煤矿3509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3509轨道顺槽。二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成3509工作面，满足3509轨道顺槽施工时的通风、行人、运输、排水、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限3509轨道顺槽长度490m（平距），3509轨道顺槽联络巷30m（平距），巷道坡度为010，平均4，总工程量520m。服务年限：2年。四、预计开、竣工时间预计2015年1月开工， 2015年5月竣工。第二节 编写依据一、编写依据本规程以煤矿安全规程、煤矿安全质量标准化基本要求及评分办法、井巷工程施工及验收规范（GB50213-2010）及煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）为编写依据。二、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书为3500采区设计说明书，批准时间为2013年8月。三、地质说明书及批准时间地质说明书为肥城矿业（集团）公司煤矿3509工作面地质说明书，批准时间为2014年2月20日。四、矿压资料根据3507轨道、胶带顺槽巷道掘进矿压观测资料，井巷地压的显现及其对巷道的破坏程度，与开采深度、开采范围、围岩性质和地质构造条件等有关。随开采深度的增加及构造发育区附近，地压明显增大，软岩层较坚硬岩层地压显现明显，巷道易片帮底鼓。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况井下位于3500采区西侧。该面西侧为3500西部回风下山，南侧为东翼胶带大巷里段，东侧、北侧为未开采区。附：地面相对位置及邻近采区开采情况表（2-） 地面相对位置及邻近采区开采情况表 2-水平名称-595m水平采区名称3500采区地面高程（m）+39.7+41.9工作面高程（m）-742-775地面相对位置及建筑物该工作面中切眼及切眼以西东部位于胡台庙村下，西距南总干渠1200m，北距南一干渠280m；自切眼向西200 m内为胡台庙村，地面钻孔13-1以北210m。井下位置及邻区采掘情况本工作面位于3500采区向斜东翼，SDF6断层以东，SDF3断层以西。本工作面以西为3500采区西部下山，以南76m为正在掘进的3507工作面胶带顺槽，以北80m为掘进的3500西部轨道巷，工作面以东尚无采掘工程。走向长(m)490倾斜长(m)80面积()35600煤层总厚度（m）2.93.353.19煤 层 结 构（m）煤层倾角（）1924213.19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 该工作面3下煤层赋存稳定，厚2.90m3.35m，平均3.19m，煤层结构简单。煤层倾角1924，平均21，煤种为13焦煤， f=1,煤层局部被吞蚀或变薄。附：岩性特征表（2-2）岩性特征表 2-2顶底板情况岩石名称厚度(m)岩 石 特 性老 顶粉砂岩 4.75浅灰白色，较坚硬，性脆，主要成分为石英及长石，泥质胶结。直接顶 细砂岩（岩浆岩）18.7（9.35）细砂岩灰白色，较坚硬，性脆，成分以石英长石为主，泥质胶结（岩浆岩为浅灰白色及灰绿色,较坚硬，性脆，块状，中厚层状，充填方解石薄膜）。直接底炭质泥岩 1.2深灰色，块状，平坦状参差状断口。老 底粉砂岩 10.8浅灰色，薄层状，夹细砂岩条带，水平层理，含植物化石。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数3500采区瓦斯绝对涌出量为0.25 m/min。1/3焦煤自燃倾向性为类，为易自燃。1/3焦煤煤尘爆炸指数为27.86%，火焰长度为9mm，为有煤尘爆炸性。3、 地温: 地温为3437，地温梯度为2.61/100m。4、 地压: 3500工作面煤岩样鉴定结果为:3下煤层属于类，为具有弱冲击倾向性的煤层；煤层顶底板为具有弱冲击倾向性的岩层。第三节 地质构造一、概述 本工作面位于一宽缓的向北倾伏的向斜构造（3500向斜）的东翼，向斜轴位于13-1钻孔西侧70 m100 m，轴向0349。西翼走向7896，倾向3486，倾角1824；东翼走向7290，倾向3420。煤岩层倾角1924，平均21；据13-1钻孔资料，3下煤层顶板有岩浆岩岩床侵入，下距3下煤27.50m，厚8.60m。依据物探资料， 该区域未发现陷落柱和古河床冲刷现象，预计本工作面掘进不会揭露落差5m以上的断层，落差05m的断层共2条。 附：断层产状参数表 表 2-3 二、河流冲刷带: 无。 三、岩浆岩侵入体: 无。 四、岩溶陷落柱: 无。