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第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称:轨道大巷二、巷道用途：满足其采掘工作面运输的需要。三、巷道设计长度、坡度及服务年限：1、巷道设计长度及坡度轨道大巷工程量为1318.415m（平距），巷道坡度为19，平均5。2、服务年限：19.5年四、预计开、竣工时间：本巷道预计2012年11月开工, 2013年7月竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书山西黄土坡鑫运煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二、依据法律、法规、煤矿安全规程、井巷工程施工及验收规范（GBJ21-90）、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）及其它有关规定。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见表一井上、下对照关系情况表煤层名称（9+10）煤层水平名称+1316m水平采区名称1采区巷道名称轨道大巷地面标高(m)+1380+1360工作面标高(m)+1245+1249地面位置该面位于工业广场东北。工作面西南有才子坪村。井下位置及四邻采掘情况以南30m为胶带大巷、以南60m为回风大巷。第二节 煤(岩)层赋存特征一、该工作面煤层结构较简单，不含或含一层夹矸，煤层倾角19，平均5。据附近ZK-1、ZK-2、ZK-5 、ZK-6等钻孔资料，煤层总厚1.953.30m，平均2.75m。煤层普氏硬度系数f=1.8。二、 顶、底板岩性及特征煤层顶底板情况见表二煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度(m)岩 石 特 性顶板石灰岩、泥岩2.5-10.0石灰岩，致密，坚硬，稳定好，局部地段有裂隙发育底板泥岩、粉砂岩11.0-2.5灰黑色泥岩，粉砂岩上部浅灰色，下部灰白色。含少量长石及岩屑上部岩屑较多，颗粒次圆状，分选中等， f=4-6三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火倾向、抑制煤尘爆炸最低岩粉用量等：省煤炭工业厅2012年瓦斯等级鉴定报告中该煤层瓦斯、二氧化碳绝对涌出量为CH4：0.33m3/min，CO2：0.35m3/min，属低瓦斯区域，根据山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿9+10号煤层自然发火倾向检测，煤尘自燃倾向性等级为级，属于不易自燃煤层，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60%，煤尘有爆炸性。第三节 地质构造据物探资料，该井田位于沁水西缘，霍山隆起之东翼。由于受霍山径向构造带影响及区北部百草断层的影响，井田总体构造为：走向NE-NW。倾向SE-NE的单斜构造。F1断层位于井田西南部走向NE，倾向SE的正断层，倾角60，延伸900m，落差20m。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。本巷道跨越一条向斜和背斜。第四节 水文地质一、水文地质情况影响该面掘进的含水层主要有煤层顶石灰岩、底板砂岩裂隙含水层煤层顶石灰岩、底板砂岩裂隙含水层根据附近ZK-4等钻孔资料，煤层顶板石灰岩充水含水层。据地质报告资料，ZK-4号孔出现12.00 m3/h的全漏。9+10号煤层只是在南部边缘有采空区，积水量约11000m3.二、涌水量预计本矿井充水水源主要为石灰岩及砂岩裂隙水，水量不大，对采掘不会产生大的影响。依据（长治市科瑞科技有限公司）山西沁源县黄土坡鑫运煤业有限公司轨道大巷迎头赋水性探测报告资料显示；本矿井直接充水含水层含水性弱，一般不可能产生水害事故，对矿井产生突水事故的主要可能为老窑、采空区积水，开采靠近时应引起注意。随着开采规模的扩大，预计开采9+10号煤层时掘进正常涌水量40m3/h，最大涌水量60 m3/h。1、按目前巷道掘进方向继续前进阻值较高，赋水性差，预计100m内可正常掘进，可打钻验证； 2、随着掘进方向前进，如果遇到裂隙发育区，巷道可能会出现滴水、淋水现象，由阻值及经验判定，水量预计较小，不影响巷道掘进。3、依据本次瞬变电磁解释结果推断轨道大巷前方100米范围内存在较大地质构造的可能性较小。三、防治水措施1、掘进期间加强顶底板的水情观测，特别是掘进至构造、裂隙发育地段。2、施工过程中及时打钻验证，对顶板砂岩含水层、底板三灰含水层及时施工钻孔疏放和观测。3、巷道掘进期间特别是探放水时，要求安设排水能力不小于80 m3/h的排水设施。4、及时清挖水沟保证水流畅通。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置在轨道大巷（方位90；坡度-13）基岩段结束，进入轨道大巷落平后变矩形断面，总工程量1318.415m（平距）。一、轨道大巷：巷道形状为矩形，掘宽=4.7m，掘高=3.1m，S掘 =14.57m2；净宽=4.5m，净高 =2.8m ，S净 =12.6m2。二、水沟布置在巷道右帮，水沟规格：净宽净深300200mm。三、浇筑地坪厚度200mm，强度C20。四、喷浆厚度100mm，强度C25.五、如果轨道巷有长距离的斜巷每40m布置一个躲避硐，形状直墙半圆拱，净宽=1.5m，净高 =2.05m，长度=1.5m，锚网喷支护。