回风顺槽掘进作业规程

山西翼城首旺煤业有限责任公司作业规程编号首煤【2017】JG01号工程名称2206回风顺槽掘进编制人董魏亮施工负责人李庆义批准日期年月日执行日期年月日会审意见1、施工前，要组织全体施工人员及有关管理人员认真学习本“规程”。2、规程中所引用的煤矿安全规程及其他安全文件内容，在贯彻本“规程”时，一并贯彻，贯彻记录必须详细、完善，并有考试考核记录。贯彻、考试按公司作业规程、安全技术措施编制、审批、贯彻、考试、实施、保存管理制度执行。3、施工条件发生变化，与本“规程”不符时，及时修改、补充，并贯彻至施工及有关管理人员。4、本“规程”未尽事项，严格按煤矿安全规程、各工种操作规程、山西省煤矿安全质量标准化标准、矿井灾害预防处理计划、生产安全事故应急预案及有关煤矿安全生产的法律、法规、条例执行。5、由矿总工程师组织相关人员每月对本“规程”进行一次复审，并提出复审意见，相关人员根据会审情况作出处理。目录第一章概况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第一节工作面范围与邻区及地面的关系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4第一节巷道布置4第二节矿压观测5第三节支护设计6第四节支护工艺11第四章施工工艺16第一节施工方法17第二节凿煤（岩）方式17第三节装载与运输18第四节管线及轨道敷设20第五节设备及工具配备21第五章生产系统21第一节通风21第二节压风系统26第三节供水施救系统27第四节瓦斯防治28第五节防尘系统28第六节防灭火32第七节安全监控及井下人员管理系统32第八节供电34第九节排水35第十节运输36第十一节照明、通信、信号38第十二节紧急避险系统40第六章劳动组织及主要技术经济指标43第一节劳动组织43第二节循环作业44第三节主要技术经济指标44第七章安全技术措施45第一节一通三防45第二节顶板48第三节防治水52第四节机电61第五节运输63第六节紧急避险措施67第七节仪器仪表维修、保养措施70第八节风险管控措施70第九节其他77第八章灾害应急措施及避灾路线79第九章各岗位手指口述81第一章概况第一节概述一、巷道名称2206回风顺槽。二、四邻关系2206回风顺槽位于二采区中部，北部为2205工作面，南接南翼运输大巷，西部为实体煤，东为2206运输顺槽。三、巷道用途用于2206综采工作面回风、运料、行人及管线敷设等需要。四、巷道设计长度、方位、坡度及服务年限2206回风顺槽设计长度为959M，以方位35000掘进901米后，再以方位角XXXXXXX掘进58米，巷道沿煤层顶板布置，煤层出现变薄时，适量破底掘进，巷道服务年限约为15年。五、预计开、竣工时间预计本掘进工作面自2017年4月20日开工，2017年11月底竣工。第二节编写依据一、生产矿井地质报告二、2号煤层二采区设计说明书三、2煤层回采巷道支护技术研究四、2煤层回采巷道支护设计五、矿井2号煤层承压开采设计说明书六、2号煤层承压开采水文地质报告七、山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法八、由地测防治水科提供的地质说明书及2206回风顺槽探放水设计及安全技术措施九、煤矿安全规程、防治水规定及上级有关安全生产的法律法规、方针政策和我公司编制的各工种操作规程十、以往矿压观测资料第二章地面相对位置及地质情况第一节工作面范围与邻区及地面的关系一、地面相对位置、标高及其他2206回风顺槽地表为丘陵区，大多是荒坡和梯田，局部有沟壑、村庄，植被稀少。地面标高800905M，煤层底板标高485560M。二、邻近采掘情况及对掘进巷道的影响2206回风顺槽附近无采掘活动。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤层特性煤层厚度平均为270M，属中厚煤层，上部暗煤，下部亮煤，中部含有一层粉砂岩夹矸，厚度01M左右较硬。二、煤层顶底板特性伪顶岩性为黑色炭质泥岩，细腻具滑感，平均厚度02M，随采动冒落。直接顶多为深灰色中粒砂岩，含云母，斜坡状层理，含泥岩包裹体，裂隙发育。平均厚36M。基本顶灰黑色粉砂岩，含云母，块状质不均一，下部岩心破碎。平均厚度70M。直接底灰白色，细砂岩，含云母，缓波状层理，层面富碳化物，含岩包裹体及方解石脉，平均厚度291M。老底粉砂岩，黑色，黑色块状，下部含薄层，具鲕状结构的铝质泥岩，含少量方解石脉，顶部含质不纯的菱形铁矿结核，平均厚度772M。第3节地质构造工作面总体上看为一向北方向倾斜的单斜构造，局部有小起伏，煤层倾角310。工作面局部地段可能出现小的断层，会造成煤层及顶底板裂隙发育，引起煤层破碎、容易垮落。第四节水文地质一、地表水及顶底板含水层工作面地表水汇集于井田地表各沟谷，各沟谷大气降水汇入浇底河，浇底河往西至翼城注入浍河。各沟谷基本常年无水，遇雨亦一泻而去，雨停后沟干或为细流，属季节性溪流。顶板K8、K9砂岩含水层由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成，岩石裂隙不发育，单位涌水量003L/SM，渗透系数0251M/D，属于砂岩裂隙弱富水性含水层，对工作面巷道掘进有一定充水影响。底板直接含水层（K7砂岩含水层）裂隙不发育，为弱富水性含水层，对工作面巷道掘进有一定充水影响。底板间接含水层K2、K3承压含水层为极强富水性含水层，根据2煤层承压开采水文地质报告，奥灰水位标高602611M，太灰水位标高603607M，确定该巷道掘进施工处于带压开采区。