综掘工作面作业规程.doc

1071353轨道顺槽掘进作业规程 第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进巷道为1353轨道顺槽。二、掘进目的及巷道用途1353轨道顺槽掘进目的是为形成1353工作面生产系统，满足1353采煤工作面回采时通风、行人、运输、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：皮带顺槽: 1177.5m (平距) 服务年限： 18个月。四、预计开、竣工时间经研究决定，本掘进工作面自2014年6月份开工，预计2014年11月份竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书为1300采区设计说明书，批准时间为2003年4月。二、工作面地质说明书及批准时间工作面地质说明书为1353工作面掘进地质说明书，批准时间为2013年11月20日。三、矿压观测资料巷道主要应力来自于上覆地层的重力。四、编制依据煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规定及有关法律法规、技术规范等。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一煤（矿）层名称3上煤层水平名称-410水平采区名称1300采区顺槽名称1353轨道顺槽地面标高（m）+33.1+40.4工作面标高（m）-405.7-361.0地面位置及建筑设施情况该工作面东距岱庄医院249m，西南距岱庄煤矿风井441.0m，南距矿区专用铁路259m，工作面北部区域从黄楼村西北部穿过，切眼处南距黄楼村42m，地面主要以农田为主，并有零星分布的若干眼机井。井下位置及四邻采掘情况该工作面南部距4314工作面100.0m，工作面北部距4315工作面159m，切眼北距4300辅助胶带大巷160.4m。其他为3上煤层实炭区。顺槽长度（m）1177.5顺槽净宽（m）3.5巷道平面积（m2）4121.25煤（矿）层总厚(m)（m）2.772.95煤层结构煤层倾角（）362.83简单4第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层情况巷道揭露煤层为早二迭系山西组的3上煤层，黑色，以亮煤、镜煤为主，夹条带及透镜体，顶部块状。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数我矿属瓦斯矿井，该1353轨道顺槽掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0 m3/min（参考2353皮带顺槽2012年瓦斯等级鉴定数据）；CO2绝对涌出量为0.09m3/min；3上煤层有自然发火倾向，自然发火期为36个月；3上煤层煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为Vr=41.59% 顶 底 板 岩 性 特 征 表 表二顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶中粒砂岩20.30浅灰色，微显绿色。主要成份为石英及长石，含较多的暗褐色矿物，分选性、滚圆度均较差。局部含菱铁质结核及粉砂岩条带。硅泥质胶结。直 接 顶泥岩5.40黑灰色，含炭质高，见有黄铁矿散晶。含大量植物化石。直 接 底泥岩0.60灰色，致密，质纯，参差状断口，富含植物根部化石。老 底中粒砂岩13.23灰白色，以石英为主，次之长石，含暗色矿物，分选中等，次棱角状，钙泥质胶结，夹粉砂岩条带，底部含粉砂岩包体，具斜层理，岩芯破碎。第 三 节 地质构造该工作面位于DF4断层和庄头断层之间，DF4断层产状为：走向6895倾向3385，倾角4574落差020m的正断层；庄头断层产状为：195235，倾向285325，倾角70，落差2080m的正断层。煤层产状为走向：243351倾向：153261倾角：36平均为4。1353轨道顺槽附近断层较密集，且距离DF4断层、DF16断层较近，掘进过程中有可能揭露次生断层。 地质构造情况 表三断层名称走向（）倾向（）倾角（）性 质落差（m）影响程度DF4断层689533854574正020影响较大DF16断层781043481463正04影响较小褶曲名称轴部位置轴向（）两翼倾角第四节 水文地质影响巷道正常掘进的水文地质条件主要是3上煤顶、底板砂岩水。