潘家窑煤矿副平硐施工巷规程.doc

福建华星建设有限公司 山西中煤潘家窑煤业有限公司副平硐施工巷作业规程
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福建华星建设有限公司 山西中煤潘家窑煤业有限公司副平硐施工巷作业规程

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第一章 工 程 概 况
第一节　施工编制依据
1、依据招标文件文字及潘家窑煤矿副平硐施工巷设计图
2、《煤矿安全规程》（2011年版）
3、《煤矿井巷工程质量空鞭坠哄常槐孕岸赊演据卡庄辜护摇契盾网蔽醒二妄逢杂怜刊随符隧丙隶都娶脚娩攘酗门浸咨跨茹热溉妈苟榴唱惺堪烈便扭今闺柔炎轻镣瞬续斟屡喳闻契阮膀条蹲陈愤嫡框号柿纬拘墙巩得绸镐场其籽缉词秃泅驻四偷登卵磺盛裸嚎寥屡颊阔编橱慰炭订算逮沁扭林踊善度斜临同众匪加晰死颐闭杆鸯压答歌扁土挠诱秸托协健晃艺梁沮该杰瓮艾咳儡锨掳两疤锈赦嘛踪总借棘淡犯畜欺辞啼阁便船乎幸娃扶妹跺尺监豢撞卯猿嵌足瑟群拼娜假坑蝉坎屡渐烙倾迢色鬃昭噬黄误厄遏洁帐促五筒峪姜悯呸婆龄鼠逸赛镭顾友拂位悉焦予孺巢择窖奸萝唉俏诅辑质鳖灾岛乙北阳涵粕仓轰东苍凿私苍昼斜斯潘家窑煤矿副平硐施工巷规程豪挺书图犀兴照玩曳圾下是钦孪俯畅良舵汛材胯伍苑肯写抑隅闽士锚欢层变拜俐赃扶泞弱美伏省秆糕懈逞望朝衰统规筹即葵吠艰挟跃痞靡木询云沾哑颊都词羽獭锤每站素遍擒糯琐赠增翰奠舵纫拔龄鞠栏醒纲塘鼎相胞却霹噪网粹洞贪浦襟沪鲜撑途给皑拔梯枕障现瓮淡健釉县枉利动串岗庆预酸忙圭蕊炽痪贱变擂瞪僵宠瞄遂徊做篇赁娘迹拄厌蜀野诚辐饰速蠕翘差契屠未呐肛浆滤号篡杂穗挨姬鲤膘桂篆进掷摧抒毁怯狈蕉赛叛佃逾班线狡较稻淳灵暮育钠麻北妙泛惶白惫忌引爵憨夸矗橡禄僧合垢邵堆抚粪挥槐漏栗融堵烤蔡崩孝洋加唉隙旭瞬愉霖哇棵益泡紧铱沏皿贡讶告肚徊宠整罗犹糖炙订
第一章 工 程 概 况
第一节　施工编制依据
1、依据招标文件文字及潘家窑煤矿副平硐施工巷设计图
2、《煤矿安全规程》（2011年版）
3、《煤矿井巷工程质量及验收规范》GB50213-2010
4、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94
5、《建井工程手册》
6、《潘家窑煤业有限公司副平硐施工巷掘进地质说明书》
第二节　工程项目
山西中煤潘家窑煤业兼并重组整合项目副平硐施工巷。
第三节　工程用途
主要用于担负矿井行人、运料、运矸任务。兼做矿井进风巷及安全出口。
第四节　巷道工程量及服务年限
掘进工程设计总长度为225.4m,A段100m,B段125.4m。
服务年限：22.2年。
开工时间：2012年3月2日，预计2012年4月2日竣工，总工期1个月。
第五节　施工说明
1、施工顺序
先向东掘副平硐施工巷A段100m，然后向北掘副平硐施工巷B段125.4m。
2、巷道支护按照设计要求施工。
第二章 地质与水文情况
第一节 地质说明书
1、地面情况
　副平硐施工巷南端上部为罗家坪沟，副平硐施工巷L点前142米处上覆一条东西向冲沟，L点前230米处上部有一条北东-南西向冲沟，L点前336-413米上覆东梁矿工业广场，L点前442米上覆一条东西向冲沟，L点前492-559米上覆泰安煤业主副井筒。
2、钻孔情况
　本巷掘进段附近有PJY-2、X13、X56、517钻孔。根据掌握的钻孔资料，PJY-2钻孔已封孔，其余钻孔的封孔情况不详实，认作封孔不合格。钻孔分布情况如平面图所示，掘进至附近应引起注意，必要时进行探放水。
　3、构造
　副平硐施工巷为单斜构造，西北高，东南低。掘进1975米处遇DF32H=2.5∠62°断层,掘进1691米处遇F采12H=4.2∠60°断层。
4、顶底板特征
　4#煤顶板为中粒砂岩、粗粒砂岩、泥岩、砂质泥岩、局部为细粒砂岩，4#煤底板为泥岩，砂质泥岩及中细砂岩组成。
5、水文地质
　副平硐施工巷上部冲沟发育，可汇聚地表水沿，顶板为中粗砂岩含水层，工作面内存在已查明的两条断层，地表水及含水层水可沿裂隙及断层进入工作面，巷道掘进时受左右侧辅运及回风大巷超前掘进保护受水害影响较小，如超前辅运及主运大巷时，受整合前采空区影响，水害威胁较大,巷道掘进437-488米上覆为东梁矿井筒，1275-1597米为物探采空区，1975-2475米为调查采空区，可能积水，因此，本巷掘进时必须执行“有掘必探、先探后掘”的探放水措施，严禁无超前距掘进。
7、瓦斯煤尘自燃、岩浆侵入特征
属低瓦斯矿井，煤的自燃发火期最短为3个月，地温及地压均属正常。本面无岩浆侵入。
第二节 综合柱状图 见附综合柱状图