二、隔水层煤层顶板以上各含水层之间隔水层主要由具有可塑性的泥岩、砂质泥岩组成，一般厚度2M至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。阻隔底板下K2、K3承压含水层的隔水层主要由泥岩、泥灰岩、砂质泥岩等组成，总厚度约46M左右，是预防承压水突水的良好有效隔水层。阻隔奥陶系承压含水层的隔水层主要由中石炭统本溪组的细腻、不透水铝质泥岩等组成，厚度1732885M,平均2352M，系一较好隔水层。三、采空积水、褶曲、断层及陷落柱等充水因素影响1、采空积水工作面周边无采空区分布。2、褶曲控水作用该掘进工作面位于连马河背斜东翼，巷道掘进方向是顺单斜构造下山方向延伸，受其影响，顶底板各含水层水向工作面下山方向渗透聚积，随着巷道逐步掘进，顶板淋（滴）水和底板渗水现象可能会逐渐显现，并汇聚在工作面最低处。3、断层导水作用该掘进工作面在掘进过程中可能遇见隐伏断层，可能会导通顶底板各直接含水层甚至承压含水层，从而对工作面产生充水或透水影响。巷道掘进过程中必须进行物探先行，钻探验证，在准确确定断层边界基础上正确留设防隔水煤柱，确保掘进安全。四、预计工作面掘进过程中最大涌水量煤层顶板上K8、K9砂岩含水层和底板下K7砂岩含水层在褶曲控水作用下向工作面下山方向渗透，随着巷道的逐步掘进，顶板淋（滴）水和底板渗水会逐步显现，可能在工作面最低处涌水最大，预计最大涌水量为20M3/H。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置2206回风顺槽布置在井田2煤层二采区西南部，沿煤层顶板布置，在二采区运输巷2206回风顺槽口D7测点后1157M处（巷道中部），该巷道方位角为35000，巷道全长959M。掘进过程中，对巷道内各绞车硐室、材料库、水仓等进行施工。2、巷道及硐室净断面巷道断面为矩形，宽45M，高3M，断面面积为135M。绞车硐室宽3M，深2M，高3M。材料硐室宽45M，深59M，高3M。临时水仓长3M，宽15M，深度15M。三、巷道开口施工采用锚索吊工字钢梁的支护方式加固原大巷U型钢棚架。（1）采用4根工字钢吊梁对开口处巷道U型钢顶部和开口侧U型钢梁进行加固。（2）开口过程严格按照先支后拆原则施工，去掉U型钢棚腿前，必须完成锚索吊梁工作。（3）拆棚腿时一定要有专人观察顶板，确认安全后方可拆除。开口前要制定专门安全措施，备足材料。措施要按规定程序审查批准，并对施工人员进行贯彻学习，经考核合格后方可开口作业。第二节矿压观测一、顶板离层动态监测距巷道口5M处、顺槽与风桥交叉口处各安设一对机械式顶板离层仪。每80M布设一对机械离层仪，每160M布设一个锚索应力传感器、一个顶板位移传感器、一个机械离层仪遇巷道交岔口及时安装一对机械离层仪,下组离层仪距交岔口80M安设顶板岩层破碎揭露10M时及时安设一对机械离层仪,每隔50M安装一对机械离层仪,当顶板完好后仍需按50M间距安设一对离层仪,随后按80M间距正常安设。各仪器间距12M范围内。巷道开口5米范围内、断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点及硐室等特殊条件下布设一组机械式顶板离层指示仪。离层仪安设于顶板巷宽中部，铅锤顶板；交岔点处的离层指示仪则应安装在交岔点中心位置。二、矿压观测管理规定1、位移传感器和锚索应力传感器安装完毕后及时挂牌管理，并添加至矿压观测系统内，实时传输数据并把数据备份，至少保存三个月。2、对变形严重巷段要派专人每班观测一次并记录，一天一报。3、当出现异常、报警情况时，要及时通知调度室和生产技术科并采取有效措施。4、要保证矿压观测系统运行正常，不能随意停止供电，对异常现象及时处理。5、要以严谨的科学态度进行矿压监测，并打印数据，不得马虎。第三节支护设计一、支护方式根据2煤层二采区回采巷道支护说明书，确定该巷道为矩形断面，采用锚网索联合支护。二、临时支护迎头采用ZLJ58机载式临时支护装置。该支护方式轻便灵活，能对顶板主动支撑，支护面积大，可提高支护效率。（一）机载式支护系统组成及原理该支护系统由顶梁架、连接器、主架、油缸其配套的液压系统组成。工作时，用综掘机泵站供油，通过二位三通阀经过高压油路过滤器到溢流阀供操作阀，供经分流集流阀分流进入双向锁，双向锁打开进入油缸，主架打开升起，顶架打开升起，主架升高，直到所需的高度，角度停止。（二）支护系统主要技术参数支护面积205（长）200（宽）额定压力20MPA最大支护强度58KN额定供液压力16MPA（三）操作规程1、开始前准备工作（1）操作前首先检查顶帮完好情况，保证工作区域安全、无障碍物。（2）所有操作阀、千斤顶无漏液、窜液现象。（3）所有支撑梁无开焊、开裂现象。（4）液压系统、安全保护装置齐全可靠，零部件完整无缺，各部连接螺栓、销轴，限位销齐全紧固。（5）液压装置连接卡子齐全牢固，液压管吊挂整齐，无挤压、破损。2、机载临时支护装置操作（1）完成截、割、装煤作业后将截割头落下，盖好防护罩。（2）将顶板支护用的钢筋网和梯形梁由上而下放在顶板支护架上，用磁铁吸好。（3）掘进机司机操作支护装置的支撑油缸和折叠油缸的控制阀手柄。使主架和顶架慢慢平稳打开。达到所需位置和角度时松开两手柄。（4）操作主架油缸控制阀，使主架慢慢伸起达到巷道高度，确保钢筋网和锚梁与顶板吻合。（5）在临时支护保护下打设顶帮锚杆上托盘。（6）确认无误后，开始回收支架。先将主架收缩至最低位置，然后折合顶架。直到顶架落至掘进机上为止，完成一次完整支护工作结束。