煤矿6302工作面轨道顺槽掘进工作面作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除编号：xx17-3-15xxxx煤矿有限责任公司掘进工作面作业规程工作面名称 ： 6302工作面轨道顺槽编 制 人 ： 区 长 ： 施 工 单 位： 掘 一 工 区编 制 日 期: xxxx年3月15日执 行 日 期: xxxx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3第三节 地质构造4第四节 水文地质4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7第五节 支护工艺11第四章 施工工艺17第一节 施工方法17第二节 凿岩方式18第三节 爆破作业18第四节 装载与运输20第五节 管线及轨道敷设22第六节 设备及工具配备24第五章 生产系统25第一节 通风25第二节 压风及压风自救系统27第三节 瓦斯防治27第四节 综合防尘28第五节 防灭火28第六节 安全监控29第七节 供电31第八节 排水31第九节 运输32第十节 照明和通信联络系统32第六章 劳动组织及主要技术经济指标33第一节 劳动组织33第二节 作业循环33第三节 主要技术经济指标34第七章 安全技术措施35第一节 施工准备35第二节 一通三防36第三节 顶板40第四节 爆破43第五节 防治水49第六节 机电50第七节 运输55第八节 其他74第八章 灾害预防及避灾路线76此文档仅供学习与交流第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为6302工作面轨道顺槽。二、掘进目的及用途用于6302工作面通风、运输等。三、巷道设计长度巷道设计长度约为485m。四、巷道设计坡度平巷施工10m后按16下山施工10.5m揭露煤层顶板，之后沿煤层顶板掘进约464m至设计位置，最后16.8m平巷施工。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xxxx年3月初开工， xxxx年6月份完工。七、施工要求1、煤层具有自然发火倾向，煤尘具有爆炸性，因此施工过程中必须加强通风防尘工作。 2、受山西组3煤层顶、底板砂岩水的影响，在掘进过程中建立完善的排水系统，配备排水能力不小于45m3/h的排水设备及设施，以便及时排水，确保掘进安全。在掘进过程中必须坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则。3、地质情况有变化是要及时向地测、技术等部门汇报，以便及时变更支护方式和采取相应措施。第二节 编写依据本作业规程根据生产技术部提供的6302工作面轨道顺槽施工联系书（编号为：YM17-03-13,批准时间为：xxxx年3月13日）、6302工作面轨道顺槽掘进地质说明书等有关图纸资料，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。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 称六采区工作面名称6302工作面轨道顺槽地面标高（m）42.6+44.5工作面标高(m)-451.0-300.0m地面情况 6302工作面轨道顺槽地面为农田，无较大构筑物。 井下位置及 四邻采掘情况 该巷道北面为待采工作面，东面为边界保护煤柱，南面为YF20断层及保护煤柱，西面为六采区轨道巷及胶带巷。巷道长度约487m施工要求炮掘，锚网支护煤矿层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚 度 (m)岩 性 特 征老 顶中、细砂岩10.516.5灰白色，巨厚层状，细粒砂状结构，成分以石英为主，长石次之，次棱角状，分选性中等，含煤线及植物碎屑化石。直 接 顶细砂岩、砂质泥岩3.445.69灰白色，巨厚层状，细粒砂状结构，成分以石英为主，长石次之，次棱角状，分选性中等，含煤线及植物碎屑化石。直 接 底泥岩、细砂岩0.964.5泥岩深灰色，厚层状，泥质胶结，平坦状断口 具裂隙，含植物碎屑化石。细砂岩灰色-灰绿色，薄层状，细粒砂状结构，成分以石英为主，长石次之，次棱角状，分选性好，平行层理，具裂隙，充填方解石。老 底泥岩、细砂岩7.713.5泥岩深灰色，厚层状，泥质胶结，平坦状断口 具裂隙。细砂岩灰色-灰绿色，薄层状，细粒砂状结构，成分以石英为主，长石次之，具裂隙，充填方解石。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6302工作面轨道顺槽按设计施工。3煤层顶板为灰白色中、细砂岩和灰色砂质泥岩、底板为深灰色砂质泥岩和浅灰色细砂岩。3煤层以亮煤为主，次为暗煤，属半亮型煤，黑色、弱沥青光泽，条带状结构，煤层结构较简单，厚度较稳定。本区一般含夹矸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3.44.1米，均厚3.7米，煤层倾角为1023，平均17。