附图1：工作面巷道平面布置图附图2：锚网巷道永久支护断面图第二节 矿压观测一、观测对象：轨道大巷。二、观测内容：巷道顶板离层量、顶底板相对位移量、两帮相对位移量、支护质量动态监测。三、观测方法：1、表面位移量的观测：施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，在巷道开始掘出20m后布置测站，测站间距100m，每一个测站设置一个观测断面，每组观测断面设4个检测点，即顶板、底板及两帮各设一个，每天由技术员观测一次，并将监测结果记入专用记录本中备查，每个观测点自设立之日起，连续检测时间不少于60天。2、顶板离层仪的观测：2.1、顶板离层检测仪的布置：巷道开始后应进行布置测站，在巷道顶板中部每50m安装一个LBY-型顶板离层仪进行监测。2.2、顶板离层检测仪的安装：2.2.1用直径28mm的锚索钻头打6000mm深的眼。2.2.2用锚索钻杆将上部锚固器推至眼底，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。2.2.3用锚索钻杆将下部锚固器推至顶板以上2400mm位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。2.2.4将套管组件插入钻孔口，确保三个刻度尺移动顺畅，不受任何卡阻。2.2.5将粗径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。2.2.6将中径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。2.2.7将细径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。2.2.8记录下固定点与粗径刻度尺之间、粗径刻度尺与中径刻度尺之间，中径刻度尺与细径刻度尺之间的的三个数据，即为顶板离层指示仪的初始数据。2.2.9顶板离层仪观测要求：每旬由技术员观测一次，将观测数据填写于现场牌板中，同时将数据记录到专用记录本中备查。3、支护质量的动态监测：质检员监测锚杆、锚索的锚固力和扭矩。用MLK型锚杆拉力计、MQ18-200/50型锚索张拉仪检测锚杆锚索的锚固力，用扭矩扳手检测锚杆的扭矩力。凡检测结果达不到设计要求的要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备查。4、观测需用仪器仪表：LBY-型顶板离层仪、MLK型锚杆拉力计、MQ18-200/50型锚索的涨拉仪、扭矩扳手，钢卷尺。四、数据处理：通过观测，对数据进行分析、判断，并把结果应用到施工中去，从而不断修改、补充措施，指导施工，并为后续工程提供依据。第三节 支护设计一、支护方式1、临时金属前探支护2、锚网巷道临时支护临时支护采用金属前探梁。前探梁采用108mm的钢管3根，长度不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为0.7-0.9m，吊环用40型刮板机链条或者直径18mm的螺纹钢焊制，其强度不小于锚杆的强度，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度不小于50mm。安装吊环的锚杆初锚力不小于80KN/根。机掘巷道割煤（岩）前临时支护到工作面的最大距离为0.8m，割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头，在前探支架上先放好网，再在网下架好梯子梁，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实。3、架棚巷道临时支护当顶板破碎及过断层，锚网索支护达不到支护要求时，必须采取锚网及架棚双重支护。架棚巷道采用前探支架做临时支护。前探梁采用不小于22Kg/m铁轨四根，长度均不少于4m，使用时轨底朝上，每根前探梁用40型刮板机链条和联接环固定在靠近迎头已架设好的棚梁上，联接环要穿螺丝，螺帽要满扣，外露2丝，并用木楔打紧，严禁重楔，两根前探梁之间的距离为0.8m。割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头并加固好，在前探支架上先放好4.0m开口的棚梁，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实。4、永久支护轨道大巷采用锚索、锚杆、金属网、梯子梁喷浆支护，喷浆滞后锚杆支护100m。5、工字钢棚补强支护当顶板压力大或过断层时，锚网索支护达不到支护要求，必须采取锚网及架棚双重支护，棚距800mm，防止棚腿因受压下沉，下端焊制20mm厚钢板，规格大于棚腿外边缘50mm， 8根20mm小拉杆背顶， 小杆均匀布置，靠近两帮的小杆要压肩，相邻支架间用4根20mm小拉杆固定。6、锚索加强支护巷道施工过程中，为了增加巷道的支护强度，根据围岩变化情况或在过断层时要采用锚索加强支护，锚索间距2000mm、排距为2400mm。锚索规格15.24mm的钢绞线；L=6000mm。二、支护形式及材料规格：1支护形式1.1、轨道大巷巷道顶部采用锚索、锚杆+梯子梁+金属网联合支护。1.2、巷道两帮采用等强锚杆支护。2、支护材料及规格：2.1、锚杆、锚索及锚固剂高强度左旋螺纹钢锚杆，直径为20mm,长度为2000mm,锚杆托板用15015010mm，锚杆外露长度均为10-40mm。每根锚杆均用1只MSCK2335和1只MSZ2360树脂锚固剂固定，锚杆锚固力不小于80KN，拧紧力矩不小于200N.m。