修改版炮掘（机掘）己15-17-1二081中煤巷作业规程

目录

第一章概况.................................................1

第一节概述.............................................1

第二节编写依据........................................4

第二章地面位置及地质情况..................................5

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况..................5

第二节煤层赋存特征....................................5

第三节地质构造........................................8

第四节水文地质........................................8

第三章巷道布置及支护说明..................................9

第一节巷道布置........................................9

第二节矿压观测........................................9

第三节支护设计.......................................10

第四节支护工艺.......................................16

第四章施工工艺...........................................21

第一节施工方法.......................................21

第二节施工方式.......................................21

第三节爆破作业.......................................22

第四节装载与运输.....................................28

第五节管线敷设.......................................29

第六节设备及工具配备.................................31

第五章生产系统...........................................32

第一节通风...........................................32

第二节压风...........................................37

第三节瓦斯防治.......................................39

第四节综合防尘.......................................39

第五节防灭火.........................................43

第六节安全监控.......................................44

第七节供电...........................................47

第八节排水...........................................52

第九节运输...........................................54

第十节照明、通信和信号...............................56

第十一节临时避难碉室.................................56

第六章劳动组织及主要技术经济指标..........................59

第一节劳动组织.......................................59

第二节循环作业.......................................60

第三节主要技术经济指标...............................61

第七章安全技术措施.......................................62

第一节一通三防.......................................62

第二节顶板管理.......................................66

笫三节爆破.........................................68

第四节防治水.......................................72

第五节机电管理....................................72

第六节运输74

第七节掘进机操作安全技术措施.......................75

第八节架棚安全技术措施.............................79

第九节巷道维修安全技术措施.........................80

第十节瓦斯排放措施................................81

第十一节预防职业健康危害安全技术措施...............85

第十二节打钻安全技术措施...........................86

第十三节气动锚杆钻机及扭矩放大器使用安全技术措施.……89

第八章各项安全制度.....................................92

第一节工作面交接班制度.............................92

第二节工程质量验收制度.............................92

第三节抢险备用物料管理制度.........................92

第四节通风安全仪表使用检修制......................93

第五节煤质管理制度.................................93

第六节一炮三检制度................................93

第七节敲帮问顶制度................................94

第八节三人连锁换牌程序化爆破制度....................94

第九节其他.........................................94

第九章防灾和事故预防应急预案.............................96

第十章安全避险六大系统...................................100

第一节监测监控系统..................................100

第二节压风系统......................................100

第三节紧急避难系统..................................101

第四节通讯系统......................................101

第五节供水施救系统..................................102

第六节人员定位系统.................................103

第H■一章事故案例.........................................104

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

己517-1（2）081中煤巷（附图1：平面示意图；附图2：剖面示意图）。

二、掘进目的及用途

满足己15-17-1（2）081采面通风、行人及瓦斯治理的需要。

三、巷道设计长度

巷道设计长度：1496.4m。

四、巷道设计工程量

巷道总工程量约1561.6m。

五、巷道设计坡度

£15-17-1（2）081中煤巷的坡度比较平缓，平均坡度为7。。

六、服务年限

巷道服务年限约为3〜5年。

七、开竣工时间

预计开工时间为2015年9月28日，预计竣工时间为2017年10月15日。

Pffll：己15-17-1(2)081中媒巷平面示意图

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3

第二节编写依据

一、工作面设计及批准时间

巷道施工的依据是《己15-17-1（2）081采面布置图》，批准时间为2015

年1月。

二、地质说明书及批准时间

巷道地质资料依据是《己517-1（2）081采面地质说明书及附图》，批准

时间为2014年7月。

三、相关的技术要求及安全措施编制依据

1、《煤矿工人安全技术操作规程指南（掘进）》，2006年版；

2、《煤矿安全规程》，2011年修订版；

3、《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行）》，2013年版；

4、《关于规范开拓掘进工作面作业规程编制的指导意见》，平煤股份开便

[2011]；

5、《煤矿防治水规定》，2009年版；

6、《防治煤与瓦斯突出规定》，2009年版；

7、《平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法（试行）》，平煤股份（2010）

147号；

8、《平煤股份煤巷锚杆支护技术规范》（平煤股份（2009）100号文）；

9、其它依据国家相关法律法规。

4

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

1、巷道相对地面位置、地面标高、井下标高、地面相对位置详见表1,

区域内的水体和建筑物对工程的影响不大，见表1。

2、由于己517-1（2）081中煤巷位于己二西翼上部第四个区段，相邻采

区12061采面正在开采，正常掘进期间压力不会太大，主要受矿山静压力影

响，且施工中不受采空区水、火、瓦斯等的影响。

表1井上下关系对照表

采区己二西翼工程名称a15-17-1（2）081中煤巷

地面标高+116.2〜+128.5m井下标高-695〜―670m

地面相对位置建筑物及

位于丁沟村南侧、孟良寨西部，4710与4602钻孔之间.

