煤矿掘进工作面作业制度

PAGE71/NUMPAGES72编号：2008-JYJK-68济矿集团阳城煤矿1306工作面切眼施工单位：开拓工区编制人：区队长：批准人：编制日期:2008年11月25日执行日期:年月日目录TOC\o"1-3"\h\z矿审批意见 3作业规程学习和考试记录 5作业规程学习和考试记录 6作业规程复查记录 7第一章概况 8第一节概述 8第二节编写依据 8第二章地面相对位置及地质水文情况 9第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 9第二节煤(岩)层赋存情况 9第三节 地质构造 11第四节水文情况 11第三章巷道布置及支护讲明 12第一节巷道布置 12第二节 支护设计 12第三节支护工艺 17第四章施工工艺 21第一节施工方法 21第二节爆破作业 22第三节装、运岩（煤）方式 22第四节设备及工具配备 23第五章劳动组织及要紧技术经济指标 23第一节劳动组织 23第二节循环作业 24第三节要紧技术经济指标 25第六章生产系统 26第一节通风系统 26第二节压风系统 28第三节防尘系统 28第四节防灭火 29第五节安全监测系统 30第六节供电系统 31第七节排水系统 31第八节运输系统 32第九节通讯系统 32第七章灾难预防与避灾路线 32第八章安全技术措施 38第一节技术措施 38第二节施工预备 40第三节“一通三防”治理 41第四节顶板治理 43第五节爆破治理 45第六节防治水治理 49第七节机电治理 49第八节运输治理 53第九节其它 59矿审批意见1、严格按作业规程施工，并认真传达至每位施工人员，考试合格后方可上岗。2、严格按该规程加强顶板支护，使用好前探梁，严禁空顶作业，锚索要紧跟迎头。3、遇断层或顶板破裂时，必须及时编写补充措施加强支护。4、加强一通三防治理，防止煤尘积聚；加强瓦斯检查监测，使用好便携仪及瓦斯断电仪。使用风电闭锁和瓦斯电闭锁。5、加强机电设备治理，杜绝失爆。6、严格执行斜巷运输治理的有关规定，组织好掘进过程中物料的运送。7、加强工程质量治理，强化班班验收制度。8、强化火工品治理，严格遵守“一炮三检”、“三人连锁”等爆破制度。单位会审意见签字时刻生产科通防机电科调度室安全科总工程师

作业规程学习和考试记录负责人:传达人:班次:贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字王吉恩孙照利徐述君孙玉富周庆明孔祥春程玉凯孔庆文王玉王建齐从省刘金星马艳斌孙勇勇申德龙李磊李召水展翔顾士磊李建立段同水董海斌何建新刘庆刘青孙传布孔祥强王如明王洪岩王振兴刘锁张思凯赵峰宋锋斌王朝海马乾徐庆银刘震步长洪王振丁永成陆开军王晓辉于和银马高代顾敦东牛广丰刘峰郑爱文王民芝王磊马成国郭贯军孙广成作业规程学习和考试记录负责人:传达人:班次:贯彻时刻听传达人贯彻时刻听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字王为建赵兴华韩树猛高庆矿贾明建张召坡韦涛赵小光马振美郭新贵张中奎白波赵永强张晋波李朋B张西杰陈启富何建新赵洪亮韩小刚张新王帆王为秋宋西帅刘贵富吕峰李计平邢建康超孔爱国郑成振王远军贾义军作业规程复查记录作业规程名称1306工作面切眼作业规程施工单位开拓工区复查时刻参加复查人员签字一、存在要紧问题：

二、处理意见：第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进巷道名称为1306工作面切眼。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了形成1306工作面生产系统，满足1306采煤工作面通风、行人、运料、出煤、管线敷设等的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：210.386m(平距)。服务年限：可能2～3个月。四、可能开、竣工时刻本掘进工作面自2008年12月下旬开工，可能2008年1月份竣工。第二节编写依据一、采区设计讲明书及批准时刻《阳城煤矿北一采区巷道布置图》及《1306工作面切眼施工通知单》,批准时刻为2007年12月12日。二、地质讲明书及批准时刻地质讲明书名称是《济宁矿业集团阳城煤矿1306工作面掘进地质讲明书》，批准时刻为2008年2月18日。三、矿压观测资料由于距离三DF119断层较近，围岩应力集中，压力显现明显。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该工作面相应地面位于韩庄村以东北842m、小古墩以南814m范围内，地表要紧为农田，有乡村小路、高压线等。