断层产状参数表 2-3构造名称走 向( )倾 向()倾 角()性 质 落差（m）揭露控制情况f 13630670正断层04影响大SDF3-1427470正断层05影响大第四节 水文地质一、水文地质概况掘进过程中将会有少量的顶板砂岩及上分层顶板淋水出现，该淋水会随工作面掘进自行疏干，对工作面掘进影响不大。防治水措施：1、受洒水及顶板淋水影响巷道低洼处可能有积水。掘进过程中应及时探放水，迎头安装不少于50m3/h排水设施，及时排水。2、掘进过程中应保持疏水线路畅通并加强水情观测，若有异常，及时汇报处理。3、掘进距预透、穿过、跨越老巷至规定距离前下达通知书，并编写专项措施，坚持“有疑必探”，确保安全预透。最大涌水量：29 m3/h，正常涌水量：19m3/h。二、问题及建议1、该面共揭露断层1条，断层附近围岩裂隙发育，强度低，完整性差。掘进时应对顶、底板加强管理。第五节 储量计算储量计算表 2-4块段号走向长（ m ）倾斜长（ m ）斜面积（ m2 ）煤 厚（ m ）容 重（t/m）基础储量（万 t ）备 注工作面49080356003.191.3915.78合 计15.78第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置3509轨道顺槽自3500西部回风下山H4号测点前7.5m处（X=8271.26 Y=8400.4 Z=759.6）为开门，按81的方位角沿煤层顶板掘进490m（平距）至3509切眼止；按261方位角沿煤层顶板掘进30m联络巷与3500西部胶带下山贯通，总工程量共计520m。躲避硐：3509轨道顺槽为机轨合一巷道，为确保施工时的运输安全，设计每40m在顶板完整处，巷道下帮施工深3m的躲避硐。临时水仓：为保证排水在巷道北帮低洼处及时施工深6.0m的临时水仓。附：1、3509轨道顺槽煤层底板等高线预测图 （11000）； 2、3509轨道顺槽地质预想剖面图 （11000）； 3、3509轨道顺槽地层综合柱状图 （1200 ）。4、3509轨道顺槽开门施工大样图（1:100）。第二节 支护设计 一、巷道断面顺槽及切眼断面为距形：1、 当煤层厚度达不到3100mm时， 1-1断面：荒宽=4400mm,荒高=3100mm,净宽=4200mm，净高=3000mm,S净= 12.4m2,S荒=13.64m2。毛水沟设在巷道左侧，规格300300mm。2-2断面：荒宽=3800mm,荒高=3100mm,净宽=3600mm，净高=3000mm,S净= 10.8m2,S荒=11.78m2。毛水沟设在巷道左侧，规格300300mm。躲避硐：荒宽=3200mm，净宽=3000mm，荒高=3100mm，净高=3000mm； S荒 =9.92； S净 =9 。临时水仓：荒宽=3200mm，荒高=3100mm，S荒 =9.92；净宽=3000mm，净高=3000mm，S净 =9，落底1.5m。2、当煤层厚度超过3100mm时，沿煤层顶底板掘进，荒宽=4400mm,净宽=4200mm。附:3509轨道顺槽1-1支护断面图、俯视图(3-1)。 3509轨道顺槽2-2支护断面图、俯视图(3-2)。3509轨道顺槽躲避硐支护断面图、俯视图(3-3)。3509轨道顺槽临时水仓支护断面图、俯视图(3-4)二、支护方式1、临时支护： 3509轨道顺槽临时支护采用吊挂式前探支架，前探梁用3根型号不小108mm长度不小于4.0m的钢管制作，间距不大于1.2m，且均匀布置。每根前探梁用3组吊环固定，吊环用直径20mm的钢筋焊制，吊环用配套的锚杆螺母固定，吊挂环螺丝拧入长度不小于30mm，锚固力不小于80KN /根，前探梁上方用2块规格为：长宽厚=300015060mm板梁和小杆接顶，并刹紧、背实。移前探时人要站在锚杆支护好的下方，迎头一切工作都要在前探梁的掩护下进行，严禁空顶作业。爆破前最大空顶距离不大于300mm，爆破后最大空顶距不大于2100mm。坡度大于15时，使用防滑链。放炮后，及时将前探支架移至迎头，在前探支架上先放好网，再在金属网下用板梁和小杆配合小楔接顶背实。（小杆规格12008050mm、木楔长度200mm）巷道开门施工时无法使用前探支护时，采用3棵点柱作临时支护，点柱采用直径大于或等于180mm的优质坚韧圆木制作，点柱上端用木楔加紧，下端有不少于200mm深的柱窝，并支在实底上。施工过程中应经常检查点柱的牢固情况，发现问题及时处理。附：3509轨道顺槽1-1临时支护平剖面图 （3-4）； 3509轨道顺槽2-2临时支护平剖面图 （3-5）；附：3509轨道顺槽信号硐室临时支护平剖面图（3-6）；2、永久支护支护说明：锚网索支护作为永久支护，支护材料为高强预应力锚杆，钢筋网，塑料网。