目 录 目录--------------------------------------------------- 1
第一章 编制概况---------------------------------------- 3
第一节 概述------------------------------------------- 3
第二节 编写依据--------------------------------------- 3
第二章 地面相对位置及地质情况-------------------------- 4
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况----------------- 4
第二节 煤（岩）层赋存特性----------------------------- 7
第三节 地质构造--------------------------------------- 8
第四节 水文地质--------------------------------------- 8
第三章 巷道布置及支护说明------------------------------ 11
第一节 巷道布置--------------------------------------- 11
第二节 矿压观测--------------------------------------- 12
第三节 支护设计--------------------------------------- 12
第四节 支护工艺--------------------------------------- 21
第四章 施工工艺---------------------------------------- 31
第一节 施工方法--------------------------------------- 31
第二节 凿岩方式--------------------------------------- 32
第三节 装载与运输------------------------------------- 34
第四节 管线与轨道敷设--------------------------------- 35
第五节 设备及工具配备--------------------------------- 36
第五章 生产系统---------------------------------------- 39
第一节 通风------------------------------------------- 39
第二节 安全避险“六大系统”--------------------------- 43
第三节 瓦斯防治--------------------------------------- 47
第四节 防突管理---------------------------------------- 49
第五节 综合防尘--------------------------------------- 50
第六节 压风系统--------------------------------------- 51
第七节 防灭火----------------------------------------- 51
第八节 供电------------------------------------------- 51
第九节 排水------------------------------------------- 52
第十节 运输------------------------------------------- 52 第十一节 照明、通信和信号----------------------------- 52
第六章 劳动组织与主要技术经济指标---------------------- 59
第一节 劳动组织--------------------------------------- 59
第二节 作业循环方式----------------------------------- 60
第三节 主要技术经济指标------------------------------- 60
第七章 安全技术措施------------------------------------ 61
第一节 施工准备及相关要求----------------------------- 61
第二节 一通三防与“六大系统”------------------------- 61
第三节 顶板------------------------------------------- 69
第四节 防治水----------------------------------------- 76
第五节 机电管理--------------------------------------- 79
第六节 运输管理--------------------------------------- 87
第七节 设备起吊、安装、拆除--------------------------- 90
第八节 其它------------------------------------------- 91
第八章 灾害应急措施及避灾路线-------------------------- 94
第一章 编制概况
第一节 概 述
一、巷道名称
6煤回风上山（岩巷）。
二、掘进目的及用途
目的：形成6煤回风上山（岩巷）。
用途：满足矿井通风、运输、管线敷设的要求。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度：314m。
服务年限：30年。
四、预计开工、竣工时间
本巷道自2013年12月上旬开工，预计2014年4月竣工。
五、巷道平面布置
附图(一)：6煤回风上山（岩巷）平面布置图；
附图(二)：6煤回风上山（岩巷）剖面图。
第二节 编写依据
一、采场设计说明书及批准时间
设计说明书为《6煤回风上山（岩巷）设计》，批准时间为2013年3月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《6煤回风上山（岩巷）地质说明》，批准时间为2013年3月30日。
三、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、《各工种操作规程》
第二章 地面相对位置及地质情况
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况
本工作面位于工业广场北侧山地，地表标高约+1152.0～+1197.2m。工作面东侧为6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山、6煤轨道上山；西侧为风井；南侧为6煤总回风巷（1）、6煤总回风巷（2）；北侧为三维地震勘探预测F3、F6、F7、F8及F10号断层，断层落差约为4m～50m。
（表一） 井上、下对照关系情况表
巷道布置平面图（附图一）
———— 6煤回风上山（岩巷）掘进作业规程 ————
剖面图（附图二）
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第二节 煤（岩）层赋存特性
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数
工作面为穿层巷道，所穿煤、岩层为6#煤层、6#煤底板为细砂岩及砂质泥岩。6#煤层：黑色、灰黑色，条带状结构，层状构造，强玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆，易碎，断口呈参差状，容重1.38t/m3。煤岩组份以亮煤为主，镜煤、暗煤次之。
6#煤层走向29～124°、倾向119～214°、倾角5～13°，煤层厚度2.40～3.10m，平均厚度2.80m，煤层结构简单，顶板及底板均为粉砂质泥岩。
（表二） 煤层特征情况表
二、煤层顶底板情况
6#煤层直接顶为砂质泥岩，深灰色，性脆，节理较发育，含植物化石碎屑。平均厚度为1.41m。老顶是由粉砂岩和细砂岩组成的复合型顶板；粉砂岩为浅灰色，质硬，参差断口，含泥质纹理平均厚度2.00m；细砂岩为灰白色，长石、石英为主，次含岩屑，分选中等，平均厚度
6.5m。底板为砂质泥岩，深灰色，性脆，节理发育，棱角状断口，含植物化石碎屑，平均厚度5.85m。
（表三） 煤层顶底板情况表
三、煤层瓦斯涌出量
依据6煤回风上山（岩巷）掘进工作面瓦斯涌出状况，预计本工作面绝对瓦斯涌出量1m3/min。该工作面掘进超过一个月，重新核定瓦斯涌出量，以后根据掘进巷道实际瓦斯涌出量进行风量核算。
第三节 地质构造
工作面掘进范围内煤、岩层整体为单斜构造。根据三维地震勘探资料显示，本工作面北侧可能发育有F3、F6、F7、F8及F10号断层。F3号断层走向57°、倾向147°、倾角75°、落差4m。F6号断层走向69°、倾向159°、倾角75°、落差5m。F7号断层走向45°、倾向135°、倾角70°、落差4m。F8号断层走向74°、倾向164°、倾角70°、落差5m。F10号断层走向62°、倾向152°、倾角50°、落差50m。
第四节 水文地质
一、水文地质情况：
工作面所穿（煤）岩层为二叠系下统山西组地层。从区域上来看，工作面主要受二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层与石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。
二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水主要为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大，但区内变化大，补给条件差，单位涌水量0.00963 L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。在构造正常地段，该充水水源对工作面掘进影响相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。
石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水主要指太原组的K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，根据井田内抽水试验资料看，单位涌水量为0.00268 L/s.m。另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量变化不明显。K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m，水位埋深90.0-175.01m，单位涌水量0.002-0.02 l/s·m。富水性弱。
奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层主要为奥陶系峰峰组与上、下马家沟组含水层。井田内没有出露，属埋藏型；根据区域资料，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主，一般情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。
根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带
压开采安全性评价及安全技术措施报告》分析， 6号煤层底板泥岩、砂岩、灰岩的Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa～4.8MPa。Kp按最小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间的安全隔水层厚度为12.86m，按最大值4.8 MPa计算，得出的太灰含水层安全隔水层厚度为6.48 m。Kp按最小值1.2MPa计算，得出的6号煤层到奥灰含水层之间的安全隔水层厚度为11.61m，按最大值4.8 MPa计算，得出的奥灰含水层安全隔水层厚度为5.85 m。根据2010年山西地科勘察有限公司地质勘探中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间的隔水层在28.9~57.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间的隔水层厚度在141.1~176.7m之间。因此，6号煤层实际最小隔水层厚度都远大于安全隔水层厚度。
综上所述，本工作面在不受断层、陷落柱等构造影响的地段，虽然存在突水威胁，但危险不大。只有在断层、陷落柱等构造发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。工作面掘进范围内奥灰水水位推测在770m左右。工作面标高在491.2~530.0m之间，工作面该区域突水系数T
二、岩浆侵入体、陷落柱及河流冲刷情况：