本工作面巷道掘进对地表无阻碍。井下位于-650m轨道石门东北部、季庄断层与三DF102断层之间。地面相对位置表2-1水平名称-650m采区名称北一采区地面标高(ｍ)+36.61～+39.8井下标高(ｍ)-622～-686地面相对位置及建筑物工作面相应地面位于韩庄村以东北842m、小古墩以南814m范围内，地表要紧为农田，有乡村小路、高压线等。本工作面巷道掘进对地表无阻碍。井下位置及四邻采掘情况井下位于-650m轨道石门东北部、季庄断层与三DF102断层之间。第二节煤(岩)层赋存情况一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距：该面煤３以亮煤为主，据地质现有资料，1306面煤层总厚6.5～8.7ｍ，平均7.6ｍ。煤层结构简单，煤层倾角12～20°，平均16°。煤层普氏硬度系数ｆ=2.0。二、顶、底板岩性及特征表二顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性描述顶板粗砂岩4.58浅灰～灰白色，含砾、含菱铁矿结核、粗砂岩包体、底部夹煤条纹。粉砂岩1.62灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。缓波状、水平层理，顶部含粗砂岩包体、煤条纹。见植物化石碎片、生物遗迹化石。细砂岩1.48灰色，夹深灰色纹层状粉砂岩，缓波状水平层理，层面含炭屑、白云母碎片。含少量菱铁质鲕粒。粉砂岩5.76灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。含大量完整植物叶化石，少夹煤条纹，上部夹菱铁质条带，水平层理。底板泥岩0.27深灰～黑灰色，含植物根化石，贝壳状断口。细砂岩0.95灰色至浅灰色，夹深灰色粉砂岩纹层、条带，呈似等厚互层，缓波状近水平层理，层面含植物化石碎片。含菱铁矿结核，夹条带数顺层分布的菱铁质鲕粒。粉砂岩6.68深灰色，含植物叶片化石,部分已炭化，下部含菱铁质结核，夹细砂岩条纹，水平层理。泥岩2.1深灰～黑灰色，含薄层状透镜状菱铁矿结核，见瓣腮类化石。细砂岩5.3灰色，夹深灰色粉砂岩薄层、纹层，波状及缓波状层理，层面含植物化石碎片。含透镜状条带状菱铁矿结核。具混浊状层理。附图1：煤岩层综合柱状图（1:300）三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数：该煤层瓦斯相对涌出量为0～1.820cｍ３/g,平均为0.466cｍ３／g，属低瓦斯煤层；煤尘有爆炸性危险,拟制煤尘爆炸最低岩粉量90％；据1305面最新测定资料，3煤自燃发火等级为Ⅲ类，不易自燃，自燃发火期为89天；地温为22℃，地梯温度为1.86℃／100m，500地质构造构造名称走向（°）倾向（°）倾角（°）落差（m）性质对掘进的阻碍程度季庄断层NESE70187正大三DF102NENW700～30正大本掘进工作面所处地段煤岩层整体赋存形态为走向北东,倾向南东的单斜构造。岩层倾角17°～25°,平均21°。本工作面位于季庄大断层（西北）与三DF102之间，因距季庄大断层较近，巷道掘进过程中可能小断层发育。无岩溶陷落柱、岩浆侵入、古河流冲刷等其它专门地质现象。第四节水文情况一、水文地质情况对掘进工作面有阻碍的要紧含水层为山西组3煤顶板砂岩含水层。1、顶板砂岩：3煤顶板砂岩段是直接充水含水层，统计3煤层顶部80m以内的砂岩层分布，一般3～12层，平均6层，总厚度13.80～48.10m，平均总厚度31.69m。3煤层顶板砂岩含水性弱，有一定的动储量，但补给较差，通过已取得的开采资料可知其含水性随开采深度的增加而减少，且衰减较快。-650开拓大巷穿过3煤顶板以上130米2、三灰：裂隙溶隙承压水，中等偏弱富水性，含水性不均一。上距3煤层49.00～58.00m，平均54.00m，其间含水层不发育。-650m轨道、皮带及回风石门过季庄断层后均揭露了该含水层。巷道揭露穿过时只有少量滴水或淋水，对本工作面的掘进无阻碍3、季庄断层水：尽管-650m开拓大巷揭露季庄断层处未发觉有含水或导水现象，但并不能代表整个季庄断层在其它地点揭露时不导水。-650m开拓大巷揭露处落差约187m。它的存在一方面缩短了本井巷工程与奥灰含水层的间距，加大了发生奥灰突水的可能性；另一方面若它是导水断层或其破裂带含水，并与其它含水层（第四系底部砂岩层水、至奥灰水）有水力联系时，本井巷工程揭露该断层或与之相连的阶梯状小断层组构造，会成为井巷工程发生突水的要紧通道，酿成水害威胁。