煤矿 11901工作面回风顺槽甩车场掘进作业规程.doc

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1、昌吉市宝平煤矿11901工作面回风顺槽甩车场掘进作业规程编 制 人： 孙明志区 队 长： 郭晓鸿施 工 单 位： 掘进队批 准 人： 杨培汉编 制 日 期: 2014年7月14日执 行 日 期: 2014年7月18日昌吉市宝平煤矿作业规程审批意见表单 位审批意见签字备注掘进队地测科生产技术科安全通防科机电运输科调度室通风副总掘进副总机电矿长总工程师作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程会审记录作业规程名称施工单位会审时间参加会审人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：目 录第一章 概 况7第一节 概 述7第二

2、节 编写依据7第二章 地面相对位置及地质水文情况8第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况8第二节 煤（岩）层赋存特征9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15第四节 支护方式17第四章 施工工艺23第一节 施工方法23第二节 爆破作业24第三节 综掘机掘进方式29第四节 煤渣运输29第五节 管路安装29第五章 劳动组织及主要技术经济指标30第一节 劳动组织30第二节 正规循环组织图表30第三节 设备及工具配备31第四节 主要技术经济指标31第六章 生产系统32第一节 通风系统32第二节 压风系统34第三节

3、 防尘系统34第四节 防灭火35第五节 供电系统35第六节 排水系统35第七节 运输系统36第八节 照明、通讯和信号系统36第九节 安全监控系统36第七章 灾害预防及避灾路线37第一节 灾害预防37第二节 避灾路线38第八章 安全技术措施38第一节 施工准备38第二节 “一通三防”管理39第三节 顶板管理40第四节 防治水管理42第五节 机电管理42第六节 运输管理44第七节 专项措施45第八节 其它安全技术措施53第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称11901工作面回风顺槽甩车场。二、掘进目的及巷道用途该巷道掘进的目的是形成11901工作面和11902工作面生产系统，满足11901工作面

4、和11902工作面回采时的通风、运输、安装、管线敷设及行人的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度11901工作面回风顺槽：460m，回风甩车场：64m工程量共计：524m。服务年限：2年。四、预计开、竣工时间经矿生产技术部门研究决定，本掘进工作面自2014年8月1日开工，预计2015年1月竣工，工期为153天。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间1、设计图名称为宝平矿11901工作面回风顺槽及甩车场施工图。批准时间为2014年7月2日。2、昌吉市宝平煤矿11901工作面轨道顺槽掘进地质说明书（地测科，2014-119）3、由新疆地质矿产勘查开发局第九地质大队编制的昌吉市宝平煤矿生产

5、地质报告。4、煤矿安全规程、操作规程。5、宝平煤矿相关规章制度。6、现场收集的有关资料。三、矿压观测资料根据南北下山的矿压分区观测资料知，该施工巷道地压为大地静力场型，为老顶来压明显、直接顶中等稳定的二级二类顶板，巷道顶板压力较大，最大水平应力足以引起顶煤的破坏，因此须加强巷道顶板及两帮支护。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概况煤层名称9#煤层水平名称+1100采区名称一采区巷道名称11901回风顺槽地面标高（m）+1303+1327+27工作面标 高（m）+1131+1122+9地面位置工作面地表标高+1303m+1327m，工作面地表地形为丘陵及沟谷

6、，山体比高约80150m，山坡基岩裸露，植被生长稀疏，无牧民区等建筑物。井下位置及四邻采掘情况巷道位于一采区南翼东部，北部与行人下山相连，南部为煤层实体，与矿井边界相距220米，西部为11903工作面，留设煤柱20米，北部为煤层实体，上部为煤层实体。巷道以煤巷为主，根据煤层底板等高线分析，煤层在掘进巷道中表现为缓慢下坡，沿煤层走向倾角延展。掘进对地面设施影响该段巷道地表为山体丘陵，掘进巷道距地表高差较大，对地表不构成影响，若工作面成型回采后将造成地表山体产生滑坡、塌陷等现象。11901回风顺槽掘进层位为9#煤层。9-10号煤层呈黑色，条痕为黑色带褐色，光泽暗淡，沥青光泽和丝绢光泽，半坚硬，韧性