预计本工作面区域内无火成岩侵入体、及河流冲刷；但井田内陷落柱较发育，可能有陷落柱存在。
附图（三）综合柱状图
综 合 柱 状 图
比例尺1：100
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
该掘进工作面施工时，巷道布置在煤层底板（按设计要求施工时与煤层留设岩柱约8.5m，如地质条件发生变化，与煤层留设岩柱不得小于5m），按设计给定坡度进行掘进，由6煤总回风巷（二）拉门施工，初始标高为+491.2m；该巷道设计长度314m。
附：巷道断面和技术特征及工程量表
表（五） 巷道断面和技术特征及工程量表
巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。
第二节 矿压观测
一、观测对象：6煤回风上山（岩巷）。 二、观测内容：锚杆、锚索的载荷及锚固力。
三、观测方法:锚杆预紧力随时进行检查，每100根锚杆或100根以下抽样一组（三根）进行检查，拱部锚杆拉拔不小于80KN，两墙锚杆拉拔不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN。
四、数据处理：采取边施工、边观测，及时对数据加以分析、判断，并把观测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
第三节 支护设计
一、确定巷道支护形式
巷道顶板直接顶为砂质泥岩，老顶为粉砂岩及细砂岩组成，属较稳定岩层，适合锚网喷砼支护。根据石家庄设计院设计确定6煤回风上山（岩巷）采用半圆拱断面，锚杆＋金属网＋喷砼联合支护。
巷道断面规格：
6煤回风上山：S荒=13.59㎡ S净=12.22㎡ 二、支护方式 1、顶板临时支护装置
超前支护采用单体点柱挑起金属网接顶作为超前临时支护，即每循环截割后在首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根单体带帽点柱，挑起金属网接实顶板形成临时支护。单体点柱的间距1.6m。
如遇地质构造或拉门期间、施工硐室时，单体点柱临时支护不能
有效护顶以及其他特殊情况，采用打Φ22mm×2000mm螺纹钢锚杆超前临时支护。
2、迎面护帮装置
迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人。 （二）永久支护
巷道永久支护方式采用锚杆＋钢筋网＋喷砼进行联合支护，拱、墙锚杆均采用螺纹钢锚杆。
支护参数确定如下： 6煤回风上山支护参数：
1、拱部锚杆间距为800mm，排距为800mm；拱部锚杆共9根，与巷道中心对称布置。
2、两墙锚杆间距为800mm，排距为800mm，两墙锚杆共2根，两墙锚杆垂直巷帮；下部墙锚杆距底板550mm。
3、喷砼支护：混凝土强度等级C25，喷厚150mm。 通用支护参数：
1、锚杆外露长度：10～40mm。
2、锚固力：拱锚杆不小于80KN，墙锚杆不小于60KN，锚索不小于120KN。
3、螺母扭矩：拱锚杆不小于100N·m，墙锚杆不小于80N·m。 4、锚索外露长度：150mm～250mm。
5、顶板及两帮均铺设金属网，金属网前后、上下搭接，搭接宽度不小于100mm。
（三）按悬吊理论计算锚杆参数 以4.9m宽断面为例，计算锚杆参数
1、锚杆长度计算： L= KH + L1 + L2
式中： L —— 锚杆长度，m； H —— 冒落拱高度，m；
K —— 安全系数，一般取K=2；
L1 —— 锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.4m；
L2 —— 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.14m。 其中：H = B/(2f)
H = B/(2f) = 4.9/(2×5)＝0.49m 式中 B——巷道开掘宽度，取4.9m；
f——岩石坚固性系数，砂岩取5。则：
L = 2×H + 0.4 + 0.14 = 2×0.49+0.4 + 0.14=1.52m 通过以上计算，巷道锚杆选用直径 22 mm、长度 2000 mm的螺纹钢锚杆能满足计算要求。 （附图四）
锚 杆 悬 吊 作 用 示 意 图
2、锚杆间、排距计算：设计时令间距、排距均为a，则 a =( Q/KHγ)1/2
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，根据计算取：0.49m； γ——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；
K——安全系数，一般取K = 2 。
a = [64/（2×0.49×19.992）] 1/2≈1.81m
通过以上计算，确定锚杆间排距800mm×800 mm满足支护需要。 （四）锚索加强支护
施工过程中对三角点、四角点及围岩破碎地段采用锚索加强支护，每排两根锚索，锚索间距1.6m，排距为1.6m。 1、定锚索长度： L = La + Lb + Lc + Ld
式中 L ——锚索总长度，m；
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2 m； Lc——托盘及锚具的厚度，取0.07 m；
Ld——需要外露的张拉长度，取0.3 m；
按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定： La ≥ K×（d1 ƒa/ 4 ƒc ）
式中 K——安全系数，取K = 2；
d1——锚索钢绞线直径，取17.8mm；
ƒa——钢绞线抗拉强度，N/ mm²（1920MPa，合1883.52N/mm2）； ƒc——锚索与锚固剂的粘和强度,取10N/ mm2；
则 La≥ 2×（17.8×1883.52/4×10）≈ 1.76m；取La =1.76 m，
则 L =1.76 + 2 + 0.07 + 0.3= 4.13 m 。 设计取锚索长度6.3m。
2、锚索倾角：锚索垂直于顶板安装。 3、锚索数目的确定： N = K×W/ P断 式中 N —— 锚索数目；
K —— 安全系数，一般取2；
P断 —— 锚索的最低破断力530KN；
W —— 被吊岩石的自重，KN。 W = B ×∑h × ∑γ × D
按4.9m宽断面度计算锚索根数；
B —— 巷道开掘宽度，取4.9m； ∑h —— 悬吊岩石厚度，取2m；
∑γ—— 悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；
D —— 锚索间排距，取1.6m。
W = 4.9×2×19.992×1.6 ≈ 313KN N = 2×W/530 ≈ 1.18根
通过计算：巷道安注锚索时，取2根即可满足要求。 巷道断面图及巷道支护详见附图：
附图（ 五 ）：6煤回风上山巷道断面图
附图（ 六 ）：6煤回风上山锚杆支护示意图
6煤回风上山锚杆支护示意图
附图（ 七 ）：最大、最小空顶距及临时支护示意图
附图（ 八）：超前锚杆临时支护示意图
第四节 支护工艺
一、支护材料
1、锚 杆：采用Φ22mm×2000mm的螺纹钢锚杆。
2、拱部锚杆锚固剂采用Z2360型两卷。
3、两墙锚杆锚固剂采用Z2360型两卷。
3、锚索锚固剂采用Z2360型三卷。
4、锚杆托盘采用150mm×150mm×8mm的铁托盘。
5、锚索选用直径17.8mm，长为6300mm钢绞线。
8、锚索托盘采用250mm×250mm×10mm的铁板制成，并在托盘中
心位置钻一个Ø20mm的圆孔。
9、锁具：KM18锚索锁具。
10、金属网：采用Φ6mm钢筋加工的金属网，规格尺寸：1.0m×
2m，网格距100mm×100mm。
（表六） 支护材料规格表
二、临时支护工序及要求
1、顶板临时支护工序及要求
（1）顶板临时支护工序：
①、作业人员站在永久支护下，首先用不小于2.0m撬棍找净顶板、两帮及迎面的浮石、险块，找顶时要由外向里、由两侧向中间进行。作业时设专人监护顶板。
②、作业人员在永久支护的掩护下，然后将事先联好的金属网用12＃铁线将相邻网每300mm一道联好，网扣不少于三圈。然后将挑起金属网，在距首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根液压单体点柱，单体上方用木托盘或木板做顶帽，将金属网挑起接顶形成临时支护。
（2）、顶板临时支护的要求：
单体点柱打在距工作面首排支护前方不小于0.6m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根单体点柱，单体上方加顶帽，顶帽使用500×200×50mm的木托盘或木板，点柱间距为1.6m（硐室及小断面巷道可适当减小点柱间距）。单体点柱要打在实底上，无法打在实底上时需加木垫垫牢垫实。
（3）如拉门期间、施工硐室及遇地质构造单体点柱临时支护不能保证有效护顶等特殊情况，临时支护采用打超前锚杆方式。超前锚杆打在距工作面首排锚杆前方0.6-0.9m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根Ф22×2000mm的螺纹钢锚杆，锚固剂使用Z2360型树脂锚固剂两卷进行锚固。超前锚杆仰角呈75°钻安，间距为1.6m。
2、迎面临时支护工序及要求
（1）迎面临时支护工序：
①、作业人员站在临时支护下，首先用不小于2.0m撬棍找净迎面的浮石、险块，作业时设专人监护顶板。
②、在迎面打护帮眼，护帮眼施工完毕后，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人，锚杆螺母必须拧满扣。
（2）迎面临时支护要求：
要求护帮锚杆布置均匀，打在迎面的中上部或煤岩松散易发生片帮的部位，特殊情况下，可视迎面状态适当调整护帮锚杆的位置及数量，确保有效护帮。
三、永久支护工序及要求
（一）锚杆安装工序及要求
1、永久支护工序：
（1）打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位，打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，先施工完中间顶锚杆后，再依次由中间向两侧施工。打两帮锚杆时按从上到下的顺序进行。帮顶锚杆施工严格按巷道支护布置图要求进行施工。
（2）锚杆安装工艺流程：帮、顶找掉浮石→顶板临时支护→测量宽度，定中心眼位→施工中心眼→注药卷→注锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。
（3）拱部锚杆与两墙锚杆施工顺序：施工拱部锚杆的同时，施工滞后的两墙锚杆。
（4）拱部锚杆施工采用锚杆机进行；钻头使用Ø27mm的钻头。两墙锚杆施工采用风煤钻或凿岩机进行。
2、永久支护的要求：
（1）打锚杆眼：打眼前，首先严格按中心检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先拱后墙的顺序检查顶帮，找掉活矸、危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100 mm。打拱部锚杆使用锚杆钻机，打两墙锚杆使用风煤钻或凿岩机，钻头使用Ø27mm的钻头。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼，锚杆眼深度为： 1.92m。打眼应按由外向里、由中间向两侧，先拱后墙的顺序依次进行。打锚杆时，可分两组在两侧同时施工，但两组施工人员应保持1m以上的距离。
（2）安装锚杆：先把树脂锚固剂送入眼中，随后将锚杆插入锚杆眼内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾，锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30秒，锚固时间为1-2分钟，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。
（3）拱部锚杆垂直顶板布置，打拱部锚杆时必须按从中心到两侧的顺序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。遇裂隙时锚杆要尽量垂直于裂隙面。
（4）两墙锚杆排排平行且垂直巷帮布置，打两墙锚杆时必须按从上到下的顺序进行，锚杆间距为0.8 m，排距为0.8m。两墙锚杆及金属网可滞后工作面2排安装，（施工时下部墙锚杆可滞后工作面6
排安装。施工中如发现两帮煤、岩松软易碎，易发生片帮时，两墙锚杆必须打到工作面）。
（5）联网要求：金属网上下、前后搭接（相邻金属网搭接不小于100mm），相邻网每隔300mm用14号双股铁线连接一道，拧紧不少于3圈。
（二）锚索安装工序及要求
1、安装工序：
（1）当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼，眼深为6.1m。
（2）安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的或过有效期的严禁使用。
（3）两人配合用钢绞线顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底。注意不要用力过猛更不能反复抽拉钢绞线，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
