2#煤轨道大巷作业规程.docx

2#煤轨道大巷作业规程.docx

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2#煤轨道大巷作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本《作业规程》掘进的巷道为2#煤层轨道大巷，位于2#煤层，东邻F7断层保护煤柱，南为未采区实体煤层，西为井田边界保护煤柱，北面为未采区（2#煤层运输大巷待掘）。

计划先从副井2#煤层车场以352º方位角、11º坡度（见煤层底板后沿底）掘进58m进风斜巷与运输大巷贯通后，从进风斜巷内距运输大巷帮10m处开口，以150º方位角掘进17.30m联络巷，进入轨道大巷，分东、西两个向掘进，布置201首采区20109首采工作面。

二、掘进目的及巷道用途

该巷道掘进目的是为形成2#煤层运料及进风系统，满足2#煤层各采区工作面生产时的通风、行人、运料和管线敷设的需要。

三、巷道性质

所掘巷道为沿2#煤层底板掘进的煤层开拓巷道。

四、设计施工长度、服务年限

巷道设计长度：

907m，其中：

轨道大巷832米，进风斜巷58m，联络巷17m。

服务年限：

6年。

五、开、竣工时间

2#煤层轨道大巷计划二○一○年十月上旬开始爆破掘进，待主、副井形成掘进通风系统后，改为机械掘进方式掘进，预计二○一一年三月竣工。

第二节编写依据

一、采区设计说明书及批准时间

由于种原因，采区设计正在酝酿中，为不影响矿井技改进度，暂依据《矿井兼并重组整合项目初步设计》和《首采区开拓方案设计》编制。

二、地质说明书及批准时间

兼并重组后，矿井地质勘探工作正在进行中，现参照《矿井地质报告》初稿相关地质资料编制。

三、矿压观测资料

因该采区为兼并重组后的第一个采区，未进行过矿压观测。

在掘进时及时进行锚杆、锚索拉拔力测定，并安装顶板离层仪、测枪、锚杆（索）压力指示仪，进行矿压观测。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

轨道大巷地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

地面相对位置及邻近采区开采情况表1

水平名称

1595水平

采区名称

2#煤层201采区

地面标高（m）

井下标高（m）

+1567.150~+1591.062

地面的相对

位置及建筑物

地面相对位置位于矿区中西部的山谷地带，中间为一南北向狭窄山谷，两边为山坡，山谷中有矿区通向外面的简易道路。

掘进巷道范围内无任何建筑物，也无河流通过。

井下相对位置及

掘进对地面的影响

巷道位于井下2#煤层未采区，该巷道掘进对地面没有影响。

邻近采掘情况对

掘进巷道的影响

巷道范围内均为未采区，对本巷道掘进无影响。

但西部边界与梨园河矿相邻，采掘情况不清，掘进进必须进行探放水。

邻邦

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

2#煤层轨道大巷开口位于2#煤层上部，沿煤层顶板掘进。

2#煤层走向近NE，倾向SE，煤层倾角6~10°，平均8°。

2#煤为黑色，碎块状，呈沥青~玻璃或弱玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙发育，透镜~条带状结构，层状构造，硬度为中等~坚硬，性脆，易碎，岩石坚固性系数f=1.0~1.5。

属亮煤~半暗型煤，按煤炭分类标准属气煤，煤的容重为1.40t/m3。

煤层厚度2.99~8.00m，平均6.44m，厚度变化不大，煤层稳定，结构简单，煤层发育较为均匀，一般含1~2层夹矸，单层夹矸厚度0.10~0.50m，岩性为泥岩。

下距5号煤层40.8-42.92m。

顶、底板岩性特征见表2。

顶、底板岩性特征表表2

顶

底

板

情

况

名称

岩石名称

平均厚度（m）

岩石特征

老顶

细砂~粗砂岩

5.00

灰白色，以石英为主，正序粒结构，含白云母及黑色矿物

直接顶

泥岩

1.50

黑灰色，页片状，底部含炭质

直接底

泥岩

24.20

灰黑色，含植物化石，局部夹细砂岩

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

瓦斯预测：

兼并重组后暂未进行瓦斯等级鉴定，根据初步设计，依据山西洪河煤业有限公司2008年瓦斯等级鉴定资料，瓦斯绝对涌出量0.84m3/min，CO2绝对涌出量0.86m3/min；瓦斯相对涌出量2.60m3/t，CO2相对涌出量2.10m3/t，鉴定为低瓦斯矿井。

