上顺槽作业规程

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1、矿 审 批 意 见本作业规程由矿总工程师组织矿技术负责人、生产技术科、安全科、机电科、通防科、调度等科室的主要负责人在三楼会议室对该规程进行了集体会审，通过会审讨论、研究，同意本规程编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：1、要严格对本作业规程贯彻考核，成绩合格者方可上岗作业，不及格者严禁上岗；同时，本规程必须每月进行贯彻一次，每两个月进行一次复查并考核。2、若现场条件发生特殊变化时，要及时编写补充措施，并认真传达执行。3、要严格按照安全质量标准化要求进行施工，创建精品工程，杜绝有不合格工程的出现。会审单位及人员签字：生 产 科调 度 室通 防 科安 全 科机 电 科矿技

2、术负责人矿总工程师会 审 时 间： 2011 年 05 月 17 日第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称本作业规程施工的巷道是12204上顺槽。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是形成12204工作面生产系统，满足12204工作面回采时的通风、行人、运输、同时兼做安全出口。 三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：工程量共计716m（平距）。 服务年限： 4 年四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2011年5月底开工，预计2011年12月底竣工。 第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间济宁市煤炭工业局以鲁济煤便字【2006】7号文关于欢城煤矿12下煤层开拓开采方案设计说明书的批复，批准时间2

3、006年8月30日。 济宁市煤炭工业局济煤便字【2009】20号文关于对欢城煤矿12下煤层首采区开拓开采方案设计调整的批复意见，批准时间2009年5月20日。鲁西分局以鲁煤安监西局发【2008】29号文关于欢城煤矿12下煤层开拓开采安全设施设计变更的批复，批复时间2008年12月2日。二、地质说明书及批准时间12204上顺槽掘进地质说明书批准时间2011年05月05日。三、矿压观测资料该巷道周围尚未开采，无应力集中区，在靠近断层时注意围岩应力集中。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地面相对位置及邻近采区开采情况表 水平名称-100水平采 区 名 称1220

4、0采 区巷 道 名 称12204上顺槽地面标高（m）+38.2 +39.3井下标高（m）-350-455地面的相对位置及建筑物本掘进工作面位于工业广场北东方向,外段在丁庄村下面，里段在丁庄村北西方向，地表为农田覆盖,地势平坦,无永久积水区。井下位置及掘进对地面设施的影响本掘进工作面位于18-7断层西侧,12200采区轨道、皮带巷的右翼。本掘进工作面属本采区的首采工作面，回采巷道距地面埋藏深度较大，对地面村庄建筑物及农田无影响。邻近采区开采情况12204上顺槽开口中心位置在12200采区皮带巷24号导线点前2m处，紧靠18-7钻孔。本掘进工作面属12200采区首采工作面，回采巷道距12100采区

5、较远，顶部3上煤已回采完毕，3下煤层大部分为无煤区，未开采。3下煤层至12下煤层层间距为97m，对本掘进巷道无影响。煤岩层产状走向160倾向70倾角512长 度716m第二节 煤（岩）层 赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距12204上顺槽施工区域的煤层，属石炭系太原组，位于太原组的中部，上距第三层石灰岩40 m，下距16煤层平均54.03m，该煤层在本工作面的埋藏深度在388.8到493.8之间，根据本采区钻孔资料（T18-7钻孔12下煤厚度1.25m、T18-8钻孔12下煤厚度0.95m）本区域内12下煤层厚度在0.951.25m之间，平均煤厚度为1.10m，为薄煤层

6、， 12下煤层以亮煤为主，夹暗煤条带，弱玻璃光泽，断口平正，内生节理发育，碎成方块状,煤的硬度系数f=11.5。该煤层属高挥发分、低灰分、中硫、 低变质程度的气煤。据现有资料推测，本工作面煤层产状大致走向160、倾向70、煤层倾角512，平均8。据地质资料和井巷掘进工程揭露，结合本采区钻孔资料（T18-7钻孔，12下煤层直接顶板为中砂质泥岩互层，厚度12.17m；T18-8钻孔12下煤层伪顶为砂质泥岩，厚度0.30m，直接顶板为粉砂岩，厚度6.05m；）本掘进工作面的12下煤层伪顶为砂质泥岩，厚度0.30m；12下煤层直接顶板为深灰色中砂泥质岩，含碳质及FeS2结核，底部是水平层理；厚度在6.

7、0512.17m之间，平均煤厚度为9.11m；耐压强度为667 kg/cm2，硬度系f=4，属类顶板；老顶为浅灰粘土岩，块状，含菱铁矿、黄铁矿结核。结合本采区 钻孔资料（T18-7钻孔12下煤层直接底板为中砂质泥岩，厚度0.50m，老底为八灰，厚度2.23m；T18-8钻孔12下煤层直接底板为泥岩，厚度0.35m，老底为八灰，厚度0.70m；）本工作面12下煤层直接底板为中砂泥质岩互层，厚度在0.350.50m之间，平均厚度为0.43m；老底为八灰，厚度在0.702.23m之间，平均厚度为1.47m。顶底板名 称岩石名称厚度（m）岩性特征伪顶砂质泥岩0.30 直接顶深灰色中砂泥质岩6.0512

8、.17含炭质及FeS2薄层结核，底部是水平层理。直接底中砂泥质岩互层0.350.50老底八灰0.702.23巷道顶底板岩性特征表二、12下煤层瓦斯、二氧化碳涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数该煤层二氧化炭相对涌出量为2.97m3t绝对涌出量为0.59m3min;瓦斯相对涌出量1.51m3/t、绝对涌出量为0.30m3min;煤尘具有爆炸性，爆炸指数为43.08，为类自燃煤层，属低瓦斯矿井。附图：煤岩层综合柱状图 第 三 节 地质构造根据已采完上组煤时揭露资料推测，本工作面的地质构造较简单，其他断层主要集中在工作面四周，其中本巷道东翼为187正断层，根据掘进巷道揭露情况出现一些小断层，预计在

