E3207轨道顺槽掘进作业规程.docVIP

编号：XJ6-2009-8天安矿业星村煤矿掘进工作面作业规程工作面名称： E3207轨道顺槽编 制 人： 区 队 长： 施 工单 位： 掘 进 六 队批 准 人： 编制日期: 2009年11月25日执行日期: 2009年 月 日目 录会审意见作业规程学习和考试记录作业规程复查记录 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水文情况1第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况1第二节 煤（岩）层赋存特征3第三节 地质构造3第 四 节 水文地质4第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 支护设计6第三节 支护工艺 14第四章 施工工艺 15第一节 施工方法 15第二节 截割方式和凿岩方式 16第三节 截割作业和爆破作业 17第四节 装、运煤岩方式 18第五节 管线及轨道敷设 19第六节 设备及工具配备 19第五章 劳动组织及主要技术经济指标 20第一节 劳动组织 20第二节 循环作业图表 21第三节 主要技术经济指标 22第六章 生产系统 23第一节 通风系统 23第二节 压风系统 25第三节 防尘系统 25第四节 防灭火 26第五节 安全监测系统 28第六节 供电系统 29第七节 排水系统 29第八节 运输系统 29第九节 通讯系统 30第七章 灾害预防及避灾路线 30第八章 安全技术措施 31第一节 施工准备 31第二节 “一通三防”管理 31第三节 顶板管理 35第四节 爆破管理 37第五节 防治水理 43第六节 机电管理 43第七节 运输管理 46第八节 耙装机、耙矸机的使用 58第九节 锚索打设的相关内容 62第十节 综掘机的安装、使用、维修与回撤 64第十一节 防冲击地压 70第十二节 其它 75会 审 意 见1、现场条件发生变化时，要根据实际情况及时调整支护方式。 会审单位及人员签字技术科： 地测科： 调度室：安监科： 机电科： 通防科：矿压科： 达标办： 09 年 12 月 10 日采掘副总工程师： 09 年 12 月 10 日生产矿长意见：安全矿长意见：总工程师：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E3207轨道顺槽。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了形成E3207工作面生产系统，满足工作面的通风、运输、行人、管线敷设等工作需要。三、巷道设计长度、坡度及服务年限巷道设计长度：E3207轨道顺槽设计长度1326.17m（平距）。巷道设计坡度：E3207轨道顺槽沿煤层底板施工，煤层自然坡度。服务年限：1.6年。四、预计开、竣工时间本工作面预计2009年12月上旬开工，2010年10月底竣工。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名称为东翼二采区设计说明书，批准时间为2007年3月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为E3207工作面掘进地质说明书，批准时间为2009年11月。三、本规程依据煤矿安全规程（2007）、煤矿工人安全技术操作规程指南（2006）、煤矿安全程度评估办法（2007）及我矿下发的相关文件编制而成。四、矿压观测资料根据东翼采区矿压观测资料，煤巷掘进施工受工作面大采深、地质构造等因素的影响较大。巷道掘进中遇地质构造时煤体完整性较差，巷道围岩移近量较大应宽巷掘进；巷道两帮各至少预留200mm的变形量；遇到煤质松软破碎带时应及时采用钢筋梯或M型钢带加强帮部支护、加强顶部的支护强度和密度。掘进中应坚持超前大孔的卸压和探查工作。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概况煤层名称3煤水平名称-870水平采区名称东二采区 工作面名称E3207工作面地面标高(m)+57.5+59.8工作面标高(m)-1220-1294.5地面位置该面井上位于大雪村西侧村界附近，面中部正好处于大雪村西侧村界位置，面外段位于大雪村西部以北0310m范围，面里段位于大雪村西部以南0430m范围，一条高压线从该面里段斜交穿过，该面均位于大雪村保护煤柱内。井下位置及四邻采掘情 况井下位于东二采区深部南翼，面外段位于DF172、DF105断层之间，面里段位于DF97、DF71断层之间。