可能最大涌水量为20m3/h，正常涌水量为5m3二、防治水措施1、巷道掘进期间，现场作业人员应坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则，加强地质构造及水情的观看，发觉异常立即汇报调度室。2、在巷道掘进过程中，应安设排水能力不低于20m3/h排水泵及相匹配的排水设施，且能保证正常运转，完善排水系统确保巷道掘进安全。第三章巷道布置及支护讲明第一节巷道布置1306工作面切眼位于1306轨顺、1306皮顺东北端，总长度180m;巷道掘进采纳导硐扩帮法施工，切眼断面形状为矩形，长度为210.386m(平距)，掘进过程中要求切眼顶、底板要平坦。附：1306工作面切眼平面位置图(1:2000)，见图3-1；1306工作面切眼剖面位置图(1:2000)，见图3-2。支护设计一、导硐、扩帮断面1、导硐断面为矩形，净宽3.7m,净高3.0m;荒宽3.9m,荒高3.1m;净断面:11.7m2，荒断面:12.09m2。2、扩帮断面为矩形，净宽3.5m,净高3.0m;荒宽3.7m,荒高3.1m;净断面:10.05m2，荒断面:12.16m2。附：1306工作面切眼支护断面图，见图3-3。二、支护方式(一)临时支护(1)巷道采纳吊环吊挂前探梁作为临时支护。临时支护采纳三根前探梁，前探梁采纳6.0#槽钢对口焊制而成，槽钢中心间距为1.0m，长度均许多于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为1.0m，吊环用φ24钢筋焊制加工而成，每根前探梁用一个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度应不小于30mm。安装吊环的锚杆长度不小于支护巷道锚杆长度，每根锚杆均用3块树脂锚固剂固定，锚固力应不小于70kN/根。(2)放炮后，首先进行敲帮问顶工作，找掉顶帮活煤矸，检查无安全隐患，立即铺连网、上顶部钢带安设三根前探梁。前探梁用吊环必须安设在牢固可靠的锚杆上并上满丝。为防止前探梁滑动，前探梁用专用大木墩刹紧、刹牢，上山施工时必须用铁丝（链子）将探梁后端与巷道顶板网子（或者锚杆）拴牢。(3)巷道掘进施工中，前探梁临时支护最大控顶距1.8m，最大空顶距0.3m；最大空帮距1.0m，巷道掘进严禁空顶作业。(4)采纳简易耙装机耙取迎头上的煤(矸石)，当耙取的距离满足一排的距离之后，方可对顶板打锚杆进行支护。(5)在临时支护的可靠爱护下，及时安设顶部锚杆，安设顶锚杆严格执行“先中间，后两边，由后向迎头，打一棵，注一棵”的原则。(6)打完顶部锚杆后，将迎头的煤(矸)耙洁净再对帮部打锚杆进行支护。附：1306工作面切眼导硐临时支护图，见图3-4；1306工作面切眼扩帮临时支护图，见图3-5。(二)永久支护依照阳城煤矿已安全顺利掘进三个切眼的支护实际，阳城煤矿1306工作面切眼仍采纳锚梁网配合单体钢梁复合支护。即剥帮的同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁四腿。超前支护采纳超前剥采工作面4m该巷道采纳锚网索梁做永久支护，顶部锚杆采纳φ20×2500mm，间排距为700×800mm，帮部锚杆采纳φ20×2200mm，间排距为1000×800mm。巷道顶部及右帮采纳螺纹钢锚杆和10#铁丝编制而成的菱形网，顶部配3.6米的W钢带作永久支护。锚杆与巷帮的夹角不小于75°，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应垂直于两帮煤壁，横向成排，纵向成线。(三)顶板加强支护方式在顶板支护方式中，锚杆与钢带支护要紧起到了加固顶板煤层的作用，使顶板煤层形成一个整体，而当顶板破裂或地质条件较复杂时，单纯的锚杆与钢带支护已不满度顶板支护要求，因此必须附加两排锚索加强支护，锚索布置采纳迈步式布置，每2根1组锚索，锚索规格φ17.8×8000mm,采纳12#槽钢，间排距为1600×2000mm。(四)过地质构造的专门要求及专门支护方式当巷道穿过松软、破裂岩层或断层破裂带时,必须采取对巷道顶板注马力散加固，同时严格遵守以下要求：（1）炮眼深度为0.8～1.0m，打直眼、多打眼，少装药，放小炮。（2）采取掘一排支一排。（3）加强敲帮问顶、临时支护及探水掘进工作。专门支护形式：（1）锚杆密度增加至间排距600×800mm。（2）在巷道偏中线右侧4.7米临时架一排单体棚（采纳一字梁配合单体支柱），够一架支设一架，随掘随架，长度达5米后，及时架永久单体棚（采纳11＃矿工钢配合单体支柱），把临时棚拆除。