4305轨顺掘进工作面作业规程

PAGEPAGE1编号：14-Z-02许厂煤矿工作面名称：4305轨道顺槽编制人：区队长：施工单位：批准人：编制日期:2003年07月15日执行日期:2003年09月10日

目录第一章概况…………6第一节概述……………………6第二节编写依据………………6第二章地面相对位置及地质水文情况……………7第一节地面相对位置及邻近采区开采情况…7第二节煤（岩）层赋存特征…………………7第三节地质构造………………10第四节水文地质………………10第三章巷道布置及支护说明………11第一节巷道布置………………11第二节支护设计………………12第三节支护工艺………………31第四章施工工艺……………………36第一节施工方法………………36第二节凿岩方式………………37第三节爆破作业………………38第四节装、运岩（煤）方式…………………42第五节管线及轨道敷设………45第六节设备及工具配备………45第五章劳动组织及主要技术经济指标……………48第一节劳动组织………………48第二节循环作业………………49第三节主要技术经济指标……49第六章生产系统……………………54第一节通风系统………………54第二节压风系统………………57第三节防尘系统………………57第四节防灭火…………………61第五节安全监测系统…………63第六节供电系统………………64第七节排水系统………………64第八节运输系统………………67第九节通讯系统………………67第七章灾害预防及避灾路线………67第八章安全技术措施………………73第一节施工准备………………73第二节“一通三防”管理……75第三节顶板管理………………79第四节爆破管理………………83第五节综掘机截割管理…………88第六节防治水管理……………91第七节机电管理………………92第八节运输管理………………96第八节其它…………………104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4305轨道顺槽施工道、轨道顺槽、联络巷、开切眼。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成4305工作面生产系统，满足4305回采工作面回采时的通风、行人、辅助运输、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限4305轨道顺槽施工道、轨道顺槽、联络巷、开切眼总设计长度1883m（平距）。服务年限：2年。四、预计开、竣工时间根据采掘接续要求，综合考虑掘进设备的生产能力，本掘进工作面自2003年9月份开工，预计2004年6月份竣工。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《430采区设计说明书》，批准时间为2002年7月23日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《4305轨道顺槽、开切眼掘进地质说明书》，批准时间为2003年8月13日。三、矿压观测资料断层附近围岩应力集中。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工作面开采情况待掘巷道地面相对位于矿区铁路以北130m和卞厂村以东100m的交汇处，整条巷道基本与杨家河平行展布，且在杨家河以西800m左右。切眼开门口处于郭厂村以东470m处，地面均为平坦的农田。待掘巷道井下位于430采区北翼的深部区域，4305面皮带顺槽南端为430采区轨道、回风、皮带三条下山和430采区辅助皮带、辅助轨道上山，北至陈厂断层煤柱附近的冲刷变薄区。该巷道从430采区回风下山的正下方57m处穿过，且从430采区轨道下山底车场的上方横过，净岩距7.0m；巷道四周均为为实炭区。地面相对位置及邻近采区开采情况表表一水平名称-495水平采区名称430采区地面标高（m）+39.0～+40.2井下标高（m）-502～-468地面的相对位置及建筑物轨道顺槽开门口位于矿区铁路以北130m和卞厂村以东100m的交汇处，整条巷道基本与杨家河平行展布，且在杨家河以西800m左右。切眼开门口处于郭厂村以东470m处，地面均为平坦的农田。井下位置及掘进地面设施的影响4305面轨道顺槽从-495水平大巷开门，沿方位角16°30′掘进1448m至开切眼；顺槽施工道从-495运输大巷92#点开门施工34m进入顺槽；开切眼掘进方位角106°30′，施工长度200m。由于4305工作面是430采区北翼的首采面，顺槽以南为430采区三条下山、底车场硐室及正在掘进的4306工作面顺槽，四周均为为实炭区。邻近采区开采情况4305工作面是430采区北翼的首采面，顺槽以南为430采区三条下山、底车场硐室及正在掘进的4306工作面顺槽，四周均为为实炭区。走向N～N63°E倾斜E～E63°S长度轨道顺槽1448m，切眼200m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3下煤层，该煤层黑色，煤芯呈块状，粉末状，局部呈圆柱状，具玻璃及沥青光泽，贝壳状、棱角状断口，脆度较大，含少量黄铁矿结核。细条带状结构，层状构造，内生裂隙发育，煤岩组份以亮煤为主，含少量镜煤、暗煤，属半亮型。局部区域有1-2层泥岩或粉砂岩夹石，该顺槽区域夹石厚达0.54m。该煤层厚度3.31—4.0m，平均3.7m，煤厚变化不大三灰含水层距离煤层底板44.84～46.7m，平均45.93m.二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数瓦斯:本矿井田属低瓦斯矿井，根据2002年瓦斯鉴定结果，CH4相对涌出量0.304m3/t,绝对涌出量1.881m3/min；CO2相对涌出量0.835m3/t,绝对涌出量5.171m3/min。煤尘:煤尘具有强爆炸性，爆炸指数39.44％煤的自燃：该顺槽所采煤层为3下煤层，经煤科总院抚顺分院对3下煤层进行煤层自燃倾向性鉴定，该层煤有自然发火倾向，属自燃煤层，自然发火期3-6个月，最短自然发火期为20±3天。地温：本区属地温正常区,其地温在24℃左右。地压：尚无资料。掘进期间不受奥灰及地表水的影响。表二顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶中粒砂岩46.71浅灰-灰白色，不等粒中砂状结构，成份以石英为主，岩屑、长石次之，偶含暗色矿物，白云母碎片，分选较好，次棱角状，孔隙-接触式粘土质胶结，局部为钙质胶结，胶结坚实。块状构造。粒度自上而下渐变粗，具斜层理及交错层理，局部可见到亮煤条带及炭质条纹，偶含粉砂岩包裹体及炭化镜煤化植物化石碎，中部岩芯破碎，富水性强，是3下煤层直接含水层。直接顶粉砂岩5.63黑灰色，粉粒砂状结构，快状、薄层状构造。参差状断口，在下部夹薄层状细砂岩。含菱铁矿结核。最大直径5cm。伪顶直接底粉砂岩3.3深灰色~黑灰色，夹不规则的细砂岩条带及透镜体。含黄铁矿散晶及菱铁矿结核。具缓波状层理，局部为混浊状层理。具少量垂直层理面裂隙，为黄铁矿半充填~充填。老底细粒砂岩5.08深灰~灰白色，块状，含黑色粉砂岩薄层和包裹体，包裹体直径为5mm，分选性好，钙泥质胶结，具缓波状层理。附图1：煤岩层综合柱状图第三节地质构造该区域构造类型中等偏简单，以褶曲为主，小屯西向斜从X9-5孔向北延伸3200m，东西跨度400m，由于东翼发育有小屯西背斜，致使东翼倾角10-13°，西翼倾向较缓，一般3-6°。轨道顺槽处于小屯向斜西翼，靠近轴部，基本与向斜轴平行，据三维物探资料分析，巷道外段基本沿-495m等高线掘进，里段呈上山趋势，总体上掘进坡度较平缓，沿掘进方向平均0-6°，平均3°。