回风顺槽规程(审批版)

1、山西煤炭XXX集团XXXXXX煤业XXX回风顺槽掘进作业规程山西煤炭XXX集团XXXXXX煤业有限公司xxx回风顺槽掘进作 业 规 程施工单位：XXX矿山工程有限公司 XXX项目部施工负责人： 编 制 人： xxx编制日期: 2015年6月14日执行日期: 2015年 月 日 山西煤炭XXX集团XXXXXX煤业XXX回风顺槽掘进作业规程XXXxx矿山工程有限公司作业规程审批表工程名称：XXX集团XXX煤业XXX回风顺槽掘进作业规程施工单位：XXXXX矿山工程有限公司XXX项目部会审时间会审地点会审意见：编制人：日期： 年 月 日 日审核人：日期： 年 月 日防治水工程师：日期： 年 月 日 日

2、技术副经理：日期： 年 月 日机电副经理：日期： 年 月 日生产副经理：日期： 年 月 日通防工程师：日期： 年 月 日安全副经理：日期： 年 月 日项目经理：日期： 年 月 日总工程师：日期： 年 月 日XXX回风顺槽掘进作业规程审批签字职 务姓 名签 字日 期总工程师生产矿长安全矿长机电矿长通风助理开拓副总机电副总地测副总运输副总调 度 室安 监 科机 电 科通 风 科技 术 科地 测 科XXX回风顺槽掘进作业规程会审意见会 审 意 见目 录第一章 概 况3第一节 工程概述3第二节 编写依据3第二章 地面位置及地质情况3第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况3第二节 地质概况4第三章 巷道

3、布置及支护说明5第一节 巷道布置及巷道断面5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 施工方法及工艺14第一节 施工方法14第二节 施工工艺14第三节 巷道管线布置15第四节 设备及工具配备16第五章 生产系统17第一节 通风系统17第二节 压风系统22第三节 运输系统22第四节 综合防尘系统23第五节 防灭火系统24第六节 安全监控24第七节 供 电26第八节 排水系统28第九节 照明、通讯、信号29第六章 劳动组织及主要技术经济指标29第一节 劳动组织29第二节 作业循环方式30第三节 主要经济技术指标31第七章 安全技术措施31第一节 施工准备31第二节 “一通三防

4、”管理31第三节 顶板管理34第四节 防治水38第五节 防灭火41第六节 机电管理42第七节 运输管理50第八节 其它安全技术措施52第八章 灾害应急措施及避灾路线53第一节 灾害应急措施53第二节 避灾路线56第九章 贯彻与执行57 附图:煤层综合柱状图58XXX回风顺槽平面布置图59金属前探梁临时支护图60XXX回风顺槽巷道断面图61XXX回风顺槽支护平面示意图62XXX回风顺槽掘进机截割线路图63XXX回风顺槽管线布置示意图64XXX回风顺槽通风系统示意图65XXX回风顺槽运输系统示意图66XXX回风顺槽防尘系统示意图67XXX回风顺槽防灭火系统示意图68XXX回风顺槽监控系统图69XX

5、X回风顺槽供电系统图70XXX回风顺槽设备布置图71XXX回风顺槽排水系统示意图72XXX回风顺槽通信系统示意图73XXX回风顺槽循环作业图74XXX回风顺槽瓦斯、煤尘、火、顶板避灾路线示意图75XXX回风顺槽反风避灾路线示意图76第一章 概 况第一节 工程概述一、巷道名称、位置本作业规程所掘巷道名称为：山西煤炭XXX集团XXXXXX煤业有限公司XXX回风顺槽，巷道北部为矿井边界，东面为矿井边界线,南面为XXX煤层二采区集中运输大巷。 二、巷道施工目的及用途该巷道设计为满足XXX综采工作面的回风、材料运输、行人、供排水等需要，为回采巷道。三、设计施工长度及服务年限根据XXX综采工作面设计施工图

6、，该巷道共计施工工程量870米，全部为煤巷。服务年限：服务至XXX综采工作面开采结束。第二节 编写依据1、XXX集团XXXXXX煤业有限公司XXX综采工作面设计施工图；2、山西煤炭XXX集团XXXXXX煤业有限公司兼并重组整合矿井地质说明书；3、煤矿安全规程、岗位操作规程中华人民共和国国家标准GB502132010煤矿井巷工程质量验收规范和GB505112010煤矿井巷工程施工规范。4、煤矿安全技术操作规程；5、山西省煤矿“六个标准”；6、防治水规定；6、其他各项管理制度。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、四邻情况及采区开采情况煤层名称XXX采区二采区工程名称

