切眼刷扩作业规程

第一章概况

一、巷道名称

本作业规程掘进巷道为3403（下）切眼扩切掘进工作面。

二、掘进的目的及用途

本巷道是为3403（下）回采工作面服务的，用于3403（下）工

作面回采时的通风、行人及装备工作面设备。

三、巷道设计长度和服务年限

设计长度：148米

服务年限：3403（下）工作面回采结束（附图：3403（下）切眼

位置及布置示意图）

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

水四采区455.2-462.8米水平工程3403（下）切眼工作

平名称ini

地580-595米井下455.2米一462.8米

面标高标高

地该工作面地表为低山丘陵区，无村庄；地面标高在+580—+595米之间；

面相对工作面地表为耕地、山坡。

位置建

筑物

井该扩切工作面平行于3403（下）切眼，扩切工作面位于3403（下）切眼北

下相对侧；地面周围无建筑物和其他设施，不会造成地面其他影响。

位置

邻工作面位于3400阶段运输巷西北侧，其北为实体煤；南为3403（下）准

近采掘备工作面；东与3405采空区留设15米保安煤柱；西与3401采空区留设10米

情况对保安煤柱；邻近巷道不会对本掘进工作面造成影响，但在作业过程中要加强顶

掘进巷帮管理，确保工作面现场作业安全。

道的影

响

第二节煤层赋存特征

一、煤层厚度

根据3403（下）运输顺槽掘进工作面掘进巷道探煤情况推断，

工作面内煤层平均厚度约为5.55米，煤层厚度比较稳定。

二、煤层产状

煤层走向北东，倾向北西，倾角3—9度。

三、煤层结构

该煤层属比较稳定性煤层，由东向西具有厚薄相间的变化趋势，

该工作面煤层结构简单，赋存稳定；煤硬度为f=3-40回采时容易

片帮。

四、煤质

黑色一一灰黑色，宏观煤岩类型以亮煤为主，夹镜煤条带；均一

条带状结构，层状构造，内生裂隙发育。显微煤岩组分，镜质组占绝

对优势，含量为72.9〜89.4%,丝质组含量为4.2〜13.2%,无稳定

组分。镜质组以均质体为主，基质体次之，丝质组以丝质为主。矿物

以粘土矿物为主，多呈团块状，少量呈细小散粒状，见少量微炭泥和

碳酸盐矿物。

五、地层综合柱状（详见附图：煤层综合柱状图）

六、煤层瓦斯涌出量及瓦斯等级

根据山西省煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告：2019年矿井瓦斯等级

测定，矿井相对瓦斯涌出量为14.02m3/t,绝对瓦斯涌出量为

27.2m3/min；二氧化碳相对涌出量为1.37m3/t,绝对涌出量为

2.66m3/min,属高瓦斯矿井。

七、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性

根据山西煤矿设备安全技术检测中心鉴定报告得知：

（一）煤尘爆炸性：煤尘无爆炸性。

（二）自燃倾向性：自燃等级为HI,属不易自燃煤层。

八、地温、地压、陷落柱及岩浆岩

根据对我矿井和周边生产矿井的调查，井田范围及周围矿井没有

发现地温和地压异常现象，属地温和地压正常区。井田内未发现陷落

柱和岩浆岩侵入。

九、根据《山西城市集团集团煤矿煤业有限公司煤矿防治水分区

管理论证报告》可知:3403（下）切眼扩切掘进工作面为可采区，在

掘进过程中严格按照地测防治科制定的《探放水设计》进行施工，确

保防治水方面的安全。

第三节地质构造

根据2022年中煤地质工程总公司《煤矿生产地质报告》及地测

防治科所提供《3403（下）切眼地质说明书》和相邻掘进工作面掘进

情况得知：掘进过程中不会遇到地质构造，施工中若发现顶板压力增

大、有片帮或其他隐患时.，要及时缩小支护架距或加强支护方式，确

保现场作业安全。

第四节水文地质

一、含水层分析

3403（下）切眼扩切掘进工作面现掘3#煤层，据区域资料显示,

受采掘破坏和影响的含水层为煤层上覆下石盒组和山西组砂岩裂隙

含水层，属弱富水含水层，充水含水层条件属简单型；井下正常涌水

量为89.48m3/h,最大涌水量为154.14m3/h,奥灰水位在于3号煤层

之下，且不会构成煤层底板突水危险。

二、其他水源分析

1、大气降水：大气降水通过3号煤上覆不同成因的基岩裂隙及

松散堆积物孔隙在裂隙沟通的情况下进入矿坑，成为矿坑充水的间接

但重要的补充来源；矿坑涌水量受降水的季节变化影响，具有明显的

动态变化特征。

2、地表水：矿区位于沁水煤田向斜东南翼，地貌类型属侵蚀低

山丘陵区，区内地形西南高北东低，冲沟发育，属黄河流域沁河水系

芦苇河支流，区内无大的地表河流，主要水源为大气降水，雨季时节,

沟谷有短暂的洪流出现，平时干枯，对开采影响不大。

3、导水裂隙带水：根据水文勘查报告资料可知，3号煤层上部

约4m左右有7.9m厚砂岩含水层，采动后导水裂隙带必然导通此含水

层，成为渗入巷道的充水通道。

三、根据《3号煤层承压开采防治水设计》中计算分析得出3号

煤层安全隔水层厚度为1.73m,远小于我矿实际最小有效隔水层厚度

72.56m,因此在正常断块工作面掘进不会受到底板奥灰水的威胁。地

测防治水科要根据工作面掘进情况观测并记录地质资料，且严格按照

地测防治水科制定的3403（下）切眼掘进工作面承压开采防治水措

施执行。

四、涌水量

井下正常涌水量为89.48m3/h,最大涌水量为154.14m3/h。

五、3403（下）切眼扩切掘进工作面水害分析

项预采工作煤层采掘时水水文地预防责

号测掘面井间,古质简述及处任

名厚度倾

水队下标类理意单

称/M角/

害高型见位

度

地

点

4平320134施

进55.2#均-99.11等03（下）工过进

队米一5.55切眼扩程中队

462.8切掘进要严

米工作面格遵

地表地循

貌主要“物

为低探先

山、坡行、

地，-钻探

般不会验

形成积证、

水，区化探

内无池跟

塘、水进”