皮顺靠近井田东部边界大断层F40保护煤柱线。该面北至东翼开拓下山保护煤柱线、南至DF95断层尖灭点、西到DF71和DF105断层附近，东至F40边界大断层煤柱线附近。该面西距E3201工作面皮顺约665m480m，北侧为东翼轨道、运输、回风下山，南部及东部无采掘工程。走向长(m)1160倾向长(m)77面积(m2)89320煤层情况煤层总厚(m)5.186.50煤层结构煤层倾角()10206.03.3（0.20）2.7015该面3煤为气煤，依据东翼3号轨道下山实际揭露资料和星05号钻孔打钻资料，该面煤层总厚5.186.5m，平均6.0m，中部含一层平均厚约0.25m、岩性以泥岩为主的夹矸；煤层倾角1020，平均15。影响掘进的其它地质因素瓦 斯CH4：绝对涌出量：0.0m3/min，相对涌出量：0.0m3/t，属低瓦斯煤层。CO2：绝对涌出量：5.12m3/min，相对涌出量：4.37m3/t，煤(矿)尘具有爆炸危险性，爆炸指数为38.90%。煤的自燃自燃煤层，实验发火期从27.7起为52天，统计自然发火期为31天。地 温恒温带深为50m，温度为17.5，3煤至恒温带地温梯度为1.9/100m。据此计算该面的温度为4142。地 压3煤具有煤岩冲击倾向，3煤老顶为弱冲击倾向。掘进过程中，受主应力（垂直应力）影响，顶板常在放炮后压力重新分布过程中出现震动（深处弱冲击），在迎头后1050m范围内表现为煤炮。问题及建议由于3煤具有冲击倾向，掘进过程中要注意加强巷道支护管理，特别是在构造发育处。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、层间距主采三煤，煤层总厚5.186.5m，平均6.0m，中部含一层平均厚约0.25m、岩性以泥岩为主的夹矸；煤层倾角1020，平均15。煤层容重1.39t/m3。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数2009年度瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量0.00m3/t，相对二氧化碳涌出量为4.37m3/t。3煤煤尘爆炸指数为38.90%，自燃煤层，在起始温度为27.7时实验最短自然发火期为52天；实际统计自然发火期为31天。三 煤 顶 底 板 岩 性 特 征 表顶底板名 称岩 石名 称厚 度（m）岩 性 特 征老 顶细砂岩10.513.211.25浅灰白色，主要成份为石英、长石，次圆状，分选较好，硅质胶结，夹镜煤条纹，具脉状、波状层理，局部发育裂隙，充填方解石，坚硬。f=46。直接顶粉砂岩1.403.002.01灰色，薄层状，夹细砂岩条带，含炭化植物茎化石和黄铁矿散晶，局部发育裂隙，充填方解石，具水平层理、透镜状层理，较硬。f=3。直接底细砂、粉砂岩2.55.23.35灰色，薄层状，主要成份为石英、长石，次圆状，分选好，硅泥质胶结，夹泥质条带，含植物茎叶化石，局部炭化，具脉状、波状层理，坚硬。f=46。老 底细砂岩8.511.810.67灰色，中厚层状，主要成份为石英、长石，次圆状，分选中等好，硅泥质胶结，夹泥质条带，具浑浊状、透镜状层进，发育育裂隙，充填方解石，含菱铁质结核，坚硬。f=46。附图1：E3207工作面煤岩层综合柱状图第 三 节 地质构造根据物探资料，该顺槽煤岩层总体为一向东偏南方向倾伏的单斜构造，走向168212，倾向78122；煤岩层倾角1020，平均15。由于该面靠近F51、F40边界大断层和落差大于20m的DF172、DF71、DF98断层，受其影响该面煤层产状变化较大，在掘进过程中，预计还会揭露一些附生断层，将对施工造成一定影响。物探查出的断层将在以后的施工中进行验证。该巷道范围内及其附近的断层情况见下表：构造名称走 向( )倾 向()倾 角()性 质落 差（m）对掘进影响程度DF1723528250正断层020位于工作面外侧，无影响DF1733528250正断层08轨顺联络巷揭露，对轨顺联络巷施工的影响中等DF1054213260正断层010轨顺揭露，对轨顺施工的影响较大。DF1233467660正断层05皮顺揭露，对皮顺施工的影响较小。DF1001828860正断层05皮顺揭露，对皮顺施工的影响较小。DF971710765正断层09工作面外皮顺侧靠近，对皮顺施工有一定的影响。DF939118160正断层026轨顺在断层尖灭点附近揭露，对轨顺施工的影响较小。F711310355正断层022轨顺在断层尖灭点附近揭露，并沿轨顺方向延伸，离轨顺较近，对轨顺施工的影响较大。