102工作面上作业规程

1、岚县正利煤业有限公司14-1102工作面上顺槽机掘作业规程第1章 概 况第1节 概 述一、巷道名称工程名称：一采区14-1102工作面上顺槽。二、掘进目的及巷道用途主要用于14-1102工作面回采时原煤、设备材料等的运输及进风。三、巷道设计长度及位置设计长度为2068m，巷道位于一采区14-1103工作面下顺槽以东25m(中至中），14-1102工作面下顺槽以西170m(中至中），沿4-1煤层顶板掘进。四、预计开、竣工时间及服务年限根据公司生产组织安排，本掘进工作面计划于2014年9月份中旬开工，预计2015年6月底完工，工期约9个月。巷道从掘进开始到回采结束，预计服务年限为2年。第2节 编写

2、依据一、采区设计说明书及批准时间14-1102工作面设计说明书由生产科提供，批准时间为2014年*月。二、地质说明书及批准时间地质说明书为岚县正利煤业有限公司一采区14-1102工作面掘进地质说明书，批准时间为2014年*月。三、参考文献 煤矿安全规程、煤矿作业规程编制指南、煤矿作业规程编制指南解读、焦煤发开掘专业操作规程、机电专业操作规程（井下设备）操作规程。四、矿压观测资料参考14-1101工作面、14-1103工作面、14-1107工作面和14-1108工作面有关矿压观测数据分析结论。第二章 地面相对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表2-1地面相对位置及邻近采区开采情

3、况水平名称+590水平采区名称一采区地面标高+1139+1301m井下标高+622+677m地面的相对位置及建筑物14-1102工作面地表位于葛铺村正南方向，ZK-4号钻孔以西，210号钻孔以东，273号钻孔以北，50号钻孔位于工作面轨道顺槽。工作面对应地表为黄土梁峁地貌，无建筑物等设施，盖山厚度约564米-639米。井下位置北邻一采区轨道上山，东邻14-1101工作面，南为矿界，西邻14-1103工作面轨道顺槽。邻近采区开采情况北侧为一采区轨道、胶带、回风三条上山已施工到位，14-1103工作面正在末采。走向180°倾向270°长度2068m 第二节 煤（岩）层赋存特征一

4、、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距1、煤层的赋存特征14-1102工作面开采4-1号煤层， 煤层走向近南北，倾向东，倾角约6°，4-1号煤层厚度2.47米-3.80米，平均3.25米。煤层结构0.9（0.3）2.05。根据14-1101、14-1103工作面实际揭露资料， 4-1号煤层与上部41-1号煤层由北向南逐渐合并，合并前41-1号煤厚0.9米、4-1号煤厚2.47米；合并后煤层厚度3.80米左右，其层间距最大1.68米，最小0.1米，岩性以黑灰色砂质泥岩为主。2、煤层顶底板岩性特征表2-2 煤层顶底板岩性特征煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特

5、征老 顶泥 岩5.4灰黑色，中夹薄层细粉砂岩，底为1.30m厚之钢灰色高岺岩，质软，吸水性强，具可塑性。直 接 顶泥岩1.13灰黑色，质软伪 顶炭质泥岩0.30黑色，半坚硬直 接 底砂质泥岩3.62深灰色，有极明显的水平层理，中厚层状，块状，具裂隙，断口平坦状，含植物化石丰，半坚硬老 底4#煤2.35黑色，半暗型，由暗型和极少量的镜煤条带组成 附：煤岩层综合柱状图（图一）。二、矿井4-1号煤层概况根据晋煤瓦法【2013】720号文件瓦斯等级鉴定结果，本矿井掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.80m3/min；根据2011年山西煤矿技术检测中心鉴定，4-1号煤层煤尘具有爆炸性，煤层自燃等级为级属自燃煤层

6、。第3节 地质构造14-1102工作面煤层整体呈单斜构造，煤层走向大致近南北，倾向东，倾角约6°。根据三维地震勘探探测结果，14-1102工作面内无陷落柱发育，但根据14-1101、14-1103工作面实际揭露情况分析，预计14-1102工作面会揭露7条断裂构造。各断层产状见表：断层产状表 表23编号名称性质走向倾向倾角落差(m)1正断层133°223°30°1.42F26正断层205°295°68°1.53F27正断层190°280°40°2.54F28正断层150°240°

7、;38°0.55F30正断层220°310°60°1.16F33正断层67°337°45°2.87F34正断层265°175°50°0.558F36正断层250°340°65°2.09F37正断层250°340°43°1.310正断层250°340°43°5.5第四节 水文地质一、水文地质根据已掘工作面水文地质资料，正常情况下工作面掘进过程中只表现为顶板滴水、淋水，底板渗水现象，如遇裂隙构造或裂隙发育地段，

8、局部顶板淋水、底板涌水较大。根据14-1101、14-1103工作面涌水资料分析，预计14-1102工作面正常涌水量在40 m3/h左右。我矿奥灰水静止水位标高为1139米，14-1102工作面4-1号煤层底板标高622米677米，低于奥灰水静止水位标高517米462米，属带压开采。经计算：巷道底板突水系数为0.0440.041MPa/m，低于临界突水系数值；安全隔水层厚度6.8m，小于实际隔水层厚度157.65m（ZK-3号钻孔资料）。正常情况下工作面掘进时在没有构造导水的情况下，奥灰水不会突入工作面造成突水事故。二、工作面涌水情况预计工作面最大涌水量约为60m3h，正常涌水量约为40m3h