1.煤层顶板砂岩易在施工锚索孔时发生揭露型出水，以淋水方式出水；煤层底板砂岩水则多以渗透性的方式渗出。由于上述两砂岩含水层均以静储量为主，补给条件差，易疏干由承压转为无压，仅在初始出水时水量较大，且具一定的压力，不利于作业施工，但水量在短期内减少或至消失，对安全生产不会造成大的威胁。2.掘进过程中围岩裂隙发育地带，淋水、渗水会加大，因此应加强顶、底板出水的观测及排水工作，尽量创造良好的工作条件。3.根据附近4315工作面实际涌水量观测情况，采用比拟法预计该1353轨道顺槽掘进工作面最大涌水量0.9m3/h，正常涌水量0.75m3/h。应在巷道低洼处设临时水窝配备排水能力不小于1.5m3/h的排水设施，保证安全生产。涌水量预计采用比拟法：Q1353轨道顺槽掘进工作面预计正常涌水量；Q04315工作面实际涌水量,取实测值6.0m3/h；AS1353轨道顺槽掘进工作面面积，取设计值4117.75m2；A04315工作面的面积，取实测值32770m2。4.根据地质资料分析，顺槽距离DF4断层和DF16断层较近，掘进过程中有可能揭露次生断层，顶底板围岩裂隙较发育，破碎带区域应加强顶板管理，及时加强支护，确保掘进安全。第三章 巷道布置、矿压观测设计及支护说明第一节 巷道布置及矿压观测设计一、巷道布置1353轨道顺槽反掘段已由掘进二队按方位角217反向掘进66.5m贯通-410水平东翼轨道大巷，接下来由综掘一队以联络巷V5导线点前102.7m为巷中，从联络巷右帮按方位角48开始正向开门口掘进，掘进444.8m后按方位角135调向开门口，掘进57.7m后再按方位角5030二次调向开门口，掘进197.5m后再按方位角38三次调向掘进，掘进242.5m后最后按方位角2030四次调向掘进，掘进168.5m至设计位置。1353轨道顺槽设计全长为1177.5m。二、矿压观测设计1.观测对象: 1353轨道顺槽。 2.观测内容:巷道顶板离层量、两帮移近量及锚杆、锚索的锚固力。3.观测方法:从巷道门口处起在巷道中心线位置每隔50米打设一组LJLY-II型顶板离层指示仪，通过观测以确定顶板离层量。观测从顶板离层仪安装完毕到距掘进工作面50m期间安排专人每天测读一次；距迎头大于50m，单位时间应变量大于10mm/周时，每二天测读一次，510mm时，每周测读一次，并将测读结果在原始记录上记录好，并整理登计到台帐上，总应变量超过30mm应加强观测，总应变量超过50mm时，应采取加强支护措施。每隔50米在巷道两帮同一排钢带上标注出水平高度一致的两点，通过观测以确定两帮移近量。安排专人每周测读一次并将测读结果整理登计到台帐上。利用锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，锚索拉力计检测锚索锚固力。锚杆、锚索拉力检测每班抽查检测，重点部位着重进行检测。通过对相邻已施工完毕4315皮带顺槽所有数据综合分析得出:巷道顶板最大离层量为15mm，两帮最大相对移近量为10mm，顶、帮锚杆（索）最大载荷均小于其破断载荷。由上述数据可知，巷道围岩变形位移量不大，顶帮锚杆（索）载荷变化不大，未达到破断载荷。这说明1353轨道顺槽采用锚网索支护对煤体围岩有很好的支护效果，能够形成挤压加固平衡面，有效地保持了顶帮煤体的整体稳定，这样的支护参数和形式较为合理。附图1 1353轨道顺槽综合柱状示意图附图2 1353轨道顺槽平面布置图附图3 1353轨道顺槽井上下对照图附图4 1353轨道顺槽预想剖面图附图5-1 1353轨道顺槽开门口施工示意图附图5-2 1353轨道顺槽调向开门口施工示意图附图5-3 1353轨道顺槽二次调向开门口施工示意图第二节 支护设计一、巷道断面根据煤矿安全规程规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的要求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格：1353轨道顺槽沿3上煤层顶板掘进，采用锚网索支护，断面形状为矩形。B荒= 3.7m H荒=2.7m S荒=9.99m2B净= 3.5m H净=2.6m S净=9.1m2 二、巷道断面安全间隙验算胶带输送机安设沿掘进方向的巷道右侧，人行道布置在左侧，因胶带输送机机头位置处安装有电机、减速机等设备，物料存放处有物料架（位于机尾段）等，所以只要机头段及存放物料架处巷道运输安全间隙符合规定即可满足条件。