（4）钢绞线下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。
（5）一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间大于30秒，确保搅拌均匀。
（6）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力1-2分钟，然后收回锚杆机。
（7）操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉时注意观察压力表读数（压力表读数达到37MPa），张拉千斤顶行程结束，换向回程，
继续进行张拉，达到设计预紧力后，迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。
（8）预紧锚索可用手动千斤顶来完成。张拉时观察压力表的数值，达到要求时停止张拉。
（9）卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。
2、技术要求：
（1）在三角点、四角点3m范围内加打锚索，每排2根，间排距1600mm×1600mm。
（2）掘进施工中如发现顶板煤、岩松软易碎，易发生片帮、掉顶时，及时加打锚索进行加强支护。
（3）锚索孔深误差控制在0～30mm。
（4）锚索外露长度150mm～250mm。
（5）锚索施工10－15 min后进行预紧，锚固力不小120KN。锚索机油泵压力表显示不小于37MPa。
（6）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打锚索重新锚固。
（三）喷砼支护的工序及要求
采用喷浆机喷射混凝土施工，工艺流程及操作顺序如下：
（1）原料组成：
①、水 泥： P.o 42.5
②、砂 子： 中 砂
③、碎 石： 5-15mm
④、速凝剂： 掺量按4%左右
（2）混凝土配比：水泥 ：砂子 ：碎石 ：速凝剂 ：水
1 : 1.73 : 1.73 : 0.04 : 0.45
（3）工艺流程：
水泥+沙子碎石—→喷浆机—→输料管—→喷枪—→喷射面。
（4）操作顺序：
作业时操作顺序：供风→供水→送电→加料
停止作业时操作顺序：停料（待喷浆机内喷料全部喷完）→停
电→停水→停风。
（5）喷射顺序：先帮后顶，自下而上进行，逐排进行。
（6）准备工作：
①、待喷地点的网中有浮货堆积的地点，首先将浮货放出，找净浮石，露出实顶、实帮，重新联网后，拧紧托盘达到预紧力后在进行喷浆。
②、喷射前必须用高压风水冲洗受喷范围内的围岩。
③、喷射人员要佩戴齐全防尘口罩和有效劳保用品。
（7）喷射混凝土的工艺要求：
①、喷厚150㎜；超挖部位喷平、补齐。初喷50-70mm，初喷跟至工作面，复喷距工作面不大于50m。
②、喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。
③、水泥、砂、石在喷浆机旁按比例人工搅拌均匀，随伴随用。上料要均匀，速凝剂随喷随掺。
④、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，喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。
⑤、喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹少。
四、质量控制
1、原材料质量控制：
（1）未经检验和已经检验为不合格的材料、构配件等，不得投入使用。
（2）材料到场后，进行报验，经甲方或监理验收签证后方可使用。
（3）材料的质量检查合格证要随货同行。
（4）材料检查：
①、水泥：检查品种、标号、生产批号、出厂日期。检查出厂合格证、3天试验报告单。储运过程受潮结块的水泥禁用。不同品种、不同标号的水泥禁止混用。按规定进行进场复验。
②、锚杆：检查母材材质出场检验报告。锚杆型式试验报告、出厂检验合格证。检查锚杆的杆体、托盘、螺丝、螺母是否配套。按批次、抽检规定进行复验。
③、锚固剂：检查锚固剂出厂合格证、生产日期、黏度、药卷直度，超期禁用。检查锚固剂规格品种是否符合规程要求。
④、河砂：目测粗细程度，杂质含量、泥含量≯2%。产地变化时采样送检化验，正常情况每月送检一次。
⑤、石子：目测粗度和级配，日常检查含泥量≯2%。针片状颗粒≯20%。产地变化时随时采样送检化验，正常情况每月送检一次。
⑥、钢筋网：检查母材材质出场检验报告。出场检验合格证。按批次、抽检规定进行复验。
2、工序质量控制：
（1）认真进行测量找线作业：
①、由专人负责施测，及时放线，及时校核。
②、测量放线紧跟迎头，方便使用。
③、测量放线所用钢尺、靠尺必须符合测量规定范围。
④、凡是涉及规格尺寸的必须找线量尺。
（3）锚杆安装：
①、孔径、机具必须符合规程规定。
②、打锚杆孔前，必须检查巷道规格尺寸，合格后方可安装。 ③、打锚杆孔时要保证锚杆孔角度和直线度。
④、锚杆漏打、间距超标或出现失效时要及时补打。
（4）喷射混凝土施工：
①、喷浆时，要连续上料，喷射手的姿势、喷射距离、顺序、喷枪移动方式必须符合操作规程要求。
②、喷射手要仔细观察围岩、喷层表面、回弹、粉尘等情况及时调整风压和水灰比。
③、喷浆时，一人持枪，一人负责照明指挥及传递信号。
④、喷浆时，巷道墙部至少挂两条线，肩部挂一条线，喷后底脚必须裁成90°。
⑤、复喷后，严禁出现漏网和赤脚现象。
3、质量验收制度：
（1）积极配合建设单位、监理单位进行施工质量的监督检查，以外部环境促进质量管理的提高。
（2）严格施工作业程序，施工的每一步符合规程规定，严格落实规程要求。严厉打击弄虚作假、偷工减料行为。
（3）及时进行质量分析总结，掌握质量动态，对成功经验及时推广，对施工中出现的质量问题及时分析原因，研究解决方法，提出整改措施。
（表七） 施工质量标准
第四章 施工工艺 第一节 施工方法
一、施工准备
1、完善局部通风及供电系统；
2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统； 3、安装调试胶带输送机及耙装机； 4、按设计给定中心、腰线进行掘进。 二、施工方法
1、巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷。 2、掘后先施工锚杆网支护，两掘一喷，初喷不少于50mm，阶段性复喷，复喷达到设计厚度。
第二节 凿岩方式
一、采用综掘机破岩石施工，由综掘机自身星轮、刮板运输机、桥式转载皮带机、工作面皮带运输机组成运输系统进行出货。
二、掘进施工时，循环进尺1.6m，最大空顶距1.9m，最小空顶距0.3m；施工中如果顶板破碎，循环进尺缩至0.8m，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。
四、工艺流程 1、生产工艺流程
开机前准备→综掘机割、装、运→临时支护→锚杆（锚索）支护→下一个循环。
生产工艺流程图：
2、检修工艺流程
检修前准备→检修综掘机各部位、加油、更换截齿，检修带式输
送机及延伸→试运转→检修完毕。
检修工艺流程图：
3、综掘机截割工艺
综掘机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道一侧，由巷道下部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完顶帮支护锚杆后再进行下一个循环，往复进行。 截割顺序见附图（九）：综掘机截割顺序示意图
第三节 装载与运输
一、装载与运输方式
1、装、运岩：由综掘机配合胶带运输机装车外运。
2、材料及设备运输：材料及设备装车由副井运至到井底车场，利用电机车运至6煤轨道石门，由调度绞车将物料运输到工作面。
3、人员运输：人员乘坐副井罐笼到达副井井底车场，步行到工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施 （一）运输设备的铺设 1、带式输送机的铺设
（1）输送机机头距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮不小于500mm。
（2）带式输送机机头使用8根（每侧4根）Φ22×2.0m螺纹钢锚杆固定在底板上，固定皮带机尾使用4根螺纹钢锚杆固定在底板上，要求锚入深度不小于1.4m，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂。
2、绞车的安装
调度绞车的固定采用地锚固定，经锚杆锚固力核算，地锚采用六根Φ22mm×2.0m 螺纹钢锚杆，绞车基础座上四根，基础座的正后方两根，每孔用一卷Z2360树脂锚固剂，经验收合格、试运转无问题后方可投入使用。
（二）安全设施及要求
1、斜巷运输“一坡三挡”、声光信号必须齐全有效，并且灵活可靠。
2、矿车的插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用自制的或不合格的连接装置。
3、斜巷运输时，一列车（包括单车）必须使用首尾连接的防跑车保护绳，保护绳的绳径必须与调运所使用的绞车的钢丝绳径相匹配，保护绳扣插接的长度必须大于或等于绳径的30倍。
第四节 管线与轨道敷设
一、管线布置及要求
1、压入式风筒、供风管路、供水管路、排水管路、电缆、带式输送机按设计要求布置。
2、风筒靠近墙、拱锚杆外端吊挂平直，做到逢环必挂，出风口末端距工作面不大于5m。
3、供风管路、排水管路规格为DN100mm, 供水管路规格为 DN50mm。
4、管路构件齐全，无漏水、漏风现象，供水、排水管路末端距工作面不超过30m，供风管路末端距工作面不超过20m。
5、动力电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆；细电缆吊挂在拉直的铁线上，并用绑线编排绑好。
6、使用标准的挂钩（直径20mm以上的钢筋）吊挂供风、供水、排水管路。
7、管路间距均匀一致。
8、最下部管路距巷道底板不小于500mm。 9、吊挂间距为3m，吊挂间距必须协调统一。
10、吊挂点应选择在墙、拱锚杆上并加帽，或在巷帮打专用吊挂锚杆，吊挂点选择应协调统一。
11、吊挂的管路必须每吊都均衡受力，管路必须落在每一个相应的吊钩上，吊挂必须平直。 二、轨道布置及要求
1、该工作面轨道铺设，轨道中心距巷道中心1.0m，轨道距两帮设备距离不小于400mm，要求铺设平直、构件齐全紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，轨距为600mm，轨枕间距800mm，并且轨枕必须垫实。 三、管线及轨道敷设标准
（表八） 管线及轨道敷设标准
第六节 设备及工具配备
（表九） 设备及工具配备见表
（附图十）设备布置图
第五章 生产系统 第一节 通 风
1、通风方式与通风距离
通风方式采用压入式通风，最长通风距离为814m。 2、通风路线及局部通风机安设位置要求
（1）、通风路线：
新鲜风流：主井井底车场局部通风机及压入式风筒掘进工作面
乏风流：掘进工作面6煤总回风巷风井井底车场 风井地面，工作面区域通风路线见通风系统示意图。
（2）、局部通风机及其开关安设在主井南码，风筒沿6煤轨道石门、6煤回风上山接设至工作面，工作面独立通风，见通风系统示意图。
3、局部通风机选型
1）、掘进工作面需要风量计算： （1）按瓦斯涌出量计算：
Q=125×q瓦斯×K瓦斯=125×1.0×1.6=200（m³/min） 式中：Q ------工作面需要风量, m3 /min；
125----单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过
0.8%的换算值。
q瓦斯 ---工作面绝对瓦斯涌出量，为1.0m3 /min； K瓦斯---瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取为1.6。 （2）按人员数量验算：Q≥4N=4×11=44（m3/min） 式中：4 ---- 每人每分钟所需风量，m3/min·人； N ----工作面同时工作的最多人数11人。 （3）按风速计算
根据以上计算结果，选取最大风量Q=200 m3/min作为验算依据。
按最低风速验算：
Q低≥9S=9×12.22=110（m3/min）
式中：9 ----岩石掘进工作面最低风速的换算系数。 S ----掘进巷道最大净断面积，12.22m2。 按最高风速验算：
Q高≤240S=240×12.22=2933（m3/min）
式中： 240 ----掘进工作面最高风速的换算系数。 S ----掘进巷道最小净断面积，12.22m2。 Q低＜Q＜Q高，符合《煤矿安全规程》规定。 （4）除尘风机选型及风筒规格：
综合工作面需要风量为200m3/min、除尘通风最大距离为50m、除尘通风风筒百米漏风率不大于3%、煤矿局部通风设备与综掘机工作面除尘风机设备现状等因素，本次选用KCS-300D型矿用湿式除尘风机（额定风量为300 m3/min）。选用直径600mm的抗静电、阻燃骨架风筒，10m一节。
（5）工作面风量确定：