9、掘进过程中从开口向前掘至44m时可能会遇到走向为242，倾角为61落差在2.3m左右一个正断层，对掘进工作面无大的影响。断 层 产 状 参 数 构 造名 称走 向（）倾 向（）倾 角（）性 质落 差（m）对掘进的影响程度正断层24233261正断层2.3不大T18-73937075正断层0-25不影响第 四 节 水文地质本工作面水文地质情况较简单。经实测一、二号井回风联络巷内水文探测孔（即奥灰水探测孔），水头压力为2.0Mpa，并根据有关钻孔资料与其他掘进巷道揭露的地质情况及12100采区钻探情况看，开采12下煤层其顶部含水层为太原组五七灰，底部含水层为太原组八九灰，均为薄含水层，富水性较弱，

10、均以静储量为主；根据原12200采区轨道巷、皮带巷揭露，其涌水量在35m3/h左右，最大涌水量不超过10m3/h，推断本采区水文地质条件较简单，对本巷道掘进无大的影响。施工中在接近较大断层时，要注意观察水文情况，并进行探放水工作，到时再具体编制有关探放水措施。根据地质报告及原12200采区轨道巷、皮带巷工作面现场实际揭露情况：12204上顺槽区域内无岩浆岩侵入体，无岩溶陷落柱，无冲击地压现象，无地热异常现象；因此本掘进工作面在掘进过程中不受以上条件影响。预计施工中要穿过一些斜交小断层，受小断层的错动影响，局部会有顶板淋水或底板渗水现象，但涌水量缩小，预计不会受到较大的水威胁，预计最大涌水量不超

11、过10m3/h，正常涌水量为3-5m3/h。因此在施工中迎头用5.5千瓦的潜水泵配2寸水管，中、后期经多个躲避峒兼作临时水仓，逐级往外排水直至排到二号井回风联络巷的水沟流至二号井中央水仓。临时水仓的容水量不低于8m3。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置一、巷道布置12204上顺槽开口中心位置在12200采区皮带巷24号导线点往前2m处，设计方位角为303。本巷道跟12下煤层底板沿煤层自燃倾角破顶板向前掘进，在12200采区皮带巷开口时按平巷掘进，待巷道顶板进入第八层石灰岩底板后沿八灰底板向前掘进，当巷道掘进跨过轨道巷4m后变坡为+10破八灰直接进入12下煤层，然后跟12下煤层底板（

12、八灰顶板）向前掘进，设计长度为716m（平距）。从开口往里10m间为加宽段，以后每间隔70m设一加宽段（作为回采工作面配电点使用），配电点加宽段长度各为10m，两端头各留有2m过渡段，向巷道左帮加宽0.8m，同时在巷道左帮、两加宽段中间掘安全躲避硐一个。12204上顺槽的掘进方式为炮掘，设计断面形状为矩形，支护方式为锚网支护。配电点加宽段在巷道中加打1根锚索进行加固复合支护，其排距为1.6m。加宽段的加宽侧设在人行道一侧（面向迎头的左侧）；人行道与非人行道各一侧的宽度以正常段的轨道中心线为准，人行道一侧宽是1740mm，非人行道一侧宽1060mm。正常掘进段是A-A断面、加宽段是B-B断面、躲

13、避硐是C-C断面。掘进过程中要严格跟方向线腰线施工。 附：12204上顺槽平面位置示意图 12204上顺槽预想剖面示意图 12204上顺槽开口大样示意图 第二节 支护设计一、巷道断面该巷道与硐室的设计断面形状为矩形，永久支护采用锚网支护；过地质构造或顶板破碎时改用锚网架棚复合支护或锚网锚索钢梯复合支护。正常掘进段断面：A-A断面；加宽段断面：B-B断面；躲避硐断面：C-C断面。巷道断面：1、A-A断面 S荒=8.22m2 S净=6.72m2 2、B-B断面 S荒=10.41m2 S净=8.64m2 3、C-C断面 S荒=5.50m2 S净=4.80m2附：巷道断面支护示意图 巷道临时支护示意图

14、 注：巷道永久支护、临时支护均按A-A断面要求进行叙述，其他断面根据断面大小进行增减，不在进行一一叙述。二、支护方式（一）临时支护临时支护采用前探梁支护方式：前探梁采用两根三寸优质钢管，每根长度不少于4000mm；每根前探梁用2个吊环固定，吊环由U型钩和托板组成（U型钩采用20mm圆钢制作，托板采用10mm厚的钢板制作）。分别固定在靠近迎头的第一排和第三排的锚杆上，其上部用长度不小于2600mm、宽度不少于200mm、厚度不小于50mm优质木背板排严、接实顶板，U型钩要固定牢固，木楔要有力，严禁空顶作业。永久支护至迎头最大空顶距不大于800mm，临时支护前探梁前端至迎头不大于200mm。在巷道

15、开口或安全躲避硐开口时由于距离近不能使用前探梁进行临时支护时，可支设三棵戴帽点柱作为临时支护，点柱采用2.8m单体液压支柱，液体取至2寸供水水管，其支柱初撑力不得小于4Mpa，支柱上方使用木垛料进行接实顶板，每次放炮后必须使用专用工具，人员站在安全地点，由外向里排除顶帮活矸后，进行支设戴帽点柱，点柱以巷道中心为基准向两帮扩展，支柱间距为0.8m，柱帽沿巷道方向布置，必须紧贴岩面，点柱必须打牢，支柱下方必须穿柱鞋，柱帽的前端头距迎头不得大于200mm，工作面严禁空顶作业。支柱支设好后，应用防倒绳把其系在网片上，防倒伤人。每次爆破后，首先进行敲帮问顶，作业人员必须站在有支护的顶板下，用长把工具（长

