大巷东帮向9#煤轨道大巷掘通，然后从9#煤轨道大巷东帮开始掘9102轨道回风顺槽，掘至30m处再退回5m以方位角3071449施工联络巷31m，最后沿9102轨道回风顺槽掘至设计长度。五、开口施工1.距开口0.5m处布置2根（L=7.3m）的锁口锚索，间距1.4m。以开口断面居中对称布置。同时在已掘巷道内5米范围中线位置按

16、开口断面中线打注锚索补强，锚索间距2.5m。并在9102轨道回风顺槽与已有巷道中线交叉处安装一套顶板离层仪。2.为确保掘进机正常拐弯，在拐弯期间可适当刷角，调整掘进机角度。刷角规格不得大于2.02.0（m）。刷角处的顶部支护居中打注单根锚索补强支护。并在刷角两侧距帮500mm范围内根据现场情况打注锁口锚索。锚索规格：SKP18-1/1860-7300mm。刷角帮支护同巷道帮部支护方式相同。六、施工中线管理制度1.开口施工时，必须在接到测量组下达的“施工中线通知单”后，方可开始施工。2.测量组挂线后必须按照测量挂线相关规定对中线方位角进行校核，并将校核结果及时以书面形式通知矿调度室或生产技术部，

17、以便根据测量组校核数据及时调整巷道中线，准确施工。3.延伸中线时必须使用全站仪等设备，确保精度；延伸中线时未使用全站仪等设备挂线，应停止作业，及时进行汇报。4.严格按照中线施工，无中线指向不准割煤。每次测量组挂线后，测量组负责向前延伸激光仪，延伸激光仪时必须由当班验收员和小班电工两人按要求进行延伸，保证激光指向仪指向正确。5.各生产班组在施工过程中，当班班长和验收员必须在每循环进行临时支护或永久支护前对激光指向仪进行检查，保证激光指向三点一线，发现指向偏离，立即停止施工，及时对指向仪进行修正，只有激光指向三点一线后方可施工。地质、测量人员现场延伸、更换中线时，施工队组掘进机司机必须将掘进机开关

18、打到零位并闭锁掘进机。第四章 掘进施工作业第一节 工艺流程交接班准备（检查设备、中线及工作面质量安全情况）延伸胶带输送机（刮板输送机）割、装、运煤矸（备料）安全检查（敲帮问顶）临时支护永久支护拆临时支护铲清煤。第二节 施工作业一、割、装、运设备掘进机：EBH-120型，输出功率258KW，一台；转载机：QZP-160A型，输出功率7.5KW，一台；刮板输送机：SGW-30T型，输出功率30KW，两部；胶带输送机：SJ-80型，输出功率40KW，一部。二、施工器具序号设备或材料序号设备或材料1MQT120型风动锚杆钻机6张拉千斤顶21.0m的可接长B19钎杆7钻杆连接器、钻头链接套3=27mm钻

19、头8张拉手动换向泵4专用安装器9KM18-1860型矿用锁具5力矩扳手10GQ-190钢筋切断器三、截割工艺1.截割方式：横轴式连续摆动截割。2.截割方法：截割头由巷道底部吃力，最大进刀深度0.5m，然后以0.3m 0.5m的截深在巷道断面内横向摆动截割，周边留0.20.3m，每横向截割一次，抬高0.30.5m，按照截割曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环进度后，修周边达到设计断面。3.截割工艺流程进刀截割二次进刀截割修周边成形。4.截割质量标准顶帮要求截割齐整，底板截割平整。宽度、高度符合设计要求，其误差符合质量标准要求。5.提高截割质量的措施加强通风防尘管理，提高工作面能见度。加

20、强岗位练兵，提高司机的素质。严格按照截割方法和工艺进行操作，严禁超高、超宽控制好成形。遇到底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。对巷道断面的规格尺寸及误差标准，司机必须牢记，要熟悉巷道地质情况。四、装、运煤（矸）作业方式：掘进机的装载机构装煤转载机刮板输送机（胶带输送机）9#煤胶带大巷9#煤煤仓。五、掘进机操作要求1.掘进机在启动前，司机必须检查，确认掘进机周围无人和障碍物后，方可启动。开机前必须发出警报信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般顺序是：胶带输送机刮板输送机（装载机）截割部。2.首先合上掘进机电源箱的隔离开

