9102轨道回风顺槽掘进工作面作业规程

9102轨道回风顺槽掘进工作面

作业规程

编号：CDMY-SC2017-GC01

晋煤集团local公司卡斯塔矿

9102轨道回风顺槽掘进作业规程

总工程师：

负责人：

编制人：

编制日期：2017.4.6

批准日期：2017.4.7

会审签字

会审单位及人员签字

矿长：_______________________

总工：_______________________

生产矿长：______________________

安全矿长：______________________

机电矿长：______________________

通风矿长：______________________

生产技术部：______________________

机电部：______________________

安全部：______________________

通风部：______________________

调度室：______________________

地测防治水：______________________

施工队：______________________

会审日期：年月日

会审意见

一、存在主要问题

二、建议

目录

第一章巷道布置及其技术特征.............................1

第一节巷道布置.....................................1

第二节巷道技术特征.................................1

第二章地质概况.........................................4

第一节煤层及其顶底板岩石性质.......................4

第二节水文地质情况.................................5

第三节瓦斯、二氧化碳情况...........................5

第四节煤尘爆炸性和煤层自然发火情况................6

第五节地质构造.....................................6

第六节其他地质情况.................................6

第三章施工方法.........................................7

第四章掘进施工作业.....................................9

第一节工艺流程.....................................9

第二节施工作业.....................................9

第五章支护作业........................................12

第一节临时支护....................................12

第二节永久支护....................................13

第六章支护施工质量检测及矿压监测......................18

第一节监测内容....................................18

第二节监测方法....................................18

第七章生产系统........................................23

第一节供风量的计算................................23

第二节通风系统....................................26

第三节综合防尘系统................................27

第四节供水系统....................................28

第五节排水系统....................................29

第六节供电系统....................................30

第七节运输系统....................................31

第八节照明系统....................................32

第八章六大安全避险系统................................33

第一节安全监测监控系统............................33

第二节压风自救系统................................33

第三节紧急避险系统................................34

第四节供水施救系统................................35

第五节通讯联络系统................................35

第六节人员定位系统................................36

第九章主要安全技术管理措施............................37

第一节一般规定....................................37

第二节预防顶板事故技术管理措施...................38

第三节预防冒顶堵人事故的技术管理措施.............44

第四节预防瓦斯事故技术管理措施...................49

第五节预防火灾事故的技术管理措施.................51

第六节预防辅助运输事故的技术管理措施.............53

第七节预防透水事故的技术管理措施.................56

第八节主要掘进设备使用安全技术管理措施...........59

第九节爆破安全技术措施............................61

第十节机电设备完好及操作安全技术措施.............61