其他

井下相对位置对掘进巷该巷道位于己二西翼上部第四个区段，采面东邻辅助采区三条下山，

道的影响西至采区边界F8断层，北面与白石山背斜轴间隔三个区段，以南尚未开采。

邻近采掘情况对掘进巷预计己,5-17-1（2）081中抽巷因施工穿层钻孔对其顶板和两帮有轻微

道的影响影响。

第二节煤层赋存特征

1、己5”煤层结构单一，厚度较为稳定，己517煤层厚度4.2〜7.2m,平均

5.0m,黑色、粉末状，以亮煤为主，具条带状结构，宏观煤岩类型为半亮型

煤，玻璃光泽，煤层大部分为合层状态，局部为分层状态。

2、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火期、煤尘爆炸指

数、地温等见表2、表3、表4。

5

表2煤层特征情况表

指标单位参数备注

煤层厚度（最大〜最小/平均）m4.2〜7.2/5.0

煤层倾角（最大〜最小/平均）(°)3〜12/7.0

煤层硬度f0.11〜0.5

煤层层理（发育程度）较为发育

煤层节理（发育程度）较为发育

自然发火期d38自燃煤层

绝对瓦斯涌出量mimin-163.5

相对瓦斯涌出量18.92

煤尘爆炸指数(%)19.19〜22.47

地温℃2.63-4.18/100m二级高温区

表3煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别硬度（f）厚度（m）岩性

灰，浅灰色中粒砂岩，以石英为主，次为

长石，岩屑及白云母；深灰色细砂岩，含

基本顶细-中砂岩611.4〜20.8

少量白云母片植物化石碎片及黄铁矿结

核。

顶板灰色泥岩，致密、细腻；灰-深灰色砂质泥

直接顶泥岩32.5〜5.6岩，中厚层状，层理发育，较破碎，易脱

落，含少量植物化石碎片。

—

伪顶

灰、深灰色砂岩互层，块状，镜面发育。

直接底泥岩33.2〜5.8局部为砂岩，具不连续波状层理，局部含

大量白云母片。

底板

上部为泥灰岩，灰色，中厚层，隐晶质结

老底细〜中砂岩58.5〜12.0构，下部为灰岩，裂隙较为发育，间夹泥

岩及砂质泥岩，具方解石脉体。

6

表4综合柱状图

厚层厚（m）

地层系统柱状

最小〜最大

度岩性描述

1：200平均

界系统组段m

灰，浅灰色中粒砂岩,成分以石英为主，次为长石，

上一下ill9.475.4

12.4

12.4岩屑及白云/硅质胶综具交错层理，含泥砾。

\

-------\

2.0~5.4涕灰色细砂岩,含少量白云母片棚毗石碎片及黄铁矿结核。

____16.13,7

______i

---_,_1

[18.11.0〜2.6灰色泥岩,致密，细感

古2.0

灰-深灰色砂质泥岩，中厚层状，层理发育，较破碎，

20.61.5-3.0

易脱落，含少量植物化硼片。

叠西煤2.5

己田7煤,黑色,K以亮煤为主,具条带状结构，半

14,2〜7.2

,6.4

5.0融,玻觥葡

生

灰、深灰色砂泥岩互层，块状，镣面发育.局部为砂

一I—\3.2〜5.8

—I—I—\30.94.5

一I-岩，具不连续波状层理，层面含大量白云母片。

一1一1一

—I—I—

一I一上部为泥灰岩，灰色中厚层，隐品质结构,含腕

-I-I-

3.5~5.0族类化石及动娜屑;下部为灰岩,裂隙较为发育,

35.74.8

但多被方解石脉体填充。

—I—I—V\

-I-

一1一1一

界系统纨段—I—\36.0煤缓，松软、麟，常作为己15磁层的标志层

—I—I—0.3

—J—