7、较强，裂隙不发育，平坦断口，均一状结构或条带状结构，宏观煤岩类型9-10号煤层为半暗型第二节 煤（岩）层赋存特征表2 煤层特征情况指标参数备注煤层厚度最大-最小/平均/m 4.04m9号煤层：有10个见煤点，均为可采点，煤厚平均4.04m夹矸01层。结构简单，厚度稳定，属稳定煤层，顶板岩性为粉砂岩，底板为粉砂岩。煤层倾角最大-最小/平均/m130-220 、平均190煤层倾角有从浅部向深部变大。煤层硬度f2-3煤层层理发育程度较发育煤层节理发育程度不发育自然发火期/d46个月容易自燃绝对瓦斯涌出量m3/min绝对涌出量0.15m3/min煤尘爆炸指数/火焰长度100-500mm有爆炸性温度/1

8、1-13+1063m掘进为依据表3 煤层顶底板情况顶底板名称岩石类别硬度厚度岩 性顶板基本顶粉砂质泥岩5-60-4.17m灰-深灰色，泥质结构、块状，饱和抗压强度8.9MPa，天然单向抗压强度37.166.7MPa，天然状态下单向抗拉强度2.22.27MPa，天然状态下抗剪强度9.4MPa，软化系数0.26，为不稳定顶板。直接顶泥岩3-40.5-2.5m灰色-灰白色，层状，天然状态下单向抗压强度33.266.7MPa左右，天然状态下单向抗拉强度2.392.6MPa左右，天然状态下抗剪强度4.9MPa左右，遇水易变软垮落；f=12.2伪顶炭质泥岩1.60-1.1m灰黑色，一般较薄，抗压强度较小，

9、开采中及易垮落。底板直接底粉砂岩3-51.5-5.21m天然状态下单向抗压强度23.9108MPa，天然状态下单向抗拉强度1.49MPa。为不稳定底板。灰白色，具水平层理第三节 地质构造 一、地质构造：从已揭露的9-10煤层及地质勘查资料分析，该工作面所在区域地质构造为NW单斜构造，走向NESW，倾角1319，表现在掘进巷道为515坡度掘进，通过资料未发现明显构造现象。第四节 水文地质一、掘进区域主要含水层：1、3含水层：由西山窑组下段顶部的灰白色砂砾岩和中砂岩组成，砂砾岩砂石主要为石英岩砾，磨园较好，多为次园状，砾径最大10mm，厚度约12m左右。2、4含水层：由14-15号煤层以下716m

10、处，为灰白深灰色中砂岩，以石英为主，分选较好，厚度约25m左右。二、掘进区域主要隔水层：1、第四隔水层（G4）：位于中侏罗西山窑组下段的上部，为一套湖沼相的灰色粉砂岩、泥岩为主的结构，胶结致密，透水性差，一般厚度大于30m，其上为3含水层，其下为火烧地层（含水组）。2、第五隔水层（G5）：位于于中侏罗统西山窑组下段的下部，为灰色及灰黑色粉砂岩、泥岩和薄层炭质泥岩交互结构，胶结致密，透水性差，一般厚度在20m左右，其下部为4含水层。3、第六隔水层（G6）：位于中侏罗统西山窑组下段的下部，为灰色粉、细砂岩为主。三、水文分析：通过上述分析可知，本掘进巷道水文地质条件较简单，工作面除煤层自身裂隙含有少

