工作面上顺槽掘进作业规程.doc

编号：YM14-09-28汶上义桥煤矿有限责任公司掘进工作面作业规程工作面名称 ： 4308工作面上顺槽编 制 人 ： 区 长 ： 施 工 单 位： 掘 一 工 区编 制 日 期: 2014年09月28日执 行 日 期: 2014年 月 日目 录审批意见规程贯彻、考试记录第一章 概 况1第一节 概 述1第二节 编写依据1第二章 地面相对位置及地质情况2第一节 地面相对位置及临近采区开采情况2第二节 煤（岩）层赋存特征2第三节 地质构造3第四节 水文地质3第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 巷道断面5第三节 支护设计5第四节 矿压观测8第五节 支护工艺11第四章 施工工艺16第一节 施工方法16第二节 凿岩方式16第三节 爆破作业16第四节 装载与运输18第五节 管线及轨道敷设20第六节 设备及工具配备22第五章 生产系统23第一节 通风23第二节 压风及压风自救系统25第三节 瓦斯防治25第四节 综合防尘及供水施救系统26第五节 防灭火26第六节 安全监控27第七节 供电29第八节 排水29第九节 运输30第十节 照明和通信联络系统30第六章 劳动组织及主要技术经济指标31第一节 劳动组织31第二节 作业循环31第三节 主要技术经济指标32第七章 安全技术措施33第一节 一通三防33第二节 顶板34第三节 爆破37第四节 防治水41第五节 机电42第六节 运输46第七节 掘进机管理56第八节 其他60第八章 灾害预防及避灾路线6774第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为4308工作面上顺槽。二、掘进目的及用途用于4308工作面进风风、运输等。三、巷道设计长度巷道设计长度约为：487m。四、巷道设计坡度首先平巷施工皮带机头5m，然后15上山施工皮带机头10m（至煤层顶板后沿煤层顶板施工），再沿煤层顶板施工储带仓断面15m，最后沿顶板施工胶带巷小断面457m至设计位置。五、巷道服务年限巷道服务年限约为2年。六、预计开、竣工时间预计2014年10月开工， 2014年12月份完工。第二节 编写依据一、编制依据本作业规程根据生产技术部提供的4308工作面上顺槽施工联系书（编号为：YM14-09-26,批准时间为：2014年9月26日）等有关图纸资料，依照煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿井巷工程质量检验评定标准以及煤矿安全质量标准化标准及考核评定办法等法律、法规、行业标准进行编制。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为4308工作面掘进地质说明书，委托时间为2014年09月18日，批准时间为2014年09月23日。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及临近采区开采情况表2-1 井上、下对照关系表情况表概况煤层名称3煤层水平名称-480水平采区名称四采区工作面名称4308工作面上顺槽地面标高（m）44.3+45.2工作面标高(m)-628.0-495.0地面情况 4308工作面地面为农田，无较大建筑物。 井下位置及 四邻采掘情况4308工作面位于4302回采工作面东侧，北侧为断层YF35，南侧为四采区轨道下山及四采区胶带下山，东侧为四采区轨道巷及四采区胶带巷。4302工作面正在回采，已回采至外切眼向外约40m位置。巷道长度约487m施工要求锚网支护（大断面采用锚索加强支护）煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚 度 (m)岩 性 特 征老 顶细砂岩、粉砂岩13.518.5细砂岩为灰白色，细粒砂状结构，成分石英为主、长石次之，分选性差，裂隙较为发育，充填方解石，粉砂岩为浅灰色，泥质胶接，参差状断口，含砂质较多。直 接 顶细砂岩4.05.5 灰白色，细粒砂状结构，成分石英为主、长石次之，分选性差，裂隙较为发育，充填方解石，含植物碎屑化石。直 接 底砂质泥岩2.53.5 深灰色，厚层状，泥质胶接，参差状断口，含砂质较多。老 底细砂岩、砂质泥岩6.510.5 细砂岩浅灰绿色，以石英砂岩为主，细粒砂状结构，泥质胶结，裂隙发育。砂质泥岩深灰色，厚层状，泥质胶结，平坦状断口。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数4308工作面上顺槽揭露煤层为早二迭系山西组的3煤层，以亮煤为主，次为暗煤，属半亮型煤，黑色、沥青光泽，条带状结构，煤层结构较简单，厚度较稳定。一般含夹矸1层，夹矸为褐灰色粉砂岩。煤层内生裂隙发育，黄铁矿薄膜充填。3煤层厚度为3.004.20米，均厚3.60米，煤层倾角为820，平均14，硬度为f=1.48，属结构简单煤层。