副井（原主井）筒翻修扩面作业规程.docx

泰源煤矿副井筒扩面翻修 作业规程 编号TYMK-J-202203 工作面名称副井筒（603.9m--200m 标高）扩面翻修工作面 编 制 人 安徽中掘建设工程有限公司泰源煤矿项目部 2022.9.10 第1章 概况 第一节 概 述 一、巷道名称、位置、工程量及相邻关系 ⑴本扩面翻修作业规程所施工的巷道名称为副井筒（原主井筒）。 ⑵603.9m200m副井筒，位于泰源煤矿井田西北边界最近距离为80米，东北侧与回风井距离32米，上限标高为603.9m地表，下限标高为200m副井车场。 ⑶工程量为939m。 ⑷该矿井西部与长兴煤矿相邻，两矿界留有60米隔离煤岩柱，西南侧与江源煤业相邻，两矿界留有40米隔离煤岩柱，东北侧与原苇塘煤矿一井相邻，两矿界留有280米隔离岩柱。 二、扩面翻修目的及用途 根据泰源煤矿扩建初步设计要求，需要新掘一条主井筒安设皮带输送机负责矿井主要提升任务，原矿井的主井筒（以下称副井筒）改为副井筒负责矿井的人员、材料、矸石设备等辅助提升任务。副井筒现有净断面为6.0m2左右，根据矿井扩建初步设计要求副井巷道（锚喷）荒断面为8.6m2，巷道净断面为7.8.m2。实际扩面2.6m2左右。 三、巷道性质及特殊技术要求、需要重点说明的问题 1、 巷道施工时必须按爆破说明书打眼、装药爆破。 2、副井筒原支护井口门斜长100m内采用的是混凝土砌碹支护。此次扩面翻修井口门斜长100m内仍采用混凝土砌碹支护。碹体厚度300mm。 3、井口门斜长100m以外副井筒原支护采用的是锚杆喷砼、U型钢棚喷砼、工字钢棚喷砼等多种支护形式，此次副井筒扩面翻修时采用锚网喷砼联合支护，喷砼厚度100mm；如围岩稳定性较差时采用锚网加打锚索喷砼联合支护，100mm；当围岩破碎或进入煤层可锚性差时采用U型钢棚金属网喷砼联合支护，100mm。 4、井口门明槽段施工前必须另报砌碹及爆破专项安全技术措施。确保巷道采用砌碹支护施工安全和安全爆破。 5、副井筒扩面翻修时可采用分段从上而下逐渐进行的顺序进行施工，每班只准安排一个工作面施工，严禁安排多头同时作业。 四、巷道设计长度、坡度和服务年限 1、副井扩面翻修长度为939m， 2、副井筒坡度为240。 3、该巷道服务年限为10年。 五、预计开、竣工时间 拟开工时间为2022年9月15日，预计施工工期391天， 竣工时间为2023年10月29日（具体开工时间以上级监管部门批准日期为准）。 附图1巷道布置平面图 第2节 编制依据 1、经过审批的设计及批准时间 白山育林矿业有限责任公司泰源煤矿扩建初步设计由吉林省工程技术有限公司设计，生产规模为15万吨/年扩建到30万吨/年。批准时间为2022年6月10日。 2、 经过审批的地质说明书及批准时间 地质说明书名称为白山育林矿业有限责任公司泰源煤矿603.9m--200m标高副井扩面翻修工作面地质说明书，批准时间为2022年8月15日。 3、煤矿安全规程2022年版 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 一、概述 本次603.9m200mm标高副井筒扩面翻修为长度939m，巷道坡度为240。巷道支护形式为井口门以下100米以内砌碹，再往下巷道支护形式锚网喷砼、锚网锚索喷砼及U型钢棚喷砼联合支护。 二、地面相对位置及邻近采区开采情况 表2.1.1 水平名称 第一水平 翻修扩面巷道名称 副井井筒 地面标高 603.9m 井下标高 200 地面相对位置 矿井西北侧。 工作面对地面设施影响 地表为山地，只是巷道扩面翻修，所以对地面设施没有影响。 井下位置及与四邻关系 副井筒位于矿井西北侧上限是地表603.9m标高，下部为200m井底车场。距离矿井西北部边界最近距离为80米，东北侧32m为回风井。 施工标高 603.9m200m 倾斜长度（m） 939m 3、 地质构造 预计该扩面翻修工作面由井口门向下方向754米处、824米处、868米处分别会遇F2、F4、R3断层，（断层具体参数请见下表）断层对扩面翻修工作面有一定影响，在该区域施工时应加强顶板管理。 