11、量水外，可能存在的潜在水患威胁为主要有老窑采空区积水、火烧区富水带；通过矿井37-1孔、和井下1175m水平所开挖的36-1暗立井及38-1暗立井揭露，结合邻近勘探线、相邻矿井及生产平峒采区揭露，确定9-10号煤层火烧深度底界为1130m水平。本次设计掘进区域考虑到火烧区边界，并留设足够的安全隔离煤柱，基本排除有火烧区富水带影响；根据原采掘工程图得知工作面区域上部4-5煤层已经开采，存在采空区，虽无明显水源补给，但采空区常年受裂隙水等因素影响，水量不明，因此，本次掘进应针对采空区水设计钻孔探放水钻孔，对该区进行预防性探放水，确保巷道施工安全。四、涌水量预计参照地质报告及矿井实际水文情况，119

12、01工作面轨道顺槽预测最大涌水量为20m3/h;正常涌水量为3m3/h。五、主要防治水措施1、编制探放水设计，并严格按照设计进行探放水，并在巷道中开挖临时水窝、沉淀池等，掘进巷道开挖排水沟。2、掘进过程中加强对工作面顶板积水的分析。3、安装排水系统，使综合排水能力不低于60m3/h。4、加强顶板初次垮落期间的水文地质观测工作第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置目前，11901工作面回风顺槽的通风、排水、供电、运输系统已形成，为11901工作面回风输顺槽掘进做好了准备。回风顺槽布置于9#煤层，顺槽掘进方位2293000”，甩车场布置于7#煤层与9#煤层石门，坡度为0度。一、施工方法采用爆破

13、掘进，配套SGB420/30型刮板输送机运渣，人工运料，采用锚杆钻机打装顶部锚杆和锚索、手持式帮锚钻机打注帮部锚杆，进行锚网支护，爆破与支护单行作业。第二节 支护设计一、 巷道断面特征1、11901回风顺槽甩车场支护形式及参数：2600600支护形式为：锚网喷施工长度：62米巷道坡度：由开口处以0掘进巷道煤岩性：岩巷巷道规格：半圆拱掘断面尺寸：巷道宽度3500mm ,高度3350mm， S毛=10.4m2。净断面尺寸: 巷道宽度3300mm ,高度3250mm， S净=9.6m2顶部采用锚杆为18mm1800mm，间排距800mm,三花排列方式，帮部采用18mm1800mm，间排距800mm，

14、采用MSCK2350型树脂药卷端头锚固剂二卷/根。2、11901回风顺槽甩车场双轨巷段支护形式及参数：600600照明通讯电缆挂钩12001200771905120304703005003501750180012501680100R16653700R28464800500019201001002300支护形式为：锚网喷施工长度：26米巷道坡度：以0掘进巷道煤岩性：岩巷巷道规格：三心拱掘断面尺寸：巷道宽度5000mm ,高度3700mm， S毛=15m2。净断面尺寸: 巷道宽度4800mm ,高度3600mm， S净=14m2顶部采用锚杆为18mm1800mm，间排距800mm,三花排列方式，帮

15、部采用18mm1800mm，间排距800mm，采用MSCK2350型树脂药卷端头锚固剂二卷/根。顶部锚索采用15.24mm,长为6000mm的钢绞线配合锁头、托盘制作;其中锚索有效长度为5700mm,外漏部分为小于或等于350mm，每孔使用3卷树脂锚固剂固定,型号为MSCK2350型,锚固力为不低于200KN/根;皮带机头及过渡段锚索间距为2000mm，排拒为2400mm，锚索到工作面的距离不大于5m。3、11901回风顺槽巷道顺槽段支护形式及参数：E-E断面图1:502000410030003050见管路安装图6004000风筒轨道中心线水沟300200支护形式为：锚网施工长度：460米巷道

16、坡度：沿9#煤层底板掘进巷道煤岩性：煤巷巷道规格：矩形掘断面尺寸：巷道宽度4100mm ,高度3050mm， S毛=12.5m2。净断面尺寸: 巷道宽度4000mm ,高度3000mm， S净=12m2顶部采用锚杆为18mm1800mm，间排距800mm,三花排列方式，帮部采用18mm1800mm，间排距800mm，采用MSCK2350型树脂药卷端头锚固剂二卷/根。第三节 支护工艺一、支护材料1、锚杆及锚固剂：使用18mm1800mm圆钢锚杆，锚杆间排距均为800mm；每根锚杆用MSCK2350型锚固剂2卷，锚杆外露长度为不大于50 mm。将强支护时每根锚索采用3卷MSCK2350型锚固剂。2