附图1：地层综合柱状图表2-2 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（m）3.6煤层倾角（）820煤层硬度f2煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育自然发火期（d）57绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.06煤尘爆炸指数（%）36.12二、3煤煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数3煤煤层瓦斯绝对涌出量为0.06m3/min，煤尘爆炸指数为36.12%，具有爆炸性；经测定3煤煤层自燃倾向为类，煤层自然发火期为57d，地温正常，煤系地层地温梯度3.180C/100m。第三节 地质构造4308工作面的地质构造较简单，为一单斜构造。根据三维物探资料分析， 在4308工作面北部存在断层YF35（70H:010m），根据4302工作面下顺槽揭露及物探资料表明，断层落差约10m，断层不含水也不导水，在4308工作面上顺槽掘进过程中可能揭露断层YF35。4308工作面上顺槽在掘进过程中将遇断层FY19（70，08m)，预计断层揭露落差约为5m。由于附近受岩浆岩侵入影响，在掘进过程中可能揭露岩浆岩侵入体。另外可能存在落差小于3m的断层，对生产有一定的影响。表2-3 断层产状特征表构造名称走向倾向倾角性质落差（m）影响程度FY194813870正08影响程度较小YF359012518021570正010影响程度较小 第四节 水文地质影响4308工作面正常掘进的水文地质条件主要是3煤顶、底板砂岩水及4302工作面部分采空区积水。3煤顶板砂岩易在构造区发生揭露型出水，以淋水方式出现；3煤层底板砂岩水多以渗透性形式涌出。由于上述两砂岩水均以静储量为主，补给条件差，因此易疏干，对安全生产不会造成大的威胁。4302工作面正在回采，回采结束后在采空区存在一定量的积水，4308工作面切眼附近积水高度约2.0m，对4308掘进存在一定威胁，需提前疏放。由于4308上、下顺槽为仰斜掘进，在掘进过程中需及时清理水沟，确保涌水能直接排出。预计最大涌水量为40m3/h ，正常涌水量小于20m3/h 。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置在四采区胶带下山J5导线点前240.99m处作为巷道开门中心点，按283.405方位角施工，预计施工487m至设计位置。变坡点处及斜巷每隔40m，在巷道左帮施工一躲避硐。附图2：4308工作面上顺槽施工平面图附图3：4308工作面上顺槽预想剖面图第二节 巷道断面机头巷道断面：矩形，掘进宽度5300mm，掘进高度3100mm，掘进断面：S荒16.43m2；巷道净宽5100mm，巷道净高3000mm，巷道净断面：S净15.3m2。储带仓巷道断面：矩形，掘进宽度4500mm，掘进高度3100mm，掘进断面：S荒13.95m2；巷道净宽4300mm，巷道净高3000mm，巷道净断面：S净12.9m2。上顺槽断面：矩形，掘进宽度4000mm，掘进高度3100mm，掘进断面面积12.4m2；巷道净宽3800mm，净高3000mm,净断面面积11.4m2。硐室：矩形，掘进宽度2000mm，掘进高度2200mm，掘进断面面积4.4m2，掘深1600mm；巷道净宽1800mm，净高2100mm，净断面面积3.78m2，净深1500mm。附图4：4308工作面上顺槽机头断面图附图5：4308工作面上顺槽储带仓断面图附图6：4308工作面上顺槽断面图附图7：4308工作面上顺槽躲避硐断面图第三节 支护设计一、永久支护根据工程类比法确定4308工作面上顺槽机头大断面及储带仓段断面采用锚网索支护，上顺槽小断面及硐室采用锚网支护。按悬吊理论计算支护参数：1、锚杆支护参数选择1）锚杆长度计算L= KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；K 安全系数，取K=2；H 冒落拱高度，m；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m。其中：H机头=B机头/（2f）H储带仓=B储带仓/（2f） H小断面=B小断面/（2f）H硐室=B硐室/（2f）式中：B机头 巷道掘进宽度，5.3m；B储带仓 巷道掘进宽度，4.5m；B小断面 巷道掘进宽度，4.0m；B硐室 躲避硐掘进宽度，2.0m；f 围岩坚固性系数，取3。 则H机头=5.3/（23）0.883m；H储带仓=4.5/（23）0.75m；H小断面=4.0/（23）0.667m；H硐室=2.0/（23）0.333m。L机头=20.883+0.5+0.1=2.366m；L储带仓=20.0.75+0.5+0.1=2.1m；L小断面=20.667+0.5+0.1=1.934m；L硐室=20.333+0.5+0.1=1.266m。2）锚杆间距、排距计算（间排距相等）：式中：a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，50kN/根；K 安全系数，一般取K=2；H 冒落拱高度，H机头0. 883m，H储带仓=0.75m ，H小断面0.667m，H硐室=0.333m；r 被悬吊岩石的重力密度，取25kN/m3。则a机头 =50/(20.88325)1/2=1.064m；a储带仓=50/(20.7525)1/2=1.155m；a小断面 =50/(20.66725)1/2=1.224m；a硐室 =50/(20.33325)1/2=1.733m。