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1、二段回风顺槽掘进工作面作业规程第一章概况1第二章地面位置及地质情况1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1第二节煤层赋存特征2第四节水文地质3第三章巷道布置及支护说明5第一节巷道布置5第二节支护设计6第三节支护工艺16第四章施工工艺23第一节施工方法23第二节掘进作业24第四节装载运输25第五节管线布置26第六节设备及工具配备27第五章生产系统27第一节通风27第二节瓦斯防治33第三节综合防尘34第四节防灭火36第五节压风系统与供水施救37第六节安全监控39第七节供电系统43第八节排水系统47第九节运输系统47第十节照明、通讯和信号48第六章劳动组织与主要技术经济指标48第一节劳动组织形式48
2、第二节作业循环50第三节技术经济指标表50第七章工作面重大风险管控51第一节瓦斯重大风险管控51第二节火灾重大风险管控53第三节水害重大风险管控56第四节顶板重大风险管控59第五节瓦斯重大风险管控61第八章安全技术措施65第一节一般安全技术措施65第二节一通三防66第三节防治水73第四节顶板管理77第五节机电管理79第六节掘进机管理84第七节机械设备危害因素公示制度93第八节空压机、管路的管理94第九节运输管理95第十节工作面防静电的三断施工IOl第十一节其他102第九章探放水设计104第十章紧急避险及灾害应急措施130第一章概况一.巷道名称本作业规程所掘巷道为3708（上）二段回风顺槽掘进工
3、作面。二、掘进的目的及用途3708（上）二段回风顺槽是为一采区3708（上）二段将来布置回采工作面做回风、运料、行人等服务的。三、巷道设计长度和服务年限设计长度：3708（上）二段回风顺槽计划掘进长度为873米;服务年限：3708（上）二段回采工作面回采结束。（附图：3708（上）二段回风顺槽位置及布置示意图）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水平一采区530-570米水平工程名称3708（上）二段回风顺槽掘进工作面地面标+707.1+718.1米井下标高530米-570米高地面相该工作面地表为低山丘陵区，无村庄；地面标高在+707.1+718.1米对位置之间；工作面
4、地表为耕地、山坡。建筑物小井及其它井下相该工作面沿3#煤层顶板掘进，开口位于距3700阶段二级运输巷316对位置米处；由此处向正北掘进175米，向正东掘进631米；临近为实体对掘进煤，对该掘进工作面无影响；地面周围无建筑物和其他设施，不会造巷道的成地面其他影响。影响邻近采工作面位于一采区3700阶段二级运输巷北，其北为3706工作面采掘情况空区，南为实体煤；西与3708工作面留设30米保安煤柱；东为实对掘进体煤；邻近巷道不会对本掘进工作面造成影响，但在作业过程中要加巷道的强顶帮管理，确保工作面现场作业安全。影响第二节煤层赋存特征一.煤层厚度根据一采区3700阶段二级运输巷及相邻已掘巷道掘进探煤
5、情况推断,本掘进工作面煤层平均厚度约为5.67米，煤层厚度比较稳定。二、煤层产状煤层走向北东；倾向北西；倾角39度。三、煤层结构该掘进工作面煤层属上匕较稳定性煤层，煤层赋存稳定；煤硬度为f=3-4;工作面在将来回采时容易片帮，煤层注水困难。四.煤质黑色灰黑色，宏观煤岩类型以亮煤为主，夹镜煤条带；均一条带状结构，层状构造，内生裂隙发育；显微煤岩组分，镜质组占绝对优势,含量为72.989.4%,丝质组含量为4.2-13.2%,无稳定组分,镜质组以均质体为主,基质体次之,丝质组以丝质为主。矿物以粘土矿物为主，多呈团块状，少量呈细小散粒状，见少量微炭泥和碳酸盐矿物。五.地层综合柱状（附图：煤层综合柱状
6、图）六、煤层瓦斯涌出量及瓦斯等级根据山西省煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告：2018年矿井瓦斯等级测定，矿井相对瓦斯涌出量为17.7m3t,绝对瓦斯涌出量为35.23m3min;二氧化碳相对涌出量为1.63m3t,绝对涌出量为3.25m3min,属高瓦斯矿井。七.煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性根据山西煤矿设备安全技术检测中心鉴定报告得知：（一）煤尘爆炸性：煤尘无爆炸性。（二）自燃倾向性：自燃等级为IIIz属不易自燃倾煤层。八、地温.地压陷落柱及岩浆岩根据对我矿井和周边生产矿井的调查，井田范围及周围矿井没有发现地温和地压异常现象，属地温和地压正常区。井田内未发现陷落柱和岩浆岩侵入。九.根据山西县城阳泰集团煤