第十一节其他安全技术措施..........................63

第十二节职业危害防治措施..........................66

第十三节灾害应急措施及避灾路线...................68

第十章提高原煤质量的措施..............................70

第一节提高原煤块率的措施..........................70

第二节降低原煤灰分的措施..........................70

第三节降低原煤水分的措施..........................70

第四节提高原煤质量的管理措施......................70

第十一章工程质量标准与文明生产........................71

第十二章劳动组织及主要经济技术指标....................73

第一节劳动组织....................................73

第二节循环作业....................................74

第三节主要经济技术指标表..........................74

第一章巷道布置及其技术特征

第一节巷道布置

一、地面相对位置

9102轨道回风顺槽位于井田北边界以南311m,Icoal村东偏北，

原local矿工业广场以东，local北偏西约751m,地面标高最低

+776.25m,最高+780.90m。对应地势变化较平缓，地形总体呈背斜

构造。掘进区域内约151m处左1.2m有一高压线杆（北都线U0KV）,

无河流、水体、村庄、铁路、公路、管线及其他设施等情况。

二、井下位置及四邻采掘情况

9102轨道回风顺槽布置在9#煤层，沿煤层顶板掘进，底板标高

+705.40m~+710.18mo

9102轨道回风顺槽西面为9#煤三条大巷（已掘），东面为实体煤

（向东约755m为物探采空区），以北150m为9102胶带进风顺槽（未

掘），以南为实体煤。

附图一：巷道布置平、剖面示意图

三、巷道用途

9102轨道回风顺槽为回采巷道，主要用于回风、行人、管道铺

设、运输物料及设备等。

四、服务期限

矿井尚未投产，考虑到联合试运转、竣工验收工期的不确定因素

及首采面回采进度，9102轨道回风顺槽服务期限至少为18个月。

五、施工期限

2017年4月20日至2017年5月31日。

第二节巷道技术特征

一、巷道设计长度

9102轨道回风顺槽设计长度216m（含联络巷31m）,掘进方

位

角89°6'26〃（307°14'49〃）。

二、施工断面

9102轨道回风顺槽矩形断面，毛宽4200mm,毛高2300mm,净

宽4000mm,净高2200mm,毛断面积9.66m2,净断面积8.80m2,

施工长度185mo

联络巷施工断面与9102轨道回风顺槽断面一致，施工长度31mo

三、支护方式及参数

9102轨道回风顺槽采用锚网索联合支护。

1.支护材料

锚杆：MSGLW-335.20/2000mm（非开采帮），MGSL18/1800F,

L=1.8m,0=18mm全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体（开采

帮）。

锚杆托盘：长x宽x厚=150mmxl50mmx8mm（非开采帮）

直径X厚X高=120mmX14mmX36mm（开采帮）

锚索：SKP18-l/1860-7300mm

锚索托盘：长x宽x厚=300mmx300mmxl6mm

钢筋网：采用①6钢筋焊接，网孔100mmX100mm,网片规格为

2000X1000mm,相邻网片搭接不小于100mm,搭接部分每100mm〜

150mm使用联网丝拧紧，至少3圈，将剩余联网丝扭成麻花状，并使

之紧贴在所联网片上。两帮网片必须铺设至底板基础。

网片应紧贴巷帮或顶板，并铺设平整，靠工作面和顶板侧要折180°

的钩，折钩长度不小于30mm,并勾住搭接的网片。

联网丝：16#铁丝（联网时使用双股）

锚固剂：采用MSK2335、MSZ2360两型树脂锚固剂

2.支护参数

9102轨道回风顺槽所有施工段锚杆均矩形布置，顶、帮锚杆间

2

排距分别为900mmX900mm、800mmX900mm,锚固方式均采用一

支MSK2335型（先放）和一支MSZ2360型（后放）树脂锚固剂锚

固，锚固长度1092mm，施工角度除顶板边锚杆、巷帮上下锚杆±80°

外均为90°（与巷道顶、帮夹角）。设计非开采帮锚杆预紧力矩2

120N•m,锚杆锚固力2100KN；开采帮锚杆预紧力矩260N•m,

锚杆锚固力275KN。9102轨道回风顺槽所有施工段锚索沿巷道顶板

间隔2.7m居中布置一根，锚索使用一支K2335树脂锚固剂和两支

Z2360树脂锚固剂进行锚固，锚索预紧力2100KN。

附图二：施工断面支护示意图

3

第二章地质概况

第一节煤层及其顶底板岩石性质

一、顶板

根据矿井地质报告及地测部相关资料，伪顶为炭质泥岩、砂质泥

岩，黑色，厚0.08-0.25m,极易破碎，多随煤层开采而冒落。直接顶

多为砂质泥岩、泥岩，单向抗压强度变化范围16.8〜22.0MPa之间，

平均19.9MPa,饱和抗压强度变化范围6.0〜9.6MPa之间，平均

7.6MPa,属软弱岩石，厚度1.35〜20.8m,深灰色。

煤层上覆岩性，从直接顶到老顶属坚硬一中硬型，再向上是坚硬

一中硬相间的平行符合结构，节理裂隙发育。

二、底板

直接底为灰色泥岩或黑灰色细粒砂岩，有时为砂质泥岩，厚

0.8-4.69m,平均1.62m,稳定性差，强度低，单向抗压强度变化范围

22.8〜24.8MPa之间，平均23.9MPa,差异不大，饱和抗压强度变化

范围8.0〜8.4MPa之间，平均8.1MPa,属软弱岩石。这种岩性遇水

易膨胀和泥化，从而降低了底板的稳定性。

三、煤层

(-)9#煤层位于太原组三段下部，上距3号煤层底板50.27m,

下距15号煤层顶板35.06m,煤层厚度0.20〜2.35m,平均1.12m。

煤层倾角1°〜4。。

(二)煤层结构简单，一般夹一层夹砰，其直接顶板多为砂质泥