巷道顶部横向坡度10整机重量137215KG配接掘进机后最大支护高度45M配接掘进机后最小支护高度25M（7）掘进机割煤进行下一循环作业。（四）安全技术措施1、使用前要认真检查临时支护各部位、连接管U型卡是否完好，不完好不许使用。2、支护装置操作人员必须是掘进机司机。3、升降时其他人员撤到升降安全区外。4、支护装置展开完成支撑后，不得再操作掘进机进行任何动作。5、在支护过程中，掘进机严禁进行作业，需要作业时，应把支护收回，方可作业。6、定期检查临时支护装置与掘进机之间的连接件，发现松动必须及时紧固。定期检查支护装置主体结构件状态，发现影响安全使用的焊缝开裂、销轴或主体结构件变形，必须及时处理。7、支护不够高时，先落下支护再抬高截割头，然后再升高支护8、发现临时支护装置的油缸、液压锁、操纵阀、油管及接头部位漏油，必须先处理后工作。三、永久支护1、巷道断面及参数巷道为矩形断面，宽4500MM，高3000MM。顶板锚杆每排6根，间距排距为850MM900MM，边锚杆距帮125MM并向外倾斜20布设，每根顶锚杆采用CK2340型与Z2360型树脂锚固剂各一卷进行端头锚固，锚固长度1M，预紧扭矩200NM，张拉力70KN（40MPA）。帮锚杆布设4根，间距排距为900MM900MM，上、下两根距顶、底板150200MM并上、下斜20布设，每根帮锚杆采用CK2340型与Z2360型树脂锚固剂各一卷进行端头锚固，锚固长度1M，预紧扭矩150NM，张拉力50KN。钢筋网要压茬连接，并且接头须压在梯子梁以下，压接长度不小于100MM,用16铁丝双道连接紧固，每隔1网格连接一次。锚索每排3根，间距排距为1700MM1800MM，中部1根，垂直顶板；距两帮550MM各1根，向外倾斜20。每根锚索采用2卷CK2340型和2卷Z2360型树脂锚固剂进行端头锚固，锚固长度2M，张拉力100KN（30MPA）。绞车硐室及材料硐室断面及参数绞车硐室宽3M，深2M，高3M。材料硐室宽45M，深59M，高3M。对绞车硐室开口侧采用一根长5米、4个锚索眼的工字钢吊梁；对材料硐室开口侧采用两根长34米，3个锚索眼的工字钢吊梁。顶板支护开口施工200MM，顶部支护一排锚杆，顶部锚杆间排距为850MM，每根顶锚杆采用CK2340型与Z2360型树脂锚固剂各一卷进行端头锚固，锚固长度1M，预紧扭矩200NM，预紧力70KN。待顶部支护完成后，人工攉煤至巷内皮带上。锚索对绞车硐室顶部布置两根锚索，分别距硐室两帮650MM起锚，锚索间距1700MM；对材料硐室锚索每排3根，间距排距为1700MM1800MM，中部1根，垂直顶板；距两帮550MM各1根，向外倾斜20。每根锚索采用2卷CK2340型和2卷Z2360型树脂锚固剂进行端头锚固，锚固长度2M，预紧力100KN。迎头及帮支护帮锚杆布置4根，间距排距为900MM900MM，上、下两根距顶、底板150200MM并上、下斜20布设，每根帮锚杆采用CK2340型与Z2360型树脂锚固剂各一卷进行端头锚固，锚固长度1M，预紧扭矩150NM，预紧力50KN。钢筋网要压茬连接，并且接头须压在梯子梁以下，压接长度不小于100MM,用16铁丝双道连接紧固，每隔1网格连接一次。临时水仓长3M，宽15M，深度15M。采用风镐窝底施工，底板以下15M深。2、巷道支护材料及规格序号材料名称规格1顶锚杆20MM的高强度螺纹钢锚杆25MNSI，长2400MM2工作帮锚杆20MM的高强度全螺纹钢锚杆25MNSI，长2400MM3非工作帮锚杆20MM的高强度全螺纹钢锚杆25MNSI，长2400MM4锚固剂CK2340型和Z2360型树脂锚固剂5锚索189MM的钢绞线，长7500MM6锚杆梯子梁14MM的普通圆钢焊制7锚杆托盘120MM120MM8MM的钢板压制的穹形多功能托板8锚索托盘长宽厚250MM250MM20MM的钢板，长宽厚300MM300MM16MM的穹型多功能钢板托盘9网片顶部为6钢筋焊接经纬网，规格为1000MM2300MM，网孔为100MM100MM；帮部为8铁丝编制经纬网，规格为1000MM3000MM,网孔为50MM50MM四、施工程序1、掘进自下而上以断面宽度截割煤（矸），自上而下刷帮成型，边截割边出煤（矸），并保持煤（矸）堆顶面与截割头下沿平齐（以减少扬尘又不影响截割，同时为登矸连网作业创造条件），待上部182M高度内断面成型并清出此高度内煤（矸）后，将截割头落地埋入煤（矸）中或用护罩盖好，闭锁截割电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。2、掘进机完成掘割装煤作业后，将截割头放下，本机再按下列程序操作先检查各部位零件管路是否正常，再把两位三通阀打到支护位置，打开掘进机泵站开关，给支护供油。把支护的锚网和锚梁放在顶梁架上用磁铁吸好，向前推动支护主架和顶梁架液压控制手柄，这时，主架和顶梁由拆合状态慢慢平稳打开，开到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道上顶板，把梯形梁和锚网与紧贴巷道顶部。3、连网连网时，人员站在煤（矸）堆上、当掘出毛断面后，将锚网放在前探梁上，升起机载式临时支护距顶100MM时停止，把网先插入上一循环的网边上，然后将前探梁顶紧开始联网作业,将锚梁以规定的带距（锚杆排距）临时固定到本循环的网端，并预留出不少于015M的网边，以备下循环连网，严禁空顶作业。4、用锚杆钻机完成锚杆安设，顶、帮可平行作业。