通过计算，掘进工作面配风量需要满足除尘风机和巷道最低风速要求，即300 m3/min +110 m3/min =410 m3/min（300 m3/min为除尘风机额定吸入风量，110 m3/min为压入式通风机风筒出风口至除尘风机出风口之间巷道的最低风量），因此压入式通风机供风量不小于410m3/min，并以此数据来确定局部通风机型号。
2）、局部通风机选型及运行：
（1）局部通风机选型及风筒规格：
本次施工设计通风距离为814m，风筒百米漏风率按1.5%计算，漏风量为7m3/min。根据计算工作面需风量为410m3/min，因此所选局部通风机供风量应大于417m3/min（410 m3/min+7 m3/min），因此选用2台FBDNo8.0/2×45型对旋轴流局部通风机，其额定风量720～420 m³/min，额定全压600-7600Pa，选用直径800mm的抗静电、阻燃胶质风筒，10m一节。主、备局部通风机均为“三专电源”，并设直径1000mm切换三通与主风机风筒合茬备用。
3）局部通风机运行
（1）主风机双机运行并测定风量，如风量能够满足工作面风量要求，主风机保持“双机”运行，如 “双机”运行风量不能满足要求，更换大功率风机，以后每旬测定一次，必须执行风电闭锁，不得无计划停风。
（2）备用风机保持与主风机通风能力相等。
4、风机所在巷道处的风量计算：
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd=600×2+0.15×15=1445 （m3/min） 式中：
Qaf—局部通风机实际吸风量，600m3/min；
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2； 0.15—巷道允许的最低风速。
经计算，局部通风机安设处的巷道风量最低为1445 m3/min。
通风系统示意图（附图十一）
第二节 安全避险“六大系统”
一、安全避险“六大系统”的装备及管理
(一)通讯联络系统：
1、本次施工使用KTJ41调度通信系统。工作面安设KTH8型本安电话一部（号码8053），转载点一部（号码8005）作为本次施工期间的通讯联络电话，掘进施工单位看管，工作面前进时掘进施工单位及时移设电话，保持距离工作面30～50m。
2、掘进施工单位每班指定人员检查电话及施工区域内通讯线路的状况，发现问题立即汇报矿调度，由矿调度立即责令信息中心快速处理。
3、掘进施工单位每班指定人员及时接听电话，确保联络畅通。
4、本次施工使用的调度绞车与输送机的信号系统，尤其是语音对讲装置，是本次施工作业人员联络的辅助工具。除“第1条”规定的电话外，其它地点设置的电话可以作为辅助通讯电话，本规程不作具体安设使用要求。
5、掘进巷道内通讯联络设施布置见通讯系统示意图。
(二)人员定位系统：
1、人员定位采用KJ69J型监测系统，实现监测工作面人员动态。
2、人员定位系统基站信号器设至工作面入口处。
3、参与本次施工的人员入井必须携带KGE37B（AJ）定位器，不得借用他人定位器。
(三)监测监控系统：
1、监测监控系统为KJ95N，实现瓦斯监测、风速、风机运行、断电控制和馈电控制等一系列功能。
2、工作面甲烷监测监控设备布置达到：
（1）井下分站设置在工作面局部通风机配电点内，由主风机开关电源侧接出分站电源。
（2）工作面甲烷传感器：距工作面不大于5m，垂直吊挂在巷道的顶板处，不得与风筒吊挂在同一侧，工作面推进时前移，报警浓度：≥0.8%，断电浓度：≥1.2%，复电浓度：＜0.8% ，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
（3）回风甲烷传感器：位于局部通风巷道距其出风口10-15m处（见安全监控示意图），垂直吊挂在巷道顶板处，报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
（4）除尘风机甲烷传感器：位于除尘风机吸入口前10-30m风筒内。报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：除尘风机的电源。
（4）工作面、回风甲烷传感器吊挂时其气室距顶板不大于300mm、距巷帮不小于200mm，井下分站等设备距巷道底板不小于300mm。
（5）在距风筒出风口30m内，在风筒上安设风筒风量开关传感器监测风筒风量情况。当风筒风量不足导致风筒风量开关传感器开关动作时，发出报警信号并自动切断局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
3、工作面监测监控系统满足“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”、监控风机开停、工作面电源状态和风筒状态监测等要求。
4、每7天使用标准气样标校监控系统的甲烷传感器，同时做一次断电功能试验，确保显示、精度准确，控制功能灵敏可靠；甲烷气样标准：0%、1%、2%,；每天进行一次双风机双电源自动切换试验；每一试验期间不得影响局部通风，发现问题及时处理，并做好记录备查。信息中心监测人员按规定标校、巡检安全监控设备，并做好记录备查。井下监测设备运行一年必须升井进行检修。
5、工作面监测监控设备布置见安全监控示意图。
(四)供水施救系统：
1、供水施救系统用水引自地面蓄水池（400m3），经供水管路（规格DN150mm、DN100mm、DN50mm）到掘进工作面，蓄水池水源来自深水井，水质达到饮用水标准。
2、供水管路系统：地面蓄水池（400m3）→副井井筒（DN150mm）→井底车场（DN100mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN50mm）→工作面（DN50mm）（距工作面不大于30m）。
3、工作面供水管路末端安设不少于3个支管及阀门，并保持完好；特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径不小于20mm。控水阀门与支管阀门能随时开关。
4、供水管路内保持水量、水压充足（管路最大承受水压7.0 MPa ，日常使用水压2.5～4.5MPa）。
5、供水管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。
管路的控水阀门间距不大于200m。
6、掘进施工单位接设掘进巷道内供水管路，并负责检查与维护。
(五)压风自救系统：
1、由地面压风机提供压风源，安设SA220A-8-10K型螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用，压风机供风压力不低于0.65MPa。
2、工作面供风管路末端风压不低于0.4MPa。
3、供风管路系统：地面压风机房（DN200mm）→副井井筒（DN200mm）→井底车场（DN200mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN100mm）（距工作面不大于30m）(掘进巷道内供风管路布置见压风系统示意图)。
4、供风管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。管路的控气阀门间距不大于200m。
5、工作面供风管路末端安设不少于3个支管及阀门，特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径不小于20mm。
6、管路、支管及阀门、控气阀门保持完好，控风阀门与支管阀门能随时开关。
7、掘进施工单位接设掘进巷道内供风管路，并经常检查与维护。
8、距工作面25～40m的巷道内设置二组压风自救装置，在以下地点至少设置一组压风自救装置：作业地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。
9、每组压风自救装置应可供6个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
10、由通风队负责安设压风自救系统，安设好后经掘进单位和通风队双方验收合格后移交给掘进单位管理。随着工作面的推进，由掘进单位负责移设并挂牌管理。掘进单位必须保证压风自救系统随时可用，压风自救系统的材料、配件严禁挪做它用。
11、压风自救系统同时为井下风动设备设施提供风源，如井下压风系统停止供风，工作面必须停止作业。
(六)紧急避险系统：
1、紧急避险系统包括紧急避险设施、自救器和避灾路线。目前永久避难硐室已施工完毕未进行安装。
2、避工作面火灾最长逃生距离374m，人员自救所需最长时间为7min。因此我矿现为每名下井职工配发的ZYX45型压缩氧自救器（防护时间大于等于45min）满足本工作面避火灾需要。
3、凡参与本次施工的每一位人员，每次入井必须随身携带配发的压缩氧自救器，并能在30s内熟练完成佩戴；每一位人员必须爱护、保护好配发的自救器，一旦损坏要立即升井更换。
4、自救器管理员每月检测一次配发自救器的压力表数值。严禁使用失效的自救器。
5、本次施工作业地点避灾路线见第八章中“避灾路线”。
第三节 瓦斯防治
1、通风队及时核查局部通风机能否满足通风需求，不能满足时及时开启双机运行。严禁一台局部通风机同时向两个掘进工作面供风。
2、通风队每班指派1名瓦检员检查工作面瓦斯及其它“一通三防”情况。每班瓦检员做到：
（1）携带光学瓦斯检定器（测量范围0～10%）、甲烷检测报警仪、检查杖（包括“火棍”和胶管）、温度计等器具上岗。
（2）巡回检查工作面风流、工作面回风流中瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于3次；检查局部通风机位置及其附近10m内瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于一次；检查局部通风巷道高顶瓦斯状况不少于1次；检查局部通风巷道内机电设备设置点、作业人员部位的瓦斯与二氧化碳状况不少于1次。巡回检查必须严格遵照巡回图表给定的时间、路线、地点。
（3）检查工作面范围内安全监控状况、通风设施状态、是否循环风、瓦斯状况不少于3次。
（4）将每一检查结果记入检查手册、通知现场工作人员和向矿调度汇报，并填写检查牌板，及时处理检查中发现的问题。不得涂改检查记录，出现瓦斯超限时要记录超限地点、范围、持续时间、原因、处理情况及方法。
（5）遇瓦斯或其它“一通三防”状况异常，随时检查，及时汇报，并重点做好异常现象事故防范工作。瓦斯超限时立即责令相关区域内人员停止作业、切断电源、撤到安全地点、设置警戒。
（6）工作面交接班，严格遵守交接班各项规定。
3、在回风甲烷传感器处设置“回风瓦斯检查牌板”，距工作面20m范围内设置“工作面瓦斯检查牌板”。
4、严格执行三级排放瓦斯制度：
(1)停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且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，可由风机工开启局部通风机，恢复正常通风。
(2)停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，按照工作面临时停风排放瓦斯安全技术措施的各项要求排放瓦斯，排放工作必须规范、有序。开工前通风瓦斯技术管理人员编制工作面临时停风排放瓦斯安全技术措施，并分发掘进施工单位与瓦检员贯彻执行。
(3)停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，通防科制定专门的排放瓦斯安全技术措施，经生产、机电、安监及矿通风副总、总工程师审批并一致同意，由救护队负责排放瓦斯、恢复通风。
5、工作面临时停工不得停风。
6、按本作业规程规定安设、使用甲烷监控装置。
7、在距风机出风口10-15m内安设风筒卸压三通，排放瓦斯时按措施要求使用。
8、通防科每旬进行一次瓦斯涌出量鉴定、瓦斯涌出不均衡系数测定，直至施工结束，工作面出现断层时进行针对性瓦斯涌出量鉴定和瓦斯涌出不均衡系数测定。
9、在局部通风巷道内设置测风点，测风点位于距离局部通风巷道出风口30m处的巷道断面无变化的直线段部位，保持前后10m内无杂物。
第四节 防突管理
该矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，掘进初期为穿层施工，穿层施工期间执行专项防突措施。掘进过程中须严格按地测防治水科下发的探掘通知单要求进行探掘，防止误揭煤。岩石掘进期间若遇地质构造需揭煤时另制定防突设计和技术措施。
第五节 综合防尘
1、防尘供水管路系统：工作面防尘用水与消防火用水、供水施救系统合用一趟供水管路，管路设置见本章第二节。
2、综合防尘措施：
（1）除尘风机除尘。 （2）综掘机喷雾降尘。
（3）转载点喷雾降尘。（4）湿式打眼。
（5）水幕净化风流。 （6）冲洗巷道落尘。
（7）个体防尘。
3、防尘供水管路、喷雾设施安设：
（1）掘进施工单位接设掘进巷道内防尘供水管路，并经常检查与维护。
（2）每一皮带头部位备长度不少于20m的洒水胶管，一端接到供水管路支管上。
（3）每一转载点落差要小于0.5m，否则安装溜槽或导向板；每一转载点安设固定、可调的喷雾装置，每处喷雾装置的喷嘴不少于两个，喷雾成雾状（喷雾压力应大于0.7MPa），喷射位置合理，使用正常。转载点产尘时司机开启喷雾降尘，且喷嘴位置合理，降尘效果最佳。
