皮带大巷作业规程(综掘).doc

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1、 编号：宝平煤矿掘进工作面作业规程掘进工作面名称： 皮带上山大巷编 制 人： 区 队 长： 施 工 单 位： 掘进队批 准 人： 编 制 日 期: 执 行 日 期: 目 录第一章 概 述6第一节 概 述6第二节 编写依据7第二章 地面位置及地质情况7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表7第二节 煤（岩）层赋存特征8第三节 地质构造9第四节 水文地质9第三章 巷道布置及支护说明10第一节 巷道布置10第二节 支护设计10第三节 支护工艺15第四节 支护方式17第四章 施工工艺26第一节 施工方法26第二节 掘进方式26第四节 岩渣运输27第五节 管路安装27第五章 劳动组织及主要技术经济指标

2、27第一节 劳动组织27第二节 正规循环组织图表27第三节 设备及工具配备28第四节 主要技术经济指标29第六章 生产系统29第一节 通风系统29第二节 压风系统32第三节 防尘系统32第四节 防灭火33第五节 供电系统33第六节 排水系统33第七节 运输系统34第八节 照明、通讯和信号系统34第九节 安全监控系统34第八章 灾害预防及避灾路线35（一）、防止瓦斯的措施35（二）、防止自然发火的措施36第九章 安全技术措施36第一节 施工准备36第二节 “一通三防”管理37第三节 顶板管理38第四节 防治水管理40第五节 机电管理40第六节 运输管理42第七节 专项措施43第八节 其它安全技术

3、措施53第十章 附图表54井下安全避险六大系统补充62会 签 栏会签单位签 字日 期会签意见掘进队生产技术科调度室安全科通风科安全矿长生产矿长总工助理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：第一章 概 述第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为皮带上山大巷施工图。二、掘进目的及用途掘进目的是形成技改系统，满足皮带下山、轨道下山、回风下山的运输需要。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：皮带上山大巷施工长度为41

4、0m。服务年限：永久。四、预计开工时间本掘进工作面预计2014年5月11日开工。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间1、设计图名称为宝平煤矿皮带上山大巷施工图。批准时间为2014年4月22日。2、宝平煤矿皮带上山大巷掘进地质说明书（地测科，2014-410）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。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表概况煤层名称烧变岩粉砂岩水平名称一采区采区名称一采区巷道名称皮带上山大巷地面标高（m）+1308+1318工作面标 高（

5、m）+1096.787+1195.021地面位置工作面地表标高+1308m+1318m，工作面地表地形为属低山丘陵及沟谷，山体坡度约57，两侧山顶呈半圆浑圆状，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皮带上山大巷北部与回风下山相连，南部与运输下山煤仓相连。距西轨道下山20米。东部为岩层实体，巷道掘进以岩巷为主。掘进对地面设施影响顺槽地表为山体丘陵，巷道与地表高差约210米，地面无积水区，对地表不构成影响。巷道岩性以烘烤变质岩为主，性脆，易风化，后生裂隙发育，巷道沿走向其岩性变化不大，单向抗压、抗拉强度受烘烤影响较差，地质构造简单，但岩石的抗压

6、强度较小，施工时要特别注意加强顶板管理。巷道以15度下坡掘进约35米将穿过14-15号煤层。通过地质勘查资料分析，巷道所在区域地质构造为NW单斜构造，走向NESW，倾角1319，通过资料未发现明显构造现象。巷道布置在烘烤变质岩中，沿岩层走向布置。第二节 煤（岩）层赋存特征皮带上山大巷掘进层位于穿过9-10号煤层与14-15煤层底部岩层中。 沿煤层走向布置，根据地质报告提供， 煤层已全部火烧，多形成杂色角砾火烧岩、灰黑焦块或砖红色烧变岩。工作面瓦斯相对涌出量预计为1.74M/t，绝对涌出量预计为3.44M/min。工作面地温正常。9-10号煤层与14-15号煤层，其顶底板岩石在饱和状态下单向抗压

7、强度仅为1.9514.70Mpa，软化系数为0.29,属1类顶板,是极软弱型岩石类型，具体测试鉴定成果详见岩石物理力学试验成果一览表，所以在未来开采以上煤层时，要特别注意加强顶板管理，尤其对极软弱岩石顶板更要高度重视，同时也要注意底板岩石底鼓现象的发生。附件1：皮带上山大巷掘进工作面柱状图 第三节 地质构造掘进工作面穿9-10、14-15煤层掘进，预计沿方位245155”掘进192米进入14-15煤层中，穿煤层与运输下山贯通。所揭露的煤层为单斜构造，无断层、褶曲等对掘进影响不利的地质构造。工作面内无古河流冲刷、岩浆岩侵入、陷落柱。第四节 水文地质一、水文地质条件井田地形属中低山地形，基岩裸露，

