108x煤炭集團x煤業22203回風順槽掘進作業規程 x煤炭集團x煤業有限公司22203回風順槽掘進作 業 規 程施工單位：x礦掘進隊施工負責人： 編 制 人：編制日期: 年 執行日期: 年 月 日22203回風順槽掘進作業規程審批簽字職 務姓 名簽 字日 期總工程師生產礦長安全礦長機電礦長通風助理開拓副總機電副總運輸副總調 度 室安 監 科機 電 科通 風 科技 術 科地 測 科運 輸 區22203回風順槽掘進作業規程會審意見會 審 意 見目 錄第一章 概 況1第一節 工程概述1第二節 編寫依據1第二章 地面位置及地質情況1第一節 地面相對位置及鄰近采區開采情況1第二節 地質概況2第三章 巷道布置及支護說明3第一節 巷道布置及巷道斷面3第二節 礦壓觀測3第三節 支護設計4第四節 支護工藝9第四章 施工方法及工藝12第一節 施工方法12第二節 施工工藝13第三節 巷道管線布置14第四節 設備及工具配備15第五章 生產系統15第一節 通風系統15第二節 壓風系統20第三節 運輸系統21第四節 綜合防塵系統21第五節 防滅火系統22第六節 安全監控22第七節 供 電24第八節 排水系統26第九節 照明、通訊、信號27第六章 勞動組織及主要技術經濟指標27第一節 勞動組織27第二節 作業循環方式28第三節 主要經濟技術指標29第七章 安全技術措施29第一節 施工準備29第二節 “一通三防”管理29第三節 頂板管理32第四節 防治水36第五節 防滅火39第六節 機電管理40第七節 運輸管理48第八節 其它安全技術措施50第八章 災害應急措施及避災路線51第一節 災害應急措施51第二節 避災路線54第九章 貫徹與執行55煤層綜合柱狀圖5622203回風順槽平面布置圖5722203回風順槽金屬前探梁臨時支護圖5822203回風順槽巷道斷面圖5922203回風順槽支護平面示意圖6022203回風順槽掘進機截割線路圖6122203回風順槽管線布置示意圖6222203回風順槽通風系統示意圖6322203回風順槽運輸系統示意圖6422203回風順槽防塵系統示意圖6522203回風順槽防滅火系統示意圖6622203回風順槽監控系統圖6722203回風順槽供電系統圖6822203回風順槽設備布置圖6922203回風順槽排水系統示意圖7022203回風順槽通信系統示意圖7122203回風順槽綜掘巷道循環作業圖7222203回風順槽水災避災路線示意圖7322203回風順槽瓦斯、煤塵、火、頂板避災路線示意圖7422203回風順槽反風避災路線示意圖75第一章 概 況第一節 工程概述一、巷道名稱、位置本作業規程所掘巷道名稱為：x煤炭集團x煤業有限公司22號層二采區22203回風順槽，巷道北部為礦井邊界，東面為22202綜采工作面,南面為22號煤層二采區回風大巷。二、巷道施工目的及用途該巷道設計為滿足22203綜采工作面的回風、材料運輸、行人、供排水、監控束管布置等需要，為回采巷道。三、設計施工長度及服務年限根據22203綜采工作面設計施工圖，該巷道共計施工工程量919.5米，全部為煤巷。服務年限：服務至22203綜采工作面回采結束。第二節 編寫依據1、山煤集團x煤業有限公司22203綜采工作面設計施工圖；2、x煤炭集團x煤業有限公司兼并重組整合礦井地質說明書；3、煤礦安全規程、崗位操作規程中華人民共和國國家標準GB502132010煤礦井巷工程質量驗收規范和GB505112010煤礦井巷工程施工規范。4、煤礦安全技術操作規程；5、x省煤礦“六個標準”；6、防治水規定；6、其他各項管理制度。第二章 地面位置及地質情況第一節 地面相對位置及鄰近采區開采情況一、四鄰情況及采區開采情況煤層名稱22#采區二采區工程名稱22203回風順槽地面標高（米）14901476井下標高(米)12851255地面的相對位置位于回風立井東部約800米處建筑物、小井及其它該巷道對應地面無建筑物，巷道四鄰無采空區。井下相對位置及采掘情況對地面的影響巷道北面為礦井邊界，東面為22202綜采工作面,南面為22號煤層二采區回風大巷， 巷道掘進對地面設施無影響煤層間的關系22號煤層上距19#煤層平均層間距38.54，與25#煤層層間距19.04m。掘進方位3585612坡度沿煤層長度（米）919.5表1 井上下對照關系情況表第二節 地質概況一、地質構造 本井田位于大同煤田石炭二疊紀煤田的中南部，總體形態為單斜構造，西北部走向近東西向，傾向北；東北部走向北西20，傾向北東，傾角26，一般4。該巷道掘進時會遇到多條正斷層，預計不含有其他地質構造。煤層頂板巖性細砂巖，底板為砂質泥巖。