DF951610660正断层05切眼中部揭露，对切眼施工的影响不大。DF984913960正断层022位于工作面外侧，无影响DF71-13130150正断层07轨顺可能揭露，对轨顺施工有一定的影响。第 四 节 水文地质一、水文地质情况影响掘进的含水层主要有3煤顶、底板砂岩裂隙承压含水层和3煤底板三灰岩溶裂隙承压含水层。13煤顶、底板砂岩裂隙含水层根据东翼回风下山打钻资料和E3201、E3202工作面实际揭露资料，3煤顶板砂岩含水层平均厚22.02m，3煤底板砂岩含水层厚14.02m，主要由细砂岩、中砂岩组成。根据精查地质报告和E3103、E3101、E3105、E3202工作面采掘工程实际揭露资料，3煤顶、底板砂岩含水层富水性较弱，但不均一，透水性差，属开采3煤的直接充水含水层，主要以淋水、渗水形式影响掘进，据星04钻孔抽水试验资料，水位标高+37.32m，单位涌水量0.001334 L/s.m。2三灰根据E3207工作面附近现有资料，三灰含水层平均厚度4.8m，岩溶、裂隙比较发育，多被方解石充填，富水性较弱，但岩溶、裂隙发育程度、富水性不均一，三灰上距3煤平均44.98m，为开采3煤的直接充水含水层，水位标高+31.51m，单位涌水量q=0.00130.328 L/s.m（兴隆庄井田资料）。三灰“安全隔水层厚度”计算：t=L（-rL）/ 4Kp=4.12m上式中各参数取值如下：L=5m；r=2.5t/m3；Kp=10MPa=1000tf/m2；H=13.71MPa=1371tf/m2。经计算，实际隔水层厚度(44.98m)大于安全隔水层厚度(4.12m)。除遇较大隐伏构造外，能满足掘进安全要求。3断层的导水、含水性E3207工作面外段介于DF172、DF109断层之间，里段介于DF71、DF97断层之间，由于这四条断层落差均不大于20m，对该块段的水文地质条件影响不大，再考虑到开采煤层埋藏较深，岩层致密，断层破碎带充填压实较好，井田内的断裂构造一般不含水，也不导水（已被井田内现已揭露的断层所证实），因此DF172、DF109、DF71、DF97断层的含水、导水的可能性较小，对两条顺槽的施工构不成威胁。但为了确保万无一失，E3207轨顺、皮顺靠近上述四条断层时，要加强水情观察，必要时进行打钻探查，根据探查结果，再确定是否采取其它防治水措施。F40断层为井田东部边界大断层，落差大于1000m，靠近该面皮顺一侧，其含水、导水性对该面皮顺的掘进和后期的回采影响较大，必须采取措施查明，并根据探查结果，按矿井水文地质规程的规定留足防水煤柱，以确保矿井安全。二、涌水量预计涌水量主要为顶板淋水和生产用水及少量底板渗水，预计正常涌水量5m3/h，最大涌水量20m3/h。三、防治水措施1.掘进期间加强巷道顶、底板的水情观测，特别是裂隙、构造发育地段。2.E3207轨顺、皮顺的外段及中部沿施工方向基本上为下山巷道，施工过程中迎头附近的排水能力不得小于20m3/h，以便及时排出迎头附近的积水，减少对施工的影响。E3207轨顺、皮顺里段沿施工方向基本上为上山施工，施工过程中的迎头积水能够自然泄出，施工期间要保持水沟畅通。 3.巷道穿过断层时，要加强支护，保证施工安全。4.在E3207皮顺距F40边界大断层煤柱线较近位置，要采用物探法探测F40断层的具体位置和导水、含水性，并根据探查结果，按矿井水文地质规程的规定留设足够的防水煤柱。若F40断层摆动范围较大，防水煤柱不足，必须采取加固隔离措施，同时调整皮顺位置，以保证F40断层有足够的防水煤柱。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置E3207轨道顺槽开门于东翼三号轨道下山G49号导点前104.44m，与东翼三号轨道下山的夹角为831443。先按照方位角173施工417.64m，再按照方位角25施工442.68m至外切眼，最后按照照方位角15施工465.85m至切眼位置。巷道先按+3施工30m，逐渐进入三煤底板后，沿煤层底板施工至切眼位置。附图2：E3207轨道顺槽平面图 附图3：E3207东面轨道顺槽剖面图第二节 支护设计一、巷道断面E3207轨道顺槽断面形状为直墙梯形，巷道净宽4100mm，巷道高度3500mm（巷中位置轨道面至顶板），S荒 =115.5m2，S净 =14.4m2。联合硐室断面形状为矩形，规格为宽高深=340025003500mm。信号硐室断面形状为矩形，规格为宽高深=220025001500mm。附图4-1：E3207 轨道顺槽断面图附图4-2：联合硐室断面图附图4-3：信号硐室断面图二、支护方式（一）临时支护1、放炮后或割煤后首先及时找顶找帮，其顺序是由外向里，先顶后帮，逐段进行。