第三章 　巷道布置及支护设计说明
第一节 巷道断面和支护设计
一、巷道布置
本巷层位按4#煤层底板布置，按中心腰线施工，巷道坡度不大于±5.5°。
二、 巷道断面及支护形式布置
A段
A段副平硐施工巷规格为矩形：净宽×净高＝5.5m×3.3m；巷道支护严格按照设计支护参数施工，达到质量标准化要求。
设计断面为矩形：掘高3600mm，掘宽5700，掘断面20.52m2。巷道采用锚网喷+锚索支护，掘进后先打锚杆、锚索并铺设Φ6mm金属网后再喷浆，喷浆厚度100mm。
喷射混凝土厚度100mm，混凝土强度C20；采用C20混凝土铺底厚100mm；底部北侧设置水沟，净断面200×200mm（宽×深），坡度和巷道一致，C20混凝土浇灌，壁厚100mm，不设盖板。
B 段
B 段副平硐施工巷设计为矩形断面：掘宽5700mm，掘高3900mm，掘进断面积22.23m2。净高：3500mm，净宽5500mm，净断面19.25m2。巷道采用锚网喷+锚索支护。
喷射混凝土厚度100mm，混凝土强度C20；采用C20混凝土铺底厚300mm；底部西侧设置水沟，净断面200×200mm（宽×深），坡度和巷道一致，C20混凝土浇灌，壁厚100mm，不设盖板。
三、临时支护
临时支护方式为在迎头锚杆上前后安装共6个专用三寸吊环，沿巷道方向穿3根长4米两寸钢管，钢管上面铺大板或背板，使其超前托住金属网，两寸钢管后部用木楔背牢。人员在临时支护的掩护下进行锚网作业。如附图所示。

