北翼井底煤仓及装载硐室作业规程改.docx

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北翼井底煤仓及装载硐室作业规程改

潞安新疆煤化工（集团）有限公司

砂墩子矿井北翼井底煤仓及

装载硐室

施工组织设计

中煤三建（集团）公司二十九处

二0一0年六月

注明：

1、请审批在17日之前。

2、我们已经批完《北翼井底煤仓及装载硐室作业规程》，没有扫描仪，所以没法上传审批文件。

3、请审批完后发过来，审批文件原件回处时再拿。

谢谢！

！

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目录

第一章概况

第二章　　巷道布置

第三章　　施工方法及施工工艺

第四章支护方式及质量要求

第五章生产辅助系统

第六章劳动组织及正规循环作业

第七章安全技术措施

第八章文明施工

第九章安全避灾

第一章概况

1.1、作业规程编制依据：

1）北京华宇设计院提供的《北翼井底煤仓及装载硐室S1614-148.1G-1～6》。

2）砂墩子筹备处提供的《北翼井底煤仓及装载硐室水文、地质资料》。

3）《矿山井巷工程施工及验收规范》和《煤矿井巷工程质量检验评定标准》。

4）《煤矿安全规程》（2010版）

1.2、工程名称及开凿目的：

1）、工程名称

北翼井底煤仓及装载硐室

2）、开凿目的

主要担负首采面煤炭储存及卸载、运输。

3）、开工时间：

2010年6月16日

预计竣工时间：

2010年9月16日

1.3.1工程概况：

根据图纸北翼井底煤仓及装载硐室设计为垂直形式，煤仓垂深43.625m,仓体净直径8m,煤仓上口位于北翼胶带输送机机头硐室机头位置，煤仓坐标为X=4782627.200,Y=31456746.820,上口标高Z=+751.200m。

煤仓下部与装载硐室相联。

煤仓整个分为三部分，即为仓颈、仓体及煤仓漏斗区，仓颈垂高5m，上部1.5m为素砼临时支护，其它3.5m为钢筋砼支护，下部仓帽垂高为2.0m，壁倾角为45°。

仓体设计为立井仓筒式断面，高度为32.396m，设计净径8000㎜，荒径9000㎜，为钢筋砼支护，强度等级为C30。

煤仓漏斗区由分煤器隔为两个漏斗，漏斗高6.256m，漏斗壁倾角为60°，煤仓漏斗断面由圆形断面最终变为矩形断面，在仓底南侧与北侧各布置一个溜煤孔，溜煤孔处煤仓斜面采用铁钢砂砼浇筑，强度等级为C35，其配合比（重量比）水：

水泥：

铁钢砂=0.35：

1：

3。

以上支护厚度均为500mm。

煤仓下部为矩形断面装载硐室，长度为14.7m，净宽6100mm，由于主斜井下部为斜巷，所以装载硐室南部净高6499mm，北部净高10370mm，支护形式为锚网索喷+钢梁+钢筋砼，锚网索喷支护厚度为100mm，钢筋砼支护厚度为500mm。