煤尘爆炸性：

根据2010年6月7日山西煤炭工业局综合测试中心对本矿各煤层作出的煤层爆炸性定性分析和特性参量表明，2#煤层有煤尘爆炸危险。

煤层自燃倾向等级为Ⅱ级，为自燃煤层，自燃发火期为10~12个月。

附：

地层综合柱状图。

第三节地质构造

根据地质报告提供的资料，本井田处于宁武煤田的中部，属宁静向斜构造的范围，轨道大巷范围内地质条件相对简单，不会出现断层，一般不受大的地质构造影响。

第四节水文地质

一、水文情况

1、大气降水：

井田内无常年流水性河流，只发育季节性排水冲沟，且地形相对高差大，汛期地表径流快，不易积水，渗入矿井少，不会对开采造成大的影响。

2、裂隙水：

本区水文地质条件属简单型，煤系地层砂岩裂隙水是本区的主要充水水源。

由于砂岩裂隙发育不均，水量小，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能出表现为少量突水、淋水、滴水。

3、奥灰水：

井田内奥灰岩溶水位标高+1167m，而井田内5#煤层最低处底板标高为1470m，奥灰水位标高远低于5#煤层最低处底板标高，开采面均位于奥陶系含水层水位之上，且其间有较好的隔水岩组，所以奥灰岩溶水对轨道大巷掘进无影响。

4、采空区积水：

轨道大巷西端与梨园河为煤矿相邻，其巷道布置、开采、有无老空积水等情况不明，对轨道大巷东部掘进有威胁。

5、涌水量情况：

根据《矿井地质报告》提供的资料，采区正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。

预计巷道掘进时正常涌水量3m3/h，最大涌水量5m3/h。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

1、2#煤层轨道大巷掘进工作面位于2#煤层，先从副井2#煤层车场开口，以352º方位角、11º坡度（见煤层底板后沿底）掘进58m进风斜巷，与运输大巷贯通后，从进风斜巷内距运输大巷南帮10m处开口，以150º方位角水平掘进17.30m联络巷，进入轨道大巷，分别以90°、270°分东、西两个方向西掘进，布置201首采区20109首采工作面。

2、进风斜巷开口处巷道底板水平标高+1579.113mm，巷道中线距两帮各1850mm。

3、轨道大巷开口处底板水平标高1586.317m，沿煤层顶板掘进，掘进时巷道底板要掘平缓，严禁出现高低凸凹现象。

二、巷道规格尺寸

巷道设计断面为矩形，断面规格见表3。

巷道断面技术参数表表3

巷道名称

断面形状

掘进宽度（mm）

掘进高度

（mm）

掘进断面

（m2）

净宽度（mm）

净高度

（mm）

净断面

（m2）

进风斜巷

矩形

3700

3250

12.025

3500

3000

10.5

轨道大巷

矩形

3700

3250

12.025

3500

3000

10.5

联络巷

矩形

3700

3250

12.025

3500

3000

10.5

附：

巷道布置平面图、巷道剖面图及巷道断面图。

第二节矿压观测

1、观测对象：

2#煤层轨道大巷。

2、观测内容：

巷道顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量；锚杆、锚索载荷及锚固力。

3、观测方法：

轨道大巷掘进30m后开始布置测站，测站间距200m，每个测站设置一个观测断面。

用测枪检测断面处顶底板相对移近量、两帮相对移近量；用MLJ－40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。

每个断面巷道顶板安装一个LBY-3型顶板离层监测仪，顶板中间锚杆、顶锚索及两帮中间锚杆分别安装一块MYC-16型锚杆（锚索）压力指示仪，根据掘进巷道顶板压力显示情况，对锚杆、锚索受力及围岩位移每隔7天观测一次，直到巷道施工完毕。