井等地的综

表水体合探

存在；测程

所以，序，

地表水坚持

一般不“有

会对掘必

3403探、

（下）有采

切眼扩必

切掘进探、

工作面先探

掘进造后

成较大掘、

影响，先探

但雨季后

时需要采”

加强地的探

表调放水

查，防原

止因雨则，

季时形严禁

成的洪未进

水通过行超

地表塌前钻

陷及裂探而

缝溃入施

井下；工；

该工作发现

面内水异常

文地质情况

情况简及时

单；掘向防

进过程治水

中要加科室

强探放汇

水；掘报，

进过程待隐

中可能患排

会出现除后

少量顶方可

板锚作

杆、锚业，

索眼内工作

会出现面掘

滴、淋进期

水（砂间保

岩裂隙证涌

水）现水流

象，随能顺

时间推畅的

移会很流入

快疏临时

干，对水

施工影仓，

响不保证

大。水仓

能够

有效

的运

转，

满足

排水

要

求。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本扩切工作面相连于3403（下）运输、回风顺槽，平行于3403

（下）切眼；该扩切工作面为将来装备3403（下）回采工作面设备

服务的，扩切工作面位于3403（下）切眼北侧，扩切长度为148米;

工作面沿煤层底板布置，设计巷道断面为矩形，3403（下）切眼扩切

时断面为：宽义高=3.0X2.8米，扩切后断面为：宽义高=7.2X2.8

米（±10cm）；掘进巷道中线至任何一帮间距不小于设计巷道宽度，

且不得大于设计50mm；巷道高为2.8米，掘进时高度不得小于设计

高度，净高误差为-50mm—100mm。1#切眼扩切工作面位于3403（下）

切眼北侧，扩切长度为62米；2#切眼扩切工作面位于3403（下）切

眼北侧，扩切长度为86米。

1#2#切眼扩切分别开始前，先向前多掘进3米用来做绞车胴室，

然后开始扩切工作，绞车洞室规格为：宽义高X深=4义2.8义3米，

扩切结束后，再向前多掘进3米用来做绞车胴室，绞车胴室距不采帮

侧一米处，规格为：宽X高义深=2X2.8X3米，以备搬家时安装绞

车。

切眼扩切采用掘进机自东向西进行掘进，待掘进机方向调正后，

按本规程要求断面向西掘进；掘进过程中巷道支护方式采用“锚杆+

钢筋梯+锚索+金属网”联合支护。（附图：巷道施工断面图）

第二节支护设计

该掘进工作面采用“锚杆+钢筋梯+锚索+金属网”联合支护。

一、支护方式

（一）临时支护

前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度3.0m,用锚杆和吊

环固定，吊环采用20mm厚钢板加工制成的可调节吊环，每根前探梁

不少于2个吊环；吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少

于2块，锚固力不小于80kN/根；前探梁最大控顶距离1.35m。

前探梁数量为两根，间距为1.6m,每根前探梁用两个吊环与顶

板锚杆固定。

采用金属前探梁为临时支护，打注锚杆必须在前探梁掩护下进

行；割煤后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找净顶部浮

煤（肝）活石，然后向前联接铁丝网，保证与前网片搭接不少于15cm,

利用绑丝每7.5cm联结一扣，实行“一扣三扭”，确认合格后，然后

向前串移前探梁，前探梁上方放好背板，背板上边铺有铁丝网，并用

背板、木刹把顶板和前探梁接实，起到超前支护的作用，如无法支设

前探梁进行临时支护时一,必须支设点柱配合耙板进行临时支护，1平

米1柱，如底板松软，必须进行穿靴支设，支设点柱必须打紧、打牢,

确保点柱支设牢靠；临时支护完成后工作面掌头煤壁处使用两根单体

柱配合耙板支护，单体柱初撑力不小于11.4Mpa,柱径100mm,安设

防倒柱钢丝绳，利用全断面防护网进行护帮，单体柱与防护网之间使

用2-3m的背板配合木楔背紧背实，预防在作业期间工作面掌头出现

片帮隐患，确保安全；其耙板规格为：长宽15〜20cm,厚

8^10cm,背板规格为:长2~3m,宽50〜70cln,厚6~8cm。

整个工作进行期间，人员要在永久或临时支护下进行，严禁空顶

作业；同时由班组长指定一名有经验的老工人负责观察顶帮，安全员