7、矿煤业有限公司煤矿防治水分区管理论证报告可知:3708（上）二段回风顺槽掘进工作面在可采区范围内，在施工过程中严格按照地测科制定的探放水设计进行施工，确保防治水方面的安全。第三节地质构造根据二O一六年中煤地质工程总公司煤矿生产地质报告及地测科所提供3708（上）二段回风顺槽地质说明书和相邻工作面掘进情况得知：该掘进工作面在掘进过程中会遇到空巷,不会遇到地质构造，施工中若发现顶板压力增大、有片帮及其他隐患时，要及时采取缩小支护架距或加强支护方式等措施，确保作业现场安全。第四节水文地质一.含水层分析3708（上）二段回风顺槽工作面现掘3#煤层，以顶板砂岩为直接充水含水层的裂隙充水矿床，据区域资料显
8、示，充水含水层富水性较弱，井下正常涌水量为45.5m3h,最大涌水量为75.6m3h,奥灰水位在于3号煤层之下，且不会构成煤层底板突水危险。二.其他水源分析工、大气降水：大气降水通过3号煤上覆不同成因的基岩裂隙及松散堆积物孔隙在裂隙沟通的情况下进入矿坑，成为矿坑充水的间接但重要的补充来源；矿坑涌水量受降水的季节变化影响，具有明显的动态变化特征。2、地表水：矿区位于沁水煤田向斜东南翼，地貌类型属侵蚀低山丘陵区，区内地形西南高北东低，冲沟发育，属黄河流域沁河水系芦苇河支流，区内无大的地表河流，主要水源为大气降水，雨季时节，沟谷有短暂的洪流出现，平时干枯，对开采影响不大。四、涌水量矿井正常涌水量为4
9、5.5m3hz最大涌水量为75.63ho五.3708（上）二段回风顺槽工作面水害分析项预采工煤层采掘水水文预责号测掘作时间害地质防任水队面名厚倾类简述及单害上称度角型处位地下/M/理点标度意高见综533平3-2019.中3708施综掘0#均97等()工掘队米5.6二段过队7回风程57顺槽中0掘进要米工作严面地格表地执貌主行要为有低山、掘坡地，必一般探，不会先形成探积水，后区内掘,无池严塘、水格井等执地表行水体探存在；放所以，水地表设水一计般不进会对行3708超（上）前二段钻回风探,顺槽严工作林本面掘未进造进成较行大影超响，但前雨季钻时需探要加而强地施表调工;查，防发止因现雨季异时形常成的情洪水
10、况通过及地表时塌陷向及裂防缝溃治入井水下；科3708室（上）汇二段报,回风待顺槽隐内水患文地排质情除况简后单；掘方进过可程中作要加业,强探工放水；作掘进面过程掘中可进能会期出现间少量保顶板证滴、淋涌水（砂水岩裂流隙水）能现象，顺随时畅间推的移会流很快入疏干，临对施时工影水响不仓,大。保证水仓能够有效的运转,、田）两足排水要求。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1.3708（上）二段回风顺槽掘进工作面开口位于3700阶段二级运输巷302米处以方位角180度向正南掘进30米与3700阶段二级回风巷贯通；将掘进机退至3700阶段二级运输巷后，在316米处沿煤层底板以方位角0度向正北掘进10米，然
11、后以方位角0度仰角7度向正北掘进24米与原3708（上）运输顺槽贯通,再以方位角270度向正西维护原巷道14米,以方位角180度俯角5度向正南掘进34米与3700阶段二级运输巷贯通形成本掘进工作面回风绕道，在3708（上）二段回风顺槽回风绕道与3700阶段二级运输巷十字交叉口构筑风桥；以方位角90度向正东掘进631米与原3708（上）切眼贯通;4、在3708（上）二段回风顺槽构筑四个绞车碉室，分别位于向北掘进175米处顶头与左帮侧、向东掘进631米处顶头与左帮侧，绞车碉室规格为宽X高X深=4.2283m;本掘进工作面为矩形断面，向北掘进前37米巷道断面为宽X高=5x3米（10Cm）;回风绕道、
12、向北37米后及向东631米巷道断面为距形，断面为：宽X高：4.22.8米（IOcm）,断面缩小时，均以右帮、底板为基础，缩左帮、顶板至设计断面；施工巷道中线至停可一帮间距不小于设计巷道宽度，净宽误差为Omm-100mm;施工时高度不得小于设计高度，净高误差为Omm-100mm;施工巷道根据所标定红外线指示仪及标定腰线进行施工。（附图：巷道施工断面图）5、在3708（上）二段回风顺槽回风绕道与3700阶段二级运输巷十字交叉口构筑风桥；回风绕道完成后在风桥两侧巷道8米处由北向南以仰角20度向顶板挑顶，挑顶断面为宽4.2米、高3.3米，挑顶处高度达到6.3米；然后对挑顶巷道南侧进行施工，分别在将来风