9、。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道断面、开口位置、方位角及层位 巷道采用矩形断面，开口于一采区轨道上山正南方向（方位角180°），沿4-1号煤层顶、底板掘进。二、巷道施工顺序 14-1102上顺槽在14-1103工作面轨道顺槽与一采区轨道上山联巷口处开口，开口方位角130°，沿14-1103下顺槽联巷方向掘进32m至14-1102上顺槽位置，沿14-1102上顺槽正北方向掘进110m与一采区回风上山贯通，之后炮掘施工14-1102上顺槽溜煤眼，形成系统后在交叉点处沿正南方向掘进14-1102上顺槽至14-1102工作面切眼位置。巷道开口坐标位置 表3114

10、-1102上顺槽开口位置坐标名 称XYZ方位角14-1102上顺槽开口位置坐标37567485.664229597.55642.8130°附：巷道平面布置图(图二)三、巷道断面设计1、巷道宽度Ba+b1+b2+c式中：B-巷道宽度； a-胶带机宽度，取1.6m（带宽1.0m）； b1-吊挂管路最大宽度，取0.4m，距巷帮安全间隙，取0.4m； b2-铺设管路最大宽度，取0.4m，距巷帮安全间隙，取0.4m； c-人行道宽度，取1.0m；将以上数据代入公式:B1.6+0.4+0.4+0.4+0.4+1.04.2m考虑锚杆外露长度0.2m及巷道受压后变形因素，设计胶带顺槽宽为4.5m，可

11、以满足要求。2、巷道高度该工作面所采4-1煤，煤层平均厚度3.25m，巷道沿煤层顶板掘进。 按设备最大高度验算：Hh1+h2+h3 式中：h1-设备高度，取2.0m；h2-设备顶端距巷道顶板高度0.3m；h3-锚杆、锚索外露长度，取0.2m；将以上数据代入公式:H=2.0+0.3+0.2=2.50m。因此，巷道高度取3.0m可以满足安装要求。3、巷道断面SB×H=4.5×3.013.5m2。4、风速验算V皮= Q皮/(60×S)式中：Q皮-皮带巷设计配风量，430m3/min（见第七章）；V皮-皮带巷风速；将以上数据代入公式:V皮= Q皮/(60×S)4

12、30/(60×13.5)=0.53m/s由于0.25 m/s0.53m/s4 m/s，该巷道可以满足通风要求。4、 巷道内硐室断面规格绞车硐室：净宽3.0m、净高3.0m、净深5.0m；油脂库、材料硐室： 净宽3.0m、净高3.0m、净深4.0m；变电硐室：净宽10.0m、净高3.0m、净深1.0m；水仓：净宽4.0m、净高3.0m、净深4.0m；临时避难所：净宽5.0m、净高3.0m、净深5.0m。第二节 矿压观测一、观测对象、观测内容1、观测对象：一采区14-1102工作面上顺槽。2、观测内容：巷道顶板离层量、顶底板及两帮变形相对移近量监测，锚杆、锚索的载荷及锚固力检测好 。二、

13、LBY-3顶板离层仪的安装1、巷道每掘进100m，在巷道顶板正中安装一组顶板离层仪。2、使用规格18.96×6500mm锚索分别将离层仪带有6m和2m脚线的两个探头推到孔底，然后把离层仪两测读杆孔中的钢丝拉紧，并用螺丝刀旋松脚线上的固定螺丝，调整固定装置的位置使测读杆上的游标内侧位于0mm刻度线上（0mm即为初读数），误差不充许超过±5mm，精确到1mm。3、离层仪测读（横）杆尽可能贴近顶板且平行于顶板平面。 4、开口5m范围内安装一组顶板离层仪。三、安装质量要求1、离层指示仪安装时应尽量使深浅测筒读数为零，正常误差不充许超过±5mm，精确到1mm。 

14、2、离层指示仪孔深严格按规程规定执行，离层指示仪孔必须保证铅垂顶板打设，以保证离层指示仪安装后测绳自然下垂。 3、离层指示仪深浅部测筒不得被网片、风筒绊住，影响顶板离层监测。  4、顶板离层仪挂牌管理，牌挂在顶板离层仪前后0.5米范围，并采用双股16铁丝吊挂，与顶网牢固扭结在一起，并将牌板规定内容填写完善。  5、掘进工作面依据顶板离层数据进行顶板管理，离层值在超过50mm毫米时，要停止掘进，对该离层仪前后20米范围内部打锚杆或锚索；离层值大于100毫米时，及时制定相应加固措施，加强顶板管理。  6、要定期对巷道支护情况进行检查，跟班队干、班组长每班进行检查，发现