现场监督，发现问题及时处理；前探梁、吊环每移动一次，都要检查

结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换；在

移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。（附图：切眼

前探梁临时支护图）

（二）永久支护

工作面永久支护采用“锚杆+钢筋梯+锚索+金属网”联合支护，

如巷道在掘进过程中顶帮较破碎时，必须根据实际情况缩小锚杆、锚

索的排距和加打锚杆、锚索进行加强支护；在扩切后切眼中部利用

2.8米单体柱配合3.6米n型梁进行加强支护，保证“一梁三柱”进

行支设，单体柱与弘型梁必须齿合严密、支撑有力，单体柱柱径100mm,

且初撑力达到90KN(11.4MPa),单体柱安设防倒柱钢丝绳，口型梁

安设防坠落钢丝绳，若底板松软，必须穿柱靴支设。

施工工序：临时支护一一永久支护一一支设门型梁加强支护

二、支护设计

(1)顶板支护

掘进时顶板采用“锚杆+钢筋梯+锚索+金属网”联合支护。

1)顶板锚杆长度确定

式中：L---锚杆总长度，m；

L1——锚杆外露长度，包括托盘高度+螺母厚度+锚杆外露长度+

钢带厚度+网厚度，取L1=O.15m；

L2——锚杆有效长度，m；

L3——锚杆锚入松动圈外稳定煤层或岩层的长度，取0.6mo

锚杆有效长度L2的确定：

根据本矿井煤层巷道松动圈测试结果，巷道松动圈范围为0.5〜

1.2m,因此应取L2=1.2m。另，设计根据“普氏自然平衡拱理论”计

算顶板锚杆有效长度，作为校核。

当巷道侧壁不稳定时.，顶板锚杆有效长度按照下式计算：

式中：B——巷道掘进宽度，B=3m；

H——巷道掘进高度，H=2.8m；

f——巷道顶板普氏坚固性系数，根据地质力学评估结果，煤层

顶板取f=3,岩石顶板取f=6.5；

6——两帮围岩内摩擦角，煤层取6=35°39'；

计算得：L2=l.18m(下分层巷道，巷道沿煤层底板掘进)。

根据上述测试及计算校核结果，取L2=1.2

顶板锚杆总长度：

L=0.15+1.2+0.6=1.95m,取顶板锚杆长度：L=2.0m。

2)顶板锚杆间排距

(1)顶板支护荷载集度

式中：q——荷载集度，kPa；

h——顶板自然冒落拱高度，岩石顶板h=0.54m,煤层顶板

h=l.2m。

Y----顶板岩层视密度，岩石顶板y=25kN/m3,煤层顶板y

=14.5kN/m3；

计算得：q=17.4kPa(煤层顶板)；

(2)顶板锚杆布置密度

式中：Q——顶板钢锚杆设计锚固力，Q=100kN;

k——锚杆设计安全系数，一般k=2〜3,这里取k=3

q——顶板支护荷载集度，根据上述计算，取大值q=17.4kPa。

计算得：DW1.92根/m2

(3)顶锚杆间排距

排距：根据回采巷道掘进循环进尺0.9m,取顶锚杆排距900mm。

间距：根据锚杆支护密度，锚杆间距应小于：1.92/0.9=2.13m

结合本矿井回采巷道（顺槽）实际支护参数，采用“工程类比法”,

确定锚杆间距800mm。

3）顶板锚杆直径

式中：d---锚杆直径，m；

Q——锚杆设计锚固力，Q=100kN；

[

t]——锚杆屈服强度，335MPao

经计算：d^O.0195m,取锚杆直径d=20mm。

4）锚杆托盘

为使与托盘接触的围岩表面不被压坏，托盘应具有一定的承压面

积，其面积可按下式计算：

=0.00875m2

式中：A0---锚杆托盘面积，m2；

Q——锚杆设计锚固力，lOOkN；

k2——托盘与围岩接触面积的不均匀系数，一般取0.4；

Rc——煤岩体的单轴抗压强度，根据表3-7-1,煤体取Rc=30

X106Pao

设计托盘为正方形，厚度8mm,内孔与凹陷部直径dh=60mm,则

边长LT应满足下式:

结合工程类比，LT取130mm。采用拱形高强度铁托板，力学性能

和锚杆杆体配套，规格为130mmX130mmX8mm,托盘承载力2105kN。

5）锚杆锚固剂

根据锚固长度，按下式计算锚杆锚固需要的药卷长度：

式中：ks——锚固剂损耗系数，取1.11.5；

R孔一一锚杆钻孔半径，取14mm；

R锚---锚杆半径，10mm；

R药---树脂药卷半径，11.5mm;