虽从煤层底板等高线图上看无断层，因该区域从未揭露过，预计掘进期间可能会遇上小断层，过断层时应加强支护。断层产状参数表表三构造名称走向（°）倾向倾角（°）性质落差（m）对掘进的影响程度小屯西向斜北东3～13向斜25较小第四节水文地质一、水文情况：该区域水文地质条件中等,影响掘进的为3下煤层顶底板砂岩含水层和三灰含水层。1、3下煤层顶板砂岩含水层裂隙发育，且厚度大，平均54m，以静储量水为主。根据430采区开拓下山、辅助皮带、轨道上山及4306工作面施工揭露分析，在煤层顶板以上5.0～20.0m中细砂岩层段裂隙发育，含水丰富，掘进期间穿层巷道单头涌水量达80m3/h。从顺槽附近A6-8和X5-6钻孔资料分析，砂岩段全漏，说明该区域3下煤层顶板砂岩含水层富水性强。由于该工作面为430采区北翼第一个工作面，又在小屯西向斜的轴部区域，走向长度大，预计掘进期间受褶曲和小断层影响巷道出现淋水，同时从锚杆和锚索眼中涌水，因此掘进期间要对3下煤层顶板砂岩含水层水打钻疏放，边探边掘，并将涌水及时排至水仓。2、三灰含水层是其间接含水层，层厚5.8～6.55m，平均6.10m，距离煤层底板44.84～46.7m，平均45.93m，为补给条件差的裂隙承压含水层，富水性中等，且不均一。在430采区轨道下山2#临时水仓口施工的三灰探查孔，终孔水压为3.4MPa,水量35m3/h，通过一个月的疏放水压为3.12MPa,水量21.6m3/h，突水系数降到1以下；由于该孔未全部揭露三灰含水层，因此要继续施工探查孔或在巷道内用直流电法仪对三灰含水层的水文地质情况进一步查清，在低阻异常区加密放水钻孔，为将来工作面回采奠定基础。预计掘进期间若无导水构造，不会影响迎头正常施工。另外，奥灰位于3下煤层以下200m左右，对掘进无影响。二、采取的措施：1、3下煤层顶板砂岩含水层直接压覆煤层，无隔水层，水量以静储量为主，主要进行揭露型疏放和钻探疏放。且疏放一段时间后，其水量会大大减小。2、三灰含水层是下距煤层底板44.84～46.7m，平均45.93m，在430采区轨道下山2#临时水仓口施工的三灰探查孔，终孔水压为3.4MPa,水量35m3/h，其巷道安全掘进所需的隔水层厚度应当为:据公式：t=式中：t—安全底板隔水层厚度m；r—隔水层底板岩石容重2.5t/m3；L—掘进巷道底板最大宽度4m；Kp—隔水层底板岩石的抗张强度4.61t/m2；H—隔水层底板承受的水头压力，取最大值340m则：t==22.12（m）＜44.84（m）由此可见该面正常块段掘进不受底板三灰水威胁，若存在水患威胁时，可采用钻探和物探相结合，疏水降压，达到安全开采。预计工作面掘进期间最大涌水量80m3/h，正常涌水量40m3/h。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、4305轨道顺槽从-495水平大巷中98#导线点向外9m处为门口中（底板标高为-496.4m），掘进方位角为16.5°。开门后先平推45m，然后按10°上坡掘进找煤层，预计掘进71m即可将巷道底板与3下煤层底板找齐（煤层底板标高为-483.9m），即可沿3下煤层底板掘进。开门向里平推段及找煤层段采用炮掘施工，巷道见煤后采用机掘施工。该顺槽从门向里共掘进1448m即到设计切眼位置，停止掘进。二、4305面联络巷从4305轨道顺槽门口向里41m为门口中（底板标高为-496.4m），按方位角112.5°与4305轨道顺槽夹角84°开门掘进，开门后沿3下煤层底板掘进201m与4305皮带顺槽贯通（底板标高为-506.6m）。三、4305轨道顺槽施工道从-495水平大巷中98#导线点以外33m处为门口中（底板标高为-496.4m），按方位角332°，与-495水平大巷夹角40°开门掘进，开门后沿3下煤层底板共掘进34.5m与4305轨道顺槽掘透，停止掘进。四、4305开切眼开切眼采用导硐法进行施工，第一次掘进从4305轨道顺槽设计停头处退回3m为巷道中，按方位角106.5°与轨道顺槽夹角90°开门掘进，按净宽4.0m规格沿3下煤层底板掘进，共掘进200m即到达设计位置，停止掘进。当4305皮带顺槽与该开切眼贯通后再将切眼开宽至全断面净宽7.5m，开宽时面后一帮不动，只开宽面前的一帮。4305轨道顺槽开门口向里掘进找煤时在3下煤层底板砂岩中掘进，再向里掘进时为沿3下煤层底板掘进，4305轨道顺槽施工道、轨道呆槽、联络巷、开切眼工程量共计1883m。平面位置图见图2剖面图见图3开门大样图见图4第二节支护设计一、巷道断面A、炮掘巷道(4305轨道顺槽施工道及找煤层段)采用锚网喷支护。巷道断面为直墙半圆拱形,岩性：全岩、半煤岩。S掘:13.2m2；S净:12.3m2；巷道支护断面、平面图见图5-1（1：50）。B、机掘巷道(4305轨道顺槽全煤段及4305联络巷)采用锚网索支护。巷道断面为矩形,岩性：全煤。S掘=12.18m2；S净=10.2m2。巷道支护断面、平面图见图5-2（1：50）。二、支护方式（一）临时支护A、炮掘巷道临时支护采用前探梁支护，前探梁由3根3.5寸钢管制成，长度不得小于3.5m，每根设3个用5寸无缝钢管制作的吊环固定，间距为一排锚杆间距，最大空顶距不得超过一排锚杆排距加300mm，前探梁必须紧随迎头前移，前探梁上方用规格为：长×宽×厚=1500×200×150mm的小板梁和小杆接顶,保证牢固可靠。前探临时支护平、剖面图见图6-1（1：50）B、机掘巷道临时支护采用前探梁支护，前探梁用3寸无缝钢管制作，共使用四条，每条长3.5m，每条前探梁用3付5寸无缝钢管制作的吊环卡子固定在顶板锚杆上，吊环卡循环使用。前探梁以上用三组方木背实顶板，每组三条。方木用新落叶松制作，长度为1.4m，方木横截面尺寸不小于100×100mm。迎头最大空顶距不得超过一排锚杆排距加300mm，最小空顶距为300mm，前探梁必须紧跟迎头前移。前探临时支护平、剖面图见图6-2（1：50）（二）永久支护A、炮掘巷道4305轨道顺槽施工道及找煤段采用锚网喷支护作为永久支护，支护材料为20MnSi螺纹钢锚杆，冷拔钢丝网，喷射混凝土（水泥、石子、砂子），锚杆排间距均拟定为800mm，喷体厚度100mm。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；其中：H===0.525(m)式中：B—巷道开掘宽度，取4.2m；f—岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=2×0.525+0.5+0.1=1.65(m)2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：a=式中：a—锚杆产间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，83.3KN/根；H—冒落拱高度，取0.525m；R—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K—安全系数，一般取K=2；A==1.76(m)20MnSi螺纹钢锚杆B、机掘巷道4305轨道顺槽沿煤层掘进段采用锚网索作为永久支护，支护材料为20MnSi螺纹钢锚杆、冷拔钢丝网、钢板网、锚索，锚杆间排距均拟定为900mm。采用普氏平衡拱理论进行锚杆支护参数设计全煤巷道顶煤变形过程是：在变形前期阶段，顶煤在水平载荷作用下发生剪切而出现松动，松动后的顶煤传递水平载荷的能力明显下降，水平载荷继续向上部转移，顶煤松动范围随之扩大。