顶板锚杆间排距800800mm；帮部锚杆间排距800800mm。锚索15.24mm，L=5000mm，锚索托板用20020020mm。每孔使用1只MSCK2335和2只MSZ2360树脂锚固剂固定。每根锚索初锚力不小于180KN，锚固力不小于250KN，预紧力100KN,锚索外露长度150-250mm，锚索间排距20002400mm。2.2、金属网金属网采用直径6.5mm的冷拔钢筋制作，规格为长宽3000mm1000mm，网格为100mm100mm，网要压茬，顺向和垂直巷道方向搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用12双股铁丝绑扎，间距不大于200mm。2.3、梯子梁采用16螺纹钢制作梯子梁，成型宽度=100mm，顶部梯子梁长度4.0m。 2.4、物料存放现场至少备有50套锚网索支护的材料、10根木点柱和10架工字钢棚及背顶、背帮材料。并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管理，分别存放，码放整齐，并与轨道外侧边缘的安全间隙不小于0.5m。3、正规锚杆、锚索与锚梁支护理论计算：3.1、锚杆支护计算参数3.1.1按吊挂理论计算锚杆参数3.1.2锚杆长度计算：L=L1+L2+L3式中 L锚杆长度，m；L1锚杆外露长度，m；L2锚杆有效长度，m；L3锚杆锚固长度，m。 锚杆外露长度L1的确定L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02-0.03）m一般L1=0.1m。 锚杆有效长度L2的确定本项目采用解释法中普式自然平衡拱理论确定巷道顶锚杆有效长度L2：根据普氏硬度等级划分，结合我矿岩层坚硬程度，取坚固性系数为4.2，大于2，因此，采用下式确定L2： L2= =1.07 K-安全系数，一般取2；由于实测巷道煤帮的坚固性系数为2.5，巷道帮锚杆有效长度L2的确定：m式中 f普氏系数，巷道顶板取4.2，煤帮取2.5；B巷道跨度，取4.5m； 锚杆锚固长度L3的确定L 3= 0.30.4m，由拉拔实验确定，当围岩松软时，取0.5m；顶锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.1+1.07+0.5 =1.67m取2m。帮锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.1+1.21+0.5=1.81m取2m。3.1.3、锚杆锚固力计算顶锚杆：Q=18.5 f -12=65.7KN。 帮锚杆：Q=18.5 f -12=34.3KN式中 f普氏系数，巷道顶板取4.2，煤帮取2.53.1.4锚杆间排距的确定对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距D按下式计算：顶锚杆：DQ/L=65.7/1.0724.5= 1.58m帮锚杆：DQ/L=34.3/1.2114.7= 1.49mL-锚杆有效锚固长度，取1.0； Q锚杆锚固力-被悬吊石灰岩的重力密度，取24.5KN/m3； 煤帮取12.6锚杆间排距确定为800800mm。1.1.4锚杆直径的确定顶锚杆：d=L/110=1.67/110=15mm 取20mm。帮锚杆：d=L/110=1.81/110=16mm 取20mm。3.1.5、锚杆角度靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成10。3.1.6、锚杆支护密度校核验算：沿巷道掘进方向煤层顶板选取3m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为1500mm1150mm,则该范围内有3排12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为65.7KN），因此总锚固力：F总=1265.79.8=80.4t。该范围内2m厚吊围岩重量（该顶板为K2石灰岩，选取最大密度为2.5g/cm3）为：G围=34.522.5=67.5t。F总G围，故所选支护密度适合。4.锚固剂的确定锚杆支护巷道采用树脂锚固剂。每根锚杆均用23mm，1只MSCK2335和1只MSZ2360树脂药卷，药卷凝胶时间34分钟，固化时间15分钟，抗压强度60 MPa。当顶部岩层坚硬时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板岩层松软破碎时，采用全长锚固。5、锚索支护参数计算：根据围岩变化情况或在开门口、十字口及过断层时要采用锚索加强支护。采用7股钢绞线锚索，锚索15.24mm5000mm。5.1锚索长度的确定L=L1+L2+L3+L4=1.42+2+0.1+0.15=3.67m式中：L-锚索长度，m；L1-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，m;L2-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;L3-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;L4-锚索外露长度，取0.15m。按GBJ213-90要求，锚索锚固长度La按下式确定：L1K（d1fa/4fc)2(15.241860410)=1417.32mm1.42m式中：K-安全系数，一般取2；d1-锚索钢绞线直径，15.24mm；fa-钢绞线抗拉强度，取1860n/mm2；fc-锚索与锚固剂的粘合强度，取10n/mm2。