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）3.44.1平均3.7煤层倾角（）1023平均17煤层硬度f2煤层层理（发育程度）简单煤层节理（发育程度）简单绝对瓦斯涌出量（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6302工作面轨道顺槽按设计施工，在掘进过程中将过断层F-6G-07(落差2.0m)和F-6G-08(落差5.0m)，对生产有一定影响。另外由于距断层YF20（H:40-200m）较近，受其影响，巷道掘进过程中可能揭露落差小于3m的断层。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F-6G-077516550正2.0较小F-6G-088017050正5.0一般第四节 水文地质影响6302工作面轨道顺槽正常掘进的水文地质条件主要是山西组3煤层顶、底板砂岩水。山西组3煤层顶、底板砂岩易在构造附近或施工锚索孔时发生揭露型出水，由于两砂岩水以静储量为主，补给条件差，仅在揭露初期出水较大，对工作面有一定影响，对安全生产不会造成大的威胁。预计最大涌水量约30m3/h ，正常涌水量小于15m3/h 。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置在六采区轨道巷导线点E14前5.90m处作为巷道开门中心点，按57.068方位角施工，平巷（底板腰线标高为-302.199m）施工约10m后按16下山施工约10.5m揭露煤层顶板，之后沿煤层顶底板（不得留底煤）掘进约464m至设计位置，最后16.8m平巷施工。变坡点处平巷范围内施工信号硐，每隔40m在巷道右帮施工一躲避硐，绞车硐室施工位置及尺寸根据现场另定。附图2：6302工作面轨道顺槽施工平面图附图3：6302工作面轨道顺槽预想地层剖面图第二节 巷道断面轨道顺槽：矩形，净宽4000mm，净高3300mm，净断面13.6m2；荒宽4200mm，荒高3400mm，荒断面14.28m2。躲避硐：直墙半圆拱形，净宽2400mm，净高2200mm，墙高1000mm，净断面4.66m2；荒宽2600mm，荒高2300mm，荒断面5.25m2。硐室深1500mm。第三节 支护设计一、永久支护根据工程类比法确定6302工作面轨道顺槽采用锚网支护。按悬吊理论计算支护参数（硐室宽度小于顺槽，按顺槽断面计算）：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 =B /（2f）式中：B顺槽 巷道掘进宽度，4.2m；f 岩石坚固性系数，3。 则H顺槽4.2/（23）0.700m；L顺槽20.700+0.5+0.1=2.00m；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，取K=2；H 冒落拱高度， H联络巷0.0.700m；r 被悬吊岩石的重力密度，取25kN/m3。则 a顺槽 =50/(20.70025)1/2=1.195m。通过计算，6302工作面轨道顺槽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（100mm）。揭露地层构造或顶板岩石破碎时，锚杆间、排距变为800800mm（100mm）采用锚索联合14#槽钢进行加强支护，锚索规格为15.245000mm，锚索间排距为17003600mm，每排三根，锚索紧跟迎头，顶部铺设双层网。附图4：6302工作面轨道顺槽锚杆支护示意图附图5：6302工作面轨道顺槽躲避硐锚杆支护示意图二、临时支护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。每次爆破后，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，进行第一排轧花网压茬、铺网、联网。铺网时先将第一排中间一侧的网片进行压茬、联网；紧固托盘后将吊环固定在迎头后第1排锚杆上，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第一排网前端;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3根前探梁安装完毕。随后按照同样方式铺设第二排网（找顶或铺、联网时，严禁将身体主要部位探入空顶区域，第一排轧花网压茬时必须及时紧固托盘）。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。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。浅循环施工时必须安排专人观察顶板，如有冒顶、片帮预兆时人员立即撤至安全地点，待顶板稳定后再进行处理。附图6：6302工作面轨道顺槽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2015171号），6302工作面轨道顺槽开门口处、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。顶板离层仪距迎头不得大于50m。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），不超过十天测读一次。将测读结果记录在顶板离层仪观测牌板及记录台账上。