21、关，接通电铃发出开机信号。3.启动转载机和装送机构后，开启截割电机开始掘进。4.有下列情况之一的，必须停机处理：顶底板有透水预兆，片帮、冒顶及瓦斯浓度超限。掘进机内部发现异常震动、声响、异味或零部件损坏时。截割过程中发生闷车现象。铲板有大块煤或其它杂物时。供水中断或喷雾系统损坏时。油温超过70或油量低于规定值时。液压系统的压力值出现严重波动，溢流阀经常动作时。截齿损坏5个或重要连接螺栓松动时。电气闭锁或掘进机的防爆性能遭到破坏时。操作手把或急停按钮损坏时。5.当掘进机需要更换截齿、检修或司机交接班及临时停止工作时都必须切断电源和断开急停按钮以确保安全。6.装载过程中若遇到大块煤矸时，应及时进行

22、人工破碎，不许强拉，以免断链。7.当油缸行至终点时，应迅速放开操作手把，以防长期溢流造成系统发热。8.遇到岩石经批准需要放炮处理时，掘进机离放炮地点不小于12米，并用胶带、木板等认真防护掘进机，并严格执行放炮安全措施。附图五：截割曲线轨迹示意图第五章 支护作业第一节 临时支护临时支护采用前探梁支护。临时支护材料：型钢梁（DFB3500/300）、木板梁（4000mm200mm50mm）、自制与型钢梁相配套的方形平底吊环。注：前探梁应使用型钢梁，严禁使用轨道、钢管等非支护材料或无煤矿用安全标志的其他材料作为前探梁。一、操作程序1.敲帮问顶，找净顶帮活矸、活煤后人员站在永久支护下并确保安全的地点，

23、将型钢梁用吊环固定在距工作面两至三排的顶锚杆上。倘若钢梁固定不平有一定倾角，必须用至少5mm铁链将钢梁下倾端固定在最近一吊环上以防滑动。2.在型钢梁上方放置永久支护的钢筋网，用长度合适的木板梁垫于钢梁与网之间；然后前推到合适位置；在型钢梁尾部用板梁或背板、木楔背实，使前探梁前端网与顶板接实。钢筋网片放置于背板上时必须有利于锚杆（索）施工。3.前探梁加固完毕后，开始进行永久支护。二、技术要求及注意事项1.选购的型钢梁以及所选生产厂家，必须具备营业执照、煤矿矿用产品安全标志证书、出厂产品合格书、材料的主要性能指标检测报告或化验单等资质及证照。2.必须选择使用与型钢梁相配套的方形平底吊环。吊环材质、

24、强度必须满足支护要求。3.巷道临时支护应平行巷道中心线布置，每根前探梁至少2个专用的前探梁吊环，并固定牢靠。4.使用铁链防滑时必须使用配套马蹄、螺丝进行固定，且螺丝螺帽必须满扣。5.前探梁后端固定处外露长度不少于200mm，前端距迎头煤（岩）壁不大于200mm。6.前探梁、卡（吊环）变形、螺帽滑丝或存在其它影响安全使用的情形，必须及时更换。7.临时支护前，施工人员必须站在完好的永久支护下进行敲帮问顶，清除顶、帮及迎头的危岩活石。进行临时支护时，必须设专人观山，如有危险情况，及时撤出人员。8.前探梁前移到位后，必须用背板将前探梁背紧。9.工作面必须有备用的型钢梁、吊环、背板等。10.在施工过程中