并采取打注锚索（或锚索梁）或喷浆等措施。（3）采纳人工攉矸。（4）届时将依照具体地质情况及时编写补充措施。支护讲明：本巷道采纳锚索、锚索梁、锚杆、钢带联合支护，锚杆和钢带起加固顶板煤层的作用，使顶板煤层形成一个整体，增加了煤层的塑性，锚索要紧是起悬吊作用兼有加固顶板煤层的作用，因此支护参数验算按如下进行：按悬吊理论校核锚索参数：1、校核锚索长度L=L1＋L2＋L3＋L4式中：L-锚索长度，m；L1-锚索入稳定岩层的深度，一般按经验取1.5m；L2-锚索入伪顶的深度，一般按经验取0.1m；L3-顶板煤层平均厚度，取3.30m。L4-锚索在巷道中的外露长度，取最大值0.4则：L=1.5+0.1+3.3+0.45=5.25（m）＜6.5（m）2、锚索间距计算：a=式中：a-锚索间距，m；Q-锚索设计锚固力，300KN/根；H-潜在冒落高度，取3.1m；r-被悬吊煤层的重力密度，取13.33KN/m3；K-安全系数，一般取K=2.0。a==1.47（m）＞1.20（m）3、锚索锚固力强度计算：F=B1·B2·H·r·g/3=4.6×1.2×3.3×1.33×103×10/3=80.76kNKF=1.5×80.76=121.14kN＜150kN=F1式中：F-单根锚索所承受的拉力，单位kN；K-安全系数，取1.5；F1-单根锚索设计锚固力，取150kN；B1-煤巷宽度，取4.6m；B2-锚索间距，取1.2m；H-煤巷顶板煤层厚度，取3.3m；r-煤的密度，取1.33×103kg/mg-重力加速度，取10N/kg.通过以上计算可知，所选用的锚索锚固力符合设计要求，故能够采纳型号为φ17.8×6500mm，设计锚固力为150kN的锚索，锚索间排距为1200×1600mm。按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算L=L1＋L2＋L3式中：L-锚杆长度，m；L1-锚杆入稳定煤层的深度，一般按经验取0.6m；L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；L3-锚杆有效长度，m；其中：L3=K=1.5×=1.72（m）式中：K-安全系数，一般取K=1.5；B-巷道开掘宽度，取4.60m；f-岩石牢固性系数，煤层取2。则：L=1.72+0.6+0.1=2.42（m）2、锚杆株距、排距计算设株排距相等，均为a，则：a=式中：a-锚杆株排距，m；Q-锚杆设计锚固力，70KN/根；H-冒落拱高度，取3.5m；r-被悬吊煤层的重力密度，取13.33KN/m3；K-安全系数，一般取K=2。a==0.87（m）通过以上计算可知，施工时巷道拱部选用φ20×2500mm的预应力螺纹钢锚杆，锚杆间排距为850×800mm；两帮锚杆规格：φ20×2200mm，间排距800×800mm能够满足设计要求。第三节支护工艺一、支护材料1、锚杆、锚索及锚固剂采纳预应力螺纹钢锚杆，顶部采纳直径为20mm,长度为2500mm锚杆；帮部采纳直径为20mm,长度为2200mm的锚杆。每根锚杆均用2块型号为MSK2550和1块型号MSCK2535树脂锚固剂固定，锚固长度许多于1350mm，锚固剂直径为25mm，长锚固剂每块长度为500mm，型号为MSK2550；短锚固剂每块长度为350mm，型号为MSCK2535。铁托盘为正方形，规格为长×宽＝150×150mm，用10mm锚索用直径17.8mm，长度8000mm、9500mm、10000mm（锚到稳定岩层不小于1.5m）的钢绞线配合锁头、锚索梁制作；上托盘及锚具厚度为150mm，外露部分为350mm；每孔使用3块直径25mm，长度500mm的树脂锚固剂固定，锚固力不低于150kN，锚固剂型号MSK2550。2、金属网采纳10#铁丝编制而成的金属菱形网，规格为长×宽＝4200×900mm，长×宽＝2500×900mm两种，网格为长×宽＝50×50mm，网要压茬联接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用8＃1.0米连网丝联接，不得出现漏联现象。3、钢带顶部采纳长3600mm宽280mm的W形钢带。4、要紧支护材料每米用量锚杆10套，树脂锚固剂30块，菱形网11.025米2，钢带4.5米，锚索1.25根，锁具1.255、物料存放现场至少要备有2天使用的支护材料，并在迎头外100m范围内的料场中挂牌治理，分不存放，码放整齐。