L锚---锚杆锚固长度，600mm；

计算得：L药=479~653nlm

根据计算结果，选取MSCKb2335（1卷）、MSK2360（1卷）的树

脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为快速。树脂锚固剂应符合

MT146.1-2002的规定，锚固剂生产厂家应提供质量合格证。

6）锚杆预紧力

根据高预紧力支护原则和理念，设计锚杆预紧力为锚杆屈服载荷

的30〜50%。

计算得,Ppre应处于31.5kN〜52.5kN。Ppre所需的预紧力矩处

于105N-m〜200N-m之间。结合工程类比，确定锚杆预紧力矩不低

于120N•m。

7）锚杆“三径”匹配

根据《煤巷锚杆支护技术规范》，钻孔直径和锚杆杆体直径之差

应为6mm〜10mm,钻孔直径与树脂锚固剂直径之差应为4mm~8mm。因

此三径匹配为：

锚杆直径20nlm；锚杆钻孔直径28mln；树脂锚固剂直径23mm。

故我矿锚杆的形式和规格：选用目前最常用的MSGLW-335/20X

2000型，无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm(±

10mm),极限抗拉强度2490MPa,屈服强度限限5MPa,延伸率N15%；

杆体尾部螺纹承载力N105KN,采用滚压加工工艺成型。

托板：采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格

为130X130X8mm,托盘承载力N105KN。

钢筋梯规格：选用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。

在切眼扩切时.，顶部采用2.6米钢筋梯进行顶部的支护工作；锚

杆为每排4根锚杆，其间排距为800mm,并保证其锚固力和角度符合

上述要求。

扩切掘进顶板钢筋梯规格图

切眼在扩切后顶板锚杆总计每排9根锚杆，排距900mm，间距900、

800mm；扩掘后平行于原切眼锚索支设架内进行锚索补打(与原切眼

锚索排距、间距相同)，补打后确保同架距内为三根锚索，如在掘进

过程中如顶板较破碎，必须加打锚索或缩小锚索间排距和采用6

21.8mmX10000mm规格的锚索进行加强支护，安装预紧力不低于

200kN,不高于250kN；锚索托盘为300mmX300mmX16mm的方形钢板，

其中心孔径为35nlln,支护形式同上。（详见附图）

锚索：切眼扩切过程中顶板锚索采用“三花眼”布置，排距为

2.7m,即对于任意相邻的两排锚索，其中一排布置两根锚索（位于顶

板两侧，锚索间距1500mm,距不采帮的间距为1000mm）,另一排布

置一根锚索位于扩切巷道中心位置；所安设锚索型号为：

SKP18-1/1860,规格为：4>17.8X8300mm；每根锚索采用MSCKb2335

（两卷）、MSK2360（两卷）两种速度的树脂药卷进行锚固，安装预

紧力不低于100kN,不高于120kN；锚索托盘为300mmX300mmX16mm

的方形钢板，其中心孔径为20mm；如在掘进过程中如顶板较破碎，

必须加打锚索、缩小锚索间排距或采用21.8mm规格的锚索进行加强

支护。

施工过程中遇“丁”“十”字贯口锚索采用每个贯口至少2个锚

索锁口进行布置，锁口锚索在巷道交岔口处的已有巷道距交岔边界

0.4m的顶板布置，每排至少2根，巷道开口及顶帮破碎时，必须根

据实际情况缩小锚杆、锚索的排距或加打锚杆、锚索进行加强支护。

（2）巷帮支护

锚杆的形式和规格：扩切巷道巷帮采用钢锚杆进行支护，钢锚杆

采用和顶板规格一样的钢锚杆进行支护。

托板：采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格

为130X130义8mm,托盘承载力N105KN；

钢筋梯规格：钢筋梯长度2400mm,宽度80mm,限位孔间距730mm；

规格如图所示；采用直径为612mm圆钢焊接而成。

切眼巷帮钢筋梯规格图

网片规格：采用12#铁丝编制的金属网护顶，网片规格为1200

X10000mm,网孔规格均为50X50mm的菱形网；若顶板破碎时，必须

铺设双层网进行加强支护。与上层网片搭接上都不少于15cm,且保

证搭接长度及强度符合规定。

锚固方式：树脂加长锚固，巷帮每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、

MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。

锚杆的锚固长度0.9m,钢锚杆安装的预紧力矩不低于40N.mo

锚杆布置：锚杆排距为900mm,每排每帮4根锚杆，间距为730mm。

扩掘后巷帮采用钢锚杆配合金属网片进行护帮，间排距不变。

锚杆角度：靠近顶、底板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10°,

其余的垂直巷帮。（附图：开切锚杆支护示意图）

在巷道掘进过程中，为防止顶部和巷帮锚索喷射，因此在掘进过

程中，顶、帮部锚索应设置防外射装置；具体方法如下：

1、巷道掘进过程中，每安装一个锚索要及时安装防外射装置铁

管。

2、防外射装置铁管由矿机电科所做。

3、防外射装置铁管直径必须比锚索直径大2〜3mm,长度统一，

以便锚索能够放置进去。

4、防外射装置铁管安装完毕后，必须用12#铁丝将其连接至顶、

帮网或顶、帮钢筋梯上，并连接牢固。

三、最大控顶距及最小控顶距

切眼扩切掘进时，支护架距为0.9米，最大控顶距为1.35米，

最小控顶距为0.45米。（附图：工作面最大、最小控顶距示意图）

第三节支护工艺

一、施工顺序

交接班一安全检查（瓦斯检查）一割煤并出煤（备料）一敲帮问

顶找掉危岩一临时支护一永久支护（加接煤溜、设备检查）一支设几

型梁加强支护清煤一检查验收。

二、支护方法

巷道顶板支护采用钢锚杆配合金属网片进行支护；巷道两帮均采

用钢锚杆配合金属网片进行支护；在割煤后要及时上临时支护，在临

时支护下进行永久支护。

三、支护过程

在掘进机割完煤后,安全员监督，将掘进机至少退后4米至永久

支护完整的安全地段并放下截割臂，切断掘进机电源并闭锁，盖好截

割头护罩；先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检

查（站在安全地段），确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后，方可

进行临时支护；首先支设工作面平台，其次向前连接顶网（铁丝网片），

顶网连接完毕后，上顶钢筋梯并及时向前移动前探梁，并用背板和木

锲固定牢固；临时支护完成后，在工作面掌头煤壁处使用三根单体柱

配合耙板支护，单体柱柱径100mm,初撑力不小于11.4Mpa,安设防

倒柱钢丝绳，并用全断面防护网进行护帮，单体柱与防护网之间使用

2-3m的背板配合木楔背紧背实，在工作面煤壁确认安全后，再进行

永久支设工作；如割煤后，巷帮存在“油口”或煤质松软时，确保安

全无隐患后方可进行支护工作，并根据实际情况缩小锚杆、锚索的间

排距或加打锚杆、锚索进行加强支护。

四、施工工艺

①顶板锚杆施工工艺

掘进出煤一敲帮问顶找掉危岩一联网一上临时支护一用锚杆钻

机打顶板中部锚杆孔并清孔（面朝工作面）一托上钢筋托梁一向钻孔