8、第四系覆盖较少，地势总体北高南低，地形有利于自然排水。井田内无常年流动的地表水流，气候干燥，蒸发强于降水。矿床埋藏于当地侵蚀基准面以下，受井田南界外的头屯河及河床孔隙潜水对矿床充水的影响，矿床充水主要源于第含水层孔隙裂隙承压水。利用大井法进行矿坑涌水量的预算结果为464.66m3/d（+950m水平），而比拟法预算的(+950m水平)矿坑正常涌水量为134.23 m3/d ，两种方法的计算结果有一定差距,考虑到客观上地下水的赋存情况，我们倾向与采用大井法的预算结果,即矿井首采区涌水量为464.66m3/d（+950m水平），同时也说明本地区矿坑涌水量不大，地下水相对较为贫瘠。由此可知第含水层透

9、水性较好，富水性一般，井田属顶板间接进水、水文地质条件简单的二类煤矿床,水文地质条件属简单型。二、含水性分析本掘进巷道水文地质条件较简单，存在的潜在水患威胁为：1、火烧区富水带；通过地质报告可知，该区域为细砂岩烘烤区，基本排除有火烧区富水带影响；安全保护煤柱留设30M，按照“逢掘必探”的原则，对该区进行预防性探放水，确保巷道施工安全。工作面内由地质报告可知不存在断层构造，经现场观测分析断层导水不作为本次探放水考虑因素。三、涌水量预计方法及预计涌水量参照地质报告及矿井实际水文情况，巷道最大涌水量为15-20m3/h;正常涌水量为0-3m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置目前，皮带

10、上山大巷的通风、排水、供电、运输系统已形成，为皮带上山大巷掘进做好了准备。皮带大巷施工先由回风下山开口（x=.481，y=.688，z=+1096.787m）处向南施工联络巷段，施工长度36米，然后施工皮带上山，分别是313米正常段，45米储带段，最后施工皮带机头段施工长度15m。第二节 支护设计一、 巷道断面特征1、联络巷段支护形式及参数：支护形式为：锚网喷施工长度：36米巷道坡度：由开口处以3的上坡掘进巷道煤岩性：岩巷巷道规格：半圆拱掘断面尺寸：巷道宽度3400mm ,高度3300mm， S毛=9.14m2。净断面尺寸: 巷道宽度3200mm ,高度3200mm， S净=8.33m2顶部采

11、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2卷/根，每排11根。2、皮带上山大巷段支护形式及参数：支护形式为：锚网喷施工长度：313米巷道坡度：以16的上坡掘进巷道煤岩性：岩巷巷道规格：半圆拱掘断面尺寸：巷道宽度3700mm ,高度3350mm， S毛=10.9m2。净断面尺寸: 巷道宽度3500mm ,高度3250mm， S净=10.06.m2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

12、卷端头锚固剂2卷/根，每排11根。3、皮带上山储带段支护形式及参数：支护形式为：锚网喷施工长度：45米巷道坡度：以16的上坡掘进巷道煤岩性：岩巷巷道规格：半圆拱掘断面尺寸：巷道宽度4200mm ,高度3500mm， S毛=12.8m2。净断面尺寸: 巷道宽度4000mm ,高度3400mm， S净=11.9m2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2卷/根，每排12根。4、皮带上山机头段支护形式及参数：支护形式为：锚网喷+锚索施工长度：15米巷道坡度：以0掘进巷道煤岩性：岩巷巷

13、道规格：三心拱掘断面尺寸：巷道宽度5000mm ,高度3700mm， S毛=17.58m2。净断面尺寸: 巷道宽度4800mm ,高度3600mm， S净=15.89m2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2卷/根，每排12根。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。第三节 支护工艺一、支护材料1、锚杆及锚固剂：使用18mm1800

14、mm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。另，每根锚索采用3卷MSCK2350型锚固剂。2、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：皮带上山大巷及联络巷段网为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。4、喷射砂浆标号不低于C20，喷浆厚度为100mm（沙：水泥：水=1：2：2），覆盖锚杆托板，并找平顺滑。

15、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，孔深不小于1.95m，不大于2m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、

16、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35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，锚杆螺栓的预紧力顶锚不小于120N/M，帮锚不小于90 N/M。三、

17、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MSCK2350型,锚固力为不低于200KN/根;皮带机头及储带仓段锚索间距为2000mm，排拒为2400mm，其它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)、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

18、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

19、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）、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

20、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

21、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

22、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。二、永久支护一）、皮

23、带上山机头段支护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

24、、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，1m；H 冒落拱高度，0.6m；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= 5/(24)= 0.6(m)式中：B 巷道开掘宽度，取5m；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

25、力密度，取25kN/m3；K 安全系数，一般取K=2；a = 60/ （20.625）1/2=1.4m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1800mm，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。二）、皮带上山储带仓段支护1、采用锚网索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MSCK2335型锚固剂2卷

26、，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、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，0.525m；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 =