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先严格按照中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；然后用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探梁逐根移到迎头，铺好网，再在网下放好钢带，并用小杆、木楔将网和钢带加紧加牢，使之严密接顶；依照钢带上的眼孔布置锚杆眼位，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。打眼前，必须在前探支架的掩护下按由外向里先顶后帮打一注一的顺序进行，严禁空顶作业，每一棵锚杆必须紧固好。2、预备工作检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，不合格的锚固剂一律不准使用。3、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫洁净。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，用带有专用套筒的风煤钻（锚杆机）卡住螺帽，开动风煤钻（锚杆钻机），使风煤钻（锚杆钻机）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，方可撤去钻，搅拌旋转时刻应大于35秒之后，方可上好托盘，拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆拧紧力矩应不小于300N·m，锚杆盘要紧贴煤壁。顶锚杆须由钢带孔穿过。帮部菱形网挂至锚杆下部500mm。4、剥帮同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁三、锚索安装工艺1、依照现场实际情况，巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-120J型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和φ27双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置。眼深6.2m，并用压风将眼内的残渣吹净。2、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、用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦洁净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘结定位。4、二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送入孔底。然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以免捅破树脂锚固剂阻碍锚固质量。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杆钻机上。6、一人扶助机头一人操作锚杆机，以边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时刻操纵在20～30秒之间，确保搅拌均匀。7、停止搅拌后，必须接着保持锚杆机的推力约3分钟，然后收回锚杆机。8、10分钟后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。9、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上，并用铁丝将其固定在相邻的锚杆上，然后开泵进行张拉，并注意观看压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶形成结束时，迅速换向回程。10、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，幸免坠落），完成锚索的安装。四、锚杆钻机打眼工艺：（1）作业前检查：1、操作者手持操作壁上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。3、操作者应在机子摇臂端的外侧站立。4、按顶板高度选用合适的初使钻杆。5、钻空前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入生产。（2）作业时：1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方。