III

iiii上部为肱岩，灰色中厚层，隐晶购构，含腕

Illi

47.08.5~12.0族类化石及动物碎属下部为灰岩，裂隙较为发育,

11.U

间夹泥岩及砂藏岩.具方解硼体。

7

第三节地质构造

根据己15-17-1（2）081中煤巷抽放巷揭露地质构造情况分析，预测己,5.17-1

（2）081中煤巷无大型地质构造，但小型构造较为发育。施工期间，施工单

位严格按照地测部门下发的地质预报和穿层钻孔施工情况以及施工过程中遇

到的异常情况提前编制专项措施。

第四节水文地质

煤层顶板以上为裂隙承压砂岩含水层，厚度15.19〜49.72m,平均32.29m,

以细〜中粗粒砂岩为主，在白石山背斜轴部比较发育，渗透率0.00178m/d,富

水性弱〜极弱。

煤层底板直接含水层一般由3〜4层灰岩组成（L7〜L10）,厚度13.97〜

23.40m,平均17.48m,埋深多在800m以下，岩溶裂隙发育不均一，差异性较

大，一般岩溶裂隙发育较差，绝大部分裂隙被方解石脉充填，富水弱〜极弱。

受地质构造的影响，在白石山背斜轴部两侧和断层发育地段，岩石破碎，渗

透率一般为0.000862〜0.862m/d。

地质报告得出出水方式为顶板淋水、底板少量涌水，生产用水自施工顶

锚、本煤层钻机打钻及巷道洒水降尘用水，但遇断层或裂隙时可能会有涌水

出现，预计不会太大，施工中应做好防治水工作，采面正常涌水量预计10m3/h,

最大涌水量25m3/h。

8

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

己15-17-1（2）081中煤巷沿己15-17煤层顶板布置，水平标图为一695〜一

670m,巷道设计断面为：净宽X净高=4600x3000mm,采用锚网、锚杆、锚

索、W钢带联合支护。

第二节矿压观测

1、观测对象：B15-17-1（2）081中煤巷。

2、观测内容：顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量。

3、观测方法：巷道从揭煤位置设置观测点，以后往里每隔50m设一个测

站，分别进行日常顶板离层监测和十字位移监测，顶板离层监测采用顶板离

层仪安设测点，巷道表面位移量监测采用十字布点法安设测点。每个观测点

设置一个观测断面，并记录好初始观测值。顶板离层仪测站距掘进工作面50m

内每天观测一次，50m之外每周观测一次（除非离层有明显增长）、十字位移

测站距掘进工作面50m内每天观测一次，50m之外每周观测不少于两次。其

中顶板下沉量及下沉速度应控制在以下范围：

①巷道施工后10天内，顶板下沉量小于50mm,下沉速度小于5mm/d。

②巷道施工后50天内，顶板下沉量小于150mm,下沉速度小于3mm/d。

4、监测数据如果超过上述范围，应及时加密锚索、补打点柱（木垛）或

补套金属棚子以加强支护。

5、观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。

6、数据处理：将收集的数据进行分析，总结其矿压显现规律。

9

第三节支护设计

一、支护形式

1、临时支护：采用2〜4根戴帽单体液压支柱作为超前临时支护，单体

柱采用DWB-30/100轻型单体液压支柱，柱帽的规格为长x宽x厚

=1200x200x30mm大板。临时支护见附图3。

附图3：临时支护示意图

A正视图

B侧视图

2、永久支护：巷道采用锚网、索、W钢带联合支护。若顶板破碎不宜锚

10

