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工作面切眼掘进安全技术措施

2024-04-20 阅读 9234

工作面切眼掘进安全技术措施

131101工作面皮带顺槽掘进到1810米开切眼,切眼宽8m,高3m,矩形断面,由于巷道加宽,特制定如下补充安全技术措施:

1、切眼开口也就是掘进机掉头点,必须按支护图进行锚网与梯子梁支护和单体支柱与π形梁联合支护。

2、切眼掘进分二次,第一次切割宽度为4.5m,必须按支护图打两排锚索后方可进行第二次切割,第二次切割宽度为3.5m。在第二次切割时边进行切割边进行单体支柱与π形梁联合支护,π形梁排距为1m,单体支柱间排距各1m,单体支柱与π形梁联合支护最大控顶距不超过1.5m,严禁支护滞后。

3、单体支柱打设要垂直于顶底板并加设防倒链。

4、切眼开口处和切眼掘进锚索最大控顶距不超过1.6m,锚杆最大控顶距不超过1.0m,严禁支护滞后。

5、切眼开口处宽度超过4.5m时,沿中线打单体支柱与π形梁作为临时支护。

6、刮板机头、机尾必须打压柱或地锚。

7、单体支柱型号:dz35-20/110q,最大支撑高度3.5米,最小支撑高度2.7米,额定工作阻力200kn;π形梁选用2米π形梁;

8、帮锚杆锚固力不小于30kn;顶锚杆锚固力不小于70kn;锚索锚固力不小于100kn。

9、工作面切眼每隔30米安设一个顶板离层仪,并按期观察、记录。

10、顺槽与工作面切眼交叉口支护按照切眼支护方式进行支护。

11、本补充措施要组织全队人员学习,贯彻到全队每一个作业人员。

技术科

二0一0年五月二十日

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篇2:H矿掘进通风安全技术措施

根据金沙县城关镇祁兴煤矿来矿对我矿的“头、面”调整,确定为我矿“一采两掘”,结合我矿实际,现对我矿的通风系统调整如下:一、矿井的通风情况?我矿三进一回,即副井、主井、人行进风井做为进风,总回风做为回风井,矿井主扇机型号为:FBCDZ-8№21,额定功率为:2×110kw。矿井总进风量为:1926m3/min,总回风风量为:2150m3/min。二、作业采煤工作面和掘进工作面情况1、采煤工作面为:1151残采工作面。2、掘进工作面为:1153-2运输巷和1153-2回风巷,这两个作业点进行交错作业。3、对原1193-2运输巷作业地点进行密闭。三、全矿井风量用风量情况1、1151残采工作面需风量风量计算的依据:依据工作面的有关资料提供的相关技术参数。(1)工作面风量计算A.按瓦斯涌出量计算Q=100qgK式中:Q——回采工作面实际需要风量m3/minQg——回采工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量1.68m3/min,相对瓦斯涌出量8.064m3/t。K——回采工作面的瓦斯涌出不均?系数,一般可取1.2~2.1,本矿取1.5。Q1=100×1.68×1.5=252m3/min。(2).按工作面进风流温度计算Qwd=60×Vw×Sw×kw=60×1.5×2.0×1.0=180m3/min式中Qw——采煤工作面需要风量,m3/min;Vw——采煤工作面风速,按其进风温度从表1中选取,m/s;Sw——采煤工作面有效通风断面取平均值,一般取1.5~2m2;kw——采煤工作面的长度系数,可按表2选取;采煤工作面进风流空气温度与风速对应表表1采煤工作面进风流气温:℃采煤工作面风速:m/s<150.3~0.515~180.5~0.818~200.8~1.020~231.0~1.523~261.5~2.026~282.0~2.5采煤工作面长度风量系数表?表2采煤工作面长度:m采煤工作面长度风量系数:Kw<150.850~800.980~1201.0120~1501.1150~1801.2>1801.3~1.4(3).按使用炸药量计算Q3=25Aa式中25——以炸药量为计算单位的供风标准,即每公斤炸药爆破所需风量稀释污风。Aa——回采工作面一次爆破使用的最大炸药量kg。Q3=25×12=300m3/min(4).按工作面最多人员计算?Qw=4×Nw=4×20=80m3/min式中?Qw——采煤工作面需要风量,m3/min;4——每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;Nw——采煤工作面同时最多人员数量,个;(5).按风速进行验算(1)按最低风速验算采煤工作面的最小风量Qw≥60×0.25×Sw=60×0.25×2.0=30m3/min(2)按最高风速验算采煤工作面的最大风量Qw≤60×4×Sw=60×4×2.0=480m3/min式中?0.25——采煤工作面的最低风速,m/s;4——采煤工作面的最高风速,m/s;Sw——采煤工作面的有效断面积,m2;(6).按风速验算采煤工作面的风量为:60×0.25·S采

(3)按一次性爆破的炸药量计算:半圆拱形断面采用全断面一次起爆。故取装药最大值。

Q=K×A=25×5.7=142.5m3/min式中:Q—掘进工作面所需风量K—全断面一次起爆取25A—次爆破最大炸药量(4)按局部通风机吸风量计算局部通风机安设在集中运输巷新鲜风流内,局扇参数如下:局部通风机参数表风机型号功率转速额定电压风量声级FBDNO6.0-2×222×22kw2940380/660v525~310m3/min22(5)按风速进行验算0.25×60×S掘≤Q≤4×60×S掘0.25×60×6.21≤Q≤240×6.2193.15≤Q≤1490.4则Q=152m3/min式中:S掘取巷道的掘进断面根据风量计算,掘进工作面需风量152m3/min,百米漏风率按5%计算,设计通风距离600m,则局部通风机供风量应大于197.6m3/min。拟选用2台FBD№6.0/2×22kW局部通风机,可满足要求,一台工作(开二级风机),一台备用;并实现“双风机、双电源”和“三专两闭锁”,且两局扇能自动切换。φ600mm胶质阻燃风筒向掘进工作面供风,风筒口到工作面的距离不得大于5米。3、同理可得:1153-2运输巷需风量为:根据风量计算,掘进工作面需风量152m3/min,百米漏风率按5%计算,设计通风距离600m,则局部通风机供风量应大于197.6m3/min。拟选用2台FBD№6.0/2×22kW局部通风机,可满足要求,一台工作(开二级风机),一台备用;并实现“双风机、双电源”和“三专两闭锁”,且两局扇能自动切换。φ600mm胶质阻燃风筒向掘进工作面供风,风筒口到工作面的距离不得大于5米。4、其它硐室用风量:我矿井大部分硐室都是串联通风,因矿井采掘作业点较分散,因此矿井巷道存在一部分洋溢风。计划风量为:200m3/min?5、全矿井需要风量为:895.2m3/min四、全矿井风量分配计划:?1、一采区轨道上山风量分配计划本区域包括用风地点有:1151采煤工作面、轨道上山及绞车房。计划风量分配为:600m3/min的风量。?2、+723集中巷风量分配计划本区域包括用风地点有:井下永久避灾硐室、1153—2运输巷和1153-2回风巷。计划风量分配为:不小于1000m3/min的风量?3、其它地点风量分配计划井下变电所、水仓等地点计划风量分配为:150m3/min的风量?4、全矿井主扇风机进风量为:1926m3/min;结合我矿实际计划各作业地点用风量为:1750m3/min,因此矿井的总进风量能够满足矿井各作业地点的风量。五、根据风量分配情况完善相应的通风设施?1、一采区轨道上山及运输上山的通风路线?第一线路:副井→井底车场→轨道上山→+769轨道石门→1151运输巷→1151运输机巷→1151残采工作面→1151残采工作面回风巷(作业的采面)→回风上山→进入总回风上山→地面风井。此线路约配风量为:450m3/min的风量,根据这条线路必须在1151运输巷内设置一组调节风门,才能完成控风的目的。?第二线路:进风人行井→运输上山联络→巷轨道上山绞车房→通过绞车房的调节风门(利用此风门才能控制风量)→回风上山→进入总回风上山→地面风井。此线路约配风量为:150m3/min的风量。2、1153-2运输巷作业点的通风路线副井→井底车场→进风行人井的部分风同时进入+723集中巷(此巷配风量为不少于800m3/min,并在1153-2运输石门20m前安装局部压入风机)→1153-2运输石门→1153-2运输巷→1153-2运输巷碛头→1153-2回风上山→集中回风巷→1101回风上山→回风上山→进入总回风上山→地面风井。此巷需要风量为200m3/min。3、1153-2回风巷作业点的通风路线?副井→井底车场→进风行人井的部分风同时进入+723集中巷→联络巷(此巷配风量为不少于400m3/min,并在1153-2回风巷20m前安装局部压入风机)→1153-2回风巷→1153-2回风巷碛头→集中回风巷→1101回风上山→回风上山→进入总回风上山→地面风井。此巷需要风量为200m3/min。4、以各通风系统符采区分区通风,采掘工作面形成了独立通风系统。六、通风系统调整的安全措施1、准备好通风系统调的各种材料、测风工具和调整通风系统有的设备和人员。2、成立通风系统调整的机构,地面指挥由总工程师担任,井下现场指挥由通防副总负责。3、在调整通风系统期间,禁止以通风系统调整有关的人员入井。4、对1153-2运输巷和1153-2回风巷各地点局扇进风流中安设瓦斯传感器,断电值瓦斯浓度为0.5%,断电范围为1153-2运输巷或1153-2回风巷的所有电器设备。5、每班必须加强各局扇风机的检查,按要求搞好断电试验。禁止拉循环风。