然后支设临时支护。2、前探梁临时支护：前探梁使用89mm的钢管，数量不少于3根，长度不小于4m，间距不大于1.8m。用吊环或吊链固定到顶部的锚杆上。每根前探梁不少于2个吊环或吊链，前探梁从吊环或吊链内穿入。吊环可用108钢管加工而成（也可用矩形吊环），吊链使用40T（或30B）溜子刮板链加工而成。割煤或放炮后，用长把工具(如锨、镐等)找掉离裂的煤体，符合设计断面后，将要铺设的金属网与顶板的金属网用铁丝先稀联固定，分别把三根前探梁从各自的两个吊环或吊链中穿入，用长把工具托起网子，把前探梁从网下撺到迎头，托起网子。然后在前探梁的掩护下锚网支护。锚网支护时，按照由外向里，先顶后帮的顺序进行。顶板锚杆支护完毕后，可抽掉前探梁。然后人员进行帮部锚网支护。固定吊环或吊链可采用原支护的锚杆，也可另打锚杆，另打锚杆时，可使用复新锚杆，复新锚杆的长度不少于1m，使用1根MSCK2550型树脂锚固剂锚固。前移前探梁、拆除背板时，要用长柄工具操作。操作人员要站在有可靠支护的安全位置，并设专人监护。拆下背板后，要重新敲帮问顶，找掉危岩活石，然后上好前端吊环，前移前探梁。用道木或背板接顶时，要一人穿道木接顶，一人监护。在前移前探梁过程中，前探梁下严禁有人从事其它工作。支设、前移或撤除前探梁时，操作人员要在完好的支护下进行，严禁空顶作业。附图5：前探梁临时支护平、剖面图3、带帽支柱作临时支护：（1）机掘割煤后，当永久支护到迎头的距离小于1m时，可直接进行永久支护；当永久支护到迎头的距离大于1m时，采用一排两棵戴帽支柱作为临时支护。在距永久支护不大于700mm处打设支柱，柱距不大于1.8m。（2）炮掘时，当迎脸距后部永久支护不大于1300mm时，临时支护可采用一排两棵支柱，即在距离后部永久支护不大于700mm处打设，间距不大于1800mm；迎脸距后部永久支护大于1300mm小于1900mm时，使用三根支柱进行临时支护，支柱呈倒“品”字型布置，即先在巷中布置一棵，距离后部永久支护不大于700mm，然后在此棵支柱的掩护下，向迎头方向布置两棵支柱。第二排支柱距离后部永久支护不大于1400mm，两根支柱间距不大于1800mm。在第二排支柱距离迎脸大于800mm时，要另布置两棵支柱，间距不大于1800mm，第二排与第三排支柱排距不大于600mm。（3）戴帽支柱的具体要求如下割煤或爆破后，人员在永久支护下使用长把工具找顶找帮，使顶板基本平整，满足进行永久支护的条件。接着挂联网，每张网可先联35个点，在巷道中部支设第一棵临时支柱，将金属网托起，再在第一棵支柱的掩护下支设第二、第三棵临时支柱。选用单体液压支柱作为柱腿，用道木接顶，穿鞋支设。支柱要采用专用防倒绳或用铁丝固定到顶板金属网上。支柱必须有一定的迎山角，且迎山有力，严禁退山。带帽点柱支设前要进行敲帮问顶，找掉离裂的煤体，严防片落伤人。柱帽使用长度不小于0.8m的道木，应垂直两帮布置，不影响打设锚杆为准。支柱初撑力不低于3MPa。4、炮掘时，当永久支护距迎头不大于300mm时，迎头根据煤岩揭露情况可不支设临时支护。当永久支护距迎头为300800mm时，下山施工的迎头根据煤岩揭露情况可不支设临时支护；平巷在迎头煤壁松软严重片落时，必须采取锚杆锚长木料的方式护迎脸；上山施工时必须保持至少两棵支柱护顶；当煤壁松软时要采取锚杆锚长木料的方式护住迎脸，然后方可进行打眼、装药等工作。5、上山施工封迎脸的要求巷道掘进坡度在815时，如煤层完整坚硬，无片帮开裂等现象时可不进行迎脸支护，否则要及时进行迎脸支护。巷道掘进坡度在15以上时，必须及时进行迎脸支护。封迎脸采取用锚杆锚长木料的方式。封迎脸的位置迎脸的中部以上。木料使用带眼的道木或板梁。护住迎脸后，方可进行下一步工作。放炮前卸下封迎脸锚杆上的螺帽及道木。在施工前，必须坚持敲帮问顶，及时找掉离裂的煤岩体。在施工过程中，施工人员要时刻注意观察两帮及迎脸，发现有片落危险时，要及时找掉。6、炮掘时，倒迎头所使用回头轮的固定点可在装药前打设好，放炮后直接挂回头轮倒迎头。附图6：带帽支柱临时支护示意图7、各临时支护适用范围：1、当煤、岩层松软或过地质破碎带时，必须采用前探梁进行临时支护；2、在巷道围岩（煤）完整稳定时，可使用带帽支柱作临时支护；3、所有工作必须在可靠的支护保护下进行，严禁空顶作业，打注顶部锚杆及铺设钢带时，必须按照由外向里的顺序，随打随注。顶板锚杆在未打设好前，严禁超前回撤临时支护。在形成永久支护的区域，可以撤除临时支护。（二）永久支护1、E3207轨道顺槽采用锚网钢带加锚索联合支护作为永久支护。顶板采用锚网钢带加锚索联合支护。