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1、宽深300200。8、铺底厚度100，水沟铺设盖板。9、原断面为32002500。10、副斜井改造（下部段）范围为交岔点牛鼻子至井底变坡点，长度151.2米。11、副井高度原则上碹顶至掘进底板高3.83米。12、井筒起底部分的两帮支护，采用锚网喷浆形式，锚杆采用直径20长2.3米高强度罗纹钢锚杆；喷浆厚度100；钢筋网采用直径4.5钢筋。13、副井铺轨采用38/轨道，轨距900，水泥轨枕。第二章主要部位施工方案第一节：支护设计一、永久支护（一）、支护方式：根据该煤层围岩特征，初步确定巷道支护形式为锚杆托板、锚索联合支护，并进行喷浆。掘进过程中，根据实际情况可作相应调整。（二）、支护参数验算：根

2、据锚杆的悬吊原理进行计算，选择锚杆参数、锚杆长度：L1+L2+KH式中：L-锚杆长度MH-冒落拱高度MK-安全系数，一般取K=2L1-锚杆锚入稳定岩层深度，一般按0.5M2-锚杆在巷道内的外露长度，一般取0.1M其中：H=B/2F=3.2/23=0.53M式中:B-巷道宽度取3.2米f-岩石坚固系数，一般取f=3.0则:L=20.53+0.5+0.1=1.66M、锚杆排间距计算,排间距相等：aa-锚杆排间距M-锚杆锚固力，取50KN/根H-冒落拱高度MR-被悬吊的砂岩密度，取25KN/m3K-安全系数，取K=2a=1.02M采用普氏平衡拱理进行锚杆支护参数验算C=（kHBcos（/2）/（10

3、00fckc）-1）htg（45-/2）C-挤压破碎深度MK-自然平衡角部应力集中系数,取1.9H-采深，取=2米B-固定残余支撑力影响系数实体煤巷，取B=1fc-煤层普氏系数，取fc=3-岩石容重取2.5T/M-煤层倾角，取=3-煤体内摩擦角取63h-巷道掘进高度，h=3.2米Kc-煤体完整系数，取Kc=0.3计算得：C=3M潜在垮落高度:b=（a+c）cos/（Kyfr）a-巷道有效高度一半,取1.6MKy-顶板岩性系数,取0.2fr-顶板普氏系数fr=5.0计算得:顶板潜在垮落高度3M，所以181.7米锚杆支护能够满足支护要求，通过以上计算该巷道采用181.7米锚杆，锚索联合支护，排间距

4、800800mm，锚索间距3.0m，钢交线长度不小于4.0m，可以满足支护要求。放炮前永久支护到工作面的距离不大于0.8m，放炮后永久支护到工作面的距离不大于2.3m。二、前探支护工作面前探支护为三根滑移式槽钢作为前探梁，梁长3.0米，为14槽钢加工，每根前探梁用3个方型吊环与顶锚杆固定，前探梁与顶板间用刹顶木刹紧背实，刹顶木至少3根，刹顶木规格：长厚=3.00.20.05（m3），并与顶板接触为宜。工作面与前探支护间的最大距离为1.1米；最小距离为0.3米。工作面与永久支护间的最大距离为1.9米，最小距离为0.3米。第二节：支护工艺一、支护规格巷道顶板采用四排锚杆托板及一排锚索联合支护，并进

5、行喷浆。锚杆间距0.8米，锚索间距3.0米，锚索沿巷道正中线布置，距工作面最大距离5米，顶锚杆杆体尾部丝扣部分外露长度为35厘米，锚索外露长度不大于30厘米。顶锚杆孔、锚索孔应与支护面垂直，托板、锚索托梁与巷道中线方向垂直布置。喷浆进行加固支护，喷射厚度不小于8cm，分两次进行喷射。二、支护材料材质及规格顶板锚杆：181700锚杆。顶板托板：70080钢筋砼托板。锚索：15.44000的高强度低松驰钢绞线。锚索托板：长1.0米的11#工字钢。方垫：8010mm锚具：矿用锚索锚具，型号：QLMK15锚固剂：树脂锚杆锚固剂。顶锚杆及锚索用23330K型锚固剂三、施工方法及支护要求1、用MZ-型液压

6、锚杆机打顶板锚杆孔。2、打顶锚杆眼前，先安设好前探支护，标定好眼位，然后稳钻打眼，上锚杆及托板。3、顶锚杆、锚索安装时，均用煤电钻通过钎尾带动相应杆体进行搅拌，搅拌时间为20秒至30秒,搅拌时要缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底。，4、锚固剂用量：顶锚杆2卷/孔，锚索4卷/孔。5、锚固剂等待时间为K型90180秒，Z型480秒，在达到等待时间后上托板。6、每根锚杆用一块托板、垫片和单螺帽固定，并用力矩搬手拧紧，使托板与支护面紧贴，锚杆锚固力不低于吨。7、锚索在锚固剂凝固一小时后进行预应力张拉，张拉力不小于20MPa，并以锚入稳定岩层1.0米以上为宜。第三节：施工机构组成施工机组织机构组成情况见后表。