4、净化水幕安设：
目 录 目录--------------------------------------------------- 1
第一章 编制概况---------------------------------------- 3
第一节 概述------------------------------------------- 3
第二节 编写依据--------------------------------------- 3
第二章 地面相对位置及地质情况-------------------------- 4
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况----------------- 4
第二节 煤（岩）层赋存特性----------------------------- 7
第三节 地质构造--------------------------------------- 8
第四节 水文地质--------------------------------------- 8
第三章 巷道布置及支护说明------------------------------ 11
第一节 巷道布置--------------------------------------- 11
第二节 矿压观测--------------------------------------- 12
第三节 支护设计--------------------------------------- 12
第四节 支护工艺--------------------------------------- 21
第四章 施工工艺---------------------------------------- 31
第一节 施工方法--------------------------------------- 31
第二节 凿岩方式--------------------------------------- 32
第三节 装载与运输------------------------------------- 34
第四节 管线与轨道敷设--------------------------------- 35
第五节 设备及工具配备--------------------------------- 36
第五章 生产系统---------------------------------------- 39
第一节 通风------------------------------------------- 39
第二节 安全避险“六大系统”--------------------------- 43
第三节 瓦斯防治--------------------------------------- 47
第四节 防突管理---------------------------------------- 49
第五节 综合防尘--------------------------------------- 50
第六节 压风系统--------------------------------------- 51
第七节 防灭火----------------------------------------- 51
第八节 供电------------------------------------------- 51
第九节 排水------------------------------------------- 52
第十节 运输------------------------------------------- 52 第十一节 照明、通信和信号----------------------------- 52
第六章 劳动组织与主要技术经济指标---------------------- 59
第一节 劳动组织--------------------------------------- 59
第二节 作业循环方式----------------------------------- 60
第三节 主要技术经济指标------------------------------- 60
第七章 安全技术措施------------------------------------ 61
第一节 施工准备及相关要求----------------------------- 61
第二节 一通三防与“六大系统”------------------------- 61
第三节 顶板------------------------------------------- 69
第四节 防治水----------------------------------------- 76
第五节 机电管理--------------------------------------- 79
第六节 运输管理--------------------------------------- 87
第七节 设备起吊、安装、拆除--------------------------- 90
第八节 其它------------------------------------------- 91
第八章 灾害应急措施及避灾路线-------------------------- 94
第一章 编制概况
第一节 概 述
一、巷道名称
6煤回风上山（岩巷）。
二、掘进目的及用途
目的：形成6煤回风上山（岩巷）。
用途：满足矿井通风、运输、管线敷设的要求。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度：314m。
服务年限：30年。
四、预计开工、竣工时间
本巷道自2013年12月上旬开工，预计2014年4月竣工。
五、巷道平面布置
附图(一)：6煤回风上山（岩巷）平面布置图；
附图(二)：6煤回风上山（岩巷）剖面图。
第二节 编写依据
一、采场设计说明书及批准时间
设计说明书为《6煤回风上山（岩巷）设计》，批准时间为2013年3月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《6煤回风上山（岩巷）地质说明》，批准时间为2013年3月30日。
三、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、《各工种操作规程》
第二章 地面相对位置及地质情况
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况
本工作面位于工业广场北侧山地，地表标高约+1152.0～+1197.2m。工作面东侧为6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山、6煤轨道上山；西侧为风井；南侧为6煤总回风巷（1）、6煤总回风巷（2）；北侧为三维地震勘探预测F3、F6、F7、F8及F10号断层，断层落差约为4m～50m。
（表一） 井上、下对照关系情况表
巷道布置平面图（附图一）
———— 6煤回风上山（岩巷）掘进作业规程 ————
剖面图（附图二）
- 6 -
第二节 煤（岩）层赋存特性
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数
工作面为穿层巷道，所穿煤、岩层为6#煤层、6#煤底板为细砂岩及砂质泥岩。6#煤层：黑色、灰黑色，条带状结构，层状构造，强玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆，易碎，断口呈参差状，容重1.38t/m3。煤岩组份以亮煤为主，镜煤、暗煤次之。
6#煤层走向29～124°、倾向119～214°、倾角5～13°，煤层厚度2.40～3.10m，平均厚度2.80m，煤层结构简单，顶板及底板均为粉砂质泥岩。
（表二） 煤层特征情况表
二、煤层顶底板情况
6#煤层直接顶为砂质泥岩，深灰色，性脆，节理较发育，含植物化石碎屑。平均厚度为1.41m。老顶是由粉砂岩和细砂岩组成的复合型顶板；粉砂岩为浅灰色，质硬，参差断口，含泥质纹理平均厚度2.00m；细砂岩为灰白色，长石、石英为主，次含岩屑，分选中等，平均厚度
6.5m。底板为砂质泥岩，深灰色，性脆，节理发育，棱角状断口，含植物化石碎屑，平均厚度5.85m。
（表三） 煤层顶底板情况表
三、煤层瓦斯涌出量
依据6煤回风上山（岩巷）掘进工作面瓦斯涌出状况，预计本工作面绝对瓦斯涌出量1m3/min。该工作面掘进超过一个月，重新核定瓦斯涌出量，以后根据掘进巷道实际瓦斯涌出量进行风量核算。
第三节 地质构造
工作面掘进范围内煤、岩层整体为单斜构造。根据三维地震勘探资料显示，本工作面北侧可能发育有F3、F6、F7、F8及F10号断层。F3号断层走向57°、倾向147°、倾角75°、落差4m。F6号断层走向69°、倾向159°、倾角75°、落差5m。F7号断层走向45°、倾向135°、倾角70°、落差4m。F8号断层走向74°、倾向164°、倾角70°、落差5m。F10号断层走向62°、倾向152°、倾角50°、落差50m。
第四节 水文地质
一、水文地质情况：
工作面所穿（煤）岩层为二叠系下统山西组地层。从区域上来看，工作面主要受二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层与石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。
二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水主要为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大，但区内变化大，补给条件差，单位涌水量0.00963 L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。在构造正常地段，该充水水源对工作面掘进影响相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。
石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水主要指太原组的K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，根据井田内抽水试验资料看，单位涌水量为0.00268 L/s.m。另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量变化不明显。K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m，水位埋深90.0-175.01m，单位涌水量0.002-0.02 l/s·m。富水性弱。
奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层主要为奥陶系峰峰组与上、下马家沟组含水层。井田内没有出露，属埋藏型；根据区域资料，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主，一般情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。
根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带
压开采安全性评价及安全技术措施报告》分析， 6号煤层底板泥岩、砂岩、灰岩的Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa～4.8MPa。Kp按最小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间的安全隔水层厚度为12.86m，按最大值4.8 MPa计算，得出的太灰含水层安全隔水层厚度为6.48 m。Kp按最小值1.2MPa计算，得出的6号煤层到奥灰含水层之间的安全隔水层厚度为11.61m，按最大值4.8 MPa计算，得出的奥灰含水层安全隔水层厚度为5.85 m。根据2010年山西地科勘察有限公司地质勘探中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间的隔水层在28.9~57.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间的隔水层厚度在141.1~176.7m之间。因此，6号煤层实际最小隔水层厚度都远大于安全隔水层厚度。
综上所述，本工作面在不受断层、陷落柱等构造影响的地段，虽然存在突水威胁，但危险不大。只有在断层、陷落柱等构造发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。工作面掘进范围内奥灰水水位推测在770m左右。工作面标高在491.2~530.0m之间，工作面该区域突水系数T
二、岩浆侵入体、陷落柱及河流冲刷情况：