使用KMG500-22-2400型螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距为800800mm，误差100mm（锚杆打在钢带的孔内，间距以钢带孔间距为准），每根锚杆使用MSCK2550（里）和MSK2570（外）型树脂锚固剂各一根进行锚固，锚固长度不低于1200mm，锚固力不小于150kN/根。锚杆距迎头不大于一个锚杆排距。左帮帮部采用锚网钢带联合支护，右帮帮部采用锚网钢带加锚索联合支护。使用KMG500-22-2400型螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距为800800mm，误差100mm。钢带要以顶板钢带为参照打齐，锚杆打在钢带的孔内，间距以钢带孔间距为准。最上部一排锚杆距肩窝不大于300mm，肩窝锚杆与水平方向成1525的夹角(向上)。每根锚杆使用MSK2550（里）和MSK2570（外）型树脂锚固剂各一根进行锚固，锚固长度不低于1200mm，锚固力不小于150kN/根。巷道左帮最下部锚杆距底板不大于500mm，右帮最下部锚杆距底板不大于800mm(帮部为岩石时，帮部最下排锚杆距底板不大于800mm)。全断面锚杆要配合让压管使用。让压管放置在锚杆托盘与螺帽之间。2、E3207轨道顺槽沿煤层底板施工时，使用锚索型号为SK18/6.0-1700Q或SK18/8.0-1700Q，间排距为16001600mm，误差150mm，一排布置三根，巷中一根，巷中左右1600mm各一根。沿煤层顶板施工时，使用锚索型号为SK18/6.0-1700Q，间排距为20002400mm，误差150mm，一排布置两根，巷中左右1000mm各布置一根。若顶板岩石较为破碎时，锚索间排距为12002400mm，误差150mm，一排布置两根，巷中左右1200mm各布置一根。帮部锚索型号为SK18/6.0-1700Q，单排布置，布置在顶板以下1.2m，与水平方向的夹角2030。3、每根锚索使用1根MSCK2550型树脂锚固剂（里），2根MSK2570型树脂锚固剂（外）进行锚固，锚固力不小于200kN/根。必须锚入稳定岩层中不小于1500mm。当巷道顶板完整、稳定时，锚索距离迎头最大不得超过5m加一个循环进尺；当巷道顶板破碎、压力大时，锚索距离迎头最大不得超过锚索的一个排距。4、巷道支护钢带长度为4200mm，钢带长度要根据巷道断面宽度选择。如巷道超宽，钢带最外端的锚杆与巷道帮部间距超过400mm，必须补打锚杆，锚杆与专用托盘配合使用直接支护顶板金属网上。5、全断面使用8#铁丝菱形编织网。编织网之间采用压茬或对接的方式联接。采用压茬联接，压茬不小于一网格，用双股1416铁丝双排扣绑扎牢固，绑扎间距不大于200mm；采用对接联接时，要用金属网两端头铁丝头相互扣接。按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落拱高度，m；K 安全系数，一般取K=2；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；H=B/2f=4.1/（22.3）=0.89式中：B 巷道开掘宽度，取4.1m；f 岩石坚固性系数，煤层取2.3，岩层中取4.0；代入数值，经计算得锚杆长度如下：L=20.89+0.5+0.1=2.38(m)2、锚杆间排距计算，通常间排距相等，取A：式中：A 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，150kN/根；H 冒落拱高度，取0.8m。R 被悬吊煤层顶板重力密度，取13.23kN/m3；K 安全系数，一般取K=2；通过以上计算，并按照工程类比法，依据济南澳科公司在我矿做的“大采深、大倾角巷道支护技术研究报告”的相关结论，E3207轨道顺槽全断面选用KMG500-22-2400型螺纹钢锚杆，间排距800800mm，误差100mm，能满足支护设计要求。 (三)过断层等地质构造的特殊要求及特殊点的特殊支护方式： 1、当迎头有断裂面、煤（岩）层松软、破碎、有褶曲、煤炮频繁、煤炮声大、片帮面积大、片落煤多，炮掘时，必须打浅眼、少装药，放小炮，缩小循环进尺不大于1m。综掘时，一次截割进尺不超过1m。必要时改为人工用手镐或风镐掘进，临时支护要掘一部分支护一部分。掘完一排后进行永久支护。2、由煤层底板揭露煤层或由煤层揭露煤层顶板过煤岩接合的三角区，三角区煤层或岩石厚度小于2.0m且不垮落时，循环进尺不大于1.0m；厚度小于1.0m时，应处理使其落下。3、当出现上述1、2的特殊情况时，锚杆排距不大于0.8m，根据煤岩情况，当迎头煤岩特别松软时锚杆排距不大于0.6m。