根据现场实际需满足下列公式：（一）皮带机头段安全间隙计算B a+b+c式中：B巷道净宽度，3.5m； a 胶带输送机机头与巷帮的距离，0.7m； b 胶带输送机在机头处宽度； c 行人安全间隙，0.8m。其中胶带输送机机头处宽度包括机头宽度1.2m；电机、减速机宽度0.5m；机头里侧突出宽度0.2m，所以b=1.2+0.5+0.2=1.9m。根据以上数据得出：B=3.5a+b+c=0.7+1.9+0.8=3.4，此式成立。所以1353轨道顺槽设计断面宽度在皮带机头段符合巷道运输以及安全间隙的要求。（二）物料架存放处安全间隙计算B a+b+c+d式中：B巷道净宽度，3.5m； a 胶带输送机机尾与巷帮的距离，0.7m； b 皮带机尾宽度，1.2m； c 行人安全间隙，0.8m。 d-物料架子的宽度，取0.6m；根据以上数据得出：B=3.5a+b+c=0.7+1.2+0.8+0.6=3.3，此式成立。所以1353轨道顺槽设计断面宽度在物料架存放处符合巷道运输以及安全间隙的要求。三、支护方式根据煤矿安全规程第41、55条规定：掘进工作面严禁空顶作业；严格执行敲帮问顶制度。掘进工作面在施工过程中，必须按规定及时敲帮问顶，摘松活石；够锚杆排距后，迎头必须及时打设锚杆、锚索等永久支护，并按规定使用好临时支护。1353轨道顺槽机掘迎头顶板稳定时，采用“割二排一次性锚二排”的循环施工方式，最大控顶距离不得超过1.9 m，最小空顶距离不得超过0.3 m；迎头顶板不稳定掘进时，采用“割一排锚一排”的循环施工方式，最大控顶距离不得超过1.1 m，最小空顶距离不得超过0.3 m。炮掘迎头每一次爆破前，最小空顶距离不得超过0.3 m；爆破后最大空顶距离不得超过1.9 m。（一）临时支护 1.当1353轨道顺槽顶板稳定时临时支护采用两棵单体液压支柱和一根横梁作为迎头临时支护方式，单体液压支柱采用轻体复合材料制作而成的DWB31.5-30/100型单体液压支柱，采用割二排一次性锚二排的施工方式进行巷道掘进。临时支护采用一梁二柱“门”字型使用，单体柱居中心线两侧布置，两单体柱间距为2000mm，皮带顺槽横梁规格为290020050mm（长宽厚）的木板。在使用液压支柱作临时支护时，两棵液压支柱柱头分别用葫芦小链配锚杆帽拧在顶板锚杆上，防止液压支柱后倒。永久支护要在有效的临时支护条件下进行。2.当1353轨道顺槽顶板破碎或采用爆破作业时临时支护采用前探梁，采用掘一排锚一排的小循环施工方式。皮带顺槽采用3条长4m的直径不小于89mm钢管按锚杆间距均匀悬吊到顶部锚杆上，每条前探梁用3个悬吊点固定，并用木板和木楔足顶加牢。详见前探梁使用专项措施。施工中在有效支护下及时前移前探梁，严禁站在掘进机上足顶挂网，在前探支护的掩护下挂网、打设锚杆。迎头必须常备3棵高度适宜，材质合格的小头直径不小于150mm的圆木柱，以配合前探梁支护。（二）永久支护设计1353轨道顺槽采用锚网索支护作为永久支护。锚杆支护参数设计采用悬吊理论进行设计。1.锚杆杆体直径 强度计算公式为P=F/S，具体到锚杆即为1 = Q /S，其中S=d2/4所以得出式中: d 锚杆杆体直径，mm； Q 锚固力，设计值为85kN；1 锚杆杆体抗拉强度（屈服强度），取为335MPa。杆体直径计算为17.8mm, 所以取锚杆杆体直径为18mm。3.顶锚杆参数设计顶锚杆长度L顶= KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m； H 冒落拱高度，取0.37m； K 安全系数，一般取K=4； L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。其中： 式中：B 巷道开掘宽度，取3.7m； f 岩石坚固性系数，砂岩取5。 L= 40.37+ 0.5 + 0.1 = 2.08m，取顶板锚杆长度为2.3m。顶锚杆间排距设计令间排距均为a1，则： 式中：a1 锚杆株排距，m； Q 锚杆设计锚固力，85kN/根； H 冒落拱高度，取0.37m； r 被悬吊砂岩的重力密度，取25kN/m3； K 安全系数，一般取K=4。根据类似条件下4315皮带顺槽的巷道锚杆支护经验和巷道宽度及服务年限，取顶锚杆间排距为800mm。4.