预计本工作面区域内无火成岩侵入体、及河流冲刷；但井田内陷落柱较发育，可能有陷落柱存在。
附图（三）综合柱状图
综 合 柱 状 图
比例尺1：100
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
该掘进工作面施工时，巷道布置在煤层底板（按设计要求施工时与煤层留设岩柱约8.5m，如地质条件发生变化，与煤层留设岩柱不得小于5m），按设计给定坡度进行掘进，由6煤总回风巷（二）拉门施工，初始标高为+491.2m；该巷道设计长度314m。
附：巷道断面和技术特征及工程量表
表（五） 巷道断面和技术特征及工程量表
巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。
第二节 矿压观测
一、观测对象：6煤回风上山（岩巷）。 二、观测内容：锚杆、锚索的载荷及锚固力。
三、观测方法:锚杆预紧力随时进行检查，每100根锚杆或100根以下抽样一组（三根）进行检查，拱部锚杆拉拔不小于80KN，两墙锚杆拉拔不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN。
四、数据处理：采取边施工、边观测，及时对数据加以分析、判断，并把观测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。
第三节 支护设计
一、确定巷道支护形式
巷道顶板直接顶为砂质泥岩，老顶为粉砂岩及细砂岩组成，属较稳定岩层，适合锚网喷砼支护。根据石家庄设计院设计确定6煤回风上山（岩巷）采用半圆拱断面，锚杆＋金属网＋喷砼联合支护。
巷道断面规格：
6煤回风上山：S荒=13.59㎡ S净=12.22㎡ 二、支护方式 1、顶板临时支护装置
超前支护采用单体点柱挑起金属网接顶作为超前临时支护，即每循环截割后在首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根单体带帽点柱，挑起金属网接实顶板形成临时支护。单体点柱的间距1.6m。
如遇地质构造或拉门期间、施工硐室时，单体点柱临时支护不能
有效护顶以及其他特殊情况，采用打Φ22mm×2000mm螺纹钢锚杆超前临时支护。
2、迎面护帮装置
迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人。 （二）永久支护
巷道永久支护方式采用锚杆＋钢筋网＋喷砼进行联合支护，拱、墙锚杆均采用螺纹钢锚杆。
支护参数确定如下： 6煤回风上山支护参数：
1、拱部锚杆间距为800mm，排距为800mm；拱部锚杆共9根，与巷道中心对称布置。
2、两墙锚杆间距为800mm，排距为800mm，两墙锚杆共2根，两墙锚杆垂直巷帮；下部墙锚杆距底板550mm。
3、喷砼支护：混凝土强度等级C25，喷厚150mm。 通用支护参数：
1、锚杆外露长度：10～40mm。
2、锚固力：拱锚杆不小于80KN，墙锚杆不小于60KN，锚索不小于120KN。
3、螺母扭矩：拱锚杆不小于100N·m，墙锚杆不小于80N·m。 4、锚索外露长度：150mm～250mm。
5、顶板及两帮均铺设金属网，金属网前后、上下搭接，搭接宽度不小于100mm。
（三）按悬吊理论计算锚杆参数 以4.9m宽断面为例，计算锚杆参数
1、锚杆长度计算： L= KH + L1 + L2
式中： L —— 锚杆长度，m； H —— 冒落拱高度，m；
K —— 安全系数，一般取K=2；
L1 —— 锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.4m；
L2 —— 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.14m。 其中：H = B/(2f)
H = B/(2f) = 4.9/(2×5)＝0.49m 式中 B——巷道开掘宽度，取4.9m；
f——岩石坚固性系数，砂岩取5。则：
L = 2×H + 0.4 + 0.14 = 2×0.49+0.4 + 0.14=1.52m 通过以上计算，巷道锚杆选用直径 22 mm、长度 2000 mm的螺纹钢锚杆能满足计算要求。 （附图四）
锚 杆 悬 吊 作 用 示 意 图
2、锚杆间、排距计算：设计时令间距、排距均为a，则 a =( Q/KHγ)1/2
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，根据计算取：0.49m； γ——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；
K——安全系数，一般取K = 2 。
a = [64/（2×0.49×19.992）] 1/2≈1.81m
通过以上计算，确定锚杆间排距800mm×800 mm满足支护需要。 （四）锚索加强支护
施工过程中对三角点、四角点及围岩破碎地段采用锚索加强支护，每排两根锚索，锚索间距1.6m，排距为1.6m。 1、定锚索长度： L = La + Lb + Lc + Ld
式中 L ——锚索总长度，m；
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2 m； Lc——托盘及锚具的厚度，取0.07 m；
Ld——需要外露的张拉长度，取0.3 m；
按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定： La ≥ K×（d1 ƒa/ 4 ƒc ）
式中 K——安全系数，取K = 2；
d1——锚索钢绞线直径，取17.8mm；
ƒa——钢绞线抗拉强度，N/ mm²（1920MPa，合1883.52N/mm2）； ƒc——锚索与锚固剂的粘和强度,取10N/ mm2；
则 La≥ 2×（17.8×1883.52/4×10）≈ 1.76m；取La =1.76 m，
则 L =1.76 + 2 + 0.07 + 0.3= 4.13 m 。 设计取锚索长度6.3m。
2、锚索倾角：锚索垂直于顶板安装。 3、锚索数目的确定： N = K×W/ P断 式中 N —— 锚索数目；
K —— 安全系数，一般取2；
P断 —— 锚索的最低破断力530KN；
W —— 被吊岩石的自重，KN。 W = B ×∑h × ∑γ × D
按4.9m宽断面度计算锚索根数；
B —— 巷道开掘宽度，取4.9m； ∑h —— 悬吊岩石厚度，取2m；
∑γ—— 悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；
D —— 锚索间排距，取1.6m。
W = 4.9×2×19.992×1.6 ≈ 313KN N = 2×W/530 ≈ 1.18根
通过计算：巷道安注锚索时，取2根即可满足要求。 巷道断面图及巷道支护详见附图：
附图（ 五 ）：6煤回风上山巷道断面图
附图（ 六 ）：6煤回风上山锚杆支护示意图
6煤回风上山锚杆支护示意图
附图（ 七 ）：最大、最小空顶距及临时支护示意图
附图（ 八）：超前锚杆临时支护示意图
第四节 支护工艺
一、支护材料
1、锚 杆：采用Φ22mm×2000mm的螺纹钢锚杆。
2、拱部锚杆锚固剂采用Z2360型两卷。
3、两墙锚杆锚固剂采用Z2360型两卷。
3、锚索锚固剂采用Z2360型三卷。
4、锚杆托盘采用150mm×150mm×8mm的铁托盘。
5、锚索选用直径17.8mm，长为6300mm钢绞线。
8、锚索托盘采用250mm×250mm×10mm的铁板制成，并在托盘中
心位置钻一个Ø20mm的圆孔。
9、锁具：KM18锚索锁具。
10、金属网：采用Φ6mm钢筋加工的金属网，规格尺寸：1.0m×
2m，网格距100mm×100mm。
（表六） 支护材料规格表
二、临时支护工序及要求
1、顶板临时支护工序及要求
（1）顶板临时支护工序：
①、作业人员站在永久支护下，首先用不小于2.0m撬棍找净顶板、两帮及迎面的浮石、险块，找顶时要由外向里、由两侧向中间进行。作业时设专人监护顶板。
②、作业人员在永久支护的掩护下，然后将事先联好的金属网用12＃铁线将相邻网每300mm一道联好，网扣不少于三圈。然后将挑起金属网，在距首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根液压单体点柱，单体上方用木托盘或木板做顶帽，将金属网挑起接顶形成临时支护。
（2）、顶板临时支护的要求：
单体点柱打在距工作面首排支护前方不小于0.6m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根单体点柱，单体上方加顶帽，顶帽使用500×200×50mm的木托盘或木板，点柱间距为1.6m（硐室及小断面巷道可适当减小点柱间距）。单体点柱要打在实底上，无法打在实底上时需加木垫垫牢垫实。
（3）如拉门期间、施工硐室及遇地质构造单体点柱临时支护不能保证有效护顶等特殊情况，临时支护采用打超前锚杆方式。超前锚杆打在距工作面首排锚杆前方0.6-0.9m的顶板上，根据现场实际情况至少打两根Ф22×2000mm的螺纹钢锚杆，锚固剂使用Z2360型树脂锚固剂两卷进行锚固。超前锚杆仰角呈75°钻安，间距为1.6m。
2、迎面临时支护工序及要求
（1）迎面临时支护工序：
①、作业人员站在临时支护下，首先用不小于2.0m撬棍找净迎面的浮石、险块，作业时设专人监护顶板。
②、在迎面打护帮眼，护帮眼施工完毕后，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的钢筋网进行保护，防止掉矸伤人，锚杆螺母必须拧满扣。
（2）迎面临时支护要求：
要求护帮锚杆布置均匀，打在迎面的中上部或煤岩松散易发生片帮的部位，特殊情况下，可视迎面状态适当调整护帮锚杆的位置及数量，确保有效护帮。
三、永久支护工序及要求
（一）锚杆安装工序及要求
1、永久支护工序：
（1）打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位，打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，先施工完中间顶锚杆后，再依次由中间向两侧施工。打两帮锚杆时按从上到下的顺序进行。帮顶锚杆施工严格按巷道支护布置图要求进行施工。
（2）锚杆安装工艺流程：帮、顶找掉浮石→顶板临时支护→测量宽度，定中心眼位→施工中心眼→注药卷→注锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。
（3）拱部锚杆与两墙锚杆施工顺序：施工拱部锚杆的同时，施工滞后的两墙锚杆。
（4）拱部锚杆施工采用锚杆机进行；钻头使用Ø27mm的钻头。两墙锚杆施工采用风煤钻或凿岩机进行。
2、永久支护的要求：
（1）打锚杆眼：打眼前，首先严格按中心检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先拱后墙的顺序检查顶帮，找掉活矸、危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100 mm。打拱部锚杆使用锚杆钻机，打两墙锚杆使用风煤钻或凿岩机，钻头使用Ø27mm的钻头。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼，锚杆眼深度为： 1.92m。打眼应按由外向里、由中间向两侧，先拱后墙的顺序依次进行。打锚杆时，可分两组在两侧同时施工，但两组施工人员应保持1m以上的距离。
（2）安装锚杆：先把树脂锚固剂送入眼中，随后将锚杆插入锚杆眼内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾，锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30秒，锚固时间为1-2分钟，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。
（3）拱部锚杆垂直顶板布置，打拱部锚杆时必须按从中心到两侧的顺序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。遇裂隙时锚杆要尽量垂直于裂隙面。
（4）两墙锚杆排排平行且垂直巷帮布置，打两墙锚杆时必须按从上到下的顺序进行，锚杆间距为0.8 m，排距为0.8m。两墙锚杆及金属网可滞后工作面2排安装，（施工时下部墙锚杆可滞后工作面6
排安装。施工中如发现两帮煤、岩松软易碎，易发生片帮时，两墙锚杆必须打到工作面）。
（5）联网要求：金属网上下、前后搭接（相邻金属网搭接不小于100mm），相邻网每隔300mm用14号双股铁线连接一道，拧紧不少于3圈。
（二）锚索安装工序及要求
1、安装工序：
（1）当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼，眼深为6.1m。
（2）安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的或过有效期的严禁使用。
（3）两人配合用钢绞线顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底。注意不要用力过猛更不能反复抽拉钢绞线，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