由于下部已发生松动的顶煤受其两侧相邻煤体的侧向夹持作用减小，同时，由于煤的强度低，顶煤出现松动后，各块体间很难象岩层那样形成稳定的嵌合关系来维持自稳，于是进入了变形发展阶段，松动范围的顶煤在垂直载荷作用下发生解体性冒落。冒落范围分析如下：挤压破碎深度值：c=[k×r×H×B×cos(α/2)/(1000×fc×kc)－1]×h×tg(45-ψ/2)式中ｋ--自然平衡拱角部应力集中系数,ｋ=2.69；r上覆岩层平均容重，取2.5t/m3；Ｈ—巷道埋深，320米；B固定残余支撑压力影响系数，按实体煤巷B=1；fc--煤层普氏系数，为安全起见，取2.0；α--煤层倾角，α＝４°；h巷道掘进高度，h=3.4m；Kc--煤体完整性系数，取0.8；ψ--煤体内摩擦角，按f=2.0反算，ψ=63.4°；由上式计算得出挤压破碎深度值c=0.2359m潜在冒落高度b:b=(a+c)×cosα/(ky×fr)式中a巷道有效跨度一半，a=2.3m；ky--顶板岩性系数，按有关资料取0.4；fr--顶板普氏系数,fr=fc=2.0；由上式计算得出b=3.162m可见，顶煤潜在冒落范围很大，单用锚杆支护煤顶是难以奏效的，必须在锚杆支护的基础上采取补强加固措施。因此，巷道除采用高强度锚杆支护煤顶外，还必须用预应力小锚索进行加固煤顶并将锚杆锚固层锚固到顶板深部稳定的中粒砂岩中。1、顶锚杆参数确定(1)、顶板两侧锚杆长度的确定原则是：使其锚固端水平投影伸入两帮内0.5m以上，以保证受到两帮煤体的有效支撑，从而实现巷道顶部载荷向两帮转移，按下式计算：L=(L1+L2)/cosβ+L3+L4式中：L倾斜锚杆长度；L1--要求锚固端水平投影伸入煤体内的距离，取L1=500mmL2--倾斜锚杆下端到煤壁的水平距离，取L2=300mmβ--倾斜锚杆水平面夹角，取β≥60оL3--额定锚固长度，取L3=600mmL4--锚杆外长度，取L4=70mm由上式计算得出:L=2270mm;取L=2400mm为便于井下施工，取中间垂直锚杆长度与两侧倾斜锚杆相同。(2)、树脂锚固剂数由L锚=n×φ2卷×L卷/φ2孔－d2式中:φ卷-树脂锚固剂直径，φ卷=23mmL卷--树脂锚固剂长度，全长锚固取L卷=500mmL锚--锚固剂充填长度，全长锚固取1000mmφ孔-锚杆孔直径，φ孔=28mmn树脂药卷数；d锚杆直径，为了增加锚杆支护强度、减小锚杆支护密度、提高掘进速度，宜采用大直径锚杆，据有关研究认为：孔径与锚杆直径相差6～12mm时，锚固力达到最大，根据施工方便和锚固力大的设计思想，确定锚杆直径为18mm、钻孔直径28mm。由上式计算得出n=1.739卷考虑锚杆快速安装工艺要求，选用MSCK2350树脂锚固剂2卷。（3）、顶锚杆直径校验按杆体强度与锚固力相匹配的原则确定杆体直径。额定锚固力为P锚=π×Φ孔×σ′×L锚式中Φ孔--锚杆孔径，取28mmσ′-锚固剂与孔壁之间的粘结强度：取1.45MpaL锚药卷长度,取1000mm由上式计算得出P锚=127549N;杆体采用20SiMn新型左螺纹钢锚杆材料，则其直径应满足π×d2×σs/4≥P锚式中d杆体直径；σs--杆体屈服强度，取510Mpa由上式计算得出d=17.84mm;取d=18mm(4)、顶锚杆间排距由于巷道顶板为煤顶，完整性较差，故根据类似条件下的全煤巷道锚杆支护经验和巷道宽度及服务年限，确定锚杆间距为1.0m。锚杆排距L。应满足：L。=n×N/[2k×r×B×(L-L4)]式中n每排锚杆根数：取4条N每根锚杆锚固力，取100kNK安全系数，取1.9r顶板岩层容重，取13.5kN/m3B巷道毛宽，取4.2mL锚杆长度，取2.4mmL4--锚杆外露，取0.1m由上式计算得出：L。=0.807m，取L。=0.9m2、帮锚杆参数确定(1)、帮锚杆长度L帮=L1+L2+L3=0.69+0.6+0.1=1.39m式中L1两帮潜在松塌区宽度，L1=h×tg(45-Ψ/2)=3.4×tg(45-63.4/2)=0.69mL2帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取0.6mL3帮锚杆外露长度，取0.1m根据锚杆系列长度，取帮锚杆长度为1.8m(2)、树脂药卷数量由L锚=式中：φ孔—锚杆孔直径，φ孔=25mm；L卷—树脂锚固剂长度，L卷=500mm；L锚—锚固剂充填长度，取500mm；d杆体直径；根据孔径与锚杆直径相差6～12mm时，锚固力将达到最大的设计思想，确定锚杆直径为16mm、钻孔直径25mm。n=500×=0.70考虑现场施工及快速安装要求，选用Z2350树脂药卷一卷(3)、帮锚杆杆体直径校核帮锚杆选用20MnSi钢，帮锚杆锚固力初步确定为8.5t，选用树脂锚固剂１卷。计算帮锚杆直径，帮锚杆杆体直径应满足额定锚固力要求。P锚帮锚杆额定锚固力,NP锚=π×Φ孔×σ′×L锚=85412N式中：Φ孔--帮锚杆孔径,mm 取28mmσ′-锚固剂与孔壁之间的粘结强度,mpa 取1.45mpaL锚锚固剂充填长度,mm 取750mmσs--帮锚杆杆体屈服强度 取540N/mm2d帮锚杆杆体直径,mm 杆体采用20siMn新型左螺纹钢锚杆材料，则其直径应满足π×d2×σs/4≥P锚 d≧√(4*P锚/π/σ′)=14.19mm(4)、帮锚杆间排距为满足均匀压缩带即：“挡固层”有一定厚度的要求，则锚杆间距应满足D≤(L帮-L3)/2=0.85m;为便于施工，帮锚杆间距取0.8m,帮锚杆排距与顶锚杆同，取900mm。(5)、帮锚杆锚固力根据确定的帮锚杆锚杆直径，校核帮锚杆锚固力P锚=π×φ孔×σ×L锚L锚=L卷×φ卷2/(φ孔2-d2)式中：φ卷-树脂锚固剂直径 φ卷=23mm L卷--树脂锚固剂长度 全长锚固取L卷=500mm φ孔帮锚杆孔直径 φ孔=25mmd帮锚杆直径 取d=16mm σ—锚固剂与孔壁之间的粘结强度 取σ=1.5MpaL锚=717mmP锚=84446N=8.6t3、锚索补强加固参数在煤巷中应用锚索加固属新技术，根据锚索支护机理，其参数设计可参照锚杆悬吊理论进行计算，巷道顶板潜在破坏范围如前述，锚索补强支护是把这个范围的煤岩层锚固到其上的稳定岩层中即可。(1)、锚索最小长度LminLmin=Lx+Lm+Lw=6.2m其中：Lx锚索悬吊顶板岩石的厚度h1顶煤厚度平均，取2.8mh2上部考虑伪顶厚度,取0.4mh3直接顶厚度,取1.5mLx=h1+h2+h3=2.8+0.4+1.5=4.7mLm钢绞线锚固长度，取1.0mLw锚索涨紧后所需外露长度，取0.5m故锚索长度初选为6.5m，在施工中根据老顶层位进行修定。(2)、锚索排距D锚索排距D应小于锚索长度的一半即:D>Lmin/2=3.2m。由于巷道宽度B=4.2m,故取锚索排距为2.0m，每组锚索布置2条。(3)、锚索间距Dp由于顶煤厚度平均2.8m，上部考虑伪顶0.4m，直接顶1.5m，故锚索长度初选为6.5m，在施工中根据老顶层位进行修定。计算冒落范围内岩层自重载荷为：Q=(S1×r1+S2×r2)×D′式中:S1潜在冒落范围内在顶煤中的面积；r1顶煤容重，取1.35t/m3S2潜在冒落范围在伪顶中的面积。r2伪顶容重，取2.4t/m3D′锚索间距，h1顶煤厚度平均，取2.8mh2上部考虑伪顶厚度,取0.4mh3直接顶厚度,取1.5mB巷道宽度,取4.2mS1=0.5*(h1+h2)*B-0.5*h2*(B*h2/(h1+h2)）S2=0.5*(B*h2/(h1+h2))*h2S2=(3.2－2.2)×[1/2×4.2×(3.2-2.2)]/3.2=0.12m2S1=S－S2=1/2×4.2×3.21-0.667=7.245m2Q=(0.12×2.4+7.245×1.35)D′=10.069D′锚索按双路布置并考虑n=2.0的强度储备，则锚索的破断载荷应满足：P索=n×Q=2.0×10.069D′=26×2tD′=26×2/(2.0×10.069)=2.58m为了安全可靠，锚索梁采用12＃槽钢制作，锚索梁长度为3000mm，每条锚索梁留有两个钢铰线孔，每个孔均布置在槽钢中心线位置上，两个钢铰线孔中—中为1600mm，孔中心距最近侧端头距离为700mm，锚索梁端头间距2m。