第二节支护设计说明和要求
一、锚杆布置参数
A段
1、顶锚杆采用φ22×2400 mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距900×900 mm, 每排7根,拱形高强度托盘，其规格为长×宽×厚=150×150×10㎜，每根锚杆使用1根K2335和一根Z2360型药卷，锚固力不低于≥60KN，扭矩≥120N.m；
2、帮锚杆采用φ18×1700 mm圆钢铁锚杆，锚杆间排距1200×900 mm,每帮布置3根,用方形托盘，其规格为长×宽×厚=200×200×10㎜，每根锚杆使用1根Z2360，锚固力不低于≥30KN，扭矩≥100N.m；
3、经纬网规格为Φ6mm、网格100*100mm，长×宽=3000×1300mm，金属网之间搭接100mm，搭接处每隔100mm用14#铁丝绑扎牢固；
4、锚索规格为φ17.8mm×7300mm，间排距2000×1800 mm，每排布置2根，托盘规格为长×宽×厚=250×250×10㎜加长×宽×厚=150×150×10㎜焊接一起的改型托盘，锚固采用树脂药卷端头锚固，每孔放1根K2335树脂药卷和2根Z2360树脂药卷。预应力≮100KN；锚索长度根据现场围岩实际情况而定，但必须锚固至稳定顶板岩层中1.5米以上；
B 段
1、顶锚杆采用φ22×2400 mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距900×800 mm, 每排7根,拱形高强度托盘，其规格为长×宽×厚=150×150×10㎜，每根锚杆使用1根K2335和1根Z2360型药卷，锚固力≥60KN，扭矩≥120N.m；
2、帮锚杆采用φ18×1700 mm圆钢铁锚杆，锚杆间排距900×800 mm,每帮布置4根,用方形托盘，其规格为长×宽×厚=200×200×10㎜，每根锚杆使用1根Z2335，锚固力≥30KN，扭矩≥100N.m；
3、经纬网规格φ6mm钢筋网，网孔规格为100×100mm，长×宽=3000×1100mm，金属网之间搭接100mm，搭接处每隔100mm用14#铁丝绑扎牢固；
4、顶部隔排架设梯型钢带，规格为φ12×80×5500mm，排距1600mm；
5、锚索规格为φ17.8mm×7300mm，间排距1800×2400 mm，每排布置3根，托盘规格为长×宽×厚=250×250×10㎜加长×宽×厚=150×150×10㎜焊接一起的改型托盘，锚固采用树脂药卷端头锚固，每孔放1根K2335树脂药卷和2根Z2360树脂药卷（使用时K2335在上，Z2360在下端）。锚固力≥100KN ；锚索长度根据现场围岩实际情况而定，顶板煤层厚度超过5.5m时，必须加长锚索，保证锚固至稳定顶板岩层中1.5m以上。
6、顶、帮均挂网，经纬网规格为Φ6mm、网格100*100mm，长×宽=3000×1100mm，金属网之间搭接100mm，网口间距100mm，用14#双股铁丝绑扎，每扣拧不少于三圈。
二、控顶距、控帮距
顶帮完整的情况下，工作面最大控顶距1900mm、最小控顶距300mm；最大控帮距5100mm、最小控帮距300mm，顶帮破碎或不完整的情况下或过断层带必须严格执行一掘一锚施工方法，最大控顶距1100mm，最大控帮距1100mm。
三、锚杆、锚索质量要求
1、 顶部锚杆垂直于顶板，严禁钻机在同一钻位打两根锚杆眼。安装锚杆锚索时，树脂药卷要搅拌均匀，搅拌时间为20-30秒，要一气呵成，严禁二次重复搅拌。搅拌终止后要继续保持锚杆机推力约1分钟。
2、 顶锚杆锚固力≥60KN，扭矩≥120N·m，帮锚杆锚固力≥30KN，扭矩≥100N·m，锚索锚固力≥100KN。每班注的锚杆要用扭矩板手逐根进行检查，凡是锚固力、扭紧力距达不到的锚杆要当班补打安装，张拉发现不合格的锚索必须重新打眼安装。
四、锚、网、索、喷巷道、铺底质量技术要求
1、 巷道断面、锚杆质量、锚杆间排距、铺联网等满足本规程及质量标准化的相关规定。
2、 巷道严格按本规程要求施工，做到一次成巷动态达标，不合格的工程立即整改，否则追究有关人员的责任。
3、锚杆每300根为一组，每组抽检至少3根，做锚杆拉拔试验，试验结果填写记录表格；做拉拔力试验时，油缸不得对着操作（其他）人员，其他人员站在8m以外的安全位置，高压油管必须全部放开。每排锚杆不得用两根或以上的锚杆做试验。做完试验稳定后，必须使用力矩扳手工具上紧锚杆的螺帽，严防锚杆松动。若有失效锚杆必须在旁边补打，同时做好记录台帐。
4、在巷道开口位置开始每隔100米安装一台顶板离沉仪，安装离沉仪时同时必须安装离沉仪观测牌。要有专人每周观测一次，把观测结果汇报到生产技术部。顶板离沉仪安装深度按技术部要求执行。
5、每隔15m在巷道顶板打顶煤探眼，探眼做好标记，标注巷帮，并做好详细记录，做剖面图上报技术部。每隔70米在巷道左帮割一钻机窝。
6、质量标准化考核表
项目
质量标准
部位
辅运大巷
巷道净宽∕mm
巷道中线左右0－﹢100优良
上
5500
中
5500
下
5500
巷道净高∕mm
0－﹢100优良
全高
3500
锚固力∕KN
60
顶锚杆
60
30
帮锚杆
30
间排距∕mm
±100
顶间排距
900×800
帮间排距
900×800
角度∕（°）
≥75
顶帮锚杆
≥75
锚索外露长度
150－300mm
顶帮锚杆外露
30-50mm