帮锚杆参数设计帮锚杆长度 L帮=L1+L2+L3式中：L1 帮锚杆外露长度，取100mm；L2 两帮潜在松塌区宽度，L2=htg（45-/2）=2700tg（45-75/2）=345mm；L3 帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取1000mm。故L帮=100+345+1000=1445mm，根据锚杆系列长度，以及类似条件下4315皮带顺槽的巷道锚杆支护经验，取帮锚杆长度为1800mm。帮锚杆间排距根据类似条件下4315皮带顺槽的巷道锚杆支护经验和巷道宽度及服务年限，确定帮锚杆间距为900mm,排距为800mm。5.锚索参数设计根据锚索支护机理，其参数设计可参照锚杆悬吊理论进行计算。锚索线长度L锚索 = KH + l1 + l2式中 L锚索 锚索长度，m；H 冒落带高度，取0.37m；K 安全系数，一般取K=4；l1 锚索锚入稳定岩层的深度，一般按经验取1.5m；l2 锚索线在巷道中的外露长度，一般取0.2m。故L锚索=40.37+1.5+0.2=3.08m，因巷道掘进临近断层，所以取锚索线长度为6.5m。锚索线间距式中 a2 锚索间距，m；Q 每棵锚索设计锚固力，120kN；H 冒落带高度，取0.37m； 被悬吊砂岩的容重，取25kN/m3；K 安全系数，一般取K=4。所以，取锚索线间距为1.2m。锚索线排距锚索线排距D应小于锚索线长度的一半即：D4500/2=2250mm，因我矿常用锚索梁规格已定，在同一锚索梁上的锚索线排距为1500mm，根据临近巷道类似条件的锚索支护经验所以取在两条锚索梁上的锚索线排距为2200mm，即锚索梁排距为3700mm。6.1353轨道顺槽永久支护确定顶部支护：采用18mm等强螺纹钢式树脂锚杆，长度2300mm，开门口段锚杆间排距为800600mm，正常掘进锚杆间排距为800800mm，每排锚杆为5根，每孔用树脂药卷MSZ2350两支，托盘规格为1001008 mm，钢编网规格为3700950mm，钢带规格为3600805mm。两帮支护：采用18mm等强螺纹钢式树脂锚杆，长度1800 mm，开门口段锚杆间排距为900600mm，正常掘进锚杆间排距为900800mm，每排每帮锚杆为3根，每孔用树脂药卷MSZ2350一支，托盘规格为1001008mm，帮网采用JDPP30-30MS（2200950mm）的双向拉伸塑料网假顶（简称“假顶网”），钢带规格为2200805mm。锚杆排列形式为矩形排列，顶网使用由4mm的冷拔钢筋制作而成的钢编网，网格为5050mm；帮网采用JDPP30-30MS型双向拉伸塑料网假顶（简称“假顶网”），网格为5050mm，两网片搭接长度为100mm。锚索支护：锚索沿巷道掘进方向距中心线600mm双排对称布置，开门口段锚索梁排距为3000mm，正常掘进锚索梁排距为3700mm。锚索采用17.8mm的低松弛预应力钢绞线截制而成，长度为6500mm，每条锚索梁两条锚索线，每孔装入树脂药卷MSZ2350三支。锚索梁采用矿12#槽钢加工制作而成，梁长2000mm，两锚索孔间距为1500mm。（三）特殊支护在施工过程中，开门口、贯通时采取缩小锚杆、锚索排距的方式加强支护。若遇采空区、断层、压梁、滑纹或破碎带，造成顶板破碎压力大等现象时，必须根据现场情况，及时缩小锚杆、锚索间排距、或加长锚索线长度，进行加强支护，确保锚索线锚入硬岩深度不得小于1000 mm，并及时补充安全技术措施（四）掘进工作面必须根据煤矿安全规程第44条第7款之规定，煤巷必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。我矿用顶板离层指示仪进行监测，具体操作方法按矿掘进工作面顶板离层指示仪安设与观测安全技术措施规定执行。附图6-1 1353轨道顺槽开门口断面支护示意图附图6-2 1353轨道顺槽掘进断面支护示意图附图7-1 1353轨道顺槽开门口锚索布置示意图附图7-2 1353轨道顺槽掘进施工期间锚索布置示意图附图8-1 1353轨道顺槽开门口液压支柱临时支护示意图附图8-2 1353轨道顺槽开门口前探梁临时支护示意图附图8-3 1353轨道顺槽掘进液压支柱临时支护示意图附图8-4 1353轨道顺槽掘进前探梁临时支护示意图（五）支护质量标准1.锚网索支护锚杆、锚索安装打锚杆、锚索孔前首先要敲帮问顶，摘除活石，并使用前探梁控制好顶板，确认安全后方可进行打眼。顶锚杆与岩面或巷道周边轮廊线的夹角不得小于85。树脂药卷必须逐一进行顶入。锚杆安装前必须将孔冲洗干净，并且打一眼锚一眼，从外向里逐个进行。