离层仪安装技术要求：采用双基点顶板离层仪，深基点应处在锚杆上方稳定岩层上方不小于500mm，无稳定岩层时深基点在顶板中的深度不低于巷宽的1.5倍；浅基点应与顶锚杆上端处在同一高度。2）锚杆锚固力的观测根据我矿锚杆、锚索锚固力检测暂行管理规定义矿经发2015201号文件规定，锚杆施工后由跟班副区长采用YML-20型液压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，每班支护完毕后，检查所有锚杆的预紧力，不合格的及时上紧。4）锚索载荷采用MQ15-120型涨拉力千斤顶检测。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YML-20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型涨拉力千斤顶二、锚杆锚固力、预紧力检测及锚索载荷检测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）涨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，或者用涨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）涨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，先处理再涨拉；现场组合的涨拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。3）涨拉时应遵照下列规定执行：涨拉时，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，退下千斤顶重新涨拉，以防损坏紧楔器；一次涨拉行程不得超过150cm，一次涨拉超过规定行程仍不达设计预紧力时，多涨拉几次；涨拉时，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涨拉力时（200kN）或压力表指针急促上移时停止涨拉，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）涨拉时除操作人员外，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。三、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、锚杆预紧力达不到设计要求的，重新紧固。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。锚固剂型号：MSCK2845，直径28mm，长450mm。5、锚杆托盘 锚杆托盘为正方形，规格：长宽=150150mm，用10mm钢板压制成弧形。6、锚索及锚索头 锚索规格为15.24mm5000mm的1860级高强度低松弛钢绞线，锚固剂型号为MSCK2845。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。7、槽钢 规格为14#3600mm，眼距为1700mm。8、木墩及挂钩 木墩宽高=120mm100mm的方木加工而成，长度200mm500mm，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120mm，深10mm60mm的槽卡住前探梁，挂钩用1015cm 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。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2.5m，直径不小于100mm，5根；木墩，直径不小于200mm，高度为200mm，5个；存放在六采区胶带巷内。12、备用支护材料 备用材料不少于2天的用量，存放处距掘进工作面不大于300m处，挂牌管理，码放整齐。二、 锚杆支护工艺1、打锚杆眼1）采用7655型气腿式凿岩机、 ZQS-50/1.6S气动手持式钻机、MQT-130/3.2气动锚杆钻机，直径32mm钻头打眼。2）在支护前和支护过程中要敲帮问顶，及时摘除危岩悬矸。3）严禁空顶作业，临时支护要紧跟迎头。4）煤巷两帮打锚杆前用手稿刷至硬煤，并保持煤帮平整。5）确定眼位，做好标志；在钎杆上做好眼深标记；使用打眼工具进行打眼。6）锚杆眼的位置要准确，眼向误差不得大于15，眼深偏差值在50mm以内。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。7）检查钻机，打眼前所有控制开关应处在关闭位置，油雾器充满良好的润滑油。8）检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要吹干净，接头与钻机连接要牢靠。9）打眼时不能用手摸旋转的转杆，操作者的衣角、袖口、领口要扎紧，严禁戴手套，毛巾不得外露出衣领。当钻眼完毕钻机收缩时，手不要握在气腿上。10）接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。2、锚杆安装1）采用ZQS-50/1.6S气动手持式钻机、MQT-130/3.2气动锚杆钻机安装锚杆。