17、、铁托板规格为130130mm，用厚6mm 钢板压制成弧形。锚杆均使用配套标准螺母紧固，抗拔力不小于60KN 。3、金属网：1）、11901回风顺槽甩车场段网为3mm冷拔丝网，网片尺寸为10002000mm，网孔尺寸为100100mm，网与网之间采用直径不小于14#铁丝绑扎，联网的要求是隔扣对角相联，搭接长度不小于100mm，网要压在托盘下。2）、11901回风顺槽巷道全断面铺设用10铁丝编制的6060网孔的菱形网。锚网规格为1000mm*10000mm。网片搭接压茬不小于100，每扣用14双股铁丝联结。采用14#铁丝隔扣相连，网要压在托盘下。4、喷射砂浆标号不低于C20，喷浆厚度为100mm

18、（沙：水泥：水=1：2：2），覆盖锚杆托板，并找平顺滑。5、水 泥：采用425#普通硅酸盐水泥，过期、受潮结块的水泥不准使用。 6、速凝剂：采用D型速凝剂，掺入量一般为水泥重量的35%，喷拱取上限，喷淋水区时，可适量加大速凝剂掺入量，速凝剂均匀加入。二、锚杆安装工艺：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，找掉活矸、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。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，孔深不小

19、于1.75m，不大于1.8m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探梁的掩护下操作，打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，须将孔内的积水、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2卷50型号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，用带有专用套筒的风钻卡住螺帽，开动风钻，使风钻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，方可撤去风钻，搅拌旋转20-25秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆螺栓

20、的预紧力顶锚不小于120N/M，帮锚不小于90 N/M。三、锚索加强支护（一）支护材料锚索采用15.24mm,长为6000mm的钢绞线配合锁头、托盘制作;其中锚索有效长度为5700mm,外漏部分为小于或等于350mm，每孔使用3卷树脂锚固剂固定,型号为MSCK2370型,锚固力为不低于200KN/根;皮带机头及过渡段锚索间距为2000mm，排拒为2400mm，顺槽段在巷道正中打一根锚索，排拒为2400mm；锚索到工作面的距离不大于5m。（二）、锚索安装工艺 1、安装方式： 1）、当巷道按设计要求合格以后，用锚索钻机配合B19空六方接长式钻杆和28mm双翼钻头湿式打眼，眼深5700mm. 2)、

21、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。 3）、用棉花将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用胶带将树脂锚固剂与锚索沾接定位。 4）、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。安注树脂锚固剂时注意不要用力过猛不能抽拉锚索，以防捅破锚固剂影响锚固质量。 5）、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚索钻机上。 6）、一人扶住机头，一人操作锚索钻机，边推边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20-30s，确保搅拌均匀。 7）、停止搅拌后，必须继续保持锚索钻机的推力约2min，然后收回锚索钻机。 8）、卸下专用

22、搅拌驱动器后，装上托梁、托盘、锁具，并将其拖到紧贴低顶板的位置。 9）、两人一起将涨拉千斤顶套在锚索上并用力托住。然后开泵进行涨拉，并注意压力表读数达到20MP以上，达到设计预紧或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。 10）、卸下涨拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。2、技术要求： 1）、锚索外露长度控制在350mm. 2)、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气合成，绝对不能反复搅拌，负责已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。 3）、根据顶板岩性搅拌树脂药卷后3-5min涨拉预紧力控制在60-80KN。 4）、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补打。 5