所用锚杆材料及规格长度必须符合设计要求，18 mm锚杆初锚固力必须达到85kN。锚杆托盘要紧贴岩面，锚杆露出螺母长度不得小于10mm,不得大于40mm，锚索线露出锁具不得小于150mm，不得大于250mm。超过上限值必须重新打设。锚固力18 mm锚杆锚固力设计值为85kN，预紧力矩设计值为160Nm；17.8 mm锚索线锚固力设计值为120kN。试验值不得小于其设计值。钢编网、假顶网、钢带安装两网片搭接长度不得大于设计的100mm，不得小于设计的50mm。平巷钢带安装要垂直巷道顶底板，倾斜巷道钢带安设必须迎山有力。巷道规格中线至任何一帮的间距不得小于设计值，不得大于设计的150mm；净高腰线上下允许偏差为0100mm，无腰线的允许偏差为0150mm。巷道成型表面煤岩在1m范围内凸凹不得大于50mm。2.锚网索支护巷道工程质量检验标准各种原材料规格、材质、品种、强度等必须符合设计要求。巷道净宽：中线至任何一帮的距离允许偏差为0150mm。巷道净高：腰线上下允许偏差为0100mm，无腰线的允许偏差为0150mm。锚固力：18 mm锚杆锚固力设计值为85kN，预紧力设计值为160Nm；17.8mm锚索线锚固力设计值为120kN，试验值不得小于其设计值。锚杆锚索必须安装牢固，托盘要紧贴岩面不松动，四个边角至少要有三个紧贴岩面。锚杆附件必须齐全有效，未接触部位楔紧。锚杆角度与巷道轮廓线的角度或岩层层理夹角不得小于85。顶、帮网搭接压茬达到良好，网梁紧贴壁面，无空帮、空顶现象。锚杆、锚索露出螺母长度：锚杆外露长度不得小于10mm,不得大于40mm，锚索线露出锁具长度不得小于150mm，不得大于250mm。超过上限值必须重新打设。锚杆间排距允许偏差为100mm，严禁连续3排排距达到上（下）限值；锚杆、锚索孔深误差为0+200mm。表面质量：表面平整密实，在1m范围内凸凹不大于50mm巷道坡度：掘进坡度偏差不得超过1。1353轨道顺槽工程质量检验标准 表四检 验项 目设计要求标 准 规 定检验部位类型标准(mm)巷道断面1.巷道净宽3500mm一般(中线至任一帮)0+100线左线右2.巷道净高2600mm一般(腰线至顶底板)0+100腰线上腰线下无腰线(测全高)0+150全高巷道支护1.锚杆锚固力18mm锚杆85kN最低值不得小于设计值顶板两帮2.锚索锚固力17.8mm锚索线120kN最低值不得小于设计值顶板3.间排距顶板开门口800600mm掘进800800mm-100+100顶板两帮开门口900600mm掘进900800mm -100+100两帮4.锚杆（索）孔深度0200mm0+200顶板两帮5.锚杆露出螺母长度1040mm1040顶板两帮6.锚索线露出锁具长度150250mm150250顶板7.锚杆扭矩160Nm最低值不得小于设计值顶板两帮8.锚杆、锚索的安装安装牢固，托盘紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧。锚杆、锚索角度与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不应小于85度。顶板两帮9.网梁的压接质量搭接压茬（绑扎、弯钩）良好，网梁紧贴壁面，无空帮、空顶。顶板两帮其它表面质量表面平整密实，在1m范围内凸凹不大于50mm。第三节 支护工艺一、顶板锚杆支护工艺1.工艺流程敲帮问顶临时支护准备钻具及支护材料打锚杆眼装入树脂药卷安装托盘、锚杆帽搅拌树脂药卷、固定锚杆紧固锚杆。2.具体施工方法敲帮问顶施工前由班组长和一名有经验的老工人，按一人监护、一人由外向里用长度不小于2.0m的长柄工具敲帮问顶，摘除危岩活石，检查紧固锚杆。确保所有支护完整可靠。准备钻具及支护材料钻具有MQT-120/2.3型气动锚杆钻机、钻杆及27 mm锚杆钻头；支护材料有金属锚杆、钢带、锚网、MSZ2350型树脂药卷、托盘及锚杆帽。打锚杆眼打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘除活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作。锚杆眼要垂直巷道顶、帮布置，位置要准确，眼位偏差不得超过50mm，眼向偏差不得大于5。顶部打设的前2棵锚杆需进行定眼位，点锚杆眼操作。打眼时点眼工根据巷道支护方式以及巷道中心线确定所打锚杆眼的眼位，并用长柄工具凿出眼窝；然后在眼位下方协助锚杆机操作工将钻具支设好，将钻头插入眼窝并顶紧，即可继续作业。