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，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。6）顶部支护时按由后向前、逐排支护的顺序进行，同时采用2部锚杆钻机护顶时，先分别支护第1排左、右两侧，再按同样方式支护第2排。7）顶帮网片长边垂直巷道中线铺设，相邻网片必须压接，压接宽度不小于50mm，沿压接部分外层网用14#双股铁丝连网，拧紧不少于3圈。9）本循环锚网支护完毕后，再将网片与原支护锚网压茬并连网，压茬时要逐个托盘进行。3、技术要求1）锚杆的锚固力不小于50kN（YML-20型锚杆拉力计读数为14.5MPa），预紧力不小于100Nm；2）锚杆应横向成排、纵向成线，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）顶部锚杆距帮，帮部锚杆距顶均不大于400mm；5）锚网支护距巷道底板不大于900mm。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-130/3.2气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和32mm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。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28mm长450mm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型涨拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后一人开泵进行涨拉，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）卸下涨拉千斤顶（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）锚索需与岩面垂直，与岩面夹角不得小于75；3）搅拌树脂药卷后约15min后涨拉锚索，涨拉力不低于200kN，压力表读数必须达到25MPa以上；4）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；5）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1、6302工作面轨道顺槽：锚杆14.44套、树脂锚固剂28.88块、轧花平网8.89片。2、躲避硐：锚杆11.11套、树脂锚固剂22.22块、轧花平网5.56片。3、施工中备用材料不少于2天的用量，存放在耙装机后方的物料硐或特制皮带架杆上；支护材料要分类上架并码放整齐、挂牌管理；支护材料运至迎头临时存放时，树脂锚固剂要用木箱（或铁箱），网片、锚杆、锚索等其它支护材料要靠帮存放，不得影响正常行人。项目质量标准部位巷道规格（mm）优良（mm）合格（mm）顺槽巷道净宽01000150帮部4000巷道净高01000150顶板至底板3300支护锚杆间排距（mm）100900900孔深误差（mm）0502000外露长度（mm）+1040+1040角度（）7575锚固力（kN）5050/根距工作面距离（mm）2100锚索间排距（mm）-10010017003600孔深误差（mm）0+504800锚固力(kN)100200 kN /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 6302工作面轨道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1、爆破进行破岩，循环进尺为1.8m。1）打下部炮眼，装药放炮；迎头爆破后，在永久支护的掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，然后进行临时支护。2）临时支护的掩护下打设锚杆、挂网；打迎头耙装吊挂眼，打上部炮眼，耙装迎头矸石；耙装后打设拱基线以下锚杆、挂网。3）全断面一次起爆困难时，可采用分次爆破。2、需要进行挑顶、刷帮、起底时，可采用放炮或风镐进行施工，相关安全技术措施及标准执行本规程。3、硐室开门范围内巷道帮部可暂不打锚杆，硐室施工滞后迎头610米为宜。4、根据迎头积水情况，施工水仓兼做躲避硐，水仓硐室规格参照顺槽断面，净深不小于3m，门口以里1m处开始起底，起底深度以1-1.5m为宜。5、绞车硐室、水仓、钻机硐室以及根据需要临时安排的其它硐室，施工工艺、安全技术措施均执行本作业规程，硐室规格以施工联系书为准。二、施工工艺流程1、全断面一次爆破工艺流程交接班安全检查打下部炮眼运料装药连线爆破洒水降尘安全检查临时支护支护拱部锚杆、挂网打上部炮眼扒迎头出矸支护帮部锚杆、挂网清理卫生。2、全断面分次爆破工艺流程分次爆破：交接班安全检查中、腰线检查打下部炮眼运料装药连线爆破洒水降尘安全检查装上部炮眼连线爆破洒水降尘安全检查临时支护支护拱部锚杆、挂网打上部炮眼扒迎头支护帮部锚杆、挂网出矸清理卫生。第二节 凿岩方式一、凿岩方式采用钻爆法进行凿岩。