二、水文地質本井田及鄰區無地表水體，大氣降水都以地表逕流排出，部分垂直滲透松散地層和側向補給煤系砂巖含水層。地表逕流主要來自雨季的山洪爆發，且時間短暫，雨后排泄很快，入滲量小。井下含水層都為弱含水層，據x南勘探區奧灰水位等值線圖反映，本井田奧灰水位應為1170m，流向從西流向東南。礦井水文地質條件簡單，含水層充水性弱，最下邊的25號煤層的最低標高+1225m，井田內各煤層的開采不受奧灰水的影響。礦井的正常涌水量500m3/d,礦井的最大涌水量600m3/d。該區域無老空積水，預計22203回風順槽正常涌水量50m3/d,最大涌水量60m3/d。根據相鄰巷道的水文地質特征表明,巷道掘進時，頂板會出現滴水及淋水，因無補給水源，巷道過后短期內自然疏干，預計巷道掘進時不會出現大的淋水。三、煤層特征礦井瓦斯等級鑒定為瓦斯礦井。瓦斯絕對涌出量為0.66m/min，相對涌出量為0.39m/t，（根據山煤集團公司2016年度瓦斯等級鑒定的批復22#煤層掘進工作面最大絕對涌出量為0.13m/t）。煤層煤塵均具有爆炸性。22#煤層自燃等級為級，煤層自燃傾向性質為自燃。22號煤層：以老頂為主，直接頂及偽頂不發育，其頂板結構如下：偽頂：巖性為炭質泥巖及粉砂巖，平均厚0.3m。直接頂：分布于井田東北部，707號孔見直接頂，以砂質泥巖、炭質泥巖為主，次為泥巖、高嶺質泥巖，厚1.10m，中厚層狀，膠結致密，穩定性較好。老頂：全井田均有分布，巖性為砂礫巖及粗細砂巖，厚4.20-26.93m，一般4-6m，穩定性好。底板：泥巖、砂質泥巖、粉砂巖及少量的炭質泥巖。附：x煤業煤層綜合柱狀圖 第三章 巷道布置及支護說明第一節 巷道布置及巷道斷面一、巷道布置22203回風順槽巷道設計在22#煤層二采區回風大巷開口，開口坐標X=443317.06 Y=19642075.905 Z=1277.0，巷道施工方位角3585612。該巷道設計0-36.2m按照-23732沿煤層頂板向前掘進，36.2m-98m按-4255向前掘進,然后按+0向前掘進，直至施工到22#煤層底板（煤層底板對巷道底板）。當遇到斷層時，根據礦方提供資料編寫過斷層施工安全技術措施。二、巷道斷面 該巷道為矩形斷面錨網索巷道。 巷道斷面及規格斷面斷面形狀掘進寬(mm)掘進高(mm)掘進斷面(m2)凈寬(mm)凈高(mm)凈斷面(m2)煤巷矩形300025007.5300025007.5煤巷矩形3500320011.23500320011.2附：x煤業22203回風順槽平面布置圖第二節 礦壓觀測一、觀測對象22號煤層22203回風順槽掘進巷道。二、觀測內容巷道頂板離層量；錨桿、錨索的載荷及錨固力。三、觀測方法1、巷道頂板離層量觀測：在22203回風順槽巷道內每隔50m布置一個測點。頂板離層儀安裝在巷道正中位置，誤差不超0.3m；對于斷層及圍巖破碎帶、應力集中地段等巷道必須補打頂板離層儀（每隔25m安裝一組頂板離層儀）。巷道開口與各個巷道交岔位置施工一組頂板離層儀，定期派專人觀測、記錄頂板離層儀數據。用錨桿鉆機打眼，鉆頭采用規格為28mm的合金鋼鉆頭和中空六棱釬子。打眼前先敲幫問頂，仔細檢查頂部巖石情況，找掉活矸、危巖，確認安全后方可開始工作。眼的位置要準確，垂直巷道頂板，保證頂板離層儀測繩自然下垂，根據該地點附近錨索的錨入深度施工一個鉆孔，孔深8300mm。用錨索將深部基點錨固器推入孔中直至設計位置(頂板離層儀深基點8300mm)，抽出錨索后，手拉一下鋼絲繩，確認錨固器已錨固牢固，然后再將淺基點錨固器推入孔中設計位置(頂板離層儀淺基點2200mm)，抽出錨索索繩后，手拉一下鋼絲繩，確認錨固器已錨固牢固。最后將離層儀白色PVC套管推入孔中，確認固定在PVC套管下端的緊貼頂板。對準刻度：將兩測點指示刻度尺與紅色套管一端對齊，將繩卡死，并截去多余鋼絲繩。錨桿、錨索的載荷及錨固力：巷道掘進過程中，用錨桿拉力計檢測頂、幫錨桿錨固力，用錨索張緊器檢測錨索預緊力和錨固力，共需錨桿拉力計1臺，扭力扳手1把，錨索張緊器1臺。 第三節 支護設計一、支護方式22203回風順槽支護形式為錨桿、錨索、金屬網、鋼筋梯子梁聯合支護（一）臨時支護1、臨時支護使用前探梁，要求前探梁使用2根12#槽鋼，每根長4m，布置在巷道頂部，每根前探梁使用三個方形吊環。前探梁一頭穿入固定在頂錨桿上的三個方形吊環中，一頭緊跟茬巖。前探梁上用8#菱形網、木板梁、木背板接頂維護。用螺帽固定在靠工作面的第1排至第3排錨桿上，每根吊環不少于兩道。木板梁長3000mm，寬200mm，厚50mm，上敷8#菱形網。