13、桥两侧制成斜坡以便通风行人，必须保证交叉十字处高度能够满足搭设风桥的需求，如高度不够，必须破顶进行挑顶作业；风桥通风断面为宽4.2米、高3米；待风桥两侧及顶部巷道成型后，在3700阶段二级运输巷内平行于巷帮修筑风桥的墙体，保证墙体厚度不小于0.5米，高度不低于3米，宽度与原巷道相同，最后在两墙体之间穿钢轨，长度必须超过两帮至少50cm,搭建风桥顶部浇注模型，然后进行现场浇注，厚度不低于20cm,风桥下方及时利用木头柱加强支护，并在3708（上）二段回风顺槽回风绕道内构筑带风门的调节风窗，构筑风窗时严格按标准规定进行构筑。6、3708（上）二段回风顺槽回风绕道及风桥构筑完成前，3700采变和水仓
14、串联通风严格执行通风科制定的串联通风安全技术措施；7、由于巷道开口及拐弯处均采用掘进机进行施工，在掘进机开口会出现断面增大的情况，采用掘进机分段进行割煤，掘进机分段割煤后，及时对裸露的顶帮进行锚网支护；开口处不少于3个锁口锚索支设（根据现场实际情况选择合适的锚索支设位置）。因本工作面与原旧巷贯通，贯通前严格执行地测防治水科制定的探放水设计进行探水作业，确保贯通安全，贯通巷道时严格执行通风科制定的贯通措施，并及时进行密闭作业，防止风流紊乱。第二节支护设计3708（上）二段回风顺槽采用锚杆+钢筋梯+锚索+金属网”联合支护方式。一、支护方式（一）临时支护前探梁采用6.3kgm的槽钢对焊制成，长度3.
15、0m,用树脂锚杆和吊环固定，吊环采用20mm厚钢板加工制成的可调节吊环，每根前探梁不少于2个吊环；吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于80kN根；前探梁最大控顶距离1.35mo前探梁数量为两根，巷宽5米间距为2.2m,巷宽4.2米间距为1.8m,每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定。采用金属前探梁为临时支护，打注锚杆必须在前探梁掩护下进行；割煤后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找净顶部浮煤（阡）活石，然后向前联接铁丝网，保证与前网片搭接不少于15Cm,确认合格后,然后向前串移前探梁,前探梁上方放好背板,背板上边铺有铁丝网，并用背板、木刹把顶板和前探梁接实，起到
16、超前支护的作用；如无法支设前探梁进行临时支护时，必须支设点柱配合耙板进行临时支护，1平米1柱，如底板松软，必须进行穿靴支设，支设点柱必须打紧、打牢,确保点柱支设牢靠；如工作面掌头及巷帮煤质较软或存在油口时,必须采用钢锚杆进行临时支护，确保安全；工作面整个工作进行期间，人员要在永久支护或临时支护下进行，严禁空顶作业；同时由班组长指定一名有经验的老工人负责观察顶帮，安全员现场监督，发现问题及时处理；前探梁、吊环每移动一次，都要检查结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换；在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。（附图：工作面前探梁临时支护图）（二）永久支护采用锚杆+钢筋梯
17、+锚索+金属网联合支护方式。如巷道在掘进过程中顶帮较破碎时，根据实际情况必须缩小锚杆、锚索的间排距和加打锚杆、锚索进行加强支护。二、支护设计1、顶板支护1）顶板锚杆长度确定式中：L锚杆总长度，m;1.l-锚杆外露长度，包括托盘高度+螺母厚度+锚杆外露长度+钢带厚度+网厚度，取Ll=0.15m;1.2锚杆有效长度，m;1.3锚杆锚入松动圈外稳定煤层或岩层的长度，取0.6m。锚杆有效长度L2的确定：根据本矿井煤层巷道松动圈测试结果，巷道松动圈范围为0.5L2m,因此应取L2=1.2mo另，设计根据普氏自然平衡拱理论计算顶板锚杆有效长度，作为校核。当巷道侧壁不稳定时，顶板锚杆有效长度按照下式计算：式
18、中：B巷道掘进宽度，分两种情况：B=5.Om,B=5.5m;H巷道掘进高度，H=3.0m;f一巷道顶板普氏坚固性系数，根据地质力学评估结果，取f=6.5两帮围岩内摩擦角，根据表3-7-1,煤层取9)=35。39;计算得:L2=0.620.66mo根据上述测试及计算校核结果，取L2=1.2顶板锚杆总长度：1.=0.15+1.2+0.6=1.95m,取顶板锚杆长度:L=2.0mo2)顶板锚杆间排距(1)顶板支护荷载集度式中：q荷载集度，kPa;h顶板自然冒落拱高度，h=0.66moY顶板岩石视密度，=25kNm3;计算得：q=16.5kPa;(2)顶板锚杆布置密度式中：Q顶板钢锚杆设计锚固力，Q=