7、XXX回风顺槽地面标高（米）14901476井下标高(米)13051245地面的相对位置位于回风立井东部约1160米处建筑物、小井及其它该巷道对应地面无建筑物，巷道四邻无采空区。井下相对位置及采掘情况对地面的影响巷道北面为矿井边界，东面为矿井边界线,南面为XXX煤层集中运输大巷， 巷道掘进对地面设施无影响煤层间的关系XXX煤层上距19#煤层平均层间距38.54，与25#煤层层间距8.13m。掘进方位358°5603坡度沿煤层长度（米）870表1 井上下对照关系情况表第二节 地质概况一、地质构造 本井田位于大同煤田石炭二叠纪煤田的中南部，总体形态为单斜构造，西北部走向近东西向，倾向北；

8、东北部走向北西20°，倾向北东，倾角26°，一般4°。该巷道掘进时会遇到多条正断层，预计不含有其他地质构造。煤层顶板岩性细砂岩，底板为砂质泥岩。二、水文地质本井田及邻区无地表水体，大气降水都以地表迳流排出，部分垂直渗透松散地层和侧向补给煤系砂岩含水层。地表迳流主要来自雨季的山洪爆发，且时间短暂，雨后排泄很快，入渗量小。井下含水层都为弱含水层，据XXX南勘探区奥灰水位等值线图反映，本井田奥灰水位应为1170m，流向从西流向东南。矿井水文地质条件简单，含水层充水性弱，最下边的25号煤层的最低标高+1225m，井田内各煤层的开采不受奥灰水的影响。矿井的正常涌水量500m

9、3/d,矿井的最大涌水量600m3/d。该区域无老空积水，预计XXX回风顺槽正常涌水量50m3/d,最大涌水量100m3/d。根据相邻巷道的水文地质特征表明,巷道掘进时，顶板会出现滴水及淋水，因无补给水源，巷道过后短期内自然疏干，预计巷道掘进时不会出现大的淋水。三、煤层特征矿井瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井。瓦斯绝对涌出量为0.66m³/min，相对涌出量为0.39m³/t。煤层煤尘均具有爆炸性。XXX煤层自燃等级为级，煤层自燃倾向性质为自燃。XXX煤层：以老顶为主，直接顶及伪顶不发育，其顶板结构如下：伪顶：岩性为炭质泥岩及粉砂岩，平均厚0.3m。直接顶：分布于井田东北部，707号

10、孔见直接顶，以砂质泥岩、炭质泥岩为主，次为泥岩、高岭质泥岩，厚1.10m，中厚层状，胶结致密，稳定性较好。老顶：全井田均有分布，岩性为砂砾岩及粗细砂岩，厚4.20-26.93m，一般4-6m，稳定性好。底板：泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及少量的炭质泥岩。附：XXX煤业煤层综合柱状图 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置及巷道断面一、巷道布置XXX回风顺槽巷道设计在二采区皮轨联络巷以里78.5米处，开口坐标为 X=19642449.338 Y=4403435.543 Z=1290.815，巷道施工方位角358°5603。该巷道设计沿煤层底板向前掘进，当遇到断层时，根据矿方提供资料编写过

11、断层施工安全技术措施。二、巷道断面 该巷道为矩形断面锚网索巷道。 巷道断面及规格断面断面形状掘进宽(mm)掘进高(mm)掘进断面(m2)净宽(mm)净高(mm)净断面(m2)煤巷矩形3500320011.23500320011.2附：XXX煤业XXX回风顺槽平面布置图XXX煤业XXX回风顺槽支护平面图 第二节 矿压观测一、观测对象XXX煤层XXX回风顺槽掘进巷道。二、观测内容巷道顶板离层量；锚杆、锚索的载荷及锚固力。三、观测方法1、巷道顶板离层量观测：在XXX回风顺槽巷道内每隔50m布置一个测点。顶板离层仪安装在巷道正中位置，误差不超0.3m；对于断层及围岩破碎带、应力集中地段等巷道必须补打顶

12、板离层仪（每隔25m安装一组顶板离层仪）。巷道开口与各个巷道交岔位置施工一组顶板离层仪，定期派专人观测、记录顶板离层仪数据。用锚杆钻机打眼，钻头采用规格为28mm的合金钢钻头和中空六棱钎子。打眼前先敲帮问顶，仔细检查顶部岩石情况，找掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作。眼的位置要准确，垂直巷道顶板，保证顶板离层仪测绳自然下垂，根据该地点附近锚索的锚入深度施工一个钻孔，孔深8300mm。用锚索将深部基点锚固器推入孔中直至设计位置(顶板离层仪深基点8300m)，抽出锚索后，手拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固牢固，然后再将浅基点锚固器推入孔中设计位置(顶板离层仪浅基点2200mm)，抽出锚索索绳后，手