通过计算，皮带机头及储带仓断面永久支护顶部选用直径20mm，长度2500mm的等强度螺纹钢，帮部选用直径20mm，长度2300mm的等强度螺纹钢，锚杆间、排距均为800800mm；采用锚索加强支护，锚索规格为15.245000mm。锚索间排距为17002400mm，每排三根，槽钢规格为14#3800mm。小断面及硐室永久支护选用直径20mm，长度2100mm的等强度螺纹钢，锚杆间、排距均为900900mm。附图8：4308工作面上顺槽机头锚杆支护示意图附图9：4308工作面上顺槽储带仓锚杆支护示意图附图10：4308工作面上顺槽小断面锚杆支护示意图附图11：4308工作面上顺槽硐室锚杆支护示意图附图12：4308工作面上顺槽机头锚索支护示意图附图13：4308工作面上顺槽储带仓锚索支护示意图二、临时支护1、采用吊挂式前探梁构件作为临时支护。前探梁构件由3根前探梁及3个吊环共同组成（皮带机头采用5根前探梁进行临时支护，储带仓段采用4根前探梁进行临时支护）。每次爆破或截割后，由外往里认真检查巷道的安全状况，发现隐患及时处理。在隐患没排除之前，严禁进行与此无关的其他工作。到达迎头后，先在已加固好的锚网支护下进行找顶工作，用专用长把工具及时清除前方顶部悬矸、危岩、活石。确保安全后，进行铺网、联网，铺网时由外向里逐片进行。找顶或铺、联网时，必须在永久支护下作业，严禁将人体主要部位探入永久支护前方。将吊环固定在迎头后第1排或第2排的锚杆上。先将中间前探梁由后向前穿入吊环，根据吊环高低调整穿入上面或下面的格中探至迎头;然后，压下前探梁后端使前端将中间平网挑起并与顶板接实；最后在吊环后侧将前探梁与顶板用木墩刹紧，及时将后端的链钩挂在顶部网子上，防止前探梁下滑伤人。木墩一端用8mm钢筋弯制成的U型卡将链钩固定好，木墩刹紧后将链钩挂在顶板平网上，防止落下伤人。按照同样的方法将其余前探梁安装完毕。确认前探梁固定牢固后，方可进行巷道永久支护工作。前探梁使用必须紧固有效，吊环每移动一次，都要检查有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。巷道永久支护距迎头最大控顶距不大于2.1m，最小控顶距不大于0.3m（皮带机头及储带仓段最大控顶距不大于1.9m，最小控顶距不大于0.3m）。确认前探梁固定牢固后，方可进行巷道永久支护工作。前探梁使用必须紧固有效，吊环每移动一次，都要检查有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。顶部锚杆支护完毕后方可撤下前探梁和吊环，进行网子压茬。2、掘进硐室时，在不能使用前探梁的情况下采用浅循环施工，深度不得大于1.2m。每次爆破或截割后，由外往里认真检查巷道的安全状况，发现隐患及时处理；在隐患没排除之前，严禁进行与此无关的其他工作。到达迎头后，先在已支护好的锚网支护下进行找顶工作，用长把工具及时清除前方顶部悬矸、危岩、活石，确保安全后，进行铺网、联网（联网时可先连几扣），铺网时先将网子左右对拉，与原支护平网按规程规定压接并联网。找顶或铺、联网时，必须站在可靠支护下作业，严禁将人体主要部位探入支护前方。先施工顶部锚杆，然后挂网；在顶部锚网支护完好的情况下，施工帮部锚杆。附图14：4308工作面上顺槽机头临时支护示意图附图15：4308工作面上顺槽储带仓临时支护示意图附图16：4308工作面上顺槽小断面临时支护示意图第四节 矿压观测一、观测内容及方法1、观测内容顶板离层量、锚杆锚固力、预紧力、锚索载荷。2、观测方法1）顶板离层量的观测根据我矿顶板离层仪使用管理规定（义矿经发2013312号），4308工作面上顺槽煤巷每50m、断层及围岩破碎带处，在巷道顶板的中部安装一个DLJ-2H型双基点顶板离层仪。 顶板离层仪距工作面100m范围内的（断层、围岩破碎带150m），专职人员每天测读一次；距迎头大于100m后（断层、围岩破碎带150m），每十天测读一次。将测读结果记录在顶板离层仪观测牌板及记录台账上。2）锚杆锚固力的观测根据我矿义矿经发200639号锚杆、锚索锚固力检测暂行管理规定文件规定，每班由专人（跟班副区长）采用LDZ-200型锚杆拉力计对锚杆锚固力抽查。每小班检测一组，每组分别检查顶部一根、两帮各一根锚杆锚固力是否达到作业规程要求。3）锚杆预紧力采用203030专业级扭力扳手检测。4）锚索载荷采用MQ15-120型张拉力千斤顶检测。二、数据处理1、顶板离层仪总下沉量大于30mm时应加强观测，总下沉量大于50mm时，要求区队及时汇报生产技术部,经分析后及时采取措施。2、当锚杆锚固力达不到设计要求时，必须补打。补打后检测仍不合格时停止施工，及时汇报生产技术部，采取有效支护措施后，方可进行施工。3、锚杆预紧力、锚索载荷达不到设计要求的，重新紧固。4、所做检测现场填写记录表，升井后填写记录台帐，如不符合，必须重新补打，并将结果记录备查。表3-1 矿压观测内容、目的及方法一览表序号观测内容观测目的观测方法1顶板离层量是否达到要求DLJ-2H型顶板离层仪2锚杆锚固力是否达到要求LDZ-200型锚杆拉力计3锚杆预紧力是否达到要求203030专业级扭力扳手4锚索载荷是否达到要求MQ15-120型张拉力千斤顶三、锚杆锚固力、预紧力检测、锚索载荷检测1、锚杆锚固力检测做拉力实验时，必须派专人观察帮部、顶板，被检验锚杆下方及附近不得有人工作、逗留或通过。紧固被测锚杆周围相邻锚杆。