25、作业人员要经常观察前探梁的安全状况，发现问题，及时处理，防止坠落伤人。11.当施工巷道遇到下列情况时必须采用型梁（槽钢式前探梁）加单体液压支柱联合加强支护措施：巷道顶板破碎、裂隙发育、围岩自稳性差时；前探梁不能及时推进或无法推进时；当有悬岩、悬顶或伞檐，经敲帮问顶不能找掉时。附图六：临时支护平面、剖面示意图第二节 永久支护一、施工设备及材料MQT120型风动锚杆钻机、1.0m的可接长B19钎杆、=27mm钻头、专用安装器、力矩扳手、张拉千斤顶、钻杆连接器、钻头链接套、张拉手动换向泵、KM18-1860型矿用锁具、GQ-190钢筋切断器。二、永久支护方式采用锚网索联合支护。三、施工顺序掘进敲帮问

26、顶临时支护钻顶部钻孔、清孔安装网片及顶锚杆安装锚索钻帮部钻孔、清孔挂帮网及安装帮锚杆。四、工艺流程1.顶部锚杆支护1.1顶锚杆施工工艺掘进敲帮问顶临时支护画眼位钻孔、清孔上钢筋网安装锚固剂和锚杆用锚杆钻机搅拌锚固剂至规定时间91180s停止搅拌带推力等待60s卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母停止搅拌等待480s采用力矩扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于120Nm安装其它顶锚杆。1.2顶锚杆安装操作要求锚杆孔采用MQT120型风动锚杆钻机完成。采用27mm钻头，B19可接长式钻杆完成锚杆孔。孔深要求为19001950（mm），并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清孔，清除岩粉。用杆体将

27、锚固剂(一支K2335先，一支Z2360后)送到眼底，然后在杆体上套上托盘、带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头联结，升起锚杆机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间为91180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60s，卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母。停止搅拌后等待480s左右，利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，再用力矩扳手上紧，预紧力矩应达到120Nm，锚固力不得低于100KN。要求托盘必须紧贴煤岩面（钢筋网），尾部螺母必须拧紧，且螺纹部分必须有外露,露出螺母长度10-40mm。2.两帮支护2.1帮锚杆施工工艺确定钻孔眼位，钻孔、清孔上钢筋网安装锚固剂和锚杆用锚杆钻机搅拌锚

28、固剂至规定时间91180s停止搅拌带推力等待60s卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母停止搅拌等待480s采用力矩扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于120Nm（采煤帮不小于60Nm）安装其它帮锚杆。2.2帮锚杆安装操作要求：锚杆孔采用手持式帮锚杆钻机完成。采用27mm钻头，B19可接长式钻杆或1.9m长钎杆完成锚杆孔。孔深要求为19001950（mm），并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清孔，清除岩粉。用杆体将锚固剂(一支K2335先，一支Z2360后)送到眼底，然后在杆体上套上托盘、戴上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头联结，启动钻机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间为91

29、180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60s，卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母。停止搅拌后等待480s左右，利用配套扳手拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，预紧力矩应达到120Nm（采煤帮不小于60Nm），锚固力不得低于100KN（采煤帮不小于75KN）。要求托盘必须紧贴煤岩面，尾部螺母必须拧紧，且螺纹部分必须有外露，露出螺母长度10-40mm。为了保证施工进度，在确保安全的前提下，两帮除底角锚杆可滞后5排外其他锚杆均不得滞后2排。3.顶部锚索支护3.1锚索施工工艺确定钻孔眼位，钻孔、清孔往钻孔内放树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起钻机并用搅拌器联结钻机和锚索尾部启动钻机搅拌树脂药卷至

30、规定时间91180s停止搅拌并等待至规定时间（一般为8分钟）停止搅拌带推力等待60s收缩钻机、卸下搅拌器等待15分钟套上托盘、安装锚具用涨拉设备涨拉锚索直到预紧力为100kN及以上安装好锚索保护套。3.2锚索安装操作要求锚索孔采用MQT120型风动锚杆钻机完成，27mm双翼钻头配B19mm中空六方钢可接长式钻杆，孔深要求为7500（mm）左右。先放入一个K2335，然后放入两个Z2360，将锚索插入眼孔，并将药卷推至孔底。锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，连好后开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间91180s，停止搅拌等待8分钟，收缩钻机，卸下搅拌器。等待15分钟