2、待工作面煤塵吹散后進行敲幫問頂、安全檢查及安全隱患排查。在工作面安裝前探梁，然后將網片和鋼帶擺放在前探梁頂架上，并用剎頂木與木楔錯開相應錨桿位置橫向在前探梁上剎緊背牢，在臨時支護的掩護下，按照規程要求打錨桿眼、安裝錨桿，錨索支護必須在錨桿支護全部完工后進行。3、安裝前探梁時，不少于3人，1人觀察頂板并協調指揮，2人安裝前探梁。當前探梁安裝好后，由外向里在前探梁上鋪8#菱形網和鋼筋鋼帶并在網下架設剎頂木，用木楔剎緊背牢。4、22203回風順槽最大控頂距2.2m，支護后最小控頂距0.2m。附：22203回風順槽金屬前探梁臨時支護示意圖。（2） 永久支護1、非回采回風順槽支護參數：該段巷道設計掘進里程0m-99m，為矩形斷面，掘進寬度為3m，掘進高度為2.5m。 （1）、頂板：采用4根182200mm螺紋鋼錨桿，呈矩形布置，間排距900mm1000mm托盤為150mm150mm8mm方形鋼板。幫部不進行支護，網采用8#菱形金屬網，網格5050mm，錨網鐵絲網搭接均不少于100mm，每200mm用16#鐵絲聯接，呈“三花”布置；鋼筋鋼帶采用14螺紋鋼，鋼帶長2700mm，4個限位孔，孔間距900mm。 （2）、錨索設計使用17.8mm11800mm的鋼絞線，確保錨索錨入穩定巖層不小于2.5m，錨索排距為2000mm，呈“一.一”沿巷道中心布置。鋼托盤30030012mm；每根使用一條MSCK2335和兩條MSZ2360型號的錨固劑。 附：22203非回采回風順槽（0-99m）支護斷面圖 22203非回采回風順槽（0-99m）支護平面圖2、非回采回風順槽支護參數：該段巷道設計掘進99m-掘進到煤層底板，為矩形斷面，掘進寬3.5m，掘進高3.2m。 （1）、頂板：采用4根182200mm螺紋鋼錨桿，呈矩形布置，間排距900mm1000mm，托盤為150mm150mm8mm方形鋼板，網采用8#菱形金屬網，網格5050mm，錨網鐵絲網搭接均不少于100mm，每200mm用16#鐵絲聯接，呈“三花”布置；鋼筋鋼帶采用14螺紋鋼焊接的長度為3300mm鋼筋梯子梁。 （2）、錨索采用17.8mm11800mm 的鋼鉸線，確保錨索錨入穩定巖層不小于2.5m錨索間排距為1600mm2000mm, 呈“二二”矩形布置，設計預應力不低于130KN，錨固力不低于200KN，錨索露出索具150250mm,鋼托盤30030012mm；每根使用一條MSCK2335和二條MSZ2360型號的錨固劑。 （3）、兩幫分別采用2根182200mm螺紋鋼錨桿，呈矩形布置，間排距1000mm1000mm，托盤為150mm150mm8mm方形鋼板，網采用8#菱形金屬網，網格5050mm。3、 回采回風順槽支護參數：掘進到煤層底板至919.5m，為矩形斷面，掘進寬度為3.5m掘進高度為3.2m。 （1）、頂板：采用5根182200mm螺紋鋼錨桿，矩形布置，間排距800mm1000mm,托板為150mm150mm8mm方形鋼板，網采用8#菱形金屬網，網格5050mm，錨網鐵絲網搭接均不少于100mm，每200mm用16#鐵絲聯接，呈“三花”布置；鋼筋鋼帶采用14螺紋鋼焊接的長度為3300mm鋼筋梯子梁。 （2）、回采幫：采用4根182000mm玻璃鋼錨桿，矩形布置，間排距8001000mm，回采幫停采線以里采用尼龍網，網格5050mm。 （3）、非回采幫：采用3根18mm2200mm金屬錨桿，矩形布置，間排距9001000mm，托板為150mm150mm8mm方形鋼板，網采用8#菱形金屬網，網格5050mm，錨網鐵絲網搭接均不少于100mm，每200mm用16#鐵絲聯接，呈“三花”布置。頂板每根錨桿使用MSCK2335與MSZ2360的錨固劑各一條。幫部每根錨桿使用MSZ2360錨固劑一條，設計錨固力不小于60KN，扭矩不小于120Nm。錨桿外露長度10-50mm。2、錨索設計使用17.8mm11800mm 的鋼鉸線，確保錨索錨入穩定巖層不小于2.5m錨索間排距為1600mm2000mm, 呈“二二”矩形布置，設計預應力不低于130KN，錨固力不低于200KN，錨索露出索具150250mm,鋼托盤30030012mm；每根使用一條MSCK2335和二條MSZ2360型號的錨固劑。3、錨桿、錨索錨固設計為錨固劑端頭錨固。4、如遇到斷層、冒頂或頂板不好時，必須寫專項安全技術措施。 