杆支护时采用可缩性大四节金属36U拱形支护。

附图4：锚杆支护断面图

附图5：36U拱形支护断面图

3、锚杆支护参数计算：

(1)顶锚杆长度L,L=LI+L2+L3

式中：L1一锚杆外露长度mm,取165mm

L2一软弱岩层厚度，根据己15-17-12061机巷顶板岩性取1800mm

L3—锚杆深入稳定岩层深度mm,2300mm

L3165+1800+300=2265mm。

因巷道埋深超过800m,故L取2600mm,其直径取22mm。

(2)顶锚杆锚固力N顶:N顶=L2x5d2b屈

式中：o屈一杆体材料的屈服极限MPa,600Mpa

d一杆体直径，22mm

Q14

N顼=1.2xx0.022x0.022x600x106=1.2xl89.97=274KN

4

(3)顶锚杆间排距

顶锚杆间距D：

2

顶锚杆排距Lo：Lo=-^-

2KraL2

式中：n—每排锚杆根数，N—设计锚杆力，KN/根

K—安全系数，取2〜3

r—上覆岩层平均容重，取24KN/H?

a—巷道掘进宽度之半m

DW1/2x2600=1300mm

L0=7X2744-(2X3X24X2.3X1.8)=3217mm

故顶锚杆间距D取750mm,排距800mm符合要求。

11

(4)顶锚杆锚固段长度La，1-=后餐1r

式中：dr一锚固剂直径，mm,取28mm

D一钻孔直径，mm,取32mm

d—锚杆杆体直径，mm,取22mm

V—锚固剂长度，mm,2卷取1000mm

La=—1^x1000=1451.8mm>满足加长锚固的要求。

322-2222

4、根据经验值，帮锚杆选取直径22mm,长2600mm的左旋高强锚杆。

2

(1)帮锚杆锚固力N制：Nffi=1.2x^dcrs

式中：。屈一杆体材料的屈服极限MPa,600Mpa

d一杆体直径，20mm

N帮=1.2x—x0.022x0.022x600xl06=1.2x157=274KN。

4

5、锚索支护参数计算

(1)设计锚固长度Laz幺虫=21.8x1860+(4X10)=1013.7mm

4fcs

式中：d]—锚索钢绞线直径

fst一钢绞线抗拉强度1860N/mm2

fcs—锚索与锚固剂的设计粘结强度。钢绞线与树脂按lON/mn?计

算

实际锚固段长度La：1-=亮1yL.

式中：dr一锚固剂直径，mm,取28mm

D一钻孔直径，mm,取32mm

d—锚索杆体直径，mm,取22mm

lr—锚固剂长度，mm,3卷取1500mm

OQ2

La=「^~-1500=2177mm>1013.7mm,满足要求。

322-222

12

(2)锚索间排距->2-=8000/1500=5.33^2

SS

式中：L—锚索孔深度S—锚索间距

锚索间距取1500mm符合要求。

(3)、锚索锚固力P

锚索锚固力P满足以下关系式：KP2P］或P2

式中：P—设计锚索拉拔力；KN

Pi—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力；KN

P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力；KN

P2=(1013.7x3.14x21.8x10)/1000=694KN

K—安全系数，取2

P^P2/2=347KN

13

14

附图5：36U拱形支护断面图

(1:50)

单位：mm

15

二、支护规格及选用材料说明

根据以上计算结果，结合巷道设计断面，巷道支护规格及选用材料如下:

1、顶板支护每排采用1块BHW270-2.75/4600mm钢带，每排布置7根

①22x2600mm高强让压锚杆和1块网孔为40x40mm的8#冷拔丝

4600x1000mm经纬编织网。顶部每根锚杆配1卷K2850型和1卷Z2850型树

脂药卷，顶锚杆托盘的规格尺寸不得小于150x150x10mm,顶锚杆间排距为

750x800mm。

2、上帮支护：每排采用1块BHW270-2.75/1700mm钢带和1块

BHW270-2.75/1700mm钢带，每排采用两块网孔为40X40mm的8#冷拔丝

2300X1000mm和1800X1000mm的经纬编织网。上帮每排布置5根

022x2600mm高强锚杆，锚杆间排距为780x800mm。下帮支护：每排采用1

块BHW270-2.75/1900mm钢带和1块BHW270-2.75/1000mm钢带搭接，每排

布置4根①22x2600mm高强锚杆和2块网孔为40x40mm的8#冷拔丝

2500mmx1000mm和11OOmmx1000mm经纬编织网，下帮锚杆间排距均为

800x800mmo帮部每根锚杆配1卷K2850型和1卷Z2850型树脂药卷，其托

盘的规格尺寸不得小于150x150x10mm。

3、锚索沿巷道顶板中心向下帮400mm及中心向下帮400mm两侧1500mm

处各布置一根，采用“三•二•三”布置，其间排距为1500x1600mm,顶板压

力大时，采用“三•三”布置，其排距为800mm。锚索规格为①21.8义8000mm,

其材料必须选用极限强度为1860Mpa的低松弛钢绞线,每根锚索配1卷K2850

型和2卷Z2850型树脂药卷。锚索托盘必须为热轧钢板冲击成型的蝶形托盘,

规格尺寸不得小于300x300x14mm。

第四节支护工艺

一、临时支护工艺及要求

1、顶板完好时，锚杆支护最大控顶距不超过2.4m,最小控顶距不超过

0.8m；若遇顶板破碎压力大采取逐排施工，最大控顶距不超过1.6m。

2、每循环装运煤结束后，将掘进机从迎头后退不低于3m,停止掘进机

16

运行，将掘进机馈电开关打到零位并闭锁。

3、联网前严格执行“设专人观山，专人敲帮问顶”工作制度并贯穿整个

过程，再将事先准备好的锚网与永久支护时铺好的锚网进行连接，联网时每

隔200mm采用扎丝扭结一道，锚网的搭接长度不得小于100mm。

4、金属网连好后，将单体液压支柱摆放到适当位置戴好柱帽，然后装好

W钢带并固定好，最后用单体液压支柱将W钢带撑牢到顶板上，单体液压支

柱必须打在实底上。单体液压支柱使用前必须进行耐压试验，合格后方可使

用，单体柱使用超过8个月时再进行一次耐压试验。

5、升起单体液压支柱前，人员必须站在支护完好的地点采用长柄工具将

连好的锚网撑至顶板，然后升起单体液压支柱使W钢带压住锚网并紧贴顶板。

6、第一棵单体液压支柱支护好后，及时操作第二棵单体液压支柱，待两

棵单体液压支柱全部施工结束后，方可在临时支护完好状况下施工永久支护。

7、施工临时支护时分两次进行，先施工第一排，第一排W钢带支设在

合适位置后，再按上述施工顺序进行第二排顶板临时支护。

8、支设的单体支柱必须保证有合理的迎山角度（巷道坡度的1/6-1/8）o

9、支设W钢带时将支设范围顶板找平，支设在巷道顶板的平整部位，

使W钢带紧贴岩面，并保证W钢带与巷道顶板有最大的接触面积。

附图6：巷道支护平面示意图

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二、永久支护工艺及要求

1、MQT-120/2.6气动锚杆钻机操作

1)首先将钻机及管线移至打眼位置，先拉好中心定好眼位，作好标记。

开始打眼时，先开水阀门，再开风阀门，送半风，待钎头钻入岩体30〜50mm

后，再送全风，严禁干打眼。

2)打眼时，按照设计规定钻机必须与钻杆保持一条直线。

3)打完一个眼或换钎子之前，必须开大水阀门，数次推拉钎杆，冲净眼

中岩粉，停止钻进时，先停风后停水。

4)换眼作业需移动MQT-120/2.6气动锚杆钻机时，先按顺序关闭风、水

管阀门，然后两人一起均匀用力把钻机移至适当位置。

2、锚杆安装

1)顶锚杆安装

(1)用MQT-120/2.6气动锚杆钻机按规定眼位、眼深打好眼后，确保钻