15、有顶板下沉量增加、两帮移近量加大及锚杆支护失效等情况时必须及时汇报队值班及生产科。 7、队组必须制作专用的锚杆扭紧工具，不得使用检测工具作为施工工具。  8、掘进期间矿压监测仪器和施工必需的张拉设备(包括锚杆拉拔仪、力矩扳手、锚索张拉仪、锚杆角度检测仪等)正常使用，确保完好和正常使用。 9、锚杆按规定做拉拔试验和扭矩试验，并做好记录。  10、锚杆拉拔仪使用后及时装箱，严禁巷道中乱扔乱放。 11、矿压监测仪器要装在专用箱内，并对仪器进行妥善保管。 12、施工队组对矿压监测设备进行日常监测和维护，发现监测异常及时汇报生产科，并采取相应措施。  13、施工单位定期清洗

16、顶板离层仪刻度管上的灰尘，保持顶板离层仪刻度管的干净清晰。14、矿压资料要进行存档，长期保存。四、顶板离层仪的观测 1、从安装结束之后的10天内，由队验收员负责每天观测1次。10天之后，如无明显变化，改为7天观测1次，如果连续三次观测读数之差在1mm以下，观测的时间间隔可延长1倍，但最长间隔时间不得大于20天。 2、若顶板离层量、底板相对移近量数据超过有关规定时，及时上报公司相关技术部门进行支护参数修改，加强支护。3、离层观测读数填写在现场记录牌板上并将数据存档，本项工作由队技术员负责落实。四、锚杆（锚索）检测 1、掘进过程中，每班用MYJ型锚杆预紧力检测仪对当班所注的锚杆全部进行检测，凡达不

17、到规定预紧力的锚杆必须立即补打，并做好验收记录。 2、每安设300根锚杆，采用LDZ-200矿用锚杆拉力计做1组锚杆拉拔检验，每组锚杆不少于9根，顶锚杆不小于80KN，安全帮螺纹钢锚杆不小于60KN，回采帮玻璃钢锚杆不小于40KN，并做好记录，设计或材料变更时应另取一组检验。第三节 巷道断面支护形式及支护设计一、巷道断面 巷道断面采用矩形断面，净宽：4.5m，净高：3.2m；断面积：14.4m2；巷道在掘进过程中，因受地质条件、煤层赋存情况等的影响，若煤层厚度低于3.2m时跟顶卧底掘进;若煤层厚度大于3.2m时跟顶留底掘进。附：巷道断面支护图与支护平剖面图（图三、图四）二、断面支护形式1、临时

18、支护采用掘进机机载前探支护进行临时支护。2、永久支护（1）顶板支护参数采用“树脂螺纹钢锚杆+梯子梁+钢绞线锚索+金属菱形网”进行联合支护 锚杆规格：20×2200mm，间、排距：800mm×1000mm（即每排6根）。每孔装一支MSCK2335（上）和一支MSK2360（下）树脂锚固剂，加长锚固；托盘规格：长×宽×厚=150×150×10mm；顶板靠帮角锚杆角度不得小于75°，采用配套的角托盘进行支护。 锚索规格：18.96×6500 mm，间、排距：1600mm×2000mm（二.一布置）；每孔装一支M

19、SCK2335（上）及两支MSK2360（下）树脂锚固剂；托盘规格：长×宽×厚=300×300×16mm。 金属菱形网规格：长×宽=4500×1100mm，采用10#镀锌铁丝制作。 梯子梁规格：长×宽=4300×60mm，采用14#圆钢普焊制作。（2）两帮支护参数 回采帮（即左帮）采用“玻璃钢锚杆+金属菱形网+W钢带”进行联合支护；保险帮（即右帮）采用“树脂螺纹钢锚杆+金属菱形网+梯子梁+W钢带”进行联合支护。玻璃钢锚杆和树脂螺纹钢锚杆规格：20×1800mm，间、排距均为：800×1000mm

20、；每孔各装一支MSCK2335（上）及一支MSK2360（下）树脂锚固剂，加长锚固；玻璃钢锚杆托盘采用与玻璃钢锚杆配套塑料托盘；螺纹钢锚杆托盘规格：长×宽×厚=150×150×10mm。金属菱形网规格：长×宽=3000×1100mm，采用10#镀锌铁丝制作。巷道每掘进100m全断面均铺设3m塑料网，顶网规格：长×宽=4500×1100mm；帮网规格：长×宽=3000×1100mm。W钢带规格：采用W×280/4.75X型托盘，长350mm、宽280mm、托盘的钢板厚4.75mm，孔径2

21、5mm。（3）a当顶板有纵向裂隙时，为防止侧压过大要加强支护，顶板加打角锚索，锚索角度不小于75。b当顶板是复合型顶板且直接顶为节理发育的泥岩时，锚索变为“二三二” 布置，而且三根锚索要上槽钢（槽钢规格：160×4000mm,孔距1800mm孔眼直径25mm），两边打成角锚索。c当顶板是复合顶板并且此复合顶板的直接顶厚度大于1.5m，锚杆1/3锚固不到老顶时，原来顶锚杆由18.96×3500mm锚索代替。复合顶板区段前后5m加强支护。（4）安全帮第四排帮锚杆取消使用W钢带。当出现地质构造时要使用W钢带。（5）如果打完眼后锚杆、锚索眼内有水流出，则锚杆、锚索每孔各加一支MSC

