2101工作面轨道顺槽作业规程
（顶锚杆孔深为2350mm）。
(2)、安装锚杆：先把搅拌螺母、锚垫及减磨垫圈套在锚杆上，再将一支K2335树脂药卷和一支Z2360树脂药卷依次装入钻孔，并用锚杆将药卷推至孔底 ，并将搅拌器插入钻机夹盘内，然后边搅拌边推进，直到将锚杆送入孔底。搅拌约20s后，感觉药卷凝固后停止搅拌。
(3)紧固锚杆：卸下搅拌螺母，等待1min，操纵给进阀杆，上紧锚杆螺母达到规定的预紧力不小于300N.m，确保锚杆托板紧贴岩壁，缩回钻臂。
2、帮锚杆施工工艺
(1)、打眼：按规定联网后，标出帮眼位，将ZQS-50/1.6型风钻抬至作业地点，采用φ28mm钻头按设计角度及位置打设帮眼。（帮锚杆孔深为1950mm）
(2)、安装锚杆：每帮两人一组，利用杆体将一支Z2360树脂药卷轻推到帮眼孔底，杆尾通过搅拌器与钻机连接，然后开始搅拌树脂药卷，搅拌时间连续进行，搅拌时间控制在30～50s，中途不得间断。
(3)、紧固锚杆：停止搅拌1min后，上托板、螺母，上紧锚杆螺母，金属锚杆预紧力矩不得小于300N.m，玻璃钢锚杆预紧力矩不得小于50N.m。
第二节 施工设备
一、设备配备：
40型煤溜3部；FBDNO8.0/2×45KW矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机2台；MQT—120/2.3顶锚杆机2台；YT28气腿式凿岩机2台；ZQS—50/1.6手持气动帮锚杆机3台。
二、施工设备：
1、打眼：炮眼采用28型气腿式风钻，配备Φ22mm×1500mm的中空六角钢钎杆及Φ42mm一字形活钎头湿式凿岩。
2、钻装顶锚杆及锚索时，采用MQT—120/2.3型顶锚杆钻机配合B19六方中空钻杆及φ28mm的合金钢钻头钻孔，使用专用搅拌器配合顶锚杆钻机装注锚杆及锚索。
3、钻装帮锚杆时，采用ZQS-50/1.6型手持气动帮锚杆机配合B19六方中空钻杆及φ28mm的合金钢钻头钻孔，使用专用搅拌器配合手持气动帮锚杆机装注锚杆。
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第三节 作业方式
一、炮掘作业方式：
1、炮掘开口前10m打浅眼放震动炮进行施工，药量减半。
2、采用一次起爆，起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→帮眼→顶眼→底眼。 3、横贯全断面布置35个炮眼，炮眼直径42mm。其中掏槽眼4个（炮眼编号为1～4），眼深2.0m；辅助眼10个（炮眼编号为5～14），眼深1.8m；帮眼8个（炮眼编号为15～22），眼深1.8m；顶眼7个（炮眼编号为23～29），眼深1.8m；底眼6个（炮眼编号为30～35），眼深1.8m。
（附图8：2101工作面轨道顺槽横贯炮眼布置三视图） （附图9：2101工作面轨道顺槽横贯爆破说明书）
5、使用3#煤矿锑铵炸药和Ⅰ～Ⅴ段毫秒延期电雷管引爆。装药时必须使用水炮泥，封泥长度不得小于0.5m，水炮泥之外剩余部分必须用粘土炮泥封实。
7、采用串联方式联线。放炮母线长度拐弯必须拉够75m，直巷必须拉够100m，放炮母线要随用随挂，并经常检查，若有损坏必须立即更换。
8、放炮前必须派专人在警戒点进行警戒，放炮期间，禁止任何人或车辆进入警戒范围内。
二、机掘作业方式： 1、掘进机进刀方式：
截割时全断面分一次截割成巷。截割时从巷道左帮进刀截割掏槽。掏槽时，先向前切割100～150mm，再向左或向右水平切割200～300mm，然后方可以纵向深部切割。
2、进刀顺序：
截割完掏槽后，上下摆动截割头自下而上进行切割，截割头每横向切割一次，截割头抬高0.6m，最后刷帮整型，直至断面切割成型，符合设计断面要求。
（附图10：2101工作面轨道顺槽机掘截割轨迹示意图）
第四节 循环进尺
一、正常情况下，巷道断面为矩形，排距0.9m，循环进尺为0.9m，最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.3m。
二、掘进过程中，在顶压较大、顶板岩性不好、煤层层理、节理发育
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和出现高顶时，循环进尺缩小为0.8m或者更小。开口处、拐弯处前5.0m段排距0.8m，循环进尺为0.8m，最大控顶距为1.1m，最小控顶距为0.3m。
第五节 运输方式
向北掘进巷内铺设40型煤溜，将煤溜机头搭接在2101工作面回风联络巷内铺设的煤溜机尾上形成运输系统。
向南掘进211.89m时，在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统，掘进80m后，拆除巷内40型煤溜，铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统；掘进68.84m时及时铺设煤溜形成运输系统；再向南掘进759.48m时，在巷内铺设一部40型煤溜形成运输系统，掘进80m后，拆除巷内40型煤溜，铺设一部DSJ80型皮带机配合工作面掘进机运输系统。
第六节 过特殊区段的施工工艺
掘进过程中，如果遇到特殊地质构造段必须制定专项技术措施。
第八章 生产系统 第一节 通风系统