孔深度符合质量标准化要求。

(2)用锚杆将1卷K2850型和1卷Z2850型树脂药卷按先快后慢的顺序,

依次送入孔底，利用钻具搅拌30±5s,然后用顶锚搅拌器将螺帽阻尼塞打开，

再用扭矩放大器紧固，直至减磨垫圈变形或扭矩放大器紧不动为止。紧固前

不得使杆体移位或晃动。

2)两帮锚杆安装

(1)用ZQS-50/1.6风钻按规定的眼位、眼深打好帮眼。

(2)锚杆安装时，先人工将1卷K2850型和1卷Z2850型树脂药卷按先

快后慢的顺序，依次送入钻孔，再用带有托盘的锚杆将其送入孔底，再启动

带有搅拌器的钻机推进孔底后开始搅拌，最后用扭矩放大器紧固直至扭矩放

大器紧不动为止。安装锚杆时严禁用大锤将锚杆砸入眼内。

3)锚索安装

(1)锚索钻孔打好后按先快后慢的顺序将1卷K2850型和2卷Z2850

18

型树脂药卷送入钻孔中。

（2）锚索下端套上专用搅拌器，锚索上端顶住锚固剂，将锚固剂缓慢送

入孔底，严禁反复抽拉锚索。

（3）将专用搅拌器尾部插入锚杆钻机上，一人扶钻机马达处的扶手以稳

固钻机，一人操作钻机，边推进边搅拌。

（4）搅拌30s后停止搅拌，但继续保持钻机推力，待lmin后方可落下

钻机，卸下搅拌器，并装上托盘、索具，将其托至紧贴顶板位置。

（5）注锚索lOmin后由两人将MQ22—300/60气动锚索张拉机的张拉千

斤顶套在锚索上，接通液压泵，操作换向阀手柄，使油泵向千斤顶进油口供

油，操作加压手柄，将其推向加压方向，开始进行张拉，并注意压力表读数,

达到设计张紧力40Mpa或千斤顶行程结束时，迅速换向回程松开千斤顶。

（6）锚索锁定后48h内，若发现有明显松弛时，应进行二次张拉。

三、工程质量标准

（一）4600x3000mm的梯形断面锚网支护质量标准

A基本项目

1、中心：按地测科给定的中心施工。

2、净宽：4600mm,误差0〜+100mm。

3、净高：3000mm,误差-50〜+200mm（巷道正中心处）。

4、锚固力：顶、帮2274KN。安装预紧力：顶、帮2382N・m。

5、每根锚杆使用1卷K2850型和1卷Z2850型树脂药卷。

6、锚杆施工质量：杆体上的螺帽用扭矩放大器上紧，托盘不得松动。

7、W钢带：紧贴岩面，铺设平整。

8、铺网质量：金属网铺开展平，网与网搭接2100mm,每间隔200mm

用12#双股扎丝捆扎一道。

B允许偏差项目

1、间排距:顶750x800mm,上（下）帮780（800）x800mm,误差士100mm。

2、锚杆角度：顶部中间锚杆垂直顶板岩面，顶板两肩角锚杆，必须倾斜

19

安装，与铅垂线夹角为20-30°。

3、锚杆外露：露出螺帽长度为+10〜+40mm。

4、锚杆孔深：2500mm,误差0〜+50mm。

C锚索施工质量标准

1、锚索：间距x排距=1500xl600mm；误差±100mm,即巷道中心一根，

距巷道中心两侧1500mm各布置一根。锚固力：不小于347KN。

2、每根锚索用1卷K2850型和2卷Z2850型树脂药卷。

3、托盘必须紧贴顶板，张拉预紧力不小于40MPa。

4、锚索长度：8000mm。顶板破碎时，锚索紧跟迎头。

5、锚索外露：露出锁具长度为+150〜+250mm。

6、锚索孔深：7800mm,误差。〜+50mm。

(-)36U拱型棚支护施工质量标准

a：基本项目

1、中心：按地测部门给定的中心施工。

2、巷道净高：3322mm,误差-30〜+100mm。

3、巷道腰净宽：4600mm,误差0〜+100mm。

4、前倾后仰：根据巷道坡度定，误差W1。。

5、背帮刹顶：帮顶十八道，均匀分布，刹牢成线。

6、撑拉杆：三道，顶一道，两帮各一道。

b：允许偏差项目

1、扭斜：W50nlm。搭接长度：500mm,误差0〜-50nlm。

2、卡缆间距：150mm,误差±30mm,卡缆对接处，紧固有效。

3、柱窝深度：200mm,误差0〜-20mm。

4、联网搭接不少于100mm,每间隔200〜300mm用12#扎丝双股捆扎一道。

5、支架间距：500mm,误差W50mm。

6、36U型钢支护的每个搭接处外侧支撑钢端头处用两道卡缆紧固，内侧

支撑钢端头用一道卡缆紧固。