22、K2335树脂锚固剂，加强锚固。3、支护要求 （1）临时支护完善后，进行彻底的“敲帮问顶”，处理完隐患后，方可进行锚杆的施工。顶锚杆、锚索必须紧随工作面，帮锚杆可滞后两排,最下部一排锚杆滞后工作面的距离不得大于10米；最下部一排帮锚杆距底板距离大于1200mm时，必须另行补打一排帮锚杆。（2）锚杆露出螺母外1040mm之间，锚索露出锁具150250mm，梯子梁必须紧贴岩面，托盘紧贴梯子梁。（3）顶锚杆锚固力不小于80KN，预紧扭矩力不小于200N·M；回采帮玻璃钢锚杆预紧扭矩力不小于40KN；保险帮螺纹钢锚杆锚固力不小于60KN，预紧扭矩力不小于171N·M；锚索涨拉力必须

23、达到200KN，涨拉千斤顶压力表读数40MPa以上。（4）锚杆(锚索)锚入方向与巷道顶帮轮廓线垂直，严禁打穿皮、顺层、沿裂隙打锚杆眼；角锚杆角度不得小于75°，并采用配套的角托盘进行支护。（5）锚杆（锚索）眼装药卷前，必须用压风或水将锚杆眼内的煤岩粉清理干净，以便药卷的凝固。（6）严禁在锚杆（锚索）托盘板上垫木片、煤（岩）石块等物体。（7）铺网时必须将网铺平拉紧，网片间连接可靠，网边搭接长度为100mm，每隔200mm用双股16#联网丝联接，每扣拧紧不少于3匝。（8）顶网与顶网、帮网与帮网、帮网与顶网间的搭接长度均不少于100mm，不大于200mm；菱形网网间的连接使用双股16#联网

24、丝联接，间距均不大于200mm。 4、采用计算方法校对支护参数（1）锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其顶、帮锚杆长度应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆长度mL1锚杆外露长度，取0.04mL2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）L3锚入岩（煤）体内深度（顶锚杆1.0m、帮锚杆取0.3m）普式免压拱高：b=B/2+Htan(45°-W帮/2)/f顶破碎深度：c=Htan(45°-W帮/2)式中：B巷道掘进宽度 取B=4.5m；H巷道掘进高度 H=3.2 m；f顶顶板岩石普氏系数，取4W帮两帮围岩内摩擦角，取51。根据以

25、上公式： b=4.5/2+3.2tan(45°-51°/2)/4=0.85 c=3.2tan(45°-51°/2)=1.13顶锚杆长度为2.2 m、帮锚杆1.8 m均能满足设计要求。 （2）锚杆直径： 锚杆直径按杆体承载力与锚固力等强度原则。 d=1.13Q/t 顶锚杆锚固力为Q取80KN，帮锚杆锚固力为Q取60KN，锚杆承载力为P。锚杆杆体抗拉强度t取455Mpa（实际检测得） d顶=1.1380/455=15mm d帮=1.1360/455=13mm 顶、帮锚杆直径为20mm，满足设计要求。（3）根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距悬吊重量G=rL2

26、a2锚固力Q应能承担G的重量，Q>KGa<（Q/krL2）1/2式中：a锚杆间排距 Q顶锚杆锚固力80KN取100KN（实测数据）帮锚杆锚固力60KN取80KN（实测数据） K安全系数 取2 r岩石的密度 取26.5KN/m3 L2锚杆有效长度：顶锚杆间排距a<（Q/krL2）1/2=100/（2×26.5×1.69) 1/2=1.06 m顶锚杆间、排距0.8×1.0 m能满足设计要求。帮锚杆间、排距：a<（Q/krL2）1/2=80/（2×26.5×1.13) 1/2=1.29 m帮锚杆间、排距0.8×1.0

27、 m能满足设计要求。所选锚杆间、排距均能满足设计要求。（4）悬吊作用校对锚索间距校对锚索间排距，冒落高度按最严重的冒落高度，即大于锚杆长度的整体考虑。此时，角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向的平衡，可用下式计算锚索间距。 L=nF2/BHY-(2F1sinQ)/L1式中：L锚索间距B巷道最大冒落宽度 取B=4.5mY岩体容重，取26.5KN/m3L1锚杆排距 取1.0 mF1锚杆锚固力，取100KNF2锚索极限承载能力，取400KN(实测数据)Q顶锚杆与巷道顶板的夹角，取75°N锚索排数，取2H巷道冒落高度 取3.2 mL107工作面上顺槽=

28、 nF2/BHY-(2F1sinQ)/L1 =2×400/4.5×3.2×26.5（2×100sin75°）/1=4.25m通过上述计算，锚索间距，L小于4.25m所选锚索参数满足设计要求。 第4节 支护工艺一、施工顺序 交接班、准备工作割、装、运煤敲帮问顶临时支护永久支护收尾整理工程质量。二、工作面最大、最小控顶距掘进时，采用一掘一支的施工方法：采用掘进机超前探支护时，工作面循环进度为2.0m，最大控顶距2.4m，最小控顶距0.4m；未使用掘进机超前探支护时，工作面循环进度为1.0m，最大控顶距1.4m，最小控顶距0.4m。附：最大、最小控顶