16、度不少于2500mm，一端为扁铲，一端为尖）找净迎头范围内的顶板及两帮的悬矸和活石，确认安全后方可前窜前探梁。前窜前探梁前把已准备好的网片与原来已固定好的网片的一边按标准连好后从巷道中间用长把工具把网挑起，再用木背板托起分别前窜前探梁，到位后用木楔将前探梁上的背板刹实，用木楔把U型钩的空隙与前探梁的后端头刹实、固定牢固，并将顶板要接实，确保U型钩固定牢固、有力。然后进行打顶部锚杆、联网，中间所需挂前探梁锚杆外露长度必须能使吊环全部旋入锚杆中。（二）特殊支护巷道掘进过地质构造顶板及其它地段顶板较为破碎时改用锚网锚索钢梯复合支护；当顶板极为破碎时改用锚网架棚复合支护（后附架棚支护安全技术措施），架

17、棚支护的临时支护采用S钩配合前探梁支护。（三）永久支护：矩形锚网支护1、按悬吊理论计算锚杆参数：1）、顶板锚杆长度计算：L = (1+1/2fy)(1.1+B/10)式中：fy顶板普氏系数，fy =5.0 B 巷道宽度, B=3.0m所以,L=(1+1/25.0)(1.1+3.0/10)=1.54m锚杆实际长度为：L=L+L1式中： L1 锚杆外露长度, L1=0.1m 所以 L=1.54+0.1=1.64 m 由锚杆长度系列,取L =1.8m2）、锚杆间排距确定锚杆安装理论间排距: S=Z Z(a+b)/ab式中: a巷道半跨距, a=1.5m b岩层的离层厚度b=0.55 m Z锚杆埋入自

18、然平衡拱之外的额定深度,Z=0.35m所以， S=3.140.35 0.35(1.5+0.55)/1.50.55=1.03m锚杆间排距：正常段取S=700800mm、加宽段取S=600800mm、安全硐取S=600800mm 3）、锚杆锚固长度核算树脂锚固锚杆的实际锚固长度按下式计算：L0=LR12(R2- R22 ) 式中： L0 锚固长度， mm L树脂药卷长度,L=1000mm R钻孔半径R=14mm R1树脂药卷半径，R1=11.5mm R2锚杆半径，R2=10mm所以, L0=100011.52(142-102)=1378mm 按此计算,锚固长度均超过杆体长度的50%,属于加长锚固。

19、通过以上计算：锚杆选用直径20mm、长度1800mm的高强度螺纹钢锚杆；每根锚杆用两根K2350树脂药卷锚固；锚杆锚固力不小于64KN。正常段：顶板锚杆间距700mm，两帮锚杆间距800mm，排距均为800mm。加宽段：顶板锚杆间距600mm，两帮锚杆间距800mm，排距均为800mm。躲避硐：顶板锚杆间距600mm，两帮锚杆间距800mm，排距均为800mm。施工中要严格按要求及时采取临时支护，然后进行打锚杆挂网。根据顶板岩性，迎头前排锚杆距迎头不得大于800mm，临时支护的端头距迎头不得大于200mm。锚网片选用：顶板网片使用4冷拔钢筋焊接制作金属网片，网片规格是20001000mm，网格

20、是75100mm。两帮网片使用高强度塑料网片，网片规格是18001000mm，网格是4040mm。过特殊地质构造使用钢梯时，钢梯选用直径为10mm圆钢焊制，宽度90mm，梯间距430mm。顶板采用长3000mm钢梯、两帮采用长2000mm钢梯进行锚网复合支护。（1）、顶板完整，岩性稳定正常掘进时，采取一掘一锚的原则。巷道爆破后及时进行临时支护，检查超出巷道最大空顶距后在临时支护的掩护下先打顶部的锚杆，然后再依次打两帮的锚杆进行挂网。（2）、在过断层、顶板破碎、松软段、硐室开口、加宽段根据岩性情况在锚网后进行锚索复合支护或采取架钢棚复合支护，锚杆间排距缩小到600mm，锚索间距1.6m，钢棚间距

21、800mm。锚索布置在巷道的中心位置，锚索复合支护与正常段的支护压茬不少于两根锚索（3.2米），架棚支护与正常段的支护压茬不少于三架棚（2.4米）。锚网工程质量规定（单位：mm）检验项目质量标准检验部位巷道规格1、巷道净宽左帮中线至任一帮允许偏差合格：50+150优良：0+150左帮1400 右帮右帮1400 2、巷道净高 无腰线（测全高）允许偏差合格：30+200优良：0+2002400 3、锚固力合格：最低值不小于设计的90%，优良：最低值符合设计值注：锚索抽査施工记录顶64KN/根两帮64KN/根4、锚杆、锚索的安装用锚杆机安装：合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，锚杆附件基本齐全有效，不

22、松动，锚杆预紧力不小于设计的90% 优良：安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧，锚杆预紧力最低值符合设计值。5、网的压接质量标准：网与网压茬100mm、连接用12#双股铁丝拧不少于3圈，每200mm连接一扣。网用托盘压紧紧贴壁，随壁的变化而变化。合格：搭接压茬（绑圠）良好，网基本紧贴壁面，不松动。优良：搭接压茬（绑圠）良好，网紧贴壁面，不空帮、空顶。6、间、排距锚杆间、排距：700800允许偏差，100+100合格: 70%以上实测值在允许偏差范围内, 其余不影响安全使用。优良: 90%以上实测值在允许偏差范围内, 其余不影响安全使用。7、锚杆锚索的角度与巷道轮廓线的角度或

23、岩层层理夹角7508、锚杆、锚索孔的深度标准：锚杆直径20mm、长1800mm，孔深17001750mm。锚索规格、孔深依据岩性确定。允许偏差：锚杆孔、锚索孔： 0+2009、表面质量表面平、整，网片张紧、紧贴岩面，无照檐子，无牙根。10、锚杆、锚索外露长度锚杆外露长度：+15+50锚索外露长度：+150+350 第三节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆杆体的技术参数：力学特性： 技术参数杆体公称直径 20mm抗拉强度 700MPa破断载荷 220KN屈服强度 570MPa屈服载荷 179KN延伸率（5倍杆体直径) 17%锚杆长度（顶帮） 1800mm2、螺纹锚杆及螺母锚杆选用杆体自身高强度的螺