附：x煤業22203回風順槽非回采巷道（99-煤層底板）支護斷面圖 x煤業22203回風順槽非回采巷道（99-煤層底板）支護平面圖 x22203回風順槽回采巷道支護斷面圖 x22203回風順槽回采巷道支護平面圖 二、錨桿（錨索）支護參數校核（一）錨桿支護校核頂錨桿通過懸吊作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件，應滿足：LL1L2L3式中L錨桿總長度L1錨桿外露長度（包括鋼筋梯子梁、托板、螺母厚度）取0.04m；L2有效長度（頂錨桿取圍巖松動圈冒落高度b，幫錨桿取幫破碎深度c）L3錨桿錨入穩定巖（煤）層的深度，一般按經驗取0.95m。其中圍巖松動圈冒落高度b=式中B、H巷道掘進寬3.5m、掘進高3.2m； 頂板巖石普氏系數2.0； 圍巖的似內摩擦角，頂 =80.5、幫 =56.3。1、頂錨桿長度校核：設計錨桿長度2.2m b= =1.0mL0.041.00.95=1.99m通過長度校核2.2m1.99m符合設計要求。2、幫錨桿長度校核：設計錨桿長度2.2m =0.97mL0.040.970.95=1.96m通過長度校核2.2m1.96m符合設計要求。（二）錨桿間排距校核：a=Q/KHY式中a=錨桿間排距m Q=錨桿設計錨固力，60kN/根 H=冒落拱高度，取1.0m Y被懸吊巖石的重力密度，取13kN/m3 K安全系數，一般取K=2 a=60/(2113)=1.52m（三）錨桿屈服強度計算采用18螺紋鋼錨桿，若達到設計錨固力60KN/根，則錨桿的屈服強度應滿足：smin=F/S=236Mpa。smin錨桿屈服強度，Mpa；F錨桿所受的力，取85KN；S錨桿斷面面積，S=r2,r=9mm；現使用18普強螺紋鋼金屬錨桿屈服強度335 Mpa，抗拉強度490Mpa；根據MT 146.2-2002樹脂錨桿行業標準：應優先選用屈服強度大于236 MPa螺紋鋼桿體，在滿足錨桿支護需要時，也可采用屈服強度大于236 MPa的普通熱軋圓鋼。通過以上計算，錨桿間排距最大為1.0m1.52m，選用直徑18mm，長度2200mm錨桿符合設計標準，施工時間排距按8001000mm,滿足設計施工要求。 （四）、錨索長度校核（設計17.811800mm）長度應滿足L=La+Lb+Lc式中L 錨索總長度； La錨索深入到較穩定巖層的錨固長度 La 1.3m 其中安全系數，一般取K=2 錨索直徑17.8mm；錨索抗拉強度，1427N/2；錨索與錨固劑的粘合強度，10N/2； 需要懸吊的不穩定巖層厚度9m； 托板及錨具的厚度0.067m； 外露張拉長度0.25m；L=1.3110.067+0.25=10.6m 通過以上計算錨索長度 11.810.6m，選用直徑17.8mm，長度11800mm錨索符合設計標準。 按懸吊理論校核錨索間距： 為了防止頂板巖層發生大面積整體垮落，用17.8mm，L11800mm（錨入砂巖2.5米）的鋼鉸線，將錨桿加固的“組合梁”整體懸吊于堅硬巖層中。校核錨索間距，冒落方式按最嚴重的冒落高度大于錨桿長度的整體冒落考慮，此時靠巷道兩幫的錨桿和錨索一起發揮懸吊作用，在弧忽略巖體粘結力和內摩擦力的條件下，取垂直方向力的平衡，用下式校核： LnF2/BH-（2F1sin）/L1=3.34式中 L-設計錨索間距，1.6m； B-巷道最大冒落寬度，3.5m H-巷道最大帽落高度，2.2m -巖體容重，26.7kN/m3；L1-錨桿排距,1.0m； F1- 錨桿錨固力60KN； F2-錨索極限承載力,300kN；-角錨桿與巷道頂板的夾角,75；n-錨索排數,取1。根據計算L3.34m，錨索間距1.6m符合設計要求。錨索排距s=3/4B2k=3355/（43.5213.01）=2.9m式中每根錨索最低破斷載荷，355kN； 煤巖體積力，13.0kN/m3；B巷道寬度，3.5m；k安全系數，取1；根據計算s2.9m，錨索排距2.0m符合設計要求。加強錨索數目的校核：應滿足NKW/P斷=1.09式中N錨索數目；K安全系數；取2P斷錨索最低破斷力，取355kN； W被懸吊巖石的自重，kN；W=BhD3.51.326.71.6194.3kN其中：B巷道掘進荒寬，m；D錨索間排距，m； h懸吊巖石厚度，m；懸吊巖石平均容重，kN/m3設計每排支護錨索2根, 即NKW/P符合設計要求。（五）、錨桿、錨索錨固長度：（設計錨固劑端頭錨固）錨桿錨固長度： L =（L1D12）/（D2-D22）K=928mm 式中：K錨固劑充實系數，取0.85L樹脂錨固劑錨固長度,mm L1樹脂錨固劑長度,950mm D鉆孔直徑,28mm D1樹脂錨固劑直徑,23mmD2錨桿直徑,18mm根據計算 L =928mm，符合設計要求。