4、锚索距迎头不大于一个排距，同时保证锚索长度符合锚固到稳定岩层要求。5、当迎头后方出现变形大或锚杆托盘不贴煤（岩）面时，可以垫木托盘或木墩重新紧固，必要时重新进行锚网支护。6、循环进尺缩小至1m左右时，迎头使用两棵戴帽支柱作为临时支护，支柱距永久支护距离约0.7m，支柱间距1.41.8m。(四)巷道工程质量规定综掘时巷道工程质量规定项 目质量标准（mm）部 位E3207轨道顺槽巷道净宽合格标准：-50150优良标准：0150右帮2050左帮2050巷道净高合格标准：-20200优良标准：0200底板至顶板3500（巷中）锚杆锚固力顶部150kN/根两帮150kN/根锚杆布置100顶部按钢带孔位置打设帮部800800锚杆规格顶部 KMG500-22-2400帮部 KMG500-22-2400锚杆安装垂直岩面，误差不大于15机械安装锚杆距迎头顶部(含左帮上部三排锚杆和右帮上部两排)不大于一个锚杆排距帮部(不含左帮上部三排锚杆和右帮上部两排)滞后迎头不得超过6m锚索距迎头顶 部爆破前5000+一个循环进尺锚索锚固力200kN/根工业卫生三无一畅 清洁卫生炮掘时巷道工程质量规定项 目质量标准（mm）部 位E3207轨道顺槽巷道净宽合格标准：-50150优良标准：0150右帮2050左帮2050巷道净高合格标准：-20200优良标准：0200底板至顶板3500（巷中）锚杆锚固力顶部150kN/根两帮150kN/根锚杆布置100顶部按钢带孔位置打设帮部800800锚杆规格顶部 KMG500-22-2400帮部 KMG500-22-2400锚杆安装垂直岩面，误差不大于15机械安装锚杆距迎头顶部(含左帮上部三排锚杆和右帮上部两排)不大于一个锚杆排距帮部(不含左帮上部三排锚杆和右帮上部两排)滞后迎头不得超过10m锚索距迎头顶 部爆破前5000+一个循环进尺锚索锚固力200kN/根工业卫生三无一畅 清洁卫生第三节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：采用螺纹钢锚杆。锚杆规格型号为：KMG500-222400。锚杆使用配套标准螺母及托盘紧固。树脂锚固剂型号为MSK2550、MSCK2550、MSK2570三种，顶板钢带外面配备的托盘几何尺寸为:长宽厚=15015010mm，孔直径为2324mm。帮部托盘几何尺寸为:长宽厚=15015010mm，孔直径为2324mm。锚杆均使用配套标准螺母紧固。2、使用8#铁丝菱形编织网，网子规格为：长宽=25001350mm或20001000mm，网格为长宽=7070mm。3、普通锚索型号为SK18/6.0-1700Q或SK18/8.0-1700Q，使用专用托盘紧固。托盘直径为300mm，孔径为18mm。4、钢带：顶板使用长4200mm的钢带，每条钢带有6组孔。帮部使用长2000mm的钢带，每条钢带有3组孔。钢带宽度为250270mm，厚度为2.75mm。5、严禁使用不符合规定的支护材料：（1）不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。（2）过期失效的锚固剂。（3）网格偏大、强度偏低、变形严重的金属网。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼（1）打眼前必须先敲帮问顶，仔细检查顶帮煤岩体的情况，将活矸危岩处理掉，确认安全后方可进入下一步工作。然后按照中线严格检查巷道断面规格，不符合断面设计时要进行处理。（2）打眼时，必须在临时支护的掩护下操作，严禁空顶作业。（3）打眼的顺序，应按由外向里，先顶后帮的顺序依次进行。（4）锚杆眼打设位置应准确，要求眼位误差不得超过100mm，与岩面或巷道周边轮廊线的夹角不小于75。（5）锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。2、安装锚杆安装锚杆前，应先将眼孔内积水和煤岩粉冲洗干净，然后按超快、快速的顺序将锚固剂放入眼内，再把规定型号的锚杆插入锚杆眼内，将树脂锚固剂送到眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，锚杆外端头套上螺帽；用带有专用套筒的气动钻机卡住螺帽，开动气动钻机，使之带动杆体旋转并旋入眼孔内，对锚固剂搅拌2025s，直至锚杆达到设计深度后，并等待2635s，等待时间结束后即可进行上紧螺帽，给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不得小于120NM。