由于拉力试验而造成的顶板下沉冒落、片帮、落顶时，必须停止试验。使用临时支护，重新进行锚网支护。检测时应遵守下列规定：1）操作人员站在施工方向的外侧，并且距被测锚杆不得小于3m。2）检测仪各接头孔内不得有杂物，接头必须固定严实，且检测时，千斤顶活塞行程不得大于50mm，以免加压连接杆部分出现“自拉自”现象。3）检测顶部锚杆安设千斤顶时应谨慎操作，用手扶套筒接触时防止出现挤手现象。4）对锚杆加压应缓慢均匀，一旦锚固力达到设计要求，要停止加压，以免破坏锚杆。5）对锚杆进行加压或泄压时，要缓慢均匀，以免损坏油泵或压力表。6）拆卸千斤顶时要手扶套筒和千斤顶，以防止千斤顶突然滑下伤人和防止杆体因意外与螺母一起松动时设备掉落伤人。7）锚固力不合格或被破坏掉的锚杆，必须及时安排补打。8）不合格的锚杆必须补打并再做一根，连续两根不合格须向生产技术部汇报，查明原因，再做处理。9）做完拉力试验后，要重新紧固好锚盘。2、锚杆预紧力检测根据矿下发的锚杆预紧力检测仪检测暂行管理规定有关规定，采用203030专业级扭力扳手对锚杆进行锚杆预紧力检测，检测时应遵守下列规定。1）迎头掘进时，每班必须进行锚杆预紧力检测。2）采用抽样的方式分别对顶板和两帮各取一根进行锚杆螺母扭矩检测，每班检测一组（3根）。3）观测记录实行现场记录制度。4）每组中有一个螺母扭矩不合格就要再抽查一组；若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍；直至达到要求。3、锚索载荷检测1）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。2）张拉前做好以下检查工作：将油泵注好油，注入适量（油位要高于油标）清洁的68号机械油；对油泵、千斤顶、电路、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再张拉；现场组合的张拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。3）张拉时应遵照下列规定执行：张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线；钢绞线外露长度（少于150mm）不足以使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷运行，应使千斤顶在较小阻力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤顶重新张拉，以防损坏紧楔器；一次张拉行程不得超过150cm，一次张拉超过规定行程仍不达设计预紧力时，多张拉几次；张拉时，操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计张拉力时（100KN）或压力表指针急促上移时停止张拉，油缸回位到底时也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷；油泵应缓慢升压，严禁高压换向。4）张拉时除操作人员外，千斤顶5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防紧楔器磨损提前松脱。发现紧楔器磨损，应及时更换。第五节 支护工艺一、支护材料及工具1、轧花平网 采用直径为8#铁丝制作而成，规格：长宽=20001000mm，网格：长宽=5050mm。相邻两块网之间要压茬连接，压茬及搭接长度不小于50mm，搭接、压茬部分要用双股14#铁丝交叉连接，连接点要均匀布置，间距不大于300mm。压茬长度达不到要求时，用14#铁丝将两片平网交叉连接。2、铁丝 14规格为14300mm，用于网子压茬部分的连接。3、长把工具 直径20mm，长2200mm的钢管制成，前端加工成尖头，把手上方焊设有护手盘。4、锚杆及锚固剂 锚杆采用5#(A5)钢制成的等强度螺纹钢锚杆，直径20mm，长度2100mm、2300mm、2500mm。锚固剂型号：MSCK2845，直径28mm，长450mm。5、锚杆托盘 正方形，规格：长宽=150150mm，用10mm钢板压制成弧形。6、锚索及托盘 锚索规格为15.24mm5000mm的1860级高强度低松弛钢绞线，托盘规格为25020mm的圆形钢板压制而成，锚索采用锚固剂型号为MSCK2545。7、锚索头 选用KM-15型索具索片，钢材料制作而成，锚环外径44mm，锚环宽度46mm；内有两个夹片，夹片外径28mm，夹片宽度41mm。8、木墩及挂钩 木墩宽高=120mm100mm的方木加工而成，长度200mm-500mm，用于吊环后前探梁和顶板之间刹紧使用，两端面为锯齿形，相应面挖有宽7mm，深10mm-100mm的槽卡住前探梁，挂钩用10-15cm 的8#圆钢弯成。9、前探梁 长宽=60mm60mm的方形钢管制作而成，壁厚为4mm，前探梁长度4.5m，相邻2根前探梁间距为0.9m（皮带机头及储带仓段为0.8m）。10、吊环 为直径18mm的圆钢或螺纹钢和厚度10mm钢板加工成“日”字型，上端为中间带螺帽的钢板，安装时固定在顶板锚杆上。11、应急支护材料 圆木，长3.5m，直径不小于200mm，5根；大板，长宽高=2000mm200mm50mm，10块；存放于硐室内距掘进工作面不大于500m处。