顶部其他锚杆打设时只需将钻机支设在钢带空下方，将钻头插入钢带孔内并顶紧，即可进行后续操作。钻进操作时锚杆机操作工首先打开水门再打开风门并缓慢开动钻具钻进，待钻进3050mm后加大风量钻进，到达钻杆深度后，减小风量使钻具低速运转，缓慢退出钻杆，按照先关风门再关水门的顺序停止钻具运转。然后更换长钻杆，将钻头端插入锚杆眼内，再将钻杆尾安放在钻具上，开动钻具钻进到设计深度。锚杆眼钻进设计深度后，停止锚杆机旋转且不关闭水门，将锚杆眼内的煤岩粉冲洗干净。采用锚杆机打眼时，锚杆机操作工必须与锚杆机操作手柄成一直线操作，严格按锚杆长度要求进行打眼。装入树脂药卷、安装托盘、锚杆帽将MSZ2350型树脂药卷用锚杆逐块注入锚杆眼内，送至眼底，每孔两块树脂药卷。再在所用锚杆一端头穿上托盘，拧上锚杆帽。搅拌树脂药卷、固定锚杆顶部前2棵锚杆须将安装有托盘、锚杆帽的锚杆穿过钢带、钢编网，外端头套上搅拌器将搅拌器安放在锚杆机上，缓慢升起锚杆机，在升起过程中用长柄工具对钢带、钢编网位置进行控制，在锚杆接触树脂药卷后开动锚杆机带动锚杆旋转，边旋转边推进，将锚杆推入树脂药卷进行搅拌，搅拌旋转时间不得小于45s，同时完成上钢编网、压钢带的操作，然后撤出锚杆机及搅拌器。其他锚杆将安装好托盘、锚杆帽的锚杆外端头套上锚杆搅拌器，将搅拌器安放在锚杆机上，缓慢升起锚杆机，在锚杆接触树脂药卷后开动锚杆机带动锚杆旋转，边旋转边推进，将锚杆推入锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不得小于45s，然后撤出锚杆机及搅拌器。紧固锚杆待5min后用风动扳手对打设的锚杆进行紧固，确保18mm锚杆预紧力不得小于85kN，锚杆露出螺母长度在1040mm之间，保证锚杆托盘压紧钢带、钢编网，靠紧岩面。二、两帮锚杆支护工艺1.工艺流程敲帮问顶准备钻具及支护材料定眼位，点锚杆眼打锚杆眼，清锚杆眼安装锚杆安设假顶网、钢带、托盘、锚杆帽紧固锚杆。2.具体施工方法敲帮问顶施工前由班组长和一名有经验的老工人，按一人监护、一人由外向里用长度不小于2.0m的长柄工具敲帮问顶，摘除危岩活石，检查紧固锚杆。确保所有支护完整可靠。准备钻具及支护材料钻具有ZQST-65型支腿支撑手持式气动钻机、钻杆及27 mm锚杆钻头；支护材料有树脂锚杆、钢带、假顶网、MSZ2350型树脂药卷、托盘及锚杆帽。定眼位，点锚杆眼检查巷道断面规格，局部达不到要求时必须先处理合格。按与顶板锚杆顺齐一致在巷道两帮上、垂直于顶底板方向竖立上钢带，（即确定出两帮锚杆布置线）。在钢带上标定眼位。标定时锚杆在允许偏差范围内调整，以便相同位置的锚杆顺齐一致，起伏处过渡圆滑。标定好锚杆眼后，用手镐在标定的锚杆眼位上，凿出眼窝。打锚杆眼，清锚杆眼打眼前先“敲帮问顶”，摘掉危岩活石，确定安全后方可开始工作。打锚杆眼时按由外向里、先上后下的顺序依次进行。根据要打设的锚杆眼的位置，调整好钻具，使钎子与锚杆眼所在的巷道轮廓线垂直布置，误差不得大于15。打眼时点眼工协助锚杆机操作工将钻具支设好，将钻头对准眼窝并顶紧。然后点眼工撤到锚杆机操作工后部负责观察。锚杆机操作工缓慢开动钻具钻进，待钻进3050mm后加大风量钻进，到达设计深度，减小风量使钻具低速运转且不关闭水门，将锚杆眼内的岩粉冲洗干净，缓慢退出钻杆后关闭风水，停止钻具运转。最后取下钎子，将钻具和钎子放到施工位置后部，靠巷道一侧摆放好。安装锚杆将1块MSZ2350型树脂药卷装入锚杆眼内，然后用锚杆将锚固剂轻轻顶入眼底。在锚杆的外露端安设搅拌器，将锚杆机安在搅拌器上，开动锚杆机带动锚杆旋转，边旋转边推进，将锚杆推入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间达到45s后停止搅拌，撤去锚杆机、搅拌器。安设假顶网、钢带、托盘、锚杆帽首先进行联网、挂网作业。联网时，必须两人操作，一人扶好梯子，一人站在梯子上进行联网，每隔150mm用14#铁丝将假顶网与顶网交叉连接一次，连接完毕后将假顶网垂直挂下。然后对打设的一排锚杆按由上向下的顺序压接假顶网、钢带，安设锚杆托盘、锚杆帽。最后将后一排锚杆的锚杆帽、托盘、钢带拆下，两片帮网之间使用3根煤矿井下用双向拉伸塑料网扎扣连接（第一根在肩窝处即两帮上部锚杆以上100mm左右，第二根在两帮上部锚杆与中部锚杆的中间，第三根在两帮中部锚杆与下部锚杆的中间；使用塑料扎扣要确保两网片连接牢固可靠。），然后再安设钢带、托盘、锚杆帽。