施工时取L=5m。5.2锚索排距D=3/4B2k=3750/（44.524.50.5）=2.27m式中 每根锚索最低破断载荷，750kN； 岩体积力，24.5kN/m3； B巷道宽度，4.5m； k安全系数，取0.5；由于巷道宽度为4.2m，排距2.4m，布置在靠巷道中间位置。5.3锚索间距m=0.85B/n=（0.854.2）/2=1.785m取2m。式中 n排数； B巷道宽度，4.5m 。施工时锚索取2排，排距2.4m，间距2m。5.4锚索支护密度校核验算：沿巷道掘进方向煤层顶板选取2m的支护断面进行验算，锚索支护密度为2000mm2400mm,则该范围内有2排4根锚杆（每根锚索设计锚固力为250KN），因此总锚固力：F总=42509.8=102.04t。该范围内2m厚吊围岩重量（该顶板为K2石灰岩，选取最大密度为2.5g/cm3）为：G围=24.542.5=90t。F总G围，故所选支护密度适合。6、通过以上对锚杆、锚索的选型计算，结合井下顶板软硬厚度不同，得出锚杆、锚索支护要求说明如下：在K2石灰岩坚硬顶板情况下1根据打锚杆眼时确定前2米为K2石灰岩，选用20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm800mm，锚固长度必须达到1.2米；2根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上0.5-1.0米为软泥岩时，选用20mm、长度2500mm的等强度锚杆和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚杆间、排距均为800mm800mm，锚固长度必须达到1.2米；3根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上1.0-1.5米为软泥岩时，选用15.24mm、长度5000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到1.2米；4根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上1.5-2.5米为软泥岩时，选用15.24mm、长度5000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到2.4米；5根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上软泥岩大于2.5米时，选用15.24mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到2.4米；6根据打锚杆眼时确定前1.0-1.5米以内为K2石灰岩，往上0.5-1.0米为软泥岩时，选用15.24mm、长度5000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到1.8米；7根据打锚杆眼时确定前1.5-2.0米以内为K2石灰岩，往上1.0-1.5米为软泥岩时，选用15.24mm、长度5000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚梁上铺钢筋网，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到1.8米；8、根据打锚杆眼时确定前1.5-2.0米以内为K2石灰岩，往上1.5-2.5米范围内顶板忽软忽硬，或顶板淋水大产生水窜顶时，选用15.24mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为2000mm2400mm，锚固长度必须达到2.4米。在“小青顶”或顶板破碎情况下1在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定小青顶厚度在1.5米以下）时，选用20mm、长度2500mm的等强度螺纹钢锚杆和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚杆间距800mm、排距500-700mm，锚梁上铺钢筋网，锚固长度必须达到1.8米；2在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定“小青顶”厚度达到1.5-2米时）时，选用15.24mm、长度5000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚索间距2000mm、排距2000-2400mm，锚梁上铺钢筋网，锚固长度必须达到1.8米；3在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定“小青顶”厚度达到2m以上时）时，选用15.24mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为4000mm的锚梁支护顶板，锚索间距2000mm、排距2000-2400mm，锚梁上铺钢筋网，锚固长度必须达到2.4米；7、煤帮支护：7.1煤帮坚硬时：选用直径20mm、长2000mm的螺纹钢锚杆，直径6mm，规格为10002000mm的钢筋网进行支护。锚杆眼采用三排三花眼布置，锚杆间排距为800mm，施工时钢筋网竖着安装。钢筋网贴顶与顶网连接铺设，上部锚杆距顶350mm；上、中、下部锚杆排距为800mm；下部锚杆距底板350mm，锚固长度必须达到600mm。