23、）、锚索锚固力为不低于200KN。 6）、涨拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用涨拉器不合格的锚索拉出，然后用钻机将原来的钻孔进一遍，重新安装锚索。第四节 支护方式一、临时支护施工要求：1、施工前认真检查前探梁的安装质量，钢管是否变形、吊杆是否破损、吊环的配套锚杆螺母是否滑丝。2、所使用的前探梁长度为4m，严禁使用变形的前探梁。3、使用前前探梁与两帮间距要平均。前探梁用直径2寸钢管制作，其长度为4.0m，使用数量为3根。4、采用吊挂前探梁作为临时支护，用金属锚杆和吊环固定，直径2寸钢管中间留有吊杆钢板宽度的小孔用于穿吊杆，吊杆形式为一头焊有支护锚杆配套的螺母，一头为

24、厚度约为5mm钢板，宽30mm，长度200mm，中间有一配套销子的小孔，用于穿销子。5、按照施工顺序操作，割煤结束后安全检查敲帮问顶临时支护，将起吊前探梁的吊杆一头锚杆螺母，拧入锚杆尾部丝头后。两人将前探梁钢管托起，另一人掌握前探梁方向，沿吊杆钢板的方位，将钢管留有的孔，穿入吊杆中，根据巷道顶板情况，两人将前探梁向上推至最高点的孔缝间，将插销插入钢管中。然后在前探梁上方用金属网及2块规格为：长宽厚=2000200150mm小板梁和小木板接顶，钢管后部用木楔楔紧，使前端有效支护顶板。要求木板一定背实、背紧。6、临时支护采用前探梁支护，打锚杆眼、安装锚杆时必须在前探梁下进行。7、保持前探梁成一条直

25、线,梁间距要均匀,前探梁弯曲要及时更换。8、架设前探梁前必须由外向里进行敲帮问顶，不得站在未经支护的地方进行敲帮问顶，找掉帮顶活矸、兆头等，当顶板破碎时跟班副队长必须在现场监护，在没处理掉危岩时不得进行支护工作。9、打锚杆眼或安装锚杆时，不得拆除临时支护，并检查前探梁是否背实，是否有效。10、顶板破碎时应缩短循环进度，短掘短支。11、永久支护完后，前探梁拆除,即将原吊挂前探梁的螺母拧紧扭矩力不小于120NM。12、掘进头每次施工前后，必须对临时支护以及迎头10米内的支护进行检查，有问题及时处理。13、移前探梁前，两人站在有支护的地点用钩钎或木棍等将锚网托起，紧贴顶板，然后将前探梁串进空顶区，用

26、钩钎或木棍等将大板推至合适的位置，然后背顶，严禁空顶作业。18*180018*180020锚杆背板前探梁平面图 示 意前探梁剖面图 示 意二、永久支护一）、11901回风顺槽甩车场段支护1、采用锚网、锚索喷浆联合支护方式。锚杆及锚固剂：使用18mm1800mm的圆钢锚杆，锚杆间排距均为800mm；每根锚杆用MSCK2350型锚固剂2卷，锚杆外露长度为50 mm。铁托板规格为130130mm，用厚6mm 钢板压制成弧形。锚杆均使用配套标准螺母紧固，抗拔力不小于60KN 。网为3mm冷拔丝网，网片尺寸为10002000mm，网孔尺寸为100100mm，网与网之间采用直径不小于14#铁丝绑扎，联网的

27、要求是隔扣对角相联，搭接长度不小于100mm，网要压在托盘下。喷射砂浆标号不低于C20，喷浆厚度为100mm（沙：水泥：速凝剂=1:2:2），覆盖锚杆托板，并找平顺滑。2、按悬吊梁理论计算锚杆参数：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 = B/2f=4.8/(24)= 0.6(m)式中：B 巷道开掘宽度，取4.8m；f 岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.6+0.5+0.1=1.8(m)2）锚杆间距、排

28、距计算，通常间排距相等，取a：a = Q/ （KHR）1/2式中：a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，60KN/根；H 冒落拱高度，取0.6m； R 被悬吊砂岩的重力密度，取25kN/m3；K 安全系数，一般取K=2；a = 60/ （20.625）1/2=1.41m通过以上计算，并结合施工经验，选用直径18mm、长度1800 mm的圆钢锚杆，锚杆间排距为800800mm。锚网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，最大空顶不超过1300mm，前排锚杆距迎头超过800mm时及时安装锚杆，全断面挂网。在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，锚杆间排距适当缩小，加