19、100kN;k锚杆设计安全系数，一般k=23,这里取k=3.0计算得：D2.02根/m2(3)顶锚杆间排距排距：根据回采巷道掘进循环进尺0.9m,取顶锚杆排距900mm。间距：根据锚杆支护密度，锚杆间距应小于：2.020.9=2.24m结合本矿井开拓、准备巷道实际支护参数，采用工程类比法，确定锚杆间距IlOOmmo3）顶板锚杆直径式中：d锚杆直径，m;Q一锚杆设计锚固力,Q=100kN;t锚杆屈服强度，335MPao经计算:d0.0195m,取锚杆直径d=20mm04）锚杆托盘为使与托盘接触的围岩表面不被压坏，托盘应具有一定的承压面积，其面积可按下式计算：=0.00875m2式中：AO-锚杆托
20、盘面积，m2;Q一锚杆设计锚固力，IoOkN;k2一托盘与围岩接触面积的不均匀系数，一般取0.4;Rc煤岩体的单轴抗压强度根据表3-7-1煤体取RC=30106Pao设计托盘为正方形，厚度8mm,内孔与凹陷部直径dh=60mm,则边长LT应满足下式：O结合工程类比，LT取130mm。采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为13OmmXl30mm8mm,托盘承载力105kN05）锚杆锚固剂根据锚固长度，按下式计算锚杆锚固需要的药卷长度：式中：ks锚固剂损耗系数,取L1L5;R孔锚杆钻孔半径，取14mm;R锚锚杆半径，10mm;R药树脂药卷半径,11.5mm;1.锚锚杆锚固长度，600
21、mm;计算得：L药=479653mm根据计算结果，选取MSCKb2335（1卷）、MSK2360（1卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为快速。树脂锚固剂应符合MT146.1-2002的规定，锚固剂生产厂家应提供质量合格证。6）锚杆预紧力根据高预紧力支护原则和理念，设计锚杆预紧力为锚杆屈服载荷的3050%o计算得,Ppre应处于31.5kN52.5kN。Ppre所需的预紧力矩处于105Nm200Nm之间。结合工程类比，确定锚杆预紧力矩不低于120Nmo7）锚杆三径匹配根据煤巷锚杆支护技术规范，钻孔直径和锚杆杆体直径之差应为6mm-10mm,钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm8mmo因此三
22、径匹配为：锚杆直径20mm;锚杆钻孔直径28mm;树脂锚固剂直径23mm。故我矿锚杆的形式和规格：我矿选用目前最常用的MSGLW-335202000型,无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（IOmm）,极限抗拉强度490MPa屈服强度335MPa延伸率15%;杆体尾部螺纹承载力105KN,采用滚压加工工艺成型。托板：采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为1301308mm,托盘承载力105KN0钢筋梯规格：选用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。顶板钢筋梯长度4600mm（5米宽）、3800mm（4.2米宽），宽度80mm,限位孔间距1100mm.900mm;钢筋梯的
23、规格如图所示。3708（上）二段回风顺槽顶板（5米宽）钢筋梯规格图3708（上）二段回风顺槽顶板（4.2米宽）钢筋梯规格图网片规格：采用12#铁丝编制的金属网护顶，使用的网片规格为120010000mm,网孔规格均为5050mm的菱形网。锚固方式：树脂加长锚固，顶板每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。锚杆的锚固长度09m,锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m锚杆布置：锚杆排距为900mm,每排5根锚杆，间距为IlOOmm（巷宽为5米），间距为IlOOmm（巷宽为4.2米）。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与铅垂线成10。，其