副井筒断层一览表 断层 编号 断层性质 断 层 产 状 与 落 差 分布位置 实 见 依 据 可靠程度 走向长 m 走向 倾向 倾角 落差 （m） R3 横切 正断层 348 350 240 60 55 Ⅲ～Ⅳ间 220大巷 可靠 F2 走向 正断层 760 50 130 80 10～60 浅部 Ⅱ线230、 主井 Ⅲ～Ⅳ343.8、、副井 可靠 F4 走向 正断层 760 50 130 70 12～90 浅部 6330 6435 巷道实见 可靠 四、岩性情况 根据泰源煤矿储量核实报告资料及原苇塘三井和本矿实际恢复巷道揭露，该区段为走向近东西，向南倾斜的单斜构造。地层倾角 25～35。 1、副井筒井口门以下100米内预计施工在表土层及基岩（砂岩）风化带中。 2、副井筒在280m220m标高约139米巷道施工在断层带及煤层中。 3、副井筒其他区段大约700米巷道施工在砂岩、粉砂岩、页岩、灰岩（本溪统灰岩及奥陶纪灰岩）中。 五、岩浆岩、冲刷带、陷落柱等的位置及其影响 矿区内岩浆岩活动较强烈，岩性为闪长玢岩，主要以岩床形式侵入。范围分布较为集中，，岩浆岩体在断层带有少量侵入对该施工区影响不大。 该采区无冲刷现象、无陷落柱。 六、地热、地应力和煤自燃危险程度等 ⑴矿井平均地温梯度小于3℃/100m，属地温正常区。 ⑵该区目前未发现有异常应力，经鉴定无冲击地压危险性。扩面翻修区内无地应力集中现象。 ⑶瓦斯绝对涌出量为0.38m/min,相对涌出量7.20m/t;煤层自然倾向性为Ⅲ类，不易自然；1号煤层无爆炸性，2、4、6号煤层有爆炸性。 顶底板岩石力学试验数据成果表 层别 名称 岩性 抗压强度kg/cm2 抗剪强度kg/cm2 抗拉强度kg/cm2 1号煤层 顶板 细砂岩 295.2～408.0 186～221 28～48 2号煤层 顶板 粉砂岩 170.4～206.4 底板 粉砂岩 88.8～340.8 4号煤层 顶板 中粒砂岩 779～962 338～561 43～75 底板 细砂岩 232～621 6号煤层 顶板 粉砂岩 175.1～216.3 底板 粉砂岩 98.8～310.8 七、存在的地质问题应注意事项及建议 1.掘进过程中要加强顶板方面的管理，尤其是接近断层、过断层及进入煤层时应加强支护，防止顶板事故的发生。 2.该掘进区域没有富含水层，涌水量较小，但副井施工个别地段有淋水或滴水，应备用雨衣雨裤。 3、在淋水、滴水地段应采取防止帮顶片冒的安全措施。 第二节 煤 岩层赋存特征 该区段含煤地层自上而下共含4个可采煤层，现将可采煤层特征叙述如下 1号煤层，顶板为灰白色中粒石英砂岩，厚度5～15米。煤层厚度0.65～6.41m，一般3.0m。结构较简单，含2～3层夹石，夹石岩性为黑色块状页岩，夹石单层厚度0.14～0.35m，一般0.25m。底板岩性为黑灰色页岩及粉砂岩，含大量植物化石。厚度0.5～2.2米。 2号煤层顶板一般为黑色泥质页岩或粉砂岩组成，个别地段为砂岩。最小厚度2.97米，最大厚度7.47米，一般5.57米。煤层厚度0.6～2.20m，一般1.50m。结构较简单。偶见1～2层夹石，夹石岩性为黑色块状页岩，夹石单层厚度0.02～0.11m，一般均在0.05m以下。 4号煤层顶板岩性为灰白色中粗粒砂岩，矽质胶结，厚度8～12米。煤层最小可采厚度0.75m，最大厚度3.77m，平均厚度2.26m。结构较简单，含1～3层夹石，夹石岩性为黑色块状页岩；夹石最大厚度0.60m，最小0.02m，一般0.20～0.30m左右。底板为岩性为黑灰色粉砂岩、细砂岩，厚度1～2米。 6号煤层顶板为黑灰色板状页岩与粉砂岩互层，厚度8～15米。煤层最小可采厚度0.77m，最大厚度2.23m，平均厚度1.50m。结构较简单，含1～3层夹石，夹石岩性为黑色块状页岩；夹石最大厚度0.60m，最小0.02m，一般0.20～0.30m左右。 本次副井筒扩面翻修所揭露的岩性为砂岩、粉砂岩、页岩、灰岩及煤层等，因此在施工过程中，要采取正确的有效的支护方式，以确保施工安全。（附扩面翻修区域煤岩层柱状图） 第3节 水文地质情况 本矿为复采矿井,原苇塘三井开采时可能造成采动裂隙，与上覆弱含水层导通，因此扩面翻修过程中局部顶板会出现少量滴水或少量淋水。