7.2遇地质构造带煤帮松软：选用直径20mm、长2000mm的螺纹钢锚杆，直径6mm，规格为 10002000mm的钢筋网进行支护。锚杆眼采用四排五花眼布置，锚杆间距为800mm，锚杆排距为800mm，增补锚梁，锚固长度必须达到1200mm。施工时锚梁横着安装（特殊情况锚梁十字交叉）钢筋网贴顶与顶网连接铺设。7.3要求：网片必须铺平整，网与网之间必须对接，对接之处用绑丝进行连接，锚梁铺设必须铺平，锚杆锚固长度不小于0.6米，托盘必须紧贴煤帮压紧网片，保证锚杆有外露长度10mm-40mm。第四节 支护工艺一、锚杆钻机打眼工艺：1、作业前检查：1.1、操作者手持操作臂上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。1.2、每次接装进气、水接头时，应清理管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。1.3、操作者应在钻机摇臂端的外侧站立。1.4、按顶板高度选用合适的初始钻杆。1.5、钻孔前，检查马达旋转、水路启闭是否正常，再正式投入生产。2、作业时：2.1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到眼位的正下方。2.2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼100mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。2.3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力作用带着钻杆回落。3、作业完以后：3.1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空转一下，达到去水防锈的目的。3.2、检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。3.3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。二、锚杆安装工艺1、准备工作检查锚杆是否合格，同时检查锚固剂质量，对不合格的锚固剂一律不准使用。2、打锚杆眼打眼前，首先用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探支架逐根移到迎头；然后严格按照中线检查巷道断面规格，标出中线位置，铺好网，网下放好钢带，拉对角线找正钢带，固定好钢带，并用小杆、木楔将网和梯子梁加紧加牢，使之严密接顶；根据梯子梁上的眼孔布置锚杆眼位，锚杆眼方向误差不得大于15。严格按锚杆长度打眼。打眼前，必须在前探支架的掩护下由外向里先顶后帮的顺序进行，严禁空顶作业。3、安装锚杆3.1把树脂药卷和锚杆推入孔位。利用锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔中直到锚杆托盘离顶板200mm左右，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。3.2完成第二步后，迅速旋转锚杆1520秒（旋转搅拌时不要施加推力），然后顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板。3.3完成搅拌后停止60120秒钟左右让树脂充分凝固。3.4上紧螺母：用旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。3.5用扭力扳手或加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装扭矩力。安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固），四紧（紧固螺母）。在安装过程中要严格按安装步骤安装，否则会大大影响锚杆支护效果甚至失效。三、锚索安装工艺1、钻孔深度大于锚索长度50100。2、钻孔打好后，轻轻将锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。3、用锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。4、将预先安装在钻机上的锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时加大钻机的推力。锚固剂搅拌时间为2530秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。5、锚固剂搅拌完毕后1015分钟后，用锚索涨拉仪拉紧锚索，锚索初锚力要达到180KN。四、锚杆施工质量与要求锚杆的锚固力必须符合设计要求，锚杆锚固力不小于80KN，拧紧力矩不小于200N.m。巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，但最大高度不能大于设计要求200mm；锚杆间排距不能超过设计100mm;外露长度为10-40mm；并保持做到巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。五、巷道特殊地点支护要求1、若顶板破碎或压力大时，根据顶板情况适当加密布置锚索。2、联络巷、硐室开口处，帮网要连接合格，帮锚杆要紧贴煤帮。六、喷射混凝土喷射混凝土厚度100mm，强度C25，喷射混凝土的配合比为：水泥：黄沙：石子1：2：2（体积），水灰比为0.4，速凝剂掺量占水泥重的4。