篇3:桩井开挖掘进施工工艺措施

桩井开挖掘进施工工艺

土层、砂卵石采用短镐、锄头类工具挖掘,遇坚硬状障碍物或岩层时,改为风镐掘进。弃土采用吊桶装载,用人力绞架垂直提升到井口,弃土于离井口1.5米以外或指定地点。为了保证卵石层顺利掘进,并减少流砂现象的发生,在采用井点降水的情况下,再视具体情况在场地内布置几个降水井(可先将几个桩孔快速掘进作为降水井),降低地下水位,保证含水层开挖时无水或水量较小。

桩井开挖进入持力层,如遇坚硬的中风化灰岩(抗压强度达50MPa)或中风化石英砂岩(抗压强度达78MPa),用风镐极难掘进,应采用松动爆破。

成孔采用手持式风动凿岩机,钻孔前准确标定炮孔位置,并仔细检查风钻的风管及管路是否连接牢固,钻机的风眼、水眼是否畅通,钻杆有无不直、带伤以及钎孔有无堵塞现象等。钻孔由一人操作,双手持凿岩机对正位置,使钻钎与钻孔中心在一条直线上。钻时先开小风门,待钻入岩石,能控制方向方开大风门。钻孔应根据岩层性质、最小抵抗线等因素合理布置并严格掌握钻眼方向、深度及间距。

采用多孔小药量松动爆破,炸药采用防水硝铵炸药,导爆管引爆。采用松动爆破时炸药用量可用下式计算:

Q=0.33q?a?b?l

式中q-炸药单位消耗量(kg/m3)

a-孔距(m)

b-排距(m)

l-钻孔深度(m)

实际工作中,可根据经验、炮孔深度和岩石坚硬情况来确定用药量。装药长度一般控制在炮孔深度的1/3-1/2。

装药并堵塞炮孔后,对爆破线路进行检查,发出爆破信号,撤离人员,设置警戒方可放炮。

篇4:引水隧洞掘进安全措施

引水隧洞掘进安全措施

1凿岩安全措施

(l)各种凿岩机械必须保持技术状况良好、安全、灵活、可靠。操作人员须控操作规程作业。作业前应检查压气胶管接头,机械连接螺帽等是否安全牢固。

(2)凿岩前必须进行"四检查"和"四清除"。即检查和清除炮烟和残炮;检查和清除盲炮(由爆破员处理);检查和清除顶、帮、掌子面浮石;检查和清除支护的不安全因素。

(3)凿岩时应做到"四严禁"。即严禁打残眼;严禁打干眼;严禁戴手套扶钎杆;严禁站在凿岩机钎杆下。

(4)退出凿岩机或更换钎杆时,应减速慢退,切实注意针杆位置,避免钎杆脱落伤人。

(5)凿岩台架应安装牢固,周边应与洞帮相顶实,前部与掌子而距离应小于50公分。

(6)凿岩时若遇流砂层或突然涌水地段,应停止作业,并迅速报告有关部门,制定安全措施。

(7)作业完毕,应将一切设备和工具移至安全地点。

2复杂地层掘进技术措施

在破碎、松散等不良复杂地层段中掘进,应遵守"超前锚、短开挖、弱爆破、早支护、快封闭、勤量测"的原则及时采取措施,派有经验的人员统一指挥,确保安全通过。

(1)不同类别的围岩,采用不同结构形式的安全防护技术。

(2)超前锚杆支护法。施工中一发现可能出现破碎带的迹象,马上沿隧洞轮廓线钻孔,孔深至少应大于循环进尺1米(一般为3-5米),然后充填砂浆,再插入锚杆,锚杆的外插角直为5°-10°,安设的锚杆使一定区域成为一个整体,以锚杆长度作为控制长度形成模拟挡土墙,通过这个挡土墙来抵抗背后土压,以达到超前支护的效果。

(3)锚喷网联合支护。喷锚的效果来源于它的及时性、独特性、灵活性及柔性密贴性。喷射混凝土具有比较好的柔韧性,其蠕变性和可压缩性都相当大,其延伸率可达10%,为了改善喷射混凝土的静态抗拉强度、挠性疲劳强度、冲击强度、抗振性能、柔韧性和抗裂性能,可在每立方米素砼混合料中加入80-100公斤的钢纤维。这是一种安全、快速、有效的临时支护方法。

钢筋网的作用在于提高喷射混凝土结构物的整体性,使喷层中的应力均匀分布,避免应力局部集中,提高喷射混凝土支护抵抗长期机械震动和爆破震动的能力,可以避免个别危石冒落,并可以防止或减少因混凝土收缩而产生的裂纹,为了起到上述作用,要求钢筋直径不宜过大,网度不在过密,应紧贴岩石。施工中钢筋采用小6-10毫米钢筋,间距为200--300毫米。

(4)格栅拱模喷复合支护法。在破碎带与地质条件特差的地段,则在锚网喷的基础上再结合超前铺杆采取格栅拱模喷复合支护措施。

(5)围岩量测。现场围岩量测是锚喷支护监控设计和施工管理的重要内容。通过量测可及时掌握围岩动态和支护受力情况,判断围岩稳定程度和支护效果,为设计和施工提供信息,以便检验、修改支护参数和修改施工方法。

(6)为了安全、顺利地通过断层,保证工程质量,要及时采取以下措施:

①因岩石很松散,易掉块,开挖时应采用小装药、弱爆破、短进尺的方法,减少围岩受爆破影响程度,且岩层的暴露空间小,不至于出现大量的掉块、塌方。

②在碰到断层前l-2米,即开始打超前锚杆进行超前支护,对围岩进行超前加固。

③每一循环爆破完后,立即进行喷砼,喷层厚为5cm,以封闭岩石软弱面,使其形成一层柔性薄壁支护,暂时稳固围岩。待砼喷完后立即打系统锚杆。确保围岩不出现有害松动,然后再样上一层钢筋网,最后再喷上一层砼,彻底封闭围岩。

在采取以上的支护措施的同时再通过围岩位移量测来观察围岩,了解围岩的变化情况,具体量测方法可采用木楔法、观察法、听音判断法、震动法中的一种或几种,再配合收敛计等仪器观测围岩,以便采取相应的措施。

(7)当施工中遇地下水有变大情况时,应进行超前探水,放水引排。应配备足够的排水设备。当涌水量较大时,应先灌浆封堵止水,后进行支护。

3爆破安全措施

本工程隧洞爆破设计采用非电毫秒导爆管分段簇联火雷管引爆系统,爆破作业由持有爆破证的爆破员操作,爆破作业规定如下:

(l)不准在同一工作面使用不同批号、不同厂家的雷管及燃速不同的导火索,爆破器材必须符合国家标准,并经过严格检验,不合格者不得使用。

(2)有下列情形之一者,禁止进行爆破工作:

①有冒顶或边坡滑落危险;

②通道不安全或通道堵塞;

③工作面有涌水危险或炮眼湿度异常;

④危及设备安全,却无有效防护措施;

⑤工作面无良好照明,末做好准备工作;

(3)爆破前必须发出音响和视觉信号,待所有人员及设备撤至安全区域方能点炮。

(4)放炮后,在确认无盲炮时,应不小于15分钟,不能确认无盲炮时,必须不小于30分钟,爆破作业人员方可进入爆破作业点。

(5)放炮后进入工作面时要首先检查顶、帮及支护是否安全,有无盲炮等情况,如有不安全情况,应及时处理后方可继续工作。

(6)加工起爆药包和爆药卷应在安全地点进行,无关人员一律不得在场,加工数量不应超过当班爆破作业需用量。

(7)加工药包、装药联线现场严禁烟火。

(8)装药前应对炮眼进行清理和验收,装药时严禁使用铁质工具,装药完毕要用炮泥堵塞,操作要温和,不可用力过猛。

(9)导火索的长度应根据导火索的燃速、炮眼的深度、个数、躲炮的安全距离和点炮所需的时间来定,但导火索最短不得小于1.2米。

(10)导火索点火必须使用计时导火索点火,严禁用火柴、烟头、打火机点炮。计时导火索的长度不得超过该次被点导火索中最短导火索长度的三分之一,计时导火索,燃烧完毕,无论是否点完,人员必须立即撤离。

(11)导火索起爆时,应采用一次点火法点炮。单个点火时,一人连续点火的根数(或分组一次点火的组数),不得超过5根(组),同一工作面由2人以上同时点火时,应指定其中的一人为组长,负责协商点火工作,掌握计时导火索的燃烧情况,及时发出撤离命令。

(12)发现盲炮或怀疑有喜炮,应立即处理。处理盲炮应由当班爆破员进行,无关人员不准在场。当班来不及处理,应详细交班。百炮未处理好之前,禁止在I十三而进行其它作业。