24、纹元钢。球面螺母为保证锚杆和托盘始终处于良好的受力状态，锚杆均采用螺母和球面垫圈或者球在螺母,(即螺母与球面垫圈合二为一）。用于锚杆的快速安装，安装螺母的阻尼力距为6080NM。3、锚杆托盘锚杆均配套高承载力拱型托盘，托盘承载力不低于200KN。能与球面螺母配合，使锚杆杆体能在一定范围内调节与围岩表面的夹角。金属托盘最小尺寸为12012010mm4、树脂药卷树脂药卷的基本特性抗压强度 5080MPa扬氏模量 68MPa药卷直径 23mm粘稠度 粘稠度低，保证安装时锚杆杆体能正常穿过树脂，实现全长锚固或加长锚固。树脂药卷的使用：顶板：每孔采用2卷长MSK2350的树脂药卷。两帮：每孔采用2卷长M

25、SK2350的树脂药卷。 搅拌时间： 2030S等待时间： 约60120S 严禁使用失效的树脂药卷。5、网片选用：顶板采用直径为#钢筋焊接的矩形网，网格为75100mm，规格为20001000mm/片；两帮采用高强度塑料网片，网格为4040mm，规格为18001000mm/片。6、锚索选用7股低松驰预应力钢铰线，直径17.8mm，长8m。每根锚索装配MSK2350树脂药卷4卷。7、网与锚索生锈轻的要用钢刷把锈除干净后再使用，严禁使用严重生锈的。二、锚网支护巷道施工技术要求1、巷道断面：A-A断面：巷道荒宽：3000mm 、巷道荒高：2740mm巷道净宽：2800mm 、巷道净高：2400mmB

26、-B断面：巷道荒宽：3800mm 、巷道荒高：2740mm 巷道净宽：3600mm 、巷道净高：2400mmC-C断面：巷道荒宽：2200mm 、巷道荒高：2500mm 巷道净宽：2000mm 、巷道净高：2400mm2、坡度：沿12下煤层底板伪倾角、按方向线掘进；若见断层跟坡度线、方向线掘进。3、锚（网）杆支护质量标准：（1）锚杆间排距：允许偏差100mm（2）锚杆孔深 允许偏差 0+200mm（3）锚杆角度：与井巷轮廓线的角度和岩互层层理夹角75。（4）锚杆外露长度：露出螺母+15mm+50mm （5）铺网质量：紧贴岩面，联网符合设计要求。4、锚杆施工：（1）矩形断面：打锚杆眼顺序应由外向

27、里先顶后帮，以巷道中心线为基准按规定向两侧布设，分别逐个进行。正常段：顶板锚杆间距700mm，两帮锚杆间距800mm、排距均为800mm，每排布设锚杆9根。加宽段：顶板锚杆间距600mm，两帮锚杆间距800mm、排距均为800mm，每排布设锚杆12根。躲避硐：顶板锚杆间距600mm，两帮锚杆间距800mm、排距均为800mm，每排布设锚杆8根。（2）锚杆采用20mm、长1800mm的高强度螺纹钢锚杆，每孔用MSK2350两卷树脂药卷；锚固力：顶板锚杆不低于64KN，安装螺母的阻尼力距6080N.M；两帮锚杆不低于64KN，安装螺母的阻尼力距4560 N.M。顶、帮锚杆托盘必须与球面螺母相匹配，

28、托盘承载力不低于200KN。（3）对生锈的锚杆托盘必须把锈处理掉再使用，严禁使用生锈严重的。（4）锚杆钻眼施工：1）、打眼前要先敲帮问顶，排掉活矸危岩严禁空顶作业，必须在临时支护完好确认安全后方可开始工作，严格按照中腰线检査巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理，锚杆眼的位置要正确，锚杆眼深度要与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打眼，眼深度17001750mm。2）、钻锚杆眼采用MQT130/3.2型气动锚杆钻机，钻头为28mm，金钢石钻头，钻杆采用B19中空六方钻杆，长1000mm、1800mm两（种）根；打锚杆眼时，先用1000m长的钻杆钻眼，当钻进1000mm后再换1800mm的

29、钻杆，共钻进17001750mm。（5）锚杆的安装方法：锚杆眼打完后，应将眼孔内的积水煤岩粉用压风吹干净，吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，孔口方向严禁有人。不允许使用弯曲不直的锚杆，锚杆插入锚杆孔内能转动自如，无卡阻现象。把搅拌套筒套在锚杆机上，再把锚杆带螺母的一端插入搅拌套筒中，将两卷MSK2350的快速树脂药卷放入孔中，将事先装好带托盘螺母的锚杆插入孔眼内，用锚杆顶住树脂药卷，轻轻送入眼底后，锚杆机快速转动将锚杆同托盘边搅拌边推进，在2030S内直到有负载时，停止锚杆机转动，继续保持推力。待树脂药卷完全凝固后（不少于60秒），再转动锚杆钻机，螺母旋入，“拧断”剪力销，上紧螺母，然后关闭马达

30、风源。紧固锚杆螺母时用力矩扳手拧紧螺帽压紧托盘达到规定的预紧力矩，不少于120N.m。安装锚杆时要打一个孔锚一根锚杆，不合格的及时补打。搅拌时要注意，不许直接开足马达一下子将气缸顶到位，旋转搅拌，因为如此作业有些锚固剂会顺着钻杆的螺旋挤出锚固区域，从而影响锚固效果。气缸推进时间应以锚固工艺规定的搅拌时间基本符合，只有如此，才能充分发挥锚固剂与锚杆的最佳锚固效果。在锚杆安装结束后，关闭气阀，气缸回落。5、对挂网的要求：（1）顶网使用#冷拔钢筋焊接成的矩形网。帮网使用高强度塑料网片。（2）挂网前一定敲帮问顶，排除悬矸罩檐子、牙根，巷道内不准留有浮岩，要清到实底。 （3）锚杆露出螺母长度+15mm+