31、后，装上托盘、锚具，用涨拉千斤顶涨拉锚索至设计预紧力100kN，然后卸下千斤顶。涨拉锚索时由两人协同操作，涨拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上。加压后，工具锚卡住钢绞线方能松手。操作人员要避开涨拉油缸轴线方向，以保证安全。涨拉后锚索外露长度控制在150-250mm（托盘向外）。涨拉时，发现不合格锚索，必须在其附近200mm范围内补打合格锚索。四、工作面最大、最小控顶距9102轨道回风顺槽直接顶多为砂质泥岩、泥岩，属软弱岩石，最大控顶距1350mm，最小控顶距450mm。施工过程中若遇顶板破碎、巷帮煤体比较松软或巷道超高在小于300mm时，应将顶、帮锚杆间排距适当缩小；若遇到顶板破碎、压力增大等特

32、殊地质条件或巷道超高在大于等于300mm时，要根据现场情况制定补充安全技术措施或相应符合支护条件的支护设计，确保巷道支护安全。施工过程中若遇超高巷道，生产技术部未编制或未委托其他设计部门编制超高段专项支护设计时严禁施工。一般情况下，禁止人员进入煤帮；特殊情况下，确需人员进入煤帮勾顶、检修、打钻、联网等作业时，严格执行进入煤帮作业“安全确认”制度。五、进入煤帮作业“安全确认”制度1.开工前，班组长或安全员必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准作业人员进入工作面。敲帮问顶时，其他无关人员不得进入工作面。2.掘进工作面敲帮问顶工作由班组长负责或指派有经验的专人负责。3.掘进工作面必须备

33、有长、短钢钎等敲帮问顶的工具，敲帮问顶工作要有外向内进行。4.掘进巷道在铺钢筋网工作之前；必须做好敲帮问顶工作，确保以上工作都能安全顺利进行。5.敲帮问顶时，工作面顶板出现离层、断裂，又不能立即挑下时，必须立即进行支护或采取临时支护措施，临时支护必须牢固可靠。6.掘进工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁及两帮、支护情况等，当发现顶板和煤壁有松动时，必须立即采取措施进行处理。7.敲帮问顶要求达到标准、清除顶帮伞檐及所有松动煤（岩）块，无煤（岩）块明显裂缝出现和煤（岩）层暗里脱层（清音混沌）情况出现。8.敲帮问顶工作必须在有支护的条件下进行，禁止空顶作业。敲帮问顶时使用长柄工具或钢钎操作。

34、9.掘进工作面，超前空顶距不超过作业规程规定，打眼、清渣前先进行敲帮问顶工作。10.如果发现有活矸，应及时进行处理，如有冒顶危险，处理后方能继续进行工作。附图七：工作面最大、最小空顶距示意图第六章 支护施工质量检测及矿压监测第一节 监测内容矿压监测包括四部分内容：锚杆锚固力抽检，锚杆预紧力矩抽检、顶板离层观测和巷道表面位移观测。应安排专人负责日常检测，记录数据务求真实准确可靠。第二节 监测方法一、检测前的准备工作1.由三方组建矿压监测队伍，要求对工作认真负责，并且有一定巷道支护经验。2.按要求准备好监测仪器和测点安设物品，提前准备好矿压监测表格，以备井下监测时使用。3.在井下进行监测之前，由相

35、关部门对监测工进行技术培训。二、检测方法（一）锚杆预紧力矩的检测方法和要求1.采用示值力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。2.要求锚杆预紧力矩：锚杆预紧力矩不小于120Nm（采煤帮不小于60Nm）。3.每小班顶帮各抽样一组（9）进行锚杆螺母扭矩检测，每根锚杆螺母拧紧力矩应符合设计要求。4.每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（9根），若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。（二）锚杆拉拔力检测方法和要求1.锚杆拉拔力检测采用LDZ-300型锚杆拉拔机在施工巷道中进行。生产技术部按规定，每月至少拉拔一次，检测数为不小于上次拉拔后巷内施工锚杆的3%。2.顶、帮锚杆每300根分别进