13、拉一下钢丝绳，确认锚固器已锚固牢固。最后将离层仪白色PVC套管推入孔中，确认固定在PVC套管下端的紧贴顶板。对准刻度：将两测点指示刻度尺与红色套管一端对齐，将绳卡死，并截去多余钢丝绳。锚杆、锚索的载荷及锚固力：巷道掘进过程中，用锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，用锚索张紧器检测锚索预紧力和锚固力，共需锚杆拉力计1台，扭力扳手1把，锚索张紧器1台。 第三节 支护设计一、支护方式XXX回风顺槽支护形式为锚杆、锚索、金属网、钢筋梯子梁联合支护（一）临时支护1、临时支护形式为2根金属前探梁，每根前探梁分别用顶部锚杆和厚度为8mm的钢板加工成的吊环吊挂，当巷道顶板岩层破碎,掘进后顶板凹凸不平、前探梁很难从

14、圆钢吊环中穿过时,为满足前探梁的安全使用，前探梁吊环可用40T溜子刮板链代替,根据顶板凹凸不平的程度,调整刮板链下落长度,以调整前探梁仰俯角，并用木板结实顶板。前探梁必须均匀布置在巷道的顶板上。截割后及时前移前探梁，前探梁必须探至工作面，然后紧固吊环，用木板将菱形网托起贴紧前探梁上方顶板,然后用木楔将木板刹紧。2、前探梁的规格，前探梁：2根，每根长4.0米的3寸钢管。3、吊环：厚度不小于8毫米的钢板制作而成。4、吊环的固定：每根前探梁3个固定点，安装顶部锚杆时，预留40毫米的锚杆丝，将吊环用螺母固定在锚杆丝端，将钢管插入吊环内。在前探梁的掩护下进行出矸、打锚杆眼和安装锚杆。安装完锚杆后，进行下

15、一个正规循环时，用同样的方法前移前探梁。（二）永久支护1、该巷道矩形断面，顶板设计使用4根18×2200mm螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距900mm×1000mm,托板为150mm×150mm×8mm方形钢板，网采用8#菱形金属网，网格50×50mm，锚网铁丝网搭接均不少于100mm，每200mm用16#铁丝联接，呈“三花”布置；钢筋钢带采用14螺纹钢焊接的长度为3300mm钢筋梯子梁；回采帮：采用18×2000mm玻璃钢锚杆，矩形布置，间排距900×1000mm，回采帮停采线以内采用尼龙网，网格50×50mm，停采

16、线以外采用8#菱形网，网格50×50mm。非回采帮：采用18mm×2200mm金属锚杆，矩形布置，间排距900×1000mm，托板为150mm×150mm×8mm方形钢板，网采用8#菱形金属网，网格50×50mm，锚网铁丝网搭接均不少于100mm，每200mm用16#铁丝联接，呈“三花”布置。顶板每根锚杆使用MSCK2335与MSZ2360的锚固剂各一条。设计锚固力不小于60KN。帮部每根锚杆使用MSZ2360锚固剂一条。2、锚索设计使用17.8mm×11800mm 的钢铰线，确保锚索锚入稳定岩层不小于2.5m锚索间排距为1

17、600mm×2000mm, 呈“二·二”矩形布置，设计预应力不低于130KN，锚固力不低于200KN，锚索露出索具150250mm,钢托盘300×300×12mm；每根使用一条MSCK2335和二条MSZ2360型号的锚固剂。3、锚杆、锚索锚固设计为锚固剂端头锚固。4、如遇到断层、冒顶或顶板不好时，必须写专项安全技术措施。 附：XXX煤业XXX回风顺槽支护断面图 二、锚杆（锚索）支护参数校核（一）锚杆支护校核顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1L2L3式中L锚杆总长度L1锚杆外露长度（包括钢筋梯子梁、托板、螺母厚

18、度）取0.04m；L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）L3锚杆锚入稳定岩（煤）层的深度，一般按经验取0.95m。其中围岩松动圈冒落高度b=式中B、H巷道掘进宽3.5m、掘进高3.2m； 顶板岩石普氏系数2.0； 围岩的似内摩擦角，顶 =80.5°、帮 =56.3°。1、顶锚杆长度校核：设计锚杆长度2.2m b= =1.0mL0.041.00.95=1.99m通过长度校核2.2m1.99m符合设计要求。2、帮锚杆长度校核：设计锚杆长度2.2m =0.97mL0.040.970.95=1.96m通过长度校核2.2m1.96m符合设计要求。（二）锚杆

19、间排距校核：a= 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1.0m Y被悬吊岩石的重力密度，取13kN/m3 K安全系数，一般取K=2 a= = 1.52m（三）锚杆屈服强度计算采用18螺纹钢锚杆，若达到设计锚固力60KN/根，则锚杆的屈服强度应满足：smin=F/S=236Mpa。smin锚杆屈服强度，Mpa；F锚杆所受的力，取85KN；S锚杆断面面积，S=r2²,r=9mm；现使用18普强螺纹钢金属锚杆屈服强度335 Mpa，抗拉强度490Mpa；根据MT 146.2-2002树脂锚杆行业标准：应优先选用屈服强度大于236 MPa螺纹钢杆体，在满