29、距平剖面图（图五、图六）。三、顶锚杆的钻眼与安装工艺1、锚杆钻孔定向掘进机机载临时支护前，进行彻底的“敲帮问顶”，处理完隐患后，验收员以巷道中心线为基准标定锚杆眼位及锚杆间、排距，并用粉笔标注所有锚杆眼位，然后根据锚杆眼位，掘进机司机调整掘进机临时支护顶架位置，临时支护完毕后方可打锚杆眼。2、钻眼（1）采用MQT130/2.8J系列气动锚杆钻机、22 mm的钻杆配合30 mm的钻头按眼位由巷道中间向两帮施工锚杆眼。打正中四根顶锚杆眼时，眼深为21602190mm；打角锚杆眼时，锚杆钻机及钻杆与顶板轮廓线角度不得小于20°，眼深为21502180mm；打眼时要将锚杆机放平、垫稳、垂直于

30、顶板打眼，靠两帮锚杆眼与巷道轮廓线成20°夹角。（2）打完锚杆眼后，应用压力水将眼内的煤（岩）粉尘清净。3、顶锚杆的安装（1）顶网及梯子梁铺设、锚固剂搅拌安装锚杆前，提前将顶网与梯子梁绑扎好，顶网之间按要求搭接好，安装树脂锚固剂时，先按超快、快速顺序将锚固剂用杆体送到眼底，然后一手扶住杆体，防止其自然下滑，另一手将搅拌机连接头拧在锚杆杆体尾端，将锚杆机（搅拌器）套在连接头上，正向开动搅拌机进行搅拌，搅拌时间为15-20秒。（2）施加预应力锚杆搅拌完毕，落下锚杆机，待35分钟后，然后升起锚杆机对锚杆进行紧固，直至阻尼垫片完全从螺母中挤出为止，接着采用风动扳手对锚杆进行复紧，最后使用力矩

31、扳手进行检测。 四、帮锚杆的钻眼与安装工艺1、钻眼（1）帮锚杆的钻眼与安装机具采用MQS-50/1.8型帮锚杆钻机（即风煤钻）湿式打眼，采用26mm的麻花钻杆配合28mm的钻头。（2）帮锚杆（螺纹钢锚杆）眼深为17601790mm，玻璃钢锚杆眼深为16801720mm。（3）用风煤钻按设计位置钻眼，钻眼临近结束时用转动的钻杆将眼内的煤粉排除干净。2、帮锚杆的安装（1）将帮锚所需树脂锚固剂依次送入锚杆眼中，并用锚杆将其送到眼底。（2）使用风煤钻和帮锚杆搅拌器连上扭矩螺母，开动风煤钻边搅拌边推进。（3）铺设帮网，上“W”钢带和梯子梁，最后上锚杆托盘。（4）停钻10分钟后，用风动扳手或普通扳手紧固螺

32、母到不小于设计的预紧力矩（回采帮玻璃钢锚杆预紧扭矩力不小于40KN；保险帮螺纹钢锚杆预紧扭矩力不小于171N·M）。五、锚索施工工艺要求1、锚索钻孔定向由验收员依据锚索间、排距，首先在两排锚杆正中横拉一根工程线，固定锚索排距，然后从原支护锚索外露段竖拉两根工程线到迎头方向固定好锚索眼位，依据锚索间距，标注锚索眼位，最后锚杆机司机根据标注锚索眼位进行打眼。2、钻眼、安装、涨拉（1）采用MQT130/2.8J系列气动锚杆钻机，22 mm的钻杆配合30 mm的钻头打眼。 （2）打眼时，锚杆钻机、钻杆垂直于顶板，锚索眼深为62506350mm。（3）锚杆钻机钻孔完毕，用压力水将孔冲洗干净，退

33、出钻杆，放入锚固剂，用锚索将3根锚固剂轻轻送到孔底。（4）用专用接头将锚索下端与锚杆钻机连接好，开启钻机边搅拌边推进，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌1520s。停止搅拌后一分钟，收缩锚杆钻机，卸下接头。搅拌后锚索外露长度应控制在150250mm。（5）上好托盘和锁具，15分钟后方可进行涨拉。 （6）涨拉锚索时，涨拉千斤顶的压力表读数要达到4050MPa；五、支护质量要求 支护质量标准执行锚网支护工程质量规定表（见下表）表3-1 锚网支护工程质量规定表检查项目质量要求及允许误差合格mm优良mm保 证 项 目1锚杆、网、梯子梁、螺母、托盘等材料的材质、规格、品种、结构、性能、锚杆强度符合设

34、计、作业规程及规范规定2锚固剂的材质、型号、规格、强度、锚固力符合设计、作业规程及规范规定3托盘、锁具的规格、材质、性能。钢绞线破断载荷符合设计、作业规程及规范规定基本项目1巷道净宽0300mm0200mm2巷道净高0300mm0200mm3锚杆/锚索涨拉力最低值不小于8T/20T最低值不得小于8T/20T4锚杆施工质量安装牢固、托盘基本紧贴煤壁，无松动安装牢固、托盘紧贴煤壁，不松动5锚杆、锚索预紧力最小值不小于5T/20T最小值不小于5T/20T6铺网、梯子梁质量符合设计、规程规定，梯子梁、金属网紧贴煤壁，网间压接绑扎牢固7锚杆快速承载规定的时间里，锚固力最低值不小于设计90%8锚索施工质量