2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。（3）作业完以后：1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。2、检查钻机有否损伤，螺丝有否松动，并及时处理好。3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。五、锚杆施工质量与要求锚杆的锚固力必须符合设计要求，螺纹钢锚杆锚固力顶板不小于70kN/根、帮部不小于50kN/根，顶板初锚固力≮4t，扭紧力矩不小于300N·m；巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，锚杆株、排距不能超过设计值100mm;外露长度不能大于50mm，不小于30mm；并保持做到巷道内无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。六、锚索技术要求1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。2、锚索孔深误差操纵在0～+200mm。3、锚索外露长度不大于350mm。4、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应得树脂分子链会遭遇破坏，导致锚固失败。5、搅拌树脂药卷后10～15分钟张拉锚索，张拉预紧力为70kN。6、锚索安装48小时后，如发觉预紧力下降，必须及时补拉。7、锚索锚固力不低于150kN。8、张拉时发觉锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍,用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。9、锚索安装好后，应用旧布将暴露的钢绞线缠好，防止破股和划伤人员。第四章施工工艺第一节施工方法1306工作面切眼自下端头向上进行边导硐边扩帮施工，由东南向西北方向上山掘进。1306工作面切眼采纳全断面一次成巷，钻爆法施工且采纳反向起爆;施工采纳“四六制”作业，班班掘进支护；施工要求掘进班迎头掘进高度不小于2.8m，不留底，确保掘进循环进尺1.6m;同时严格按测量所给中腰线及测量所给实测图施工。巷道施工中，参照本规程中锚梁网设计支护形式、炮眼布置、装药量（炮眼布置及装药量按f=1.0～2.0编制，当煤岩层发生较大变化时，可适当调节炮眼布置及装药量）一并掘出。施工方法：1306切眼下端头顶板完整，无构造，锚梁网支护，扩帮处为3岔口，跨度较大，为加强门口支护，扩帮10m范围内据现场情况须安设锚索梁许多于4组，并架抬棚加强支护。施工前，首先按由外向里的顺序，对3岔口处前后各10m凿岩方法及组织：(1)采纳2部MZ-12型风煤钻配2.2m长麻花钎子、φ28mm钎花打眼。(2)炸药采纳φ25×150mm，重100g/卷的乳化炸药，前5段煤矿许用毫秒延期电雷管，MFC-100型发爆器起爆。(3)施工采取“四六制”作业,循环进尺1.6m，四班掘进支护。(4)施工工艺流程：交接班→打眼、放炮→敲帮问顶→连、铺顶网→上钢带→安设前探梁→出煤矸→打注顶锚杆→铺帮网注帮锚杆→（安设单体梁→）出煤矸、清理。第二节爆破作业1、爆破技术及要求(1)严格按《炮眼布置图》布置炮眼，按《爆破讲明书》要求装药。(2)钻眼前，严格按中腰线画好掘进轮廓线，点好炮眼眼位，掌握好炮眼间距、角度、深度。(3)周边眼眼口应点在轮廓线内200mm,眼底落在轮廓线上。(4)采纳反向装药大串联全断面一次性起爆。(5)严格按要求的爆破顺序进行装药，炮眼装药后封堵严实（用水炮泥、炮泥），炮泥封泥长度不能小于500mm。(6)不准欠挖，每帮超挖量小于200mm，2、炮眼布置图附：1306工作面切眼炮眼布置图，见图4-2。3、爆破讲明书附：1306工作面切眼爆破讲明书。见表4-1第三节装、运岩（煤）方式装岩方式切眼导硐、扩帮使用操作简单、安全可靠、装岩效率高的简易P-60B型耙装机(30kw)，以加速出矸速度，再使用SGB620/40T刮板输送机运输,再通过1306皮带顺槽中的皮带运至1306皮顺溜煤眼。第四节设备及工具配备设备及工具配备情况表表4-2序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1手持式煤钻机ZQS-50/1.6部3备用1部2刮板输送机SGB620/40T40部23风钻YT-27部2备用4锚杆机MQT-90台2备用1部5锨、镐把各46风镐部27除尘风机台18皮带机800mm60KW部29耙装机P-60B30KW台2备用1部第五章劳动组织及要紧技术经济指标第一节劳动组织巷道掘进采纳“四六”制组织生产。