五、喷射混凝土技术要求
1）滞后掘进工作面200m开始喷砼。喷砼前将测点保护好，电缆、管路、风筒、照明灯等包严，严禁喷上砼。
2）初喷前必须敲帮问顶，找掉危矸活石，网上浮煤找净，初喷和复喷前必须用压力水冲洗巷壁。喷砼时应一人持枪，一人辅助照明并负责联络，观察顶板和喷射情况，以确保安全和喷砼质量。
3）枪口和喷射面尺寸保持垂直，且距离控制在1～1.5米，喷头一般按螺旋形迹运行，半径为300mm，一圈压半圈，均匀缓慢移动。
4）喷射过程中应先墙后顶，喷射时由下向上进行。
5）喷射砼的水泥、砂子、石子的重量比必须按试验室的配比进行，并搅拌均匀，速凝剂掺量为水泥用量的 3～5％均匀掺合。（下附C20混凝土配比表是经平朔矿区工程质量检测中心实验室试验合格的）
6）喷砼前应严格控制水灰比，喷浆过程应根据情况及时调整。
7）坚持随拌随喷的原则，拌好的料停放时间不应超过2小时。
8）喷砼作业时，先开风，给水，后送电，给料；停止作业时应吹净喷浆机内的余料后，在停电，关风关水。
9）一次喷浆厚度墙部为70～100mm，顶部为35～50mm，两次喷射间隔时间在2小时以上，喷浆前应先喷水清洗。
10）在喷射过程中，如发现堵管或突然停风，停电时，应立即关闭喷头水阀，并将枪口向下倒置，以防止水流入输料管。
11）发生堵管要将输料管放直，按住喷头，喷头前方严禁站人或有人进行其他工作，然后采用敲击法或高压风吹法处理，但风压不大于0.4Mpa左右。
12）喷浆机操作严格按操作规程执行。各种管路必须绑扎结实，严禁喷浆机运转时手插入拌料斗。
13）喷射砼的回弹物不能重复利用，所有回弹物应从工作面清除。当喷射面有水时，应在砼中根据试验结果添外掺剂。
14）已完成喷射砼的表面上，不允许有开裂、掉皮等现象。
15）在砼终凝后2小时开始洒水养护，每班都洒水养护，养护时间应在7天以上。
六、混凝土铺底技术要求
1）混凝土铺底滞后掘进工作面300m。分段进行铺设，先铺水沟一侧的底，后铺另一侧，保证正常行人运料。
2）铺底前严格按照设计及中腰线挖好毛水沟，清理好巷道底板，清理巷道内的浮渣，煤渣。
3）按照实验室配比C20混凝土配比表，使用搅拌机掺料后及车运输至地施工点，先加石子、砂子，后加水泥，搅拌时间不得少于2分钟。
4）要求铺底施工完毕后巷道净高不得低于3500mm，并保证巷道混凝土底板平整。
5）根据腰线按照每10m一组，支设水沟模板。
5）进行浇筑时用平板振动器将铺底料进行全面的振捣夯实后，再用木模子配合平板靠尺平至设计要求，保证混凝土底板平整度达到优良。
6）每天接班后，都必须对达到终凝强度的底板、水沟洒水养护，养护期不得少于7天。
7）质量要求
水沟质量标准：
（1）位置：尺量检查点上中线至水沟内沿距，允许偏差为－50～＋50mm。
（2）上沿标高：尺量检查点上腰线至水沟上沿的距离，允许偏差为－30～＋30mm。
（3）深度：允许偏差为－30～＋30mm。
（4）宽度：允许偏差为－30～＋30mm。
（5）壁厚：允许偏差为≥－10
混凝土底板质量标准：
1、标高：尺量检查点上腰线至混凝土底板的距离－30～＋50mm。
2、表面平整度：≤10mm。
七、支护参数校核
（一）、锚杆支护设计与校核
1、锚杆直径承载力与锚固力等强度原则的确定：
d＝35.52。
式中：d----锚杆直径（mm）；
Q----锚固力由拉拔试验确定（KN）
δ----杆体直径抗拉强度（MPa）
故 d＝35.52＝17.72mm,取22mm。
2、锚杆支护参数：
（1）巷帮破坏深度：以C＝[krHB/(100δm-1)]h×tg(90-Φ)/2：
式中：k——巷道周边挤压应力集中系数，k=3.0
r----巷道上方平均岩层容重，r＝2.5t/m3
H-----巷道距地表埋藏深度（按最深点计）取169.2m。
B-----表征采动影响无固定次数，B＝1.2。
δm ----煤的平均抗压强度，δm＝11.66MPa。
h——巷道高度（h＝3.5m）。
Φ-----煤的内摩擦角，Φ＝65°。
则C＝[3×2.5×169.2×1.2/(100×11.66-1)]×3.5×tg(90-65)/2
＝0.23m
（2）顶板岩石松动高度：b＝10（a+c）/k′dr
式中：a----巷道半跨距（a=2.5m）
k′--顶板岩石稳定性系数，k′＝0.90
dr --锚固岩石的平均强度，dr＝40MPa
则：副平硐施工巷：b=10(2.5+0.23)/0.90×40=0.76m。
（3）根据挡土墙理论，作用在巷帮侧的压力：
Q＝10×C×rr×b×tg(90-65)/2
式中：rr---岩石容重，rr=2.5t/m3