扫眼时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。3、锚杆露出螺帽长度不大于50mm，不小于15mm。三、锚索安装工艺：1、打锚索眼：（1）打眼前，首先检查施工地点支护情况，敲帮问顶，找净危岩活矸，保证安全施工。（2）锚索眼的位置要准确，要与巷道面垂直，眼位误差为100mm，眼深误差为50mm，偏差为150mm。2、锚索安装：（1）将树脂锚固剂装入锚索眼内，用锚索顶入眼底。（2）上好连接接头，开动锚杆钻机边推进边搅拌，搅拌时间3040s，停止搅拌，但继续保持锚杆钻机的推力61120 s后缩下锚杆钻机。（3）树脂锚固剂凝固1h后，套上锚索托盘及倒楔，用锚索预紧力涨拉机具进行加压。张拉预紧力控制在80100kN（不小于23MPa），锚索索头外露长度不大于350mm，不小于150mm。（4）最小锚固长度为不小于1500mm，单根锚索锚固力不小于200kN。四、支护材料每米消耗量E3207轨道顺槽：锚杆19套，树脂锚固剂38根，金属网14.3m2，锚索2.5套，钢带3.75架。施工中备用材料要保证不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章施工工艺第一节 施工方法一、施工方案1、E3207轨道顺槽开门于东翼三号轨道下山G49号导点前104.44m，与东翼三号轨道下山的夹角为831443。先按照方位角173施工417.64m，再按照方位角25施工442.68m至外切眼，最后按照方位角15施工465.85m至切眼位置。2、巷道先按+3施工30m，逐渐进入三煤底板后，沿煤层底板施工至切眼位置。3、在施工过程中，将揭露DF173、DF109和DF71断层，落差分别为08m、010m和022m，对综掘掘进影响较大，不能使用综掘机时，要采用炮掘的方式施工，推过断层后，再使用综掘施工。二、E3207轨道顺槽施工方法：1、采用综掘机截割的方法进行掘进。每次截割深度不大于1m。三班按正规循环组织生产，每班循环为三个，总进尺2.4m。2、工艺流程截割转载运输支护 准备支护材料说明： （1）交接班后，开机截割，经综掘机扒装系统转载到后部运输机运输。（2）在截割、运输时，及时准备支护材料。（3）截割完毕后，先将综掘机后退不小于2m，当永久支护到迎头的距离小于1m时，可直接进行永久支护；当永久支护到迎头的距离大于1m时，采用戴帽支柱作为临时支护，然后在临时支护的掩护下进行永久支护。三、在施工硐室、过断层等地质构造带以及巷道坡度较大无法使用综掘机时，可采用光面爆破掘进。1、根据围岩硬度周边眼距定为不大于450mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，一般为0.6至1.0，煤岩坚硬时取大值，较软时取小值。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400450mm，眼痕率达到60%以上。2、采用全断面一次爆破施工。爆破消烟后先倒迎头，然后人员在永久支护的掩护下使用长把工具找顶找帮，使顶板基本平整，接着铺设金属网进行临时支护，每张网可先联35个点，最后在临时支护的掩护下进行永久支护。3、硐室开门时，采取放小炮的方式施工。在掘进过程中，如迎头煤岩松软破碎，片帮面积大、片落煤多时，要缩小循环进尺，采取打浅眼、少装药，放小炮。必要时改为人工用镐刨、风镐掘进。第二节 截割方式和凿岩方式一、E3207轨道顺槽采用综掘机截割的方法破煤岩1、截煤机具：采用S150J型综掘机截煤。2、降尘方法：采用综掘机内、外喷雾、使用水射流风机抽尘净化、开放水幕、转载点设置降尘喷雾、截割后冲刷巷道等。二、采用打眼放炮的方法破煤岩1、打眼机具： YT27型风钻使用32mm的钻头；MQS50/1.9手持式气动钻机使用麻花钻杆与32mm的钻头配合使用；MQT85、120锚杆钻机使用32mm的钻头打眼。迎头配备35台打眼机具，其中23台使用，12台备用。 2、降尘方法：采用湿式打眼、使用水炮泥、耙装前洒水、爆破喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕、转载点设置降尘喷雾、工作面短壁注水（煤层）等。第三节 截割作业和爆破作业一、截割方法及顺序：1、为了确保巷道成形，巷道分两次进行截割，按照先中间后四周、先下后上的原则截割。第一次截割时先从巷道的右下角（1号点）开始进刀，按照从右向左再从左向右的顺序往返截割至2.2m高左右、3m宽的断面（根据现场煤岩性可调整截割范围）。完成后将截割头下降到2号点，进刀截割至设计断面。