12、备用支护材料 备用材料不少于2天的用量，存放硐室内距掘进工作面不大于300m处，挂牌管理，码放整齐。二、 锚杆安装1、打锚杆眼1）采用7655型风钻、 MQS-45/300型风煤钻、MQT-110型风动锚杆机，直径32mm钻头，打锚杆眼。2）打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩。按中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合要求的及时进行处理。锚杆眼的位置要准确，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，眼深偏差值在50mm以内。锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在完好支护的掩护下操作。打眼的顺序，遵循由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2、锚杆安装1）采用MQT-110型风动锚杆机或MQS-45/300型风煤钻安装锚杆。2）安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。3）首先把2块树脂锚固剂送入眼底，然后把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽。开动钻机，带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时注意边推进边搅拌（搅拌1015s），直至锚杆达到设计深度后再搅拌5s左右，方可撤钻停止搅拌。停止搅拌后再等待10 s左右，即可卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，15min之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力。锚杆盘要紧贴岩壁，锚杆与巷道轮廓线切线或层理面、节理面、裂隙面垂直。4）工艺流程：定眼位打眼吹眼放树脂锚固剂搅拌凝固紧固。5）由于岩性松软或局部片帮冒顶造成的锚杆外露过长，不超过100mm的不再进行补打。3、技术要求1）锚杆采用两个锚固剂锚固，锚固力不小于50kN（LDZ-200型锚杆拉力计读数为14.5MPa），预紧力不小于100Nm；2）锚杆间、排距不能大于设计值100mm，外露长度为1040mm；3）锚杆需与岩面垂直，与岩面夹角不得小于75；4）小断面锚杆支护距巷道底板不大于900mm，轧花网支护至底板不大于500mm；皮带机头及储带仓断面锚杆支护距巷道底板不大于500mm，轧花网支护至底板不大于300mm；5）顶部锚杆距帮不大于400mm，帮部锚杆距顶不大于400mm。三、锚索支护工艺1、打锚索眼1）打眼前，首先按照中线严格检查巷道断面规格，不符合要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况以及锚网支护情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作。2）用MQT-110型风动锚杆机配合S19中空六方接长式钻杆和28mm双翼钻头湿式打眼。锚索眼的位置要准确定位，眼位误差不得超过100mm，垂直岩面角度不小于75度。3）打锚索眼时，要三人进行，开钻时一人扶钻、一人定眼一人开钻。开钻时，先开水再开风，最后开钻。停钻时先停钻，再停风，最后停水。严禁无水开钻。定眼时要缓慢升气腿，将钻杆接顶，定好眼时开孔，缓慢钻进50100mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。严禁猛升造成钻杆折断。4）锚索眼深度应与锚索长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚索长度打锚索眼，深度4800mm。锚索眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在锚网支护的掩护下操作。打眼的顺序，遵循由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚索1）锚索应垂直于巷道轮廓线，其与巷道轮廓线夹角不小于75。安装前，应将眼孔内的眼粉用水吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。2）两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，每次送入一根，共送3根25长450的树脂锚固剂，要确保锚固剂全部送入孔底。锚索顶住锚固剂要轻轻送入，不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。3）锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。4）两人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，使锚杆机带动索体旋转将锚索旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚索达到设计深度，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌旋转时间约40s，确保搅拌均匀。