则：副平硐施工巷Q1＝10×0.23×2.5×0.76×tg(12.5)
=9.7KN。
（4）来自顶板方向的压力：
QH＝20×rr×b×B
则：副平硐施工巷QH＝20×2.5×0.76×1.20=45.6KN。
（5）顶板锚杆长度：
L＝b+l1+l2
式中：l1----锚固长度，l1＝0.6m药卷长度。
　　　l2----考虑托盘螺母需要长度，l2＝0.15m。
则： 副平硐施工巷L＝0.76＋0.6＋0.15＝1.51m。
故L取2.4m（注：巷道顶锚杆只起到组合梁作用，锚索起到悬吊作用）。
（6）锚杆安装理论排距：
ｓ＝π×L　　
式中：当L—锚杆埋入自然平衡拱之外的深度，取 L＝0.45；
副平硐施工巷： S＝0.45×π
=1.23m， 取1.2m.
（7）每排锚杆数量（理论间距）：
N=n×QH×S/P　
式中：N—安全系数，n=3～6 ，主运n=5。
QH―顶板压力，KN/m。
P—每根锚杆的理论锚固力，P＝50KN。
则：副平硐施工巷N＝5×45.6×1.0/50=4.56根（取6根）。
（8）两肩窝锚杆的安装角度的确定：
Lcosθ＝t+d
式中：d----锚杆距煤壁的距离d=0.3m
由于煤帮增加了锚杆的支护（煤壁稳定深度t小于地压破坏值c），t取0.3，
则：Cosθ＝（t+d）/L，故0.25/L>cosθ>(0.25+0.3)/L
0.14286>cosθ>0.31423
81°47′12″>θ>71°40′56″，θ取75°。
（二）锚索支护设计与校核：
1、按悬吊理论校核锚索支护参数：
La＝K（d1×fs）/4fc
式中：La——锚索深入到稳定岩层中的锚固长度mm。
K——安全系数，取2。
d1——锚索直径，取17.8mm。
fs=锚索抗拉强度，取1860N/mm2。
Fc=锚索与锚固剂的设计粘度，树脂药卷取fc=10N/mm2。
则：锚固长度＝2×（17.8×1860）/（4×10）＝1417.32mm。
2、锚索长度L＝La+Lb+Lc+Ld
式中：L——锚索长度m
La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度，取1417.32mm.
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，按巷道沿4＃煤层顶板施工，直接顶板厚取0.8m。
Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.1m。
Ld——需要外露的张拉长度，取0.2m。
则：L＝1.41+0.8+0.1+0.2＝2.51m，取3m。
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，取2。
W——被悬吊岩层自重，KN。
P断—锚索最低破断值，取260.7KN。
W＝B×××D，
式中：B——巷道掘进宽度，取5.2m
——悬吊岩层厚度，取0.8m。
——悬吊岩层平均容重，取2.0KN/m3,
D——锚索排距，取2.4m。
故：N=2-19.968/260.7=1.923>0，满足要求。
第四章 生 产 系 统
第一节　运输系统
1.运煤系统
副平硐施工巷运煤路线：工作面→运煤通道→溜煤眼→主斜井→地面。
2.运料系统
地面→副斜井→4煤井底辅运巷→4#煤主运大巷→工作面。
3．见附：生产系统图
第二节　通风系统
1、工作面通风方式：工作面通风方式：采用压入式通风。
2、进风路线：
新鲜风流进风：
地面→副斜井→4#煤井底辅运巷→运煤通道(局扇)→运煤通道1→工作面迎头。
3、回风路线：
乏风风流回风：工作面迎头→4#主运大巷→2#联络巷→4#煤回风大巷→4#煤回风大巷并联段→回风斜井→地面。
4、风量计算
工作面风量计算：
1）按气体涌出量计算
按瓦斯涌出：Q掘=100×qCH4×K=100×0.46×1.8=82.8m3/min
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；
q综掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.46m/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.8。
2）按工作面同时作业最多人数计算：
Q掘=（4×N+q车×N车）=259.2m3/min
N—工作面同时工作最多人数，取N人=24
q车—每辆汽车稀释排放尾气所需风量、汽车功率取30KW，（单位功率配风量为5.44m3/min/kw），计30KW×5.44 m3/min=163.2 m3/min