（4）钢绞线下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。
（5）一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间大于30秒，确保搅拌均匀。
（6）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力1-2分钟，然后收回锚杆机。
（7）操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉时注意观察压力表读数（压力表读数达到37MPa），张拉千斤顶行程结束，换向回程，
继续进行张拉，达到设计预紧力后，迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。
（8）预紧锚索可用手动千斤顶来完成。张拉时观察压力表的数值，达到要求时停止张拉。
（9）卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。
2、技术要求：
（1）在三角点、四角点3m范围内加打锚索，每排2根，间排距1600mm×1600mm。
（2）掘进施工中如发现顶板煤、岩松软易碎，易发生片帮、掉顶时，及时加打锚索进行加强支护。
（3）锚索孔深误差控制在0～30mm。
（4）锚索外露长度150mm～250mm。
（5）锚索施工10－15 min后进行预紧，锚固力不小120KN。锚索机油泵压力表显示不小于37MPa。
（6）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打锚索重新锚固。
（三）喷砼支护的工序及要求
采用喷浆机喷射混凝土施工，工艺流程及操作顺序如下：
（1）原料组成：
①、水 泥： P.o 42.5
②、砂 子： 中 砂
③、碎 石： 5-15mm
④、速凝剂： 掺量按4%左右
（2）混凝土配比：水泥 ：砂子 ：碎石 ：速凝剂 ：水
1 : 1.73 : 1.73 : 0.04 : 0.45
（3）工艺流程：
水泥+沙子碎石—→喷浆机—→输料管—→喷枪—→喷射面。
（4）操作顺序：
作业时操作顺序：供风→供水→送电→加料
停止作业时操作顺序：停料（待喷浆机内喷料全部喷完）→停
电→停水→停风。
（5）喷射顺序：先帮后顶，自下而上进行，逐排进行。
（6）准备工作：
①、待喷地点的网中有浮货堆积的地点，首先将浮货放出，找净浮石，露出实顶、实帮，重新联网后，拧紧托盘达到预紧力后在进行喷浆。
②、喷射前必须用高压风水冲洗受喷范围内的围岩。
③、喷射人员要佩戴齐全防尘口罩和有效劳保用品。
（7）喷射混凝土的工艺要求：
①、喷厚150㎜；超挖部位喷平、补齐。初喷50-70mm，初喷跟至工作面，复喷距工作面不大于50m。
②、喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。
③、水泥、砂、石在喷浆机旁按比例人工搅拌均匀，随伴随用。上料要均匀，速凝剂随喷随掺。
④、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，喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。
⑤、喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹少。
四、质量控制
1、原材料质量控制：
（1）未经检验和已经检验为不合格的材料、构配件等，不得投入使用。
（2）材料到场后，进行报验，经甲方或监理验收签证后方可使用。
（3）材料的质量检查合格证要随货同行。
（4）材料检查：
①、水泥：检查品种、标号、生产批号、出厂日期。检查出厂合格证、3天试验报告单。储运过程受潮结块的水泥禁用。不同品种、不同标号的水泥禁止混用。按规定进行进场复验。
②、锚杆：检查母材材质出场检验报告。锚杆型式试验报告、出厂检验合格证。检查锚杆的杆体、托盘、螺丝、螺母是否配套。按批次、抽检规定进行复验。
③、锚固剂：检查锚固剂出厂合格证、生产日期、黏度、药卷直度，超期禁用。检查锚固剂规格品种是否符合规程要求。
④、河砂：目测粗细程度，杂质含量、泥含量≯2%。产地变化时采样送检化验，正常情况每月送检一次。
⑤、石子：目测粗度和级配，日常检查含泥量≯2%。针片状颗粒≯20%。产地变化时随时采样送检化验，正常情况每月送检一次。
⑥、钢筋网：检查母材材质出场检验报告。出场检验合格证。按批次、抽检规定进行复验。
2、工序质量控制：
（1）认真进行测量找线作业：
①、由专人负责施测，及时放线，及时校核。
②、测量放线紧跟迎头，方便使用。
③、测量放线所用钢尺、靠尺必须符合测量规定范围。
④、凡是涉及规格尺寸的必须找线量尺。
（3）锚杆安装：
①、孔径、机具必须符合规程规定。
②、打锚杆孔前，必须检查巷道规格尺寸，合格后方可安装。 ③、打锚杆孔时要保证锚杆孔角度和直线度。
④、锚杆漏打、间距超标或出现失效时要及时补打。
（4）喷射混凝土施工：
①、喷浆时，要连续上料，喷射手的姿势、喷射距离、顺序、喷枪移动方式必须符合操作规程要求。
②、喷射手要仔细观察围岩、喷层表面、回弹、粉尘等情况及时调整风压和水灰比。
③、喷浆时，一人持枪，一人负责照明指挥及传递信号。
④、喷浆时，巷道墙部至少挂两条线，肩部挂一条线，喷后底脚必须裁成90°。
⑤、复喷后，严禁出现漏网和赤脚现象。
3、质量验收制度：
（1）积极配合建设单位、监理单位进行施工质量的监督检查，以外部环境促进质量管理的提高。
（2）严格施工作业程序，施工的每一步符合规程规定，严格落实规程要求。严厉打击弄虚作假、偷工减料行为。
（3）及时进行质量分析总结，掌握质量动态，对成功经验及时推广，对施工中出现的质量问题及时分析原因，研究解决方法，提出整改措施。
（表七） 施工质量标准
第四章 施工工艺 第一节 施工方法
一、施工准备
1、完善局部通风及供电系统；
2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统； 3、安装调试胶带输送机及耙装机； 4、按设计给定中心、腰线进行掘进。 二、施工方法
1、巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷。 2、掘后先施工锚杆网支护，两掘一喷，初喷不少于50mm，阶段性复喷，复喷达到设计厚度。
第二节 凿岩方式
一、采用综掘机破岩石施工，由综掘机自身星轮、刮板运输机、桥式转载皮带机、工作面皮带运输机组成运输系统进行出货。
二、掘进施工时，循环进尺1.6m，最大空顶距1.9m，最小空顶距0.3m；施工中如果顶板破碎，循环进尺缩至0.8m，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。
四、工艺流程 1、生产工艺流程
开机前准备→综掘机割、装、运→临时支护→锚杆（锚索）支护→下一个循环。
生产工艺流程图：
2、检修工艺流程
检修前准备→检修综掘机各部位、加油、更换截齿，检修带式输
送机及延伸→试运转→检修完毕。
检修工艺流程图：
3、综掘机截割工艺
综掘机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道一侧，由巷道下部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完顶帮支护锚杆后再进行下一个循环，往复进行。 截割顺序见附图（九）：综掘机截割顺序示意图
第三节 装载与运输
一、装载与运输方式
1、装、运岩：由综掘机配合胶带运输机装车外运。
2、材料及设备运输：材料及设备装车由副井运至到井底车场，利用电机车运至6煤轨道石门，由调度绞车将物料运输到工作面。
3、人员运输：人员乘坐副井罐笼到达副井井底车场，步行到工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施 （一）运输设备的铺设 1、带式输送机的铺设
（1）输送机机头距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮不小于500mm。
（2）带式输送机机头使用8根（每侧4根）Φ22×2.0m螺纹钢锚杆固定在底板上，固定皮带机尾使用4根螺纹钢锚杆固定在底板上，要求锚入深度不小于1.4m，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂。
2、绞车的安装
调度绞车的固定采用地锚固定，经锚杆锚固力核算，地锚采用六根Φ22mm×2.0m 螺纹钢锚杆，绞车基础座上四根，基础座的正后方两根，每孔用一卷Z2360树脂锚固剂，经验收合格、试运转无问题后方可投入使用。
（二）安全设施及要求
1、斜巷运输“一坡三挡”、声光信号必须齐全有效，并且灵活可靠。
2、矿车的插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用自制的或不合格的连接装置。
3、斜巷运输时，一列车（包括单车）必须使用首尾连接的防跑车保护绳，保护绳的绳径必须与调运所使用的绞车的钢丝绳径相匹配，保护绳扣插接的长度必须大于或等于绳径的30倍。
第四节 管线与轨道敷设
一、管线布置及要求
1、压入式风筒、供风管路、供水管路、排水管路、电缆、带式输送机按设计要求布置。
2、风筒靠近墙、拱锚杆外端吊挂平直，做到逢环必挂，出风口末端距工作面不大于5m。
3、供风管路、排水管路规格为DN100mm, 供水管路规格为 DN50mm。
4、管路构件齐全，无漏水、漏风现象，供水、排水管路末端距工作面不超过30m，供风管路末端距工作面不超过20m。
5、动力电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆；细电缆吊挂在拉直的铁线上，并用绑线编排绑好。
6、使用标准的挂钩（直径20mm以上的钢筋）吊挂供风、供水、排水管路。
7、管路间距均匀一致。
8、最下部管路距巷道底板不小于500mm。 9、吊挂间距为3m，吊挂间距必须协调统一。
10、吊挂点应选择在墙、拱锚杆上并加帽，或在巷帮打专用吊挂锚杆，吊挂点选择应协调统一。
11、吊挂的管路必须每吊都均衡受力，管路必须落在每一个相应的吊钩上，吊挂必须平直。 二、轨道布置及要求
1、该工作面轨道铺设，轨道中心距巷道中心1.0m，轨道距两帮设备距离不小于400mm，要求铺设平直、构件齐全紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，轨距为600mm，轨枕间距800mm，并且轨枕必须垫实。 三、管线及轨道敷设标准
（表八） 管线及轨道敷设标准
第六节 设备及工具配备
（表九） 设备及工具配备见表
（附图十）设备布置图
第五章 生产系统 第一节 通 风
1、通风方式与通风距离
通风方式采用压入式通风，最长通风距离为814m。 2、通风路线及局部通风机安设位置要求
（1）、通风路线：
新鲜风流：主井井底车场局部通风机及压入式风筒掘进工作面
乏风流：掘进工作面6煤总回风巷风井井底车场 风井地面，工作面区域通风路线见通风系统示意图。
（2）、局部通风机及其开关安设在主井南码，风筒沿6煤轨道石门、6煤回风上山接设至工作面，工作面独立通风，见通风系统示意图。
3、局部通风机选型
1）、掘进工作面需要风量计算： （1）按瓦斯涌出量计算：
Q=125×q瓦斯×K瓦斯=125×1.0×1.6=200（m³/min） 式中：Q ------工作面需要风量, m3 /min；
125----单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过
0.8%的换算值。
q瓦斯 ---工作面绝对瓦斯涌出量，为1.0m3 /min； K瓦斯---瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取为1.6。 （2）按人员数量验算：Q≥4N=4×11=44（m3/min） 式中：4 ---- 每人每分钟所需风量，m3/min·人； N ----工作面同时工作的最多人数11人。 （3）按风速计算
根据以上计算结果，选取最大风量Q=200 m3/min作为验算依据。
按最低风速验算：
Q低≥9S=9×12.22=110（m3/min）
式中：9 ----岩石掘进工作面最低风速的换算系数。 S ----掘进巷道最大净断面积，12.22m2。 按最高风速验算：
Q高≤240S=240×12.22=2933（m3/min）
式中： 240 ----掘进工作面最高风速的换算系数。 S ----掘进巷道最小净断面积，12.22m2。 Q低＜Q＜Q高，符合《煤矿安全规程》规定。 （4）除尘风机选型及风筒规格：
综合工作面需要风量为200m3/min、除尘通风最大距离为50m、除尘通风风筒百米漏风率不大于3%、煤矿局部通风设备与综掘机工作面除尘风机设备现状等因素，本次选用KCS-300D型矿用湿式除尘风机（额定风量为300 m3/min）。选用直径600mm的抗静电、阻燃骨架风筒，10m一节。
（5）工作面风量确定：