岩、泥岩，底板泥岩或细粒砂岩，有时为砂质泥岩。9号煤属结构简

单、较稳定的局部可采煤层。

附图三：地质综合柱状示意图

附图四：巷道预计穿过的煤岩层地质剖面示意图

4

第二节水文地质情况

一、根据地质报告9号煤层充水水源及已揭露的该煤层巷道涌水

量推断9102轨道回风顺槽一般是以顶板砂岩为主要直接充水含水层

的裂隙充水巷道，含水层富水性较差。

二、预计巷道最大涌水量和正常涌水量

矿井涌水量根据《矿井地质报告》提供，矿井正常涌水量为70

m3/h,矿井最大涌水量为lOOnP/h,预计该巷道最大涌水量4m3/h。

三、巷道施工不存在带压开采。

四、充水来源

原Icoal煤矿3号煤层的采空区积水可能通过9号煤层顶板以上

导水裂隙带对矿井产生部分充水，掘进过程中要严把探放水管理，掘

进过程中施工队伍要提前对该巷道探放水专项设计学习并严格按“有

掘必探，先探后掘”的原则充分确定安全后方再施工。

在施工过程中要注意顶板淋水情况,如发现顶板淋水加大要及时

汇报调度室以及地测防治水办公室，防治水队要时刻观察顶板出水情

况，如有异常联系相关部门进行处理。

第三节瓦斯、二氧化碳情况

矿井委托中国矿业大学对矿井瓦斯进行了预测,并以晋煤集通字

120101847号《关于对山西晋煤集团Icoal卡斯塔煤业矿井瓦斯涌

出量预测报告的批复》批复了中国矿业大学所编制的矿井瓦斯涌出量

预测报告，预测9号煤层开采生产时，矿井相对瓦斯涌出量为

4.95m3/t,绝对瓦斯涌出量为6.24m3/min。结合9号煤层邻近掘进工

作面瓦斯、二氧化碳涌出量实测数据，预计9102轨道回风顺槽掘进

工作面绝对瓦斯涌出量0.12-0.18m3/min,二氧化碳绝对涌出量

0.12~0.18m3/min。

5

第四节煤尘爆炸性和煤层自然发火情况

由山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试,9#煤煤层自燃倾向

性不易自燃，等级ni级，煤尘无爆炸性。

第五节地质构造

9102轨道回风顺槽沿9#煤层顶板掘进，设计施工长度区域内无

褶曲构造，总体呈西低东高趋势，缓斜约1°〜3。。

第六节其他地质情况

1.地温地压：井田内及邻区所施工的钻孔，均未对地温地压进行

测量，据区域资料，恒温带深度在50m左右，地温梯度每百米1.640

C；另据矿井调查，井下未发现地温和地压异常，属地温地压正常区。

2.该面上方地面及附近线杆：高压线杆一北都线U0KV,施工过

程中要加强地面观测，如有异常立即与相关部门取得联系及时处理。

3.地测防治水办公室要加强地质资料收集，在掘进过程中，进一

步完善地质资料。

6

第三章施工方法

一、施工组织

作业方式：采用全断面一次成巷。

施工组织形式：采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。

掘进方式：采用综掘机落、装煤砰，转载机、胶带（刮板）输送

机运煤（砰）。

循环方式：实行每班多循环作业。

二、循环进度

巷道掘进过程中顶板完好时，循环进度为0.9mo若围岩地质条

件发生变化,生产技术部应根据实际情况制定出合理的支护补充措施

并确定循环进度和循环方式后方可施工。

三、掘进施工作业采用的先进技术、装备

采用截、装、运综合械化作业线施工；激光仪指向；割、装、运

煤肝与运料可平行作业，缩短循环时间，提高单进；双风机、双电源

自动切换局部通风机通风;瓦斯监测自动报警断电监测瓦斯;巷道顶、

帮均采用锚网索联合支护先进支护技术。

四、施工顺序

测量组画好开口位置，先从9#煤胶带大巷西帮向9#煤专用回风巷

掘通，综掘机返回再从9#煤胶带大巷东帮向9#煤轨道大巷掘通，然后

从9#煤轨道大巷东帮开始掘9102轨道回风顺槽，掘至30m处再退回5m

以方位角307°14'49〃施工联络巷31m,最后沿9102轨道回风顺槽掘

至设计长度。

五、开口施工

1.距开口0.5m处布置2根（L=7.3m）的锁口锚索，间距1.4m。

以开口断面居中对称布置。同时在已掘巷道内5米范围中线位置按开

口断面中线打注锚索补强，锚索间距2.5m。并在9102轨道回风顺槽

与已有巷道中线交叉处安装一套顶板离层仪。

7

2.为确保掘进机正常拐弯，在拐弯期间可适当刷角，调整掘进机

角度。刷角规格不得大于2.0X2.0(m)o刷角处的顶部支护居中打

注单根锚索补强支护。并在刷角两侧距帮500mm范围内根据现场情

况打注锁口锚索。锚索规格：SKP18-l/1860-7300mmo刷角帮支护同

巷道帮部支护方式相同。

六、施工中线管理制度

1.开口施工时，必须在接到测量组下达的“施工中线通知单”后,

方可开始施工。

2.测量组挂线后必须按照测量挂线相关规定对中线方位角进行

校核，并将校核结果及时以书面形式通知矿调度室或生产技术部，以

便根据测量组校核数据及时调整巷道中线，准确施工。

3.延伸中线时必须使用全站仪等设备，确保精度；延伸中线时未

使用全站仪等设备挂线，应停止作业，及时进行汇报。

4.严格按照中线施工，无中线指向不准割煤。每次测量组挂线后,

测量组负责向前延伸激光仪，延伸激光仪时必须由当班验收员和小班

电工两人按要求进行延伸，保证激光指向仪指向正确。

5.各生产班组在施工过程中，当班班长和验收员必须在每循环进

行临时支护或永久支护前对激光指向仪进行检查，保证激光指向三点

一线，发现指向偏离，立即停止施工，及时对指向仪进行修正，只有

激光指向三点一线后方可施工。

地质、测量人员现场延伸、更换中线时，施工队组掘进机司机必

须将掘进机开关打到零位并闭锁掘进机。

8

第四章掘进施工作业

第一节工艺流程

交接班准备（检查设备、中线及工作面质量安全情况）f延伸胶

带输送机（刮板输送机）f割、装、运煤砰（备料）一安全检查（敲

帮问顶）f临时支护f永久支护f拆临时支护f铲清煤。

第二节施工作业

一、害！I、装、运设备

掘进机：EBH-120型，输出功率258KW,一台；

转载机：QZP-160A型，输出功率7.5KW,一台；

刮板输送机：SGW-30T型，输出功率30KW,两部;