二、打眼机具采用ZQS-50/1.6S气动手持式钻机、MQT-130/3.2气动锚杆钻机、7655型气腿式凿岩机，直径32mm钻头打眼。三、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。第三节 爆破作业一、炸药、雷管使用级煤矿许用乳化炸药、1-4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段脚线颜色灰红灰黄灰兰灰白二、装药结构采用反向装药。三、起爆方式采用MFD-200型发爆器一次起爆，联线方式为串联。采用分次爆破时，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、加强顶板管理，坚持敲帮问顶；3、注意检查每次爆破后有无拒爆；4、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；5、分次放炮时先放下部炮，再放上部炮，确保最小抵抗线岩石中不小于0.3m、煤中不小于0.5m，不满足条件的炮眼不得装药。6、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；在起爆前检查起爆地点的甲烷浓度。7、全部爆破完毕才能撤回警戒人员。四、炮眼布置采用楔形掏槽，光面爆破法施工。根据围岩硬度周边眼距确定为300500mm；抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，取0.70.8，在软岩中取0.60.8。五、爆破效果眼痕率要求：硬岩不小于80%，中硬岩不小于50%，软岩周边成型符合设计轮廓。六、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；起爆地点到爆破地点的距离直巷不小于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7：6302工作面轨道顺槽炮眼布置图及爆破说明表附图8：躲避硐炮眼布置图及爆破说明表附图9：装药结构示意图第四节 装载与运输一、装载方式采用P-60B型耙装机扒装。机身前方设照明灯，耙装机配用钢丝绳规格为619-15.5mm，钢丝绳与耙斗直接连接，主绳和耙装机固定插槽连接，副绳用40t链子及马蹄环或U型连接器与耙斗连接。耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆800mm以上，尾轮用钩挂在固定锚杆上。固定锚杆长度为8001000mm，伸入围岩，煤巷不小于800mm,岩巷不小于500mm。锚杆直径不小于20mm，锚固长度不小于400mm。废旧锚杆必须及时进行回收，统一外运。耙装机距工作面最小距离为3m，最大距离不大于45m。二、运输方式1、主运输采用P-60B型耙装机、顺槽带式输送机、六采区轨道巷及二联电滚筒和六采区胶带上山皮带机将迎头煤矸运输至四六采区煤仓。2、辅助运输采用六采区东翼轨道上山上部车场安装的JD-4型绞车，6302工作面轨道顺槽平台安装的JD-1.6型绞车进行辅助运输。绞车钢丝绳每天检查一次，由电工班长检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理。3、六采区轨道上山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 容绳量：820m 钢丝绳破断拉力：282kN 钢丝绳安全系数：6.52）钢丝绳安全系数检验（1）钢丝绳最大牵引力：F=282/6.5=43.385kN40kN故绞车最大牵引力为40kN。（2）钢丝绳受力F1= qL(sin&+f2cos&)gF1钢丝绳牵引阻力系数，取f2=0.25；&提斜倾角为24；q钢丝绳每米重量，取q=1.82kg/m；L斜巷长度，取650m。F=1.82650（sin240.25cos24) 9.8=7.368kN则牵引物料最大允许受力为：40-7.368=32.632kN最大载荷W：W =32.632/(sin&+f1cos&)gf1矿车与轨道之间的阻力系数，取f1=0.015；W =32.632/(sin24+f1cos24) 9.8=7915kg即：绞车最大载荷为7915kg（包括车辆自重），最多提升3个车辆。4、6302工作面轨道顺槽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 容绳量：400m 钢丝绳破断拉力：147kN 钢丝绳安全系数：6.52）钢丝绳安全系数检验（1）钢丝绳最大牵引力：F=147/6.5=22.6kN16kN故绞车最大牵引力为16kN。（2）钢丝绳受力F1= qL(sin&+f2cos&)gF1钢丝绳牵引阻力系数，取f2=0.25；&提斜倾角为17；q钢丝绳每米重量，取q=0.89kg/m；L斜巷长度，取400m。F=0.89400（sin170.25cos17) 9.8=1.854kN则牵引物料最大允许受力为：16-1.854=14.146kN最大载荷W：W =14.146/(sin&+f1cos&)gf1矿车与轨道之间的阻力系数，取f1=0.015；W =14.146/(sin&+f1cos&)g=4707kg即：绞车最大载荷为4707kg（包括车辆自重），最多提升2个车辆。