27、B/2f= 4.2/(24)= 0.525 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取4.2m；f 岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.525+0.5+0.1=1.625(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0.525m； 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/ （20.52525）1/2=1.51m通过以上计算，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

28、头的支护方式，最大空顶不超过1800mm，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）、皮带上山段支护1、采用锚网索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MSCK2335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1

29、4#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、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，0.46m；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= 3.7/(24)= 0.46 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.7m；f 岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.46+0.5+0.1=1.52(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

30、 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，60KN/根；H 冒落拱高度，取0.46m； 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/ （20.4625）1/2=1.6m通过以上计算，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1800mm，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。四）、联络巷段支护1、采用锚网索支护方式锚杆及锚固剂：使用

31、18mm1800mm的圆钢锚杆，锚杆间排距均为800mm；每根锚杆用MSCK2335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、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，0.425m；K 安全系数，一般取K=2；L1 锚杆锚入稳

32、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= 3.4/(24)= 0.425 (m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.4m；f 岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=20.425+0.5+0.1=1.46(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0.425m； 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/ （20.42525）1/2=1.6m通过以上计算，并结合施工经验，选用直径18m

33、m、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1800mm，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B-B断面C-C断面D-D断面巷道净宽合格优良左 帮拱基线24002000175016000+1500+100墙 中2400200017501600墙 脚2400200017501600右 帮拱基线240020001750

34、1600墙 中2400200017501600墙 脚2400200017501600巷道净高0+1500+100拱基线上19201750200017501600拱基线下16801950140015001600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3016163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+509155152651400宽度-30+30800200800200800200200深度-30+301501501

35、50200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、施工顺序先对皮带上山大巷联络巷与回风下山交叉点进行施工，施工完毕后掘进机调头按245155”的方位角及地测科给定中腰线施工联络巷，然后施工皮带上山。二、施工方法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、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。第二节 掘进方式采用EBZ160型悬臂式掘进机掘进，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。第三节 截割顺序图第四节 岩渣运输综掘作业时，配套

36、DTL80/40/275胶带输送机运渣，通过三部胶带运输机将渣运至地面。运输方式：工作面渣石经掘进机第一运输机 第二运输机 第三部皮带 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108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108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，不得出现漏水漏风现象。管路及风筒悬挂要求：风筒、风管、水管悬挂在巷道上帮，风筒为800mm抗静电阻燃胶质风筒，距巷道底板2.0m，风管为108mm管子，横梁距底板1800mm,上面是供水管、供风管，下面是排水管、注氮

37、管。悬挂管子的横梁5m一个，电缆钩间距为1.0m，管钩吊挂采用锚杆吊挂，埋深不小于300mm，外露100mm，管路吊挂平、顺、直。风筒悬挂使用吊挂的塑料油丝绳，风筒悬挂平直，逢环必挂，风筒拐弯处使用弹簧风筒，风筒接头必须使用套环，要有反压边，无漏风现象。风筒口距迎头岩巷不大于15m，煤巷半煤岩巷不大于10m。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产。掘进循环进尺1.6m，最大空顶距为1800mm，最小空顶距为200mm，采用一次成巷，风、水管路及时安装。第二节 正规循环组织图表为保证正规循环作业的完成，掘进施工作业必须根据劳动组织

38、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，以充分利用工作时间，提高工时利用率。劳动人员组织表工 种出 勤 人 数早班中班夜班合计班长兼掘进机司机1113皮带机司机3339打眼工44412机电维修工1113运料工3339副班长兼掘进机司机1113其它工1113合计14141442第三节 设备及工具配备设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格单位数量备注1掘进机EBZ-160部12皮带输送机DSJ80/40/275部33潜水泵20 m3/h台1备用4局扇FBDNO6.0 2*15台2备用一台5照明、信号ZXZ8-2.5部16锚杆钻机MFC1360/3630台47开关个

39、据需要8电 话部19激光指向仪JX-2台3第四节 主要技术经济指标序号项目单位指标备注1每循环在册人数人142每循环出勤人数人143出勤率%864循环进度米1.65效率米/工0.16月循环次数个1357循环率%808月进度m2169金属锚杆消耗(顶部)根/米6181800mm11金属锚杆消耗(帮部)根/米6181800mm12方格网米2/米10.713锚固剂支/米22MSK235014铁托盘消耗块/米12注：以上数据为正常断面参数。第六章 生产系统第一节 通风系统一、风量计算：掘进工作面需风量计算 采用局部通风机压入式通风（一）掘进工作面需风量计算 1、按瓦斯绝对涌出量计算： Q掘面=q掘K掘通/C =0.151.5/0.5%=45m3/min.式中：Q掘面掘进工作面需要风量，m3/min. q掘掘进工作面局部通风巷道瓦斯绝对涌出量为0.15m3/min。（2014年度瓦斯等级鉴定成果表） K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取K掘通=1.5 C掘进巷道中允许的瓦斯最大浓度，