五、工作面最大和最小空顶距严格控制空顶距，坚持掘一排支一排，掘进工作面完成一个循环进尺后，未进行支护前，工作面最大空顶距1100MM；支护后，工作面最小空顶距不大于200MM。第四节支护工艺一、支护工艺支护工序敲帮问顶临时支护打顶锚杆打帮锚杆、打锚索。1、敲帮问顶检查支护情况，进行敲帮问顶工作。敲帮问顶人员由支护组长、正副班长等人员进行操作，每组2人，要求坚持自上而下、由外向里的方式进行敲帮问顶，及时去除活矸危岩。敲帮问顶时一人用长柄工具敲帮问顶，一人观察顶板，观顶人员要站在操作人员的侧后方，保持操作人员退路畅通，敲帮问顶前工作面无关人员必须撤离至安全地点，严禁空顶作业，确认顶帮安全后方可继续作业。2、临时支护、上网、联网当掘出毛断面后，操作人员站在有可靠支护的安全地点，先将锚网放在前探梁上（前端预留锚梁位置），升起机载式临时支护距顶板100MM时停止，把网插入上一循环的网边上，然后立即升起前探梁与顶板紧密接触，对顶板进行临时支护，人员站在安全可靠地点开始联网作业,将锚梁以规定的间距（锚杆排距）临时固定到锚网上侧，并预留出不少于015M的网边，以备下循环连网。3、打顶锚杆首先打顶板中间的锚杆眼和安装锚杆，然后打两端，再打剩余。4、顶锚杆、帮锚杆紧跟迎头工作面，锚索够规定排距打一排。二、锚杆、锚索及铺网施工工艺1、锚杆施工工艺（1）打眼前，首先按照中线严格检查巷道断面规格，不符合设计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，处理活矸、危岩，确认安全后，方可开始作业，锚杆眼位误差不超过100MM，眼向误差不超过5。锚杆眼深应与锚杆长度相匹配，锚杆眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净；打眼时，必须在临时支护掩护下操作。打眼的顺序应由外向里依次进行。（2）安装锚杆打完锚杆眼后，将CK2340型和Z2360型树脂锚固剂依次装入钻眼，然后用锚杆端头顶住锚固剂，将其缓慢送入孔底，用锚杆机边搅拌边将锚杆推入孔底，搅拌时间15S20S，等待30S左右后操作锚杆机拧紧螺母。2、锚索施工顶板锚索施工时，钻孔深度比锚索长度小200MM。每孔依次装入CK2340型2卷，Z2360型2卷树脂锚固剂。安装锚索时，将锚固卷放入孔内后，由2人用锚索将药卷轻推至孔底，安装锚索安装器，操控锚杆低速转动，均匀用力将锚索往里推，锚索外露15M左右时，快速转动锚杆钻机，锚索外露150MM250MM时，停止推进，再快速搅拌15S20S后停止，保持锚杆钻机向上推力35MIN后，方可撤下锚杆钻机，取下锚索安装器。2小时后，上好锚索托板和锁具，进行张拉预紧。合格后由当班质量员记录实际张拉数据并由当班安全员标合格标记。3、铺网巷道顶板铺设钢筋网，帮部铺设铁丝网，每200MM联一道，每扣拧23圈，联网丝采用16铁丝。三、锚杆、锚索联网施工技术要求1、锚杆（1）锚杆的布置和安装必须符合设计要求。锚杆必须安装在钢筋梯子梁的卡栏内。锚杆间排距误差为100MM，锚杆露出螺母1040MM，严禁深孔配短锚杆。巷道中间锚杆垂直安设，靠巷帮的顶锚杆要向煤帮侧倾斜20。（2）锚杆锚固时，快速搅拌时间15S20S秒，预紧螺帽，30MIN后检查预紧力，使顶板锚杆预紧扭矩达200NM，两帮锚杆预紧扭矩达到150NM，锚杆露出螺母1040MM。（3）钻孔前应根据设计要求确定孔位并做出标记。（4）装填锚固剂前先将孔壁冲洗干净。（5）锚杆施工坚持打一孔安装一套锚杆，严禁打完孔后一次安装锚杆。（6）巷道超挖宽度不允许大于200MM，当巷道超挖宽度大于200MM时，应补打锚杆。（7）当发现顶板破碎或局部冒落时，应及时打超前锚杆，超前锚杆与顶板夹角不得小于15。（8）凡顶板冒落高度300MM以上，在锚杆梁上补打锚杆，并将锚杆梁上冒高范围内用规格合适的道木将锚杆梁与顶板接实。（9）掘进工作面后方巷道必须畅通无阻，支护完好。（10）严禁使用过期、失效的树脂锚固剂。2、锚索（1）钻眼前按设计定好眼位，锚索眼的角度、深度符合设计要求。（2）锚索接近孔底时快推猛搅20S后，停止搅拌，并保持锚杆钻机推力35MIN后方可取下钻机。（3）锚索锚固2小时后，将钢板托板和锚具装上，利用张拉千斤顶紧固锚具，达到张拉力100KN。3、联网（1）金属网和钢筋梯子梁铺平拉直，金属网与金属网、铁丝网与铁丝网搭接100MM、铁丝网距底板不超过400MM，金属网与铁丝网对接严密，用联网丝每隔200MM联一道，双丝联牢。（2）钢筋梯子梁与金属网和岩（煤）面紧贴。四、锚固质量的日常检查每班应对锚杆施工质量按设计要求进行检查，并由当班质量员做好原始记录。锚固质量日常检查的主要内容有锚固力的拉拔检查，锚杆预紧力检查和锚杆锚固质量的巡回视检查等。锚索检测采用MS19300/63型张拉机具，锚杆检测采用LDZ200100型锚杆拉力计，锚杆扭矩力检测采用TG型扭力扳手。1、锚固力的拉拔检查检查锚杆（索）锚固力应在现场进行拉拔试验。对于锚杆每100根或100根以下随机抽样检查4根（顶板2根，两帮各1根）。顶锚杆拉拔加载至70KN、帮锚杆拉拔加载至50KN，其中若有1根被拉拔松动，不合要求，再抽样3根（顶板、两帮各1根）进行试验，若再发现不合格锚杆，应通知矿总工程师，由总工程师组织有关人员进行分析，并及时采取处理与补救措施。对于锚索，每20根张拉5根，加载至100KN，若发现有1根锚索张拉时有伸长现象，再张拉10根，若仍有伸长现象，通知矿总工程师，由总工程师组织有关人员进行分析，并及时采取处理与补救措施。