紧固锚杆用机械或风动扳手及时打设的一排与后一排锚杆进行紧固，18mm锚杆预紧力不得小于85kN，锚杆露出螺母长度在1040mm之间，并保证锚杆盘压紧钢带、假顶网，靠紧岩面。三、锚索支护工艺1.工艺流程敲帮问顶准备钻具及支护材料定锚索眼位、点锚索眼打锚索眼安装锚固剂、锚索线安装锚索盘、锁具涨紧锚索2.具体施工方法敲帮问顶施工前由班组长和一名有经验的老工人，按一人监护、一人由外向里用长度不小于2.0m的长柄工具敲帮问顶，摘除危岩活石，检查紧固锚杆。确保所有支护完整可靠。准备钻具及支护材料钻具有MQT-120/2.3型气动锚杆钻机、钻杆、27 mm锚杆钻头、风动涨拉油泵；支护材料有锚索线、MSZ2350型树脂药卷、锚索梁、锚索盘、锁具。定锚索眼位、点锚索眼根据巷道支护设计中的锚索布置方式以及巷道中心线来确定锚索眼的眼位，然后用长柄工具在标定的锚索眼位上，凿出眼窝。打锚索眼根据要打设的锚索眼的位置，调整好钻具，使钎子与锚索眼所在的巷道轮廓线垂直布置。打眼前点眼工协助锚杆机操作工将锚杆机安设好，将一节钻杆安放在锚杆机上，点眼人协助锚杆机操作工稳住锚杆机，锚杆机操作工缓慢开启气腿阀门，使气腿慢慢升起，将钻头对准点好的眼窝并顶紧。然后点眼工撤到锚杆机操作工后部负责观察。锚杆机操作工缓慢开启控制阀，使锚杆机慢速运转，待钻头钻进3050mm深度后，锚杆机操作工加大风、水量钻进直至钻杆长度。续接钎子时点眼工由锚杆机上拔出钎子，在末端续接一节钎子，然后将续接后的钎子上端（钻头侧）插入眼内，下端安放在锚杆机上。再次续接钎子时，将钎子在眼内抬高，在末端续接一节钎子后再安放在锚杆机上。续接完成后点眼工撤到锚杆机操作工后部负责观察。锚杆机操作工开启锚杆机，继续加深锚索眼。眼深达到要求后，开大锚杆机水阀，加大水量，并上下来回串钎子，将锚索眼内的岩粉冲刷干净；然后按上述要求退下锚杆机，锚杆机操作工和点眼工配合由下向上逐节撤出钎子。安装锚固剂、锚索线将3块MSZ2350锚固剂用锚索线逐块装入锚索眼内，并送入眼底。然后在锚索线末端安上搅拌器，并将搅拌器末端安放在锚杆机上。确认无问题后点眼工协助锚杆机操作工稳住锚杆机，锚杆机操作工将风阀打到三分之一处使锚杆机慢速旋转、升起搅拌锚固剂。锚索线搅拌到眼底，达到设计搅拌时间45s后停止锚杆机旋转，等待约30s后慢慢将锚杆机气腿收回退出锚杆机。安装锚索梁、锚索盘、锁具安装锚索梁、锚索盘、锁具时，必须使用两架梯子，每架梯子必须有一人扶梯子，一人站在梯子上进行操作。将锚索梁穿过锚索线后，先后将锚索盘、锁具安装在锚索线上，确保锚索线露出锁具在150250mm之间。涨紧锚索树脂锚固剂凝固1小时后，进行锚索涨拉，至少由两人配合进行，一人操作风动液压泵，另一人操作风动涨拉油顶。涨紧时一人将油顶套在外露的锚索线上，并顶紧锁具，一人开动风动涨拉油泵涨紧锚索线，待涨拉油顶咬住钢铰线时，人员撤开，锚索线预紧力不得小于120kN的要求，并确保锚索线外露长度在150250mm之间。然后停止涨拉，卸下油顶。若油顶柱塞一次行程不够，应收回柱塞，重复上述操作，然后继续涨紧。第四章 施工工艺第一节 施工方法1353轨道顺槽的施工方法：1.1353轨道顺槽外段已经由掘进二队反掘贯通-410水平东翼轨道大巷，剩余工作量由综掘一队进行施工。此巷道设计长度为1177.5m，掘进过程中需经四次调向，其中开门口时采用炮掘与机掘相结合的方法施工，其他工程量采用机掘的方法施工（特殊情况下采用炮掘施工时，及时补充安全技术措施）。2.1353轨道顺槽开门口前要对门口前后各10m范围内的支护进行全面检查。开门口前必须顺门口处顶板轮廓线上压肩打设3组锚索梁，开门口锚索线长度为8.5m，锚入硬岩不得小于1m，控制好顶板，然后按设计断面，拆掉门口范围内锚杆、钢带、金属网，开出巷道门口。3.1353轨道顺槽掘进过程因顶板有淋水，底板有渗水，需在生产帮巷道低洼处施工临时水仓，对水进行截流，以保证工作面正常掘进。4.施工过程中遇断层地质构造时，必须采取小循环作业，及时加强支护，并补充安全技术措施。5.1353轨道顺槽按照给定中线方向，沿3上煤层顶板掘进。掘进过程中，如果巷道山水导致巷帮底部锚杆距底板大于或等于1m，及时按设计间排距补打锚杆并挂网压接钢带进行支护。第二节 施工工艺本规程所施工的巷道遇地质构造（断层、煤层变薄、底鼓或压梁）均采用全断面打眼爆破的方法作业，特殊爆破方法需编制专项安全技术措施。在正常情况下采用机掘。