35、符合设计、规程规定，托盘施加预紧力，紧贴顶板允许偏差项目允许偏差mm1 锚 杆间排距±100 mm2 锚 杆孔深度030mm3 锚 杆 角 度符合设计要求，误差不超过5°4锚杆外露长度露出丝扣10mm40mm5锚 索 孔 距±150mm6锚 索 孔 深0200mm7锚 索 角 度符合设计要求、误差不超过5°8锚索外露长度露出锁具150mm250mm第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工准备（1）完善局部通风及供电系统。（2）安装风水管路、排水管路，完善排水系统。（3）安装调试好胶带（或刮板）输送机及掘进机。（4）由地测科负责标定巷道施工中心线。二、施工

36、方法1、割煤采用EBZ-200型掘进机沿4-1号煤层全断面一次成巷方式施工。2、通风使用FBD-8.0,2×45KW型局部通风机，压入式通风。3、装煤及运输采用掘进机自行装煤，先安装一部40T型刮板输送机运煤，工作面掘进至约100m时安装一部SSJ-800型胶带输送机运煤，施工至约1400m左右时再安装一部SSJ-800型胶带输送机。4、支护工艺敲帮问顶临时支护施工顶锚杆铺顶网安装顶锚杆施工帮锚杆铺帮网安装帮锚杆施工顶锚索紧固锚杆（涨拉锚索）。第二节 工艺流程一、工艺流程交接班、准备工作割、装、运煤敲帮问顶临时支护永久支护收尾整理工程质量下一循环。二、各工序要求：1、交接班及准备工作

37、：接班后，由跟班队长、班长、验收员、瓦检员、安全员首先进入工作面进行安全质量检查，由每班验收员负责检查激光是否与三条线重合，不重合时查明原因并纠正，否则严禁施工。同时分别用2.7米与2.2米长的撬棍站在有支护的安全地点进行“敲帮问顶”，并检查工作面10米内的支护，检查风筒口距工作面的距离、工作面瓦斯浓度、控顶距及机电设备完好等情况，保证都符合规定，确认无安全隐患后,方可让职工进入工作面施工。2、割煤：截割头由巷道一侧底部进刀，采用左右循环由下向上在巷道内水平截割，周边留煤300mm，每水平摆动截割一次抬高距离600mm，按截割曲线图连续摆动截割出初步断面形状，然后拉线对周边断面形状采用风镐进行

38、修正至设计要求。（具体截割顺序详见图八）。3、装煤、运煤：掘进机自行装煤，胶带（或刮板）输送机运煤。4、临时支护（1）割完煤后，将截割头落地，机载临时支护支起。进行“敲帮问顶”，检查处理隐患。人员必须站在机载前探支护下，分别用2.7m与2.2m的长柄工具清除活矸危岩及伞檐。（2）掘进机退至永久支护完好的地点，检查超前支护装置各部位零件及管路，在保证完好状态下，操作二位三通阀，使液压油切换到支护装置油路。然后将掘进机开关闭锁打到零位，支护工把支护所用的梯子梁和菱形网放在顶架定位槽中，并使顶架上的磁铁将其吸住，然后启动掘进机开进工作面，掘进机司机操作液压控制手柄向前推动支护主架和顶梁架；使主架和顶

39、架由折合状态慢慢平稳打开，达到所需要的角度和位置时再升主架，升到巷道顶板上，使梯子梁和菱形网紧贴巷道顶板，临时支护完毕后方可进行永久支护。安装完网和锚杆后，先把主架下降到最底位置，再折合主架和顶梁架，直到顶梁架扒在掘进机上为止，关闭操作阀上支护的油路，让液压油路通向另一个油路，支护控制阀不能工作。 （3）超前支护高度不够时，先落下超前支护将掘进机后支撑升起，然后再升高超前支护。 （4）铺顶网：进行彻底的“敲帮问顶”后，先将准备好的梯子梁及菱形网固定到掘进机超前支护顶架上。放置网片时，把掘进机退至永久支护下后两人扶网将其平放置机载临时支护顶架上，且使顶架上的磁铁将其吸住。放置完毕后由掘进机司机根

40、据锚杆眼位调整掘进机的位置，使机载临时支护主架达到巷道高度，使顶网同顶板吻合，随后一人联网，一人进行安全监护。挂网时，网间搭接，网要铺平拉展，联网时使用14#联网丝，隔两孔联一扣，双股扭三匝。5、永久支护割完煤，临时支护完毕后，应进行彻底的“敲帮问顶”，确定顶、帮无安全隐患后，开始联网，打注锚杆。（1） 铺网工艺铺帮网：顶板临时支护完毕后，将帮网铺平拉展，与顶网及原帮网搭接，联网时使用16#联网丝，隔两孔联一扣，双股扭三匝。 （2）顶、帮锚杆的布置和安装在临时支护的掩护和顶架定位槽下，采用两台MQT130/2.8J型锚杆钻机依据临时支护顶架定位槽由外往里打顶锚杆眼，并按规定进行安装，采用MQS