(13)禁止用铁制掏勺掏出炮泥,掏炮泥时不得用力拉动起爆药包引线,严禁从炮眼中强力拔出雷管。

(14)其余未涉及的应严格执行《爆破安全规程》和严格按《省民用爆破物品管理实施细则》进行管理。

4通风防尘安全措施

(l)粉尘浓度,有害有毒气体含

量在此30分钟内降低到允许范围内(各主要有害气体安全浓度表)。

COH2SNO2粉尘

体积比<0.0016<0.006610%时<2mg/m3

(2)按同时工作的人数计算,排尘最小平均风速,在工作面不得低于0.15米/秒,沿巷道不得低于0.25-0.6米/秒。

(3)放炮后要将风简及时接至工作面,使风筒末端与工作面距离,压火式通风不超过10米,抽出式通风不超过5米,混合式通风不超过10米。

(4)为降低风阻要做到:吊挂平直,拉紧吊线,逢环必吊,缺环必补,拐弯缓慢,放出积水,有破损要及时补好。同时避免在洞内正面任意停放设备,堆积木材或器材。

(5)坚持以风、水为主的综合防尘措施,做到湿式凿岩标准化,通风排尘、喷雾洒水制度化,个人防护经常化。

(6)凿岩用水尽量保持清洁,禁止使用污水,要求固体悬浮物不大于150ng/e,PH值为6.5-8.5。给水量(重量)应达到排粉量的10-20倍,一般不小于5~8kg/min。

(7)喷雾水要常开,隧洞内有人,喷雾不停。

(8)装岩前,应向工作面10-15米内的顶、帮和岩碴上洒水,岩碴要分层洒水,洒湿洒透。

5装岩运输安全措施

(l)出碴前应敲帮问顶,做到"三检查"(检查隧洞与工作面顶、帮;检查有无残炮、盲炮:检查爆破堆中有无残留的炸药和雷管)。

(2)作业前应对作业点进行通风、喷洒、洗壁后方准作业。

(3)作业地点、运输途中均应有良好的照明;运输与提升必须同时安设声、光信号装置。

(4)装岩机钢丝绳应定位牢固,并经常检查,防止断裂发生,装岩机操作一侧与巷道帮距不得少于50cm,防止挤压伤人。

(5)必须检查轨道上有无障碍物,是否平整,并通知周围人员注意安全,禁止任何人靠近装岩机工作范围。

(6)电瓶车应有完整的安全防护装置,任何一项不正常不得运行。机车不能超速运行,行驶时应随时发出警示信号,洞内行人应在人行道上行走,注意避车。

(7)运输途中掉道时,应立即发出信号,处理人员应选择安全位置及联系信号,统一指挥处理。

(8)电瓶车及梭车应有制动装置,弃碴处应设挡车防护措施,防止车辆坠落,而发生事故。

(9)隧洞与调压并同时施工,应有专人负责指挥、调度,确保安全。

6混凝土浇筑、锚喷支护安全措施

(1)支护必须由熟悉支护安全技术措施和规定且具有丰富经验的工人担任,支护前所必须认真清理顶、帮浮石和松石。

(2)喷射操作人员应经培训方准上岗,操作时应戴好口罩、安全帽、胶质手套、防沙眼罩等劳动保护用品,并扎好袖日,扣好衣钮,作业时要有足够的照明。

(3)操作中喷头绝不准对人,喷射手应牢牢握住喷头,两脚要站稳,集中精力操作,抓握枪头及站立姿势要正确。检查处理诸塞的喷射管路时,须将喷枪口朝无人方向。

(4)喷射混凝土是一种尘量极大的作业,必须加强通风,用吸出式通风,吸风口距喷浆机不超过10米。

(5)在松软破碎地层中进行喷锚作业,必须先打超前锚杆,预先护顶;在含水的地层中喷锚时,必须做好防水工作。

(6)使用的模架要稳固、周正,操作台周边要设防护栏。

(7)移动模架时,要清除模架上的杂物,以免掉下伤人,并有专人指挥。

(8)所有未涉及部分严格按照安全操作规程执行。

7土石方开挖安全措施

(l)土石方开挖爆破开挖时,要做好标志、警戒、信号等工作,规定放炮时间,注意炮眼布置,炮口方向和装药量防止飞石伤人及毁坏附近建筑物。

(2)削坡工作要自上而下进行,严禁上、下同时作业,及时做好浮石清理,施工人员做到身系安全绳,头戴安全帽。

(3)加强对来往行人的指挥,尽量减少运碴与行人之间的干扰。

(4)无关人员严禁进入施工现场。

(5)施工人员必须按要求穿戴好劳动保护用品。

4施工防洪渡汛措施

(l)汛期设专人传汛、监测天气及供水情况,以便及时撤离人员、设备。

(2)准备充足的防洪物资。

(3)加强与气象部门的联系,密切注意天气变化情况。

(4)弃碴场的防护措施要到位。

(5)备有充足的水泵与排水管路。

(6)备用发电机组,保证汛期的设备的正常运行。

5安全教育与培训

(l)进入场地的工人必须进行所属工种的安全教育,经考试合格后方可进行该工种的操作。

(2)工人变换工种,必须进行新工种的安全教育。

(3)工人掌握本工种的操作技能,熟悉本工种安全技术操作规程。

(4)做好安全教育记录,建立"职工劳保发放记录卡",根据工种要求发放并记录。

(5)特种作业人员必须经有关部门培训,经考试合格后持证上岗,操作证必须按其复审不得延期使用。

6安全检查

建立定期的安全检查制度、定时间、定要求,明确重点部位、重点设备、危险岗位。作业段每天,工程队、工区每周,项目部半个月一次进行检查和总结,提出整改意见,落实整改措施,并进行复检。