錨索錨固長度： L =（L1D12）/（D2-D22）K=1491mm 式中：K錨固劑充實系數，取0.85L樹脂錨固劑錨固長度,mm L1樹脂錨固劑長度,1550mm D鉆孔直徑,28mm D1樹脂錨固劑直徑,23mmD2錨索直徑,17.8mm根據公式實際錨固長度1491mm。根據錨索與錨固劑的粘合強度，10N/2 ，錨索直徑17.8mm及設計錨固力200KN 計算，需要錨固長度358mm。實際錨固長度1491mm358mm符合設計要求。三、 特殊支護在支護中,當圍巖穩定性較差時，容易出現片幫、冒頂現象時，截割前應在工作面頂板打超前錨桿作為超前臨時支護，以防止頂板隨截割冒落，錨桿向前傾6070度，錨桿間排距縮小為600mm600mm。掘進后必須及時打正式錨桿。斷層破碎帶前后以及硐室等頂板暴露面積較大或壓力顯現較明顯的地點必須補打錨索加強支護。如掘進過程中出現高冒區，冒落范圍較小時可在冒落區兩側施工錨索，然后在錨索托梁上方用木板背實頂板；如冒落范圍較大時，可在冒落區兩側頂板支護完整處的錨桿上上緊吊環，然后將鋼管穿過吊環，在吊環的上方搭木垛背實上方頂板。處理高冒區時，可在高冒區下方冒落的煤矸堆及上方冒空處之間楔入22公斤米的鋼軌作為臨時支護冒落的頂板，必須打牢打實，處理冒頂工作必須在臨時頂板掩護下進行。在掘進過程中，必須仔細檢查后路巷道的頂板以及兩幫的支護情況，發現有錨桿、錨索失效壓力明顯變大時，必須立即采取扶工字鋼棚加強支護。（工字鋼棚支護根據現場情況補寫施工措施）第四節 支護工藝一、支護工藝流程：安全檢查-標定中線-綜掘機割煤-安全檢查-臨時支護-鋪網、聯網、上鋼筋梯子梁-打頂錨桿、錨索-錨桿、錨索并預緊-鋪網、聯網-打幫錨桿-錨桿并預緊。（一）頂板情況正常時掘一排錨一排，循環進度2.0m；頂板破碎、遇構造時縮小循環進度1.0m。 （二）割煤前，頂錨桿和上部的一根幫錨桿支護距工作面不超過0.2m。割煤后，頂錨桿和上部的兩根幫錨桿支護距工作面不超過2.2m。下部的兩根幫錨桿距工作面不超過5m，錨索支護緊跟工作面。 （三）工作面割煤前必須將頂錨桿支護到工作面，夠一排距離必須支護一排錨桿。（四）割煤（破巖）后施工人員在永久支護下敲幫問頂，然后及時支設臨時支護，打注錨桿必須在臨時支護或永久支護下進行。二、臨時支護工藝及要求1、臨時支護使用金屬前探梁，要求前探梁使用2根12#槽鋼，長4m，布置在巷道頂部，用三個方形吊環。前探梁一頭穿入固定在頂錨桿上的三個方形吊環中，一頭緊跟茬巖。前探梁上用菱形網、木板梁、木背板接頂維護。用螺帽固定在靠工作面的第1排和第3排錨桿上,每根吊環使用三道。木板梁長3000mm，寬200mm，厚50mm，上敷菱形網。2、待工作面煤塵吹散后進行敲幫問頂、安全檢查及安全隱患排查。在工作面安裝前探梁，然后將鐵絲網和鋼筋梯子梁擺放在前探梁頂架上，并用剎頂木與木楔錯開相應錨桿位置橫向在前探梁上剎緊背牢，在臨時支護的掩護下，按照規程要求打錨桿眼、安裝錨桿，錨索支護必須在錨桿支護全部完工后進行。3、安裝前探梁時，不少于3人，1人觀察頂板并協調指揮，2人安裝前探梁。當前探梁安裝好后，由外向里在前探梁上鋪菱形網和鋼筋梯子梁并在網下架設剎頂木，用木楔剎緊背牢。4、22203回風順槽最大控頂距2.2m , 支護后最小控頂距0.2m；三、錨桿錨索支護工藝 1、錨桿、錨索支護工藝要求（1）必須嚴格執行敲幫問頂制度，及時處理危巖活石，嚴禁空頂作業，及時進行臨時支護。（2）錨桿間排距誤差不超過100mm，錨桿錨固力不小于60kN，扭力矩不小于120Nm。錨桿露出螺母長度1050mm。 (3)錨索預緊力不小于130KN，錨固力200kN以上，錨索露出索具長度在150250范圍內。 (4)頂網必須用錨桿、錨索壓緊，緊貼巖面。鐵絲網搭接均不少于100mm，聯網每隔200mm用16#鐵絲聯一道，呈“三花”布置每道不少于2匝， (5)靠兩幫頂錨桿傾角75，其它錨桿、錨索垂直于壁面，錨桿錨固力、預緊力以及錨索預緊力都必須達到規定要求。（6）打頂錨桿、錨索使用MQT-120錨索鉆機，打幫錨桿使用ZMB-12B風動錨頭，鉆眼時不能用手握旋轉的鉆桿，操作者的衣服、袖口要扎緊，嚴禁戴手套。2、錨桿錨索鉆孔工藝（1）檢查開孔周圍的頂板情況，應選擇頂板完好地點開孔。（2）檢查風鉆鉆機鉆具，打眼前所有控制開關應處在關閉位置，油霧器充滿良好的潤滑油，嚴禁對著人員試驗錨桿鉆機。（3）檢查風水管長度是否夠用，風水管接到鉆機上以前要吹干凈，接頭與鉆機連接要用U形插銷，嚴禁用鐵絲代替。（4）接換風管時要先關閉上一級來壓端的控制閥門。風管接換完畢之后，打開控制閥門試壓加壓時，所有人員都不要把臉部朝向風管接頭處。