在遇地质构造、围岩破碎压力大加强支护时，将锚索间距缩小至1000mm，或将锚索改为沿巷道中心线位置增加一路成五花形布置。通过以上计算，全煤机掘时顶板及两帮锚杆均采用20SiMn螺纹钢锚杆，顶板锚杆规格为Φ18×2400mm，锚杆间排距顶板为1000×900mm，每排用量为5条；两帮锚杆规格为Φ18×1800mm，间排距为800×900mm，每帮3条。（三）工程质量规定A、锚网喷支护巷道工程质量规定见表四-1。B、锚网索支护巷道工程质量规定见表四-2。锚网喷支护巷道工程质量规定表四-1基本项目检验项目设计尺寸标准规定类别合格优良主要0--100一般-30--150-30--250主要-10--100一般-10--200上-30--200下顶帮顶帮5.锚杆的安装合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，不松动。优良：安装牢固，托板紧贴壁面，未接触部位楔紧。顶帮6.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（不喷砼的），不松动。优良：搭接压茬（绑扎）良好，网梁紧贴壁面（不喷砼的），无空帮、空顶。顶帮7.表面质量合格：基本平整密实，墙无明显裸露，在1m范围内凸凹不大于80mm优良：表面平整密实，墙层无裸露，在1mm范围内凸凹不大于50mm。左帮右帮允许偏差项目-100--100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。注：1.毛水沟以水流畅通为原则；2.使用特制的树脂锚杆螺帽，其外露长度最大不得大于100mm，锚索外露不得大于200mm。火药库硐室锚杆不得外露。2.锚杆、锚索角度深度与井巷轮廓线的角度和岩层夹角≥75度深度符合规程要求。≤50mm-50--50mm-30--50mm-50--50mm5.基础深度符合设计要求并做到实底，局部（连续长度不超过1m）不小于设计50mm质量保证资料检验项目质量情况锚杆、锚固剂抽样试验报告单锚固力测试报告单锚网索支护巷道工程质量规定表四-2基本项目检验项目设计要求标准规定类别合格优良主要-20--3000--200一般-50--350-30--250-50--400-30--350主要-30--300-10--200一般-50--350-10--300上-60--400-30--300下顶帮顶帮5.锚杆、锚索的安装合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，不松动。优良：安装牢固，托板紧贴壁面，未接触部位楔紧。顶帮6.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-100--100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。注：1.毛水沟以水流畅通为原则；2.使用特制的树脂锚杆螺帽，其外露长度最大不得大于100mm，火药库硐室锚杆不得外露。2.锚杆角、深度与井巷轮廓线的角度和岩层夹角≥75度深度符合规程要求。≤50mm-50--50mm-30--50mm-50--50mm5.基础深度符合设计要求并做到实底，局部（连续长度不超过1m）不小于设计50mm质量保证资料检验项目质量情况检验结果锚杆、锚固剂抽样试验报告单锚固力测试报告单第三节支护工艺A、锚网喷巷道一、临时支护（一）、支护材料：临时支护采用前探梁支护，前探梁由3根3寸钢管制成，长度不得小于3.5m，每根设3个用5寸无缝钢管制作的吊环固定，间距为一排锚杆间距。前探梁上方用规格为：长×宽×厚=1500×200×150mm的小板梁。（二）、支护工艺：前探梁必须紧跟迎头前移，前探梁上方用小板梁背实顶板，保证牢固可靠，最大空顶距不得超过一排锚杆排距加300mm。二、永久支护（一）、支护材料：1、锚杆及锚固剂：顶板及两帮锚杆均采用20SiMn螺纹钢锚杆，顶帮锚杆规格均为Φ18×2100mm。每根锚杆均用2块MSCK2850树脂锚固剂固定，锚固剂直径为28mm，每块长度为500mm，锚固长度不少于1000mm。锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格为长×宽=100×100mm，用8mm钢板压制成弧形。锚杆均使用配套铸钢螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于83.3KN。2、金属网：顶板及两帮金属网采用10＃冷拔钢丝绑扎成经纬网，网孔100×100mm，规格为长×宽为3500×1000mm。金属网搭接长度均为200mm,相邻两张网之间要用14#铁丝连接，连接点要按间距300mm均匀布置，每扣最少拧两圈；排与排之间用梯子梁压紧。3、梯子梁:采用Φ12mm圆钢制作，宽度80mm，并按80×80mm焊接方孔，孔间距800mm。梯子梁规格为1800×80mm。4、喷射混凝土使用标号32.5R普通硅酸盐水泥，沙为纯净的中粒河沙，石子粒径为3-5mm，混凝土设计强度等级C20，配比为水泥：沙：石子=1：2：2；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的2～3.5%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。（二）、支护材料每米用量锚杆16.25套、树脂锚固剂32.5块、钢筋梯5个、冷拔钢丝网3.75块、水泥0.43t、石子0.648m3、砂子0.648m3。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。（三）、支护工艺1、打锚杆眼：打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程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，找掉活石、危岩，确认安全后方可开始工作。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。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，确保眼深比锚杆长度短100mm。锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。打顶板锚杆眼必须先用短钎(1--1.2m)后用长钎续打，并且按先中间后两边的顺序进行打眼及固定；两帮锚杆由上往下打。必须打一个锚杆眼安装一条锚杆并上紧托盘。2、安装锚杆：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，把树脂锚固剂送入眼底，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，用专用转换套筒将锚杆与锚杆机联接，开动锚杆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，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转大于35秒后，方可撤去锚杆机，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽用专用气动扳手给锚杆施加一定预紧力，保证托盘压紧、压正梯子梁（异型钢带）并紧贴巷道岩（煤）面。