篇5:进风巷掘进施工安全技术措施

一、现场概况:我队施工的92310进风巷已掘进70米,92310进风巷前70米为半圆拱形断面,采用锚网喷联合支护。巷道毛宽4.80米、净宽4.50米,毛高3.40米、净高3.25米。根据生产技术部安排,我队将变断面及支护形式继续掘进30米。92310进风巷现采用一台FBD-2×15kW局部通风机供风,风机安装在九二盘区皮带巷内,九二盘区皮带巷与92309回风横川交叉点处的大断面的风机起吊锚杆上(安装风机两台,一台备用)。装煤方式采用P-60B型30kW耙斗式装岩机。先将煤装至92310进风巷内SGW—40T刮板运输机(俗称溜子)上,然后运至九二盘区皮带巷内SGW—40T刮板运输机(俗称溜子)上,再运至九二盘区皮带巷皮带上,再运至二水平主皮带巷皮带上,由二水平主皮带运到二水平煤仓。施工所用风、水均从92310进风巷接通,电源来自92311进风巷皮带机头移变。为确保我队在此施工安全顺利进行,特制定以下安全技术措施。附:巷道布置示意图1—1二、技术要求:1、92310进风巷变断面及支护方式继续向前掘进30米,与92310进风巷北帮对齐向前掘进。施工段为矩形断面,采用锚网钢带联合支护,并采用锚索补强支护形式。巷道毛宽5.2米,净宽5.0米;毛高2.2米,净高2.1米。毛断面面积11.44㎡,净断面面积10.05㎡。巷道沿煤顶板、破底板掘进施工。施工过程中严格按地测队所送中线施工。2、巷道支护形式:顶板支护:巷道支护采用树脂加长锚固,锚网梁组合支护系统,并采用锚索补强。锚杆杆体采用Φ20mm左旋无纵筋螺纹钢筋,长度2.0m,杆尾螺纹为M22,有效支护长度为1.9m,锚固方式为树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360。钻孔直径28mm,锚固长度为1300mm。钢筋托梁采用Φ16mm的钢筋焊接而成,外宽80mm,长度为4.7m,安装锚杆位置焊纵筋。托盘采用配套的高强度拱形托盘。靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成30°角,其它与顶板垂直。采用10#铅丝编织而成的菱形金属网护顶,金属网规格为1300mm×5000mm,网孔规格50mm×50mm,连接采用搭接形式,搭接长度为100mm,并用双股16#铅丝每隔100mm一道联紧。锚杆排距为1.2m,距巷中三根锚杆间距为1.2米,距巷帮两根锚杆间距1.1米,每排5根锚杆,靠近帮上的顶锚杆距帮300mm。锚杆预紧力矩不小于140N·m,锚固力不小于100kN。在巷道顶部正中每隔3.6米打注一根锚索进行补强。锚索索体为高强度低松弛钢绞线,长度6.3m,公称直径为15.24mm,极限拉断力260kN,延伸率3%,锚索头部设有树脂锚固剂搅拌头,尾部配有高强度锚具,有效支护长度6.0m,锚固方式为端锚,采用三支锚固剂,一支规格为K2335,另两支规格为Z2360。钻孔直径28mm,锚固长度1485mm,锚索外露长度不大于300mm,锚索预紧力应达100kN以上。锚索托板采用300×300×16mm的钢板。巷帮支护:采用单体锚杆支护。锚杆采用Φ16×1600mm的金属树脂锚杆。托盘采用长×宽×厚=120×120×6mm的配套的拱形托盘,正中钻Φ20毫米的锚杆眼。有效支护长度为1.5m,锚固方式为树脂端头锚固,采用一支规格为CK3538锚固剂。钻孔直径43mm,锚固长度为292mm。锚杆预紧力矩不小于100N·m,锚固力不小于50kN。锚杆排距1.2m,每排布置两根锚杆,最上面一根距顶板400mm,锚杆间距800mm。靠近顶板的锚杆安设角度为与水平线成10°角,其余与巷帮垂直。附:施工断面示意图(1-1)2-1三、施工作业程序和主要工序:1、采用掘支单行作业,一次成巷作业方式。2、掘进方式:采用钻爆法,即采用7655型气腿式风钻或MQB-35型气动手持式钻机打眼,煤矿许用国产毫秒延期电雷管引爆,煤矿许用二级乳化炸药爆破,MFB-150型发爆器起爆。3、施工组织:采用“四·六”制作业,每天四班掘进生产,班内检修。4、循环形式及循环进度:每班一个循环,循环进度1.2m,日进度4.8m。5、主要工艺流程:交接班安全检查→打眼→装药、爆破(掏槽)→喷雾、洒水→安全检查→装药、爆破(辅助)→喷雾、洒水→安全检查→装药、爆破(开帮、压顶)→喷雾、洒水→安全检查→临时支护(铺联网→上钢带→前伸前探梁达排距要求→将钢带与顶板背紧)→安全检查→出煤→打注锚杆(锚索)永久支护→打注帮部锚杆→清煤→验收。?附:施工平面及设备布置示意图3—16、打眼作业组织打眼作业时,工作面一人持钻操作,一人领钎,并派一人负责观山指挥,一人准备工具和停送风、水。7、炮掘施工作业爆破方式:分次装药,分次爆破,一次装的药一次引爆。联线方式为串联。炸药采用煤矿许用二级乳化炸药,规格为φ35×200毫米,重200克/卷。雷管采用煤矿许用国产毫秒延期电雷管。附:炮眼布置示意图3-2爆破网络联线示意图3-3炮眼布置及装药量表3-18、装煤(矸)方式装煤方式:采用P-60B型30kW耙斗式装岩机将煤装至40T溜子上。9、运输方式及运输路线运煤方式:采用两部SGW—40T刮板运输机(俗称溜子)运输路线:采用P-60B型30kW耙斗式装岩机将煤装至92310进风巷内的SGW—40T刮板运输机上→九二盘区皮带巷内的SGW—40T刮板运输机→九二盘区皮带巷DSJ120/180/2×200皮带上→二水平主皮带巷DSJ120/180/2×200皮带上→二水平煤仓。10、临时支护形式用前探梁托住钢筋托梁支承顶板作为临时支护,然后出煤打注顶部锚杆进行永久支护。(1)前探梁为2根长4.0m的∏型钢梁,用自制的带螺孔的吊环悬挂在顶板上。(2)临时支护工艺过程安全检查→铺联网→放好钢带于前探梁上→前伸前探梁达排距要求→调整钢带位置并将顶板与钢带背紧。(3)临时支护方法:爆破后,班长指定一名有经验的老工人站在永久支护下,用长钎杆或其它长柄工具认真进行安全检查,敲帮问顶,找掉顶帮活煤、活矸,在确认安全无误后,支护工站在永久支护下进行铺网、联网。网片规格为:1300mm×5000mm的金属菱形网,连接采用搭接形式,搭接长度为100mm,并用双股16#铅丝每隔100mm一道与原网片联紧。联好网后,把钢带放在前探梁上,把前探梁向前伸达到要求排距后,把钢带与前探梁之间用木楔等刹紧后,将顶板与钢带背紧,完成临时支护。前探梁为2根长4.0m的∏型钢梁,用自制的带螺孔的吊环悬挂在顶板上,吊环通过螺孔紧固在巷道内距工作面最近的三排永久支护的6根锚杆的外露部分,∏型钢梁从套环环孔穿过组成临时支护装置。前移前探梁时,要把金属网拉直、涨紧,不能弯曲、打折。临时支护好后,再进行下道工序。(4)质量标准联网必须符合措施规定,前探梁必须穿好在自制的吊环内,托好钢带,钢带与顶板之间必须采用背板、木楔背紧。(5)临时支护距离巷道永久支护端头距工作面迎头(临时支护距离),爆破前不大于0.3m,爆破后不大于1.5m。附:最大和最小控顶距平面和剖面示意图3-4临时支护示意图3-5(6)验收制度及责任制A、交接班时,班长要负责检查前探梁的完好情况,发现问题及时处理。B、生产施工中,必须坚持使用临时支护,临时支护必须合格有效,严禁超控顶作业,严禁任何人在空顶下作业。C、临时支护要在班长统一指挥、并由有经验老工人负责观山下进行,发现问题及时处理。D、临时支护时,所有工作必须经班长和验收员验收合格后,方可进入下一道工序施工。E、验收员每班必须进行锚杆支护质量监测(锚固力除外),检查包括锚杆间距、排距,锚杆安设质量,锚杆外露,铺联网质量,托盘安设质量,锚杆安设角度,锚杆预紧力矩等。检查范围覆盖当班所打注锚杆,班长和验收员必须严格检查验收,对不符和要求的锚杆必须重新补打。11、锚杆拉拔力试验及安全技术措施(1)巷道每打注300根(含300根以下)锚杆必须进行一组锚固力拉拔试验,每组检查三根,并填写锚杆检查记录,锚固力必须达到设计要求。当一组中发现不合格锚杆时,抽检数加倍,如仍有不合格锚杆时,工作面停止施工,查找原因,采取补救措施。(2)试验前,必须严格执行敲帮问顶制,找净顶帮浮矸活块,确认安全后方可操作。锚杆拉力计和力矩扳手要定期检查,凡有问题的不得使用。(3)试验时,必须派专人观察顶板,并找好退路。两人进行具体测试,测试锚杆的正下方或正前方严禁站人。(4)矿压组每旬要对锚杆支护质量进行一次检查,重点是锚固力监测,检查要填写锚杆检查记录表。12、永久支护形式:(1)顶板采用树脂加长锚固,锚网钢带组合支护系统,并采用锚索补强;巷帮采用锚杆钢带联合支护系统。(2)永久支护材料:施工时所用的支护材料及其它技术要求见本措施第二条所规定内容。(3)施工设备及工具:采用MQT-130-A气动锚杆锚索钻机2台(1台备用)打注顶板锚杆锚索,锚固锚杆联结头每班4个,顶板锚杆钻机配套设施及锚固锚索配套设施若干。采用MQB-35型气动手持式钻机或7655型气腿式风钻打帮锚杆眼、炮眼,采用MQB-35型气动手持式钻机注帮锚杆,帮部锚杆钻机配套设施若干。13、运料方式及运料路线锚杆、金属网、钢带等材料由我队自地面装入2TU型矿车或花车。由运输区放至付(副)井底后带到2110巷,再由我队人员运至施工地点。