技术科建立正规的矿压测记录牌板和记录表，巷道内悬挂矿压监测管理牌板，由专人每7天观测填写一次，做到内容齐全，文字清晰。

升井后及时填写矿压观测记录表，一式两份，每周向总工报送一份备查。

4、数据处理：

通过掘进时的巷道矿压观测，做出数据分析表，根据观测分析结果，及时修改支护参数，以达到最佳支护效果。

若顶板基本未离层，围岩变形位移量不大，锚杆、锚索的载荷也符合规程设计要求时，说明轨道运输大巷采用锚杆、锚索、金属网联合支护方式对煤体围岩有很好的支护效果，能有效保持顶帮煤（岩）体的整体稳定，支护参数和形式选择较为合理，并为采区内其它巷道掘进提供依据。

第三节支护设计

根据《大同煤矿集团同生同基煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》和《大同煤矿集团同生同基煤业有限公司兼并重组整合项目首采区开拓方案设计》，2#煤层直接顶为砂质泥岩、泥岩，呈黑灰色，页片状、块状，底部含炭质，厚度1.0~3.0m，平均1.50m，属Ⅳ类围岩。

轨道大巷采用锚喷支护方式。

一、临时支护

1、临时支护采用前探支护方式。

2、临时支护材料

①前探梁选用Ø50mm的厚壁（5mm）钢管，长度3500mm，数量4根。

②吊环：

自制前探支护吊环。

选用Ø76mm的厚壁（5mm）钢管，切成150mm的短管，在中部沿径向焊上若干个与锚杆螺纹一致的螺母。

每根前探梁配2个吊环，共8个吊环。

③刹顶木：

选用100×100×300mm的木背板和木楔配合使用。

④最小控顶距0.1m，最大控顶距2.5m。

3、支护方法

①安装时，先将吊环拧在距工作面第一排、第二排的锚杆上，空缺靠帮某一侧顶部的锚杆，将前探梁穿入吊环内，由外向里推移至工作面。

②用背板和木楔将前探梁前后背紧。

③放炮后先敲帮问顶，由经验丰富的老工人用长柄工具撬掉顶帮浮煤、活矸。

④拉展金属网，用16#铁丝将金属网与前排网联好，先将中间前探梁推移到工作面，用背板和木楔将前探梁前后背实接顶，使前探梁有效支护顶板。

⑤依次前移其它前探梁，拉紧金属网后用背板和木楔将前探索梁前后背实接顶。

⑥在空缺前探梁的那一侧顶板开始打眼安装锚杆。

⑦安装、锚固好靠帮一侧顶锚杆后，卸下相邻的前探梁和吊环，移装在靠帮距工作面最近的2排锚杆上，并。

用背板和木楔将前探梁前后背实接顶

⑧照此方法依次完成打眼、安装锚杆和移动前探梁工作。

4、临时支护要求

①爆破后前移前探梁时，每次只准移动一根，固定好后再移动另一根。

②移动前探梁时，首先将背板和木楔松下，移至适当位置后，重新穿好背板打紧木楔接顶背实。

③前探梁和吊环要求完好无损，对变形失效的配件要及时更换。

④吊环使用时要拧紧，并班班检查，发现螺纹磨损时，及时旋转方向拧在备用螺母上，备用螺母用完后及时更换备用吊环，并把不能用的吊环升井重新焊接螺母备用。

⑤固定前探梁前，必须将金属网拉紧、压平。

⑥当围岩破碎，出现巷道超高等现象，前探昨临时支护无法使用或不起作用时，采用木柱及大木板组成板棚支护，其间距不得大于0.8m。

⑦喷浆前必须拆除前探梁，拧下吊环，喷完后再将吊环拧在第一、二排顶部锚杆上。