锚杆和金属网起加固顶板的作用，使顶板形成一个整体，锚索主要是起悬吊作用兼有加固顶板的作用，因此支护参数验算按如下进行：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0.7m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；其中：H = = = 0.55(m)式中：B 巷道开掘宽度，取4.4m；f 岩石坚固性系数，取；则L=20.55+0.7+0.15=1.95(m)2.锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：a = = =1.61(m)式中：a 锚杆株排距，m；Q 锚杆设计锚固力，80KN/根； H 冒落拱高度，取0.55m；R 被悬吊岩石的重力密度，取28KN/m； K安全系数，一般取K=2；锚杆锚固长度计算：L0=LD21/（D2-D2）=（500+500）23/（28-20)=1378mm 式中：L-锚固剂长度，为500mm，2根。D-钻孔直径，为28mm。D1树脂锚固剂直径，为23mmD2-锚杆内径，为20mm 通过计算并结合3507轨道顺槽成功支护经验，3509轨道顺槽顶板选用直径20mm、长度2400mm的高强预应力锚杆，两帮选用直径20mm、长度2400mm的等强预应力锚杆，具体布置如下：3509轨道顺槽采用锚网索作为永久支护，支护巷道锚杆、锚网规格及布置：顶部采用直径20mm、长度2400mm的高强预应力锚杆，帮部采用直径20mm、长度2400mm的等强预应力锚杆，锚杆外露长度为10-40mm。1-1断面顶部布置6根（2-2断面顶部布置5根）锚杆，每根锚杆采用两块型号为K2350树脂药卷（23mm，长500mm）锚固，扭矩力不小于400N.m，锚固力不小于80KN,锚杆间距为800mm，排距为900mm。两帮共布置8根锚杆，锚杆间距为900mm,排距为900mm。第一根布置在顶板以下300mm处，向下按900mm间距布置，并垂直于巷帮，锚杆应横向成排，纵向成线，底角锚杆与巷道底板呈75俯角。每根锚杆采用两块型号为K2350树脂药卷（23mm，长500mm）锚固，锚固力不小于80KN，扭距力400N.m。顶、帮部锚杆托盘均为(顶板为10mm)8mm钢板压制的正方形碗状托盘，钢制托盘规格为长宽=150150mm；开门施工50m后帮部使用木托盘其规格为30025040mm.顶部采用直径不小于6.0mm的冷拔铁丝网，顶部规格为长宽=1400mm1000mm；开门帮部采用双层网支护，施工50m后两帮采用JD-PP-35-35双向拉伸塑料网，使用绳皮连接；金属网要搭接连接，相邻两块网之间要用12双股铁丝三花连接，连接点要均匀布置，间距不大于200mm。锚索间排距为16002700mm，“二一二”打设，每组2根，每孔装4卷K2350树脂药卷。锚固长度不小于2.0m，锚索预紧力不小于100kN。信号硐室采用锚网索作为永久支护，支护巷道锚杆、锚网规格及布置：顶部采用直径20mm、长度2400mm的高强预应力锚杆，帮部采用直径20mm、长度2400mm的等强预应力锚杆，锚杆外露长度为10-40mm。顶部布置5根锚杆，每根锚杆采用两块型号为K2350树脂药卷（23mm，长500mm）锚固，锚固力不小于80KN,锚杆间距为800mm，排距为900mm。两帮共布置8根锚杆，锚杆间距为900mm,排距为900mm。第一根布置在顶板以下100mm处，向下按900mm间距布置，并垂直于巷帮，锚杆应横向成排，纵向成线，底角锚杆与巷道底板呈75俯角。每根锚杆采用两块型号为K2350树脂药卷（23mm，长500mm）锚固，锚固力不小于80KN，扭距力400N.m。顶部锚杆托盘为10mm钢板压制的正方形碗状托盘，钢制托盘规格为长宽=150150mm；帮部锚杆托盘为10mm钢板压制的正方形碗状托盘，钢制托盘规格为长宽=150150mm及规格为长宽厚=25015040mm的木托盘；顶部采用直径不小于6.0mm的冷拔铁丝网，顶帮部规格为长宽=1400mm1000mm；金属网要搭接连接，相邻两块网之间要用12双股铁丝连接，连接点要均匀布置，间距不大于200mm。搭接100mm，绑扎密度200mm锚索间排距为16002700mm，“二一二”打设，每组2根，每孔装4卷K2350树脂药卷。锚固长度不小于2.0m，锚索预紧力不小于100kN。临时水仓支护：附：锚网索巷道工程质量标准表3-1。 支护工程质量标准表 （3-1）基本项目检验项目设计要求标 准 规 定检验部位类 别合 格优 良1.巷道净宽主要(中线至任一帮)0+1500+100拱基一般(中线至任一帮)-50+1500+150无中线(中心线至任一帮)-50+2000+200墙脚2.巷道净高主要(腰线至顶底板)0+1500+100腰线一般(腰线至顶底板)-30+1500+150上无腰线(测全高)-30+2000+200下3.锚固力合格：最低值不小于设计的90%优良：最低值符合设计值注：锚索抽查施工记录顶帮4.