（5）錨桿鉆機鉆錨索眼時，要兩人進行，開鉆時一人扶鉆安眼、一人開鉆。開鉆時，要先送水后開鉆，安眼時要緩慢升氣腿，將鉆桿接頂，安好眼時開孔，緩慢鉆進50100mm后，再全速開鉆，鉆進時推力要均勻。當鉆眼完畢鉆機收縮時，手不要握在氣腿上。（6）接換鉆桿時，不得挪動鉆機，以保持鉆機鉆桿與鉆孔同心。接、拆卸鉆桿必須在鉆機停止運轉的情況下進行。（7）鉆孔完畢，將孔沖洗干凈，回掉鉆桿，放入錨固劑，用錨桿或鋼絞線將錨固劑輕輕頂到眼底，將攪拌器連接好，然后全速開鉆將錨固劑充分攪拌，并將錨桿、鋼絞線頂至孔底攪拌1525秒，15分鐘后上好托板、螺帽，緊固錨桿，錨索30分鐘后進行張拉。 （8）攪拌器一定要插入鉆機機嘴底，鋼絞線要插進攪拌器底部，注藥卷過程中要專人護住鋼絞線，以防甩脫鋼絞線發生傷人事故。（9）安裝錨桿前必須用錨桿檢查眼孔深度，使之達到要求，安裝錨桿要先頂后幫依次進行。（10）檢查藥卷是否斷裂或過期失效，發現過期失效或斷裂不得使用。（11）如巷道較高需搭設架時，必須搭設牢靠。3、LSL-200錨桿拉力檢測（1）對露出螺母長度1050mm的錨桿進行檢測，緊固被檢測錨桿及周圍相鄰的錨桿。（2）安裝時測力計連接桿與錨桿連接不小于20mm，安裝后連接桿與套筒要有30 mm以上的拉伸區間。（3）做拉力試驗時，操作人員站在施工方向的外側。檢查好拉力計各部件完好，接頭嚴密不漏油。（4）測試錨桿時，若張拉頂錨桿，除操作人員外，千斤頂下5m范圍內嚴禁站人，操作人員待千斤頂緊好螺絲后也撤至安全區域；待泄壓后方可回撤千斤頂，操作人員應一邊握持好千斤頂，一邊松螺絲。（5）測試錨桿時，若張拉幫錨桿，除操作人員外，千斤頂周圍5m范圍內禁止站人，尤其是禁止在被測試的錨桿頭方向左右45范圍內嚴禁有人。待泄壓后方可松螺絲回撤千斤頂。（6）測力打壓時要平穩進行，壓力表讀數達到要求即停止。油缸伸出不得超過20mm。（7）連續2根不合格時必須停止掘進，查明原因，采取措施后方可繼續施工。（8）拉力試驗完后要將被測錨桿重新緊固。（9）測試過程中測試地點范圍不得進行其它掘進施工工作。4、MQ22-300/63錨索拉力檢測（1）將油泵注好油，注入8L清潔的N32號或46號機械油，不得使用2種以上混合油。（2）對油泵、千斤頂、油路進行全面檢查，如有異常情況，先處理再張拉。（3）現場組合的張拉機具，應先進行空載運行，排盡液壓油路中的空氣。（4）張拉時，千斤頂應與鋼絞線保持同一軸線。（5）鋼絞線外露長度不足以使鋼絞線與緊楔器充分咬合時，不得使油泵帶負荷運行，應使千斤頂在較小阻力下上推一段，滿足咬合長度后，退下千斤頂重新張拉，以防損壞緊楔器。（6）一次張拉行程不得超過150mm，一次張拉超過規定行程仍不達設計預緊力時多張拉幾次。（7）張拉時，操作人員必須注視油泵壓力表讀數，油泵壓力超過錨索設計張拉力或壓力表指針急促上移時停止張拉，油缸回位到底時也應立即停止供油，以防油路、油泵超負荷。（8）油泵應緩慢升壓，嚴禁高壓換向。（9）使用錨索張拉儀張拉頂錨索時除操作人員外，千斤頂下5m范圍內嚴禁站人，操作人員待千斤頂與鋼絞線咬合后也撤至安全區域；回撤千斤頂時，操作人員應提前握持好千斤頂，以防待泄壓后緊楔器磨損提前松脫；注意手持位置，避免夾手，發現緊楔器磨損，應及時更換。（10）錨索要逐根檢查，達到設計預緊力為合格，不合格的錨索應重新補打。（11）如遇鎖具、錨固劑或張拉千斤頂等出現質量問題，必須停止掘進、及時更換并匯報。第四章 施工方法及工藝第一節 施工方法一、巷道開門施工方法施工前由技術員提前給出巷道的中線，施工過程中嚴格按照設計位置及中、腰線進行施工。由礦地測科進行復測。二、巷道施工方法1、巷道采用EBZ-132型掘進機沿煤層底板全斷面掘進,每2.0米為一循環。施工前，首先按由外向里的順序，對開門處前后各10m范圍內頂板和兩幫進行檢查，如有片幫、懸矸等，要及時找掉，掩護好巷道內20米范圍的電纜、風水管路、確認安全后，方可開門掘進。截割后及時前移前探梁作為臨時支護,在前探梁掩護下利用錨桿鉆機打頂部錨桿眼、安裝頂部錨桿。三、中腰線標定的方法和要求1、巷道掘進時，按設計圖紙及時標定中腰線，施工隊組要嚴格按中、腰線施工。2、按測量員給定的中腰線進行掘進。中線的標定方法采用掛線法或激光指向法，用掛線法標定時兩組中線距離不大于30米；用激光指向時，激光儀由隊組負責安裝，在掘進中，每個循環之間都必須標定中、腰線。3、隊組嚴格按線施工，并保護好中線。4、施工隊組在施工中要妥善保護好中、腰線，發現問題及時校正。5、隨著巷道的延伸每隔2030m引線一組，每組不少于3根，或者安裝激光指向儀，但至少是50m延一組導線。