胶带输送机：SJ-80型，输出功率40KW,一部。

二、施工器具

序铅名成材制帛设名或材赳

1MOT—120型6米将千斤顶

21.0m的可挎长7钻杆连将黑、钻

3(b=27mm钻头8张折手动换向

4专用安荣患9KM18-1860型

5力矩扳手10GOJ90钢筋切

三、截割工艺

1.截割方式：横轴式连续摆动截割。

2.截割方法：截割头由巷道底部吃力，最大进刀深度0.5m,然

后以0.3m〜0.5m的截深在巷道断面内横向摆动截割，周边留0.2〜

0.3m,每横向截割一次，抬高0.3〜0.5m,按照截割曲线示意图连续

摆动截割至初步成形，截完一个循环进度后，修周边达到设计断面。

3.截割工艺流程

进刀一截割f二次进刀一截割一修周边一成形。

4.截割质量标准

9

顶帮要求截割齐整，底板截割平整。宽度、高度符合设计要求,

其误差符合质量标准要求。

5.提高截割质量的措施

①加强通风防尘管理，提高工作面能见度。

②加强岗位练兵，提高司机的素质。

③严格按照截割方法和工艺进行操作，严禁超高、超宽控制好成

形。

④遇到底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。

⑤经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。

⑥对巷道断面的规格尺寸及误差标准，司机必须牢记，要熟悉巷

道地质情况。

四、装、运煤（肝）作业方式：掘进机的装载机构装煤一转载机

f刮板输送机（胶带输送机）―9#煤胶带大巷-9#煤煤仓。

五、掘进机操作要求

1.掘进机在启动前，司机必须检查，确认掘进机周围无人和障碍

物后，方可启动。开机前必须发出警报信号，合上隔离开关，按机器

技术操作规定顺序起动。一般顺序是：

胶带输送机一刮板输送机（装载机）一截割部。

2.首先合上掘进机电源箱的隔离开关，接通电铃发出开机信号。

3.启动转载机和装送机构后，开启截割电机开始掘进。

4.有下列情况之一的，必须停机处理：

①顶底板有透水预兆，片帮、冒顶及瓦斯浓度超限。

②掘进机内部发现异常震动、声响、异味或零部件损坏时。

③截割过程中发生闷车现象。

④铲板有大块煤或其它杂物时。

⑤供水中断或喷雾系统损坏时。

⑥油温超过70C或油量低于规定值时。

⑦液压系统的压力值出现严重波动，溢流阀经常动作时。

⑧截齿损坏5个或重要连接螺栓松动时。

（9）电气闭锁或掘进机的防爆性能遭到破坏时。

10

⑩操作手把或急停按钮损坏时。

5.当掘进机需要更换截齿、检修或司机交接班及临时停止工作时

都必须切断电源和断开急停按钮以确保安全。

6.装载过程中若遇到大块煤肝时，应及时进行人工破碎，不许强

拉，以免断链。

7.当油缸行至终点时，应迅速放开操作手把，以防长期溢流造成

系统发热。

8.遇到岩石经批准需要放炮处理时,掘进机离放炮地点不小于12

米，并用胶带、木板等认真防护掘进机，并严格执行放炮安全措施。

附图五：截割曲线轨迹示意图

11

第五章支护作业

第一节临时支护

临时支护采用前探梁支护。

临时支护材料：冗型钢梁(DFB3500/300)、木板梁(4000mmX

200mmX50mm)＞自制与n型钢梁相配套的方形平底吊环。

注：前探梁应使用冗型钢梁，严禁使用轨道、钢管等非支护材料

或无煤矿用安全标志的其他材料作为前探梁。

一、操作程序

1.敲帮问顶，找净顶帮活肝、活煤后人员站在永久支护下并确保

安全的地点，将n型钢梁用吊环固定在距工作面两至三排的顶锚杆

±o

倘若钢梁固定不平有一定倾角，必须用至少①5mm铁链将钢梁

下倾端固定在最近一吊环上以防滑动。

2.在n型钢梁上方放置永久支护的钢筋网，用长度合适的木板梁

垫于钢梁与网之间；然后前推到合适位置；在兀型钢梁尾部用板梁或

背板、木楔背实，使前探梁前端网与顶板接实。钢筋网片放置于背板

上时必须有利于锚杆(索)施工。

3.前探梁加固完毕后，开始进行永久支护。

二、技术要求及注意事项

1.选购的兀型钢梁以及所选生产厂家，必须具备营业执照、煤矿

矿用产品安全标志证书、出厂产品合格书、材料的主要性能指标检测

报告或化验单等资质及证照。

2.必须选择使用与n型钢梁相配套的方形平底吊环。吊环材质、

强度必须满足支护要求。

3.巷道临时支护应平行巷道中心线布置，每根前探梁至少2个专

用的前探梁吊环，并固定牢靠。

4.使用铁链防滑时必须使用配套马蹄、螺丝进行固定，且螺丝螺

帽必须满扣。

12

5.前探梁后端固定处外露长度不少于200mm，前端距迎头煤（岩）

壁不大于200mmo

6.前探梁、卡（吊环）变形、螺帽滑丝或存在其它影响安全使用

的情形，必须及时更换。

7.临时支护前，施工人员必须站在完好的永久支护下进行敲帮问

顶，清除顶、帮及迎头的危岩活石。进行临时支护时，必须设专人观

山，如有危险情况，及时撤出人员。

8.前探梁前移到位后，必须用背板将前探梁背紧。

9.工作面必须有备用的五型钢梁、吊环、背板等。

10.在施工过程中作业人员要经常观察前探梁的安全状况，发现

问题，及时处理，防止坠落伤人。

11.当施工巷道遇到下列情况时必须采用31型梁（槽钢式前探梁）

加单体液压支柱联合加强支护措施：巷道顶板破碎、裂隙发育、围岩

自稳性差时；前探梁不能及时推进或无法推进时；当有悬岩、悬顶或

伞檐，经敲帮问顶不能找掉时。

附图六：临时支护平面、剖面示意图

第二节永久支护

一、施工设备及材料

MQT—120型风动锚杆钻机、1.0m的可接长B19钎杆、6=27mm

钻头、专用安装器、力矩扳手、张拉千斤顶、钻杆连接器、钻头链接

套、张拉手动换向泵、KM18-1860型矿用锁具、GQ-190钢筋切断器。

二、永久支护方式

采用锚网索联合支护。

三、施工顺序

掘进一敲帮问顶一临时支护f钻顶部钻孔、清孔一安装网片及顶

锚杆f安装锚索一钻帮部钻孔、清孔一挂帮网及安装帮锚杆。

四、工艺流程