喷淋水区时可酌情加大掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。1、准备工作1.1（复喷时）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。1.2清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。1.3检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。1.4喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。1.5喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，初喷混凝土厚度8090mm，复喷混凝土厚度30-40mm。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15%，若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15，回弹料要及时收起掺入料中继续使用，但掺入量不超过30。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关 水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。七、工程质量标准工程质量标准见表三锚网支护巷道工程质量标准项目质量标准部位轨道大巷（mm）净宽0+100mm中线至左帮2100中线至右帮2100净高0+100mm巷中2800坡度沿煤顶板掘进锚杆间距100mm中中顶部800帮部800锚杆排距100mm中中顶部800帮部800锚杆孔深050mm实测1950锚杆外露长度1040mm实测锚杆锚固力80KN根实测锚杆拉力计检测托盘与壁面密贴壁面观感实测金属网绑结牢固压茬连接好观感实测锚杆角度75与岩面夹角用角度尺测量锚索排距100mm中中2400锚索孔深0+100mm实测6000锚索锚固力250KN/根实测锚索涨拉仪检测锚索外漏150-250mm中中间距2000mm；排距2400mm顶锚索角度75与岩面夹角用角度尺测量工业卫生巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工准备：雁达公司综掘三队 掘进工作面作业规程施工前按规定安装好局部通风机，检查好运输设备是否合格、敷设好各种管道，各方面都准备完毕后，方可正式施工。二、施工方法：巷道掘进时采用EBZ-132S型综掘机沿煤层顶板掘进施工。三、掘进工艺流程1、掘进机的截割顺序应自下而上，自左帮而右帮呈“S”型切割，每次循环进尺为0.8m。附图3：掘进机截割顺序图2、工艺流程交接班安全检查校对中线洒水防尘、掘进机割煤出煤（岩）敲帮问顶临时支护校对中线永久支护清理出煤洒水防尘掘进机割煤（岩）进入下一个循环。迎头施工作业必须根据掘进工艺流程和分工，合理安排工序，工序之间衔接紧密、不窝工，尽量做到平行作业、交叉进行。四、掘进机司机正规操作程序1、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般起动顺序是：液压泵轨道转载机中间输送机（装载机）截割部。2、按作业规程要求进行切割工作，根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式。3、岩石易破碎的，应在巷道断面顶部开始切割；断面为半煤岩，应在煤岩结合处的煤层开始切割。司机要按正确的截割循环方式操作，并注意下列事项：3.1、掘进半煤岩巷道时，应先割煤，后割岩石，即按先软后硬的程序。3.2、一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。3.3、截割必须考虑煤（岩）的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理。3.4、对于硬煤，采取自上而下的截割程序。4、截割过程中的注意事项：4.1、岩石硬度大于掘进机截割能力时，应停止使用掘进机，并采取放炮措施。4.2、根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进进度，避免发生截割电机过载和压刮板输送机等现象，截割时应放下铲板，如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理，严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。4.3、截割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。截割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。4.4、截割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。严禁切割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网、触棚。4.5、司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。4.6、煤岩块度超过机器卸载的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。4.7、当油缸行至终止时，应立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。