基于本区是以裂陈为主的含水矿床，含水来源主要为大气降水的间接补给，但含水量不大，为弱富水。地表为高山没有水库、河流、湖泊、池塘等水体，预计不会发生突水事故。 本区内有2组（F、R）3条正断层，根据核实报告和原矿井巷道揭露，已揭露的断层均为正断层，落差由10-90m且均被断层角砾及断层泥充填，充填致密，富水性弱，导水性差。井下揭露时，只有潮湿或少量滴水现象。 现矿井正常涌水量31.9m3/h，最大涌水量42.6m3/h。 预计矿井后期正常涌水量52.2m3/h，最大涌水量67.4m3/h。 该扩面翻修区域水文地质条件简单，预计正常涌水量为2.8m/h,最大涌水量4.5m/h。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 1、根据矿井扩建设计要求，对副井筒603.9m200m进行巷道扩面翻修。 2、巷道布置层位及支护形式 ⑴副井筒井口门以下100米内预计施工在表土层及基岩（砂岩）风化带中，支护形式为砌碹。 ⑵副井筒在280m220m标高约139米巷道施工在断层带及煤层中，支护形式为U型钢棚金属网喷砼联合支护。 ⑶副井筒其他区段大约700米巷道施工在砂岩、粉砂岩、页岩、灰岩（本溪统灰岩及奥陶纪灰岩）中，支护形式为锚网喷砼及锚网锚索喷砼联合支护。 3、巷道施工中必须严格按测量人员标定的中心腰线施工，巷道断面严格按支护设计施工。 第二节 矿压观测 一、 矿压观测对象 603.9m200m副井筒。 二、矿压观测内容 锚杆锚固力检测、锚杆扭矩力。 三、矿压观测方法 锚杆锚固力试验 1、使用煤矿用锚杆拉力计型号LDZ200对锚杆进行拉拔实验。 2、巷道每打注300根锚杆，做一次锚杆拉拔试验，抽样率为3，顶、帮各抽样一组（共9根），进行检查，不足300根时按300根进行；做试验人员不应少于2人。 锚杆扭矩力试验 1、使用公斤扭力扳手对锚杆进行扭力实验。 2、巷道每300根锚杆做一组，一组做15个锚杆，分别为顶板及两帮。扭矩力最小120N.m，试验人员不得少于2人。做完试验后，如发现锚杆扭矩力不合格，及时查找原因，相应进行处理。 3、做试验前，观察巷道围岩情况，确保无危石、浮石后方可继续试验。 四、矿压观测数据处理 锚杆锚固力 1、被抽查的锚杆都应符合设计要求，若有1根锚杆不合格，应再抽查3根进行拉拔试验。如果仍不符合要求，停止使用该厂家材料，由矿领导组织有关人员分析原因，并及时采取补救措施。 2、被拉出的锚杆应及时补打，补打时应在锚杆下方200mm处打与拔出锚杆的平行眼补打锚杆。 锚杆扭矩力 做完试验后，如发现锚杆扭矩力不合格，及时查找原因，相应进行处理。 第三节 支护设计 根据泰源煤矿现在的实际情况，副井筒施工围岩稳定时采用锚网喷砼联合支护；过断层及岩石破碎时采用锚网锚索喷砼联合支护；围岩松散不具备锚喷支护条件时采用25U型钢棚金属网喷砼联合支护。 一、支护设计 ⑴副井筒井口门以下100米内预计施工在表土层及基岩（砂岩）风化带中，支护形式为砌碹。 ⑵副井筒在280m220m标高约139米巷道施工在断层带及煤层中，支护形式为U型钢棚金属网喷砼联合支护。 ⑶副井筒其他区段大约700米巷道施工在砂岩、粉砂岩、页岩、灰岩（本溪统灰岩及奥陶纪灰岩）中，支护形式为锚网喷砼及锚网锚索喷砼联合支护。 二、永久支护 1、采用锚喷支护时永久支护为锚杆打注、铺设12线金属网和喷砼100mm厚（锚索）联合支护。喷碹配比为水泥沙子石子122。 2、采用25U型钢棚喷砼支护联合时永久支护为架设25U型钢棚，铺设12线金属网和喷碹100mm厚联合支护。喷碹配比为水泥沙子石子122 三、支护参数的设计 运用工程类比法，根据岩石力学性质计算指表及按岩石坚固性分级表，选用603.9m200m标高副井筒支护参数。