3、喷射混凝土准备工作：①应首先检查喷射地点的安全情况和巷道规格，用长柄工具摘掉待喷段浮石、活石，并按设计要求将有欠挖的部分处理掉，检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。=6\*GB3⑥对顶板涌水处，要下导水管将水引出，然后再进行喷浆处理。4、喷射混凝土：①喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，如遇裂隙低凹处时，应先喷填，然后再进行正常喷射。喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。②人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。③喷浆机司机应由了解所用喷浆机性能的人员担任，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。④喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。⑤喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧风筒布，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。=6\*GB3⑥、喷射质量：喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。=7\*GB3⑦、并使用除尘机对上料口、余气口除尘。采用综合防尘，加强通风，尽量降低粉尘浓度。B、锚网索巷道一、临时支护（一）、支护材料临时支护采用前探梁支护，前探梁由3根3寸钢管制成，长度不得小于3.5m，每根设3个用5寸无缝钢管制作的吊环固定，间距为一排锚杆间距。前探梁上方用规格为：长×宽×厚=2000×100×100mm的方木背顶，方木用新落叶松制作。（二）、支护工艺前探梁必须紧跟迎头前移，前探梁上方用方木背实顶板，保证牢固可靠，最大空顶距不得超过一排锚杆排距加300mm。二、永久支护（一）、支护材料1、锚杆：顶板及两帮锚杆均采用20SiMn螺纹钢锚杆，顶板锚杆规格为Φ18×2400mm；两帮锚杆规格为Φ18×1800mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，用10mm钢板压制成弧形，规格为长×宽=120×120mm。锚杆均使用配套的铸钢螺母紧固。2、锚固剂：锚固剂型号为MSCK2350树脂药卷，树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为500mm。顶板每根锚杆采用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1000mm；两帮每根锚杆采用1块树脂锚固剂固定。锚固长度不少于500mm。每根锚杆锚固力均不得小于83.3KN。3、金属网：顶板金属网采用10＃冷拔钢丝绑扎成经纬网，网孔50×50mm，长×宽为4000×1100mm；两帮网采用钢板冲压制作的钢板网，规格为长×宽=2600×2000mm，横向搭接使用,金属网与金属网间的搭接长度均为100mm，帮网与顶网及帮网与帮网间用14＃铁丝按间距300mm联接，每扣最少拧两圈；顶网间相互压接并用钢带压紧。4、异型钢带：异型钢带采用卷边厚度6mm、中间4mm，宽度为60mm的型材制作。顶板异型钢带规格为长×宽4000×60mm，每条钢带布置五对十孔，每对孔的两孔间距为中—中100mm，每个小孔为长50mm宽30mm，每对孔之间的距离为中—中1000mm，两端头与边孔的中心距离为450mm。两帮异型钢带规格为长×宽1900×60mm，每条钢带布置三对六孔，每对的两孔间距为中—中100mm，每个小孔为长50mm宽30mm，每对孔之间的距离为中—中800mm，两端头与边孔的中心距离为600mm。5、锚索梁：锚索梁采用12＃槽钢制作，锚索梁长度为3000mm，每条锚索梁留有两个钢铰线孔，每个孔均布置在槽钢中心线位置上，两个钢铰线孔中心距为1600mm，每孔中心距相邻侧端头距离为700mm，每个孔规格为长×宽=80×18mm。6、钢铰线：采用Φ15.24的低松弛预应力左旋钢铰线，钢铰线长度不得低于5000mm，并确保锚入顶板硬岩层1000mm以上。钢铰线长度在5000mm至6000mm时，使用三块MSCK2350树脂药卷固定，6000mm至8000mm时，使用四块MSCK2350树脂药卷固定，8000mm以上时，使用五块MSCK2350树脂药卷固定。每条钢铰线使用一个钢板托盘和一个与钢铰线配套的QLM型锁具固定。配套托盘使用钢板制作，长×宽×厚=90×90×8mm。钢铰线剪后外露长度不超过200mm；锚固力要求达到98KN。（二）、支护材料每米用量顶板锚杆5.6条、帮锚杆6.7条、树脂锚固剂15.6块、顶板异型钢带1.11条、帮异型钢带2.22条、冷拔钢丝网1.11块、钢板网0.833块、锚索0.4组。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。（三）、支护工艺1、打锚杆眼：（同炮掘巷道要求）2、安装锚杆：（同炮掘巷道要求）3、打索眼：打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活石，确认安全后、方可开始工作，锚索眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚索眼深度应与钢铰线长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按钢铰线长度打眼，钢铰线外露长度不得大于500mm。打眼时，必须在安全可靠支护的掩护下操作。打锚索眼时用短钎(1--1.2m)续接进行打眼。4、安装锚索：安装前，先把树脂药卷依次放入眼内，用钢铰线顶住药卷，将药卷送入眼底，用转换套固定钢铰线与锚杆机联接，用锚杆机进行搅拌，搅拌时间45--60秒钟，停止搅拌约30秒钟后慢慢将锚杆机落下，卸下钢铰线上的转换套，将钢铰线穿入锚索梁的孔内，再放上托盘和锁具，用FDB063液压泵配合YCD--230涨紧油顶顶住锁具涨紧钢铰线，并达到涨紧拉力不小于98KN（30MPa），最后用液压剪剪断钢铰线，保持钢铰线外露长度不大于200mm。第四章施工工艺第一节施工方法A、4305轨道顺槽开门口向里全岩段一、施工方法采用爆破凿岩锚喷支护的施工方法进行掘进施工，放炮后进行扒装和支护工作，两班掘进一班喷浆，按正规循环组织生产，单班掘进循环进尺1.4m。全断面采用台阶式掘进预留光爆层施工，台阶长度为4～6m。轨道大巷上台阶高度为2.6m。二、工艺流程打眼爆破耙装运输||支护|准备支护材料||空、载车对换|说明：1、交接班后，采用人工打眼、装药爆破。2、打眼爆破时，同时准备支护材料和空重车对换。3、爆破完毕及时支设前探梁，然后进行扒装，在清出迎头5m后，在迎头打锚杆眼安装锚杆，挂网、梯子梁支护的同时后部进行扒装。4、采用耙装机进行扒装，1.5吨矿车配合人力推车或小绞车运输。5、掘进迎头掘进班采用单班正规循环作业，每小班一个循环；喷浆班进行迎头初喷、复喷工作。掘进的同时，每小班有专人运料、整理物料及清扫巷道和水沟等。B、沿3下煤层掘进段一、施工方法采用综掘机截割的施工方法进行掘进施工，三班按正规循环组织生产，每循环进尺0.9m。