4.8、掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。4.9、机后配套运输设施不准超负荷运转。4.10、注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。4.11、风量不足、除尘设施不齐不准作业。4.12、截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷却数分钟后再关闭水路。4.13、发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。4.14、按规定操作顺序停机后，应将掘进机退到安全地点，并将装载铲板放在底板上，截割头放在底板上，关闭水门，吊挂好电缆和水管。4.15、清除机器上的煤块和粉尘，不许有浮煤留在铲板上。4.16、在淋水大的工作面，应将机器垫高，确保电机不被淹没。4.17、将所有操作阀、按钮置于零位，切断电源，关好供水开关。4.18、全面检查掘进机各部位及各种安全保护装置，有问题时应先处理并记录好。第二节 装载与运输一、出煤（岩）方式工作面破落的煤（岩）采用掘进机耙爪扒装。二、运输方式及安全管理1、主运输方式采用EBZ-132S型掘进机中间运输机配合转载机，经伸缩轨道输送机（刮板输送机）或皮带轨道大巷轨胶4#联巷胶带大巷井底煤仓转载巷皮带主斜井皮带地面。2、辅助运输方式自轨道大巷运输材料，采用0.75吨标准矿车运输支护材料，平巷人力推车，提升采用11.4kw、25kw调度绞车。(JD-25型绞车、15.5mm钢丝绳3、设计依据巷道斜长：L=310m(根据技术科图纸提供数据测量计算所得)巷道最大倾角：=13(根据技术科图纸提供数据计算所得)矿车阻力系数：f1=0.015钢丝绳在运行中的阻力系数：f2=0.35矿车自身重量为：m0=600kg最大件重量约为：m=1700kg2辆矿车选用15.5mm钢丝绳钢丝绳型号为：619+Fc15.5钢丝绳单位质量：q=0.85kg/m破断拉力总和为：Qp=152000N斜巷提升钢丝绳安全系数Ma，不小于6.53.1、提升最大静张力F为：F=（m+m0）2（sin+f1cos）g+qL（sin+f2cos）g=（1700+600）2（sin13+0.015cos13）9.8+0.85310 （sin13+0.35cos13）9.8=（1700+600）2（0.22495+0.0150.97437）9.8+0.85310（0.22495+0.350.97437）9.8=230020.239579.8+263.50.56609.8=10799.816+1461.582=12261.40N12.3kN3.2、钢丝绳安全系数验算：ma=Qp/F=152000N/12261.40N=12.412.46.5所以钢丝绳选用合格。3.3、提升此物件最大牵引力为14.1kN，现有JD-25型绞车牵引力为16kN，满足提升要求。根据提升最大静张力F，钢丝绳安全系数验算：选用JD-25型绞车提升满足要求。3.4、安全管理严格按照煤矿安全规程第三百七十条，关于“倾斜井巷使用串车提升时必须遵守下列规定”的要求执行。每部绞车必须安装在硬底上，达到平稳、牢固，使用4根锚杆锚固。11.4KW绞车固定要使用20mm，L=2000mm的锚杆进行锚固，每根锚杆至少使用2块MSCK2335型树脂锚固剂固定。25KW及以上型号的绞车要使用混凝土基础配合20mm，L=2000mm的锚杆进行锚固。每根锚杆至少使用2块MSCK2335型树脂锚固剂固定,绞车锚杆螺丝使用垫圈上满并使用背帽。小绞车安装必须后，绞车最突出部位距最近一侧轨道不得少于0.5米。第三节 管线及轨道敷设一、管线敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐，电缆敷设在人行一侧，风水管、风筒敷设在非人行一侧。电缆钩每隔1.5m一个，电缆垂度不超过50mm。风水管要用专用卡子吊挂，接口要严密，不得出现漏风漏水现象，专用卡子每4m一个。每50m加一个三通，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用107mm铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风和用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。 二、轨道敷设施工过程中，敷设30Kg/m型轨道，质量必须符合煤矿轨道质量标准化验收标准中的规定：1、枕木间距不大于0.7m；2、道轨接头两侧枕木间距不大于0.48m ，枕木一头齐； 3、岔子处设2道轨距拉杆；4、底软处穿长枕木，垫石子；5、弯道运输2.0m一道工字钢枕木；6、地滑子齐全间距不超过20m，保证不磨底板、枕木，不磨钢丝绳；7、安全设施齐全有效。 第四节 设备及工具配备设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1局部通风机FBD5.6/211KW211KW台22掘进机EBZ-132S132KW台14风钻YT-28部25皮带DSJ80/275KW275KW部6风动锚杆机MQT-10J台2备用2部7扭力扳手0-200N.m把28风动泵FWQB-2台5备用2部9风镐GT10P部210铁锹张811大锤10P把212镐把413扒子把614锚杆拉力计MLK台115锚索涨拉仪MQ18-200/50台116绞车JD-11.4/2511.4/25kw部若干17激光指向仪YBJ-1台118刮板输送机SGW40T40KW部219吊挂皮带SP-80020KW台120潜水泵BQS70/0-18.5/N18.5/7KW台2备用一台DA1-1006第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织1、劳动组织：各工种各班人员配备（见劳动组织表 表七）。