锚杆、索的安装合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，锚杆附件基本齐全有效，不松动，锚杆预紧力不小于设计值的90%优良：安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧，锚杆预紧力最低值符合设计值顶帮5.网梁的压接质量合格：搭接压茬（绑扎）良好，网梁基本紧贴壁面，不松动优良：搭接压茬（绑扎）良好，网梁紧贴壁面，无空帮、空顶顶帮允许偏差项目1.间排距-100+100mm合格：70%及以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用。 优良：90%及以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用。 2.锚杆、锚索角度与井巷轮廓线的角度和岩层层理夹角75度3.锚杆、索孔深度0+200mm4.锚杆外露长度+10+40mm5.锚索外露长度+150+250mm6.水沟位置-50+50mm宽度-30+50mm深度-50+50mm质保资料检 验 项 目质量情况锚杆、锚固剂抽样试验报告锚固力测试报告检验结果基本项目检查 项，其中优良 项，优良率 %允许偏差项目实测 点,其中合格 点，合格率 %，优良 点，优良率 %质量保证项目检查 项，其中 项合格 项优良第三节 支护工艺 一、支护材料1、锚杆规格及布置顶部采用规格为202400mm的高强预应力锚杆，帮部采用规格为202400mm的等强螺纹钢锚杆支护。2、锚网顶采用直径6.0mm的钢筋网，规格为长宽=1400mm1000mm，钢筋网网格为长宽=100mm100mm，两帮采用JD-PP-35-35双向拉伸塑料网；使用绳皮连接，塑料网规格为长宽=1400mm1000mm，网格为长宽=30mm30mm。3、锚索锚索间排距为16002700mm，采用规格为17.86300mm的锚索，“二一二”打设，每组2根，每孔装4卷K2350树脂药卷。锚固长度不小于2.0m，锚索预紧力10T。4、当顶板为泥岩，泥质砂岩或过断层顶板较破碎时，锚杆间排距缩小为顶部800700mm采用规格为202400mm的高强螺纹钢锚杆压钢筋、塑料网支护，帮部900700mm采用202400mm等强螺纹钢锚杆压钢筋网支护；锚索间排距缩小为13501400mm，“三 三”打设，每组3根，每孔装4卷K2350树脂药卷。锚固长度不小于2.0m，锚索预紧力不小于10t。（见巷道支护断面图）5、施工时，最大控顶距离为2.1m；当现场条件发生变化（遇断层、顶板破碎）时，最大控顶距离缩为为1.0m，锚杆排距缩为0.7m，逐排施工且另编制安全措施。6、支护材料每米消耗用量（1）3509轨道顺槽每米消耗高强锚杆6.7套，等强锚杆7.8套，锚索0.74套，锚固剂31.96支，金属网5.1m,塑料网6.83m.（2）信号硐室每米消耗高强锚杆5.6套，等强锚杆8.9套，锚索0.74套，锚固剂30.52支，金属网11.26m,塑料网7.43m.（3）临时水仓消耗7、物料存放距迎头100m外布置专门的料场，现场至少备有不少于20架的架棚支护材料用量，并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管理，分类存放，码放整齐。 二、支护工艺（一）锚杆钻机打眼工艺1、作业前检查：（1）操作者手持操作臂上的手把，安装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。（2）每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。（3）操作者应在机子摇臂端的外侧站立。（4）按顶板高度选用合适的初始钻杆。（5）钻孔前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入生产。2、作业时：（1）首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方。（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30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。（3）钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。3、作业完以后：（1）先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。（2）检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。（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）锚杆支护（1）锚杆支护操作顺序：敲帮问顶检测掘进断面规格临时支护刷帮修边 找线定锚杆眼位打锚杆孔检测角度、深度、清孔安装固定锚杆上托盘螺帽紧固螺帽。