29、强支护。二）、11901回风顺槽支护1、采用锚网索支护方式锚杆及锚固剂：使用18mm1800mm的等强锚杆，锚杆间排距均为800mm；每根锚杆用MSCK2350型锚固剂2卷，锚杆外露长度为50 mm。铁托板规格为130130mm，用厚6mm 钢板压制成弧形。锚杆均使用配套标准螺母紧固，抗拔力不小于60KN 。巷道全断面铺设用10铁丝编制的6060网孔的菱形网。锚网规格为1000mm*10000mm。网片搭接压茬不小于100，每扣用14双股铁丝联结。采用14#铁丝隔扣相连，网要压在托盘下。2、按悬吊梁理论计算锚杆参数：1）锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H

30、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 = B/2f= 4/(24)= 0.5 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取4m；f 岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.5+0.5+0.1=1.6(m)2）锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：a = Q/ （KHR）1/2式中：a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，60KN/根；H 冒落拱高度，取0.5m； R 被悬吊砂岩的重力密度，取25kN/m3；K 安全系数，一般取K=2；a = 60/ （20.525）1/2=1.55m通过以上

31、计算，并结合施工经验，选用直径18mm、长度1800 mm的等强锚杆，锚杆间排距为800800mm。锚网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，最大空顶不超过1300mm，前排锚杆距迎头超过800mm时及时安装锚杆，全断面挂网。在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩稳定性较差时，锚杆间排距适当缩小，加强支护。三、锚网喷工程质量规定锚喷巷道工程质量规定表项 目质量标准部 位规格（mm）A-A断面巷道净宽合格优良左 帮拱基线16500+1500+100墙 中1650墙 脚1650右 帮拱基线1650墙 中1650墙 脚1650巷道净高0+1500+100拱基线上16501750拱

32、基线下16001950锚固力60kN60kN锚杆预紧力矩120N.m120N/m喷厚100100基础深度100100巷道坡度30锚杆间排距100800800锚杆孔深度0+501750锚杆角度 015顶 板 75 010帮 部 80锚杆外露长度3050露出螺帽长度3050水沟位置-50+5019502050宽度-30+30300深度-30+30300锚杆距迎头不大于800工业卫生巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工顺序先对11901回风顺槽与皮带下山交叉点处进行施工57m顺槽段，施工完毕后调头地测科给定中腰线施工11901回风顺槽甩车场段，然后施工行人

33、下山交岔点，最后再使用综掘机按2293000”的方位角施工顺槽剩余部分。二、施工方法1、11901回风顺槽-及甩车场采用风煤钻打眼放炮掘进施工方式。11901回风顺槽-段采用综掘机进行掘进。2、岩巷施工：钻爆、运装、运输方式。3、钻具的名称、型号、数量、动力、照明来源、湿式凿岩煤通风系统的布置等。表6 施工设备与供电情况表序号机械、钻具的名称型号单位数量动力备注1风煤钻台12气动锚杆钻机MQT-120H台1锚索机3刮板机SGB620/30型部230kw4局扇FBD2*15台230kw5控制开关QBZ-120台26馈电开关KBZ-400台17激光指向仪JZY-3台18掘进机EBZ-100部19皮

34、带输送机DSJ80/40/275部1第二节 爆破作业本规程所施工的-段巷道采用钻眼爆破法，放炮出现超挖、欠挖现象利用风镐找平，开口先用爆破开挖，后根据尺寸风镐扩刷至设计尺寸。一、炮眼布置1、打眼：按炮眼布置图要求布眼，打眼前必须人工延长中腰线，以符合炮眼布置要求，先打掏槽眼，其次辅助眼，再次周边眼。2、装药放炮：分次装药，分次起爆。放炮时先放掏槽眼与辅助眼，再次周边眼，巷道成形规整。一次装药，必须一次起爆。3、火工品选择：必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用瞬发电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级。二、爆破器材的选用为保证施工效果及安全，选用矿用安全瞬发电雷管。放炮器采用MFB200型发爆器。三