41、-50/1.8型风煤钻配合安装迎头第一排两帮锚杆；锚杆钻机和风煤钻均由两人配合操作。第3节 装载与运输一、装煤方式掘进施工中，采用EBA-200型掘进机装煤（岩）。二、运输方式掘进机割煤后，通过掘进机装载部自行装煤，掘进机自带刮板运输机将煤运至胶带（或刮板）输送机上，运至107上、下顺槽联络巷和下顺槽联络胶带（或刮板）输送机上，然后经溜煤眼放至胶带上山、+590胶带大巷胶带输送机上运至井底煤仓，最后由主井箕斗提升至地面。三、刮板、胶带输送机的固定与延伸 （1）刮板输送机随掘进而延伸。要求刮板输送机机头、机尾使用20×1800mm的细扣螺纹钢锚杆打地锚固定。 （2）掘进工作面胶带输送机

42、使用掘进机延伸，即使用15.5mm钢丝绳一头连接掘进机机尾的专用销轴,另一头连接在胶带输送机机尾，随着掘进机的前移,每掘5m延伸一次机尾，延伸够5m后调整好机尾并用扁钎固定。第四节 管线敷设一、管路安装1、施工期间共布置供风、压水、排水3趟路管（排水管路在巷道处于低洼处无法采用水沟排水时，可铺设排水管路将水仓积水引入上顺槽水沟），管路均采用规格为108×4mm的无缝钢管。自上而下依次为压水管、供风管、排水管，管路间距为200mm，最下一排管路距底板为1m。2、管路安装在巷道左帮，安装时每隔4m用一个扁铁卡子固定并用6 mm钢丝绳及配套的绳卡吊挂于顶锚杆上，吊挂高度距离巷道底板不低于1

43、m。管路吊挂要整齐、平直，安装工作由3人配合作业，其中2人抬风水管、1人固定。 3、供风、压水管路（钢管）距离迎头不超过20m，胶管紧跟迎头。4、巷道内敷设的管路应刷漆、编码管理，每300m挂一组风水管路标志牌，刷漆颜色为：供风管路蓝色，供水管路绿色，排水管路黑色。二、电缆吊挂1、施工期间电缆钩吊挂在巷道右帮，高度距离巷道底板不得低于1.8m。2、电缆按监测、通讯、信号，低压，顺序自上而下分档吊挂，电缆与电缆间距不小于100mm。3、电缆钩子采用8小2大联钩，固定在专用锚杆上，用螺母拧紧，吊挂平直。电缆钩间距为1m。电缆吊挂由3人配合作业，其中1人扶梯、1人递料、1人吊挂。4、井下电缆要求吊挂

44、整齐，不交叉，不缠绕、不挤压、不落地。三、风筒吊挂风筒均吊挂在电缆的另一侧（左帮），要求吊挂平直，逢环必挂，接头严密，无破口，风筒距迎头距离不超过10m。4、 风水管路、电缆及风筒吊挂的铺设除执行本规程要求外，还必须执行煤矿安全质量标准化标准以及矿有关安全质量标准化规定。第五节 设备及工具配备设备及工具配备表。表4-1 设备及工具配备表序号设备名称型号功率kW使用数量电压V1掘进机EBZ-200321111402变压器KBSG-630/10630111403带式输送机SSJ-8002×90311404刮板输送机SGW-40T40011405压入式风机FBD-NO8.02x452114

45、06除尘风机KCS-175LL111407矿用隔爆潜水电泵BQW200-30-37/N30411408控制开关QBZ-200/1140（660）30411409照明、信号、综保ZBZ4.0M212710激光指向仪YBJ850（A）112711馈电开关BKZ20-4004114012控制开关QBZ-80/1140(660)4114013锹、镐若干14锚杆钻机MQT130/2.8J415帮锚钻机MQS-50/1.8416锚杆预应力检测仪MYJ217锚杆拉力计LDZ-200218锚索拉力计MST19-250502第五章 安全生产系统第1节 通风系统施工过程中采用压入式通风，局部通风机分别安设在一采区

46、轨道上山新鲜风流中，最长供风距离2800 m。一、掘进工作面风量计算1、按单个掘进工作面同时工作的最多人数计算：Q掘=4N=4×60=240 m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； 4 每人供风不得低于4m3/min；N单个掘进工作面同时工作的最多人数50人（本工作面现场交接班最多人数为50人，取其1.2倍）；2、按瓦斯涌出量计算： Q掘= 125q掘k掘通=125×0.8×1.2=120m3/min式中Q掘 单个掘进工作面实际需要风量，m3/min；125单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，

47、0.8m3/min；（根据晋煤瓦发【2013】720号文件所鉴定的掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算） k掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，应根据实测的结果确定（正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月均日绝对瓦斯涌出量的比值）取1.2。3、按良好气候条件下所需风量计算： Q掘=60v 小S=60×0.25×14.4=216m3/min式中Q掘单个掘进工作面实际需要风量，m3/min； v小创造良好劳动气候所需最低风速，岩巷掘进取0.15 ms,煤巷及半煤岩巷掘进取0.25 ms。S巷道断面积，14.4m2（巷道断面）4、进行局部通风机型号及风筒规格的选取由最终

48、所需风量的大小确定局部通风机的型号及风筒的规格。根据以上计算该工作面风量不得小于240m3/min。选用FBD-NO8.0，2×45kw局部通风机作为工作面供风风机。巷道风筒均选直径800mm强力阻燃风筒。5、按局部通风机的实际吸风量计算局部通风机的安设地点巷道配风量： 煤巷掘进：Q巷=Q局×Ii+9S=400×1+9×14.4=529.6m3/min 式中Q巷局部通风机安设地点巷道配风量，m3/min； Q局掘进工作面局部通风机一级额定吸风量，m3/min。 Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数。根据上述计算可知，风机安设地点配风量为529.6m3/