二、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、截割完毕立即挂网，并将异型钢带位置放正及紧固锚杆后,往前移动前探梁进行临时支护,加牢固后,再按照由中间向两帮的顺序打锚杆眼并安装锚杆,上紧托盘进行永久支护。4、巷道掘进的同时后部进行铺设临时轨道、巷道四清及运送物料等工作。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道开门口向里找煤段采用打眼放炮的方法破岩，见煤后掘进时采用综掘机截割煤的方法进行施工。A、炮掘巷道一、打眼机具：采用7655型水湿式凿岩机配合Φ32mm柱齿钻头、B19中空钢钻杆打眼；高压风源来自井下压风机房。安装锚杆时使用ZMS60型锚杆机搅拌树脂药卷。二、降尘方法：采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用高压远程喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。喷浆时使用除尘风机进行降尘。三、光面爆破参数巷道采用光爆锚喷向前掘进时，周边眼距定为300mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值取0.6～0.8为宜。周边眼全部予留光爆层，光爆层厚度400～450mm，残眼率达到60%以上。B、机掘巷道一、截煤机具：迎头采用S200型综掘机截煤，电力来源于4305施工道内的KBSGZY-500-6/1.2移动变电站，660V辅助电源来自4305施工道内的KBSGZY-315-6/0.69移动变电站，经过QBZ-350型开关，由电缆接至迎头供综掘机使用。二、降尘方法降尘方法采用综掘机外喷雾、使用除尘风机进行降尘、定期洒水灭尘、冲刷岩帮、开放水幕。第三节爆破作业、截割作业炮掘巷道的掏槽方式为：楔形掏槽法。一、炸药、雷管：使用2级煤矿许用炸药、毫秒电雷管。二、装药结构：正向装药结构。三、起爆方式：起爆使用MFd-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联。4305轨道顺槽炮眼布置图见图7装药结构示意图（图8）爆破说明表（表五）。爆破说明表表五4305皮带顺槽爆破原始条件表名称单位数量序号名称单位数量1巷道的掘进断面m215.25炮眼深度m1.52岩石的坚固性系数f6～86雷管数目个803工作面瓦斯情况无7总装药量kg20.74炮眼数目个8084305皮带顺槽预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%93.36每米巷道雷管消耗量个/m57.142每循环进尺M1.47每循环炮眼总长度m/循环121.23每循环爆破实体岩石M321.688每立方岩石炸药消耗kg/m30.954每循环所需矿车个229每立方岩石雷管消耗个/m33.695每米巷道炸药消耗量kg/m14.794305皮带顺槽爆破说明书眼号炮眼名称眼深(米)眼数（个）装药量角度（度）放炮顺序连线方式装药方法备注每孔（g)装药量水平垂直（Kg）1-6掏槽眼1.764502.77590Ⅰ串联正向装药1、爆破采用煤矿许用毫秒延期铜壳电雷管。延时时间不大于130ms。2、爆破采用二级煤矿许用炸药，Φ27×180mm。3、炮眼封泥长度不小于炮眼长度的1/2。7-16辅助眼1.5103003.09090Ⅱ17-25辅助眼1.593002.79090Ⅲ26-47周边眼1.5221503.39085Ⅳ48-57底眼1.5103003.09085Ⅴ台阶上86.75714.762-69辅助眼1.583002.49090Ⅰ串联正向装药71-78底眼1.583002.49085Ⅱ80水沟眼1.513000.38585Ⅲ60、61、79、58、59、70帮眼1.561500.98590Ⅳ台阶下34.5236合计121.28020.7B、机掘巷道一、采用日本三井三池公司生产的S200型综掘机截煤。二、截割方法、顺序：为了确保巷道成形，巷道分两次进行截割，并按照先下后上、先中间后四周的原则截割。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至2.4米高、3.2米宽的断面，最后从巷道的左下角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。4305轨道顺槽综掘机截割顺序示意图见图9图9：综掘机截割顺序示意图说明：①、本图为机掘巷道截割滚筒运行轨迹示意图。②、图中1点为滚筒进刀起始点。③、图中2点为刷宽成巷起始点。第四节装、运岩(煤)方式A、炮掘巷道一、装岩（煤）方式巷道掘进施工中，用P60B型耙斗式扒装机装岩（煤），扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800mm，固定楔的孔深度不小于800mm。扒装机在上山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，还应在机身前方两侧各安设锚固绳（直径不小于15.5mm），锚固绳绳头插接不少于2.5个捻距，锚固绳要用插入两帮底脚的两根铁路镢子（长度不小于800mm，插入实体深度大于500mm）固定牢固。扒装机机身上方装岩槽上两侧应安设封闭式挡绳栏和防耙斗出槽的护栏，且要固定，挡绳栏应用直径不小于20mm的钢筋焊制，护栏采用12#矿用工字钢从中间一分为二加工。耙装机距迎头最大距离为25m，最小距离为6m。挡绳栏、护栏规格尺寸如下：二、运输方式施工中采用1.5吨标准矿车运输，平巷人力拥车，上下山采用JD-25型小绞车运输，每部小绞车用5根锚杆固定，所用的锚杆为Ф18×1800mm的。锚固时用锚固，每根锚杆锚固力不小于83.3KN。扒装机装岩（煤），JD-25型矿用调度绞车配合U型-1.5吨矿车运输岩（煤）。B、机掘巷道一、装岩（煤）方式二、运输方式S200型综掘机截煤并扒装，后部用SSJ-800型胶带输送机运煤。1、临时轨道敷设标准是：轨道中心线偏差±100mm，轨距误差不大于10mm，不小于5mm，轨道接头间隙不大于10mm，内错、高低差不大于5mm；轨枕间距不大于1m，两端接头处为440mm。有腰线巷道腰线至轨面不超过设计的±50mm。无腰线巷道接头轨面前后目视平顺。斜巷地滑子安设齐全，每25m一个变坡点处适当增加。2、所有轨道应敷设平直，接头高低一致、平正，按线敷设，枕木要放平，轨道和枕木要用道钉钉牢。夹板、螺丝、垫圈等部件必须齐全紧固有效。3、轨道铺好后，枕木与底板之间用碴石填满捣实，并将路档清理干净，浮矸煤不超过轨枕上平面。4、摘挂地点的空、重车之间要留有1m以上的安全间隙，单轨巷道从道碴算起1.8m高度内，行人一侧距矿车边缘留有1m以上的安全间隙，另一侧留有0.5m以上的安全间隙。5、掘进期间临时轨道铺设时，采用22kg/m的统一轨型。轨距为900mm，轨枕采用新落叶松圆木四面见锯制作，其规格为长×宽×高=1500×150×150mm，机掘巷道轨道铺设要求拖后迎头不超过100m，炮掘巷道紧跟扒装机。