35、、装药结构正向耦合连续装药结构。 说明：（1）标号 1 为药卷，标号 2 为雷管。 （2）标号 4 为水炮泥，标号3为炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，在放炮施工时炮眼封泥长度不小于炮眼深度的1/2。（3）标号 5 为雷管的脚线，定炮时必须扭结成短路。四、起爆方式起爆使用发爆器分次装药，分次起爆，联线方式为串联。五、爆破条件：爆破原始条件表序号项目单位数量序号项目单位数量1断面M210.45炮眼深度M1.32煤层硬度f2-36炸药二级矿用炸药3炮眼个数个397涌水量M3/h无水4雷管个数个398瓦斯涌出量M3/min0.15 爆破说明书和炮眼布置三视图1、甩车场A-A段炮眼布置图：

36、A-A断面爆破说明书13285A-A断面炮眼布置三视图1：50眼 号眼 名眼数眼 深 m装药量单孔小计起爆顺序连线方式装药结构1-34-20个掏槽眼3 1.520.461.2串联辅助眼 171.3 10.2 17 3.4正向周边眼 191.3 10.219 3.82、11901回风顺槽炮眼布置图：11901回风顺槽巷道炮眼布置三视图 1：5012345689101112131415736373839404142434445464748495051252423222135343332312627282930201918171640045050055080050040020010038001001

37、500130087878383280010013001500878710011901回风顺槽断面炮眼布置（矩形断面）爆 破 原 始 条 件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m212炮眼数目个51岩石坚固系数f2-3雷管数目个51炮眼深度M1.3总装药量（三级抗水煤矿许用膨化硝铵炸药）kg8.55装 药 量 及 起 爆 顺 序眼号眼名眼数个眼深米装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数，个重量，kg卷数，个重量，kg1-6掏槽眼61.520.3121.8串联正向7-15辅助眼91.310.1591.3516-25二圈眼101.310.15101.526-51周边眼261.310.15263.

38、9预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%86每米巷道耗药量Kg/m6.57每循环工作面进尺m1.3每循环炮眼总长度m67.5每循环爆破石体岩石315.6每立方米岩体耗雷管量个/m33.26炸药消耗量Kg/m30.55每米巷道耗雷管量个/m39.23六、提高凿岩工效及爆破效果的措施1、严格按爆破说明书的要求操作，要掌握好打眼深度、角度，装药量，封泥长度等技术尺寸。2、用水准仪控制好巷道坡度。3、严禁使用不符合规程要求的炸药、雷管，不能混用性能不一样的火工品及失效的火工用品。4、严格控制顶帮眼方位，不准破坏巷道顶帮。采用掘进机切割施工，先敲帮问顶，支前探梁，然后在前探梁的掩护下立即打锚杆

39、、挂网。每掘进两个循环后对施工巷道进行初喷50mm，最后复喷至设计喷厚100mm。第三节 综掘机掘进方式采用EBZ100型悬臂式掘进机掘进回风顺槽-段，分区截割，先中间后四周，割出毛巷道后再根据中线及断面尺寸割出荒断面。第四节 煤渣运输爆破作业时，铺设一部30溜子，煤渣经30溜子，运至皮带下山皮带，经煤仓至主平硐皮带运到地面。1、11901回风顺槽-段工作面渣石经30溜子 皮带下山皮带煤仓主平硐皮带地面。2、11901回风顺槽-段工作面渣石经掘进机第一运输机顺槽皮带皮带下山皮带煤仓主平硐皮带地面。 第五节 管路安装风、水管路滞后掘进面20m后安装。施工过程中风水管路每50m在50管子上设一三通，每200m设一法兰截止阀。迎头50m范围内使用胶管，50m范围外使用50的钢管，随工作面的前进及时延长，以备迎头正常使用。风水管路接口严密，不得