2、锚杆预紧扭矩、锚杆拉拔力检查在巷道掘进施工过程中，安排专人按不少于30的比例和不大于1天的时间间隔，用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧扭矩进行抽测，顶锚杆达到200NM、帮锚杆达到150NM，即为合格；用锚索张拉计对锚索张拉力进行抽检，锚索达到100KN即为合格。3、锚杆锚固质量的巡回视检查每2天对巷道锚杆（索）进行巡回视检查一次，对失效的锚杆索应及时补打，对托板松动的要及时紧固，对局部片帮或小范围漏顶处要及时背紧。五、锚杆施工操作安全技术要求1、钻孔操作前的准备锚杆机司机必须经过培训考试取得合格证后，方可持证上岗。各班配备一名钻机司机，两名副司机。检查所有操作器的控制把手是否都处于“安全”位置。将高压软管吹干净，并用专用U型卡牢固地连接在锚杆机的接口上。确定打孔位置，对打孔范围内的帮、顶必须按作业规程规定检查帮顶安全情况，进行敲帮问顶，做好超前支护。确定打孔高度，如打孔位置超高，要用钻腿伸长或摆放钻架来解决，严禁钻腿下垫道木或其他不稳定物等。2、钻孔操作施工锚杆、锚索钻孔使用28锚钻头，严禁使用大于28的锚钻头。选择质量好的钻头和钻杆，严禁使用弯曲变形和有裂纹的钻杆。将钻杆插入锚杆机锚杆卡盘中。缓慢伸出支腿，使钻杆顶端缓缓接触顶板，按压马达控制扳机开始旋转，同时打开供水开关。当孔钻入50100MM时，增加支腿伸长速度，以达到理想速度。但不要用力太大，以免钻杆弯曲。孔打好后，清洗钻孔，缩回支腿将钻杆拉回，当钻杆拉出孔的3/4时，停止旋转。取下钻杆，放到合适位置。卸钻杆时，人员必须站在眼位一侧，避免钻杆滑脱落下伤人。施工锚杆眼时，严格控制锚杆眼深，锚杆眼深度为2300MM，误差范围为030MM。3、安装锚杆操作将与现场使用的锚杆匹配的锚杆连接器插入锚杆机的顶部卡盘中。将树脂锚固剂推入顶板钻好的孔中。将锚杆上端插入钻孔中，并将锚杆螺母一端下放到上紧的搅拌器中。确保各部件连接紧固后，支腿伸长，利用锚杆把树脂锚固剂推至孔底。搅拌树脂锚固剂，达到规定的搅拌时间后，停止搅拌，保持推力，以防锚杆推出。树脂锚固剂固化后，旋转钻机上紧锚杆螺母。当上紧锚杆螺母时，控制臂要向左转动，司机必须拿稳。锚杆螺母上紧后，立即停止钻机旋转。旋转支腿控制手柄，缩回钻机。对锚杆机进行的任何维护、检查，必须对液压系统减压。4、停机停机后将锚杆机的支腿缩回，并将高压软管卸下盘好，各接口用塞子封好。六、备用材料、数量、规格及存放地点备用材料不少于25天的用量，存放在距工作面不大于100M巷道帮指定地点，并分类码放整齐，行人侧距轨道不少于800MM。现场施工质量检查与标准一览表序号内容标准序号内容标准1断面宽度偏差50200MM13锚杆露出螺母1040MM2断面高度偏差50200MM14锚杆安装搅拌时间20S3最大空顶距1100MM15顶锚杆预紧扭矩200NM4最小空顶距200MM16帮锚杆预紧扭矩150NM5网间搭接100MM17锚索间距偏差100MM6联网间隔20018锚索孔倾角偏差57金属网与锚杆梁密贴岩面19锚索锚固剂CK2340型2卷Z2360型2卷8顶板锚杆锚固剂CK2340、Z2360型各一卷20锚索张拉力100KN9帮锚杆锚固剂CK2340、Z2360型各一卷21锚索外露长度150250MM10锚杆间距锚杆梁孔内22锚索安装搅拌时间25S11锚杆排距偏差100MM23锚索搅拌后钻机保持推力时间35MIN12锚杆孔角度偏差524锚索与张拉锚索间隔时间2H以上第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法本巷道采用EBZ160型综掘机掘进，施工工序为截割头破煤（割顶煤）敲帮问顶临时支护、上网、联网出煤（综掘机铲板装煤综掘机配备刮板输送机、二运皮带、工作面跟头刮板输送机、胶带运煤）临时支护锚杆（索）支护开始下一个循环工作。二、开口施工方法开口处采用锚索吊工字钢梁的支护方式加固原大巷U型钢棚架。（1）采用4根工字钢吊梁对开口处巷道U型钢顶部和开口侧U型钢梁进行加固。（2）开口过程严格按照先支后拆原则施工，去掉U型钢棚腿前，必须完成锚索吊梁工作。（3）拆棚腿时一定要有专人观察顶板，确认安全后方可拆除。开口方法采用手镐、风镐等工具人工落煤开口，开口施工一定要编制专项安全技术措施，并会审签字审批、施工人员学习、考试合格后方可施工。第二节凿煤（岩）方式一、确定凿煤岩方式采用掘进机截割头破落煤岩。二、施工工序安排，工艺流程。工作面正常情况下机掘工序1、启动油泵电机开动第二运输机开动第一运输机开动星轮开动截割头，以此作为开动顺序。2、当没有必要开动装载时，也可以在开动油泵电机后，启动截割电机。3、按照截割路线示意图所示，可截割出初步断面形状，如此截割断面与实际所需要的形状和尺寸有一定的差别，可进行二次修整，以达到断面尺寸要求。截割示意图123445030404040405080808040804、当遇到硬岩时，不应强行截割，对有部分露头硬岩，应先截割其周围部分，使其坠落，对大块坠落岩石，采用人工风镐法破碎后再进行装载，以免大块岩石对机载星轮、刮板输送机造成损害。三、设备布置示意图掘进机二运皮带轨道胶带输送机第三节装载与运输一、装载与运输方式1、装载方式采用掘进机星轮和铲板配合装煤。运煤方式采用二运皮带机配合伸缩胶带输送机连续运输方式。运煤系统工作面掘进机机载刮板输送机掘进机二运皮带机2206回风顺槽胶带输送机二采区运输大巷胶带输送机。2、材料装载方式人工装料。材料运输方式采用调度绞车牵引矿车、材料车运输材料、设备。材料主要运输系统副斜井井底车场西南轨道大巷西南轨道斜巷二采区轨道巷2206回风顺槽风桥2206回风顺槽。