31、50mm，托盘要用螺母拧紧且紧靠网与岩层面。（4）挂网要从顶部开始，分别向两侧逐步挂网应随岩层面铺设，网与岩层面间严禁用其它物料衬垫。（5）铺设网要张紧用托盘压紧，紧贴岩面，不得空、鼓、翘边；网与网压茬不少于100mm，必须拉紧，每间隔200mm用12#双股铁丝绑扎连一扣，拧紧不少于3圈。网距煤岩壁悬空高度100mm，面积0.4在悬空面积最凹中间补打标准锚杆。（6）每排锚杆要打成一条直线，托盘要压紧网片，有效支护好顶板。三、MQT130/3.2型气动锚杆钻机的操作：1、钻眼前的准备工作：（1）每台钻机应配备2名专职操作人员，操作人员应了解钻机的性能、熟悉操作规程；能排除施工中出现的一般故障，并

32、对钻机进行日常的维护。（2）检查本机的各零部件间的联结是否牢固，零件是否齐全。（3）检查钻机各操纵机构是否灵活可靠。（4）检查气路、水路是否安装正确。（5）检查锚杆钻机各操作开关是否处于关闭状态。（6）检查油雾器内是否有足够的润滑油，各传动、副齿轮箱的润滑油是否正常。（7）钻孔前先空运转，检查马达旋转、齿传动、支腿升降、水路启闭是否正常，空运转各项指标正常后才能开机作业。2、操作规程及注意事项 凡操作MQT-130/3.2型系列锚杆钻机的操作者，必须先熟悉其操作规程及注意事项，以保障安全作业。(1)钻机操作前必须确保顶板与煤岩帮的稳定。(2)操作前所有操作开关均处于“关闭”位置。(3)所有水、

33、气管路确保清洁。（4）按标志牌所示连接水、气管路。（5）钻机要坐落在平整的硬底上。(6)禁止钻机平置于地面，因为钻机平置于地面一但送气并误操作，气缸突然伸出可能造成伤害事故。(7)严禁用手触旋转的钻杆。（8）推进速度和推进力要适度，防止卡钻，损坏钻杆和钻头。(9)操作者站位，应在钻机操纵臂端的外侧。(10)钻机歪钻时，将产生较大的反扭矩，操作者应认真正确操作，以防扭伤。(11)气缸收缩时，手不要按在气缸上，以防挤伤手。(12)油杯中加足够的润滑油，无油雾喷出时，不准开钻机。(13)钻进过程中，钻杆与钻机不得相对倾斜。(14)按时给齿轮箱加注适量的黄油或20号、30号机油，齿轮箱温度不得超过60

34、摄氏度。(15)用操纵臂操纵钻机，可以拧紧锚杆螺母，使钻机搅拌安装螺母一体化，但要注意力度适宜，否则会损坏输出轴和内六方套。(16)钻进过程中，水流不可中断。(17)操作者应远离钻孔中心线，以防钻杆折断时发生意外。(18)每班开机前一定要检查雾化油杯的油量和喷雾量，一般每立方米压缩空气耗油0.5-1.0毫升。(19)在钻孔作业时，应定期检查、清洗钻机进气端和进水端的过滤器，在无过滤器的情况下，最好不要使用钻机，连接钻机的管接头的耐压能力必须与管道匹配。(20)在钻机作业时，气缸供气不可太猛，若控制不好，将可能顶弯钻杆，甚至造成事故，影响正常作业。(21)钻孔结束后，用水冲洗钻机并远离工作面放置

35、，放置位置要正确，严禁乱摔、乱砸。3、钻眼：操作MQT-130/3.2型系列锚杆钻机的人员，在钻孔作业时必须熟悉钻机的操纵机构，以保障作业的安全可靠。MQT-130/3.2型系列锚杆钻机操纵机构集中在操纵手把端。（1）作业时，操作者手持手把进行操作。（2）初钻孔定位时，钻杆转速不可过快，气缸推力要调小一些。当钻进深度达30毫米后，方可逐步加快转度，加大推力进行正常作业。（3）在钻孔作业时，应根据工作面场所的不同，岩石性质、硬度的不同而操作钻机，调整支腿顶力和钻机转速相匹配，以获得最佳的工作效率。a在软岩条件下，钻杆钻机需要较大的转速、较小的推进力。b在硬岩条件下，锚杆钻机需要较小的转速、缓慢增

36、加气缸推力，以获得最佳钻进速度。c在泥质岩中钻孔时，尤其要注意水压，若出水量偏小，则应停转马达，冲洗一会后再进行钻孔作业。（4）若钻孔阻力较大，将要卡钻时，可左右晃动操纵臂，避免卡钻的发生。（5）钻孔到位后，关闭气阀，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平稳地带着钻杆回落。四、过地质构造的特殊要求及特殊支护方式：如掘进过程中巷道过地质构造顶板及其它地段顶板较为破碎时改用锚网锚索钢梯复合支护；当顶板极为破碎时改用锚网架棚复合支护（后附架棚支护安全技术措施），架棚支护的临时支护采用S钩配合前探梁支护。但复合支护与正常支护段的压茬：配合锚索不少于2根（3.2m），架棚不少于3架（2.4m）。具体支

37、护方法见后附的安装锚索的安全技术措施、过地质构造和顶板破碎段的安全技术措施。第四章 施 工 工 艺第一节 施工方法一、巷道开口的施工方法：本巷道施工的始点在12200采区皮带巷24号导线点向前2m处，开口处为矩形锚网支护，巷道顶板完整，无构造。施工前，首先按由外向里的顺序，对开口点前后10m范围内的支护进行检查，并对开口处进行打锚索补强支护；伪装好开口处的电缆、水管；安装好综合防尘设施。确认安全后，方可开门掘进，巷道开口时必须放小炮采用光面爆破。巷道掘进方式为钻爆法，按照光面爆破的要求向前爆破掘进。根据煤矿安全规程问答爆破修订本中第48条规定和提供的本巷道所要掘的煤岩性情况：煤层中的周边眼眼距