通过计算，掘进工作面配风量需要满足除尘风机和巷道最低风速要求，即300 m3/min +110 m3/min =410 m3/min（300 m3/min为除尘风机额定吸入风量，110 m3/min为压入式通风机风筒出风口至除尘风机出风口之间巷道的最低风量），因此压入式通风机供风量不小于410m3/min，并以此数据来确定局部通风机型号。
2）、局部通风机选型及运行：
（1）局部通风机选型及风筒规格：
本次施工设计通风距离为814m，风筒百米漏风率按1.5%计算，漏风量为7m3/min。根据计算工作面需风量为410m3/min，因此所选局部通风机供风量应大于417m3/min（410 m3/min+7 m3/min），因此选用2台FBDNo8.0/2×45型对旋轴流局部通风机，其额定风量720～420 m³/min，额定全压600-7600Pa，选用直径800mm的抗静电、阻燃胶质风筒，10m一节。主、备局部通风机均为“三专电源”，并设直径1000mm切换三通与主风机风筒合茬备用。
3）局部通风机运行
（1）主风机双机运行并测定风量，如风量能够满足工作面风量要求，主风机保持“双机”运行，如 “双机”运行风量不能满足要求，更换大功率风机，以后每旬测定一次，必须执行风电闭锁，不得无计划停风。
（2）备用风机保持与主风机通风能力相等。
4、风机所在巷道处的风量计算：
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd=600×2+0.15×15=1445 （m3/min） 式中：
Qaf—局部通风机实际吸风量，600m3/min；
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2； 0.15—巷道允许的最低风速。
经计算，局部通风机安设处的巷道风量最低为1445 m3/min。
通风系统示意图（附图十一）
第二节 安全避险“六大系统”
一、安全避险“六大系统”的装备及管理
(一)通讯联络系统：
1、本次施工使用KTJ41调度通信系统。工作面安设KTH8型本安电话一部（号码8053），转载点一部（号码8005）作为本次施工期间的通讯联络电话，掘进施工单位看管，工作面前进时掘进施工单位及时移设电话，保持距离工作面30～50m。
2、掘进施工单位每班指定人员检查电话及施工区域内通讯线路的状况，发现问题立即汇报矿调度，由矿调度立即责令信息中心快速处理。
3、掘进施工单位每班指定人员及时接听电话，确保联络畅通。
4、本次施工使用的调度绞车与输送机的信号系统，尤其是语音对讲装置，是本次施工作业人员联络的辅助工具。除“第1条”规定的电话外，其它地点设置的电话可以作为辅助通讯电话，本规程不作具体安设使用要求。
5、掘进巷道内通讯联络设施布置见通讯系统示意图。
(二)人员定位系统：
1、人员定位采用KJ69J型监测系统，实现监测工作面人员动态。
2、人员定位系统基站信号器设至工作面入口处。
3、参与本次施工的人员入井必须携带KGE37B（AJ）定位器，不得借用他人定位器。
(三)监测监控系统：
1、监测监控系统为KJ95N，实现瓦斯监测、风速、风机运行、断电控制和馈电控制等一系列功能。
2、工作面甲烷监测监控设备布置达到：
（1）井下分站设置在工作面局部通风机配电点内，由主风机开关电源侧接出分站电源。
（2）工作面甲烷传感器：距工作面不大于5m，垂直吊挂在巷道的顶板处，不得与风筒吊挂在同一侧，工作面推进时前移，报警浓度：≥0.8%，断电浓度：≥1.2%，复电浓度：＜0.8% ，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
（3）回风甲烷传感器：位于局部通风巷道距其出风口10-15m处（见安全监控示意图），垂直吊挂在巷道顶板处，报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
（4）除尘风机甲烷传感器：位于除尘风机吸入口前10-30m风筒内。报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：除尘风机的电源。
（4）工作面、回风甲烷传感器吊挂时其气室距顶板不大于300mm、距巷帮不小于200mm，井下分站等设备距巷道底板不小于300mm。
（5）在距风筒出风口30m内，在风筒上安设风筒风量开关传感器监测风筒风量情况。当风筒风量不足导致风筒风量开关传感器开关动作时，发出报警信号并自动切断局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。
3、工作面监测监控系统满足“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”、监控风机开停、工作面电源状态和风筒状态监测等要求。
4、每7天使用标准气样标校监控系统的甲烷传感器，同时做一次断电功能试验，确保显示、精度准确，控制功能灵敏可靠；甲烷气样标准：0%、1%、2%,；每天进行一次双风机双电源自动切换试验；每一试验期间不得影响局部通风，发现问题及时处理，并做好记录备查。信息中心监测人员按规定标校、巡检安全监控设备，并做好记录备查。井下监测设备运行一年必须升井进行检修。
5、工作面监测监控设备布置见安全监控示意图。
(四)供水施救系统：
1、供水施救系统用水引自地面蓄水池（400m3），经供水管路（规格DN150mm、DN100mm、DN50mm）到掘进工作面，蓄水池水源来自深水井，水质达到饮用水标准。
2、供水管路系统：地面蓄水池（400m3）→副井井筒（DN150mm）→井底车场（DN100mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN50mm）→工作面（DN50mm）（距工作面不大于30m）。
3、工作面供水管路末端安设不少于3个支管及阀门，并保持完好；特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径不小于20mm。控水阀门与支管阀门能随时开关。
4、供水管路内保持水量、水压充足（管路最大承受水压7.0 MPa ，日常使用水压2.5～4.5MPa）。
5、供水管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。
管路的控水阀门间距不大于200m。
6、掘进施工单位接设掘进巷道内供水管路，并负责检查与维护。
(五)压风自救系统：
1、由地面压风机提供压风源，安设SA220A-8-10K型螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用，压风机供风压力不低于0.65MPa。
2、工作面供风管路末端风压不低于0.4MPa。
3、供风管路系统：地面压风机房（DN200mm）→副井井筒（DN200mm）→井底车场（DN200mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN100mm）（距工作面不大于30m）(掘进巷道内供风管路布置见压风系统示意图)。
4、供风管路采用钢管接设，严禁使用除钢管以外的任何轻便管。管路的控气阀门间距不大于200m。
5、工作面供风管路末端安设不少于3个支管及阀门，特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径不小于20mm。
6、管路、支管及阀门、控气阀门保持完好，控风阀门与支管阀门能随时开关。
7、掘进施工单位接设掘进巷道内供风管路，并经常检查与维护。
8、距工作面25～40m的巷道内设置二组压风自救装置，在以下地点至少设置一组压风自救装置：作业地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。
9、每组压风自救装置应可供6个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
10、由通风队负责安设压风自救系统，安设好后经掘进单位和通风队双方验收合格后移交给掘进单位管理。随着工作面的推进，由掘进单位负责移设并挂牌管理。掘进单位必须保证压风自救系统随时可用，压风自救系统的材料、配件严禁挪做它用。
11、压风自救系统同时为井下风动设备设施提供风源，如井下压风系统停止供风，工作面必须停止作业。
(六)紧急避险系统：
1、紧急避险系统包括紧急避险设施、自救器和避灾路线。目前永久避难硐室已施工完毕未进行安装。
2、避工作面火灾最长逃生距离374m，人员自救所需最长时间为7min。因此我矿现为每名下井职工配发的ZYX45型压缩氧自救器（防护时间大于等于45min）满足本工作面避火灾需要。
3、凡参与本次施工的每一位人员，每次入井必须随身携带配发的压缩氧自救器，并能在30s内熟练完成佩戴；每一位人员必须爱护、保护好配发的自救器，一旦损坏要立即升井更换。
4、自救器管理员每月检测一次配发自救器的压力表数值。严禁使用失效的自救器。
5、本次施工作业地点避灾路线见第八章中“避灾路线”。
第三节 瓦斯防治
1、通风队及时核查局部通风机能否满足通风需求，不能满足时及时开启双机运行。严禁一台局部通风机同时向两个掘进工作面供风。
2、通风队每班指派1名瓦检员检查工作面瓦斯及其它“一通三防”情况。每班瓦检员做到：
（1）携带光学瓦斯检定器（测量范围0～10%）、甲烷检测报警仪、检查杖（包括“火棍”和胶管）、温度计等器具上岗。
（2）巡回检查工作面风流、工作面回风流中瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于3次；检查局部通风机位置及其附近10m内瓦斯、二氧化碳和温度状况不少于一次；检查局部通风巷道高顶瓦斯状况不少于1次；检查局部通风巷道内机电设备设置点、作业人员部位的瓦斯与二氧化碳状况不少于1次。巡回检查必须严格遵照巡回图表给定的时间、路线、地点。
（3）检查工作面范围内安全监控状况、通风设施状态、是否循环风、瓦斯状况不少于3次。
（4）将每一检查结果记入检查手册、通知现场工作人员和向矿调度汇报，并填写检查牌板，及时处理检查中发现的问题。不得涂改检查记录，出现瓦斯超限时要记录超限地点、范围、持续时间、原因、处理情况及方法。
（5）遇瓦斯或其它“一通三防”状况异常，随时检查，及时汇报，并重点做好异常现象事故防范工作。瓦斯超限时立即责令相关区域内人员停止作业、切断电源、撤到安全地点、设置警戒。
（6）工作面交接班，严格遵守交接班各项规定。
3、在回风甲烷传感器处设置“回风瓦斯检查牌板”，距工作面20m范围内设置“工作面瓦斯检查牌板”。
4、严格执行三级排放瓦斯制度：
(1)停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且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，可由风机工开启局部通风机，恢复正常通风。
(2)停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，按照工作面临时停风排放瓦斯安全技术措施的各项要求排放瓦斯，排放工作必须规范、有序。开工前通风瓦斯技术管理人员编制工作面临时停风排放瓦斯安全技术措施，并分发掘进施工单位与瓦检员贯彻执行。
(3)停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，通防科制定专门的排放瓦斯安全技术措施，经生产、机电、安监及矿通风副总、总工程师审批并一致同意，由救护队负责排放瓦斯、恢复通风。
5、工作面临时停工不得停风。
6、按本作业规程规定安设、使用甲烷监控装置。
7、在距风机出风口10-15m内安设风筒卸压三通，排放瓦斯时按措施要求使用。
8、通防科每旬进行一次瓦斯涌出量鉴定、瓦斯涌出不均衡系数测定，直至施工结束，工作面出现断层时进行针对性瓦斯涌出量鉴定和瓦斯涌出不均衡系数测定。
9、在局部通风巷道内设置测风点，测风点位于距离局部通风巷道出风口30m处的巷道断面无变化的直线段部位，保持前后10m内无杂物。
第四节 防突管理
该矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，掘进初期为穿层施工，穿层施工期间执行专项防突措施。掘进过程中须严格按地测防治水科下发的探掘通知单要求进行探掘，防止误揭煤。岩石掘进期间若遇地质构造需揭煤时另制定防突设计和技术措施。
第五节 综合防尘
1、防尘供水管路系统：工作面防尘用水与消防火用水、供水施救系统合用一趟供水管路，管路设置见本章第二节。
2、综合防尘措施：
（1）除尘风机除尘。 （2）综掘机喷雾降尘。
（3）转载点喷雾降尘。（4）湿式打眼。
（5）水幕净化风流。 （6）冲洗巷道落尘。
（7）个体防尘。
3、防尘供水管路、喷雾设施安设：
（1）掘进施工单位接设掘进巷道内防尘供水管路，并经常检查与维护。
（2）每一皮带头部位备长度不少于20m的洒水胶管，一端接到供水管路支管上。
（3）每一转载点落差要小于0.5m，否则安装溜槽或导向板；每一转载点安设固定、可调的喷雾装置，每处喷雾装置的喷嘴不少于两个，喷雾成雾状（喷雾压力应大于0.7MPa），喷射位置合理，使用正常。转载点产尘时司机开启喷雾降尘，且喷嘴位置合理，降尘效果最佳。
4、净化水幕安设：