（详见下表） 岩石力学性质计算指表（括号内为推算数据） 岩石名称 指标 页 岩 砂 岩 石 灰 岩 容重 r T／m3 范围 2.3～2.65 2.56～2.7 2.4～2.6 一般 2.4 2.5 2.6 岩 块 单向抗压强度 R′压 Kg／C㎡ 范围 50～500 300～1700 600～1200 一般 200 600 800 单向抗拉强度 R′压 Kg／C㎡ 范围 30～50 30～150 70～200 一般 30 70 80 内摩擦角 ∮ 度 范围 45～60 43～76 一般 48 52.3 55 粘结力 C′ ; Kg／C㎡ 范围 一般 41.8 124 126 岩体 单向抗压强度 R压 1/8R′压 T／cm3 一 般 250 750 1000 单向抗拉强度 R拉 1/6R′拉 T／m3 50 117 133 内摩擦角 ∮ 度 42 47 50 粘结力 C T／m3 55.3 140 181 按岩石坚固性分级 级别 坚固性程度 岩 石 坚固性系数f Ⅲ 特坚固的岩石 花岗岩（致密的）及花岗岩类岩石；很坚固的砂及石灰岩，石英质矿脉，坚固的砾岩，很坚固的铁矿石 10 Ⅲa 坚固的岩石 坚固的石灰岩；不坚固的花岗岩；坚固的砂岩坚固的大理石；白云岩；黄铁矿 8 Ⅳ 相当坚固的岩石 一般的砂岩，铁矿石 6 四、支护参数的设计锚网支护锚杆选择计算 根据我矿巷道的支护经验，在该巷道使用锚杆锚网喷砼联合支护形式及加打锚索加强支护 选择锚杆长度为1900mm 锚杆为螺纹钢直径为18mm 锚杆间排距为800800mm 金属网12铁线，网格尺寸5050mm、网长宽5000mm1000mm。 锚索直径为Φ15.4mm，锚索长6000mm 锚索布置岩石破碎、页岩、过断层执行“三锚一索（左右呈对角布置，锚索间距1500mm）。 钢 带钢丝绳 铁托盘尺寸 1001005mm。 按组合拱理论确定锚杆支护间排距，组合拱厚度 bLy tg-m/tga（14501-800）/1650mm 式中 b 组合拱厚度，mm; Ly 锚杆有效长度，1450mm m 锚杆的间排距，m，m ly - b/tgɑ（1450-650）/1800mm 锚杆在松散体中的控制角，≈45。 为了在围岩中形成一定厚度的挤压加固拱，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍。锚杆参数取值时，可以按以下经验公式计算。 岩石锚网支护锚杆选择计算 1）锚杆长度计算 LL1L2L35014503001800mm L2bm6508001450mm 式中 L 锚杆全长 L1 锚杆外露长度，L1 螺母厚度铁锚盘厚度（020）mm≦50mm，取50mm. L2 锚杆有效长度，mm L3 锚杆锚固段长度，mm一般L3300-400 mm取300mm b 组合拱厚度，mm; Ly 锚杆有效长度，mm m 锚杆的间排距，mm，m Ly - b/tga 锚杆在破裂岩体中的控制角（实验得效果最好为45） 通过以上计算选用锚杆长度为1900 mm大于1800 mm 符合设计要求。 2）锚杆间距 0.51800900 mm 锚杆间距取800 mm小于900 mm符合设计要求。 3）锚杆直径的确定 1/110180016.36mm 式中 L 需用锚杆长度，1800mm 锚杆直径，mm 锚杆直径取Φ18 mm大于Φ16.36 mm符合设计要求。 4）锚固长度计算 （1）锚杆一节树脂药卷锚固长度计算 L0LD12 / D2-D22350232 （272-182 ）457.2 mm （2）锚索一节树脂药卷锚固长度计算 L0LD12 / D2-D22 350232 （272-15.42 ）376.4 mm 式中L树脂药卷长度350（mm） L0锚固长度（mm） D钻孔直径27（mm） D1树脂药卷直径23（mm ） D2锚杆直径18（mm） 打注两节树脂药卷锚杆锚固长度为457.2 mm 2914.4mm。 打注锚索时四节树脂药卷锚固长度为376.441505.6mm。 锚药型号（CK23/350和（K23/350，注锚药时先放入一个超快药卷再放一个快速药卷。 通过以上计算，选用 Φ181900 mm的无纵筋左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距定为800800mm。 