1.顶部锚杆支护

13

1.1顶锚杆施工工艺

掘进f敲帮问顶f临时支护f画眼位f钻孔、清孔f上钢筋网f

安装锚固剂和锚杆一用锚杆钻机搅拌锚固剂至规定时间91—180s-

停止搅拌带推力等待60s-卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母一停止搅

拌等待480s-采用力矩扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于

120N・mf安装其它顶锚杆。

1.2顶锚杆安装操作要求

①锚杆孔采用MQT—120型风动锚杆钻机完成。采用①27mm

钻头,B19可接长式钻杆完成锚杆孔。孔深要求为1900〜1950（mm）,

并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清孔，清除岩

粉。

②用杆体将锚固剂（一支K2335先，一支Z2360后）送到眼底，

然后在杆体上套上托盘、带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头

联结，升起锚杆机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间

为91〜180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60s,卸下搅拌

器、上锚杆托盘及螺母。

③停止搅拌后等待480s左右，利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具

有一定的预紧力，再用力矩扳手上紧，预紧力矩应达到120N・m,锚

固力不得低于100KN。

④要求托盘必须紧贴煤岩面（钢筋网），尾部螺母必须拧紧，且

螺纹部分必须有外露，露出螺母长度10-40mm。

2.两帮支护

2.1帮锚杆施工工艺

确定钻孔眼位，钻孔、清孔一上钢筋网一安装锚固剂和锚杆一用

锚杆钻机搅拌锚固剂至规定时间91—180sf停止搅拌带推力等待60s

f卸下搅拌器、上锚杆托盘及螺母一停止搅拌等待480s-采用力矩

扳手拧紧螺母，确保锚杆预紧力矩不小于120N-m（采煤帮不小于

60N-m）f安装其它帮锚杆。

2.2帮锚杆安装操作要求：

①锚杆孔采用手持式帮锚杆钻机完成。采用中27mm钻头，B19

14

可接长式钻杆或1.9m长钎杆完成锚杆孔。孔深要求为1900〜1950

（mm）,并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后收缩钻机，同时清

孔，清除岩粉。

②用杆体将锚固剂（一支K2335先，一支Z2360后）送到眼底，

然后在杆体上套上托盘、戴上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头

联结，启动钻机，随搅拌随推进，直至将杆体推到眼底，搅拌时间为

91〜180秒，中途不得停机，停止搅拌带推力等待60s,卸下搅拌器、

上锚杆托盘及螺母。

③停止搅拌后等待480s左右，利用配套扳手拧紧螺母，使锚杆

具有一定的预紧力，预紧力矩应达到120N・m（采煤帮不小于60N-ni）,

锚固力不得低于100KN（采煤帮不小于75KN）。

④要求托盘必须紧贴煤岩面，尾部螺母必须拧紧，且螺纹部分必

须有外露，露出螺母长度10-40mm。

⑤为了保证施工进度，在确保安全的前提下，两帮除底角锚杆可

滞后5排外其他锚杆均不得滞后2排。

3.顶部锚索支护

3.1锚索施工工艺

确定钻孔眼位，钻孔、清孔一往钻孔内放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结钻机和锚索尾

部f启动钻机搅拌树脂药卷至规定时间91—180s-停止搅拌并等待

至规定时间（一般为8分钟）一停止搅拌带推力等待60s-收缩钻机、

卸下搅拌器f等待15分钟,套上托盘、安装锚具f用涨拉设备涨拉

锚索直到预紧力为100kN及以上一安装好锚索保护套。

3.2锚索安装操作要求

①锚索孔采用MQT-120型风动锚杆钻机完成，①27mm双翼

钻头配Bl9mm中空六方钢可接长式钻杆，孔深要求为7500（mm）

左右。

②先放入一个K2335,然后放入两个Z2360,将锚索插入眼孔，

并将药卷推至孔底。

③锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，连好后开机搅拌。先慢后

15

快,待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间91-180S,

停止搅拌等待8分钟，收缩钻机，卸下搅拌器。

④等待15分钟后，装上托盘、锚具，用涨拉千斤顶涨拉锚索至

设计预紧力lOOkN,然后卸下千斤顶。涨拉锚索时由两人协同操作,

涨拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上。加压后，工具锚卡住钢绞线

方能松手。操作人员要避开涨拉油缸轴线方向，以保证安全。

⑤涨拉后锚索外露长度控制在150-250mm（托盘向外）。

⑥涨拉时，发现不合格锚索，必须在其附近200mm范围内补打

合格锚索。

四、工作面最大、最小控顶距

9102轨道回风顺槽直接顶多为砂质泥岩、泥岩，属软弱岩石，

最大控顶距1350mm,最小控顶距450mm。

施工过程中若遇顶板破碎、巷帮煤体比较松软或巷道超高在小于

300mm时，应将顶、帮锚杆间排距适当缩小；若遇到顶板破碎、压

力增大等特殊地质条件或巷道超高在大于等于300mm时，要根据现

场情况制定补充安全技术措施或相应符合支护条件的支护设计，确保

巷道支护安全。施工过程中若遇超高巷道，生产技术部未编制或未委

托其他设计部门编制超高段专项支护设计时严禁施工。

一般情况下，禁止人员进入煤帮；特殊情况下，确需人员进入煤