6、接近斷層時，礦地測部門提前70米鉆探確定煤層底板準確位置，根據鉆探資料設計過斷層方案。第二節 施工工藝1、生產工藝流程：開機前準備掘進機割、裝、運臨時支護、鋪頂網聯網打頂錨桿、錨索并預緊鋪幫網聯網打幫錨桿并預緊清浮煤下一個循環。2、檢修工藝流程：檢修前準備檢修掘進機各部位、加油、更換截齒，檢修各部刮板輸送機、帶式輸送機及延伸皮帶下料、其它工作正常掘進。3、掘進機截割工藝：采用橫向往復式截割，先將截割頭調至巷道的右下部，伸出炮頭，由巷道右下部煤壁開口進刀，進刀深度以0.50.8米為宜，左右擺動先割出槽窩，縮回炮頭，挺進掘進機，將炮頭伸入槽窩，然后按照自下而上從右到左由煤至巖石的順序進行截割，截割完畢后進行支護，再進入下一刀的截割過程，往復進行。截割掉落的大塊煤巖體要先破碎再裝運。4、機掘工作面的支護工藝：掘進機一次割出2.0m的進度（即截割13刀，每刀進尺500800mm）后，使截割頭落地，閉鎖截割部電機，斷開掘進機的電源和磁力啟動器的隔離開關，然后再進行支護作業。5、當頂板壓力過大、頂板破碎、頂板離層或頂板有響聲等情況掘進機一次割1m，并要立即停止掘進并對頂板進行支護，待頂板穩定后繼續掘進。6、先臨時支護再永久支護，由外向里使用前探梁進行臨時支護，隨后永久支護。7、掘進機截割時盡量減小傘檐和底角，截割過后及時采用手鎬修整傘檐和底角。8、掘進裝煤方式裝載運輸采用工作面綜掘機自行裝煤，通過80皮帶、二采區集中運輸大巷運輸到煤倉，再由主斜井運輸至地面。9、作業方法（1）正常掘進割煤（裝煤）后只打頂錨桿、錨索及上部一根幫錨桿，下部幫錨桿滯后施工，但最大滯后距離不得超過5m。（2）掘進班打錨桿可與清理浮煤浮矸、補打幫錨桿、延伸皮帶平行進行，但綜掘機啟動時前方不得有人員，只有實施停機停電閉鎖之后人員方可進入綜掘機前方。（3）當遇斷層巖性松軟、頂幫破碎等異常情況時，先停止掘進工作，執行加強支護措施。由當班班長、支護工負責將頂、幫錨桿及錨索跟至工作面，工作面10m范圍視具體情況每排加打1-2根錨索，并且加密頂、幫錨桿布置。10、施工掘進中，膠帶運輸機皮帶每20米延長一次，同時視進度、皮帶磨損情況隨時延長安裝皮帶，安裝時先找出破損較重的皮帶接頭，拆除穿條延接和更換皮帶，延接皮帶時，皮帶架和縱梁管及機尾架按巷道中線延伸，風、水管路隨時延長。附：x煤業22203回風順槽截割線路圖第三節 巷道管線布置一、施工時風筒、供風水管、排水管敷設在巷道右幫，監測電纜、電纜敷設在巷道左幫。二、風筒吊掛靠幫、頂外端吊掛，做到逢環必掛，風筒距工作面不大于5m。三、風管、水管用專用管架吊掛，每6m一道管架，吊掛高度距巷道底板不低于1.5m，距工作面不超過30m；電纜用專用電纜鉤吊掛整齊，鉤距不超過1.5 m，掛高度距巷道底板不低于1.5m， 四、管線敷設方式：見表 序號名 稱規 格與工作面距離備 注1風 筒800mm5m2風 管108mm30m3水 管57mm30m4電 纜30m5排 水 管108mm30m6傳感器5m附：x煤業22203回風順槽管線布置斷面圖第四節 設備及工具配備一、設備及工具配備見附表序號設備、工具名稱型號單位數量備注1掘進機EBZ-200部12皮帶輸送機DSJ-80/35/2*90部13局部通風機FBDNO6.0/215臺2（1臺備用）4綜保ZBZ-4.0臺15饋電KBZ-400/660(1140)臺1KBZ-630/660(1140)臺16軟啟動器QJR-400/660(1140)臺27雙風機雙電源自動切換QBZ-1202/660臺18磁力啟動器QBZ-200/660臺19磁力啟動器QBZ-80/660臺110錨索鉆機MQT-120部211風動錨頭ZMB-12B部213錨索漲拉儀MQ22-300/63套114力矩扳手MC-300把115風動扳手BK30把116錨桿拉力計LSL-200臺117污水泵QW65-30-40臺118語音信號127V臺219電話DHKTH117部120大錘把321鐵鍬把822鎬把2第五章 生產系統第一節 通風系統22203回風順槽掘進工作面采用局部通風機供風的方法進行通風，通風方式為壓入式通風，局部通風機安設在二采區軌道大巷與22202運輸順槽運料繞道交叉口向西不小于15m的新鮮風流中。一、掘進工作面風量計算： 每個獨立通風的掘進工作面實際需要的風量，應按巷道斷面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通風機實際吸風量、風速和人數等規定要求分別進行計算，并必須采取其中最大值。