20、足锚杆支护需要时，也可采用屈服强度大于236 MPa的普通热轧圆钢。通过以上计算，锚杆间排距最大为1.0m1.52m，选用直径18mm，长度2200mm锚杆符合设计标准，施工时间排距按800×1000mm,满足设计施工要求。 （四）、锚索长度校核（设计17.8×11800mm）长度应满足 L=La+Lb+Lc式中L 锚索总长度； La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度 La 1.3m 其中安全系数，一般取K=2 锚索直径17.8mm；锚索抗拉强度，1427N/2；锚索与锚固剂的粘合强度，10N/2； 需要悬吊的不稳定岩层厚度9m； 托板及锚具的厚度0.067m； 外露张拉长度0

21、.25m；L=1.3110.067+0.25=10.6m 通过以上计算锚索长度 11.810.6m，选用直径17.8mm，长度11800mm锚索符合设计标准。 按悬吊理论校核锚索间距： 为了防止顶板岩层发生大面积整体垮落，用17.8mm，L11800mm（锚入砂岩2.5米）的钢铰线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中。校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时靠巷道两帮的锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在弧忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，用下式校核： LnF2/BH-（2F1sin）/L1=3.34式中 L-设计锚索间距，1.6m； B-

22、巷道最大冒落宽度，3.5m H-巷道最大帽落高度，2.2m -岩体容重，26.7kN/m3；L1-锚杆排距,1.0m； F1- 锚杆锚固力60KN； F2-锚索极限承载力,300kN；-角锚杆与巷道顶板的夹角,75°；n-锚索排数,取1。根据计算L3.34m，锚索间距1.6m符合设计要求。锚索排距 s=3/4B2k =3×355/（4×3.5×2×13.0×1）=2.9m式中  每根锚索最低破断载荷，355 kN；    煤岩体积力，13.0kN/m3；&

23、#160;   B巷道宽度，3.5m；    k安全系数，取1；根据计算s2.9m，锚索排距2.0m符合设计要求。加强锚索数目的校核：应满足 NK×W/P 断=1.09   式中N锚索数目； K安全系数；取2P断锚索最低破断力，取355kN；          W被悬吊岩石的自重，kN；       

24、; W=B×h××D3.5×1.3×26.7×1.6194.3kN    其中：B巷道掘进荒宽，m； D锚索间排距，m；            h悬吊岩石厚度，m； 悬吊岩石平均容重，kN/m3设计每排支护锚索2根, 即NK×W/P符合设计要求。（五）、锚杆、锚索锚固长度：（设计锚固剂端头锚固）锚杆锚固长度： L =（L1×D12）/（D

25、2-D22）×K=928mm 式中：K锚固剂充实系数，取0.85L树脂锚固剂锚固长度,mm L1树脂锚固剂长度,950mm D钻孔直径,28mm D1树脂锚固剂直径,23mmD2锚杆直径,18mm根据计算 L =928mm，符合设计要求。锚索锚固长度： L =（L1×D12）/（D2-D22）×K=1491mm 式中：K锚固剂充实系数，取0.85L树脂锚固剂锚固长度,mm L1树脂锚固剂长度,1550mm D钻孔直径,28mm D1树脂锚固剂直径,23mmD2锚索直径,17.8mm根据公式实际锚固长度1491mm。根据锚索与锚固剂的粘合强度，10N/2 ，锚索直径

26、17.8mm及设计锚固力200KN 计算，需要锚固长度358mm。实际锚固长度1491mm358mm符合设计要求。三、 特殊支护在支护中,当围岩稳定性较差时，容易出现片帮、冒顶现象时，截割前应在工作面顶板打超前锚杆作为超前临时支护，以防止顶板随截割冒落，锚杆向前倾6070度，锚杆间排距缩小为600mm×600mm。掘进后必须及时打正式锚杆。断层破碎带前后以及硐室等顶板暴露面积较大或压力显现较明显的地点必须补打锚索加强支护。如掘进过程中出现高冒区，冒落范围较小时可在冒落区两侧施工锚索，然后在锚索托梁上方用木板背实顶板；如冒落范围较大时，可在冒落区两侧顶板支护完整处的锚杆上上紧吊环，然后