帮勾顶、检修、打钻、联网等作业时，严格执行进入煤帮作业“安全

确认”制度。

五、进入煤帮作业“安全确认”制度

1.开工前，班组长或安全员必须对工作面安全情况进行全面检查,

确认无危险后，方准作业人员进入工作面。敲帮问顶时，其他无关人

员不得进入工作面。

2.掘进工作面敲帮问顶工作由班组长负责或指派有经验的专人负

责。

3.掘进工作面必须备有长、短钢钎等敲帮问顶的工具，敲帮问顶

工作要有外向内进行。

4.掘进巷道在铺钢筋网工作之前；必须做好敲帮问顶工作，确保

以上工作都能安全顺利进行。

5.敲帮问顶时，工作面顶板出现离层、断裂，又不能立即挑下时,

必须立即进行支护或采取临时支护措施，临时支护必须牢固可靠。

6.掘进工作人员必须经常认真检查工作地点的顶板、煤壁及两帮、

支护情况等，当发现顶板和煤壁有松动时，必须立即采取措施进行处

理。

7.敲帮问顶要求达到标准、清除顶帮伞檐及所有松动煤（岩）块,

无煤（岩）块明显裂缝出现和煤（岩）层暗里脱层（清音混沌）情况

出现。

8.敲帮问顶工作必须在有支护的条件下进行，禁止空顶作业。敲

帮问顶时使用长柄工具或钢钎操作。

9.掘进工作面，超前空顶距不超过《作业规程》规定，打眼、清

渣前先进行敲帮问顶工作。

10.如果发现有活砰，应及时进行处理，如有冒顶危险，处理后方

能继续进行工作。

附图七：工作面最大、最小空顶距示意图

17

第六章支护施工质量检测及矿压监测

第一节监测内容

矿压监测包括四部分内容:锚杆锚固力抽检,锚杆预紧力矩抽检、

顶板离层观测和巷道表面位移观测。应安排专人负责日常检测，记录

数据务求真实准确可靠。

第二节监测方法

一、检测前的准备工作

1.由三方组建矿压监测队伍，要求对工作认真负责，并且有一定

巷道支护经验。

2.按要求准备好监测仪器和测点安设物品，提前准备好矿压监测

表格，以备井下监测时使用。

3.在井下进行监测之前，由相关部门对监测工进行技术培训。

二、检测方法

（一）锚杆预紧力矩的检测方法和要求

1.采用示值力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。

2.要求锚杆预紧力矩：锚杆预紧力矩不小于120N-m（采煤帮不

小于60N-m）o

3.每小班顶帮各抽样一组（9）进行锚杆螺母扭矩检测，每根锚

杆螺母拧紧力矩应符合设计要求。

4.每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（9根），若仍

发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍。

（二）锚杆拉拔力检测方法和要求

1.锚杆拉拔力检测采用LDZ-300型锚杆拉拔机在施工巷道中进

行。生产技术部按规定，每月至少拉拔一次，检测数为不小于上次拉

拔后巷内施工锚杆的3%。

2.顶、帮锚杆每300根分别进行一次拉拔力检测，一次抽样一组

18

（9根），并作详细记录。

3.新开口30米范围内必须进行一次拉拔力检测。

4.当巷道断面面积、锚杆支护设计、支护材料发生变更，巷道围

岩地质条件发生明显变化，如遇断层、陷落柱、破碎带、褶曲等地质

构造，巷道顶板出现较大淋水，应作相应的拉拔试验。

5.被检测的9根锚杆都应符合设计要求，只要有1根不合格，再

抽样一组（9根）进行试验，再不合要求，必须组织有关人员研究锚

杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施。

6.锚杆拉拔计在试验过程中必须固定牢靠，锚杆拉拔时应缓慢、

逐级均匀加载，直到锚杆滑动或达到杆体屈服为止。

7.拉拔锚杆时，张拉仪拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆正

下方（前方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。锚杆杆尾直径一旦

出现颈缩时，应及时卸载。

8.检测人员必须两人进行，其中要有一名对锚杆各项性能了解的

工程技术人员参加检测；顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小

于75KN）即为合格。锚杆拉拔试验后，对不合格或已达到屈服变形

的锚杆应及时在被拉拔锚杆附近200mm范围内补打合格锚杆。

9.锚杆拉拔时锚杆拉力方向必须与锚杆眼实际方向一致，锚杆拉

拔时要均匀选点，并要在有临时支护措施、安全可靠的情况下进行。

（三）锚杆锚固力的日常检测方法和要求

1.每班采用锚杆拉力计对锚杆进行锚固力抽检，抽检时只做非破

坏性拉拔。锚杆锚固力：顶、帮锚杆均不小于100KN（采煤帮不小

于75KN）。

2、锚杆锚固力抽检按不小于3%的比例对永久支护锚杆的锚固

力进行抽检，每300根顶（帮）锚杆抽样一组（9根）进行检查，不

足300根时，按300根考虑。抽检指标为：符合设计要求。

3、抽检其外移量不应超过20mm,超过视为失效不合格锚杆。

19

抽检结束后应及时重新拧紧螺母。

4、抽检中发现不合格锚杆，必须在其附近200mm范围内补打

合格锚杆，并加倍抽检，如仍发现不合格锚杆，应报告有关部门分析

原因，采取措施。锚固力检测应现场做好记录。

5、抽检锚杆时，位力计拉杆与锚杆应戴满扣，人员要偏离锚杆

正下方（前方），以防锚杆拉出或千斤顶滑落伤人。

（四）锚索预紧力的检测方法和要求

1、采用MQ-300/60型锚索张拉仪对所有锚索进行预紧力检查。

2、要求顶锚索预紧力不小于100KN。

3、巷道掘进施工过程中，由专人对锚索预紧力进行检查，张拉

过程中一旦发现不合格锚索，必须在其周围200mm范围内补打合格

锚索，否则不得向前掘进。检查时要现场做好记录。

（五）验收员每班必须进行锚杆、锚索质量检查验收，检查范围

覆盖当班所有打注的锚杆、锚索。检查项目包括锚杆、锚索施工质量;