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式、安全设施的安设方式、运输距离等，见下表设备名称型号安装地点固定方式安全设施安装方式运输距离胶带输送机DSJ80/40/2402206回风顺槽掘进工作面地锚机头加护栏、各种保护装置920M三、小绞车的安装、固定方式等1、巷道掘进过程中根据实际需要施工绞车硐室（躲避硐），硐室规格由机电科根据绞车外形尺寸确定，队组技术负责人根据硐室规格确定具体支护方式。2、巷道掘进过程中使用的临时小绞车，采用打四根地锚的方式固定。绞车底盘固定在四根锚杆上，锚杆20MM2400MM，锚固长度不小于1M。绞车外沿距轨道距离不得小于500MM。3、因井下条件限制，绞车安装在巷道内时，必须有足够的空间，以满足设备安装与安全距离的要求，空间不够时要进行扩帮处理。4、小绞车安装位置、方向应合理，有足够的操作空间，视线好，已固定的绞车如出绳方向不正，必须安设拔绳轮。四、装载与运输各工序安排，与其它工序协调等。1、在巷道掘进过程中，截割、装载、运输、皮带清理工序为平行作业；班前检查、瓦斯检查、工作面机电设备检修、巷道清理、材料运输系统、延伸胶带（刮板输送机）、前移监控探头、测量挂线、增设排水管道及风筒延伸等工序平行交叉作业。2、施工班组长及各系统工作人员将各工序交叉平行作业时间合理安排，以便争取掘进时间，实现物料、矸石、煤的运输合理化。3、在平行交叉作业时，安全员、班组长、瓦斯员必须在现场监督，因施工人员较多，各施工人员在施工过程中一定要注意安全，保证在平行交叉作业时间内各种工作有条不紊的进行。第四节管线及轨道敷设一、管路布置。该巷道施工期间共布置4趟管路，管路均敷设在输送机侧，压风管路2吋无缝钢管，供水管路采用2吋无缝钢管，排水管路采用两趟3吋橡胶管，自上而下依次为压风管路、供水管路，排水管路距底板15M，管路间隔200MM，便于安装检修。风、水管距工作面不大于30M。二、风筒吊挂。风筒布置在输送机侧，风筒吊挂平、直、稳，逢环必挂。接头严密，无破口。吊挂高度应使风筒下沿距巷道底板不小于15M。三、电缆吊挂。施工期间电缆钩均挂在风筒对侧。电缆钩距离顶梁以下200MM悬挂，悬挂点间距不大于15M。电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分钩吊挂。四、轨道铺设。临时轨道采用型号为30KG/M道轨，轨距600MM；轨枕采用11矿工钢材制作，轨枕间距中中800MM。道枕铺设数量符合要求，不得缺铺，间距偏差不得超过50MM。轨枕下必须捣实，并经常清理，保证无杂物、无浮煤、无积水。轨道附件与轨道配套，道岔采用标准道岔。工作面轨道必须按标准铺设。铺设质量应符合以下要求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。2、直线段两条钢轨顶面的高低差，以及曲线段按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5MM。3、轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50MM。枕轨下应捣实。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。第五节设备及工具配备工作面所需机械设备工具配备表设备名称型号容量（KW）单位使用备用综掘机EBZ160261台1胶带输送机DSJ80/40/24040部1潜水泵BQW20133475/S75台11离心泵D46/50445台11局扇FBDNO6/215KW215台11探水钻ZJL40075台1调度绞车JD1625台21激光指向仪JX3台11气腿式凿岩机YT28台21液压锚杆钻机MYT140/320台22手持式帮锚钻机ZQS50台22风镐G20台21除尘风机KCS225ZZ台1第五章生产系统第一节通风一、通风系统1、通风方法采用局部通风机压入式通风。2、通风网络1、进风路线2条（1）副斜井、主斜井、行人斜井井底车场北翼运输大巷、北翼行人大巷北翼轨道大巷西南运输大巷西南运输斜巷二采区运输巷局部通风机吸风2206回风顺槽（2）副斜井、主斜井、行人斜井井底车场西南轨道大巷西南轨道斜巷西南运输、轨道斜巷间联络巷二采区运输巷局部通风机吸风2206回风顺槽污风风流工作面2206回风顺槽风桥二采区轨道巷回风立井地面3、通风设施设置2206回风顺槽风桥施工完成后，在风桥处合适位置施工调节风门两道，确保配风量符合规程规定。4、掘进工作面风量计算工作面实际需风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量、人员以及局部通风机的最大额定吸风量等规定分别进行计算，然后取最大值。（1）按瓦斯涌出量计算Q125Q掘K掘125027108365M3/MIN式中Q单个掘进工作面需要风量，M3/MINQ掘掘进工作面回风流中最大绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；2206回风顺槽回风流最大瓦斯涌出量取027M3/MIN。K掘掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；081257绝瓦斯涌出量正常生产一个月平均日绝对瓦斯涌出量正常生产一个月最大日125按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不超过08的换算系数。