4305轨道顺槽炮掘段掘进设备明细表表六-1序号设备名称型号额定功率(kw)额定电压(v)额定电流(A)起动电流(A)台数1移动变电站KBSGZY-500-6/0.69500600048.112排沙泵QBK-70/105.566074213耙装机P60B306603423814喷浆机XZ-746605.43315局扇JZDNO.5.615660179916信保WZXZ-4-Ⅱ46603.52017除尘风机ZMJC-III-B5.566063618绞车JD-2525660281961总负荷(KW)899馈电开关DW80-200660200410真空起动器BQD13-8066080111电磁起动器QC83-8066080512电磁起动器QC83-80N6608014305轨道顺槽机掘掘进设备明细表表六-2序号设备名称型号额定功率(kw)额定电压(v)额定电流(A)起动电流(A)台数1风钻7655型22风动顶锚杆机MQT-90C23风动帮锚杆机MQB-45C24激光指向仪JZY-2A15移动变电站KBSGZY-500-6/1.2500600048.115移动变电站KBSGZY-315-6/0.69315600030.316综掘机S200295.5114017845817皮带机STJ800/2×402×406608844017皮带机SSJ800/2×402×406608844018皮带机STJ800/404066044200110绞车JD-252566028196411排沙泵QBK-70/105.5660742413局扇KDF2×1566034198114信保WZXZ-4-Ⅱ46603.521215油泵K2B0.63×6030.756600.95.4116除尘风机ZZJC-II-A116601378117涨紧绞车JBY4-44.5660530118刮板运输机SGW-40T40660442002总负荷(KW)751.7520馈电开关QBZ-3151140315121馈电开关QBZ-315660315122馈电开关DW80-200660200923真空起动器BQD13-120660120724电磁起动器QC83-8066080525电磁起动器QC83-80N66080526电磁起动器QC810-60660602A、炮掘巷道1、采用“两掘一喷”、“三.八制”作业方式组织施工。2、掘进班采用单班正规循环作业，掘进班每小班一个循环，每日2个循环，每循环进尺1.4m。3、喷浆班担负两个掘进班的初喷和复喷工作。附：劳动组织表表七-1劳动组织表表七-1序号工种出勤人数合计备注早班中班夜班1打眼工553132放炮员11--23耙装机司机11134维修工3137兼电工5喷浆工556拌料工447换车工442108水泵工11139信号工222610把钩工4431011绞车司机111312副班长111313班长111314副队长111315总计25232875B、机掘巷道1、采用“三.八制”作业方式组织施工。2、掘进迎头采用单班正规循环作业，每小班六个循环，每日18个循环，每循环进尺0.9m。附：劳动组织表表七-2机掘劳动组织表表七-2序号工种出勤人数合计备注早班中班夜班1综掘机司机11132打眼支护工33393皮带司机33394看泵工11135铺路运料工444126维修工11137验收员11138班长111314跟班队长111315总计16161648为保证正规循环作业，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量采取平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：正规循环作业图表炮掘巷道的正规循环作业图表见表八-1机掘巷道的正规循环作业图表见表八-24305轨道顺槽炮掘施工正规循环作业图表（表八-1）(4305轨道顺槽炮掘掘进班正规循环作业图表)(4305轨道顺槽炮掘喷浆班正规循环作业图表)4305轨道顺槽机掘施工正规循环作业图表（表八-2）序时间工序时12345678分10203040506010203040506010203040506010203040506010203040506010203040506010203040506010203040506015345678第三节主要技术经济指标参见技术经济指标表（表九）。A、炮掘巷道技术经济指标表表九-1序号项目单位指标备注1工作面在册人数人392每班出勤人数人283出勤率%1004循环进度m1.45效率m/工0.03736月循环次数个50按25天/月（起底移机按5天）7月进度米708循环率%83.39锚杆消耗条/米16.2510树脂药卷消耗块/米32.511金属网消耗m2/m1512梯子梁圆钢消耗m/m27.513坑木消耗m3/m0.0414水泥消耗T/m0.4315石子消耗m3/m0.64816砂子消耗m3/m0.64817速凝剂消耗kg/m0.01218炸药消耗kg/m14.7919雷管消耗个/m57.14B、机掘巷道的技术经济指标表表九-2序号项目单位指标备注1工作面在册人数人232每班出勤人数人163出勤率%97.44循环进度m0.95效率m/工0.346月循环次数个504按28天/月7月进度米453.68循环率%93.39锚杆消耗条/米12.310树脂药卷消耗块/米17.911金属网消耗m2/m9.5312异型钢带消耗m/m9.113坑木消耗m3/m0.0414截齿消耗个/月按月耗5个计15黄油消耗kg/m0.116液压油消耗kg/m0.517齿轮油消耗kg/m0.2施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在430采区轨道下山底车场新鲜风流中，最长供风距离1600m。一、掘进工作面风量计算：4305轨道顺槽掘进工作面需要风量按瓦斯(二氧化碳)涌出量、巷道中的风速、工作人数等规定分别计算，取其中最大计算值，以此选用局扇，然后按局扇实际吸风量和防循环风量来计算掘进工作面配风量，最后进行风速验算。1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算：Q掘=100（67）×q瓦掘×k掘通Q掘1=100×0×1.5=0Q掘2=67×0.52×1.5=52.26m3/min式中：Q掘1、Q掘2—掘进工作面分别按瓦斯绝对涌出量、二氧化碳绝对涌出量计算的需要风量;100（67）—单位瓦斯（二氧化碳）涌出量配风量，m3/min，以回风流瓦斯（二氧化碳）浓度1%（1.5%）的换算值;q瓦掘—掘进工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量，参考2002年瓦斯鉴定结果，临近430采区皮带下山掘进工作面的瓦斯绝对涌出量和二氧化碳绝对涌出量分别为0、0.52m3/min;k掘通—掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数，一般为1.5～2，取1.5。2、按每班最多工作人数计算：Q掘=4N=4×28=112m3/min式中：N—每班最多工作人数，28人。3、按风速验算Q掘=15×S掘=15×10.2=153m3/min式中：Q掘—掘进期间最低风速时掘进工作面的风量，m3/min；S掘—掘进工作面巷道净断面积，取10.2m2；15—《规程》规定煤、半煤岩巷道的最低风速值，m/min。经以上计算，掘进工作面需要风量153m3/min。（1）按最低风速验算：本作业规程最低风速按掘进后期进行考虑，预计此时掘进工作面最低风量为160m3/min，即：Q低=160m3/min经以上计算：Q低＞15×S掘（2）按最高风速验算最高风速为掘进初期，此时掘进工作面最高风量为170m3/min，即：Q高=170m3/min240×S掘=240×10.2=2448m3/min所以：Q高＜240×S掘式中：Q高—掘进期间最高风速时掘进工作面的风量，m3/min；S掘—掘进工作面净断面积，取10.2m2；240—《规程》规定煤、岩巷道的最高风速值，m/min。