铺网质量；锚杆、锚索预紧力；锚杆、锚索间排距，眼孔深度、角度

及外露长度等。

三、顶板离层仪安装方法、安装要求及监测方法、频次

1.安装位置

每间隔30m〜50m安设一个顶板离层仪。当巷道断面、掘进工

艺、支护方式或围岩地质条件发生变化时，应根据具体条件调整顶板

离层仪安设间距；在巷道交岔点，断层带、围岩破碎带、顶板淋水、

洞室等特殊地点须安设顶板离层仪。

2.安装方法

用钻机在巷道中心线处（特殊地点作业规程中有规定）打垂直钻

孔：钻孔直径28mm,钻孔深度为锚索长度加100mm〜200mm。巷

道顶板无锚索支护时，钻孔深度为巷道宽度的1~1.5倍，顶板岩石

完整坚硬时孔深取最小值。

20

深部基点安装：用安装杆将深部基点锚头推送至钻孔底部，深基

点锚头距孔底距离不得大于100mm,拉紧测绳，确认锚头牢固卡在

顶板岩层中后，取出安装杆。

浅部基点安装:用安装杆将浅部基点锚头推送至浅部基点预定安

装位置（安装位置距孔口的距离等于巷道顶锚杆的长度），安装位置

误差不大于100mm,拉紧测绳，确认锚头牢固卡在顶板岩层后，取

出安装杆。

套管组件安装：将托盘式顶板离层仪的套管组件推入孔中，使托

盘式顶板离层仪套管下端与顶板岩面对齐，托盘紧贴顶板岩面，确认

安装牢固。

测筒安装：调整托盘式顶板离层仪浅部测绳，使浅部测筒“0”

刻度尽量与套管下端对齐，初始读数应在。〜10mm之间，固定浅部

测绳，减掉多余测绳；调整托盘式顶板离层仪的深部测绳，使深部测

筒“0”刻度尽量与浅部测筒下端对齐，初始读数应在。〜10mm之

间。固定深部测绳，减掉多余测绳。

安装完毕后，观测深、浅基点刻度的初始值，填写牌板并建档备

案。

3..其他要求

①顶板离层仪应由掌握顶板离层仪安装标准的人员现场指导安

装。

②顶板离层仪应编号管理，编号顺序从巷口往里依次排列。

③顶板离层仪牌板内容应填写工整、清晰、真实，悬挂在顶板离

层仪安装位置前后5m范围内，面向人行道便于观察，并保持清洁、

完好。

④顶板离层仪应安装在顶板平整，周围无障碍物的位置，保证测

筒（两个刻度指示环）滑动自如。

⑤顶板离层值超过预警值时，应及时采取补强加固措施。

21

⑥不能进行有效读数的顶板离层指示仪应尽快更换,如果不能安

装在同一钻孔中，应靠近原位置重新打孔安装，原指示仪更换后，要

记录其读值，并标明已更换。新指示仪的基点安设层位与高度应与原

测点一致。

4.观测责任人

施工单位要指定人员对所施工巷道内的顶板离层仪进行监测和

记录。生产技术部要派专人负责汇总监测数据、备案建档，当班跟班

干部必须随时观察，以便及时处理，确保安全。

5.监测频率

距掘进工作面50m内观测频率为每天至少一次。在此范围以外,

除非离层有明显增长，顶板离层仪的观测频率可为每周1〜2次，将

观测结果填入相应的记录表中。

6.读数方法

深部测筒读数减去深部测筒初始读数得出顶板离层仪的深部离

层值,浅部测筒读数减去浅部测筒初始读数得出顶板离层仪的浅部离

层值，深部离层值与浅部离层值之和即为总离层值。

7.如发现顶板离层值超限时，工作面要停止作业，撤出人员。及

时分析原因，采取补打锚索或打点柱、架设棚式支架、缩小锚杆间排

距等措施加强支护。

8.顶板离层仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程

度。蓝色表示顶板离层松动值较小，处于稳定状态；黄色表示离层松

动已达到警界值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态。

22

第七章生产系统

第一节供风量的计算

按照晋煤集团企业标准（Q/JML000L2016）《煤矿矿井风量计

算方法》严格进行风量计算，并进行通风能力验算。

L按照瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

Q掘=125xqcH4xKcH4=125x0.15xl.2=22.5m3/min

Q掘=67xqco2xKco2=67x0.15xl.2=12.06m3/min

式中：

Q掘---掘进工作面需要风量，m3/min；

qcn4——掘进工作面回风流中平均瓦斯绝对涌出量（按相邻工作

面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为0.15n?/

min）；

qco2——掘进工作面回风流中平均二氧化碳绝对涌出量（按相邻

工作面9101轨道回风顺槽正常生产时平均瓦斯绝对涌出量为0.15nP

/min）；

KCH4——瓦斯涌出不均衡通风系数,（按相邻工作面9101回风顺

槽，日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；

最大瓦斯绝对涌出量0.18nP/min+平均日瓦斯绝对涌出量

0.15m3/min=1.2

KCO2——二氧化碳涌出不均衡通风系数，（按相邻工作面9101

轨道回风顺槽，日最大二氧化碳绝对涌出量与月平均日二氧化碳绝对

涌出量的比值）；

最大二氧化碳绝对涌出量0.18m3/min+平均日二氧化碳绝对涌

出量0.15m3/min=1.2

2.按掘进工作面同时作业人数计算需要风量

按每人供风不小于4m3/min计算：

23

Q掘=4xN掘=4x40=160m3/min

式中：

N掘——掘进工作面同时工作的最多人数，40人。

掘进工作面需风量取以上计算最大值160m3/min。

3.按掘进工作面最终需风量确定局部通风机入口需要风量

局部通风机入口需风量计算：

Q入=100Q出/(100-PL)