截割工作完成后，退出综掘机进行支护，支护工作完成后再开始进行下一个循环截割。2、因使用综掘机掘进，在施工矩形断面时无法对巷道两顶、底角进行有效截割，考虑到巷道实用性及减少循环时间，两顶、底角不再进行人工刷帮处理，以综掘机截割的自然形状为准，要求此处锚杆垂直于岩（煤）面，托盘紧贴岩面即可。3、综掘机割煤后按照本作业规程规定及时支护顶板和帮部锚杆。右帮上部三排及左帮上部两排锚杆距迎头不大于一个锚杆排距，两帮剩余锚杆可滞后迎头不大于6m。施工时，要观察两帮，防止出现片帮伤人事故。4、综掘机割煤后巷道高度较高，以便支护顶板时有适宜的操作高度，在进行截割上部煤时，可不再出煤。5、综掘机上除综掘机司机外，综掘机两侧铲板后各有一人负责监护巷道断面轮廓和急停按钮闭锁；综掘机后需有一人看护、整理电缆。监护人员必须集中精力，要随时观察开机地点巷道围岩支护及迎头顶、帮和综掘机的运转情况，发现不安全因素立即停机、停电采取有效措施处理，处理安全后方可工作。司机严格按照现场中腰线、规程设计的断面截割。6、综掘机至巷帮间距小于0.7m时，综掘机铲板后不再站人监护。综掘机后移时，综掘机两侧监护人员撤至综掘机后。7、由于巷道右侧沿底板掘进，左侧底板为煤，综掘机易发生倾斜现象。为了确保综掘机不发生倾斜，在行走时，可在综掘机履带下垫道木。8、综掘机掘进遇有半煤岩时，应先截割煤层装运煤，后截割岩层装运岩石。遇有超过设计截割硬度的岩石时，应退出综掘机，采用放炮方法处理。放炮时要按照以下措施执行。每次放炮前，应将综掘机后退不小于9m。放炮前，使用旧皮带或木板遮挡综掘机。要掌握好打眼角度，控制好装药量，多打眼，放小炮，防止放炮时崩坏综掘机。二、爆破作业时掏槽方式采用楔式掏槽。1、炸药、雷管炸药使用27mm煤矿许用水胶炸药。雷管使用煤矿许用毫秒延期电雷管（15段）,最后一段延期时间不超过130ms，且电雷管必须编号。2、装药结构煤巷或半煤岩巷施工必须采用正向装药结构，严禁采用反向装药。岩巷施工可采用反向装药。在同一循环内必须采用同一种装药结构。3、起爆方式正常情况下，使用MFd-100/200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串并联。附图7：装药结构示意图附图8：综掘机截割顺序示意图附图9-1：E3207轨道顺槽炮眼布置图及爆破说明书附图9-2：联合硐室炮眼布置图及爆破说明书附图9-3：信号硐室炮眼布置图及爆破说明书第四节 装、运煤矸方式一、综掘时装岩（煤）及运输方式1、采用S150J型综掘机截割煤后，通过综掘机自身星轮将截割的煤耙装到综掘机本身的刮板输送机、桥式皮带上，最后经综掘机后面的皮带运输机运出。综掘机的铲板后方截割时要挂牌，防止人员进入。综掘机截割头可深入正迎头煤壁以里，使铲板紧贴正迎头煤壁，以便于出煤。综掘机停止截割后，将综掘机后退一段距离。综掘机后退就位以后，将主机闭锁，摇臂落下，将截割头放于地上，并使用旧皮带作为护板对截割头进行遮挡。2、迎头截割的煤，由综掘机本身的刮板输送机、桥式皮带将煤转载到后部皮带机上运出。转载皮带拉煤时，两侧可以清理浮煤，清理人员必须注意好皮带上的大块煤，以防掉下伤人。二、炮掘时装岩（煤）及运输方式1、掘进施工中，采用P-30B 型耙装机装煤（岩）、辅以人工装煤（岩）的方式。 耙装机距迎头距离为645m。2、使用耙装机后接SGB388/30B皮带输送机进行运输。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。每个电缆钩间距不超过3m，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，并随工作面前掘及时延深，以备工作面正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不超过10m。电缆及管路吊挂还应严格执行矿2006年3月23日下发的安全质量标准化管线敷设及现场文明卫生管理标准。巷道掘进敷设临时轨道型号22kg/m，轨距600mm，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨道接头间隙不超过10mm，内错差不大于5mm，高低差不大于5mm；水平误差不超过10mm；中线误差不超过100mm；轨枕间距不大于0.7m，连接件齐全紧固有效；无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象；巷道内须留有宽度0.8m以上的人行道且巷道另一侧有0.3m的安全间隙。第六节 设备及工具配备