20

第四章施工工艺

第一节施工方法

采用ZQS-50/1.6手持式风钻打眼，乳化炸药（①35x400mmx0.44Kg/卷）

配合毫秒延期电雷管爆破，MQT-120/2.6气动锚杆钻机打注顶锚杆、锚索,

ZQS-50/1.6手持式风钻打注帮锚杆。

第二节施工方式

一、施工方式：（施工设备表5）

①锚杆支护：危险源辨识一隐患排查一打眼一装药联线一爆破一通风一

敲帮问顶一装运煤一临时支护一拉延中线一永久支护一整理质量、搞好文明

生产。

②架棚支护：危险源辨识—隐患排查一加固支架一拉延中、腰线一打眼

一装药连线一爆破通风一敲帮问顶一临时支护一装运煤一上梁一栽棚腿一刹

帮一整理质量、搞好文明生产。

二、施工工艺流程及说明

交接班安全确认一开工准备一打眼一装药联线一爆破通风一敲帮问顶一

临时支护一装运煤-永久支护-自检。

表5施工设备与供电情况表

序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注

1风动锚杆钻机MQT-120/2.62120NM气压0.5MPa

2手持式风动钻机ZQS-50/1.6250N-M气压0.5MPa

3手持式风动钻机ZQS-65/2.5265NM气压0.5MPa

4锚索张拉机MQ22-300/601

5液压锚杆钻机MYF-125/3301125N-M气压0.5MPa

6掘进机EBZ1601电动机电压1140V

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第三节爆破作业

己15.17-1（2）081中煤巷炮掘施工时，爆破条件，爆破图表，爆破指标见

表6-1、6-2、6-3、6-4、6-5、6-6、6-7、6-8、6-9。

表6-1锚杆支护逐排施工爆破条件

矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井掘进断面（m2）14.1

（岩）普氏系数0.11-0.5钻眼机具气动手持式钻机

安全等级不低于三级煤矿许用乳化炸

炸药种类雷管类别毫秒延期电雷管

药

锚杆支护逐排施工炮眼布置图见附图7o

表6-2锚杆支护逐排施工爆破参数表

装药

炮

炮眼名炮眼深眼炮眼角度装药量封泥长度起爆联线

结构

眼号下数

称度（m）（m）顺序方式

卷/眼

水平垂匕Kg/眼

1-4掏槽眼1.24629010.44叁0.5I

连

5-11辅助眼1.07909010.44叁0.5II续

装

药

串联

正

12-27周边眼1.016909010.44叁0.5III向

联线

起

爆

28-35底眼1.08907710.44叁0.5III

合计3515.4

35

注：炮眼个数和装药量可根据现场实际情况做适当调整。

逐排施工正向装药结构示意图

存近zK1近W渥二

表6-3锚杆支护逐排施工爆破指标

顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量

1炮眼利用率%805一循环炮眼长度m35.8

2工作循环进度m0.86掘进一米炮眼长度m44.75

3一循环实体煤量m311.287掘进一米炸药消耗量Kg19.25

4掘进一米煤量nP14.18掘进一米雷管消耗量发43.75

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附图7：锚杆支护逐排施工炮眼布置图

(1:50)

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4700mm

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557mm_557mm_18O0EE557mmb)55'7mm—aOOE、

4700mm

23

表6-4锚杆支护正规循环施工爆破条件

矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井掘进断面（n?）14.1

（岩）普氏系数0.11〜0.5钻眼机具气动手持式钻机

安全等级不低于三级煤矿许用乳化炸

炸药种类雷管类别毫秒延期电雷管