一、遇地质构造时(炮掘与机掘相结合)(一)炮掘1.打眼机具7655型风钻，中空六棱钢钎，32 mm柱齿钻头，27400mm，单重300g级煤矿许用水胶炸药，8煤矿许用毫秒延期电雷管，FD-200T矿用发爆器，MQT-120J2锚杆机，ZQST-65型支腿支撑手持式气动钻机，27mm锚杆钻头。2.降尘方法降尘方法采用煤层注水、湿式打眼、水炮泥装炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、远程喷雾、爆破后冲刷岩帮、净化风流、个体防护、转载点喷雾。在距迎头10-15m内安设风水联动移动喷雾，在距迎头30m内及距迎头50m内各安装一道能封闭全断面（大于巷道断面80%）的净化水幕并应实现自动控制。喷雾装置要雾化好、灵敏可靠、使用正常；冲刷巷道应在爆破前后对迎头30m范围内进行冲刷。3.施工工艺打眼装药爆破扒碴敲帮问顶临时支护打顶部锚杆孔安设顶部锚杆铺网安设钢带打两帮锚杆孔安设两帮锚杆、铺网安设钢带打锚索孔安装锚索延伸皮带。(二)机掘1.施工设备EBZ-150掘进机，SSJ-800胶带输送机， MQT-120/2.3型气动锚杆钻机，ZQST-65型支腿支撑手持式气动钻机，27 mm锚杆钻头。2.降尘方法机掘迎头采用掘进机外喷雾、除尘器、转载点喷雾、净化风流、冲刷巷帮、个体防护等综合防尘措施。在距迎头30m内及距迎头50m内分别安装一道净化水幕并实现自动控制，并且净化水幕封闭巷道全断面（大于巷道断面80%），且要雾化好，使用正常；冲刷巷帮应在掘进机前后30m范围以内巷道进行冲刷。3.施工工艺截割转载运输临时支护永久支护。附图9 1353轨道顺槽机掘设备布置示意图附图10 1353轨道顺槽截割轨迹示意图第三节 爆破作业1.炮眼布置说明掏槽眼：采用垂直锲形掏槽，间距1.2m，排距0.6m，眼数4个，眼深比其它眼加深0.2m，眼底间距0.2m。周边眼:首先按光爆要求在设计轮廓线上按间距0.2 m0.3 m两帮布置打眼，后在设计轮廓线以里0.3 m处，眼距0.3m布置，根据岩性变化及时调整，以确保巷道成型。辅助眼：按眼距0.50.8m均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。掏槽眼眼深1.8m，周边眼与辅助眼眼深1.6m，眼深允许偏差为0.1m。2.装药结构说明采用正向装药法，炮眼用水炮泥和炮泥填满封实，两帮周边眼严禁装药，周边眼及其它炮眼封泥长度必须符合煤矿安全规程相关条款的规定。采用全断面一次装药、一次起爆的方法起爆。3.爆破材料说明采用山东圣世达化工有限责任公司生产的级煤矿许用水胶炸药，规格为27mm，长400mm，单重300g，雷管采用8#煤矿许用毫秒延期电雷管，总延期时间不大于130ms，使用FD-200T型发爆器、MBM型铜芯阻燃爆破母线。4、光面爆破应达到以下四个要求眼痕率：硬岩不应小于80%，中硬岩不应少于50%，软岩周边成型应符合设计轮廓。煤、半煤岩巷道超（欠）挖不超过3处（直径大于500mm，深度：顶大于250mm，帮大于200mm）。岩面上不应有明显的炮震裂缝。巷道质量标准按淄矿集团公司煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法执行。钻眼爆破图表 表五 序号名 称单位轨道顺槽1岩石坚硬系数f62工作面瓦斯%03掘进断面m29.994炮眼深度m1.65炮眼数量个65预期爆破图表 表六序号名 称单位轨道顺槽1炮眼利用率852每循环进尺m1.63每循环爆破岩（煤）量m 315.984炸药消耗量kg/ m 30.805每米巷道炸药消耗kg7.976每循环炮眼总长m104.87每m3岩（煤）雷管消耗个3.078每米巷道雷管消耗个30.6附图11 1353轨道顺槽炮眼布置示意图附图12 1353轨道顺槽装药结构示意图第四节 装、运煤(岩)方式机掘和爆破掘进均采用掘进机装运。掘进机铲板部的两个相互转动的耙爪,把被截割(爆破)下的煤(岩)装到第一部输送机上(该输送机位于机体中央上部,是双链刮板输送机),再转运到第二输送机(桥式转载), 最后由跟迎头的SSJ800胶带输送机1353轨道顺槽1353联络巷1353皮带顺槽1353溜煤眼-410水平东翼胶带大巷-410水平北翼集中胶带大巷主井地面。第五节 管线及皮带敷设掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应