=100x160/(100-0.12x175)^203m3/min

式中：

Q入----局部通风机入口需风量，m3/min；

Q出——掘进工作面(局部通风机出口)最终需风量，

160m3/min；

P——局部通风机百米漏风率，12%；

L——局部通风设计最长通风距离，175m。

经计算，局部通风机入口需要风量为不小于203m3/min。

结合实际治理瓦斯及通风情况，局部通风机选用FBDNo-6.0/2

X15kW隔爆型压入式轴流对旋局部通风机，核定风量为220〜

370m3/min,而220m3/min>203m3/min,即可满足该巷掘进的需风

量。风筒选用6600X10000mm塑料涂覆布抗静电、阻燃正压风筒，

拐弯处采用6600X10000mm抗静电、阻燃负压风筒。

压风筒出风口距工作面迎头距离计算：

L=3-5Vy七9米一15米

L——压风筒出风口距工作面迎头距离。

S掘——掘进工作面的净断面面积，8.8m2o

4.按局部通风机实际吸风量计算局部通风机安装地点巷道需要

风量

Q配=。扇xIi+60x0.25S配

24

=370x1+60x0.25x8.4=496m3/min

式中：

Q配——局部通风机安装地点巷道需要风量，n?/min；

Q扇——局部通风机实际吸风量，370m3/min(最大值)；

0.25——允许最低风速；

li——9102轨道回风顺槽局部通风机台数(Ii<2),1台；

S配——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，

8.4m2o

经计算，局部通风机安装地点巷道需要风量为不小于496n?/

min。

5、按风速进行验算

掘进工作面风速验算

Q煤最小=60x0.25xS掘=60x0.25x8.8=132m3/min

巷道最高风量

Q最大=60x4.0xS掘=60x4x8.8=2112m3/min

式中：

S掘——掘进工作面的净断面面积，8.8m2o

验算掘进工作面需风量是否符合要求，须达到下列条件：

Q最小<Q掘<Q最大(m3/min)

132<203<2112(m3/min)

经风速验算，掘进工作面需风量符合要求。

局部通风机安设巷道风速验算

Q配最小=60x0.25xS配=60x0.25x8.4=126m3/min

Q配最大=60x4.0xS配=60x4x8.4=2016m3/min

S配——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，

2

mo

验算局部通风机安设处巷道需风量是否符合要求,须达到下列条

件:

25

Q最小<Q配<Q最大（m3/min）

126<496<2016（m3/min）

经风速验算，局部通风机安设巷道配风量符合要求。

第二节通风系统

一、通风方式、通风系统，进风和回风的风流路线

1.通风方式

工作面采取压入式通风，采用双风机双电源自动切换开关给掘进

工作面供风。

2.进风风流路线：主斜井（副斜井）一北运输巷（北轨道巷）一

三盘区运输巷（三盘区轨道巷）一轨道暗斜井一9#煤胶带大巷一风机

一风筒一工作面

3.回风风流路线：工作面一9#煤胶带大巷（9#煤轨道大巷）一9101

首采面一9#煤专用回风巷一回风暗斜并一三盘区回风巷一北回风巷

一总回风巷一回风立井一地面

二、局部通风机的型号、功率、额定风量、供风方式以及安装地

点

局部通风机采用FBDNo-6.0/2X15kW隔爆型压入式轴流对旋局

部通风机，核定风量为220〜370m3/min,风机安装位于9#煤运输巷

175m处左帮，风机安装距底板不得小于300mm,并利用不少于6

根。18XM20X1800mm高强度锚杆及铁链将其吊挂在巷帮或顶板

上。

三、风筒的材质、规格，风筒的吊挂位置、吊挂方法、吊挂要求

以及风筒的连接方法，风筒出风口与迎头的距离等

1.风筒采用6600X10000mm塑料涂覆布抗静电、阻燃正压风筒,

拐弯处采用6600X10000mm抗静电、阻燃负压风筒。

2.风筒入口延局部通风机在巷道左帮，进入回风巷至工作面风筒

吊挂于巷道右帮，风筒吊挂要“平、直、紧、稳”，用铁丝或细钢丝

绳拉紧吊挂，吊挂位置避免车刮或其他设备材料挤压和摩擦；风筒必

须与电缆分开吊挂，软质风筒必须逢环吊挂，硬质风筒每节至少吊挂

26

两点，且每节风筒末端两侧的挂钩要用铁丝系在巷道侧壁上。

3.风筒之间接头要严密。软质风筒接头要反压边，不能反接，为

了防止脱节可以再用铁丝在两节风筒的铁丝之间捆扎一下;硬质风筒

接头处要加衬垫，螺丝要上紧。

4.同一台风机延续的风筒型号要尽量一致，如果直径不一样时，

要先大后小，不同直径之间用过渡节。

5.风筒末端距工作面迎头的距离宜保持在10〜15米，保证工作

面迎头的风量满足人员呼吸、排尘和稀释瓦斯的要求。

6.风筒拐弯时要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。弯头应按照巷

道的转向事先定做好。

7.风筒在井下使用过程中不免会产生破口，如果破口不大直接用

胶水和风筒布在井下进行修补；如果较大，还必须用针线先行缝上,

然后再用风筒布和胶水补上，防止漏风。如果风筒损坏严重，不能修

补时，需进行跟换时不得随意停开风机，如确需停开风机，必须先做

停风计划，经同意后，且制定相应的安全技术措施后方可进行更换。

附图八：通风系统示意图

第三节综合防尘系统

一、防尘系统

防尘系统供水水源是由地面水池经井下防尘管路系统到达工作

面，地面有防尘水池2个，容量均为200m3,9#煤胶带大巷管路6

114mm,压力不小于0.7Mpa。

二、水幕及喷雾：

1.距工作面50m范围内安设两道水幕（间距不小于10m）,距回

风口30〜50m范围内安设一道水幕，并正常使用。被串联掘进工作

面局部通风机前30〜50m巷道内设置一道。

2.掘进机内喷雾装置使用压力不得小于2MP,外喷雾装置使用压

力不得小于4MPO掘进机无水或喷雾装置不能正常使用时，必须停

27

机。

三、降尘工作

1.各转载点必须安设有效的洒水喷雾装置并挂有防尘罩，在运煤

过程中做到开机洒水降尘。

2.掘进机的截割头必须安设有效喷雾装置，且严格执行运行洒

水