（2）按二氧化碳涌出量计算Q83QCO2KCO283029107258M3/MIN式中Q单个掘进工作面需要风量，M3/MINQCO2掘进工作面回风流中最大绝对二氧化碳涌出量，M3/MIN。取029M3/MINKCO2掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；07129绝二氧化碳涌出量正常生产一个月平均日绝对二氧化碳涌出量正常生产一个月最大日83按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过12的换算系数。（3）按炸药量计算本工作面采用综合机械化掘进，故不考虑使用炸药计算。（4）按照工作人员数量计算Q掘4NQ掘440160M3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数（交接班时，两班考虑），人。按上述14条件计算的最大值为160M/MIN，确定该巷掘进工作面实际需要风量为160M/MIN。（5）局部通风机吸风量计算根据掘进工作面实际需风量，按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机实际吸风量。Q扇Q掘/（1L掘/100）Q扇160/（1897/10025）206M/MIN；Q扇局部通风机供风量，M/MIN；Q掘掘进工作面实际需要风量，M/MIN；风筒百米漏风率，取25；L掘掘进巷道的最大长度，M，取897M；根据上述计算选择FBDN060/152型对旋轴流式局部通风机，该风机吸风量220370M/MIN，能够满足206M/MIN吸风量。（6）按照局部通风机最大额定吸风量计算局部通风机安装地点所配风量Q掘Q扇I60025S最大37016002512550M/MIN式中Q扇局部通风机最大额定吸风量，M/MIN，取370M/MIN；I安装局扇地点同时安装数量，个；025有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；S局部通风机安装地点到回风巷口之间的巷道断面积12；（7）按风速进行验算A）验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷Q煤MIN15S掘15135203（M/MIN）式中S掘进工作面为煤巷，实际断面135。B）验算最大风量Q煤MAX240S掘2401353240M/MIN根据风速验算，FBDN060/152型对旋轴流式局部通风机可以满足实际需要。据计算，局扇安装处系统巷道全风压风量大于2206回风顺槽掘进工作面所需风量，满足风机配风要求。二、局扇选型及参数局扇选用FBDNO6/215KW局扇，具体参数见表局扇选型参数表局扇类型局扇型号风筒型号局扇安装位置供风地点吸入风量出口风量局扇FBDNO6/215KW橡胶阻燃正压（80010M、80050M）二采区运输巷内，距2206回风顺槽口上风侧大于10M处2206回风顺槽324M3/MIN308M3/MIN三、局扇管理规定1、局扇位置二采区运输巷内，距2206回风顺槽口上风侧大于10M处（具体安装位置由通风科现场确定）。2、局扇必须实现“三专两闭锁”（即专用变压器、专用开关、专用线路，风电闭锁和瓦斯电闭锁）和双风机（主备局扇能力必须相同）双电源自动切换。局扇安装使用必须严格执行“五专一化一切换”规定，即专项设计、专项措施、专人安（移）装、专人验收、专人管理，采用“定制化”管理，并实现局扇“自动切换”,局扇自动切换定于每日八点班。3、局扇投入运行后必须在局扇附近5M范围内悬挂“局扇管理牌板”，标明安装时间、安装地点、使用单位、局扇（备扇）编号、型号和功率、安装时间、全风压配风量、吸入风量、出口风量、管理负责人等内容。4、局扇必须按设计审批的位置安装，严禁随意移动。5、任何人不得随意停开局扇，因检修等原因停止局扇运转时，必须提前办理有计划停风手续，否则不准停风。6、工作面因其它原因无计划停风后，由班组长负责将全部人员撤到全风压风流处，在巷道内距全风压回风口不大于3M处设警戒或派专人在巷道口站岗，防止其他人员误入，通风正常前，任何人不得入内。恢复通风前，瓦检员必须按规定检查瓦斯，符合规定时，方可启动局扇，不经瓦检员同意，任何人不准启动局扇。7、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。8、风筒严格按巷道断面标准要求吊挂，且必须逢环必挂、吊挂平直，拐弯地点需平缓过渡，杜绝出现拐死弯现象，以减少通风阻力。风筒吊挂不得出现脱节、破口、漏风等现象，严禁使用不同直径风筒连接。9、严禁随意断开风筒，风筒有脱节、落地现象时，班组长、安全员要负责立即处理。10、当班班组长要仔细检查工作面通风设施，风筒吊挂情况，发现问题及时安排处理。11、局扇必须明确专人检修维护，小班机电工负责本小班局扇运行及完好情况。第二节压风系统一、风源、压风方式1、本掘进工作面用风取自矿井地面压风机房本工作面耗风量计算（两台风镐计算）QKQN12115106（1562085）388M3/MIN式中Q总耗风量，M3/MIN；管路漏风系数；取12风动机械磨损消耗风量增加的系数，一般选110115；高原修正系数，海拔每增加100M，系数增加1。取106；K风镐同时使用系数（取085）。Q风动工具耗风量，M3/MIN，风镐为156M3/MIN。N同型号风动机具使用数量，2台；二、压风管路选择本头支管D6563Q037L02656338803750702373MM根据以上计算，本头支管选用DN50管路能满足要求。