锚梁网永久支护，架设单体梁加强支护，四个掘进班，每班一个循环，循尺进尺1.6m。劳动组织图表表4-3工种夜班早班插班中班合计打眼工444416爆破工11114机电维修工22228耙装机司机11114刮板输送机司机22228支护工4（兼）4（兼）4（兼）4（兼）16（兼）小绞车司机2（兼）2（兼）2（兼）2（兼）8（兼）皮带司机2（兼）2（兼）2（兼）2（兼）8（兼）运料工2（兼）2（兼）2（兼）2（兼）8（兼）班长222281212121248第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须依照劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时刻，提高工时利用率。附：1306工作面切眼循环作业图表，见表4-4。第三节要紧技术经济指标技术经济指标表表4-5序号项目单位指标备注1每循环在册人数人152每循环出勤人数人123出勤率%804循环进尺m1.65日进尺m6.46效率m/工0.1337月循环次数个96按30天/月计算8月进尺m115.29循环率%8010炸药消耗Kg/m3.7511雷管消耗个/m2012坑木消耗m3/m0.0313锚杆消耗套/m1014菱形网消耗m2/m11.02515钢带消耗m/m4.5第六章生产系统第一节通风系统一、掘进工作面通风方式选择在切眼贯穿前，工作面仍然采纳1306皮带顺槽的局部通风机通风，通风方式为压入式通风；贯穿后，采纳矿井全风压通风。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不进行计算，并必须采取其中最大值。(一)按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q瓦掘×k掘通（m3/min）式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；k掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通=1.8。首先依照公式：计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/mim）q瓦相—该掘进工作面瓦斯相对涌出量（m3/t.d）S荒—巷道正常掘进时最大荒断面面积，取10.80L—日进尺，取4.8r—岩石容重，1.35t/m3则Q掘=100×0.072×1.8=12.96（m3/min）(二)按人数计算Q掘=4×n（m3/min）式中：n—掘进工作面同时工作的最多人数，取18人。Q掘=4×18=72(m3/min)(三)按局部通风机的实际吸风量计算Q掘=Q局机×I（m3/min）式中：Q局机—掘进工作面局部通风机的实际吸风量300mI—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘=300×1=300（m3/min）（四）按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量计算（Q掘）Q掘=25×A（m3/min）式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，6.0KgQ掘=25×6.0=150（m3/min）通过以上计算，拟选用2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，吸风量300m3二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算煤巷掘进工作面的最低风量Q岩掘≥15×S岩掘（m3/min）式中：S岩掘—煤巷掘进工作面的断面积，11.40m2Q岩掘—局部通风机吸风量300m3300m3/min≥15×10.8=162.0(m3（二）按最高风速验算煤巷掘进工作面的最高风量Q岩掘≤240×S掘（m3/min）式中：S岩掘—掘进工作面的断面积，10.80300m3/min＜240×10.80=2592（m3通过以上计算及验算，选择2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。三、局部通风机安装地点和通风系统局部通风机安设在1305轨道顺槽绕道的新奇风流中。进风系统：副井→-312井底车场→-312轨道石门→