内放入药卷一在锚杆尾部套上托板并拧上螺母（拧上4〜5扣即可）一

用锚杆头部顶住药卷并送入孔底一升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚

杆钻机和锚杆尾部一转动钻机至规定时间（一般为15〜30秒）一停止

搅拌但保持钻机推力至规定时间（一般为1分钟）一用安装器联接锚

杆钻机和锚杆尾部一转动锚杆钻机拧紧螺母一安装其它顶板锚杆。

②帮锚杆施工工艺：

接金属网一上钢筋托梁一定孔位一用钻机钻孔一清孔一向孔内

放入药卷一用锚杆头部顶住药卷送入孔底一用搅拌器联接钻机和锚

杆尾部一转动钻机搅拌药卷至规定时间（一般为15〜30秒）一停止搅

拌并等待至规定时间（一般为1分钟）一用扳手拧紧螺母至拧不动为

止一安装其它帮锚杆。

③锚索施工工艺:

定锚索孔位f用锚索钻机钻孔一用锚索钻机钻孔一清孔一往孔

内放入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

并用搅拌器联接钻机和锚索尾部一转动钻机搅拌树脂药卷至规定时

间（一般为1分钟）后收缩锚杆钻机卸下搅拌器一等待15分钟一套

上托板安装锚具一用张拉设备张拉锚索至预紧力为100KNo

五、技术要求

为保证工作面现场管理及安全，顶锚杆和帮锚杆严禁平行作业，

以防工作面现场管理混乱，且必须按要求按设计尺寸施工，保证巷道

成形质量，不得欠挖，超挖不得超过100mm（不可抗拒的冒顶和片帮

除外），不得在空顶空帮下作业，严格控制控顶距。

六、安装顶板锚杆

①当顶板比较破碎时，必须缩小掘进距离和锚杆、锚索排距，安

装锚杆前架设临时支护，严禁空顶作业。

②锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完成，先用L0m的短钻杆，再

换2.0m的长钻杆，采用627mm的岩石钻头，钻孔时锚杆机升起，使

钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔，孔深要求

为19101940mm,并保证钻孔角度偏差不大于5°；钻到预定孔深后

下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥岩。

③先放入1支MSCK2335超快速树脂药卷，然后再放入1支

MSZ2360中速树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，用锚杆头部

顶住药卷并送入孔底，升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆

尾部。

④利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制（一

般为15~30秒），同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；停止

搅拌后保持推力等待1分钟左右后再移动钻机。

⑤利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩达

到120N-m,检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。

⑥锚杆螺纹段外露：锚杆螺母外锚杆丝扣10—50mm之间。

⑦锚杆间排距误差应控制在TOOmm—100mm以内。

七、安装巷帮锚杆

巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完成（帮锚杆风钻型号为

MQS-50/1.7）,孔深要求1910〜1940mm,并保证钻孔角度偏差不大于

5°,采用帮锚杆钻机搅拌；拧紧力矩达到40N・m,锚杆锚固力170KN,

杆体抗拉强度N300MPa。

八、锚索安装

（1）采用单体锚索钻机配B19中空六方接长钻杆和628mm双翼

岩石钻头钻孔，孔深控制在8210~8250mm之间，并保证钻孔角度偏差

不小于5°o

（2）先放入两卷MSCK2335超快速树脂药卷，然后依次放入

MSZ2360中速树脂药卷两卷，插入锚索将药卷推入孔底。

（3）锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，开机搅拌先慢后快，

待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（一般为15〜30

秒）；停止搅拌后等待至规定时间（一般为1分钟），收缩锚杆钻机,

卸下搅拌器。

（4）等待15分钟后装上托板和锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至

设计预紧力（100KN）,之后卸下千斤顶。

（5）张拉后锚索外露应控制在150-250mm以内。

（6）锚索的间排距误差应控制在TOOmm—100mm以内。

（7）要求锚固长度为不小于1800mm,①17.8锚索预紧力不低于

lOOkN,不高于120kN,①21.8锚索预紧力不低于200kN,不高于250kN。

九、施工质量检测

根据《矿压监测方案设计》的要求该施工巷道要进行锚杆锚固力

动态监测。

矿压日常检测

矿压日常检测包括巷道表面、顶板离层、锚杆（锚索）受力状况

等（由专职质检员负责并填写记录）。

1、工作面表面位移监测法

工作面设置一个巷道表面位移监测站，如若特殊巷道段必须在特

殊段设一监测断面，每个监测站共设三个监测剖面，每个剖面的测点

采用“十”字布置；测点应在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向标

记明显记号，用测线绳和皮卷尺测量相关数据，通过计算的到顶板下

沉量、底鼓量及两帮位移量；质检员负责表面位移监测站的安设和日

常观察，正常作业期间，每天测试一次，并建立台账；发现巷道围岩

移近速度急剧增加或一直保持较大值时，及时向有关领导或部门汇

报，部门召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。

2、顶板离层仪观察

巷道每隔50m、“丁”、“十”字口及顶板构造发生变化时安设

顶板指示仪；距掘进工作面50米内每天至少一次，其它时间为每周

1次；若遇到特殊情况，应适当增加观测次数；离层指示仪式以红、

黄、绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示顶部松动离

层值较小，处于较稳定的状态；黄色表示离层松动已达到警界值；红

色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状态；由顶板观察员负

责观察两个刻度坠的颜色，记录并存档；其他人员也应随时注意观察,

以便及早发现异常现象，确保安全；发现顶板离层仪临界值达到或超

过100加时;必须立即向调度指挥中心、安监、生产技术部门报告，

以便采取相应措施。

3、锚杆锚固力抽检

质检人员对锚杆拉拔检测抽样率为3%,每300根锚杆抽样一组

（9根）进行拉拔试验，抽检时只做非破坏性拉拔，拉拔加载到设计

锚固力的80%（或锚杆拉断强度的70%）,并作记录；被检测的9根锚

杆都应符合要求。只要有一根不合格，再抽样一组（9根）进行试验,

如再出现不合格锚杆，就必须分析原因，并在其托板上注明“补打”