（一）按照瓦斯、二氧化碳絕對涌出量計算： Q 掘100q 掘K 掘 =1000.122 =18 （m3/min） 式中:Q 掘單個掘進工作面需要風量，（m3/min）； q 掘實測掘進工作面回風流中瓦斯絕對涌出量0.12m3/min，工作面的回風流瓦斯濃度在0.02%0.04%； K掘掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數。 一般可取1.52.0，此處計算取1.5。100掘進工作面回風流中瓦斯濃度不超過 1%所換算的常數。 按二氧化碳絕對涌出量計算需要風量時，可參照瓦斯絕對涌出量計算方法進行。 Q 掘 67q 掘K 掘 =670.041.8=5 m3/min 式中:Q 掘單個掘進工作面需要風量，（m3/min）； q 掘實測掘進工作面回風流中二氧化碳絕對涌出量0.04m3/min，工作面的回風流瓦斯濃度在0.04%0.06%； K掘掘進工作面二氧化碳涌出不均衡系數。 一般可取1.52.0，此處計算取1.8。67掘進工作面回風流中二氧化碳濃度不超過 1.5%所換算的常數。 （二）按掘進工作面同時作業人數計算需要風量：（Q掘）每人供風4（m3/min）Q掘4N440=160（m3/min）；式中：N掘進工作面同時工作的最多人數，取40人。（三）按風速計算按最低風速驗算：煤巷掘進工作面的最低風量：（Q煤掘） Q煤掘600.25S煤掘（m3/min）；式中：S煤掘煤巷掘進工作面的斷面積11.2m2煤巷掘進工作面需風量168m3/min；184 m3/min1511.2168（m3/min）；按最高風速驗算:煤巷掘進工作面的最高風量(Q煤掘)Q煤掘240S煤掘（m3/min）；式中:S煤掘掘進工作面的斷面積11.2m2184m3/min24011.2=2688（m3/min）二、局部通風機選型局部通風機工作風量計算 Q 扇= Q 掘P 式中：Q 扇局部通風機工作風量，m3/min； P局部通風機供風巷道風筒漏風系數， P=1/（1-nL接） ， n風筒接頭數； L接一個接頭漏風率，反壓邊連接時，L 接=0.002。 Q 扇=168m3/min1.02 =171.36m3/min局部通風機工作風壓計算 根據掘進工作面設計長度、局部通風機需要工作風量、掘進工作面需要風量、風筒風阻，計算掘進工作面局部通風機工作風壓值： hft =RpQ 扇Q 掘 Pa 式中：Rp壓入式風筒的總風阻，N.S2/m8 ； Rp6.5L/（d5）+（nj0+beiin）/（2s2） 風筒摩擦阻力系數，0.0041N.S2/m4； L風筒長度，900m； d風筒直徑，0.8m； 空氣密度，1.06kg/m3； s風筒斷面積，0.50m2； n風筒接頭個數90； j0風筒接頭局部阻力系數0.13 ； bei風筒拐彎局部阻力系數1.25； in風筒入口局部阻力系數，0.1 Rp 6.5L/（d5）+（nj0+beiin）/（2s2） =6.50.0041225+13.052.12=33.66 N.S2/m8hft =RpQ 扇Q 掘 =33.66171.36/60168/60 =33.662.862.8 =270 Pa 膠質風筒、j0 選用范圍參考表風筒直徑(mm)摩擦阻力系數（N.S2/m4）接頭局部阻力系數(j0)備注5000.00450.130.15接頭為插接反壓邊接頭6000.00417000.00380.090.138000.0032膠質風筒拐彎局部阻力系數參考表拐彎角度2040608090100bei0.180.40.621.01.251.55選擇合適局部通風機 根據工作風壓、風量和局部通風機的性能曲線，查表選擇215KW型局扇 風量260-380m3/min，風壓800-3700Pa能夠滿足要求。 部分局部通風機選型表 （表八）型 號功率（KW）級數Q扇（m3/min）風壓（Pa）備 注FBD6.0/2152152380-260800-3700FBD6.3/2302302630-2601200-6650通過以上計算及驗算，根據局部通風機選型表選擇FBD6.3/230KW對旋通風機可滿足掘進工作面的風量要求，并符合有關規定。風筒采用抗靜電、阻燃風筒，直徑為800mm。風筒要吊掛平直，緩慢拐彎，保證風流暢通。 三、局部通風機安裝處巷道全風壓供風量的計算: Q 掘全=Q 扇實+60V 安S 安 （m3/min） 式中：Q 掘全局部通風機安裝處巷道的全風壓供風量，m3/min； Q 扇實安裝在同一地點并聯通風的各局部通風機實際工作風量之和， m3/min。V 安局部通風機吸入口至局部通