5）锚索加强支护计算 1、锚索长度 LLaLbLcLd 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3m； Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m; Ld需要外露的张拉长度，取0.35m。 按GB1985要求，锚索锚固长度La按下式确定 La≥K 式中 K安全系数，取K2； d1锚索钢绞线直径，取15.4mm； fa钢绞线抗拉强度，N／mm2（1920Mpa,合1883.52 N／mm2）； fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10 N／mm2。 则 La≥21435.242mm≈1.435m 取La≈1.506m,则 L1.43530.20.355.056m。 根据实际选用树脂药卷锚固长度为1.506选用长度6m锚索大于5.056m符合设计要求。 2、锚索倾角锚索垂直巷道拱的切线安装布置。 3、锚索数目的确定 NK 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，268.5KN； W---被吊岩石的自重，KN。 WB∑h∑γD 式中 B---巷道掘进宽度，取最大宽度3.4进行计算（注取掘进宽度计算锚索根数）； ∑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，取不大于锚索长度的1／2，取2m。 则 W3.4219.9922271.9KN N2271.9／268.5 ≈2.0根 根据计算锚索加强支护选用两根一组等于2根满足设计要求。 通过以上计算，选用Φ181900 mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距定为800mm，锚杆打注后要及时全断面挂网，锚网压边100mm,网扣间隔150mm，巷道打注锚索时，采用三锚一锁，选用每组两根φ15.4mm，长度为6000mm锚索加强支护满足设计要求。 第四节 支护工艺 一、施工顺序 施工前必须做好敲帮问顶工作，及时撬落浮石、危石、检查事故隐患，处理安全后方可进行正常工作。 二、锚杆施工工艺 （一）、打注锚杆施工 1、锚杆巷道施工顺序安全检查打眼放炮敲帮问顶打临时支护出货施工锚杆眼安装锚杆收尾整理工程质量。 2、装锚杆 1、在网底下用锚杆机打锚杆眼，打锚杆眼垂直于巷道轮廓线，最大角度不得大于75，眼深 1850mm。 2、送树脂药卷用搅拌连接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机推动钻杆，将树脂药卷推入孔底。 3、搅拌锚杆推动钻机匀速搅拌，当锚杆接触眼底岩石时，停止升钻机，搅拌时间为15s～20s，等待1分钟后方可上紧锚帽，上完锚盘锚帽后锚杆外露≦50mm。 3、安装锚网 （1）、必须严格执行敲帮问顶制度，打锚杆眼、锚索眼时，必须有专人监护，时刻注意顶板及两帮安全情况，发现隐患，必须立即停止作业，及时处理，确认安全后方可继续作业。 （2）、打锚杆、锚索人员站在后侧有锚网支护的地点打锚杆、锚索。必须先打顶部3根锚杆后，再安装锚网把锚带上好，然后上紧锚盘,挂上网后再打注两帮锚杆。支护必须紧跟至工作面，严禁空顶下作业,严格按照规定的循环进尺进行正规循环作业，严禁多循环作业,循环进尺为0.8米。 （3）、所有锚网支护的巷道必须将网抻平、抻紧，网必须紧贴岩壁，锚杆眼尽量垂直岩壁，螺母用扳手拧紧。锚盘紧贴岩壁，锚盘安设方向一致。打锚杆眼注锚杆及挂网前，必须撬掉帮顶浮煤（矸），锚杆位置按设计断面规定执行。 （二）、喷浆施工 1、喷射混凝土必须使用纯净的河沙和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥沙子石子122均匀搅拌而成。混凝土标号为C20，水泥标号为425。速凝剂型号为JB5型，掺入量为不大于水泥质量的5，速凝剂必须在喷浆机的上料口外边喷边加入，不得提前掺入混凝土中。 2、对所用的水泥、沙子、石子和速凝剂要分类存放（地面组存放在地面料场，井下组存放于现200车场），水泥和速凝剂的存量分别控制在10吨和0.5吨左右，并用隔潮物将其垫起，以免存放时间过长受潮失效，沙子和石子不少于25吨。 