5）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约1min，然后收回锚杆机。6）15min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、锚具，并将其拖到紧贴岩面的位置。7）两人一起用MQ15-120型张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后一人开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。8）卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落伤人），完成锚索的安装。3、技术要求1）锚索眼深4800mm，误差控制在50mm以内，严禁随意截短药卷或钢绞线；2）搅拌树脂药卷后约15min后张拉锚索，张拉力不低于100KN，压力表读数必须达到25MPa以上；3）锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，露出锁具长度为150250mm，锚索外露长度超过500mm，必须重新补打；4）锚索施工滞后掘进工作面最大不超过6m；5）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，不合格的严禁使用；6）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。四、每米巷道支护材料用量机头断面：锚杆18.75套、锚索1.25套、树脂锚固剂41.25块、轧花平网7.5片。储带仓断面：锚杆17.5套、锚索1.25套，树脂锚固剂38.75块、轧花平网7.5片。小断面：锚杆12.22套、树脂锚固剂24.44块、轧花平网5.56片。躲避硐：锚杆10套、树脂锚固剂20块、轧花平网3.33片。项目质量标准部位巷道规格（mm）优良（mm）合格（mm）机头储带仓小断面巷道净宽01000150帮部510043003800巷道净高01000150顶板至底板310031003100支护锚杆间排距（mm）100800800900900孔深误差（mm）0502400(顶)、2200（帮）2000外露长度（mm）+1040角度（）75锚固力（kN）5050/根距工作面距离（mm）19002100锚索间排距（mm）-10010017002400孔深误差（mm）0+504850锚固力(kN)100100/根锚索规格（mm）15.24mm5000mm外露长度+150+250文明卫生巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐表3-2 4308工作面上顺槽工程质量表第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方式使用EBZ-160掘进机进行破煤，巷道开门及硐室施工困难时，采用爆破法进行爆破施工。掘进施工两排后，进行临时支护和顶板永久支护，顶部锚杆、轧花平网支护紧跟迎头，帮部支护滞后迎头两排。掘进机截割工作时，人员要躲避到后方安全地点，严禁人员进入铲板前方。在截割、运输的同时，准备支护材料、打眼钻具及风水管。二、工艺流程交接班检查、准备校对中线掘进机割煤出煤敲帮问顶临时支护校对中线进行永久支护清理出煤掘进机割煤进入下一循环。附图17：截割滚筒运行轨迹示意图第二节 凿岩方式一、凿岩方式采用EBZ-160掘进机破岩掘进。二、打眼机具采用7655型风钻、 MQS-45/300型风煤钻、MQT-110型风动锚杆机及直径为32mm、25mm的钻头打眼。三、掘进机截割方法、顺序第一次截割时先从巷道的左下角开始进刀，按照从左向右再从右向左的顺序往返截割。一次截割达不到设计要求时，进行二次截割刷大断面至设计位置。每循环截割完成后，将掘进机退出至永久支护下，把截割部放到巷道底板，掘进机停电闭锁，然后进行支护工作。四、降尘方法湿式钻眼、冲洗巷帮、使用水炮泥、装煤洒水、爆破时使用爆破喷雾、开放水幕、净化风流等综合防尘措施。附图18：设备布置示意图第三节 爆破作业一、炸药、雷管使用级煤矿许用乳化炸药、1-5段毫秒延期电雷管。使用刚性药头毫秒延期电雷管应遵守下列规定。1、不能与其它型号的雷管混用。2、雷管不采取其它防水措施不能直接用在有水的炮眼中，必须用扫眼器吹净水和岩粉后再装药。3、为保证串联齐发准爆，爆破网络的设计应保证通过每发电雷管的恒定直流电流不低于1.2A。4、刚性药头毫秒延期电雷管脚线颜色如下：表4-1 电雷管脚线颜色段别1段2段3段4段5段脚线颜色灰红灰黄灰兰灰白绿红二、装药结构采用正向装药。三、起爆方式采用MFD-200型发爆器一次起爆，联线方式为串联。采取分次爆破时，必须严格执行以下规定：1、一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆；2、装药起爆时，每次装药前，必须对要装药的炮眼进行严格检查，不合格的炮眼严禁使用；3、严格控制每次爆破的总装药量，其一次装药量不得大于22kg；4、每次爆破必须严格按照煤矿安全规程规定执行；5、爆破作业严格执行“一炮三检”、“三级信号”、“三保险”、“三人连锁”等爆破制度。