⑧喷浆时，工作面第一、二排锚杆，必须用布料、胶带等把锚杆头保护好，以便喷浆后安装吊环。

附：

巷道支护断面图。

二、永久支护

根据《大同煤矿集团同生同基煤业有限公司02号施工技术通知单》，轨道大巷采用锚网喷浆配合顶部锚索作为永久支护。

锚杆选用Ø18×1800mm树脂锚杆，杆体材质为普通A3圆钢，锚杆间排距为800×800mm；每根锚杆采用1卷CK2360（进风斜巷顶锚采用2卷CK2360、岩层帮锚采用2卷CK3540）树脂锚固剂加长锚固；锚杆托板选用200×200×10mm铁托板；锚索选用Ø15.24×5000mm的钢绞线，沿巷道中线两侧各布置1排，间距3000mm，排距1300mm，每根锚索采用2卷CK2360树脂锚固剂锚固，托板选用300×300×10mm铁托板；金属网选用10#铁丝编制的规格为3500×1000mm的菱形金属网；喷浆所用水泥为强度等级42.5Mpa普通硅酸盐水泥，砂子为粒径0.3~3.5mm中、粗混合砂，以纯净的河砂为佳。

水泥砂浆中水泥：

砂子配合比为1：

2.5，水灰比为0.45~0.50，喷浆厚度100mm。

三、采用计算法校验技术参数

1、按加固拱原理校验锚杆参数

根据加固拱原理的经验公式顶部锚杆长度应满足L=N（1.1+W/10），则

①锚杆长度：

L=N（1.1+W/10）=1.3×（1.1+3.7/10）=1.91m。

②锚杆间排距：

D=0.5L=0.5×1.91=0.905m。

③锚杆直径：

d=L/110=1.91/110=0.0174m。

式中N—围岩稳定影响系数，煤层属Ⅵ类围岩，取1.3

D—锚杆间距，m；

d—锚杆直径，m；

2、按照锚杆所能悬吊的重量校验锚杆的间排距。

①每根锚杆的支护面积：

S=M×D=0.8×0.8=0.64m2

式中D—锚杆间距，取m；

M—锚杆排距，取0.8m；

②每根锚杆支护煤的重量：

Q=S×H×γ×k=0.64×1.1×1.40×2=1.971t

式中H—锚杆有效支护长度1.1m；

k—锚杆支护安全系数，取2；

γ—煤的容重取1.40t/m3；

依据上述公式计算得出，顶锚杆长度1910mm，间排距905mm，锚杆直径17.4mm，每根锚杆支护煤体的重量为1.971吨。

虽然锚杆长度径略小于计算数据，但由于确定的锚杆间排距小于计算数据很多，锚杆支护能力远大于锚杆所承载的煤体的重量，故所选锚杆能符合要求。

3、悬吊理论校核锚索参数

①锚索长度：

由于巷道沿顶掘进，煤层顶板围岩为泥岩，属Ⅳ类围岩，故：

L=L1+L2+L3=0.3+3+1.2=4.5m

式中L1—锚索外露长度，取0.3m；

L2—锚索有效长度，根据已掘巷道情况，2#煤层直接顶为1.0~3.0m的泥岩，其上为砂岩老顶，故L2取3.0m；

L3—锚索锚固长度，取1.2m；

②根据地质钻孔柱状分析，直接顶无坚硬岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用直径15.24mm长度L=5000mm（锚入较坚硬岩层1000mm）的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距：