3、喷射混凝土前的准备工作 （1）检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。 （2）清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要放平直不得有急弯，接头要严密不待漏风。 （3）检查喷浆机是否完好，磨擦板是否紧固，有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。 （4）检查风、水压是否符合要求，风压应不低于0.4mpa，水压应控制在0.25mpa。 （5）、在喷碹前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷碹工作。 （6）、人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。 （7）、要保证喷碹厚度和表面光滑，每隔25m留3个喷厚检查孔，作为检查巷道喷碹厚度的依据。 （8）、喷碹前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆用木板盖严和其他设备保护好。 （9）、喷射手在喷碹前必须戴上胶皮手套、防尘口罩。 （10）、喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手握喷枪，掌握喷射方向，一手握住进水阀门，控制水量大小，严禁枪口对向其它工作人员，喷碹时通过调节水阀门控制合适的水灰比。水灰比为0.38。 4、喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75，喷枪与受载面的距离以1.01.2m为宜。 5、喷射顺序为先下后上，先墙后拱，先凹后凸呈螺旋形轨道运行，一次喷碹喷厚3040mm。 6、加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺入料中。喷射碹强度为C20。 7、喷射碹必须洒水养护，要求每班洒水12次，养护时间不少于28天。为了减少喷射碹的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗沙，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于3040mm，并保证最少28天的潮湿养护。 8、喷射碹的回弹率的规定，拱部不大于25，两帮不大于15。 9、喷射碹的回弹料，可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30，后可用于发碹水沟。 10、严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。 三、锚网施工工艺 （1）、在岩石施工中选用锚杆长度为∮181900mm螺纹钢、锚杆间排距800800mm，锚杆外露≦50mm，每根锚杆用树脂药卷2个树脂药卷，锚喷支护。 （2）、在岩石比较破碎或过断层打注锚索加强支护，执行三锚一组锚索，锚索∮15.4mm，锚索长6000mm，锚孔深5.7米，每孔锚药不少于4个，锚索外露150250mm。 四、临时支护 进入工作面，首先要检查支护完好情况，打锚杆及打眼放炮前、后均应敲帮问顶，除掉浮石，排除不安全因素后再施工。进入工作面，及时进行临时支护。 1、锚喷临时支护采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁用15kg/m两根钢轨制作，长度为3.0m，间距1.2m，用金属锚杆和吊环固定，，每根前探梁不少于2个吊环，吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2个，锚固力不小于50KN。 2、前探梁必须及时跟到掌子头，最大控顶距离不超过1.0m（循环进度0.8m），前探梁上用半圆木或方子（长宽厚1600mm150mm50mm）接顶。 