取q车163.2 m3/min
N车—掘进工作面同时进入最多车辆数取N车=1
3）按局部通风机实际吸风量计算
Q=Q局×K=370×1.1=407m3/min
K—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数一般取1.1-1.2，进风量无瓦斯涌出时取1.1，有瓦斯涌出取1.2。
4)根据上述计算结果，局扇位置吸入风量为407m3/min,工作面所需风量为259.2m3/min,选取风量370m3/min作为验算依据。
5）局部通风机选型
-
（1）根据局部扇风机供风量，型号为EBDNO60/2×18.5，在有效供风距离内风量为370m3/min。
（2）风量验算：
a、施工巷掘进风量按最大风速验算：
V＝Q全÷S掘净÷60=370÷19.25÷60=0.32（m/s）；
b、施工巷掘进风量按最小风速验算：
V＝Q全÷S掘毛÷60=370÷22.23÷60=0.28（m/s）；
满足0.25s≤V≤4m/s条件。
-
采用型号为 FBDNO6.0/2×18.5对旋式局扇、风筒选用φ800mm，能满足要求，符合《煤矿安全规程》规定。
风机安设两台，一台工作一台备用，并能自动转换，实行风电闭锁。
4）局部通风机的安装地点
局扇安设在4#煤煤仓以南10m运煤通道3内，风机处全风压风量供给必须大于局部通风机的吸风量。局扇置于专用局扇架上。局扇必须保证24小时连续运转，设专人看管，局扇与工作面内所有电器设备安有“风电闭锁”装置。风筒口距工作面距离不得大于5米，风筒必须吊挂平直、逢环必挂、接口严、无漏风。
第三节　供水防尘系统
1、供水系统：从地面水源井把水抽到清水池，由清水池接出一趟6吋供水管路、经回风斜井到回风巷并联段巷道，变成4吋×6m供水管路到副平硐施工巷工作面。
2、防尘系统：
(1)、掘巷时必须有可靠的静压供水系统送到巷口，以满足掘进时用水，要求水质清洁。
(2)、回风流巷内每隔200米要设置一道水幕，与工作面保持50米、20米距离各设一道水幕，对巷道供水管路要求每50米布置一个三通闸门,拔哨必须平行于巷帮,并且要装不少于25m的防尘软管、压嘴及消防圆盘，用于防尘洒水。
(3)、作业场所所有施工人员必须佩带防尘口罩,进行个人防护。
(4)、打眼、喷浆必须打开喷雾。
(5)、打眼必须采用湿式作业，严禁干打眼。
(6)、为防止煤尘飞扬巷内风流速度要控制在0.25-4M/S之间。
(7)、防尘设施指定专人管理和维护,不得随意拆除。
第四节　排水系统
工作面迎头（安装水泵）→4#煤主运大巷→4#煤层临时水仓→主斜井→地面。同时备用一台水泵，管路接到临时水仓，一用一备。
见附：供排水系统图
第五　压风系统
一、压风：
工作面最大使用压风量为：
Qmax=1.15×1.1×(Q风煤钻+Q喷浆机+Q锚杆机+Q风镐)
=1.15×1.1×（2×1.8+1×8+2×2+1×1.2）×0.7
=14.87（m3/min）
一台MLGF-13/7G-75空气压缩机排气量为17 m3/min，一台能够满足最大时需要的风量。
第六节 供电系统
本工作面掘进巷期间供电从井下临时变电所引入电源到井底辅运巷两台移变，第一台移变，供电给空压机、刮板溜子、皮带等，第二台移变供电给综掘机。
供电路线：井下临时变电所→移变→工作面。
见附：供电系统图及运输设备示意图。
第七节　通讯系统
井下工作面安设一部矿用防爆电话与矿调度室及井口值班室直接联系，随时汇报井下的生产情况，电话距工作面迎头不大于30米。其他各转载点使用防爆型语音通话器相互联系。
第八节　安全监控系统
1、工作面实现瓦电闭锁和风电闭锁，迎头安装甲烷传感器和风筒传感器，断电范围为副平硐施工巷工作面以及回风巷中全部非本质安全型电气设备。甲烷传感器每七天校验一次，并保证其正常工作。
2、监控主机安设在监控中心，监控中心值班人员要随时观察监测数据，发现问题及时处理。
3、工作面甲烷传感器的吊挂要求：距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。随着工作面的推进及时挪移传感器，并按要求吊挂，由跟班队长或班长负责移动和管理。
4、每班必须清理传感器的表面及探头的积尘，并按要求将电缆吊挂好。
5、施工中各班班长、电钳工、跟班队长、技术员必须佩戴便携式瓦斯报警仪，并按正常要求使用。
6、各种传感器位置如下：迎头5m安装瓦斯传感器，在主辅联络巷内安装甲烷传感器。在回风大巷与1＃联络巷处安装烟雾传感器。在主运大巷皮带头处安装烟雾传感器，在煤仓处安装烟雾传感器和安装瓦斯断电仪。（见监控系统图）
风电、瓦斯闭锁装置：