2、作业方式：巷道掘进采用每天“三八”制组织生产，分早班、中班、夜班三班生产，每班8小时，2班生产、1班为检修时间。3、循环进尺数：（检修班）为4个循环，其余各为10个循环。4、严格执行交接班制度：5、各跟班队长必须认真组织、严格执行交接班制度。6、生产班必须由班组长统一带队，集体入井、集体收工、集体上井。7、7.1、每个班入井前，必须由跟班队长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想。班前会要准时、简明。要准时入井，安全准时到达作业地点。7.2、每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准，在本班内保质保量按时完成额定工作量，并在班末认真填写原始工作台帐。7.3、交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交代清楚。7.4、凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，接班方必须予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。7.5、接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。7.6、交接班双方将交接的现场与岗位交接卡核对无误、交接清楚后，共同在交接卡上签字完毕，交班人员方可离开现场，收工升井。7.7、接班后，班组长要向矿调度室汇报当班作业地点、负责人、出勤人数、工作内容、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。班末交班前，要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。劳 动 组 织 表工 种工 作 面 人 数生产一班检修班生产二班合计掘进机司机2125支护工336检修工44瓦斯员1113安全员1113电工1113班组长1113合计99927第二节 循环作业为保证正规循环作业的完成，工序之间尽量做到平行作业，交叉进行，以充分利用工作时间，提高工时利用率。第六章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式及供风距离本掘进工作面采用局部通风机通风，通风方式为压入式通风，最长供风距离为500米。二、通风系统进风系统： 副井井筒井底车场轨道大巷（南北段）轨道大巷风机风筒轨道大巷迎头回风系统：迎头轨道大巷轨-胶-回联巷回风大巷回风大巷（南北段）回风井筒地面。三、风量计算1、掘进工作面风量计算；1.1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘100q掘 K掘通=1000.33 1.5 =49.5 m3/min式中:Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.33m3/min； K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5。100掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。1.2、按二氧化碳的绝对涌出量计算需要风量。Q掘67q掘 K掘通=670.35 1.5 =35.17m3/min式中:Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，0.35m3/min； K掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数，取1.5。67掘进巷道风流中二氧化碳浓度不超过1.5%所换算的常数。1.3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:每人供风4m3/min：Q掘4N=418=72（m3/min）式中：N工作面交接班时的最多人数。1.4、按气候条件计算：Q=60V掘S=600.3510.6=222.6m3/min式中:S掘进巷道测风时的净断面积，取10.6m2。 V掘掘进工作面温度与风速数据表中查得工作面温度15时，取0.35m/s。根据以上计算，取Q=222.6m3/min为掘进工作面所需风量。2、设备选型：2.1、选择风筒，确定有效风量率：工作面选用直径600mm胶质双反边抗静电阻燃风筒供风，每支风筒长10米，通过实测漏风率不大于3%,确定有效风量率不小于97%。局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头规格：与局扇连接处不小于600mm，与风筒连接处不小于600mm，风筒内装有自动切换装置。安设时吊挂平直，与风机连接处捆绑牢固严密，确保不漏风。2.2、计算局扇前风速V扇=Q/P有效=222.697%60=3.82m/s式中：V掘进工作面所需风速m/s，P有效风筒的有效风量率。2.3、确定风筒风阻该掘进工作面使用FBD6型211KW局扇供风，风筒长度为500米，该风筒百米风阻为15.88N.S2/m8，确定风筒总风阻为R=515.88=79.4N.S2/m