九二材料暗斜井采用55KW绞车提放车,九二盘区回风巷采用无极绳绞车调车,92310回风横川采用人工运料。四、安全技术措施1、严格执行顶板管理制度,施工人员进入工作面前必须认真进行敲帮问顶,只有在找净顶帮浮矸活煤,确认安全后方可进入工作面作业。2、掘进过程中,如顶板破碎,或出现离层现象时,采用打注锚索的方法进行加强支护。锚索采用长度6.3m,公称直径为15.24mm的锚索,打注位置视现场情况而定。3、严格检查验收制度,狠抓质量标准化,确保支护质量达到设计要求。4、爆破后必须及时打注顶部锚杆,打注锚杆时,必须在临时支护下进行,严禁空顶作业和超控顶作业。两帮靠近顶板的两根锚杆可滞后5排,靠近底板的一根锚杆在平整巷道后补打。5、工作面不得留有伞檐,严禁空顶作业和超控顶作业。施工中派专人观山指挥,时刻注意敲帮问顶,情况异常时,班长必须立即组织撤出人员,然后采取措施处理。6、每班工作前,班长必须由外向里对支护进行检查,确认安全后方可工作,必须确保施工作业现场退路畅通。7、严格执行敲帮问顶制度,每道工序前必须将工作面顶帮浮矸活石找掉找净,然后方可工作。8、永久支护安全技术措施⑴锚杆钻机技术要求及工作条件①压缩空气:工作气压应保持在0.4~0.63MPa,压缩空气要干燥洁净。如含水过多,会冲刷去气动马达内零件表面的油膜,恶化润滑,并使消音器内结冰,堵塞排气通道,影响机子正常运转。②冲洗水:水质要净,否则水路容易阻塞,水压应保持不低于1.2MPa,如果水压低了,影响岩屑及时从钻孔中排出,从而不能取得理想的钻孔速度,每次钻孔作业毕,应先停水,再让机子空运转一下,有利于去水防锈。③润滑:环境温度在-15℃~10℃时,可用20#机械油,环境温度在10℃~35℃时,可用30#机械油,气动马达中的滚动轴承,锚杆机传动箱的齿轮和付滚动轴承使用2#合成钙基润滑脂ZG-2H(帮部锚杆钻机使用2#合成锂基润滑脂ZL-2)。钻孔作业时,禁止无油作业,先涂上润滑油脂,可有效延长钻杆和钎套的使用寿命。④钻杆:使用对边尺寸为Φ28mm的六方优质成品钻杆,要求具有一定弹性和耐磨性,禁止使用弯曲钻杆。⑵操作方法顶板钻机:手压扳机,开启马达控制阀,压气驱动马达带动主轴旋转;扳转开启气腿控制阀,气腿伸长,关闭气腿控制阀气腿回落,扳转开启水阀,冲洗水进入钻杆冲洗钻孔。手动调节各阀开启量,即可调节钻机转速、推力或水量。⑶开机作业前的检查:①应满足前述工作条件的各项要求。②接装进气、进水接头前,锚杆机各控制手把必须处于关闭位置。每次接装进气、进水接头时,都应冲洗出管内砂石异物,吹净压风管路中的聚留水,并将管接头清理干净。③操作者站位:操纵顶板锚杆钻机时,应站在机子摇臂端的外侧。④按顶板高度(或帮部距离)选用合适的初始钻杆。钻杆过长,会使孔钻不直;过短,会增加钻杆套钎频数,降低作业效率。⑤钻孔前,先空运转,检查马达旋转、气腿升降、水路启闭,全部正常,方可正式投入作业。⑷钻孔:①开眼位时,钻杆转速不可过快,若打的是顶眼,顶板钻机(或风钻)气腿推力要调小一些。②钻孔到位后,关闭气腿进气,调小出水量,减慢钻杆转速,使机子靠重力平稳地带钻杆回落(打帮锚杆则为风钻平稳带着钎杆撤出作业孔)。③套钎钻孔时,长钻杆的钻头直径宜稍小于短钻杆所用的钻头直径。施工所用机具一览表5—1名称型?号数量顶板锚杆钻机MQT-130-A气动锚杆锚索钻机2台帮部锚杆钻机MQB—35型气动手持式煤帮锚杆钻机2台气腿式风钻7655型2台锚固锚杆联结头--4钻杆B19,1.0m;B19,1.5m;B19.2.0m各30套钻头Φ28mm,Φ42mm,双翼各20个锚杆拉拔计MJY—100/802台锚索测力计GYS—1201台锚杆测力计扭矩扳手∮221把扭矩扳手∮181把涨拉千斤--1台⑸搅拌和安装锚杆①不允许使用弯曲不直的锚杆,单独将锚杆插入锚杆孔应能转动自由,无卡紧状况。②先人工用锚杆将药卷推入锚杆孔,并顶到位,装上搅拌套筒,开始用锚杆钻机搅拌、安装锚杆时,机子的转速先以中速为宜。推进时间应与搅拌时间吻合,因为这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态,锚固效果好。即搅拌时切勿一下顶到位,然后开足马力旋转搅拌,因为这样有些锚固剂会被挤出锚固区域,影响锚固效果。⑹作业后:①先关水,并用水冲洗机子外表,然后空运转一下,达到去水防锈目的。②检查钻机有否损伤,螺栓是否松动,并及时处理好。③将钻机竖直置于安全场所,免受炮崩、挤摔、磕碰等意外损伤。⑺安全措施①钻孔前,必须确保顶板与巷帮的稳定,将工作面耙岩机及刮板运输机停电并将其开关手把打至零位并闭锁,然后再进行安全作业。②顶板锚杆钻机禁止平置地面,以防一旦通气并误操作后气腿突然伸出而造成伤害事故。③钻孔时,不准用带手套的手试握钻杆。开眼位时,应扶稳钻机。钻进中不要一味加大气腿推力,以免因推力不匀降低钻孔速度,造成卡钻、断钎、顶弯钻杆、崩裂刀刃等事故。④机子加载或卸载时,会出现反扭矩,但均要把稳摇臂取得平衡。严禁突然加(卸)载,操作者必须注意站位,合理握持把稳摇臂。⑤机子回落时,手不要扶在气腿上,以免伤手。⑻施工前的准备工作①准备好施工所需的一切材料、机具及相关设施,并保证质量。②对施工人员进行技术培训,使其掌握施工工艺及要求,掌握有关机具的使用操作方法,以便在井下施工中保证质量。⑼支护工艺流程①顶板支护的工艺流程爆破→敲帮问顶、找掉→铺联网→上钢带→出煤(为打顶部和巷帮上部锚杆先出部分煤,在能进行打注锚杆时,必须先打注锚杆再出煤)→按钢带限定孔位打支护锚杆孔→清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用尾部事先套上托盘并拧上螺母的锚杆头部顶住树脂药卷送入孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚杆尾部→用锚杆钻机带锚杆搅拌锚固剂至规定时间(15~30秒)→停止搅拌但保持钻机推力等待1分钟→用钻机拧紧螺母(预紧力矩不小于140N·m)→安装其它永久支护顶锚杆。②锚索施工工艺流程定锚索孔位→钻孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用锚索头部顶住锚固剂并送至孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部→转动钻机搅拌树脂药卷(15~30秒)→停止搅拌保持推力等待1分钟→收缩钻机卸下搅拌器→等待15分钟→套上托板→安装锁具→用涨拉千斤涨拉锚索至预紧力为100kN。③帮部支护工艺流程定眼位→钻孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用安装了锚杆安装器的锚杆将药卷推到眼底→用MQB-35型气动手持式钻机(简称“风动钻”)套住锚杆安装器注牢锚杆(搅拌时间为41~90秒)→取下风动钻,用木楔或矸块固定住锚杆使其凝固,等待时间不小于3分钟→待树脂凝固后,取下锚杆安装器→上紧托盘,螺母→安装其它帮锚杆。安装帮锚杆时,钻孔时要保证钻孔角度。应先安装上部帮锚杆,再安装下部帮锚杆,确保施工安全。⑽施工技术要求①顶锚杆和锚索平行作业,顶锚杆及锚索必须同步到位,严禁滞后作业,帮部锚杆支护距离距爆破点不大于6米(5排),靠近底板的一根锚杆在平整巷道后补打。由外向里逐排施工,严禁空班、隔班支护,施工人员严禁进入未进行临时支护的巷道和未支护好的巷道内。临时支护好后,要先清两帮处煤(岩)之后打好角锚杆,然后逐根回缩前探梁,逐根打注其它锚杆,严禁一次回缩两根前探梁打锚杆。②安装顶板锚杆:A、锚杆应紧跟工作面迎头及时支护,最大控顶距不得超过1.5米,当顶板较破碎时,应适当缩小排距,排距可缩至0.8米。B、锚杆机钻孔时,先用1.0m的短钎杆,后换2.0m的长钎杆,采用Φ30mm的钻头。钻孔时升起锚杆钻机,使钻头插入相应的钢带孔位置进行钻孔,孔深要求为1900±30mm,并保证钻孔角度,钻到预定孔深后下缩钻机,同时清孔,清除煤粉和泥浆。C、放树脂药卷时,先放入K2335快速药卷,再放入Z2360中速药卷。锚杆体套上托板并带上螺母,杆尾通过联接套与锚杆钻机机头联接,杆头端插入已装好锚固剂的钻孔中,升起钻机将孔口处药卷送入孔底。D、利用锚杆钻机搅拌树脂药卷时必须严格按厂家要求控制搅拌时间(15~30秒),同时要求搅拌过程必须连续进行,中途不得间断,等待1分钟左右后用锚杆机拧紧螺母,预紧力矩应达到140N·m,使锚杆具有一定的预紧力。检查预紧力时使用力矩板手。E、锚杆排距误差不得超过设计值的±50mm,间距按钢带布置的间距施工,外露不大于50mm,不小于20㎜。⑾锚索安装:①锚索应紧跟掘进工作面安装,严禁滞后。②钻机钻孔时配B19中空六方接长钻杆和Φ28mm双翼钻头,孔深控制在6000±30毫米内。③安装树脂时,先放入一支K2335快速药卷,再放入两支Z2360中速药卷,然后插入锚索将树脂推入孔底。④锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连,然后开机搅拌,搅拌时先慢后快,待锚索全部插入索孔后,采用全速旋转搅拌至规定时间(15~30秒)。停止搅拌后等待1分钟左右,收缩钻机,卸下搅拌器,搅拌后锚索外露长度应控制在200~350mm以内。