27、将钢管穿过吊环，在吊环的上方搭木垛背实上方顶板。处理高冒区时，可在高冒区下方冒落的煤矸堆及上方冒空处之间楔入22公斤米的钢轨作为临时支护冒落的顶板，必须打牢打实，处理冒顶工作必须在临时顶板掩护下进行。在掘进过程中，必须仔细检查后路巷道的顶板以及两帮的支护情况，发现有锚杆、锚索失效压力明显变大时，必须立即采取扶工字钢棚加强支护。（工字钢棚支护根据现场情况补写施工措施）第四节 支护工艺一、支护工艺流程：安全检查-标定中线-综掘机割煤-安全检查-临时支护-铺网、联网、上钢筋梯子梁-打顶锚杆、锚索-锚杆、锚索并预紧-铺网、联网-打帮锚杆-锚杆并预紧。（一）顶板情况正常时掘一排锚一排，循环进度2.0m；

28、顶板破碎、遇构造时缩小循环进度0.8m。 （二）割煤前，顶锚杆和上部的一根帮锚杆支护距工作面不超过0.2m。割煤后，顶锚杆和上部的两根帮锚杆支护距工作面不超过2.2m。下部的两根帮锚杆距工作面不超过5m，锚索支护紧跟工作面。 （三）工作面割煤前必须将顶锚杆支护到工作面，够一排距离必须支护一排锚杆。（五）割煤（破岩）后施工人员在永久支护下敲帮问顶，然后及时支设临时支护，打注锚杆必须在临时支护或永久支护下进行。二、临时支护工艺及要求1、临时支护使用前探梁，要求前探梁使用2根3寸钢管，长4m，布置在巷道顶部，用三个吊环。前探梁一头穿入固定在顶锚杆上的三个方形吊环中，一头紧跟茬岩。前探梁上用菱形网、木

29、板梁、木背板接顶维护。用螺帽固定在靠工作面的第2排和第3排锚杆上,每根吊环使用三道。木板梁长3000m，宽200mm，厚50mm，上敷菱形网。2、待工作面煤尘吹散后进行敲帮问顶、安全检查及安全隐患排查。在工作面安装前探梁，然后将铁丝网和钢筋梯子梁摆放在前探梁顶架上，并用刹顶木与木楔错开相应锚杆位置横向在前探梁上刹紧背牢，在临时支护的掩护下，按照规程要求打锚杆眼、安装锚杆，锚索支护必须在锚杆支护全部完工后进行。3、安装前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥，2人安装前探梁。当前探梁安装好后，由外向里在前探梁上铺菱形网和钢筋梯子梁并在网下架设刹顶木，用木楔刹紧背牢。4、XXX煤XXX回风顺槽

30、最大控顶距2.2m , 支护后最小控顶距0.2m；附：XXX煤业XXX回风顺槽金属前探梁临时支护示意图三、锚杆锚索支护工艺 1、锚杆、锚索支护工艺要求（1）必须严格执行敲帮问顶制度，及时处理危岩活石，严禁空顶作业，及时进行临时支护。（2）锚杆间排距误差不超过±100mm，锚杆锚固力不小于60kN，扭力矩不小于120Nm。锚杆露出螺母长度1040mm。 (3)锚索预紧力不小于130KN，锚固力200kN以上，锚索露出索具长度在150250范围内。 (4)顶网必须用锚杆、锚索压紧，紧贴岩面。铁丝网搭接均不少于100mm，联网每隔200mm用14#铁丝联一道，呈“三花”布置每道不少于2匝，

31、 (5)靠两帮顶锚杆倾角75°，其它锚杆、锚索垂直于壁面，锚杆锚固力、预紧力以及锚索预紧力都必须达到规定要求。（6）打顶锚杆、锚索使用锚索钻机，打帮锚杆使用YT-28风钻，钻眼时不能用手握旋转的钻杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套。2、锚杆锚索钻孔工艺（1）检查开孔周围的顶板情况，应选择顶板完好地点开孔。（2）检查YT-28风钻钻机钻具，打眼前所有控制开关应处在关闭位置，油雾器充满良好的润滑油，严禁对着人员试验锚杆钻机。（3）检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要吹干净，接头与钻机连接要用U形插销，严禁用铁丝代替。（4）接换风管时要先关闭上一级来压端的控制阀门。风管接换

32、完毕之后，打开控制阀门试压加压时，所有人员都不要把脸部朝向风管接头处。（5）锚杆钻机钻锚索眼时，要两人进行，开钻时一人扶钻安眼、一人开钻。开钻时，要先送水后开钻，安眼时要缓慢升气腿，将钻杆接顶，安好眼时开孔，缓慢钻进50100mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀。当钻眼完毕钻机收缩时，手不要握在气腿上。（6）接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。接、拆卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。（7）钻孔完毕，将孔冲洗干净，回掉钻杆，放入锚固剂，用锚杆或钢绞线将锚固剂轻轻顶到眼底，将搅拌器连接好，然后全速开钻将锚固剂充分搅拌，并将锚杆、钢绞线顶至孔底搅拌1525秒，15分钟后上好托板、