38、定为400-560mm，岩层中的周边眼眼距定为400-410mm；岩层中的辅助眼眼距定为430-600mm。躲避硐室开口交叉处所铺设的网一定要按规定标准与原巷道铺设的网压茬连接好。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道开口必须按照光面爆破的要求进行布置炮眼，采用打眼放炮的方法破岩掘进。一、打眼机具：采用光面爆破：巷道施工时采用YT-24型气腿式风钻打眼，风源来自二号井地面主压风机房。打锚杆眼及安注锚杆时使用MQT-130/3.2型气动锚杆钻机及风动扳手。二、降尘方法: 降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、耙装前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破前后冲刷煤岩帮、开放水幕，转载点洒水等方法降尘。第三节 爆破

39、作业掏槽方式为楔式掏槽法。一、炸药、雷管使用二级煤矿许用乳化炸药长度200mm、321mm、15010g/卷；有效期：四个月。雷管选用毫秒延期电雷管，延时时间不超过130毫秒，电雷管必须编号。规格性能:本产品完全符合GB18095-2000的标准, 并经国家有关技术监督检验中心检验合格，适用于可燃气或煤尘条件的煤矿井下爆破。1. 脚线和雷管: 脚线是钢芯0.520.015. 长2米的聚氯乙稀绝缘爆破线. 管壳为覆铜管体。2. 点火装置: 桥丝为0.040.003的镍洛合金电阻丝(YB666一69),引火药以氯酸钾. 硫化锑DDNP为主要成分。3. 电发火性电 阻单发发火电流（A）安全电流（通电

40、5min）(A)串联准爆电流（20发恒定直流）（A）桥丝电阻()全线电阻()标准GB8031-87公差0.86.30.450.181.2.标准GB8031-20052.02.760.450.181.04. 铅板试验: 炸穿铅板(5毫米厚) 孔径不小于雷管外径。5. 沼气安全度试验: 悬吊9%甲烷与空气的混合气体中引爆率不大于1/25。6. 为保证串联发准爆, 爆破网路的设计应保证通过每发电雷管的恒定直流电流不应低于1.2安, 应尽量避免使用交流电源起爆, 如限于条件使用时，应保证通过每发电雷管的交流电流不低于4.5安。7. 电雷管电阻范围6.3欧姆(全电阻), 使用时只作导通性复査，雷管专用检

41、查仪表通过雷管的电流不得大于30毫安, 并保证上述第6条规定的电流要求, 即可保证全爆。8. 脚线线尾容易产生氧化层, 在连接线路前要检查, 如有锈痕要用砂质打光, 并连接牢固以防接触不良影响准爆。9. 雷管不采取防水措施不能直接用在有水的炮孔內。二、装药结构：正向装药结构正向装药爆破必须严格执行下列要求：1、严格执行“一炮三检”制度。2、特殊情况下（如处理瞎炮等）需要二次爆破时，必须在二次放炮前，检查工作面风流及凹槽内的瓦斯浓度。当瓦斯浓度小于0.8%时，才能进行第二次装药爆破。3、毫秒雷管不准跳段使用，相邻两段的间隔时间不得大于50ms。4. 炮眼封泥必须按煤矿安全规程中的第328条的规定

42、执行。5.采取分次起爆, 但必须一次装药一次爆破。6. 注意检查每次爆破情况, 是否有无拒爆。7. 每次爆破必须等炮烟吹散后, 方可进入爆破地点。8. 加强顶帮和支架的管理，坚持“敲帮问顶” ，实行爆破喷雾。9. 全部爆破完毕后才能撤回警戒人员。 10、掏槽眼每孔装药量0.6，辅助眼每孔装药量0.6，周边眼每孔装药量0.4。三、起爆方式全断面采用一次打眼、分次装药、分次起爆（分次起爆时必须一次装药一次爆破），联线方式为串联连线。全断面严禁一次装药一次爆破，必须严格执行分次装药分次起爆的方式起爆器使用FD100D型，起爆能力为100发，电压峰值：1900V，输出冲量8.7A2ms。供电时间4ms

43、；额定负载电阻：620，电池电压6V，充电时间20S。四、爆破说明书 1. 雷管选用毫秒延期电雷管, 脚线是线芯0.520.015. 长2米的聚氯乙稀绝缘爆破线. 管壳为覆铜管体。电雷管必须编号。 2. 点火装置: 桥丝为0.040.003的镀洛合金电阻丝(YB666一69) 引火药以氯酸钾. 硫化锑DDNP为主要成分。3. 使用2级煤矿许用乳化炸药, 药卷长200mm，321.0mm，15010克/卷，水份0.3%以下，殉爆2以上，猛度10mm以上，有效期4个月。4.向炸药卷内插雷管时，先用尖竹钎将药卷端头中部扎出小孔，然后将雷管插入药卷内，不要用雷管直接向药卷内拧插。5、雷管需要特别注意防

44、潮，不能与其它型号的雷管串联使用，雷管不采取防水措施的不能直接用在有水的炮孔内。6、毫秒延期电雷管段别标志：7、周边眼眼底应落在巷道断面轮廓线上，眼口在轮廓线里距轮廓线以100mm为宜。8、装药结构采取正向装药，连线采取串联的方式连线,正向爆破引药卷靠近炮眼囗, 聚能穴朝向眼底。9、必须严格按炮眼布置示意图布置炮眼，起爆顺序分为：断面分两次起爆，第一次先起爆掏槽眼，再起爆两帮辅助眼，最后起爆下部周边眼；第二次先起爆中部辅助眼，再起爆上部辅助眼，最后起爆上部周边眼。10.、煤矿安全规程中规定，工作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于500mm。在岩层中最小抵抗线不得小于300m

45、m。浅眼装药爆破大块岩石时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于300mm。11.放炮母线必须使用铜芯绝缘双线，严禁使用裸线和铝芯线。严禁使用多头、破皮、漏电的爆破母线,接头最多只能有一个，但不能有明接头。爆破母线直巷长度不少于100米，拐弯巷道不少于75米。12、同一工作面严禁混合使用不同厂家生产的电雷管, 严禁混合使用不同型号电雷管。13、严格执行“自连自放”“ 三人联锁”的制度，爆破前爆破母线必须扭结成短路,最后母线与脚线的连接必须由放炮员一人进行。每次爆破前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。14、放炮前必须把放炮母线与发爆器接线柱联接牢固，不能有松动