四、炮眼布置巷道开门或硐室施工截割后，若达不到设计尺寸，采用爆破法进行刷大断面。打设平行眼，炮眼间距不得小于300mm。五、放炮警戒1、施工时必须设好放炮警戒，警戒距离直巷不小于100m并有掩体，曲巷不小于80m。2、放炮前，由班长安排人员去上述位置站岗，每道岗两人，撤出警戒范围内所有人员并到达上述警戒位置后，留一人拉绳挂牌站岗，另一人回去通知设岗完毕。当所有通知人员回来通知班长警戒设置完毕后班组长方可向放炮员下达放炮命令。放炮结束后，班长必须派设岗人员进行撤岗。3、每次爆破后，作业人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚（至少15min），由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板情况，经确认安全后方可在永久支护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行临时支护。附图19：装药结构示意图第四节 装载与运输一、装载方式掘进机后安装皮带前，掘进机后安装耙装机，采用掘进机与耙装机联合出矸。掘进机后安装皮带后，采用掘进机搭接皮带直接出矸。二、运输方式1、主运输采用4308工作面上顺槽、四采区胶带巷及四采区胶带下山SPJ800型皮带运输。2、辅助运输采用四采区轨道下山上部车场安装的JD-4型绞车，四采区胶带下山、四采区胶带巷（对拉）及4308工作面上顺槽安装的JD-1.6型绞车进行辅助运输。绞车钢丝绳每天检查一次，由电工班长亲自检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理。1）四采区轨道下山JD4绞车提升载苛核算：（1）绞车主要技术参数型号：JD-4 静拉力：40kN绳径：21.5mm 绳速：1.33m/s容绳量：820m 滚筒直径：600mm（2）钢丝绳安全系数检验直径为21.5mm的钢丝绳所受最大静拉力：由公式Fmax=(W+W1)(sin&+f1cos&)g+qL(sin&+f2cos&)g式中：Fmax钢丝绳所受最大静拉力；W 最大载荷，3矿车矸石，取6000 kg ；W1 矿车自重，3个矿车自重，取1200 kg ； &提斜倾角为20；f1矿车与轨道之间的阻力系数，取f1=0.015；f2钢丝绳牵引阻力系数，取f2=0.15；q钢丝绳每米重量，取q=1.82kg/m；L斜巷长度，取600m。Fmax=（6000+1200）(sin200.015cos20)9.8+1.82 600(sin200.15cos 20) 9.8 =29.340kN安全系数:N=F/FmaxF钢丝绳破断拉力，282kN。N =282/29.340=9.616.5故所选用的钢丝绳满足要求。（3）绞车型号与校验JD-4型绞车牵引力为40kN；Fmax=29.340kN40kN故所选用的绞车满足提升3个矿车及其重载的重量。2）四采区胶带下山、四采区胶带巷及4308工作面上顺槽JD1.6绞车提升载苛核算：（1）绞车主要技术参数型号：JD-1.6 静拉力：16kN绳径：15.5mm 绳速：1.31m/s容绳量：400m 滚筒直径：310mm（2）钢丝绳安全系数检验直径为15.5mm的钢丝绳所受最大静拉力：由公式Fmax=(W+W1)(sin&+f1cos&)g+qL(sin&+f2cos&)g式中：Fmax钢丝绳所受最大静拉力；W 最大载荷，2矿车物料，取2000 kg ；W1 矿车自重，2个矿车自重，取800 kg ； &提斜倾角为28；f1矿车与轨道之间的阻力系数，取f1=0.015；f2钢丝绳牵引阻力系数，取f2=0.15；q钢丝绳每米重量，取q=0.89kg/m；L斜巷长度，取400m。Fmax=（2000+800）(sin280.015cos28)9.8+0.89 400(sin280.15cos 28) 9.8 =13.885kN安全系数:N=F/Fmax F钢丝绳破断拉力，147kN。N =147/13.885=10.596.5故所选用的钢丝绳满足要求。（3）绞车型号与校验JD-1.6型绞车牵引力为16kN；Fmax=13.885kN16kN故所选用的绞车满足提升2个矿车及其重载的重量（包含矿车总载重量不得大于2800kg）。附图20：运输系统示意图 第五节 管线及轨道敷设一、电缆吊挂标准1、电缆固定在巷道左帮。2、固定使用的电缆必须使用电缆钩吊挂，不得使用电缆钩以外的任何东西吊挂电缆。不同电压等级的电缆不能挂在同一个电缆钩上。3、电缆钩从顶板采用14铁丝固定，使用细钢丝绳统一拉线吊挂固定，保证每条巷道统一电缆钩标准，所有悬挂电缆钩必须与巷道底板垂直。4、相邻两个电缆钩的间距不得大于1.5m，相邻电缆钩的电缆不得相互交叉接触，同一层电缆钩上挂2根及以上信号电缆时，应紧密接触，电缆之间不得松弛，电缆间距不得大于20mm。5、电缆钩吊挂高度距底板为1.5m，保证电缆坠落后不落在轨道上。所有电缆钩吊挂角度统一，应垂直于该段巷道的底板。6、同一个电缆钩上，监测监控线在最上方，往下依次为电话线、控制线、负荷线、电源线，原则上一层电缆钩敷设一根电缆，不得留有闲置的电缆钩。