（2）打锚杆前必须敲帮问顶、找掉活石，在确保安全的条件下方可作业；敲帮问顶，找掉活石必须由有经验的老工人进行，一人操作一人监护，操作人员站在顶板完好的安全地点，由外向里进行。（3）敲帮问顶、找掉活石，临时支护后，在打锚杆前先依中腰线检测掘进断面规格尺寸，欠挖处用风镐或手镐刷够，依照施工图找出锚杆布置位置，用炮泥或粉笔做记号，定好锚杆眼位。（4）锚杆打设顺序为：自后向前（即由外向里），先顶板后两帮，顶板先中间后两边，两帮自上而下，打完一个锚杆眼必须随即安装一根锚杆，并使托盘紧贴岩面，螺帽拧紧。顶部采用MQT-130型风动锚杆机配B19中空六棱钢钎、28mm羊角钻头打眼，两帮锚杆用YT-28气腿式凿岩机配B22中空六棱钢钎，32mm一字合金钢钻头打眼。（5）锚杆眼打好后，安装锚杆前用扫眼器清孔同时检测眼的深度，浅的补钻，深的用炮泥充填，并用角度仪检测角度，与轮廓线夹角小于75的作废重新打眼。（6）锚杆安装前要检查锚杆规格是否符合设计，锚固剂失效、硬化的禁止使用，锚固剂用锚杆缓慢顶入孔底，用风动帮锚机配搅拌器旋转推进锚杆，旋转搅拌时间不低于45s。要求预紧力不低于4t，安装扭矩不低于400N.m；放炮前最大空顶距不得超过300mm。（7）锚杆必须做拉力试验，拉力试验由当班班长、验收员（或区队跟班队长）、当班安检人员共同进行。（三）锚索支护（1）锚索支护操作顺序：定孔位钻孔装填4支K2350树脂药卷插入钢绞线将锚固剂送至眼底拧上搅拌器连续搅拌30秒钟以上松下锚索机药卷凝固后上好锚索盘及锁具穿上千斤顶开启油泵张拉至设计拉力，锚索预紧力不低于10T。（2）地面准备:主要是锚索的加工。首先检查钢绞线，截去松丝、严重锈蚀和死弯部分，按设计长度用砂轮锯截断，视情况对整个锚固段进行除锈、除油污处理。（3）锚索施工工艺流程采用锚索钻机打眼，在钻孔时应保持钻机不挪动，以免钻孔轴线不在一条直线上，给锚索安装带来困难。插入树脂药卷前应检查其质量，然后将树脂药卷安装到位。将钢绞线上的水、岩屑等擦拭干净，以免影响锚固力，二人配合用锚索线顶住药卷（4支K2350树脂药卷）缓缓推入钻孔中（不能反复抽拉锚索），确保药卷全部送至孔底。锚索下端装上专用搅拌驱动器，并与锚索钻机连接，边推进边搅拌，前半程慢速旋转，后半程快速旋转，搅拌时间控制在30s左右。锚索安装半小时后，进行张拉，开始张拉时，注意观察压力表读数，若千斤顶行程不够，应迅速回程，然后继续张拉，达到设计张拉力后，停止张拉，卸下千斤顶。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。要求锚索预紧力不低于10T。锚索安装48h后，如发现锚索预应力下降，应及时补拉，张拉时发现锚固力不合格的锚索，应在其附近补打合格锚索。（四）挂网锚杆盘压紧钢筋网，网与网搭接，用12#双股铁丝绑扎三花连接，联网间距200mm。网挂好后进行整形。第四节 矿压观测一、观测对象3509轨道顺槽二、观测内容巷道顶板离层量、顶底板相对移近量、两帮相对移近量、支护质量动态监测。三、观测方法（一）表面移近量的观测：施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，在巷道开始掘进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个监测点，即顶板、底板及两帮各设一个，观察站用红漆在巷道顶底板标注，由技术员观测，并将观测结果记入专用记录本中备查，每个观测点自设立之日起30天内每天观测一次，3060天每两天观测一次，60天以后每10天观测一次直至巷道竣工。（二）顶板离层仪的观测： 1、顶板离层仪的安装：（1）用28mm的钻头在顶板上打眼，眼深6.0m。（2）用安装杆将深基点锚固弹簧推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固弹簧已锚住。（3）用安装杆将浅基点锚固弹簧推至距孔口2.3m处轻拉一下细钢丝绳，确认锚固弹簧已锚住。（4）将套管组件（其下端为固定点）沿钢丝绳自下向上顶入钻孔，同时将细钢丝绳从刻度尺端向外拉，确保两个刻度坠移动顺畅，不受任何卡阻，并确认套管组件已固定在钻孔中，下端与顶板平齐。将积水盘安装于套管组件的下方，并联接牢固。（5）将两刻度坠沿各自的钢丝绳自下向上顶至积水盘的下方，使两刻度坠的初始刻度与积水盘的下面平齐，并使两刻度坠平面对住，用用钳子捏紧钢丝绳上带的绳卡分别卡住两刻度坠的下面钢丝绳，并卡紧卡牢。然后截去多余的钢丝绳，确认刻度坠移动顺畅。（6）记录下两刻度坠在与积水盘下面平齐的刻度，即分别为顶板离层仪深部、浅部的初始数据。2、观测方法（1）测点布置：离层仪安装在巷道中部，离层仪在巷道围岩好、顶板正常时100m，当前后50m有钻窝时，可按50m间距在巷道与钻窝交叉处安装，当顶板比较破碎时加密到50m。