字样，要求本班人员重新安装合格锚杆。

4、锚杆预紧力矩抽检

质检人员每班对顶帮各抽样一组（3根）进行螺母扭矩检测，每

根锚杆的螺母扭矩应符合设计要求；顶板锚杆达120N-m即为合格，

巷帮锚杆达40N-m即为合格，记录并存档；每组中有1个螺母扭矩

不合格，就要再抽查一组；并在其托板上注明“预紧”字样，要求本

班人员重新拧紧螺母直至合格；如仍发现有不合格的，应将本班安装

的所有锚杆螺母重新拧紧和检测一遍，必要时追究相关人员责任。

实践证明，预紧力会随着锚杆安装后时间的加长而发生变化。由

于各种因素的影响，预紧力会不同程度的降低，因此，在检测预紧力

的同时.，对预紧力降低的锚杆实施二次紧固是非常需要的。

5、锚索施工规定

(1)必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。

(2)锚索孔深度误差为0-50mm。

(3)锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度允许偏差为土

2°o

(4)锚索间排距允许偏差为±100mm。

(5)钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150mm,不

得大于250mm,锚索施工完成后，必须加防护套。

(6)锚索施工后，必须对锚索进行检查，发现预紧力不足应及

时进行二次张拉。

(7)锚索距迎头最大距离达到排距时必须及时支设。

(8)加强锚索应力值监测，当预应力降低20-30%时，可进行锚

索的二次张拉，以增加锚索的预应力。

(9)对空口部分的钢绞线可预先涂上一层油脂，以防钢绞线发

生严重锈蚀而影响锚索的预应力和承载力。

6、锚索安装质量检测

锚索安装间距、排距、安装角度和锚索外露长度的检测方法和间

隔时间，同锚杆监测方法；锚索预紧力的检测用张拉设备进行，锚索

预紧力最低值应不小于设计预紧力的90%o（张拉设备仪表盘显示区

间为20-24MPa）

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工前的准备

1、施工前地测防治水科必须提前标定开口位置及中线，施工单

位严格按标定的中线进行施工作业；在掘进过程中遇特殊地段，地测

防治水科必须经常进行核实数据。

2、开口前按要求准备好各种临时及永久支护材料。

3、监控中心必须将瓦斯传感器、人员定位系统、广播系统等相

关监控设施设备准备并安装到位，确保作业安全。

二、施工方法

1、3403（下）切眼扩切掘进采用全断面一次成巷方法，掘进与

支护顺序作业。

2、巷道施工方法为掘进机按设计要求一次切割成巷，煤溜（皮带）

运输；正常情况下,要按综掘切割示意图进行；如煤层较软时，可先割

上部,待顶板支护完毕后,再割底煤。（具体施工措施另行制定）

3、根据给定的施工中线，沿煤层底板掘进。

4、装载运输采用三齿星轮装载机构装运经一运、煤溜（皮带）

运输；所掘巷道全部使用锚杆、锚索、金属网片进行支护。

5、交接班后，必须先进行现场安全（瓦斯）检查，发现问题隐

患立即处理，确认安全无误后，方可开工。

弟一-P苗石方式

一、探放水原则

遵循“物探先行、钻探验证、化探跟进”的综合探测程序，坚持

“有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的探放水原则。

二、降尘方法

地面静压水池（容量为600m3）,经轨道巷（皮带巷）管路接至工

作面,在工作面接入综掘机内外喷雾防尘，转载点设置喷头,距工作面

20米采用全断面静压防尘水幕；随工作面往前推进，第一道水幕不

超过巷道掘头20米，第二道水幕与第一道水幕间距不得大于10米，

第三道水幕距离回风口10~15米处；防尘水幕必须由专人定期进行检

查和维护，保证正常使用。

第三节掘进作业

一、割煤机具及运输设备

采用EBZ135掘进机掘进并配备SGD420/30型刮板输送机和

YZB-18.5（YDB-15）型皮带进行运煤。

二、截割方式

截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400-600mm,然后在巷道

内水平截割，周边留煤200-300mm,每水平摆动截割一次抬高

400-600mm,按照掘进机截割曲线图连续摆动截割至初步成形；截完

一个循环后，修周边至设计要求。（附图：截割曲线图）

截割要求

(1)底板截割平整，两帮齐整；严格按照设计要求施工，保证

巷道中心线偏离不超过50mmo

(2)截割煤体时，严格按截割轨迹示意图截割煤。

(3)截割完毕，应将掘进机至少退回4米至永久支护范围，并

拉下隔离开关，将截割头放至最低位置，并上防护罩。

三、施工条件

本掘进工作面采用EBZ135型掘进机落装煤，配备SGD420/30刮

板输送机及YZB-18.5(YDB-15)皮带输送机。

四、施工质量技术要求

1)每班割煤前必须由跟班队长、综掘司机、当班专职安全员共

同标好中线，严格按切割示意图割煤。

2)施工过程中必须要求掘进巷道严禁丢帮落顶，巷道各项参数

符合设计要求。

3)中线至任何一帮的距离偏差不得大于50mm。

4)施工过程中，严格控制巷道施工参数。

5)割煤前应严格检查瓦斯、顶帮情况，发现隐患，先处理，后

割煤。

第四节装载运输

一、工作方式