操作硐室净深3.0m，净宽4.5m，净高3.75m，采用素砼支护，支护厚度300mm，砼强度等级为C30（详见北翼井底煤仓及装载硐室平面图1-1）。

2）附属结构

煤仓上口至下部硐室在仓体底部预埋1根电气管路（φ83×4㎜钢管）；煤仓漏斗部分预埋六个空气炮管路（114×4㎜无缝钢管）；

1.3.2工程概况表

序号

工程名称

工程量

起、止点标高

拔门方位°

坡度

支护型式

1

仓颈

5.0

+751.200

素砼、钢筋砼

2

仓体

32.396

+746.200

钢筋砼

3

煤仓漏斗区

6.256

+713.804

铁钢砂钢筋砼

4

装载硐室

14.7

+709.498

16°

锚网索喷+钢梁+钢筋砼

5

操作硐室

3.0

素砼

合计

61.352

1.4、地质、煤与瓦斯情况

根据揭露北翼带式输送机机头硐室及检查孔岩石情况来类比煤仓自上而下分别为：

3#煤，约2.5m，黑色、粉状、易冒落，泥岩，约3.6m，灰黑色为主，质软，节理发育，层理水平；粗砂岩，约3m，灰色，中厚层状，石英长石为主，裂隙发育，水平层理；4#煤，灰黑色，约6m，性脆、易片落、粉砂岩约10.4m，灰黑色，薄层状，夹细粒砂岩条带，含煤粉，水平层理，质硬；细砂岩约13.4m，灰色，中厚层状，石英长石为主，水平层理，分选磨圆较好。

粗沙岩约4.6m，灰色，中厚层状，石英长石为主，裂隙发育，水平层理；

煤层煤尘均具有爆炸性，其岩粉量在75～85%之间，煤样火焰长度大于400mm，同时根据区内开采的煤矿调查资料，煤层也具有爆炸性。

根据地质报告提供资料，4号煤层有自然发火倾向，属易自燃或很易自燃煤层，自然发火期1～2个月。

1.5、水文地质条件

预计施工时有局部淋水，不会对施工造成影响，但必须采取措施排水。

第二章巷道布置

2.1、巷道布置

巷道开口方位及位置：

煤仓上口坐标：

X=4782627.200Y=31456746.820Z=+751.200m

装载硐室上口坐标：

X=4782627.200Y=31456746.820Z=+709.498m

2.2、断面形状：

煤仓仓颈为圆筒形逐渐扩大：

上口净径4.0m，荒径5.0m，下口净径8.0m，荒径9.0m。

煤仓仓体为圆筒形，净径8.0m，荒径9.0m。

漏斗区断面为圆锥形渐变为矩形断面，上口净径为8.0m,荒径9.0m，下口净宽1.55m×1.3m。

装载硐室断面为矩形，南部净高6499mm，北部净高10370mm，净宽均为6100mm。

操作硐室断面为直墙半圆拱形，净宽4.5m，净高3.75m。

2.3、管线布置

煤仓临时供水管、供风管、风筒、砼输送管等管线采用钢丝绳、绳卡悬挂在煤仓锁口次梁上，悬挂时根据施工情况已不相互影响为宜。

第三章施工方法及施工工艺

3.1、施工方案

先从煤仓下口煤仓中心坐标投放点处采用反井钻机施工一个直径为1200mm的漏煤眼到达煤仓上口（机头硐室地坪）后，然后采用普通钻爆法辅以风镐刷帮施工，然后根据段高支模板、扎钢筋、浇注砼，为了施工质量及安全，煤仓施工增加锚网喷一次支护。

煤仓的施工方案：

方案l：

掘砌长段单行作业，采用锚喷临时支护，掘砌段高10～20m。

优点：

施工管理简单，易于掌握，仓体壁接茬少。

缺点：

需增加临时支护，占用了工期，并且喷射砼回弹料不利于排水、排矸，掘砌转换时间长，立模、拆模劳动强度大，施工速度慢。

方案2：

短段掘砌混合作业，固定段高3.0m。

优点：

围岩暴露时间短，施工安全，立模、拆模时间短，操作简单，简化了施工工序，施工速度快。

缺点：

掘砌交替频繁，煤仓壁接茬较多。

为提高仓体施工速度，缩短工期，拟采用方案2作为仓体施工方案组织实施。

煤仓仓颈部分、煤仓漏斗区部分由于断面变化复杂，施工时也采用短段掘砌方式。

下部装载硐室采用分台阶短段掘砌施工。

3.1.1、煤仓及装载硐室施工

利用反井钻机沿煤仓上口中心至下口中心施工一个1200mm直径的钻孔，在煤仓掘进时利用该钻孔进行溜矸与排水。

然后自上而下施工。

煤仓施工0～5m段采用竹梯上下人员，5～43.625m煤仓段采用安全梯上下人员（停电时上下人员），施工至垂深12m后采用70mm厚木板铺设煤仓上锁口，利用JD-4型功率55KW绞车、20T定滑轮及1m3吊桶提升人员及物料，定滑轮通过2根φ18.96×8300mm锚索固定于机头硐室顶板上。