24、余的垂直于顶板。锚索：巷道在掘进过程中巷宽为5米时顶板锚索呈“3-2-3布置，对于任意相邻的两排锚索，第一排为三个锚索，（其中一个布置于顶板正中，另外两个布置于顶板两侧，间距为1400mm,距两帮的间距为HOOmm）,另一排为两个锚索（位于前一排锚索的中间位置，间距为1600mm,距两帮的间距为1700mm）;巷宽为4.2米时顶板锚索呈“2-1-2，排距均为1.8m,对于任意相邻的两排锚索,其中一排布置两根锚索（位于顶板两侧，间距为1.4m,距两帮的间距为1.4m）,另一排布置一根锚索位于前一排锚索中心位置；向北掘进37米及回风绕道所安设锚索型号为：SKP22-1/1770,规格为：21.81
25、0000mm,安装预紧力不低于200kN,不高于250kN;锚索托盘为300mm300mm16mm的方形钢板，其中心孔径为35mm;工作面其他巷道所安设锚索型号为：SKP18-1/1860,规格为：l7.88300mm;安装预紧力不低于IOokN不高于12OkN锚索托盘为30OmmX30Omm16mm的方形钢板其中心也径为20mm每根锚索采用MSCK2335（两卷）、MSK2360（两卷）两种速度的树脂药卷进行锚固；如在掘进过程中遇空巷或顶帮较破碎时，必须采用21.8l0000mm规格的锚索进行加强支护，支护形式同上。施工过程中遇丁十字贯口锚索采用每个贯口至少2个锚索锁口进行布置，锁口锚索在巷
26、道交岔口处的已有巷道距交岔边界0.4m的顶板布置，每排至少2根，巷道开口及顶帮破碎时，应根据实际情况缩小锚杆、锚索的排距或加打锚杆、锚索进行加强支护。2、巷帮支护锚杆的形式和规格：向北掘进175米、向东掘进前216米及回风绕道巷帮采用钢锚杆进行支护，选用目前最常用的MSGLW-335202000型,无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（10mm）,极限抗拉强度490MPa,屈服强度335MPa,延伸率15%;杆体尾部螺纹承载力105KN,采用滚压加工工艺成型；向东掘进216米后右帮采用玻璃钢锚杆进行支护，左帮采用钢锚杆进行支护，玻璃钢锚杆采用MGSL20/2000F,20#玻璃钢
27、锚杆，长度为2000mm（10mm）;托板：钢锚杆采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为1301308mm,托盘承载力105KN.钢筋梯规格：巷帮钢筋梯长度2600（巷宽3米）、2400mm（巷宽2.8米），宽度80mm邛艮位孔间距800mmo规格如图所示；采用直径为l2mm圆钢焊接而成。3708（上）二段回风顺槽巷帮（3米高）钢筋梯规格图3708（上）二段回风顺槽巷帮（2.8米高）钢筋梯规格图网片规格：采用12#铁丝编制的金属网护帮，使用的网片规格为1200XlOOOOmm,网孔规格均为5050mm的菱形网;与上层网片搭接上都不少于15Cm,且保证搭接长度及强度符合规定。锚固方
28、式：树脂加长锚固，巷帮每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。锚杆的锚固长度0.9m,钢锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m,玻璃钢锚杆安装的预紧力矩不低于40N.mo锚杆布置：锚杆排距为900mm,每排每帮4根锚杆，间距为800mm（巷高3米），间距为730mm（巷高2.8米）。锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成IOoz其余的垂直巷帮。在巷道掘进过程中，为防止顶部和巷帮锚索喷射，因此在掘进过程中，顶、帮部锚索应设置防外射装置；具体方法如下：1.巷道掘进过程中，每安装一个锚索要及时安装防外射装置铁管。2、防外射装置铁管由
29、矿机电科所做。3、防外射装置铁管直径必须比锚索直径大23mm,长度统一，以便锚索能够放置进去。4、防外射装置铁管安装完毕后，必须用10#铁丝将其连接至顶、帮网或顶、帮钢筋梯上，并连接牢固。三、最大控顶距和最小控顶距3708（上）二段回风顺槽掘进时，最大空顶距为1.35米，最小空顶距为0.45米。（附图：工作面最大、最小空顶距示意图）第三节支护工艺一.施工顺序交接班一安全检查（瓦斯检查）一割煤并出煤（备料）一敲帮问顶找掉危岩一临时支护一永久支护（设备检查、延伸皮带、煤溜）一清煤一检查验收。二、支护方法巷道支护采用锚杆+钢筋梯+锚索+金属网联合支护方式；在割煤后要及时上临时支护，在临时支护下进行永