随着掘进机切割落煤，由掘进机的装载机构装运至SGD420/30型

刮板输送机（皮带输送机），由3403（下）运输顺槽的DSJ80/40/2

义40皮带输送机将工作面的煤运至四采区阶段运输巷皮带进行外运。

二、运输要求

（1）刮板输送机安装时必须保证机头及机尾地锚和地爬安设到

位，机头压机柱或地锚（长度不小于2m的钢锚杆）各不少于2根进

行支设，机尾必须用长度不小于1米的专用地爬将其煤溜机尾两侧进

行固定，并用木契对地爬四周进行固定，每次开机前都进行全面检查,

如有异常或松动必须先行处理后开机，确保运输安全；同时保证所安

设的煤溜与皮带搭接符合有关规定；根据现场实际需求在合适地段放

置过桥，以便人员安全行走。

（2）使用地锚时均采用MSGLW-335/20X2000型钢锚杆进行支

设，锚固长度均不小于90cm；地爬均采用专用配套装置。（附图：

运输系统示意图）

（3）刮板输送机安装时必须保证机头及机尾地锚和地爬安设到

位，机头压机柱或地锚（长度不小于2m的钢锚杆）各不少于2根进

行支设，机尾必须用长度不小于1米的专用地爬将其煤溜机尾两侧进

行固定，并用木契对地爬四周进行固定，每次开机前都进行全面检查,

如有异常或松动必须先行处理后开机，确保运输安全；同时保证所安

设的煤溜与皮带搭接符合有关规定。

（4）以上所述地锚均采用MSGLW-335/20X2000型钢锚杆进行支

设，锚固长度均不小于90cm；地爬均采用专用配套装置。

（5）车辆到达3403（下）回风顺槽口后，利用顺槽口的JD-2.5

型对拉绞车与3403（下）回风顺槽315米处的JQHS-50X12型气动

绞车配合导向轮对拉运输；再利用安装在3403（下）切眼口的JQHS-50

X12型气动绞车与回风顺槽315米处的JQHS-50X12型气动绞车配

合导向轮将设备、材料对拉至3403切眼口，对拉运输时，在所有能

够通往运输点的安全地点进行设置警戒，所有下坡点的绞车胴室前方

都设置阻车器，别绳人员在导向轮旁别绳时'，需在其身前设置防护网，

人员站在防护网后操作，防止钢丝绳甩出伤人。

（6）车辆到达3403（下）运输顺槽口后，利用顺槽口的JD-2.5

型对拉绞车与3403（下）运输顺槽350米处的JQHS-50X12型气动

绞车配合导向轮对拉运输；再利用安装在3403（下）切眼口的JQHS-50

X12型气动绞车与运输顺槽350米处的JQHS-50X12型气动绞车配

合导向轮将设备、材料对拉至3403切眼口，对拉运输时，在所有能

够通往运输点的安全地点进行设置警戒，所有下坡点的绞车胴室前方

都设置阻车器，别绳人员在导向轮旁别绳时'，需在其身前设置防护网，

人员站在防护网后操作，防止钢丝绳甩出伤人。（附图：运输系统

示意图）。

第五节管线布置

一、各类管线、运输设施的布置及要求

1、风管、水管、风筒、电缆、轨道按巷道断面图布置。

2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂。

3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上，每隔3〜5米捆一道，悬

挂高度不低于1.5米,距工作面不超过20米。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩，且每钩只能悬一根电缆。

第六节设备及工具配备

序号设备工具名型号规格功率/kw单位数量备注

称

1掘进机EBZ135135部1

2刮板输送机SGB420/3030部4

（皮带）

3信号综保ZXZ—2.5/4A1

4帮锚杆风钻MQS—50/1.71.7部2备

用一部

5顶锚杆风机MQT-1202.3部2备

用一部

6激光指向仪YHJ—800个1

7控制开关KBZ—630台3

8水泵BQG-450/0.2ZA2备用一

台

9气动绞车JQHS-50X1216部1

设备及工具配备情况表

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式

3403（下）切眼扩切掘进工作面采用全风压通风方式。

二、通风系统

切眼扩切时，通风路线为：

进风：主（副）井一一级轨道巷一一3400阶段运输巷一3403（下）

运输顺槽一工作面；

回风：工作面一3403（下）回风顺槽一3403（下）回风顺槽回风

绕道一四采区阶段回风巷一一级回风大巷一回风立井一地面；

三、工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=125q瓦K掘=125X0.8X2.0=200m3/min

式中：Q掘一一掘进工作面所需风量m3/min；

125——掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%换算系数；

q瓦一一回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.8m3/min；

k掘一一瓦斯涌出不均衡通风系数，取2；

2、按二氧化碳涌出量计算：

Q掘=67XQ2XK2=67X0.8X1.5=80.4m3/min

式中：Q掘---掘进工作面所需风量，m3/min;

Q2——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，

0.8m3/min;