矸石通过煤仓钻孔下放到主井井底，再通过PB-0.9m3耙矸机、JD-4型功率55KW调度绞车及主井井底清理撒煤斜巷SGB620/40T刮板机装载，DSJ100/20/2X160胶带运输机运至副斜井井口直至建设单位指定排矸地点。

3.1.1.1、煤仓仓颈施工及施工工艺

仓颈共计5m，上部3m净径4m，下部2m为变断面，分两个段高，采用两次支护，一次支护采用锚网喷，二次支护采用钢筋砼。

施工采用普通钻爆法全断面施工，施工时先按照上部净径4m的掘进断面向下施工，施工完后，再施工下部2m变断面。

施工时采用小段高放小炮辅以风镐刷扩施工。

待该段掘进完成后，再向下施工1m仓体，施工时采取锚网喷一次支护，做到一炮一锚严禁空顶、帮作业。

待一次支护完成后及时绑扎钢筋、支模板、一次浇注砌壁，绑扎钢筋时向下预留钢筋，为仓体施工做好准备。

施工时采用短掘短砌方法，以1.5m为一个施工循环进行掘砌。

仓颈施工采用YT-28型风锤造眼，钻头直径为28mm，爆破采用直径为35mm×200mm乳化炸药（0.20Kg/卷）；采用毫秒延期电雷管、水炮泥及黄泥做炮泥、MFB-200型起爆器分次起爆。

每次打眼深度不得超过1.6m，周边眼眼距严格控制在400mm范围之内，严格控制装药量，预留光爆层，实行光面爆破。

每次放炮后，先掘净径以内的岩层，段高够1.5m左右，然后刷帮至荒径，进行锚网喷一次支护，锚杆采用Φ20×2400mm左螺旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800mm，三花布置，每根锚杆采用1支K2360、1支Z2360树脂锚固剂，外露50mm，锚杆锚固力不小于50KN，扭距不小于150N·m；金属网片型号为φ6.5mm圆钢，网孔为100×100mm，规格为1800×900mm，网片搭接长度为100mm，每100mm采用18#细铁丝绑扎；喷射砼厚度为100mm，强度等级为C20，支护确认安全后，再找平底部，按照中线绑扎钢筋、支模板、浇注砼，钢筋采用绑扎搭接方式，模板采用钢木结合模板。

对较为坚硬的岩层，在难以挖掘时拟采用松动爆破法，辅以风镐、风铲挖掘，掘够段高后，找掉帮部危矸活石，按照找线图刷够尺寸并立即进行锚网喷一次支护，然后进行钢筋砼二次支护。

出矸采用人工方式。

3.1.2、煤仓仓体施工及施工工艺

煤仓仓颈施工完成后进入到仓体施工，仓体设计32.396m，垂直式筒状结构，净径8.0m，采用普通钻爆法全断面施工，施工时采用短掘短砌方法，以3.0m为一个施工循环进行掘砌。

放炮后，待炮烟散尽，班组长、放炮人员及瓦检员验炮确认安全后按照设计刷帮、出矸、进行锚网喷一次支护，再确认安全后，进行扎钢筋、支模板、浇筑砼。

刷帮、出矸人工方式。

仓体施工采用YT-28型风锤造眼，钻头直径为28mm，爆破采用直径为35mm×200mm乳化炸药（0.20Kg/卷）；采用毫秒延期电雷管、水炮泥及黄泥做炮泥、MFB-200型起爆器分次起爆。