46、，杜绝产生火花，取下防尘冒，用专用钥匙将开关拨到充电位置，氖灯发亮后，迅速地把毫秒开关顺时针方向拨到放炮位置进行放炮。氖灯亮后不能等待，应立即放炮，以免充电时间过长电压过高引起电容器被击穿。15、氖灯不亮，不能进行放炮。16、发爆器发生故障后，不论其程度如何，严禁在井下拆修，应升井后交专门维修人员检修。17、严禁放明炮、糊炮、明火放炮。18、严禁使用失爆的发爆器, 同一工作面严禁使用两台发爆器同时进行放炮。五. 爆破技术及要求:1. 要严格按照爆破说明书与煤矿安全规程中的有关规定进行作业。2. 钻眼前要先看方向线，并认真检查迎头的支护等安全情况，如有异常要先处理安全后再进行钻眼工作。3. 炮眼

47、先用粘土泥封孔， 封孔长度不少于50，然后用水炮泥封孔, 水炮泥外剩余部分应用粘土炮泥封实, 严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥， 无封泥封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。4. .放炮母线必须使用铜芯绝缘双线，严禁使用裸线和铝芯线。严禁使用多头、破皮、明接头、漏电的爆破母线,接头最多只能有一个，禁止设固定母线，放炮母线不能与电缆、电话线、信号线挂在同一侧，应分别挂在巷道的两侧。爆破母线直巷长度不少于100米，拐弯巷道不少于75米。5. 严禁明火明电放炮, 严禁使用普通导爆索或非电导炮索放炮放糊炮6. 井下放炮必须使用放炮器，爆破前放炮员必须检查发爆器、爆破母线，确认合格安

48、全后带班班长安排放炮员亲自连线，待带班班长发出放炮命令后放炮员方可放炮。躲炮时间不少于30分钟。待全部爆破完毕后才能撤回警戒人员。7. 炮眼深度的炮眼封泥长度应符合下列要求:1).炮眼深度小于0.6米时不得装药爆破,在特殊条件下如挖底、 刷帮、挑顶, 确需浅眼爆破时, 必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6米，但必须封满炮泥。2). 炮眼深度0.6米一1.0米时, 封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。3). 炮眼深度超过1.0米时, 封泥长度不得小于0.5米。4). 炮眼深度超过2.5米时, 封泥长度不得小于1.0米。5). 光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。附

49、：炮眼布置三视图装药结构示意图 爆破说明表第四节 装运、岩（煤）方式 一、装煤（岩）方式巷道掘进施工中，用P-30B型耙斗式耙装机装煤（岩），耙装机耙斗尾轮的固定要使用矿上制作的标准地锚钎子和地锚套子：地锚钎子用圆钢制作长度为1000mm、30mm；地锚套子用15.5mm的钢丝绳制作，长度为1200mm；插接长度不小于500 mm。固定位置应高出煤岩堆8001000mm以上迎头煤岩壁中，尾轮钩挂在固定楔的地锚套上，根据煤岩硬度情况确定固定的深度，在软岩或煤中固定深度不小于800mm；在硬的岩层中固定深度不小于500mm。耙装机在上、下山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，还应在机身两侧前后斜上方

50、各安设两套地锚,锚固绳15.5mm，绳头插接不少于2.5个捻距插接长度不少于0.5m，锚固绳要用锚杆分别固定在两帮底脚。锚杆选用20mm，长1800mm的螺纹圆钢制作配MSK2350药卷2根, 孔垂直巷道底板，孔深不小于1.6m, 每根锚杆的锚固力不小于64KN, 外端头配两块标准铁托盘, 拧紧螺母压紧托盘, 使托盘压紧锚绳套紧贴硬煤岩面, 再用绳卡紧靠锚杆把绳套固定牢。耙装机机身后方卸料槽下方两侧各支设一根站腿，防止耙装时机身倾斜下垂下滑。后尾轮用地锚吊挂在顶板下, 锚深不小于0.5 m, 要使用上述矿上制作的标准地锚钎子和地锚绳套固定，防止机身下垂倾斜下滑。耙装机机身上方两侧装岩槽上应安设

51、防耙斗出槽的封闭式金属护栏和防钢丝绳跑偏的护栏：防耙斗出槽的封闭式金属护栏用3030mm的角钢与20的钢筋制作，高度0.4 m，网格20mm，用螺丝固定在装载槽上沿上；挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，或采取钢丝绳（4分绳）编网来代替挡绳栏，每边竖网格1000mm一根，从簸箕叉口后到漏斗口不得少于4根，各根分别用地锚垂直固定在顶板和耙装机机身上。横网格根据棚梁至耙装机边沿高度确定，两网格间距不大于300mm；竖网格与横网格交接处必须用相应绳卡卡牢固，必须保证每根钢丝绳都要相互垂直拉紧。耙装机距迎头以630m为宜。耙斗与牵引钢丝绳的连接必须使用可靠的连接件，钢丝绳的接头插接长度不少于0.

52、5m，必须插接牢固。二、运输方式施工中采用JD-1.6型调度绞车配1吨V型矿车及SGW40T型运输溜子运输；用1吨U型矿车和专用料车提运支护材料，严禁用V型矿车装运物料，U型矿车和专用料车装运物料时严禁物料超出车体。调度绞车回头轮应安设在耙装机机体下，选用15.5mm的钢丝绳做绳套，绳套的插接长度不小于0.5m，插接的两头分别再用一副绳卡卡紧。锚杆孔要垂直底板（煤、岩层），孔深不小于1600mm。回头轮采用地梁的方法进行固定，地梁用22#道轨或11#工字钢制作，长3.4m，用四个固定点固定，每两根锚杆为一个固定点，两根锚杆的间距为0.4m。地梁要垂直巷道断面放在实底上，两端头分别插入两帮的深度