49、min；6、掘进工作面风速验算：根据所施工巷道断面积S和掘进工作面实际风量Q，验算出巷道风速为：V=QS=430（14.4×60）=0.5m/s式中V巷道风速，ms Q掘进工作面实际风量，m3/min S巷道断面积，14.4m2（巷道断面）根据煤矿安全规程中第一百零一条规定，掘进中的煤巷最低允许风速为0.25ms，最高允许风速为4ms。根据以上公式计算出的巷道风速0.25ms<0.5ms<4ms。符合煤矿安全规程规定。二、局部通风机安装地点和通风系统局部通风机安装在一采区轨道上山的新鲜风流处，距回风口不小于10m，局部通风机采用“双风机，双电源”，且能自动切换；局部通风机

50、必须实行“三专”供电， 并实行“风、电”和“瓦斯、电”闭锁。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。 1、通风系统：（1）新鲜风流路线地面副立井井底车场+590水平轨道大巷一采区轨道上山局部通风机工作面。 （2）污风风流路线工作面14-1107上顺槽14-1107下顺槽回风联络巷一采区回风上山+590水平回风大巷总回风巷回风立井地面。附：通风系统图（图九）。 第2节 综合防尘掘进防尘管路距工作面不大于20m，压水管三通阀门每50m安设一个，必须用同一型号的三通阀门，编号管理，压水管路距工作面

51、不大于20米。距14-1107工作面上顺槽回风口50m位置安设一道全断面净化水幕，距工作面迎头50m内安设一道全断面净化水幕，喷嘴朝向风流方向，确保每个喷嘴出水通畅，雾化良好。每班对工作面30m范围内的巷帮进行冲洗。巷道每施工200m后，安设一组隔爆水槽。每组总水量不低于200L/m²即200×14.4=2880L/m²，应安72个，实安72个，每排5个，间排距1m。必须保证最前一组隔爆水袋距工作面的距离不大于200m，并进行挂牌管理。附：综合防尘图（图十五）。第三节 压风系统一、压风系统：地面压风机房副立井井筒井底车场+590水平轨道大巷一采区轨道上山14-11

52、08上顺槽联巷工作面。附：压风系统图（图十一）。二、压风自救系统工作面掘进至每400m时各安装两组压风自救装置；压风与巷道压风管共用一趟管路。压风自救装置安装高度1.4-1.6m。压风自救系统应每天由专人检修，进行试放气，以免造成积水或锈蚀；对不合格（不减压、无压风、闸阀不灵活、表针指示错误等）的压风自救装置要及时更换。第3节 安全监测监控系统一、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用（1）矿井安全监测监控系统采用KJ95N安全监控系统。（2）该工作面安全监测监控系统分站安设在轨道上山。（3）巷道工作面内各安设3台甲烷传感器，悬挂地点为：T1距工作面迎头不大于5m，T2距回风口10-15m，巷道掘

53、进超过1000m后再安装一台甲烷传感器T5，甲烷传感器必须垂直悬挂，距回风侧顶板不得大于300mm，距帮不小于200mm。（4）传感器监测电缆高度1.8m以上,监测分档吊挂，电缆与电缆间距不小于100mm。（5）甲烷传感器断电范围；T1：断掘进工作面一切非本质安全型电气设备，T1断电点：1.2%，报警点0.8%，复电点0.8%；T2：断掘进工作面巷道内一切非本质安全型电气设备，T2断电点：0.8%，报警点0.8%，复电点0.8%；T5：断掘进工作面巷道内一切非本质安全型电气设备，T5断电点：0.8%，报警点0.8%，复电点0.8%。附：瓦斯前期、后期监控仪器布置示意图（图十四1、十四2）。二、

54、便携式甲烷报警仪的配备和使用跟班队长、班长，电工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.8%）必须停止作业，进行处理。当班班长下井时必须将便携式甲烷报警仪悬挂在工作面非风筒帮，距迎头不大于5m，垂直悬挂，距回风侧顶板不得大于300mm，距帮不小于200mm。当报警时，必须停止工作，查明原因，进行处理。第4节 供、排水系统一、供水系统地面二级泵站副立井井筒井底车场+590水平轨道大巷一采区轨道上山14-1107上顺槽工作面。二、供水施救系统 工作面掘进至每400m时各安装一组供水施救装置，压水与巷道压水管共用一趟管路。供水施救装置安装高度1.4-1.6m。三、排水系统1、涌水量：预计巷道最大涌水量约60m3h，正常涌水量约40m3h。2、掘进时在巷道左帮施工自流式水沟将水引至一采区轨道上山水沟内排走。水沟毛断面为：宽x深=300mmx300mm，水沟滞后工作面不得大于30m。3、掘进时巷道若有低洼处，水沟无法引出巷道内积水时，在巷道左帮施工水仓，安装两台BQW200-30-37/N型矿用隔爆潜水电泵进行排水，一台正常使用，一台热备。4、排水系统:工作面14-1107上顺槽14-1107上、下