附图10：6302工作面轨道顺槽设备布置示意图第五节 管线及轨道敷设一、电缆吊挂标准1、电缆固定在巷道右帮。2、固定使用的电缆使用电缆钩吊挂，不同电压等级的电缆不能挂在同一个电缆钩上。3、电缆钩采用14铁丝固定，使用细钢丝统一拉线吊挂固定，保证每条巷道统一电缆钩标准。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不小于1.2m，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、水管吊挂在巷道左帮，距巷道底板不小于800mm。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。耙装机后供水管路采用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。3、耙装机后每间隔2m打设一个风水吊挂眼，眼深300mm，配合20mm钢管吊挂风水管路，防止风水管路下滑。三、风筒吊挂标准1、风筒吊挂在巷道左帮，严禁风筒与电缆同侧吊挂。皮带里侧风筒距巷道底板不得小于1.6m。2、风筒接头严密，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、风筒出口距迎头不大于10m。四、轨道敷设标准1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差+5mm，下偏差为-2mm。在曲线段内应设置轨距拉杆。2、轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。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。轨道使用期间应加强维护，定期检修。3、铺道时使用抬道工具，口号一致，注意力集中，砸道钉时严防道钉弹起伤人，穿道螺丝时严禁用手指探眼。4、轨道距迎头距离不大于200m。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FBD5.0/27.5台2备用1台2耙装机P-60B台13带式输送机DSJ-800部14风钻7655部4备用1部5气动手持式钻机MQS-45/300部26风动锚杆机MQT-110部2备用1部7液压锚杆测力计YML-20台18电话KTH3部2（519）9防爆照明灯DGS20/127（220）Y（C）盏110镐把211铁锨张412回柱绞车JSDB-12台113绞车JD-1.6部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，最长供风距离不大于800m。二、掘进工作面风量计算根据“xxxx煤矿风量计算办法（义矿经发2016121号）”掘进工作面通风设计的有关规定，每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量和人员以及局部通风机的实际吸风量等规定分别计算，然后取其中最大值。1 按瓦斯涌出量计算Qhf=100qhgkhg式中：Qhf掘进工作面需要风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 Qhf = 1000.061.2= 7.20 m3/min2按照二氧化碳涌出量计算Qhf = 67QhcKhc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 按工作面人员数量验算Qhf 4Nhf m3/min式中：Nhf 掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。Qhf 420=80 m3/min4按风速进行验算1）验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩和煤巷：Qhf 600.25 Shf m3/min式中：Shf掘进工作面的断面积，取14.28m2 ；Qhf1514.28214.2m3/min2）验算最大风量Qhf 604.0 Shf m3/min式中：Shf 掘进工作面的断面积，取14.28m2 ；Qhf24014.283427.2 m3/min根据以上计算和验算，该掘进工作面需风量不小于215m3/min。三、局部通风机选型根据该掘进工作面需风量，在xx煤矿风量计算办法查表，选用FBD5.0/27.5型局部通风机可以达到要求。四、计算局部通风机所在巷道实际需风量局部通风机安设于六采区东翼轨道上山第二联络巷外侧不小于10m的新鲜风流处，风机处需风量：Qhf = QafI+600.15Shd式中： Qaf 局部通风机实际吸风量，FBD5.0/27.5型局部通风机吸风量170260m3/min， 取220m3/min。I 掘进工作面同时通风的局部通风机的台数，1；0.15 无瓦斯涌出的岩巷最低风速,m/s;Shd 局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面, 取15.8m2；Qhf = QafI+600.15Shd=2201+600.1515.8=362.2m3/min根据计算，局部通风机所在巷道的实际供风量不得小于363m3/min。五、局部通风机安装和通风系