4、局扇选型：按上述计算，4305轨道顺槽掘进工作面的需要风量为153m3/min；根据最远供风距离1600m，选用一台KDF(2×15KW)型局扇或同等供风能力的局扇，使用直径600mm胶质阻燃、抗静电风筒，向4305轨道顺槽掘进工作面供风,掘进初期用一台电机，掘进后期风量达不到掘进工作面需要风量时，用两台电机供风。5、按局扇吸风量和防止循环风计算掘进工作面配风量：掘进初期：Q配=Q吸+VS掘=180+9×12.13=289.17m3/min掘进后期：Q配=Q吸+VS掘=190+9×12.13=299.17m3/min式中：Q吸—局扇实际吸风量，根据所选局扇，掘进初期为180m3/min，掘进后期选为190m3/minV—局扇吸风口至回风道口间最低风速，9m/min。S掘—掘进工作面巷道回风口至局扇之间井巷断面积，为12.13m2根据上述计算，4305轨道顺槽掘进工作面初期配风量为289.17m3/min，后期配风量为299.17m3/min。二、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机前期安装在430采区轨道下山底车场，98#导线点以外20m处，且距回风口不小于10m，后期安装在4305轨道顺槽一路联络巷门口以外大于10m处的新鲜风流中，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。2、通风系统前期：局扇、风筒→掘进工作面→4305轨道顺槽→430采区轨道下山底车场→430采区回风、大巷联络巷→430采区回风下山→430采区回风下山施工道→1301施工道→风井底车场→风井→地面后期：局扇、风筒→掘进工作面→4305轨道顺槽→4305工作面一路联络巷→4305工作面皮带顺槽→430采区辅助皮带上山→430采区辅助上山回风道→430采区回风下山→430采区回风下山施工道→1301施工道→风井底车场→风井→地面附图10：局部通风机安装位置图附图11：通风系统示意图第二节压风系统风源来自压风机房，压风机房安有四台SA-5175型螺杆空压机，排气压力为0.7MPa,每台排气量为23.5m3/min。分别用2寸钢管和1寸胶管接至迎头。迎头风压最小为0.6MPa。供风路线:压风机房→-255环形车场→430回风下山施工道→430回风下山→-495运输大巷→4305皮带顺槽掘进工作面。附图12：压风系统示意图。1、防尘水源来自430临时水仓口水源孔，自430采区轨道下山底车场、4305轨道施工道分别用φ50mm的铁管和高分子管、φ25mm的胶管接至迎头，每隔50m设三通一个。2、炮掘时，距迎头30m内设放炮喷雾，距迎头50m内设一道能封闭全断面的净化水幕。在扒装机上方设高压远程放炮喷雾和耙装喷雾设施，实现放炮喷雾、耙装喷雾，采用湿式打眼、装炮使用水炮泥、放炮喷雾、放炮前后洒水、冲刷巷帮、装岩（煤）洒水、净化通风、喷浆使用除尘风机除尘、个体防护等综合防尘措施；机掘时，距迎头30m、50m内各设一道能封闭全断面的净化水幕；皮带转载点设喷雾装置，4305轨道顺槽掘进工作面共设两处转载点设喷雾装置；采用使用综掘机喷雾、除尘风机除尘、载点设喷雾、净化通风、冲刷巷道、个体防护等综合防尘措施。3、防尘系统：430临时水仓口水源孔→430采区轨道下山底车场（φ50mm）→4305轨道施工道（φ50mm）→4305轨道顺槽（φ50mm）→4305轨道顺槽掘进工作面→→风动锚杆机→风钻→巷道内水幕→扒装洒水→冲刷巷帮水管→灌水炮泥注水器→巷道内喷雾4、隔爆设施掘进工作面见煤后，距掘进工作面60～200m内安设隔爆水袋，随掘进工作面前进而前移；隔爆水袋排距1.6～3m，隔爆水袋不少于13排，总长度不得小于20m；隔爆水袋容量60L/个，每排隔爆水袋3个，确保隔爆水袋总水量不少于2040L；做到经常冲水，保证水量；并实行挂牌管理。附图13：防尘系统示意图1、4305轨道顺槽在煤层中掘进时，对于有煤层自然发火征兆的巷道片帮、高冒处、破碎带应及时充实或喷浆，以防止该处聚温发生煤的自燃现象。2、对于有煤层自然发火征兆的巷道片帮、高冒处、破碎带等地点，应进行取样分析气体成分，以便采取相应防火措施。3、消防系统：同防尘系统第五节防治瓦斯与安全监测系统一、瓦斯检查1、4305轨道顺槽、切眼掘进工作面每班检查瓦斯次数不少于2次，间隔时间3～5小时；并填写瓦斯检查手册和瓦斯日报表；每次检查结果必须认真、及时的记入到瓦斯检查手册和检查地点的瓦斯记录牌上，并通知现场工作人员，班组长必须在瓦斯记录本上签字；瓦斯牌记录牌、瓦斯检查手册和瓦斯日报表的数据必须相符，做到“三对口”。2、放炮前后必须检查瓦斯，放炮地点20m内，瓦斯浓度达到1%时，停止装、放炮。3、当掘进工作面及其他地点风流中、电动机或其他开关地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4、当掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工通电启动。6、瓦斯浓度超过本规程有关规定时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。二、瓦斯监测（一）甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、当巷道见煤后，及时安设甲烷断电装置，实现瓦斯断电闭锁。断电仪电源箱安设在所有电器设备的闭锁开关电源侧。甲烷传感器的报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内无风筒的一侧，垂直悬挂，距顶板不得大于200mm，距巷帮不得小于300mm。（二）便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，当报警（甲烷报警点为1%）时，停止装放炮，并做好记录。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，距顶板不得大于200mm，距巷帮不得小于300mm；当报警时，必须停止工作，进行处理。4、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。附图14：安全监测仪器仪表示意图第六节供电系统该迎头掘进施工中，电源来自430泵房的两台KBSGZY-315-6型移动变电站。4305皮带顺槽S200综掘机电源来自430辅助上山底车场KBSGZY-315-6/1.2型移动变电站，660V辅助电源来自430辅助上山底车场KBSGZY-315-6/0.69型移动变电站。供电方式为集中供电，经QBZ-315型开关橡胶电缆接至DW80-200型开关，再根据不同负荷接不同电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备，电缆要吊挂整齐，电缆钩每2米一个，电缆的垂度要一致。配电点设置在各皮带头处，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。供电系统：430变电所→430辅助上山底车场→430辅助皮带上山→4305皮带顺槽→迎头。附：供电系统示意图(图15)第七节排水系统根据地质说明书的有关资料，该区域水文地质条件中等,影响掘进的为3下煤层顶底板砂岩含水层和三灰含水层。根据430采区开拓下山、辅助皮带、轨道上山及4306工作面施工揭露分析，掘进期间穿层巷道单头涌水量达80m3/h。预计4305皮带顺槽掘进期间最大涌水量80m3/h，正常涌水量40m3/h。排水设备采用QBK-70/10-5.5型排沙泵，排水量为70m3/h，扬程为10m，用4寸高分子管排水。排水系统：由掘进迎头经水沟或跟迎头→迎头以外的临时水窝→430辅助上