每次打眼深度不得超过1.6m，周边眼眼距严格控制在400mm范围之内，严格控制装药量，预留光爆层，实行光面爆破。

每次放炮后，先掘仓体净径以内的岩层，段高够1.5m左右，然后刷帮至荒径，进行一次支护，完成后再掘到3.0m段高然后再将下部1.5m刷帮至荒径，及时进行锚网喷一次支护，锚杆采用Φ20×2400mm左螺旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800mm，三花布置，每根锚杆采用1支K2360、1支Z2360树脂锚固剂，外露50mm，锚杆锚固力不小于50KN，扭距不小于150N·m；金属网片型号为φ6.5mm圆钢，网孔为100×100mm，规格为1800×900mm，网片搭接长度为100mm，每100mm采用18#细铁丝绑扎；喷射砼厚度为100mm，强度等级为C20，确认安全后，整个3.0m段高安装、绑扎钢筋，钢筋采用绑扎搭接方式，使用钢木结合模板砌壁。

对较为坚硬的岩层，在难以挖掘时拟采用震动爆破法，辅以风镐、风铲挖掘，掘够段高后，找掉帮部危矸活石，按照找线图刷够尺寸并立即进行锚网喷一次支护，然后进行钢筋砼二次支护，支护砌壁时找平、找正模板底部、找好中线确认无误后浇注砼。

若遇软岩掘砌段高缩短为1.5m。

炮眼深1.6m，炮眼布置、爆破说明书、预期爆破效果见图3-1（以仓体施工为例）。

施工中根据岩性及时调整炮眼布置及爆破参数，以提高炮眼利用率和循环进尺。

3.1.3、煤仓漏斗区施工及施工工艺

仓体掘进到底前，下部矸石留足，将煤仓下漏煤孔按设计从上向下掘刷出来，并进行锚网喷一次支护。

掘进、刷扩、一次支护完成后，再进行扎钢筋、支模板、浇筑砼。

此段主要以震动炮及风铲刷帮为主。

出矸采用人工方式，施工工艺与仓颈施工工艺相同。

3.1.4、装载硐室及相关硐室施工及施工工艺

煤仓下部装载硐室等相关硐室采用短段掘砌施工方案，当煤仓掘进至装载硐室毛顶板位置时，根据设计断面装载硐室采用下行分层法施工，先顶后墙，施工时先将硐室顶部按3.0m的进行一次锚网索喷支护，掘进完后再向下掘进墙部；第一段高掘至+705.948m时全断面找平，然后稳装载硐室顶部的钢架，接着绑扎钢筋、稳碹胎，最后安装模板浇筑砼；浇砼前，把装载硐室下一个分层钢筋搭接预留好。

装载硐室其余部分按3.0m为一个段高分台阶进行掘砌，最后一模时将周围的相关硐室刷出并一起浇注砼。

装载硐室采用风锤、风镐掘进，采用耙矸机装岩；硐室一次支护为锚网索喷：

锚杆采用Φ22×2400mm左螺旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800mm，三花布置，每根锚杆采用1支K2360、1支Z2360树脂锚固剂，外露50mm，锚杆锚固力不小于50KN，扭距不小于150N·m；金属网片型号为φ6.5mm圆钢，网孔为100×100mm，规格为1800×900mm，网片搭接长度为100mm，每100mm采用18#细铁丝绑扎；喷射砼厚度为100mm，强度等级为C20；锚索为Φ18.96×6400mm预应力钢绞线，间排距为2400×1600mm，采用2支K2360、1支Z2360树脂锚固剂，外露小于300mm，预应力不小于200KN，托盘采用300×300×16mm钢板；二次支护采用钢筋、钢架砼支护，钢筋竖筋规格为Φ16@300,搭接长度为500mm，环筋为Φ20@300；搭接长度为600mm，钢架采用40#槽钢加工，砼支护厚度为500mm，砼强度等级为C30。