36、行一次拉拔力检测，一次抽样一组(9根)，并作详细记录。3.新开口30米范围内必须进行一次拉拔力检测。4.当巷道断面面积、锚杆支护设计、支护材料发生变更，巷道围岩地质条件发生明显变化，如遇断层、陷落柱、破碎带、褶曲等地质构造，巷道顶板出现较大淋水，应作相应的拉拔试验。5.被检测的9根锚杆都应符合设计要求，只要有1根不合格，再抽样一组（9根）进行试验，再不合要求，必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施。6.锚杆拉拔计在试验过程中必须固定牢靠，锚杆拉拔时应缓慢、逐级均匀加载，直到锚杆滑动或达到杆体屈服为止。7.拉拔锚杆时，张拉仪拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆正下方（前

37、方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。锚杆杆尾直径一旦出现颈缩时，应及时卸载。8.检测人员必须两人进行，其中要有一名对锚杆各项性能了解的工程技术人员参加检测；顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小于75KN）即为合格。锚杆拉拔试验后，对不合格或已达到屈服变形的锚杆应及时在被拉拔锚杆附近200mm范围内补打合格锚杆。9.锚杆拉拔时锚杆拉力方向必须与锚杆眼实际方向一致，锚杆拉拔时要均匀选点，并要在有临时支护措施、安全可靠的情况下进行。（三）锚杆锚固力的日常检测方法和要求1.每班采用锚杆拉力计对锚杆进行锚固力抽检，抽检时只做非破坏性拉拔。锚杆锚固力：顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小于75KN

38、）。2、锚杆锚固力抽检按不小于3%的比例对永久支护锚杆的锚固力进行抽检，每300根顶（帮）锚杆抽样一组（9根）进行检查，不足300根时，按300根考虑。抽检指标为：符合设计要求。3、抽检其外移量不应超过20mm，超过视为失效不合格锚杆。抽检结束后应及时重新拧紧螺母。4、抽检中发现不合格锚杆，必须在其附近200mm范围内补打合格锚杆，并加倍抽检，如仍发现不合格锚杆，应报告有关部门分析原因，采取措施。锚固力检测应现场做好记录。5、抽检锚杆时，位力计拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆正下方（前方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。（四）锚索预紧力的检测方法和要求1、采用MQ-300/60型锚索张拉仪对

39、所有锚索进行预紧力检查。2、要求顶锚索预紧力不小于100KN。3、巷道掘进施工过程中，由专人对锚索预紧力进行检查，张拉过程中一旦发现不合格锚索，必须在其周围200mm范围内补打合格锚索，否则不得向前掘进。检查时要现场做好记录。（五）验收员每班必须进行锚杆、锚索质量检查验收，检查范围覆盖当班所有打注的锚杆、锚索。检查项目包括锚杆、锚索施工质量；铺网质量；锚杆、锚索预紧力；锚杆、锚索间排距，眼孔深度、角度及外露长度等。三、顶板离层仪安装方法、安装要求及监测方法、频次1.安装位置每间隔30m50m安设一个顶板离层仪。当巷道断面、掘进工艺、支护方式或围岩地质条件发生变化时，应根据具体条件调整顶板离层仪

40、安设间距；在巷道交岔点，断层带、围岩破碎带、顶板淋水、硐室等特殊地点须安设顶板离层仪。2.安装方法 用钻机在巷道中心线处（特殊地点作业规程中有规定）打垂直钻孔：钻孔直径28mm，钻孔深度为锚索长度加100mm200mm。巷道顶板无锚索支护时，钻孔深度为巷道宽度的11.5倍，顶板岩石完整坚硬时孔深取最小值。深部基点安装：用安装杆将深部基点锚头推送至钻孔底部，深基点锚头距孔底距离不得大于100mm，拉紧测绳，确认锚头牢固卡在顶板岩层中后，取出安装杆。浅部基点安装：用安装杆将浅部基点锚头推送至浅部基点预定安装位置（安装位置距孔口的距离等于巷道顶锚杆的长度），安装位置误差不大于100mm，拉紧测绳，确