K2——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。最大绝

对

二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值；取1.5。

67一按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换

算系数。

3、按工作面最多工作人数计算：

Q掘=4N=4X32=128m3/min

式中：Q掘一一掘进工作面所需风量m3/min；

N——工作面交接班时一，最多同时作业人员，取32（包括跟班矿

长、质检员等流动人员）；

4---每人每分钟最低供风量，取4m3/min；

4、按风速进行验算

4X60XS掘NQ掘20.25X60XS掘=240X19.62Q掘N15X

19.6=4704掘》294m3/min

式中：S掘一一工作面断面积，m2；

Q掘---工作面需风量，m3/mino

根据上述方法计算，切眼在扩切时风量必须大于294m3/min。如

扩切过程中瓦斯涌出量增大；必须及时调整工作面风量，以便保证工

作面的用风量和工作面瓦斯、温度及风速符合有关规定（由通风科制

定专项安全技术措施）

四、“一通三防”安全技术要求

通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面

每人供风量不低于4m3/min；保证巷道内风速不低于0.25m/s、不高

于4m/s,保证巷道内和工作面任何地点有害气体和瓦斯浓度不超限。

（附图：工作面通风系统示意图）

第二节瓦斯防治

1、切眼扩切工作面设置专职瓦斯员负责工作面的瓦斯检查，且

每班对应检查地点的检查次数不得少于三次。

2、瓦斯检查实行“三对口”制度。

3、对瓦斯涌出异常地区实行瓦斯员蹲点监督、观测，发现异常

必须立即停止生产，撤出作业人员并及时进行处理。

4、停风不准生产，停风后，瓦斯员应将工作面内所有作业人员

撤至全风压安全地点，送风后，未经瓦斯员检查，任何人不得进入工

作面。

5、瓦斯员一旦发现瓦斯超限，应立即停止作业，撤出人员，向

当班跟班领导汇报，同时进行排除。

6、瓦斯员对违反瓦斯管理制度的有权责令其停止作业，撤出人

员，并向有关领导汇报处理意见。

7、由于瓦斯员本人不负责造成瓦斯超限作业的，严肃追究其责

任。

第三节综合防尘

防尘供水水源来自地面静压水池（600m3容量的水池），地面防

尘主管至3400阶段运输巷水管直径均为108mm,工作面水管直径为

76mm；水中悬浮物不得超过150mg/L,粒径不大于0.3mm。

工作面静压防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路铺设在巷道

左帮，管路的接头采用两通螺丝连接，所有连接口保证不漏水，三通

阀门必须上手轮或小手阀，三通阀门要灵活可靠，能用手方便打开供

水；水管出口距离工作面不超过20米。

1、防尘水幕

(1)水幕设施：第一道水幕不超过巷道掘头20米，第二道水幕

与第一道水幕间距不得大于10米，随工作面往前推进，第三道水幕

距离回风口10~15米处；水幕安装距顶板不大于300mm；水幕应封闭

全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常，阀门及所有连接处不得漏水。

(2)净化水幕水管：①水管的长度不得小于巷道宽度200mm；

②水管安装在距顶板不超过300mm的位置；③水管的喷嘴间距

300-400mmo

(3)喷嘴方向:①工作面范围内所安装的所有净化水幕，其喷嘴

方向与风流方向相反；②喷嘴方向和巷道垂直方向成45°角。

2、转载点喷雾

(1)各转载点安设防尘喷雾，保证正常使用，及时清除浮煤；

喷嘴安装在距转载点前400-500mm处，高于转载点200mm的位置，且

喷嘴必须正对转载出煤点。

(2)所有喷雾必须保证喷雾效果，但不得造成皮带打滑。

(3)工作面在割煤运煤期间，必须保证各转载点的水幕呈打开

状态。

3、掘进机设置有内、外喷雾装置，割煤时全断面喷雾及掘进机

喷雾应正常使用，并保证掘进机内喷雾装置的工作压力不得小于

2MPa,外喷雾装置的工作压力不得小于4MPao

4、巷道冲洗

距工作面20m范围内的巷道每班至少冲洗一次，20m以外的巷道

每10天至少冲洗一次，并清除堆积的浮煤，回风巷道内每月至少冲

洗两次。

巷道保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口水管、压风管、风筒、

电缆、迎风面的煤尘厚度不得超过2mm,堆积长度连续不得超过5m。

5、工作面必须保证正常通风，严禁私自停风和摘开风筒作业，

发现断开的地方，必须及时接好，破口的地方及时补好。

6、防尘系统的主供管路及巷道雾化水幕由通风建设队负责设专

人管理，掘进队或其他使用单位在使用过程中发现问题，要及时向当

班通风建设队反映进行处理。

7、个人防护要配备防尘口罩；定期检测粉尘。

8、施工过程中，必须铺设静压水管，转载机头、巷道每隔50米,

都要设置一个三通阀门，实行喷雾洒水防尘，水管吊挂平直。

9、防尘供水系统：地面静压水池（600m3容量的水池）一副井

一一级轨道巷一3400阶段运输巷一3403（下）运输（回风）顺槽一

工作面。（附图：工作面防尘示意图）

第四节防灭火

3号煤层无自然发火倾向，但必须执行以下措施:

1、巷道中应每隔50米设置洒水支管和阀门。

2、巷道内带式输送机机头前后两端各20米范围内，都必须用不

燃性材料支护；电器设备群附近上风侧备有2个干粉灭火器、消防桶

2个、消防锹2张、消防钩2根、消防斧2把，沙箱一个0.3m3,设

备平台上备有1个干粉灭火器，并保证消防器材数量充足、有效。

3、配电点处备处至少有2个灭火器，综掘机及绞车胴室至少各

配1个灭火器。

4、井下使用的柴油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，

由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。

5、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的

铁桶内；用过的棉纱、布头和纸必须放在盖严的铁桶内，并由专人定

期送到地面处理，严禁乱放乱扔；严禁将剩油、废油泼洒在井巷或胴

室内。

6、严禁明火作业和电器失爆；工作面着火时，采用直接灭火方

法（灭火器、用水扑灭等），直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防

止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦

斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。

7、严禁明火作业和电器失爆；所有消防器材不得移作他用。

8、若电器设备着火时，必须先切断电源，然后进行灭火。

9、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第244条规定执

行。

10、若电气设备着火