掘进采用风镐配合震动炮强行掘进，掘进时尺寸及段高必须根据设计轮廓线成形，不欠挖，超挖不大于设计尺寸100mm。

当硐室主体工程全部施工完后，最后进行硐室基础施工。

装载硐室基础：

采用现浇混凝土支护。

机头硐室中搅拌系统制作好的混凝土经煤仓内安装的输料管下放到装载硐室地坪上，浇筑砼强度等级C30。

3.1.5、施工爆破要求：

1）必须严格按炮眼布置图及爆破说明书的要求打眼、装药、联线、起爆。

2）若围岩硬度变化，可适当增减炮眼个数及药量，但以不破坏围岩，不超挖帮部，风量能满足为准。

3）过煤层变薄带时，煤体部分应以风镐挖掘为主，岩石部分可打眼放松动炮，但应浅打眼、少装药、放小炮。

4）炮眼距帮距离至少保证在100mm以上，以减少对顶板的震动和帮部煤体的松动，帮部以风镐刷扩为主。

5）必须正向装药，实行一次打眼，一次装药，一次起爆。

6）打眼前，应先检查围岩及支护情况，支护不完好不得开始打眼；检查通风和瓦斯情况，风量不足或瓦斯超限不得打眼；打眼不准套残眼。

打眼时发现眼内出水、出气等异状不准拨钻杆，并立即向班队长汇报。

7）装药由放炮员及班组长操作，电雷管必须从药的顶部装入，不得斜插在药卷内，不准用雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，引药按需要量做出，不得多做，装药时首先清除炮眼内的煤岩粉，再用木质炮棍轻轻地推入，不得冲撞或强行捣实，但药卷之间必须相接。

8）联线、放炮和检查线路只准放炮员一人操作。

9）必须严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”和“三人联锁放炮”制。

A、严格按爆破图表布置炮眼。

B、严格执行放炮管理措施。

“一炮三检”、“三人联锁放炮”制，其内容如下：

一炮三检：

装药前、放炮前及放炮后应由测气员检查爆破地点及其附近20米内瓦斯浓度，瓦斯浓度达到0.8﹪时，不得进行爆破作业。

三人联锁放炮：

执行“三人联锁制”，换牌，按下述程序进行：

a、放炮员在连线结束后，检查无误后将警戒牌交给班组长；

b、班组长接到警牌后检查顶板支架构件、工具等设备达到放炮要求条件时，布置警戒，清点人员，确定无误后，将命令牌交给瓦检员。

c、瓦检员检查瓦斯通风煤尘符合规定后，将放炮牌交于放炮员；

d、放炮员接到放炮牌和班组长下达放炮命令后，将放炮母线与脚线进行连结，最后离开放炮地点，到有掩护的安全地点放炮。

e、放炮时，先将母线扭结解开，牢固接到放炮器接线柱上，放炮员吹放炮口哨数声后，至少再等5秒，用放炮钥匙将开关转到充电位置，待氖灯闪亮稳定后，将开关钥匙转到放炮位置起爆。

f、放响后，取下放炮钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭接成短路，将三牌各归原主。

3.1.6、过煤层施工

1）本矿井为低瓦斯矿井，施工至距煤层10m时，本着“安全第一、预防为主”的方针，必须及时停止掘进施工，进行以下工作：

a、煤仓施工使用各种机电设备必须防爆，各种保护（特别是漏电保护装置）齐全可靠。

b、必须设置瓦斯监测系统。

c、应采用不延燃橡套电缆和抗静电、阻燃风筒。

2）当施工距煤层法线距离10m位置时，垂直工作面打两个前探钻孔，查明煤仓内煤层赋存情况；当煤仓工作面施工距煤层法线距离5m时，打两个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层瓦斯压力。

3）根据煤的坚固系数和瓦斯扩散速度，预测工作面有无突出危险。

当预测有突出危险时，必须采取防治突出措施。

经效果检验有效后，采用震动放炮揭穿煤层；当预测无突出危险时，可不采取防突措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层。