La=nF2/[BHγ-（2F1Sinθ）/Lp]=2×230/[3.7×3×26-（2×70×Sin75°）/0.8]=3.85m

式中La—锚索间距m；

B—巷道最大冒宽，取3.7m；

H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

γ—岩体容重，取26KN/m3；

Lp—锚杆排距，取0.8m；

F1—锚杆锚固力，70KN；

F2—锚索极限承载力；取230KN；

θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，取75º；

n—锚索排数，取2。

通过上述计算，巷道锚索长度4.50m，间距3.85m，故所选锚索长度5m、间距3m，排距距1.3m满足设计要求。

进风斜巷掘进时，锚索长度为7000mm。

附：

巷道支护平面图、断面图、临时支护平面图、剖面图。

第四节支护工艺

一、支护材料

1、锚杆：

顶、帮选用Ø18mm树脂锚杆，杆体材质为普通A3圆钢，锚杆杆体长度1800mm，孔深1750mm。

2、锚杆托板：

锚杆托板选用200×200×10mm正方形钢托板，材质为普通钢板。

3、锚索：

选用Ø15.24×5000mm的钢绞线，沿巷道中线两侧各布置1排，间距3000mm，排距1300mm。

4、锚索托板：

选用300×300mm正方形钢托板，材质为10mm厚普通钢板。

5、金属网选用10#铁丝编制的网孔为50×50mm、规格为3500×1000mm的菱形金属网，要求网与网搭接200mm，每200mm联1扣，每扣最少拧3圈。

6、联网铁丝：

选用16#镀锌铁丝。

7、锚固剂：

使用树脂锚固剂，型号为CK2360，锚杆每孔装一卷，锚索每孔装2卷。

8、水泥：

强度等级为42.5Mpa的普通硅酸盐水泥。

9、砂子：

选用粒径0.3~3.5mm中、粗混合砂，以纯净的河砂为佳。

10、速凝剂：

选用型号为J85型的速凝剂，掺入量为水泥量的4%。

二、锚杆（索）安装工艺

1、打锚杆眼

①首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危煤（岩），确认安全后方可进行工作。

打眼前必须先挂联好金属网，推移前探梁，打好临时支护，打眼时站在临时支护下进行作业。

②打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。

不符合要求时，必须处理。

锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过±50mm。

③打顶锚杆眼使用气动锚杆机、B19中空六棱钢钻杆、直径28mm合金钢钻头；打帮锚杆眼使用煤电钻、直径为28mm的麻花钻杆、直径28mm煤电钻钻头。

使用锚杆机打眼时要先送水后送风，停锚杆机时要先停风后停水。

④打眼深度为1750m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°，误差不大于15°。

⑤打眼时必须在前探支护的掩护下操作。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，应在钻杆上做好标志，严格按设计深度打眼，保证眼的深度和角度符合要求。

⑥打完眼后，要把眼内的积水、煤岩渣清理干净。

打眼的顺序应由外向里先顶后帮依次进行。

2、安装锚杆

①安装锚杆前，应将眼内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

②装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。

③安装锚杆时，先把1卷树脂药卷装入眼内，随后插入锚杆，使锚杆顶住树脂锚固剂，锚杆外端拧上螺母，安好专用搅拌器，插入锚杆机（煤电钻），启动锚杆机（煤电钻）使之旋转，并快速推进到眼底，搅拌15~20s后停止，卸下锚杆机，卸下连接套。