41、认锚头牢固卡在顶板岩层后，取出安装杆。套管组件安装：将托盘式顶板离层仪的套管组件推入孔中，使托盘式顶板离层仪套管下端与顶板岩面对齐，托盘紧贴顶板岩面，确认安装牢固。测筒安装：调整托盘式顶板离层仪浅部测绳，使浅部测筒“0”刻度尽量与套管下端对齐，初始读数应在010mm之间，固定浅部测绳，减掉多余测绳；调整托盘式顶板离层仪的深部测绳，使深部测筒“0”刻度尽量与浅部测筒下端对齐，初始读数应在010mm之间。固定深部测绳，减掉多余测绳。 安装完毕后，观测深、浅基点刻度的初始值，填写牌板并建档备案。 3.其他要求顶板离层仪应由掌握顶板离层仪安装标准的人员现场指导安装。顶板离层仪应编号管理，编号顺序从巷口

42、往里依次排列。顶板离层仪牌板内容应填写工整、清晰、真实，悬挂在顶板离层仪安装位置前后5m范围内，面向人行道便于观察，并保持清洁、完好。顶板离层仪应安装在顶板平整，周围无障碍物的位置，保证测筒（两个刻度指示环）滑动自如。顶板离层值超过预警值时，应及时采取补强加固措施。不能进行有效读数的顶板离层指示仪应尽快更换，如果不能安装在同一钻孔中，应靠近原位置重新打孔安装，原指示仪更换后，要记录其读值，并标明已更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原测点一致。4.观测责任人施工单位要指定人员对所施工巷道内的顶板离层仪进行监测和记录。生产技术部要派专人负责汇总监测数据、备案建档，当班跟班干部必须随时观察，以便

43、及时处理，确保安全。5.监测频率距掘进工作面50m内观测频率为每天至少一次。在此范围以外，除非离层有明显增长，顶板离层仪的观测频率可为每周12次，将观测结果填入相应的记录表中。6.读数方法深部测筒读数减去深部测筒初始读数得出顶板离层仪的深部离层值，浅部测筒读数减去浅部测筒初始读数得出顶板离层仪的浅部离层值，深部离层值与浅部离层值之和即为总离层值。7.如发现顶板离层值超限时，工作面要停止作业，撤出人员。及时分析原因，采取补打锚索或打点柱、架设棚式支架、缩小锚杆间排距等措施加强支护。8.顶板离层仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度。蓝色表示顶板离层松动值较小，处于稳定状态；黄色表示离层

44、松动已达到警界值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态。第七章 生产系统第一节 供风量的计算按照晋煤集团企业标准（Q/JM1.0001-2016）煤矿矿井风量计算方法严格进行风量计算，并进行通风能力验算。1.按照瓦斯(二氧化碳)涌出量计算Q掘=125qCH4KCH4=1250.151.2=22.5 m3minQ掘=67qCO2KCO2=670.151.2=12.06 m3min式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3min；qCH4掘进工作面回风流中平均瓦斯绝对涌出量（按相邻工作面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为0.15 m3min）；qCO2掘进工作面回风流中平均二氧化碳绝对涌出量（按相邻工作面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为0.15 m3min）；KCH4瓦斯涌出不均衡通风系数，（按相邻工作面9101回风顺槽，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；最大瓦斯绝对涌出量0.18 m3min平均日瓦斯绝对涌出量0.15m3min=1.2KCO2二氧化碳涌出不均衡通风系数，（按相邻工作面9101轨道回风顺槽，日最大二氧化碳绝对涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值）；最大二氧化碳绝对涌出量0.18m3min平均日二氧化碳绝对涌出量0.15 m3min=1.22.按掘进工作面同时作业人数计算需要风量按每人供风不小