4）震动放炮，必须采用煤矿许用安全炸药和瞬发雷管，或总延期少于130ms的毫秒电雷管。

爆破时，人员必须撤至煤仓外安全地带。

且附近不得有烧焊等明火，其安全距离应根据具体情况确定，爆破后应检查仓口附近瓦斯含量。

5）过煤层必须做好支护封闭工作，及时砌筑永久仓壁。

3.1.7、含水软岩施工

煤仓穿过含水软岩时，由于岩石松软、破碎，在煤仓挖掘过程中，可能使原有的饱和水的砂层结构破坏，砂砾悬浮失去稳定性变成流态，形成流砂。

为保证施工质量，确保施工安全，我们拟采用板桩法通过软岩段。

3.1.7.1、段高选择

板桩采用钢、木组合，段高按1.2m考虑（根据以往施工经验），含水软岩片帮厚度按照1.2m考虑板桩中槽钢间距800mm，板厚30mm。

3.1.7.2、帮部的开挖和板桩的立设方式

1）施工含水软岩时，利用煤仓中心的1200mm钻孔降低水位，然后再对称分片开帮，每片不大于2m宽，开帮600mm～800mm高后，及时把槽钢板桩打到软岩中，并与上段槽钢连接牢靠。

再继续刷帮至设计尺寸，把槽钢后用木板背实，局部片落或抽空的地方，用草帘填实，保证流水不流泥砂。

2）板桩采用16a型槽钢制作，槽钢制作成一端带尖，两端带孔，尖头便于有效的夯入砂砾层；孔直径25mm，采用12#铁丝将该段槽钢和上段的槽钢接头绑扎牢固。

3）分片刷帮至设计尺寸后，沿仓壁周围每隔4m用400×100mm预制块立柱，点柱上端用木楔夯紧，下端要垫大板，“穿鞋”牢固，以立柱支撑上段仓壁，以防止仓壁脱裤子。

当流砂坍落度大于100mm时，槽钢桩窝子深度不小于0.4m，槽钢间距800mm。

坍落度值每增加50mm，槽钢桩窝子增加100mm，槽钢间距缩小100mm。

槽钢长度根据实际揭露地质情况和现场实测的流砂坍落值进行综合确定后增加100mm。

4）用大锤将槽钢桩夯入砂层，周圈槽钢完成后及时架设坐底圈，确保板桩不被挤进来。

5）桩施工完毕后，先在片帮的岩面上敷设双层稻草衫，以“剪刀撑”形式布置木背板，木楔楔紧背板，流淌的位置用草帘填实，使帮部压力水释放，而不能让泥砂流出。

6）板桩质量保证措施：

a、仓内钻孔必须畅通，才能有效的疏水。

b、槽钢桩与工作面夹角不大于90度，操作时其误差不应超过±5度；槽钢桩埋入砂中不少于400mm，槽钢间距800mm。

c、木背板加工形式：

板长1.3米，宽200mm，厚30mm，背板采用剪刀交叉式背板，板于板之间用木楔楔死，并用14#铁丝绑扎牢固，片帮时使木板受力均匀，不发生偏移。

3.1.8、断层破碎带施工

煤仓在穿过断层破碎带时，为了加快施工进度，保证施工质量，确保施工安全，应根据具体情况，采取如下措施：

1）同建设单位和监理单位组织讨论，积极探讨“断层破碎带施工”相关施工方法，克服技术难题。

强化现场管理和工人技术培训，提高职工安全和质量意识。

2）煤仓穿过断层破碎带施工时，为保证施工安全，应采取“先排水，短开挖，弱爆破，早封闭，强支护”的原则。

对于对围岩松软、严重破碎区段，可考虑选用井圈槽钢背板作为临时支护，并做为永久支护的一部分。

临时支护必须要安全可靠、并且紧靠工作面，并及时进行永久支护。

岩帮与支护之间必须填满灌实。

仓壁出水时必须采取导水或堵水等措施。

在永久支护前，每班应派专人观测机头硐室地坪沉降和临时支护后面的仓壁帮变化情况；发现危险预兆时，必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。