所有信号、通讯、监控电缆要用尼龙扎带绑扎在电缆钩上，平巷绑扎间距不超过15m，斜巷不超过10m，且各层电缆钩的绑扎位置应在同一电缆钩上。7、电缆吊挂不得受淋水，通过淋水区时必须有防水措施8、高低压电缆在同侧敷设时，高低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。二、风、水管线吊挂标准1、风管、水管吊挂在巷道右帮。2、风水管路接口要严密，不得出现漏风、漏水现象，耙装机前前风水管路采用25mm高压胶管。掘进机后供水管路采用50mm铁管供水，防尘三通间距为50m；供风管路使用108mmPE管供压风，压风管路三通间距为50m。三通角度一律45斜向人行道，以便接分支管。三、风筒吊挂标准1、风筒吊挂在巷道右帮，严禁风筒与电缆同侧吊挂。2、风筒接头严密（手距接头处0.1m处感到不漏风），无破口（末端20m除外），不得用铁丝绑扎，无反接头，软质风筒接头要反压边，硬质风筒要加衬垫，上紧螺钉。3、风筒吊挂平直，20m内垂度不大于50mm，逢环必挂。4、风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐小于90的死弯，风筒拐弯小于120时必须使用负压风筒或硬质风筒，正压风筒折皱不得大于50mm。5、风筒吊挂眼间距3m，风筒出口距迎头不大于10m。四、轨道敷设标准1、轨道铺设时，轨道中心线、方向、坡度必须符合设计要求，接头及轨距要符合以下要求：轨距误差不大于10mm，不小于5mm。轨道接头必须垫接，接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm，水平误差不大于10mm。轨枕间距不大于1000mm，道夹板、螺栓等构件齐全紧固有效。2、轨道连接件齐全，紧固有效。无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象。浮煤矸不超过轨枕上平面。3、道钉或螺栓、压板俯仰歪斜或浮离量大于2mm的不大于10%，且不连续。4、巷道应使用同一型号轨道（22kg/m）。5、轨道距迎头距离不大于100m。第六节 设备及工具配备表4-2 设备及工具配备情况表序号设备、工具名称型号规格单位数量备 注1局部通风机FBD5.6/27.5台2备用1台2风煤钻MQS-45/300部23耙装机P-60B台1安设皮带前4风 镐GT10P部15液压锚杆测力计LDZ-200台16风动锚杆机MQT-110部2备用1部7镐把28铁锹张49风钻7655部2备用1部10胶带输送机SPJ800部311绞车JD-4部112绞车JD-1.6部413锚索涨拉机具MQ15-120台114掘进机EBZ-160台1第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离施工过程中采用压入式通风，最长供风距离小于1100m。二、掘进工作面风量计算根据“汶上义桥煤矿风量计算办法（义矿经发2013257号）”及四采区轨道下山掘进工作面通风设计的有关规定，每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面面积、瓦斯、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速、炸药量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。1、 按瓦斯涌出量计算Qhf = 100QhgKhg m3/min；式中： Qhf 掘进工作面实际需要的风量，m3/mim；Qhg 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.06m3/mim；Khg 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2。Q掘 = 1000.061.2= 7.20 m3/min2、按照二氧化碳涌出量计算Qhf = 67QhcKhc m3/min；式中： Qhf 掘进工作面需要风量，m3/mim；Qhc 掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.08m3/mim；Khc 掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；67 按掘进工作面回风流中二氧化碳涌出量的浓度不应大于1.5%的换算系数。Qhf = 670.081.2= 6.43 m3/min3、按局部通风机实际吸风量计算Qhf = QafI+600.25Shd式中： Qaf 局部通风机实际吸风量，FBD5.6/27.5型局部通风机吸风量170-260m3/min， 取220m3/min。I 掘进工作面同时通风的局部通风机的台数，1；0.25 无瓦斯涌出半煤岩和煤巷允许最低风速,m/s;Shd 局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面,14.639m2；Qhf = QafI+600.25Shd=2201+600.2514.639=439.585m3/min根据配风量，风量满足要求。4、 按工作面人员数量验算Qaf 4Nhf m3/min式中：Nhf 掘进工作面同时工作的最多人数，取16人。Qaf 416=64 m3/min5、