5min后，上好托板，拧紧螺母给锚杆施加一定预紧力。

顶锚杆预紧力矩不小于100N•m，帮锚杆预紧力矩不小于50N•m。

④锚杆的托板要紧贴煤壁，如煤壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。

⑤锚杆的锚固力顶锚杆不得低于50KN，帮锚杆不得低于30KN。

3、锚索施工

①每个循环喷浆班必须进行锚索施工，锚索拖后迎头不得大于5m，钻眼前按设计定好眼位，锚索眼垂直于顶板，与水平面的夹角不小于80°，深度符合要求。

②打眼采用B19中空六棱钢接长钻杆配Ø28mm双翼合金钢钻头，单体风动锚杆钻机，湿式打眼。

打眼前首先量好钢绞线长度，眼深比钢绞线短300mm，误差为±30mm。

③打完眼后，卸开锚杆机与钻杆连接时，人员要站在眼位侧面，避免钻杆滑下伤人。

④将2卷CK2360锚固剂装入锚索眼中，用锚索将药卷缓缓送入孔底，将锚索另一端用专用搅拌器与锚杆钻机连接。

⑤一人扶住机头，一人操作钻机，一边推进一边搅拌，快推猛搅20s后，停止搅拌并保持钻机推力3~5min后，方可撤下锚杆钻机。

⑥锚索凝固10min后，将锚索托板和锁具装上，利用张拉千斤顶紧固锁具，达到张拉预紧力100KN，锚固力为150KN。

张拉千斤张拉时，要将千斤顶上的铁链与顶网相连，手动泵加压时，千斤顶下方不得有人。

4、联网

①顶网垂直巷道掘进方向铺设，要拉展压平。

两帮沿巷道掘进方向铺设，只在两排锚杆之间挂网。

②网与网之间采用搭接方式，搭接宽度200mm，搭接部分必须压在锚杆托板下。

③联网采用16#铁丝，每隔200mm联1扣，每扣至少拧3圈。

三、喷射砂浆工艺

1、喷射砂浆前的准备工作：

①检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格、规格质量是否符合设计要求，确认无问题时方可进行喷浆作业。

②清理巷道待喷范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直，不得有急弯，接头要严密不得漏风。

③检查喷浆机是否完好、磨擦板是否紧固、有无漏风等，并空载试运转，确认无问题时方可进行喷射作业。

④检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0.4MPa，水压应控制在0.5MPa。

⑤对所有的水泥、砂子和速凝剂要分类存放在车场内，水泥和速凝剂的存量分别控制在10t和0.4t左右，不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；砂子不少于25m3。

2、砂浆配比为水泥∶砂子=1：

2.5，水泥标号不低于42.5MPa，砂子粒径为0.3~3.5mm，速凝剂掺量为水泥重量的4%。

3、人工搅拌料时要采用潮拌料，水泥、砂子应清底并翻拌3遍，将料搅拌均匀。

4、为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。

5、喷浆前要用压风与水将巷道顶、帮冲洗干净，并将电缆和其它设备保护好，用木板盖严。

6、喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。

7、喷射时，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门控制水量大小，以达到合适的水灰比。

严禁枪口对向人员。

8、喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75°，喷枪与受喷面的距离以0.8~1.0m为宜。

9、操作喷枪时，喷头应沿螺旋形轨迹运行，一圈压半圈（圈径200mm）并均匀缓慢移动。

10、喷射顺序为先下后上、先墙后顶、先凹后凸。

喷墙时一次喷厚50~70mm，喷拱时一次喷厚30~40mm，间歇时间15~30min。

11、加入速凝剂时，必须随喷随掺，不得提前掺入拌合料中。

12、喷浆后必须洒水养护，要求每班洒水1~2次，养护时间不少于28d。

13、两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。

14、对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。

用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。

15、在松散破碎和膨胀性围岩（煤）中进行锚喷作业时，必须注意以下几点：

①严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲洗。

②放炮后立即喷浆50mm，水泥标号不低于42.5MPa。

③喷完砂浆后到下一循环放炮时间间隔不应小于4h。

④可采用金属网、钢梁与锚喷进行联合支护。

⑤放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住，防止顶板冒落。

16、正在喷浆的回弹料，可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30%，亦可灌注水沟、铺底等。

17、喷射砂浆回弹率的规定：

拱部不大于25%；两帮不大于15%。

18、为了减少喷射砂浆的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证28d的潮湿保养。

19、当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式（锚杆距工作面不得超过0.9m）；当围岩稳定性较差时，锚杆的间排距要缩小为600mm，并且要先及时喷射不小于30mm厚的砂浆封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。

20、初喷距工作面不得超过三茬炮（6m），复喷距工作面不得超过20m，初喷厚为度50-70mm，复喷后厚度达到100mm。

21、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。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法

1、开口前应提前按设计要求，安设局部通风机，接好风筒、水管、压风管线、，准备好各种支护材料。

2、施工前技术科提前标定巷道中、腰线、起坡点，施工单位严格按线施工。

3、开口前，必须对开口处10m巷道支护进行检查加固。

开口处采用Ø180mm×3200mm的圆木设戴帽点柱进行临时支护，且每次不少于4个戴帽点柱。

4、爆破前，必须将受爆破影响的各种材料、工具、设备、电缆、管线移出爆破点30m以外，并用废运输皮带掩盖好。

5、车场与进风斜巷过渡段5m内，按1500