在交岔点、过断层、构造带、顶板破碎带等特殊地段另外增加离层仪。施工区队要在离层仪安设处悬挂醒目的观测指示牌，标明离层仪的编号、安装时间、深点深度、浅点深度、初始读数等。（2）观测时间：离迎头50m以内的巷内测点5天内每天观测一次，50m以外每周观测一次。（三）支护质量的动态监测：由验收员、安监员班班监测锚杆、锚索的锚固力和扭矩并记录在动态质量监测记录上。用锚杆拉力计、锚索涨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。由技术员抽查监测情况。四、数据处理采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。对于安装10天内浅基点离层累计数据超过30mm，应进行具体分析，属于锚固范围以内离层，采取缩小锚杆排距措施；属于锚杆锚固范围以外离层，加密或加长锚索线，并及时在后路补打锚索，必要时补加棚子支护，当巷道明显变形但观测离层仪深、浅基点的离层变化均不大，则有可能深基点也已离层，必须及时补加棚子支护。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工准备3509轨道顺槽开门口距回风侧30m外全风压巷道内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、施工方法巷道掘进采用钻爆法施工。三、掘进工艺流程1、工艺流程交接班安全检查生产准备质量检查爆破、除尘临时支护出矸永久支护质量验收进入下一个循环。迎头施工作业必须根据掘进工艺流程和各工种的分工合作及劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间衔接紧密、不窝工，尽量做到平行作业、穿插进行。四、开门施工方法1、施工前，由地测部门标定好巷道施工中（腰）线，施工时严格按测量人员所放的中腰线和施工断面图进行施工。施工时首先根据巷道断面，标好巷道断面轮廓线，按照巷道断面轮廓线进行打眼。2、施工时，先对施工地点附近20m范围内的锚网索支护按由外向里、先顶后帮的顺序敲帮问顶一遍，经重新补打失效锚杆、锚索，并在开口处顶板加6颗锚索配锚索梁进行加固，锚索间距为1350mm，打在31K03轨道顺槽的开门处，成直线布置，锚杆打设距开门处的原支护不大于300mm。以加强31K03轨道顺槽开口处顶板的支护强度。确认安全后方可施工。3、开门口前5m范围内必须打浅眼、放小炮，炮眼深度不大于1m，每孔装药量不超过0.15kg，确保炸药最小抵抗线不小于0.5m,每次拉炮个数不大于6个。4、爆破前必须用废旧皮带将爆破地点前后10m范围内的风、水管路、电缆、风筒、皮带落地并用木板或旧皮带保护好，盖物拆下再进行出矸。5、开门时，前3m采用3颗180mm与巷道高度相适应的木支柱作临时支护, 循环进尺为0.7m，放炮前迎头最大空顶距不大于0.3m，放炮后不大于1.0m。6、当顶板破碎、压力大或过断层时，根据顶板情况及时缩小循环进尺。7、施工时临时水沟距迎头不大于20m。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道除扩修巷道外其它均采用打眼爆破的方法施工。 1、打眼机具：采用ZQS-50/2.3S型风煤钻、MQT-130/3.2型风动锚杆机、YT-28型气腿式凿岩机，风源来自地面压风机房。2、降尘方法湿式打眼、放炮使用水炮泥、设置高压远程喷雾装置，进行放炮喷雾防尘、放炮后冲刷岩帮、装岩洒水、耙装机设置一组扒矸喷雾设施、在距迎头3050米范围内安设一道风流净化水幕和捕尘帘，在距回风口20米处附近安设一道风流净化水幕、每间隔100m安装一道风流净化水幕，至少加装一道捕降尘水帘，打眼、放炮前后时，打开喷雾设施进行降尘、配备兼职防尘员，每班洒水冲刷巷道顶帮粉尘，加强防尘设施维护、加强各种防尘设施的管理，确保正常使用、加强个体防护，人人佩戴防尘口罩等综合防尘措施。第三节 爆破作业 掏槽方式为楔式掏槽法。1、炸药、雷管：采用27300mm200g二级煤矿许用水胶炸药。I段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒。2、装药结构：正向装药结构。 附：装药结构示意图（4-1）。3、起爆方式：采用FD2000D煤矿用发爆器全断面一次起爆。4、连线方式：串联。5、光爆要求（1）周边眼：在硬岩中沿巷道轮廓线点眼打设，在软岩中在轮廓线以内150mm处点眼打设，眼底落在轮廓线外150mm处，周边眼距不超过400mm，爆破应留有50%以上的周边眼痕，岩面不得有明显的爆震裂隙，超挖部分不得超过150mm，欠挖部分及时用风镐刷至设计要求。（2）严格控制装药量，减少对围岩的破环。周边眼每孔装药量为200g。（3）周边眼最小抵抗线取400mm。（4）合理选择起爆顺序和间隔时间，应先掏槽、后辅助、最后起爆周边眼。毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不超过130ms。（5）提高钻眼质量，必须做到准、平、直、齐。附：3509轨道顺槽1-1炮眼布置及三面投影图 （4-2）； 3509轨道顺槽2-2炮眼布置及三面投影图 （4-3）；第四节 装、运岩（煤）方式一、装岩（煤）方式采用P-60B型耙装机装岩（煤），耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。耙装机在下山固定时，应在机身后方两侧各安设锚固绳（直径不小于18.5 mm）锚固绳绳头插接不少于2.5个捻距，锚固绳要用四根锚杆打入两帮底脚（直径不小于20mm锚杆，插入实体深度大于1000mm）固定牢固。耙装机溜槽使用直径不小于15.5mm钢丝绳吊挂在顶板预先敷设好的专用吊挂锚杆上。装岩槽上两侧应正常安设封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐。耙装机扒斗与钢丝绳采用钢链马镫的方法连接，钢丝绳插接。耙装机距迎头最大距离为25m，最小距离为8m。二、运输方式采用耙装机、刮板输送机配合胶带输送机运输。采用耙装机刮板运输机3509轨道顺槽皮带运输机3500西部胶带下山内皮带运输机东翼胶带大巷胶带输送机主井煤仓。第五节 管线及铁路敷设巷道掘进过程中，所敷设的电缆掘进方向上帮高度2.0m、掘进方向上帮风水排水管路1.2m、掘进方向下帮风筒1.8m等均应按各断面图中规定的位置要求吊挂整齐、牢固。电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象。水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用管径不小于108mm（掘进作业地点）的金属管路，并随工作面及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得超过5m。迎头掘进临时铁路的敷设必须符合国家煤矿安全监察局制定的煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法及集团公司制定的矿井轨道运输管理规定、质量标准化验收标准中的规定：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、高低差不大于5mm；水平误差不大于10mm。轨枕间距不大于0.9m，枕木规格为长宽厚=1.00.150.15m ，连接件齐全紧固有效；无杂拌道（采取分段铺设，每段长度不小于50m者除外），轨道无浮离、空吊板现象。道岔的岔盘铺设要牢固，尖轨前端最大不超过620mm、最小不低于600mm。尖轨尖端与基本轨密贴，间隙不大于2mm，无跳动；尖轨顶面与基本轨高低差不大于5mm、且转辙灵活可靠，无倾侧现象，严禁打撑杆和垫楔子。第六节 设备及工具配备设备工具配备表 4-6 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FBD6.0230KW台22耙装机P-60B30KW台13风煤钻ZQS-50/2.3S部4备用2部风钻YT-28部4备用2部4锚杆机MQT-130台3备用1台5风泵台4备用2台6锚杆拉力计LDZ-200台2备用1台7除尘风机负压式台18扭矩扳手MB-500把1备用1把9风镐G20部210锚索张拉机具MQ18-200/40台111电话部212潜水泵18.5KW台2备用1台13镐把614锤把215锨把616发爆器FD200台4备用1台17胶带输送机80110KW部118激光指向仪YBT-1100(B)台119刮板运输机SGW-40T55KW部1第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用三八制正规循环（一天三班，每班八小时）组织生产，三班掘进每班1个循环，循环进尺1.8m。 附：劳动组织表5-1；巷道劳动组织图表 5-1工 种出 勤 人 数在册人数夜班早班中班合计耙装机司机4兼1兼1兼1兼3兼支护工（含锚索支护）1855518机电工92226工 长51113放炮员41113运料工123339质检员2兼1兼1兼风筒工4兼1兼1兼1兼3兼合 计4812121236 说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员。第二节 循环作业为保证正规循环作业，施工组织时要做到：根据劳动组织人员配备合理安排工序，工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：巷道正规循环图表 5-2。 