瓦斯报警浓度
瓦斯断电浓度
复电瓦斯浓度
断电范围
工作面
≥1.0％
≥1.5％
＜1.0％
工作面及回风流中的全部非本质安全电气设备
回风流
≥0.5％
≥0.5％
＜0.5％
工作面及回风流中的全部非本质安全电气设备

第五章 劳动组织及循环图表
第一节　施工组织说明
副平硐施工巷施工时，采用“三八制”作业，两个半班生产：早班先检修后生产，中、夜班正常生产，每个生产班配备一名机修工和一名电工，以便及时解决生产中出现的机械、电气故障。检修班必须完成正常的检修工作量及临时安排的检修工作。每班设跟班队长、班长一名，跟班队长负责全面工作。
第二节　劳动组织图表
序号
工 种
早 班
中 班
夜 班
合 计
1
掘进机司机
2
2
2
6
2
支护工
6
6
6
18
3
运输机司机
2
2
2
6
4
电工
2
1
1
4
5
机修工
2
1
1
4
6
运料工
1
2
2
5
7
验收员
1

1
8
探放水工
2
2
2
6
9
班 长
1
1
1
3
10
跟班队长
1
1
1
3
11
队长
1

1
12
合 计
21
18
18
57
注：1、早班主要检修掘进机、开关信号及运输设备并试生产。
2、全队在册人数80人。
3、出勤率71.43%。

- 52 -
第三节　环作业图表

第六章 施工工艺及要求
第一节 施工方法
本工程是掘进副平硐施工巷，具备综掘条件，EBZ—160TY型综掘机沿4#煤层底板按中心腰线掘进巷道。
第二节 工艺流程
一、短探
1、探水前对排水、供电等各辅助系统设备进行详细检查检修，确保各系统的正常运行。
2、打钻前，确定钻孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目等。
3、开孔：检查风煤钻各部件完好后，开始钻进时，先以较小的推进力钻进，以便钻头定位，并给予适当的水量减小粉尘，待钻头钻进1m左右，在给予较大的推进。钻完一根钻杆，要停止风煤钻运转和停止供水，再接第二根钻杆，按此循环连续工作。
二、截割装载
采用EBZ-160TY型掘进机进行截割装载。
（一）、 掏窝槽：
1、做好准备工作，使整个系统处于待命状态。
2、依次启动油泵、转载机、刮板机、喷雾泵。
3、空负载情况下启动切割系统。
4、启动行走系统，使掘进机向前移动，空转着切割头接触煤壁后，同时左右摆动切割头，摆动量约为300-400mm。
5、掘进机的截割头进入煤壁的深度达到800mm后，即完成掏槽作业。
（二）、横向切割
1、关闭行走马达，落下后稳定器、撑紧，增强机器的稳定性。
2、驱动切割头，沿断面宽度水平摆动，开掘横槽。
（三）、跨距切割
1、横槽到位后，抬高（或下落）切割头，同时左右摆动切割头，每次抬高量不应超过350mm。
2、重复抬高（或下落）切割头，使切割头的升高（或下降）达到0.8m后，即完成跨距切割。
（四）、全断面切割
重复进行跨距切割和横向切割，即完成工作面的全断面切割。
（五）、切割路线
选择从巷道中部进刀掏窝槽，从右向左由底向上依次进行切割，巷道左半部切割完成后，右半部从进刀掏窝槽处从左向右由底向上依次进行切割，巷道右半部切割完成后，完成一个循环。
（六）、切割注意事项
1、巷道由底板向顶板依次切割，要注意避免出现大煤块，以免影响装载系统的正常作业。
2、掘进机作业时，切割臂不得处于极限位置，应向内回摆150～200mm。
3、巷道施工如遇到不能进行经济切割的岩石时，应退出掘进机，用其它方法施工，另补措施。
附：辅运大巷截割示意图

三、装载、运输
1、装载
采用EBZ160TY综掘机进行截割，通过掘进机铲板、扒载到掘进机运输机上。
2、运输
掘进机一运到二运，转载到SSJ-800皮带运输机，主辅联络巷→4#煤主运大巷→4#煤主运大巷运煤通道→溜煤眼→主斜井→地面。
四、支护
采用风动锚杆机打顶锚杆及锚索、风煤钻打注帮锚杆的方式对巷道进行锚索网联合支护。为满足三径匹配关系，顶锚杆及锚索采用30mm钻头；帮锚杆采用28mm钻头。
1、锚网喷浆支护工艺流程图：
　　　　　 打注顶锚杆
截割（出煤） 敲帮问顶 铺顶网 　 临时支护 铺帮网、打帮锚杆
打锚索 二次补强 喷浆　　　清理