53、各0.2m，以轨道中心为准分别向两侧各0.2m、0.5m为四个固定点，四个固定点要在一条直线上，地梁放入每个固定点的两锚杆之间后与锚杆的间隙要用铁块充填，每块铁块长度不小于0.5m，宽不小于0.2m，厚根据间隙确定，充填后每个固定点的两个锚杆再用专用压盘连接在一齐压紧地梁，每个锚杆外端头用两个相配套的螺母压紧压盘，压盘用10mm厚的钢板制作。回头轮与钩头的承载力各不小于10吨，回头轮要用双股钢丝绳套固定在地梁中间，钢丝绳套不能直接与地梁连接，要用专用连接套连接，连接后紧贴钩头的上侧用两幅绳卡卡紧钩头所钩住的每根绳套。三、 绞车的固定:（一）1. 每部绞车必须配齐底盘, 基础清到实底用混凝土浇灌

54、基础, 厚度大于200mm，长宽各比绞车底盘大于50mm， 基础上平面应高出轨面100mm。2. 绞车底盘四个角用的固定锚杆在浇灌基础时分别预留固定在基础上, 所用的锚杆20mm，长1800mm，孔深不小于1400mm，每孔用MSK2350两根树脂药卷全孔锚固,每根锚杆的锚固力不少于64KN。3. 绞车的后方不少于1.0m的位置打地锚作为辅助固定, 所用的材料: 钢丝绳15.5mm, 地锚钎子直径不小于30mm、长不小于1.0m、孔深不小于0.9m, 用钢丝绳缠绕在地锚钎子上3圈, 并用3个绳卡卡牢。4. 绞车的外沿突出部分距道轨沿不少于0.4 m。斜巷施工时在绞车的外侧上方5-8 m之间的位

55、置设一根护身柱，护身柱用9号工字钢制作，其上端头用马蹄环固定在有托盘的专用锚杆上，下端头迎上山方向斜插在实底上。(二). 斜巷运输, 应在各车场变坡点设置“一坡三挡”, “一坡三挡” 要由把钩工进行操作, 然后每隔80-100 m设置一组快速挡车装置, 每25 m安一个地滚子，耙装机后5-10 m之间安设一个挡车栏或手搬挡车棍, 由耙装机司机进行操作, 各挡车装置必须按标准安设,保证挡车有效, 固定点严禁设在顶底板松软破碎段和断层处及裂隙中, 一定要锚固在稳定硬岩层中。各固定点的锚深不小于1.0 m, 必须使用矿上专门制作的地锚钎子和地锚套子等材料。若用锚杆固定必须重另安装专用锚杆, 但必须使

56、用20mm，长1800mm的螺纹圆钢制作的锚杆和配套的托盘螺母等。螺母要露出锚杆丝至少30mm。每个锚杆要用MSK2350树脂药卷2卷锚固, 锚固力不低于64KN。锚套要用两个绳卡靠近锚杆卡紧并用托盘压紧。各快挡吊梁和手搬挡车棍的长度一定要比所处的巷道最高、最宽多0.5 m, 一定安设在轨道正中间的顶板上, 锚套的露出长度不大于0.2 m，挡车棍一定要落在轨道中心。(三). 绞车回头轮应安设在耙装机机体下,选用直径不小于15.5mm, 长3.0m的钢丝绳做绳套, 绳套的插接长度不小于2.5个捻距或不小于0.5 m, 插接的两头分别再用一幅绳卡卡紧。 选用的锚杆及锚固材料、锚固力同(一)(二)

57、中的规定。锚杆孔要垂直底板(煤岩层), 孔深不小于1600mm。回头轮要用4根锚杆固定, 每两根为一组是一个固定点, 每两根锚杆的间距0.3 m, 两组锚杆的间距0.8 m，用两个绳套分别套压在托盘下，锚杆外端头配二块托盘用螺母压紧托盘及绳套, 再用绳卡靠近每根锚杆卡紧。在两组锚杆中间用钩头钩住绳套, 紧贴钩头的上侧用两副绳卡卡紧钩头所钩住的每根（4根钢丝绳） 绳套。挪移耙装机时回头轮的固定仍用以上方法。在施工中对调度绞车及钢丝绳回头轮各地锚每班由维修队长亲自检查或安排专职维修工检查, 发现问题及时处理，将检查处理结果记入档案中。第五节 管线、轨道敷设 在施工中所敷设的电缆、水管风管风筒等均应

58、按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个,吊挂高度距巷道底板不低于1200mm，电缆垂度不超过50mm。各管道要接口严密，不得出现漏水漏风现象。供水管距迎头40m范围内使用一寸高压胶管，40m外使用二寸钢管；排水管距迎头40m范围内使用二寸高压胶管，40m外使用二寸钢管；供风管距迎头40m范围内使用1寸高压胶管，40m外使用二寸钢管。各管道要随工作面的掘进及时延长，保证迎头正常施工。风筒采用铁丝拉紧做挂绳，必须做到逢环必挂，要靠帮，做到吊挂平、直、无脱节、无漏风现象；风筒口距迎头不大于5m。风筒、排水管、供风管供水管必须吊挂在巷道右帮非人行道侧，电缆吊挂在巷道左帮人行道侧，并且都紧

59、贴巷帮，距离道轨面1200mm以上。迎头掘进轨道的敷设必须符合煤矿安全质量标准化验收标准中的规定，扣件必须齐全牢固并与轨型（18#道轨）相符。轨枕的规格及铺设标准应符合下列要求：枕木采用标准的水泥枕木，其规格为长1200mm、上宽120mm、下宽140mm、高130mm，枕木间距（中-中）1000mm，间距偏差不得超过100mm，轨枕下应捣实，对道床应经常清理，应做到无杂物、无浮煤、无积水、无淤泥；轨距600 mm，误差不大于10 mm、不小于5mm；轨道接头的间隙不大于10mm；高低和内外错差不大于5mm；水平误差不大于10 mm；直线段两条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。轨道要铺设成一条直线，距中线设计偏距误差不超过100mm，并且要前后目视平顺。同一线路必须使用同一型号钢轨，道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。轨道铺设时要求轨道中心与巷道中心偏差300mm，人行道侧轨道外沿与巷帮的距离为1400mm，非人道侧轨道外沿与巷帮的距离为720mm。轨道里端头距迎头