30、久支护；如遇顶帮较破碎时,必须缩小架距及补打锚索进行控制工作面顶帮现状。三.支护过程在掘进机割完煤后,安全员监督，将掘进机至少退后4米至永久支护完整的安全地段并放下截割臂,切断掘进机电源并闭锁,盖好截割头护罩；先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检查，确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后，进行临时支护；首先支设工作面平台,必须保证所支设平台的平稳，其次向前连接顶网（铁丝网片），顶网连接完毕后，上顶钢筋梯并及时向前移动前探梁，并用背板和木锲固定牢固；临时支护完成后，在工作面掌头煤壁打不少于2根玻璃钢锚杆配合木托盘进行护帮，在工作面煤壁确认安全后，再进行永久支设工作；如割煤后，巷帮存在油
31、口或煤质松软时，先支设玻璃钢锚杆或背帮柱进行临时支护，确保安全无隐患后方可进行支护工作，并根据实际情况缩小锚杆、锚索的间排距或加打锚杆、锚索进行加强支护；玻璃钢锚杆采用拱形高强度塑料托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为120XIOmm,托盘承载力70KN;木托板长50Omm,宽20Omm,厚50mm,板的中心有孔,孔的直径为42mmo四、施工工艺（一）利用掘进机落煤，落煤通过DSJ8040240可伸缩皮带输送机（SGB420/30刮板输送机输送机）进行运煤，先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检查，确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后,进行临时支护,在临时支护完成后,再进行永久支护支
32、设工作。（二）顶板锚杆施工工艺掘进出煤一敲帮问顶找掉危岩一联网一上临时支护一用锚杆钻机打顶板中部锚杆孔并清孔（面朝工作面）一托上钢筋托梁一向钻孔内放入药卷一在锚杆尾部套上托板并拧上螺母（拧上45扣即可）一用锚杆头部顶住药卷并送入孔底一升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部一转动钻机至规定时间（一般为15-30秒）一停止搅拌但保持钻机推力至规定时间（一般为1分钟）一用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部一转动锚杆钻机拧紧螺母一安装其它顶板锚杆。（三）帮锚杆施工工艺：接金属网一上钢筋托梁一定孔位一用钻机钻孔一清孔一向孔内放入药卷一用锚杆头部顶住药卷送入孔底一用搅拌器联接钻机和锚杆尾部T转动钻机搅拌药
33、卷至规定时间（一般为15-30秒）一停止搅拌并等待至规定时间（一般为1分钟）一用扳手拧紧螺母至拧不动为止一安装其它帮锚杆。（四）锚索施工工艺：定锚索孔位一用锚索钻机钻孔一清孔一往孔内放入树脂药卷一用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底一升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部一转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（一般为1分钟）后收缩锚杆钻机卸下搅拌器一安装防外射设施一等待15分钟一取下防外射设施一套上托板安装锚具一用张拉设备张拉锚索至预紧力，不低于100kN,不高于12OkN-安装防外射设施。五.技术要求为保证工作面现场管理及安全，顶板永久支护与巷帮永久支护平行作业时，顶帮采用两侧交替作业，即顶板支护左侧锚
34、杆时，巷帮支护右帮锚杆,顶板支护右侧锚杆时,巷帮支护左侧锚杆,作业人员加强现场组织，留有不少于1米的安全距离，防止钻机、钻杆、锚杆侧翻伤人，且必须按要求按设计尺寸施工，保证巷道成形质量，不得欠挖，超挖不得超过100mm（不可抗拒的冒顶和片帮除外），不得在空顶空帮下作业，严格控制控顶距。六.安装顶板锚杆当顶板比较破碎时，应视具体情况适当缩小掘进的进尺及锚杆的排距,安装锚杆前必须支设临时支护，严禁空顶作业。锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完成,先用Lom的短钻杆,反换2.0m的长钻杆，采用27mm的岩石钻头，钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔，孔深要求为1910194