33、螺帽，紧固锚杆，锚索30分钟后进行涨拉。 （8）搅拌器一定要插入钻机机嘴底，钢绞线要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。（9）安装锚杆前必须用锚杆检查眼孔深度，使之达到要求，安装锚杆要先顶后帮依次进行。（10）检查药卷是否断裂或过期失效，发现过期失效或断裂不得使用。（11）如巷道较高需搭设架时，必须搭设牢靠。3、LSL-200锚杆拉力检测（1）对露出螺母长度1040mm的锚杆进行检测，紧固被检测锚杆及周围相邻的锚杆。（2）安装时测力计连接杆与锚杆连接不小于20mm，安装后连接杆与套筒要有30 mm以上的拉伸区间。（3）做拉力试验时，操作人员站在施工方向的外

34、侧。检查好拉力计各部件完好，接头严密不漏油。（4）测试锚杆时，若涨拉顶锚杆，除操作人员外，千斤顶下3m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶紧好螺丝后也撤至安全区域；待泄压后方可回撤千斤顶，操作人员应一边握持好千斤顶，一边松螺丝。（5）测试锚杆时，若涨拉帮锚杆，除操作人员外，千斤顶周围3m范围内禁止站人，尤其是禁止在被测试的锚杆头方向左右45°范围内严禁有人。待泄压后方可松螺丝回撤千斤顶。（6）测力打压时要平稳进行，压力表读数达到要求即停止。油缸伸出不得超过20mm。（7）连续2根不合格时必须停止掘进，查明原因，采取措施后方可继续施工。（8）拉力试验完后要将被测锚杆重新紧固。（9）测试过程

35、中测试地点范围不得进行其它掘进施工工作。4、MQ22-300/63锚索拉力检测（1）将油泵注好油，注入8L清洁的N32号或46号机械油，不得使用2种以上混合油。（2）对油泵、千斤顶、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再涨拉。（3）现场组合的涨拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。（4）涨拉时，千斤顶应与钢铰线保持同一轴线。（5）钢绞线外露长度不足以使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷运行，应使千斤顶在较小阻力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤顶重新张拉，以防损坏紧楔器。（6）一次涨拉行程不得超过150mm，一次涨拉超过规定行程仍不达设计预紧力时多涨拉几次。（7）涨拉时，

36、操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计涨拉力或压力表指针急促上移时停止涨拉，油缸回位到底时也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷。（8）油泵应缓慢升压，严禁高压换向。（9）使用锚索涨拉仪涨拉顶锚索时除操作人员外，千斤顶下5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防待泄压后紧楔器磨损提前松脱；注意手持位置，避免夹手，发现紧楔器磨损，应及时更换。（10）锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索应重新补打。（11）如遇锁具、锚固剂或张拉千斤顶等出现质量问题，必须停止掘进、及时更换并汇报。第四章 施工方法及工艺

37、第一节 施工方法一、巷道开门施工方法施工前由项目部技术员提前给出巷道的中线，施工过程中严格按照设计位置及中、腰线进行施工。由矿地测科进行复测。二、巷道施工方法1、巷道采用EBZ-132型掘进机沿煤层底板全断面掘进,每2.0米为一循环。施工前，首先按由外向里的顺序，对开门处前后各10m范围内顶板和两帮进行检查，如有片帮、悬矸等，要及时找掉，掩护好巷道内20米范围的电缆、风水管路、确认安全后，方可开门掘进。截割后及时前移前探梁作为临时支护,在前探梁掩护下利用锚杆钻机打顶部锚杆眼、安装顶部锚杆。三、中腰线标定的方法和要求1、巷道掘进时，按设计图纸及时标定中腰线，施工队组要严格按中、腰线施工。2、按测

38、量员给定的中腰线进行掘进。中线的标定方法采用挂线法或激光指向法，用挂线法标定时两组中线距离不大于30米；用激光指向时，激光仪由队组负责安装，在掘进中，每个循环之间都必须标定中、腰线。3、队组严格按线施工，并保护好中线。4、施工队组在施工中要妥善保护好中、腰线，发现问题及时校正。5、随着巷道的延伸每隔2030m引线一组，每组不少于3根，或者安装激光指向仪，但至少是50m延一组导线。6、接近断层时，矿地测部门提前50米钻探确定煤层底板准确位置，根据钻探资料设计过断层方案。第二节 施工工艺1、生产工艺流程：开机前准备掘进机割、装、运运料、清浮煤临时支护、铺顶网打顶锚杆、锚索并预紧铺联帮网、打帮锚杆下