7、第四节：施工方法巷道采用全断面施工法掘进。人工打眼，耙岩机耙煤，SJ-80型皮带运煤。第五节：爆破与作业1、爆破说明书：眼号名称炮眼深度（米）装药量（kg）倾角（）爆破顺序联线方式装药结构每孔总计水平垂直14掏槽眼1.70.83.271串联正向装药58帮眼1.50.41.682913底眼2.0791418顶眼合计8.8第六节：装载与运输一、运煤巷道爆破落下的煤，用耙斗耙在皮带上运出，耙岩机稳在工作面皮带上,工作面皮带搭接在盘区皮带上。第七节：管线敷设巷道所有管线一律进行吊挂，要求风管和水管吊挂在巷道右手邦，电缆吊挂在巷道左手邦。一通三防一、局部通风机安全管理措施1、局部通风机必须由指定人员负责

8、管理。2、局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中，距回风口不小于10米，的进风巷中,全风压供给该处的风量必须达到330M3/min,局部通风机距回风口的最低风速不得低于0.25M/S。3、局部通风机必须保证正常运转，不得停风，因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，恢复通电前，必须先检查瓦斯浓度，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时,方可人工开启局部通风机，恢复正常通风，若停风区中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,由通风区制定专项措施进行处理。4、不得使用一台局部通风机同时向两个作业的掘进工作面供风。二、防治瓦斯安全措施1、工作面进风流中氧

9、气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%，其它有害气体浓度不超过煤矿安全规程第100条规定。2、严格执行先通风后作业，严禁无风或微风作业，严禁在瓦斯超限的区域内作业。3、掘进期间如发现瓦斯异常，必须立即撤出人员，切断电源，汇报矿调度室，采取相应措施进行处理。4、瓦斯传感器必须与巷道供电系统闭锁且灵敏可靠，如有瓦斯超限，能立即自动报警并断电，并要求使用瓦斯自动报警断电装置的工作面，只准人工复电。5、必须设专职瓦检工检查瓦斯情况，每圆班检查不少于9次，瓦斯检查工每班检查结果必须记入瓦斯检查班检手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦检工有权责令现场人员停止工作，并

10、撤到安全地点。6、工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。工作面及其它地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。工作面及其它巷道内体积大于0.5M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规程规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%时，方可通电开动。7、工作面回风巷风流中,瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理

11、。8、工作面二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，制定措施，进行处理。9、临时停工，不得停风。10、队干部、班组长、流动电钳工、爆破工下井时,必须佩带瓦斯便携仪。11、作业时，将便携仪悬挂于工作面顶板上方，随时检查工作面的瓦斯浓度。三、综合防尘安全措施1、工作面防尘供水管路完善，各喷雾洒水装置齐全有效。2、各转载点喷雾洒水装置做到开机开水，停机停水。3、及时清理巷道浮煤，每周至少冲洗一次巷道，巷内积尘厚度不超过2MM，连续长度不超过5米。4、个体作业必须配戴防尘口罩。5、经常对防尘管路、喷雾洒水装置及隔爆设施进行检查，发现问题及时处理。四、防灭火安全措施1、各部运输机头部要备用不

12、少于两个干粉灭火器和至少0.3M3的黄砂，所有作业人员都必须熟悉灭火器的使用方法和存放地点。2、防尘供水管路兼作消防管。3、掘进过程中巷道浮煤要清理干净，以防自燃发火。4、井下严禁电焊、气焊和喷灯焊接等工作。5、井下使用的润滑油必须存放在盖严的铁筒内，用过的棉纱、布头和纸必须存放在盖严的铁筒内，并定期送到地面处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油洒在巷道内。6、电气设备着火时，应首先切断电源，未断电时，只准用不导电的灭火器材灭火。第八节：顶板一、严格执行“四位一体”“敲邦问顶”安全检查和制度，发现问题要及时处理，确认安全后方可作业。二、所有作业人员必须在有支护下作业，严禁空顶作业。三、损坏的支护

13、必须先行修复，修复时，必须检查顶帮情况，确认无问题后再由外向里逐架修复。四、打锚栓前，先要站在有支护处进行“敲邦问顶”制，处理掉片邦、零皮，然后设置好临时支护，在打顶锚栓前，要在前探梁掩护下作业。打顶锚栓眼上托板时，人员可站在工作台上进行，此时，应先检查工作台是否牢固，确认安全后，方可作业。五、锚索张拉时，千斤顶要与钢纹线保持同一轴线，千斤顶背面3米范围内严禁站人，以防管路突然卸载伤人。六、打锚索时，要观察好顶板岩性，根据顶板岩性确定锚索长度和间距，确保锚索锚入顶板稳定岩层，厚度不小于1.0米，且锚索长度不小于4米。钢角线拉力必须达到20MPa以上。七、正常情况下，顶锚杆要与支护面垂直，托板及锚索托梁按设计要求布置，如遇顶板裂隙、节理等，锚杆与支护面夹角不小于75，托板、托梁应垂直节理，裂隙布置；锚栓要根据顶板实际情况布