3）断层破碎带岩石破碎，自稳能力差。

应本着“打浅眼、多打眼、少装药，不破坏、少破坏围岩”的原则施工。

施工时采用风镐及高效风铲挖掘，如风镐及风铲难以挖掘采用放小炮松动爆破。

缩短循环进尺，控制装药量，合理设计周边部位的钻眼，装药参数及装药结构，缩小其间距及抵抗线，保证良好的成型。

采取适宜的掏槽形式，钻爆参数及起爆顺序。

4）放炮后，应及时进行临时支护及一次支护，及时封闭岩层，防止岩层进一步风化，为减小断层带出水对围岩稳定性的影响，在该段施工中尤其要加强涌水的综合治理工作，对仓壁帮出水点进行导水从钻孔排出。

加强监测工作，适时进行永久支护工作，施工时要采取有效措施，保证砼的质量。

5）在断层破碎带涌水量较大时，则考虑工作面预注浆加固断层破碎带。

在破碎带中施工注浆孔，并压注具有胶凝性质的浆液，使松散破碎体胶结、胶化，形成具有一定强度和抗渗阻水能力的以浆胶为骨架的固结体，从而提高围岩的整体性、抗渗性和稳定性。

注浆材料可选择细化水泥或者改进型脲醛树脂。

6）针对特殊地层特点，与设计、建设、监理单位共同洽商，制定有效支护和施工方案。

7）破碎带的围岩对仓壁围抱力可能不足，因此在围岩上打撞楔，上下段仓壁加钢筋连接，以防止仓壁下沉。

3.2、循环图表

详见北翼井底煤仓及装载硐室施工循环图表3-3。

3.3、下料方式

利用JD-4型55KW绞车、20T定滑轮、1.0m3吊桶提升人员及物料。

第四章支护方式及质量要求

4.1施工前准备工作

煤仓及装载硐室施工前测量部门标出煤仓上口的开口位置且将中心1200mm钻孔施工完成。

中线通过下放钢丝完成，中线固定于井盖门钢梁专用装置上，然后煤仓下口的耙矸机安装到位，主斜井清理撒煤斜巷的临时轨道铺设到位、小绞车安装好，刮板机铺设到DSJ100/20/2X160胶带运输机上形成排矸系统。

其次将煤仓所用风水管路、电缆开关等接到开口处（放炮时保护好），再将主斜井清理撒煤斜巷的一坡三档装置全部恢复，绞车进行检修后，将以上各系统调试无误然后开始施工（施工人员进行作业规程贯彻考试合格后上岗）。

4.2、永久支护

4.2.1、永久支护的选择

根据图纸及洽商，煤仓及装载硐室采用锚网索喷、素砼、钢筋砼、铁钢砂钢筋砼等支护形式。

4.2.2、永久支护的施工工艺

1）、锚杆支护

锚杆采用YT-28型风锤造眼，钻头直径为28mm，眼打好后，用扫眼器吹尽眼内的水及粉尘，然后将Z2360、K2360锚固剂各一卷，用锚杆将其轻推至眼底，开始搅拌药卷，搅拌时风动锚注器要快转慢进，搅拌时间为25～30秒，锚杆注到位后固定好杆体，待锚固剂凝固5分钟后退去锚头，安装锚杆托梁，锚杆托梁为Ф12圆钢加工而成，长度根据现场情况来定，待15分钟后压网并紧固托盘。

金属网片接茬处必须有锚杆加托盘将其上紧并紧贴岩面。

2）、锚索支护

为了增强装载硐室支护效果，按照图纸设计在墙部大于6.0m时施工中增加锚索支护。

锚索规格为Φ18.96×6400mm钢绞线制作，间排距1600×2400mm，锚索从墙部距底板3000mm处向上横向布置，每纵排布置4根。

锚索使用MQT120锚索机施工。

眼打好后，用钻杆冲洗孔眼，然后内置2卷Z2360、1卷K2335树脂锚固剂，用锚索将其轻推至眼底，开始搅拌药卷，搅拌时风动锚注器要快转慢进，搅拌时间为25～30秒，搅拌到位后凝固5分钟后退去锚头，15分钟后安装托盘及索具，使用张拉机具