3、25U型钢棚支护时采用挑杆子作为临时支护，挑杆子长为2.0m，宽150mm，厚50mm，要求顶挑杆子必须排满， 挑杆子必须挑紧挑实，严禁空顶下作业。 4、工作面后为永久支护，工作面最大控顶距为1.0米，最小控顶距为0.2米。 五、使用25U型棚支护时 1、棚腿与棚梁搭接为0.4 m，棚距为0.8 m,刹杆14根。直径不小于40㎜,或者用圆木打四柈刹帮顶。刹杆每侧外露不小于100㎜, 劲木4根，直径不小于60㎜，在棚腿与棚梁搭接处各打一根，底角两侧各一根。铁拉手、劲木、楔子构件齐全，背帮用12铁线金属网。 2、进入工作面先处理好各种隐患安全后，立即挑顶排帮，然后再进行其他工作。严禁空顶下作业。 第四章 施工工艺 第一节 确定施工方法及顺序 一、巷道施工方法 1、测量人员及时给出中心腰线，施工队严格按中心，腰线施工。 2、放炮前用条子，圆木将各种管路、电缆盖好，以免放炮被打坏。 3、放炮后及时撬落浮石、危石，以免落石伤人确认安全可靠后，方可作业。 4、撬掉危岩后立即进行临时支护，锚杆、喷浆及时跟到位，严禁空顶下作业。 5副井筒扩面翻修时可采用分段从上而下逐渐进行的顺序进行施工，每班只准安排一个工作面施工，严禁安排多头同时作业。 二、特殊条件下的施工方法 1、本巷道扩面采用一次钻眼、分装分次爆破。 2、打上部眼和拱顶锚杆眼及安装锚杆需搭设施工平台保证施工质量（平台高度不得大于1.5m）。 3、副井筒明槽段施工、井口门以下100米砌碹、爆破作业时必须另报专项安全技术措施。 第二节 凿岩方式 一、巷道扩面方式 本规程巷道扩面采用打眼放炮的方法进行扩面。 二、施工机械 打眼使用YT-28凿岩机和MQT-85C2型锚杆机进行打眼。 施工设备与供电情况表 序号 机械、钻具名称 型号 使用数量 动力 配套方式 备注 1 凿岩机 YT-28 1台 压风 备一台 2 锚杆机 MQT-85C2 1台 压风 备一台 3 风镐 QT100 1台 压风 备一台 4 湿式喷浆机 JPS51－L 1台 供电 第三节 爆破作业 爆破条件副井筒巷道断面为半圆拱形，砌碹支护时S荒10.2㎡，S净7.8㎡；锚喷支护时S荒8.6㎡，S净7.8㎡；U型钢棚支护时S荒9.4㎡，S净7.8㎡。岩石硬度系数（6-8）、通风方式为主扇抽出式通风，，周边眼与轮廊线距离150mm， 循环进度为0.8m，根据爆破图表使用3级煤矿许用粉状乳化炸药，雷管种类煤矿许用瞬发电雷管，发爆器型号为FD150-200T，炮眼利用率80﹪，起爆方式采用两次爆破（第一次爆破底帮眼，第二次爆破周边眼） 表4-3-1锚喷支护 爆破条件及指标 副井筒 备注 巷道掘进断面（m2 8.6㎡ 巷道净断面（m2） 7.8 每次钻眼深度 1.0m 炮眼个数/每循环 16个 炸药消耗量（KG）/每循环 3.75 雷管消耗量（发）/每循环 16发 循环进尺m 0.8 爆破岩煤实体m3/m 2.6 硬度系数 6-8 炸药种类 3级煤矿许用粉状乳化炸药 雷管种类 煤矿许用瞬发电雷管 炮眼利用率/ 80﹪ 炮泥种类 水炮泥、黄粘土 瓦斯情况/（m3/min ） 0.00 表4-3-2（U型钢支护） 爆破条件及指标 副井筒 备注 巷道掘进断面（m2 9.4㎡ 巷道净断面（m2） 7.8 每次钻眼深度 1.0m 炮眼个数/每循环 9个 炸药消耗量（KG）/每循环 2.1 雷管消耗量（发）/每循环 9发 循环进尺m 0.8 爆破岩煤实体m3/m 3.4 硬度系数 6-8 炸药种类 3级煤矿许用粉状乳化炸药 雷管种类 煤矿许用瞬发电雷管 炮眼利用率/ 80﹪ 表4-3-3（砌碹支护） 爆破条件及指标 副井筒 备注 巷道掘进断面（m2 10.2㎡ 巷道净断面（m2） 7.8 每次钻眼深度 1.0m 炮眼个数/每循环 16个 炸药消耗量（KG）/每循环 3.75 雷管消耗量（发）/每循环 16发 循环进尺m 0.8 爆破岩煤实体m3/m 4.2 硬度系数 6-8 炸药种类 3级煤矿许用粉状乳化炸药 雷管种类 煤矿许用瞬发电雷管 炮眼利用率/ 80﹪ 炮泥种类 水炮泥、黄粘土 瓦斯情况/（m3/min ） 0.00 第四节 装载与运输 1装岩方式 装岩方式为人工装车，采用1吨矿车运输。 