一、风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算，根据下组煤集中回风西大巷掘进时的最大瓦斯绝对涌出量为1.0m3/min，故按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝100×q掘×K掘通＝100×1.0×2.0＝200m3/min 式中： Q掘—掘进工作面正头实际需要的风量，m3/min； q掘—掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，预测为1.0m3/min； K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取最低值2.0。 2、按人数计算：
Q掘＝4×N＝4×25＝100m3/min
Q掘—掘进工作面正头实际需要的风量，m3/min； N—掘进工作面同时工作的最多人数，人； 4—每人供给的最小风量，m3/min。 3、按炸药量计算：
Q掘=25×A=25×12.2=305m3/min Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min A—掘进工作面一次爆破的最多炸药量，kg 25—每kg炸药量需供给的风量，m3/min
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取以上计算中的最大值，即305 m3/min 4、按风速进行验算： VminS < Q掘 VminS =15×14=210m3/min VmaxS =240×14=3360m3/min 即210m3/min <305 m3/min <3360m3/min 式中：Q掘—掘进工作面的风量，m3/min；取305m3/min Vmin—最低允许风速，煤巷和半煤岩巷时取0.25×60=15m/min； Vmax—最高允许风速，4×60=240 m/min； S净—掘进巷道断面积14m2。 由此可得掘进工作面正头需风量为305m3/min； 5、局部通风机的供风量的计算及选型： Q局=KQ掘 =1.2×305=366m3/min 式中：Q掘—掘进头的需风量，m3/min； K—风筒最大漏风率15%时的系数,取1.2。 6、掘进工作面最小全压需风量计算： Q全=Q局+15S=366+15×14=576m3/min，式中： Q全—掘进面全压需风量(掘进面全压通风系统单独回风量), m3/min Q局—局部通风机所需吸入风量，取366m3/min； 15—局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速，m/min； S—局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道断面积，14m2。 经上计算，本工作面实际全压配风量576m3/min，工作面风量不小于366m3/min，符合《煤矿安全规程》规定的范围。FBDNO8.0/2×45KW型风机工作风量为260～780m3/min，故选择FBDNO8.0/2×45KW矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，配备φ800mm胶质双反边风筒即可满足掘进通风要求。 二、通风方式： 本工作面施工采用压入式通风，风筒出口到工作面距离不大于5m，风机开单电机供风，拐弯使用伸缩风筒。 三、通风系统： 1、与集中辅助运输下山贯通前通风： - 19 - 2101工作面轨道顺槽作业规程 进风：地面→副斜井→风机→经下组煤副回措施巷→经下组煤回风措施巷→经2101工作面回风联络巷→工作面。 回风：掘进头→2101工作面轨道顺槽→2101工作面回风联络巷→下组煤集中回风西大巷（→下组煤回风措施巷→下组煤集中回风东大巷）→回风立井→地面。 （附图11：2101工作面轨道顺槽贯通前通风系统示意图） 2、与集中辅助运输下山贯通后： 进风：地面→副斜井→下组煤集中辅助运输下山→2101工作面轨道顺槽→风机→工作面。 回风：掘进头→2101工作面轨道顺槽→2101工作面回风联络巷→下组煤集中回风西大巷（→下组煤回风措施巷→下组煤集中回风东大巷）→回风立井→地面。 （附图12：2101工作面轨道顺槽贯通后通风系统示意图） 四、局扇通风管理要求： 1、局部通风机安装： （1）与集中辅助运输下山贯通前： 风机安装在副斜井内距主副斜井1#联络巷大于10m处进风流中。 （2）、与集中辅助运输下山贯通后： ①风机安装在2101轨道顺槽内距2101回风联络巷与2101轨道顺槽交叉点大于10m处进风流中。 ②随着横贯每次与2101工作面回风顺槽贯通，（前一个横贯密闭）形成下一个通风系统后，形成下一个全风压通风后，每100m及时将局部通风机在2101工作面轨道顺槽内前移距已贯通的横贯大于10m处的新鲜风流中，风机呈南北方向布置，吊挂在2101工作面轨道顺槽顶部。 （附图13：横贯贯通（每次）前移风机后通风系统示意图） （4）、风机吊挂：两台风机一前一后吊挂在巷道顶部；吊挂时在风机位置正上方打设2排锚索，间距600mm，排距1200mm，将30B溜圆环链固定在锚杆上，然后将风机两端与两条圆环链分别拴紧绑牢，并悬挂风机管理牌板派专人管理，风机风筒吊挂距巷道底板不低于1800mm，风筒用16#单股铁丝吊挂在顶钢带上，风筒悬挂要平、直，不漏风，逢环必挂，每节 - 20 -