39、一个循环。2、检修工艺流程：检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其它工作正常掘进。3、掘进机截割工艺：采用横向往复式截割，先将截割头调至巷道的右下部，伸出炮头，由巷道右下部煤壁开口进刀，进刀深度以0.50.8米为宜，左右摆动先割出槽窝，缩回炮头，挺进掘进机，将炮头伸入槽窝，然后按照自下而上从右到左由煤至岩石的顺序进行截割，截割完毕后进行支护，再进入下一刀的截割过程，往复进行。截割掉落的大块煤岩体要先破碎再装运。4、机掘工作面的支护工艺：掘进机一次割出2.0m的进度（即截割12刀，每刀进尺500800mm）后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开

40、掘进机的电源和磁力启动器的隔离开关，然后再进行支护作业。5、当顶板压力过大、顶板破碎、顶板离层或顶板有响声等情况要立即停止掘进并对顶板进行支护，待顶板稳定后继续掘进。6、先临时支护再永久支护，由外向里使用前探梁进行临时支护，随后永久支护。7、掘进机截割时尽量减小伞檐和底角，截割过后及时采用手镐修整伞檐和底角。8、掘进装煤方式装载运输采用工作面综掘机自行装煤，再用刮板输送机、带式输送机运输至主斜井地面。9、作业方法（1）正常掘进割煤（装煤）后只打顶锚杆、锚索及上部一根帮锚杆，下部两根帮锚杆滞后施工，但最大滞后距离不得超过5m。（3）掘进班打锚杆可与清理浮煤浮矸、补打帮锚杆、延长带式输送机平行进行

41、，但综掘机启动时前方不得有人员，只有实施停机停电闭锁之后人员方可进入综掘机前方。（4）当遇断层岩性松软、顶帮破碎等异常情况时，先停止掘进工作，执行加强支护措施。由当班班长、支护工负责将顶、帮锚杆及锚索跟至工作面，工作面10m范围视具体情况每排加打1-2根锚索，并且加密顶、帮锚杆布置。10、施工掘进中，胶带运输机皮带每20米延长一次，同时视进度、皮带磨损情况随时延长安装皮带，安装时先找出破损较重的皮带接头，拆除穿条延接和更换皮带，延接皮带时，皮带架和纵梁管及机尾架按巷道中线延伸，风、水管路随时延长。附：XXX煤业XXX回风顺槽截割线路图第三节 巷道管线布置一、施工时风筒、供风水管、排水管敷设在巷

42、道右帮，监测电缆、电缆敷设在巷道左帮。二、风筒吊挂靠帮、顶外端吊挂，做到逢环必挂，风筒距工作面不大于5m。三、风管、水管用专用管架吊挂，每6m一道管架，吊挂高度距巷道底板不低于1.5m，距工作面不超过30m；电缆用专用电缆钩吊挂整齐，钩距不超过1.5 m，挂高度距巷道底板不低于1.5m， 四、管线敷设方式：见表 序号名 称规 格与工作面距离备 注1风 筒800mm5m2风 管108mm30m3水 管108mm30m4电 缆30m5排 水 管108mm30m6传感器5m附：XXX煤业XXX回风顺槽管线布置断面图第四节 设备及工具配备一、设备及工具配备见附表序号设备、工具名称型号单位数量备注1掘进

43、机EBZ-132部12皮带输送机DSJ-80/25/40部43局部通风机FBDNO6.0/2×15台2（1台备用）4综保ZBZ-4.0台15馈电KBZ-400台16磁力启动器QBZ-120/660台27双风机双电源自动切换QBZ-120×2/660台18磁力启动器QBZ-200/660台19磁力启动器QBZ-80/660台110锚索钻机MQT-120部211风动锚头ZMB-12B部213锚索涨拉仪MQ22-300/63套114力矩扳手MC-300把115风动扳手BK30把116锚杆拉力计LSL-200台117污水泵QW65-30-40台118语音信号127V台219电话部1

44、20大锤把321铁锹把822镐把2第五章 生产系统第一节 通风系统XXX回风顺槽掘进工作面采用局部通风机供风的方法进行通风，通风方式为压入式通风，局部通风机安设在二采区集中运输大巷900m处的新鲜风流中。一、掘进工作面风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。（一）按照瓦斯、二氧化碳绝对涌出量计算： Q 掘100×q 掘×K 掘 =100×0.08×2 =16 （m3/min） 式中:Q 掘单个掘进工作面需要风量，（m3/min）；

45、q 掘实测掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量0.08m3/min，工作面的回风流瓦斯浓度在0.02%0.04%； K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。 一般可取1.52.0，此处计算取2。100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过 1%所换算的常数。 按二氧化碳绝对涌出量计算需要风量时，可参照瓦斯绝对涌出量计算方法进行。 Q 掘 67×q 掘×K 掘 =67×0.04×1.8=5 m3/min 式中:Q 掘单个掘进工作面需要风量，（m3/min）； q 掘实测掘进工作面回风流中二氧化碳绝对涌出量0.04m3/min，工作面的回风流瓦斯浓度在0.04%0.06%；