三、压风自救系统掘进巷道在距工作面2540M内设置1处自救站，每个自救站安装12个自救装置。后巷每隔200M设置1处自救站，每个自救站安装6个自救装置，随着工作面的掘进，不断将压风自救装置向前移设，移设后必须保证靠近工作面的自救站的自救装置个数满足上述要求。四、压风系统路线地面压风机房副斜井井底车场西南轨道大巷西南轨道斜巷采区2联络巷西南运输斜巷二采区运输巷2206回风顺槽第三节供水施救系统一、供水管路运输顺槽每隔50M设一个三通及阀门。二、掘进巷道在距工作面2540M处设置1处自救站，每个自救站安装12个自救装置。后巷每隔200M设置1处自救站，每个自救站安装6个自救装置，随着工作面的掘进，不断将供水自救装置向前移设，移设后必须保证靠近工作面的自救站的自救装置个数满足上述要求。三、安装要求1、安装位置应尽可能接近作业地点，最远不超过40M，保证井下人员在发生灾害时有足够时间进入并开启自救装置，真正起到救灾防护的作用。2、安装地点要求两帮和顶板比较完整，顶板无淋水，宽度要以过往的车辆不会破坏自救装置为准，安装高度一般为115M，使避灾人员能快速、方便使用自救装置。3、自救站前后2M范围内无材料、杂物、积水、淋水现象。5、供水系统路线地面静压水池主斜井井底车场西南轨道大巷西南轨道斜巷采区2联络巷西南运输斜巷二采区运输巷2206回风顺槽第四节瓦斯防治1、严格执行甲烷检查制度，瓦斯检查员每班至少2次到迎头检查甲烷浓度，并及时掌握工作面有害气体状况，检查结果要填写在记录牌和原始记录本上并告知现场作业人员，并严格执行“三对口”制度（瓦斯检查员手册、记录牌板和瓦斯日报表），当甲烷浓度达到12时，必须停止工作，撤离人员，切断电源，进行处理。2、瓦斯监测使用安全监控系统对瓦斯进行实时监测。3、矿长、矿总工程师、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工等下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测报警仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪。所有入井人员必须携带自救器。综掘机设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。第五节防尘系统2206回风顺槽采用净化水幕、综掘机内外喷雾、转载机机头喷雾、洒水降尘、防尘网、除尘风机及个人配戴防尘防护用品进行综合防尘。一、防尘系统水源取自地面静压水池。二、防尘水管支管采用DN50钢管。三、管路敷设防尘管路依据巷道实际情况安装在巷道左帮或右帮，每隔50M安装三通及阀门一个，阀门为DN23。四、喷雾洒水各转载点设置喷雾，掘进工作面设净化水幕，距迎头工作面30M内必须设置两道净化水幕，随着工作面掘进每隔200M安装1对道风流净化水幕，能在巷道全断面形成水幕，雾化好，使用正常；掘进工作面采用湿式钻眼、装煤（岩）洒水，巷道每天冲洗一次；综掘机喷雾装置在掘进割煤时要及时开启，喷雾灭尘等。五、防尘网安设及标准1、工作面开始掘进前，在工作面回风口下风侧的采区巷道中安设一道全断面防尘网，采用钢筋网和窗纱制作，防尘网设置可供行人、车辆通过的网门，并在其上风侧设置一道风流净化水幕。2、在距掘进工作面迎头30M范围内设置两道风流净化水幕。净化水幕随掘进工作面的推进前移。3、工作面掘进长度大于100M后，在距工作面迎头100M处选择一处顶板完好，前后无杂物的地点设置一道防尘网，并在上风侧设置一道净化水幕。此处防尘网随着工作面的推进前移确保距工作面距离不大于100M。4、防尘网由每班瓦斯检查员定时进行冲洗、检查和维护。六、隔爆设施1、水棚采用隔爆水袋，每个水袋有效容积为60L。水袋必须符合MT15787煤矿用隔爆水槽、隔爆水袋通用技术条件的规定，经国家质检部门检验合格。水棚采用集中式布置，隔爆水棚距掘进工作面60200M。2、水棚水量计算GGS2001352700L式中G总水量，L；G每平方米巷道需水量，L/M2,辅助隔爆200L/M2；S巷道断面积，M2。3、单排水棚水量水棚采用阻燃隔爆水袋，每个水袋容积为60L，每排上放4个水袋，水量240L/排。4、水棚排数及棚区长度设置12排，排距18M，棚区长度216M。5、安装及管理要求架设在直线巷道内，棚区前后10M范围内断面保持一致，禁止安设在挑顶处。水棚距巷道叉口、转弯在5075M，距风门大于25M。水棚之间的间隙与水棚同巷道周壁之间的间隙各不得大于15M。两个水袋之间间隙不得大于12M，水棚边缘与巷壁之间的距离不得小于100MM，水棚底部至顶板（或顶梁）的垂直距离不得大于10M，水棚底部至巷道轨面的垂直距离不得低于巷道高度的1/2，且不得低于18M。水棚要挂牌管理。要经常补充水量，清除积尘，每周至少检查一次。七、除尘风机安装标准及使用规定1、除尘风机型号KCS225ZZ2、安装及固定除尘风机安设于风机架上，风机架下端用60MM槽钢加工成雪橇形状、凹槽向下扣在轻轨上，轻轨采用18KG/M轻轨三组、每组轻轨长4M，每组轻轨之间利用12槽钢焊接固定，轨间距为600MM，风机安装在掘进工作面行人通道侧，风机安设完毕采用铁马固定，距工作面的距离3585M。2、风机移动除尘风机距工作面达到85M时，需移动至35M位置，移动时三组道轨交替移动，风机连同风机架在道轨上滑行前移。3、供电系统开关、电缆型号由机电科负责，开关与风机同时固定于轻轨上，电缆在掘进机取电，接通电源