35、Omm,并保证钻孔角度偏差不大于5;钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥岩。先放入1支MSCK2335超快速树脂药卷然后再放入1支MSZ2360中速树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，用锚杆头部顶住药卷并送入孔底，升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机锚杆尾部。利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制（一般为1530秒）；同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；停止搅拌后保持推力等待1分钟左右后再移动钻机。利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力；拧紧力矩不低于120Nm,检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。锚杆螺纹段外露：锚杆螺母外锚杆丝扣1050mm之间。七、安装巷帮锚杆
36、巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完成（帮锚杆风钻型号为MQS-50/1.7）,孔深要求1910194Omm,并保证钻孔角度偏差不大于5。，采用帮锚杆钻机搅拌；拧紧力矩达到120Nm,锚杆锚固力70KN,杆体抗拉强度300MPa0八、安装锚索（1）采用单体锚索钻机配B19中空六方接长钻杆和28mm双翼岩石钻头钻孔，孔深控制在82108250mm之间，并保证钻孔角度偏差不小于5oo（2冼放入两卷MSCK2335超快速树脂药卷然后依次放入MSZ2360中速树脂药卷两卷，插入锚索将药卷推入孔底。(3)锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，开机搅拌先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间(一般为1
37、530秒);停止搅拌后等待至规定时间(一般为1分钟)，收缩锚杆钻机，卸下搅拌器。(4)等待15分钟后装上托板和锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力(IoOKN),之后卸下千斤顶。(5)张拉后锚索外露应控制在150-25Omm以内(包括托板和锚具)o(6)锚索的排距误差和锚杆排距误差应相对应。(7)要求锚固长度为不小于1800mm,预紧力不低于100kN,不高于120kN.九.施工质量检测根据矿压监测方案设计的要求该施工巷道要进行锚固区内外顶板离层监测、锚杆锚固力动态监测。(一)矿压日常检测矿压日常检测包括顶板离层仪颜色、锚杆外露长度、角度、锚固力抽检和锚杆预紧力矩抽检；顶板离层仪由顶板离层观
38、察员观察，锚杆外露长度、角度、锚固力抽检和锚杆预紧力矩抽检由质检人员负责并填写记录。1.巷道表面位移监测法巷道每100-150米设置一个巷道表面位移监测站，如若特殊巷道段必须在特殊段设一监测断面，每个监测站共设三个监测剖面，每个剖面的测点采用十字布置；测点应在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向标记明显记号，用测线绳和皮卷尺测量相关数据，通过计算的到顶板下沉量、底鼓量及两帮位移量；质检员负责表面位移监测站的安设和日常观察，正常作业期间，每天测试一次，并建立台账；发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，及时向有关领导或部门汇报，部门召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。2、顶板离层
39、仪观察巷道每隔50m、丁、十字口及顶板构造发生变化时安设顶板指示仪；距施工工作面100米内每班一次，其它时间为每周1次；若遇到特殊情况，应适当增加观测次数；离层指示仪式以红、黄、绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态；由顶板观察员负责观察两个刻度坠的颜色，记录并存档；其他人员也应随时注意观察，以便及早发现异常现象，确保安全；发现顶板离层仪临界值达到或超过100mm时，必须立即向调度室、安监、生产技术部门报告，以便采取相应措施。3、锚杆锚固力动态监测巷道每隔50m设1个监测断