⑤涨拉锚索。等待15分钟后,装上托板、锁具,用涨拉千斤涨拉锚索至设计预紧力(100kN),之后卸下千斤顶。⑥锚索间距误差不得超过设计值±50mm。⑿顶锚杆和帮锚杆的托盘必须密贴顶板(钢带)和巷帮,且必须保证将螺母拧紧。⒀支护作业前,班组长要组织有经验的老工人进行敲帮问顶,观察顶帮压力情况,防止顶帮掉矸事故发生,确认安全后,方可按施工工艺流程进行打眼、注锚杆等作业。⒁锚杆钻机、风钻打眼严格按厂家提供的说明书和相关工种操作规程及其工种岗位责任制进行操作,严禁违章作业。⒂使用锚固剂锚固锚杆前,必须先将钻孔冲洗干净。⒃打眼时,领钎工要按所标定或限定眼位准确着眼,并与打眼工密切配合,注意顶板及两帮情况,防止蹬空、断钎、顶板掉矸等事故发生。⒄严格执行钻开水开,钻停水停,加强工作面及低凹区积水排除工作。⒅施工时,工作面人员多,各工序之间一定要密切配合,严禁无序混乱作业,班组长要组织指挥得当,防止意外事故发生。⒆严禁使用不合格的支护材料及配套设施。①打注锚杆、锚索后,验收员或班长必须现场编号,上井后必须填写记录,以便抽检发现问题后责任落实到人。②对失效或不合格的锚杆、锚索、外露大于350mm的锚索,必须按标准重新补打合格。③巷道顶锚杆允许偏差±5°,帮部锚杆起锚高度(下面一排锚杆距底板)允许偏差±50mm,锚杆外露不大于50mm,不小于20mm。?④为了保证安全生产,同时为将来完善设计提供依据,必须配备必要的矿压观测设施,即每隔30m~50米安设一个顶板离层仪(布置在巷道顶板中心处),用于观测围岩的移动情况,现场设置观测牌板,并作好记录。一旦发现异常现象,观测人员应立即报告队领导,并向生产技术部矿压组反映,以便采取相应的措施。⒇施工组织①打眼工必须按《锚杆钻机打眼操作规程》及前述锚杆钻机技术要求对锚杆钻机作使用前的检查,接好风水管路,试运转正常后,方可将钻机运至工作面,根据施工技术要求和定出的眼位进行打眼。②打眼时,一人抓钻机的控制手把,一人抓钻机的扶手,安上1.0m长的钻杆,操作人员先轻轻旋转左右控制开关,将气腿升起。钻头顶住顶板或巷帮。然后逐渐按下手把上的板机,启动风动马达。推进时要注意听钻机声音,不能用力过猛。③钻进中要随钻孔的深入更换或加长钻杆,眼打够深后,停止推进,使钻旋转退出钻杆,工作人员按工艺流程及施工技术要求进行注锚杆施工。④锚杆布置应与煤岩层面或主要裂隙面及巷道周边垂直。⑤每支护300根顶锚杆抽检三根进行一次拉力试验,具体由生产技术部矿压组负责。⑥采用风钻、锚杆钻机打眼时,要严格执行相应操作规程。⑦整个打注锚杆施工过程,必须在班长的直接指挥下,必须由有经验的老工人负责观山,锚杆钻机1人操作,1人协助,风钻要两人操作。钻眼时,除操作人员,其余人员要撤离工作面,操作人员必须掌握钻机有可能的倒向。要严格按《煤矿安全规程》第44条要求进行施工,且要将工作面耙岩机及刮板运输机电源停电并闭锁,以防误动作伤人,要保持退路畅通,发现异常立即撤人。9、施工安全技术措施⑴须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验,每次数量不少于3根,如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对锚固参数进行调整和修改。⑵为了保证施工质量,须对锚杆锚固力进行抽检(5%的比例),抽检指标为锚杆锚固力不低于100kN,发现不合格锚杆,应在其周围补打锚杆(300mm范围内)。⑶掘进时形成的巷帮超宽或片帮超宽,应及时处理,可采用补打单体锚杆的方法进行补强。每侧帮超宽500mm必须补打1根锚杆。⑷巷道地质条件发生变化时,应根据变化程度,调整支护参数或采取应急措施及时处理,如采用锚索加固,缩小排距为0.8米。若顶板破碎后冒落无法采用锚杆支护时,要另行制定安全技术措施。⑸施工过程中,每隔30米~50米在顶板安设一个离层指示仪(布置在巷道顶板中心处),用于观测围岩的移动情况。一旦发现异常现象,观测人员应立即报告队领导,并向生产技术部矿压组反映,以便采取相应的措施。⑹顶板铺网时,要求拉直拉紧,网间搭接长度不小于100㎜。用双股16#铅丝每隔100㎜联一道。⑺涨拉锚索时,每次使用要两人协作,涨拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上,加压后,工具锚卡住纲绞线后方能松手,并用8#铁丝将千斤绑在顶网上。操作人员要避开涨拉油缸轴线方向,以保证安全。⑻涨拉时,发现不合格锚索,必须在其附近300mm的范围内补打合格锚索。锚索安装两天后,如发现预紧力下降,必须及时补打。10、提高打眼质量措施1)打眼前,班长和验收员必须看好中线,准确地把中线延伸至工作面迎头,按炮眼布置图要求将眼位标注到工作面。2)打眼工必须严格按爆破图表中设计的炮眼角度、深度打眼。11、打眼安全技术措施1)打眼前必须严格执行敲帮问顶制度。敲帮问顶时必须采用镐或长撬棍由外向里逐段检查,将顶帮浮矸活煤找掉,严禁空顶作业。2)每次打眼前,打眼工必须检查顶板、煤壁、支护、通风、瓦斯、煤尘等情况,确认安全后,方可进行打眼操作。瓦斯浓度小于1.0%时,方可进行打眼作业.3)打眼前及打眼过程中,观山人员要时刻注意观察工作面顶帮支护情况,发现问题及时停钻处理。4)按眼时,必须使钻头落在实处,如有浮矸活煤,应先处理后再按眼。5)严禁在残眼内继续钻眼,缺水或停水时应立即停止钻眼,严禁干打眼。11、爆破方式及安全技术措施⑴爆破方式:分次装药,分次爆破,一次装的药一次引爆。联线方式为串联。炸药采用煤矿许用二级乳化炸药,规格为φ35×200毫米,重200克/卷。雷管采用煤矿许用国产毫秒延期电雷管。⑵严格执行《煤矿安全规程》中有关井下爆破的规定。⑶爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁装药,爆破。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破,严禁裸露爆破。⑷爆破前,班组长必须亲自布置专人至警戒线和可能进入警戒区的所有通路上设好警戒,同时派出联络人员,警戒人员必须在安全地点进行警戒,没有接到班组长的命令不得擅离岗位。待设好岗,联络人员返回工作面通知班长。班长将工作地点的所有人员撤到警戒线外,清点人数,确认警戒区内无人后,方可下达爆破命令,爆破工方可按程序爆破。爆破警戒安全距离直巷不小于120米,弯巷不小于75米,且拐弯后不小于10米。附:爆破警戒示意图4--1⑸装药和脚线的连接,可由经过专门培训的班组长协助爆破工进行,但爆破母线与雷管脚线的连接,检查线路和通电工作只准爆破工一人进行。装药和连线时,必须仔细检查工作面的顶帮情况,认真执行“敲帮问顶”的各项规定。如发现问题,要及时处理。⑹爆破前,必须将爆破地点的工具、管路、瓦斯探头、设备(除耙岩机、溜子外)等撤出距爆破地点30米外并用旧皮带加以可靠保护,将距爆破地点处20米范围内的电缆放至地面,采用架板或旧皮带覆盖进行保护,确实不易撤出的,必须有可靠保护。影响爆破安全的必须先行维护,确保安全可靠。⑺装药前应检查工作面顶板情况,切断工作面附近的一切设备电源,并闭锁开关,确认安全后方可装药。在进行装药、连线、爆破时,一切工作均严格执行《煤矿安全规程》第315条-342条有关规定。⑻爆破工接到爆破命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒钟,方可通电爆破。爆破必须严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。⑼爆破后,待炮烟被吹散,班组长和爆破工首先巡视爆破地点,由外向里检查顶板、煤壁、支护、通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆等情况,发现问题及时组织人员处理。确认安全后,其他人员方可进入工作面。⑽警戒人员接到班组长撤回命令后,方可离开警戒位置。⑾处理拒爆、残爆时,必须严格执行《煤矿安全规程》第342条的规定。⑿爆破工要严格按《爆破工操作规程》要求进行操作,炮眼应用水炮泥,水泡泥外剩余的炮眼部分,应用粘土炮泥封实,封泥长度执行煤《矿安全规程》中第329条规定。⒀爆破前后必须对工作面及巷道洒水降尘。⒁爆破前必须对巷道内的离层仪进行可靠保护,以防爆破崩坏。12、通风方式:采用压入式局部扇风机通风。工作面所需风量及风机选择:(1)按瓦斯、二氧化碳涌出量计算:Q掘=100·qCH4·KCH4=100×0.1×1.7=17(m3/min)(1)Q掘=1000/15·qCO2·KCO2=(1000/15)×0.02×1.7=2.3(m3/min)?(2)式中:Q掘--掘进工作面实际需要风量,m3/min。qCH4--掘进工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。?qCH4=qCH4(相对)×T/1440=2×(54.9/1440)=0.074(m3/min)。