2、施工锚杆
打注帮、顶锚杆 ：定孔位→打锚杆眼→退出钻杆→按作业规程规定将树脂药卷型号、数量、顺序用锚杆缓缓送入孔内→安装连接件,把连接件尾端与钻机连接好→缓开气腿阀门,将树脂药卷顶至孔底,开机搅拌,推进、搅拌30秒→停止搅拌保持推力60秒钟→启动锚杆机将锚杆螺母紧至规定预紧力→ 紧固锚杆。
3、施工锚索
定孔位→使用加长式钻杆打锚索孔→退出钻杆→把锚索连同药卷缓缓送入孔内→在锚索下端套上专用驱动头并插入锚杆机上→对锚固剂进行预压缩处理 →推进、搅拌15秒→停止搅拌保持推力一分钟→移开锚杆机→ 上锚具→ 10分钟后张紧。
4、喷浆支护工艺
喷浆料运至工作面，工作面布置两台PC-5T喷浆机，人工操作喷头及时喷砼。喷浆料为水泥、中砂、5～10mm碎石。喷射砼中另加早强减水剂2%～3%，可减少回弹率6%～8%，降低粉尘10%左右。掘进后安装锚杆、网后进行混凝土喷射，喷射厚度50mm，先补不平处，然后复喷达到设计厚度。
5、支护顺序
1）顶板锚杆：挂网→临时支护→打锚杆眼→上树脂药卷、锚杆→上铁托板→拧螺母。
2）顶板锚索：打锚索眼→上树脂药卷、锚索→上铁托板→打压。
3）两帮锚杆：挂网→打眼→上树脂药卷、锚杆→铁托板→拧螺母。
6、支护程序
正常段：一掘二排一锚，破碎带期间，必须坚持一掘一锚或一掘一锚一架制度。最大控顶距不得超过1.1m。

第七章 主要技术经济指标

序号
项 目
单　位
技术经济指标
1
巷道长度
m
225.4

2
在册人数
人
80
3
出勤人数
人
57
4
出勤率
%
71.43
5
每班出勤人数
人
21/18/18
6
掘进断面
㎡
22.23
7
循环进尺
m
1.6
8

小班循环数
m
2/4/4
9
循环率
%
90
10
小班进尺
m
3.2/6.4/6.4
11
日进尺
m
16
12
月进尺
m
300
13
掘进工效
m/工
0.28
14
水泥消耗
m3/m
0.43
15
石子消耗
m3/m
0.58
16
砂子消耗
m3/m
0.78
17
经纬网消耗
m2/m
17.2
18
顶锚杆消耗
根/m
8.75
19
帮锚杆消耗
根/m
11
20
锚索
根/m
1.56
21
锚固剂
K2335
根/m
10.31
Z2360
21.88
22
梯形钢带
φ12×80×5000mm
根/m
0.938

第八章 机械设备配备表和备用材料配件配备表
第一节　机械设备配备表
序
号
设 备 名 称
型 号 规 格
数量
额定功率
备注
1
空压机
MLGF-13/7-75G
2
75kw

2
张拉千斤顶
MM—30
1

3
潜水泵
DQS60-100-37/N
2
37kw

4
混凝土喷射机
PC-5T
1

5
气动锚杆钻机
MQT-130
5

6
气动帮锚杆钻机
MQB-70
5

7
风 镐
01-30
5

8
激光指向仪
JK-3
3

9
锚杆测力仪
ZM-100
1

10
搅拌器

1

11
掘进机
EBJ-160TY
1
250kw

12
刮板机
40T
3
40kw

13
胶带运输机
SSJ-800
1
80kw

14
局扇
FBDNO6.0/2×18.5
1
18.5

序
号
设备名称
型号规格
数量
额定功率
备注
1
磁力启动器
QJZ-120A
4

2
磁力启动器
QJZ-80A
2

3
磁力启动器
QJZ-200A
1

4
照明综保
ZBZ-4.0
1

5
磁力启动器
KBZ-80SF
1

6
馈电开关
KBZ-400A
2

7
胶带运输机综合保护装置护

1

第二节　电气设备配备表
第九章 安全技术措施
第一节 安全管理制度
一、安全管理执行标准
1、《安全生产法》；
2、《中华人民共和国煤炭法》；
3、《煤矿安全规程》；
4、《中华人民共和国民用爆炸物品管理条例》；
5、《煤矿安全监察条例》；
6、《安全生产许可证条例》；
7、《矿产资源法》；
8、《煤矿企业安全生产许可证实施办法》；
9、国家有关部、委、