40、面，每个断面布置6套锚杆测力计，分别布置在巷道断面顶帮，顶板、左帮、右帮各2套，并在锚索安设1套锚杆测力计，巷道开口及交叉处增设1套锚杆锚索测力计，质检员负责锚杆测力计的安设和日常观察，距施工工作面100米内每班一次，其它时间为每周1次，并记录存档；发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，及时向有关领导或部门汇报，部门召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。4、锚杆锚固力抽检质检人员对锚杆拉拔检测抽样率为3%每300根锚杆抽样一组（9根）进行拉拔试验，抽检时只做非破坏性拉拔，拉拔加载到设计锚固力的80%（或锚杆拉断强度的70%）,并作记录；被检测的9根锚杆都应符合要求。只要有一
41、根不合格，再抽样一组（9根）进行试验，如再出现不合格锚杆，就必须分析原因，并在其托板上注明补打字样，要求本班人员重新安装合格锚杆。5、锚杆预紧力矩抽检质检人员每班对顶帮各抽样一组（3根）进行螺母扭矩检测，每根锚杆的螺母扭矩应符合设计要求；顶板锚杆达120Nm即为合格，巷帮锚杆达120Nm即为合格，记录并存档；每组中有1个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组；并在其托板上注明预紧字样，要求本班人员重新拧紧螺母直至合格；如仍发现有不合格的，应将本班安装的所有锚杆螺母重新拧紧和检测一遍，必要时追究相关人员责任。实践证明，预紧力会随着锚杆安装后时间的加长而发生变化。由于各种因素的影响，预紧力会不同程度的降低
42、，因此，在检测预紧力的同时,对预紧力降低的锚杆实施二次紧固是非常需要的。6、锚索施工规定(1)必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔；(2)锚索孔深度误差为0-50mm;(3)锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度允许偏差为2。；(4)锚索间排距允许偏差为50mm;(5)钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于15Omm,不得大于25Omm,锚索施工完成后，必须加防护套；(6)锚索施工后，必须对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉；(7)锚索距迎头最大距离达到排距时必须及时支设；(8)加强锚索应力值监测，当预应力降低20%时，可进行锚索的二次张拉，以增加锚索的预应力；(9)对空口部分的钢绞线
43、可预先涂上一层油脂，以防钢绞线发生严重锈蚀而影响锚索的预应力和承载力。7、锚索安装质量检测锚索安装间距、排距、安装角度和锚索外露长度的检测方法和间隔时间，同锚杆监测方法；锚索预紧力的检测用张拉设备进行，锚索预紧力最低值应不小于设计预紧力的90%。(锚索、锚杆换算系数IMPa=IOKN)第四章施工工艺第一节施工方法一施工前的准备1.施工前地测防治水科必须提前标定开口位置及中线，施工单位严格按标定的中线进行施工作业；地测防治水科室必须按探放水设计进行超前探放水工作，确保巷道在开口作业时的安全；在掘进过程中遇特殊地段，地测科必须经常进行核实数据。2、开口前按要求安设好局部通风机、接好风筒，准备好各种
44、临时及永久支护材料。3、巷道的专用电话未安装之前，工作面不得进行开工作业。4、监控室必须将瓦斯传感器、人员定位系统、广播系统等相关监控设施设备准备并安装到位，保证运行正常，确保作业安全。5、掘进机落煤，皮带（煤溜）运输；所掘巷道全部使用钢锚杆、锚索、金属网片、钢筋梯等支护材料。二、施工方法1.3708（上）二段回风顺槽掘进工作面严格按照地测放线进行施工，掘进与支护顺序作业。2、巷道施工方法为利用掘进机按设计要求切割成巷,皮带（煤溜）运输；正常情况下，要按综掘切割示意图进行；如煤层较软时，可先割上部,待顶板支护完毕后，再割底煤。3、装载运输采用三齿星轮装载机构装运经一运、二运，皮带（煤溜）运输；所掘巷道全部使用钢锚杆、锚索、铁丝网片进行支护。4、交接班后，必须先进行现场安全（瓦斯）检查，发现问题隐患立即处理，确认安全无误后，方可开工。第二节掘进作业一.割煤机具及运输设备巷道掘进采用EBZ135型掘进机掘进，并配备DSJ8040240可伸缩皮带输送机（SGB420/30刮板输送机输送机）进行运煤。二、截割方式截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400-60Omm,然后在巷道内水平