第三节 主要技术经济指标技术经济指标表 表5-3序 号项 目单 位指 标备 注1循环在册人数人162循环出勤人数人123出 勤 率%754循 环 进尺m1.855效 率m工0.156月 循 环次数个90按30天/月计算7月 进 尺m1458循 环 率%909炸 药 消耗公斤/m8.8310雷 管 消耗个/m2311锚 杆 消耗套/m14.512锚 索 消耗套/m0.7413锚固剂 消耗支/m31.9614金属网 消耗M/m11.8215塑料网 消耗M/m6.83第六章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面瓦斯及二氧化碳绝对涌出量根据地质说明书提供的地质资料，本掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量为0.25m/ min，二氧化碳平均绝对涌出量为0.26m/min 。二、掘进工作面需要风量计算根据煤矿安全规程和肥城矿业集团技术管理规定中肥城矿业集团矿井风量计算细则中编制标准的有关规定，每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，按二氧化碳或瓦斯涌出量、炸药用量、同时工作人数、风速、局部通风机实际吸风量等规定要求分别进行计算，并选取其中最大值。按以下三个步骤计算，最后进行验算。、按瓦斯涌出量计算：Q=100kq=1001.80.3=54m/min式中：Q工作面需风量m/minq瓦斯绝对涌出量，0.3m/min k通风系数，取1.52.0、按照CO2涌出量计算： Q掘 = 67q瓦掘K掘通 m/min 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m/min ； q瓦掘掘进工作面回风流中平均绝对CO2涌出量，取0.3m/min； k掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般煤巷 k掘通=1.1-1.5，取1.5。 67掘进工作面回风流中CO2的浓度不应超过1.5%的换算系数。 Q掘 = 67q掘K掘通=670.31.5=30.15（m/min） 、按炸药量计算： Q掘 = 10A m/min 式中：Q掘 掘进工作面实际需要的风量，m/min ； A 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取19.8kg； Q掘 = 10A =1019.8=198（m/min） 、按同时工作的最多人数计算：每人供风 4 m/min Q掘 = 4n m/min 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m/min ； n掘进工作面同时工作的最多人数，取12人； Q掘 = 4n =412=48（m/min） 三、局部通风机、风筒选型及工作面风量验算、按风速验算： 岩巷掘进最低风量： Q岩掘9S掘 m/min 煤巷掘进最低风量： Q煤掘15S掘 m/min 岩、煤巷道的最高风量： Q掘 240S煤掘 m/min Q岩掘9 S掘 =913.64 122.76 m/min Q煤掘15S掘 =1513.64204.6 m/min Q掘 240S掘=24013.64=3273.6 m/min 式中：Q岩掘 岩巷掘进最低风量 m/min Q煤掘 煤巷掘进最低风量 m/min Q掘 岩、煤巷道的最高风量 m/min S煤 掘进工作面净断面积 3509轨道顺槽采用锚网索支护，巷道断面积，取13.64。、以掘进工作面计算需要风量Q煤掘和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量： Q吸1Q掘/（1-P百）m = 19.8/（1-0.03）7 = 246.57（m/min） 式中：Q吸1 局部通风机需要吸风量，m/min； Q掘 掘进工作面需要风量，（按以上计算取其中最大值）198（m/min） m独头通风百米长度指数（即通风长度为100、200、300、.1300米时，m1、2、3.13）。 P百柔性风筒百米漏风率，因最大通风长度为700m，所以查表取0.03。根据以上计算及现场实际条件，选择FBD6.0/230KW型的对旋式局部通风机，该型局部通风机的实际吸风量为360m3/min，其全风压范围是525Pa612.5Pa，使用600mm型风筒能够满足施工要求。 四、掘进工作面全风压风量计算按照煤矿安全规程规定：局部通风机安装地点吸入口至掘进工作面回风巷之间的风速，岩巷不小于0.15m/s，煤和半煤岩巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚，最后确定全风压供给掘进工作面的风量。计算公式为：煤及半煤岩巷： Q 掘全= Q吸2 + 15S 式中：Q掘全 全风压供给掘进工作面的风量， m/min； Q吸2 选定局部通风机的最大实际吸风量， m/min； S 局部通风机安装地点巷道断面，局部通风机安装在3503轨道顺槽B6号测点前10m处