46、 K掘掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数。 一般可取1.52.0，此处计算取1.8。67掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不超过 1.5%所换算的常数。 （二）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：（Q掘）每人供风4（m3/min）Q掘4×N4×46=184（m3/min）；式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取46人。（三）按风速计算按最低风速验算：煤巷掘进工作面的最低风量：（Q煤掘）Q煤掘60×0.15×S煤掘（m3/min）；式中：S煤掘煤巷掘进工作面的断面积11.2m2煤巷掘进工作面需风量184m3/min；184 m3/min9×11.2

47、100.8（m3/min）；按最高风速验算:煤巷掘进工作面的最高风量(Q煤掘)Q煤掘240×S煤掘（m3/min）；式中:S煤掘掘进工作面的断面积11.2m2184m3/min240×11.2=2688（m3/min）二、局部通风机选型局部通风机工作风量计算 Q 扇= Q 掘×P m3/min 式中：Q 扇局部通风机工作风量，m3/min； P局部通风机供风巷道风筒漏风系数， P=1/（1-nL接） ， n风筒接头数； L接一个接头漏风率，反压边连接时，L 接=0.002。 Q 扇=184m3/min×1.02 =187.7m3/min局部通风机工作风压

48、计算 根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值： hft =Rp×Q 扇×Q 掘 Pa 式中：Rp压入式风筒的总风阻，N.S2/m8 ； Rp6.5×L/（d5）+（n×j0+beiin）×/（2s2） 风筒摩擦阻力系数，0.0041N.S2/m4； L风筒长度，900m； d风筒直径，0.8m； 空气密度，1.06kg/m3； s风筒断面积，0.50m2； n风筒接头个数90； j0风筒接头局部阻力系数0.13 ； bei风筒拐弯局部阻力系数1.25； in风筒入口局部阻

49、力系数，0.1 Rp 6.5×L/（d5）+（n×j0+beiin）×/（2s2） =6.5×0.0041×225+13.05×2.12=33.66 N.S2/m8hft =Rp×Q 扇×Q 掘 =33.66×187.8/60×184/60 =47.35×2.57×2.5 =323 Pa 胶质风筒、j0 选用范围参考表风筒直径(mm)摩擦阻力系数（N.S2/m4）接头局部阻力系数(j0)备注5000.00450.130.15接头为插接反压边接头6000.00417000.00

50、380.090.138000.0032胶质风筒拐弯局部阻力系数参考表拐弯角度20°40°60°80°90°100°bei0.180.40.621.01.251.55选择合适局部通风机 根据工作风压、风量和局部通风机的性能曲线，查表选择2×15KW型局扇 风量260-380m3/min，风压800-3700Pa能够满足要求。 部分局部通风机选型表 （表八）型 号功率（KW）级数Q扇（m3/min）风压（Pa）备 注FBD6.0/2×152×152380-260800-3700FBD6.3/2×30

51、2×302630-2601200-6650通过以上计算及验算，根据局部通风机选型表选择FBD6.0/2×15KW对旋通风机可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为800mm。风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。 三、局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算: Q 掘全=Q 扇实+60×V 安×S 安 （m3/min） 式中：Q 掘全局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min； Q 扇实安装在同一地点并联通风的各局部通风机实际工作风量之和， m3/min。V 安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷回风口之间的风速，

52、m/s。安装局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，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。风速岩巷取0.15m/s、煤巷和半煤巷取0.25m/s； S 安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，m2。 Q 掘全=Q 扇实+60×V 安×S 安 =260+60×0.25×11.8=437（m3/min） 四、局通风机安装地点和通风系统（一）、局部通风机安装地点局部通风机安装在二采区集中运输大巷的新鲜风流中，距XXX运输顺槽不小于10m。

53、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0.25m/s。（二）、通风系统新鲜风流：1、地面副斜井（通风行人斜井）25号煤层车场（25号煤层乘人绕道）25号煤层集中轨道大巷 25号煤层轨道大巷25号东轨道大巷25号层皮轨联巷XXX煤层二采区集中运输大巷 局扇工作面。2、地面主斜井通风行人平巷XXX煤层二采区集中运输大巷 局扇工作面。3、地面主斜井清理撒煤斜巷25号煤层东（西）轨道大巷25号层皮轨联巷XXX煤层二采区集中运输大巷局扇工作面污风风流：工作面二采区轨回联络巷二采区回风大巷总回风大巷回风立井地面 五、局扇管理规定1、局扇安装于二采区集中运输大巷900m处的新鲜风流中，局扇下井前必须经过验收。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。3、局扇投入运行后必须在局扇附近5米范围内悬挂“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、吸入风