qCO2--掘进工作面回风巷风流中二氧化碳的平均绝对涌出量,?qCO2=qCO2(相对)×T/1440=0.4×(54.9/1440)=0.015(m3/min)。?T--为日产量,54.9吨/天?KCH4--瓦斯涌出不均衡通风系数,一般取1.5-2.0,本工作面取1.7。?KCO2--二氧化碳涌出不均衡通风系数,一般取1.5-2.0,本工作面取1.7。?qCH4(相对)和qCO2(相对)数据由地测队提供。炮掘工作面按每千克炸药供风量不小于25m3/min计算:Q掘>25AQ掘>25×5.1?=127.5m3/min?(3)式中:A——一次爆破炸药最大用量,KgQ掘——掘进工作面实际需要风量,m3/min按每人供风量不小于4m3/min计算:Q掘>4N(4)Q掘>4×8式中:N——掘进工作面最多人数,人。Q掘>32m3/min(4)取公式(1)、(2)、(3)、(4)计算结果中的最大值127.5m3/min作为掘进工作面的风量,并按风速进行验算:Q掘<60·V·S掘?=60×0.25×11.5=172.5(m3/min)式中:Q掘——掘进工作面实际需要风量,m3/min,取Q掘=127.5/minV——掘进工作面的最低风速要求:岩巷取0.15m3/min,煤和半岩煤巷取0.25m3/min。S掘——掘进工作面的净断面面积,m2(5)经计算后,取Q掘=172.5m3/min作为工作面配风量。FBD-2×15KW局部通风的实际吸风量为270m3/min,可满足n·Q吸≥1.25Q需要求。式中:Q吸——局部通风机吸风量,m3/minQ需——掘进工作面的需风量,?m3/min??n——局部通风机台数,?1(6)计算掘进工作面风量:Q掘≈n·Q吸Q掘≈270m3/minQ掘——掘进工作面配风量,m3/min(7)计算安装局部通风机所在巷道需风量:Q巷=60·S·V+n·Q吸?=60×7.37×0.25+270?=380.5m3/min式中:Q巷——安设局部通风机所在巷道的需风量,m3/min。V——安装局部通风机巷道的最低风速要求:岩巷取0.15m3/min,煤和半岩煤巷取0.25m3/min。S——安装局部通风机所在巷道的净断面,m2经计算符合《凤凰山矿矿井风量计算方法》,本掘进工作面选择FBD-2×15kW压入式局部通风机供风,安设局部通风机的二水平主回风巷风量不小于380.5m3/min,保证局部通风机不发生循环风。(7)风机安装位置、风筒出口距工作面距离:风机安装位置:风机安装在九二盘区皮带巷内,九二盘区皮带巷与92309回风横川交叉点处的大断面的风机起吊锚杆上。风筒出口距工作面距离:风筒出口距工作面距离不大于20米,且保证瓦斯不超限。(8)风筒采用φ600毫米×10000毫米的胶皮阻燃风筒。风筒在九二盘区皮带巷时悬挂于巷道西帮,拐弯后在92310进风巷时悬挂于巷道北帮,环环吊挂成直线,每5米打注一个风筒吊挂钩,风筒距底板不低于1.4米。(9)通风系统及风流方向进风风流:地面→南入风井→二水平一横川→二水平主皮带巷→九二盘区皮带巷→风机、风筒→工作面。回风风流:工作面→92310进风巷→92310进风横川→九二盘区回风巷→二水平主回风巷→二水平回风斜井→南回风井→地面。附:通风系统及避灾路线示意图4-2(10)综合防尘安全技术措施①采用风钻湿式打眼,冲洗巷壁及工作面,装药使用水炮泥(每眼装2个水炮泥),爆破后喷雾洒水,净化风流等综合防尘措施。②建立完善井下防尘洒水管路系统,安装净化水幕和耙岩机及刮板运输机转载点喷雾设施。③加强个体防护,施工人员佩戴防尘口罩。④每次爆破前及爆破后,对距工作面30米范围内的巷道进行洒水降尘。⑤每次爆破后及装煤过程中,要对煤堆进行洒水降尘。⑥距爆破点30米安装爆破自动喷雾,距爆破点50米安装净化水幕。⑦必须及时延长风筒,以保证风量。13、安全监控设备布置及断电范围⑴本工作面配备两台P2140KP甲烷传感器,一台P003断电器,一台KGT-E开停传感器。工作面安装一台甲烷传感器,距掌面不大于5米,其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为<1.0%CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。在巷道回风距巷口10~15米处安装一台甲烷传感器,其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为<1.0%CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。⑵安装标准及使用维护管理制度①严格按照甲烷传感器安装质量标准安设,安装在工作面的甲烷传感器应悬挂在距工作面迎头不大于5米,风筒的另一侧,距顶不大于300毫米,距帮不小于200毫米处。②每天由专人检修维护,以确保甲烷传感器处于完好状态,如发现问题及时处理。③甲烷传感器必须安设在牢固可靠的支护处,随着工作面的推进而及时前移。④监测监控队负责甲烷传感器的核对,每周至少校对一次。⑤每班由专人清理隔爆罩上的煤尘。附:监测监控和防尘系统示意图4-3?供电系统示意图4-414、装煤作业安全技术措施(1)使用耙岩机前,必须认真检查各部件完好,螺丝齐全有效,联接牢固,刹车装置必须完好可靠。(2)耙岩机安装于距工作面最小距离6m的轨道上,并用卡轨器卡紧在轨道上,把机身固定,迎头安装临时阻车器。耙岩机距工作面达30m时必须向前移耙岩机。每次移耙岩机时,耙岩机的前方严禁有人工作。(3)耙岩机卸料槽采用钢丝绳或40T大链拴牢在巷顶的软锚杆上,软锚杆要用硬锚杆固定牢固,钢丝绳或40T大链要拴紧捆牢,固定在卸料槽两边(紧靠尾轮)。(4)耙岩机必须装有防耙斗出槽的护栏,必须有良好的防爆照明,人员操作一侧装有护绳栅栏,钢丝绳发现磨损严重时及时更换。严禁在耙斗运行范围内进行其他工作和行人。(5)固定滑轮的软硬锚杆可打在巷道两帮和巷道顶上,软硬锚杆必须牢固有效,孔深不得小于600mm。(6)耙岩机司机持证上岗,严格执行其操作规程,开机前必须检查设备完好情况并试运转,正常后方可出煤岩。必须先将耙岩机控制开关停电,并将开关手把打至零位后方可离开岗位。(7)耙岩机工作前,必须对耙岩机耙斗运行范围内的影响耙矸的铁管、铁柱、杂物等进行清理、吊挂或码放,确认安全后方可工作,耙岩机耙斗运行时,严禁有人在耙斗运行范围内行走或作业。(8)移耙岩机时严格执行耙岩机操作规程,耙岩机可向前掘够30m时再出煤、移动。(9)溜子机尾必须打双地钩压牢,地钩由Φ≥30毫米,L=1000毫米的圆钢加工而成,眼口用木楔背紧,地钩距机尾轴中心不大于0.8米,并在溜子机尾安装防护罩(耙岩机处溜子机尾可以不安装防护罩,施工人员通过机尾时,必须保证与溜子机尾滚筒最少1米距离)。拆接溜子,紧链时必须用紧链装置,解、接刮板大链时,开关手把必须打至零位并闭锁。溜子机头要打地锚固定,地锚采用Φ16×1600毫米的金属树脂锚杆,锚杆采用MQB-35型手持式煤帮钻机注牢,锚固力不小于50kN,地锚与机头之间要用大链栓紧捆牢。4)溜子(SGW—40T刮板运输机)司机操作安全措施①必须持证上岗,严格执行溜子司机操作规程及溜子司机的岗位责任制,严禁倒开溜子和用溜子运料及设备配件,严禁任何人乘坐溜子。②严格按信号开停,信号为声光组合信号,规定为“一停,二开”。③溜子司机接到开机信号后,要先轻轻向前点开几下,无异常情况时,再正常开启溜子。④在离开岗位前,要先把所开设备的控制开关打至零位并闭锁。⑤开机过程中,司机必须集中精力,眼观机头,发现问题立即停机检查处理。⑥严禁横跨溜子,需横跨处要加过桥,除出煤(矸)施工时,开启溜子,其余时间均要闭锁溜子开关。5)耙煤(矸)时,要将工作面的甲烷传感器保护好或拿出工作面至安全地点,以免耙煤(矸)时损坏甲烷传感器及信号线。耙煤(矸)结束后,要及时将甲烷传感器恢复原位。15、采用绞车运输时,必须遵守以下各条规定(1)绞车司机必须持证上岗,严格执行其操作规程。开车前检查小绞车的完好情况,小绞车固定应平稳牢固,地锚及基座螺丝不松动;小绞车的制动闸和离合闸,应操作灵活可靠,闸带完整无断裂;钢丝绳要求无弯扎、无硬伤、无打结、无严重锈蚀、无断股,在滚筒上排列应整齐,无严重咬绳、爬绳现象。经检查一切符合规定后,先开空车试运转,正常后,方可按信号指令开车,否则不得开车。(2)挂钩工挂联车使用合格的联接装置,严禁使用非标准件,车辆必须完好,挂联车数严格执行绞车牌板规定,严禁超拉多挂。遇有上、下坡时,采用绞车对拉,使用两台绞车对拉时,两台绞车必须同时有司机操作。(3)平巷运输坚持使用阻车器,临时停车点必须在车辆两端打牢飞机杠。(4)使用绞车牵引车辆时,必须在行车区段的两端及其他巷道与行车区交岔口安全地点站岗拦人,严格执行“行人不行车,行车不行人”的规定。斜巷提放车时,必须在坡顶与坡底阻车器20米外的安全地点设岗拦人。(5)在有斜坡地点临时停车时,必须打牢飞机杠,并使用大链穿马蹄固定在两根轨道上,绞车换绳处必须安装阻车器,且处于常闭状态,车通过时打开,之后及时关闭。(6)提放车前,必须巡视行车路线,消除隐患。信号工确认安全后方可发信号开车,绞车司机听到回铃信号后方可开车。信号使用双向声光往返式信号联系,信号规定为“一停、二拉、三放”。提放车辆结束后,必须先将绞车控制开关手把打到零位停电并闭锁后,司机方可离开。