2运输方式 工作面一吨矿车串车运输，副井使用JK-2.52.3提升机提升至地面。 辅助材料由地面装入矿车或材料车，副井使用JK-2.52.3提升机提放运至工作面。 人员输送由副井使用JK-2.52.3提升机提放RK15-6/6型卡轨式人车。 附图5运输系统示意图 第五节管路及轨道敷设 1管线 在扩面翻修施工中，电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等在巷道一侧吊挂牢固整齐。 铁管，风管和水管距巷道底板0.5m,距工作面最远不超过20m有配风阀门,距离工作面的20m内使用1寸胶管。 2供风及压风自救 压风由地面压风机供给（压风机为螺杆式空气压缩机型号VAH110一台、FHOGD-75F一台，供风量分别为20m3/min 、13m3/min 、P 0.8Mpa）,其中一台使用、一台备用。 矿井供风主干管路管径为φ1084焊接钢管，设置到距离工作面不大于20米有配风阀门。工作面20米内采用1寸胶管。 3供水 矿井用水取自地面消防水池（容积460m3）。矿井主干管路管径为φ894，主管线沿副井筒铺设至（工作面）200m，距离工作面不大于20米设置配水阀门，工作面20米内采用1寸胶管。 4铺设轨道 该巷道已采用每米30kg/m钢轨，轨矩600mm。 管线及轨道敷设方式表 序号 名称 规格 型号 单位 数量 固定方式 与工作面间距 轨枕间距 轨面高低差 轨道接头间隙 1 轨道 30kg/m m 根 道木 原有 700mm 不大于2mm 不大于5mm 2 风管 1寸 m 根 打眼吊挂 到工作面 3 水管 1寸 m 根 打眼吊 挂 到工作面 4 缆线 MY325＋110 m m 打眼吊 挂 520m 5 6 第六节 设备及工具配备 列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量 设备及工具配备表（工作面） 序号 设备、工具名称 规格型号 单位 数量 备注 1 电话 KTH3型矿用电子电话机 部 1 2 风镐 QT100 部 1 备一台 3 凿岩机 YT-28 台 1 备一台 4 锚杆钻机 MQT-85C2 台 1 备一台 5 湿式喷浆机 JPS51－L 台 1 6 7 第五章 生产系统 第一节 通风 该巷道施工采用抽出式通风方式（副井筒为入风井，处于矿井全风压区域）。附通风系统图 工作面风量计算 按同时工作最多人数计算 吸入Q恢复4N41560m/min 式中 Q恢复---恢复工作面实际需要风量m/min 4---每人每分钟不低于4m的风量 N---恢复工作面同时工作的最多人数，取N15 2、按炸药量计算 Q恢复25A253.1578.75m/min 25---1kg炸药爆炸不低于25m配风量 A---恢复工作面一次爆破的最大炸药量，取3.15kg K---瓦斯涌出不均衡系数，取1.4 副井实际入风量1145m/min。经验算满足工作面最大需求风量。 第二节 压 风 系 统 矿井用风由地面压风站供给（压风机为螺杆式空气压缩机型号VAH110一台、FHOGD-75F一台，供风量分别为20m3/min 、13m3/min 、P 0.8Mpa）,其中一台使用、一台备用，矿井供风主干管路管径为φ1084焊接钢管，主管线沿副井筒铺设至200m,其每隔100m设置阀门。供风量能满足矿井生产及在灾变期间向作业地点供风。施工前在距离工作面不大于20米处设置配风阀门，工作面20米内采用1寸胶管。 压风系统地面压风机房→副井筒→工作面。 附压风系统图。 第三节 瓦斯防治 1、工作面回风巷风流中瓦斯浓度达到1.0或二氧化碳浓度达到1.5时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 2、工作面及其他作业地点风流中（含冒顶最高点）瓦斯浓度达到1.0时，必须停止打眼；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破。 3、工作面及其他作业地点风流中、电动机或者其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电