(7)人力推车时,一次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距,在巷道坡度小于或等于5‰时,不得小于10米,坡度大于5‰时,不得小于30米,坡度大于7‰时,禁止人力推车。严禁放飞车。坚持使用阻车器,临时停车时,必须用道木打牢飞机杠,以防跑车。(8)落道车复轨时,必须有专人观山指挥,严格执行《辅运车辆掉道复轨安全措施》。在斜巷处理掉道车时,绞车司机将钢丝绳拉紧并压紧绞车闸把。在斜巷上、下平段设警戒拦人,采用专用工具(千斤顶等)上道时先上下方车轮、后上上方车轮,严禁使用绞车硬拉上道。处理掉道车时严禁非工作人员接近现场。处理落道车事故时,安检工和班长必须到现场,由班长统一指挥。严禁人员站在掉道车的下方进行复轨。(9)运输中,严格执行《凤凰山矿辅助运输操作规程》的规定。(10)装料时,严格执行《辅助运输材料装车及捆绑规定》,严禁超高、超宽、超长、超重。施工人员严格执行其操作规程。(11)装卸料时,人员要密切配合,行动一致,并注意前后左右是否有人及障碍物,做到“三不伤害”。(12)使用无极绳绞车时,我队人员要严格执行无极绳绞车运输的各项规定。16、预防瓦斯事故的安全措施1)加强爆破管理,严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”,严禁裸露爆破。2)加强通风管理,完善通风系统,工作面及其它地点配风量必须符合规定,任何人不得随意停、开局部扇风机和损坏风筒,瓦检员要定期检查瓦斯。3)加强瓦斯安全监测,管好、用好便携式甲烷检测仪和甲烷断电仪,严格执行甲烷电闭锁,杜绝瓦斯超限作业。开工前,班长必须检查工作面瓦斯,确认浓度小于1.0%时,施工人员方可进入工作面。4)施工人员必须随身携带自救器。5)严格执行风电闭锁,严禁任何人乱停局部扇风机。因故停风时,必须撤出工作面所有人员至全负压通风巷道中,并在巷道口设警标或设警戒拦人,防止其他人员进入无风区。在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时,且局部扇风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启风机。当瓦斯浓度超限时,必须立即报告矿调度台、通风区,由通风区派人处理。6)严格执行《煤矿安全规程》中的有关通风瓦斯管理规定。7)加强机电管理,杜绝电气事故和失爆现象,停送电严格执行《凤凰山矿停送电制度》。8)如果发生瓦斯事故,施工人员必须佩戴好自救器按避瓦斯灾害路线撤退。17、预防火灾的安全技术措施⑴必须按照《煤矿安全规程》有关规定建立健全防灭火管理制度。⑵加强机电管理,杜绝电气事故和失爆现象,严禁带电检修、搬迁设备,预防电器火灾,严禁明火作业。⑶加强通风管理,杜绝瓦斯、煤尘爆炸、燃烧事故。⑷严禁裸露爆破,爆破严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。⑸搞好文明生产,消除巷内棉纱、布头、纸屑等易燃物品。⑺完善消防洒水管路系统,工作面备有消防软管,巷道每隔50m设置支管阀门。⑻一旦发生火灾时,应立即切断巷内一切设备的电源,积极组织灭火,并向矿调度指挥部汇报,当威胁到人身安全时,必须戴好自救器,立即按避灾路线撤退。18、预防透水的安全技术措施⑴遇有透水征兆时(挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水,水色发浑,有臭味等异状)。必须立即停止作业,采取措施,向矿调度台汇报,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。⑵如发生水灾事故时,施工人员必须积极组织抢救,及时汇报,必要时按避灾路线有组织撤退。19、预防顶板事故的安全技术措施1)冒顶事故的预兆⑴顶板下沉量和下沉速度急剧增大,支护变形和损坏现象增加。⑵前探梁载荷明显增大,并有声响和顶板掉渣。⑶煤岩壁压酥片帮严重,瓦斯含量增大、淋水增大等。2)预防冒顶堵人的安全技术措施⑴任何人到达工作地点,都必须对周围的顶帮及支护进行检查,发现问题及时处理,支护间若有活矸、活煤必须立即找掉。⑵坚持使用临时支护,严禁空顶作业和超控顶作业。⑶施工过程中,要时刻注意顶帮及工作面支护变化情况,发现异常现象,立即停止工作并进行处理。⑷如工作面压力增大,顶板破碎或出现其它特殊情况时,另行制定相应措施。3)应急处理冒顶事故的安全技术措施⑴我队井下应急材料堆放在九二盘区皮带巷内,距工作面不大于100米处,应急材料应挂牌堆放整齐,任何人不得擅自挪用,其应急材料为:HZWA-2500金属摩擦柱20根和1.5米板梁40根。⑵当事故发生后,全体人员应保持清醒的头脑,不可慌张,应冷静的分析判断,并清点工作面人数,准确地判断冒顶范围和程度,判断是否有人被压堵,并及时派专人用电话将情况汇报队值班及调度指挥部。⑶经准确分析判断后,确认有职工被堵在冒顶区内,且冒顶区已冒实的情况下,我队人员应迅速将工作面的静压水管阀门关掉,然后将工作面的压风管拆开,将新鲜风流输送到冒顶区内,并采用敲击静压水管和压风管等办法通知被堵人员,被堵人员在冒顶事故发生至送入新鲜风流期间,应正确佩戴自救器进行自救,在救助人员到达之前,我队人员应按照正规处理冒顶的方法进行处理。⑷我队被堵人员应保持沉着冷静,尽量找安全地点*,减少个人呼吸量,以延长待救时间,防止窒息。⑸我队被堵人员还应发出灯光,敲击声等信号,以便被人及时发现和抢救。⑹我队受灾人员应节约使用矿灯,尽可能用一盏灯亮,以延缓待救时间。⑺经准确分析判断后,确认有职工被堵在冒顶区内,且冒顶区冒落的煤矸量不大时,我队人员可轮流清理,扒出通道,进行自救,但必须同时注意顶板。⑻经分析判断如果是小面积冒顶埋人事故,应迅速将应急材料(板梁、摩擦柱)运到位,用板梁及摩擦柱支设空顶区,可根据实际情况支设成三角形或矩形状的临时支护,并用板梁密背,迅速出矸出煤开始搜寻抢救工作。⑼如遇大面积冒顶埋人事故,应按照正规处理冒顶的方法进行处理。⑽在应急处理冒顶事故前,首先应认真检查冒顶区附近的支护情况,并用加设点柱的方法加固支护不牢固的支护,控制好顶板,确保事故不再扩大,然后尽快处理,救出人员,点柱要用应急材料金属摩擦柱,并支在实底上,用液压升柱器升紧锁牢,并用10#铁丝将柱头与棚梁捆紧。⑾所有工作人员在作业过程中应确保退路畅通,并在作业过程中派有经验的老工人观察顶板。⑿按照加固支护→出矸(出煤)→安全检查→架棚→安全检查→勾顶的顺序逐架进行。⒀当出矸(煤)达到规定的棚距时,采用板梁上梁护顶,开始勾顶工作,勾顶期间,勾顶人员与递料人员应配合一致,勾好顶后,用背板、木楔将井字木垛与顶板接实接严。⒁勾顶过程中,要时刻注意顶板的情况,一旦发现可疑情况,要立即停止作业,待隐患处理好后,方可继续作业。⒂重复上述工序逐架进行,在出矸(煤)时工作人员要保持轻、快,以确保既快速出矸,又不伤害被埋人员。⒃如遇大面积冒顶非伤亡事故,即既没有被埋人,被堵人的现象,则应立即停止作业,另行制定专门措施,加强支护,由外向里,按措施进行处理冒顶。⒄在抢险过程中,作业人员只有在确认安全的情况下方可作业,杜绝冒险去抢险,以免再次扩大事故。20、避灾路线1)发生瓦斯、火灾事故的避灾路线作业地点→92310进风巷→九二盘区皮带巷→二水平主皮带巷→二水平一横川→南入风井→地面。2)发生水灾事故的避灾路线作业地点→92310进风巷→92310进风横川→九二盘区回风巷→九二材料暗斜井→2110巷→2110二斜井→2112巷→轨道回风巷→中部车场→主(副)井→地面。21、提高工程质量措施⑴人人应知质量标准,把搞好工程质量放在首位。⑵班班有质量验收员,对不合格的工程责令班组进行整改达质量标准。⑶验收员必须严格按标准进行验收。22、开口施工安全技术措施:1)此措施适用于92310进风巷变断面及支护系统前5米范围内。2)变断面及支护系统前0.5米,采用“打浅眼、放小炮、少装药、多爆破”的方法向前掘进。眼深根据实际情况确定,但不得小于300毫米,不大于500毫米,眼距不小于400毫米,不大于600毫米。每眼装药量不大于1/3卷,每次最多联放6个眼,炮眼装药后用炮泥封满填实。变断面及支护系统前0.5米后,采用正常方法掘进。3)变断面及支护系统前,要将巷道内,距爆破地点前后20米范围内的管路、设备等用旧皮带包裹或用架板覆盖,必须将爆破点前后20米电缆取下放到底板上用旧皮带包裹或用架板覆盖加以可靠保护,并确认保护到位后,方可爆破。4)92310进风巷变断面及支护系统前4排范围内要在每排锚杆间打注锚索槽钢进行加强支护(变断面处以打注锚索进行加强支护)。槽钢采用12#槽钢,槽钢长2.4米,眼距1.8米。锚索采用长6.3m,公称直径为15.24mm的锚索。槽钢锚索要紧随钢带支护,严禁滞后。5)巷道换断面及支护系统时,临时支护采用木点柱形式。木点柱采用三根直径不小于150㎜,长1.8米左右的红松圆木,点柱间距1.3米,距帮不超过1.3米,距永久支护和掌面均不超过1.0米。6)其余各项均严格执行本措施的各项规定。附:换断面处加强支护示意图4-5换断面处临时支护示意图4-623、各工种必须持证上岗,严格执行操作规程的各项规定。24、所有参于此项工程的施工人员必须认真学习本措施,并签字后方可上岗。注:本措施中未注单位均为毫米。?