运输巷作业规程

贵州诚搏煤业有限公司

振兴煤矿掘进作业规程

工作面名称：1122运输巷掘进作业规程

编制人：

机电矿长：

生产矿长：

安全矿长：

总工程师：

矿长:

会审意见表

参加部门签字日期参加部门签字日期

安全部技术部

生产部

机运部

通防部

会审意见：

总工程师意见：

签字：日期：年月日

矿长意见

签字：日期：年月日

目录

第一章概况................................................................................3

第一节概述................................................................................3

第二节编写依据.............................................................................3

第二章地面相对位置及地质情况................................................................4

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况.......................................................4

第二节煤（岩）层赋存特征...................................................................4

第三节地质构造.............................................................................5

第四节水文地质.............................................................................5

第三章巷道布置及支护说明....................................................................5

第一节巷道布置.............................................................................5

第二节矿压观测............................................................................6

第三节支护设计.............................................................................7

第四节支护工艺............................................................................10

第四章施工工艺..............................................................................13

第一节施工方法............................................................................13

第二节装载与运输..........................................................................15

第三节管线及轨道敷设......................................................................16

第四节设备及工具配备......................................................................17

第

节

一通风...............................................................................18

第

节

二压风..............................................................................20

第

节

三瓦斯防治............................................................................21

第

节

四综合防尘............................................................................21

第

节

五

防灭火..............................................................................22

节

第

六

安全监控............................................................................

节

第23

七

节

第供电..............................................................................24

八

节

第

九

节

第

十

照明、通信和信号26

第六章劳动组织及主要技术经济指标26

第一节劳动组织.......26

第二节作业循环.......27

第三节主要技术经济指标27

第一节28

顶

机

第二节3()

好1

第三节32

机

第四节运35

血

第五节36

第八章灾害应急措施及避灾路线...............................................................39

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

1、本《作业规程》掘进的巷道为1122运输巷，该掘进工作面顺C12煤层掘进，该掘进

工作面位于1083运输底抽巷②③段与C12回风联络巷交叉位置开口，前20m按273°方位掘进,

然后转向（第一次转向）按13°34"03'方位掘进50nl后转向（第二次转向）按87°方位掘

进24m与C12回风联络巷贯通形成回风系统后，退回第二次转向位置按13°34〃03'方位掘

进299m,然后按27°45"31'方位掘进634m。

2、该掘进工作面通过C12回风联络巷、13回风石门、12运输回风联络巷与回风下山相

连；通过1083运输底抽巷②-③段、1083运输底抽巷①-②段、12运输石门与轨道下山相连，

并于运输下山相邻。

二、巷道用途、性质、设计长度等。

1、该掘进工作面设计长度为1003m,前期用于1082运输巷掘进工作面瓦斯治理巷道，

后期用作1122采煤工作面行人、通风、运输、运料等。

附图1：平面位置关系示意图。

第二节编写依据

一、巷道工程设计

设计为《1122采煤工作面施工设计》

二、地质说明书。

《1122运输巷掘进工作面地质说明书》。

三、矿压观测资料。

根据类似C12煤层巷道矿山压力观测可知，1122运输巷巷道矿压显现轻微，对巷道使用

无影响。

四、其他技术规范。

1、《安全生产法》；

2、《煤矿安全规程》；

3、《煤矿安全质量标准化基本要求及考评分方法》；

4、《煤矿作业规程编制指南》；

5、贵州省其他相关安全技术规定。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、对应地表情况

1122运输巷对应的地表为詹家坳口、回龙井、邓家山一带，地面最低标高+1196m,1122

运输巷距离地面垂高249-251m,该掘进工作面对应地表无水体，对应区域内建筑等设施垂距

249-251m,故该掘进工作面对地表无影响。

二、临近采区情况

该掘进工作面在矿井北侧，根据收集的相关资料显示，该区域为未开采区域，不存在采

空区威胁。

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、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩

性及特征分析。

1、1122运输巷布置在二叠系上统龙潭组（P：J）。

龙潭组岩性由灰、深灰、黄灰色泥岩、炭质泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩及

煤层组成，上部夹0〜3层灰色薄〜中厚层状灰岩及泥质灰岩，底部为铝土质泥岩与茅口组分

界,产腕足类动物化石及植物化石。本组厚度76.94〜87.82m,平均83.37m。含煤11-17层，

一般13层，可采煤层4层，由上至下编号为2、5、8、12号。与下伏地层呈假整合接触。

2、C12煤层：为龙潭组最下部一层煤，上距8煤层18.33-24.82m,平均20.99m,下距茅

口灰岩顶界1.20-7.20m,平均3.36m。全层厚度0.81T.89m,平均L55m,含夹肝0T层，

一般1层；采用厚度0.81T.62m,平均1.34m。结构较简单，属较稳定煤层。

3、C12煤层直接顶：多为泥岩、粉砂质泥岩。含菱铁质结核，遇水膨胀，易风化，软弱，

岩体完整性极坏至坏。

间接顶：多为泥岩、粉砂质泥岩。含菱铁质结核，遇水膨胀，易风化，软弱，岩体完整

性极坏至坏。

直接底：为铝土质泥岩，遇水膨胀，易风化，软弱，岩体完整性一般。

二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向及发火期、煤

尘爆炸指数、地温等。

（1）、根据2008年4月中国矿业大学（北京）提交的《习水县振兴煤矿C5、C8及C12

煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，鉴定结论为：振兴煤矿C5煤层具有煤与瓦斯突出危

险性，属于突出危险性煤层；C8煤层在开采+885m标高以上时，不具有突出危险性，属非

突出危险煤层；C12煤层在开采+945m标高以上时，不具有突出危险性，属非突出危险煤层。

(2)、根据习水县瓦斯实验室对掘进区域C12煤层取样数据计算出绝对瓦斯涌出量为

0.395m3/mino

(3)、经鉴定5、8、12煤层均属HI类不易自然煤层、可采煤层无煤层爆炸性、地温正

常。

第三节地质构造

井田位于桑木场背斜北西翼，为一单斜构造。地层走向北北东，倾向北西西(270〜290°),

倾角10〜15°。区内次级褶皱不发育，构造复杂程度属简单型，仅在龙潭组地层内

局部因重力下塌形成小的滑动及挤压破碎外，未发现大的断裂构造。

第四节水文地质

矿区地处长江流域赤水河水系下游的补给区和径流区，南距赤水河约13km,所处水文地

质单元为桑木场背斜水文地质单元，矿区位于桑木场背斜水文地质单元的北西翼南段。最低

侵蚀基准面位于矿区东南边界外约645m的沟中，标高约+763.8m。区内无河流、山塘、水库

等地表水体，地表水为山间雨源型小溪，主要受大气降水及地形控制，矿区内小冲沟发育，

沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季流量较小或干枯。一般小于2L/s。

1122运输巷底板茅口灰岩裂隙、溶隙发育。煤层段属龙潭组属相对隔水层。掘进中主要水

害威胁为地表水、地下水和大气降水渗入断层导入、老空水。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道开口位置、方位、工程量。

1、1122运输巷设计长度1003m,开口位置位于C12回风联络巷变平位置开口。

2、施工方位：前20m按2730方位掘进，然后转向(第一次转向)按13°34"03'方位

掘进50m后转向(第二次转向)按87°方位掘进24m与C12回风联络巷贯通形成回风系统后，

退回第二次转向位置按13°34"03'方位掘进299m,然后按27°45"31'方位掘进634m。

沿中线掘进，该巷道属全煤层掘进，服务时间预计约2年。

3、施工时根据每个循环进度，每完成一个循环进尺后设置一个长4.0m,宽1.5m、高2.2m

嗣室。

二、施工断面及支护方式

该掘进工作面支护采用锚杆+锚网+锚索+钢带支护；1122运输巷采用异形拱断面，巷道

平巷段掘宽4.8m,净宽4.6m；掘高2.9m,净高2.8m。

三、巷道开口施工

1、开工时间预计在2017年3月28日。

2、开口前必须准备好开口前的准备工作，各种设备、设施安装调试并验收合格。

3、对开口位置前后10m采用10m锚索，在原来支护的锚索中间增加一组锚索。

4、加固支护完成后采用综掘机开口，施工时工作面一次成型。

四、特殊地点的支护

1、根据施工需要，掘进过程中如果需要施工碉室、巷道交叉点、遇断层、顶板破碎等特

殊情况时必须加固支护。

2、施工洞室时，胴室位置钢带应随洞室增加的宽度调整巷道使用钢带的长度，确保钢带

能全面覆盖整个顶板位置，并按每组锚索间距来增加锚索根数；碉室施工位置顶板必须完好。

3、巷道交叉口前后10m应采用10m锚索加固支护，支护间排距1.2mxl.6m。

4、断层、顶板破碎锚索采用10m锚索加固支护，支护间排距

5、遇不能施工锚杆锚索支护时可采用金属棚支护方式进行支护。

附图2-1：20口段支护断面示意图

附图2-2：支护断面图

附图2-3：24nl段支护断面示意图

第二节矿压观测

一、矿压观测

1、观测对象:1122运输巷。

2、观测内容：巷道顶板离层量，底板相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。

3、观测方法：

(1)、巷道交叉口位置开始安设顶板离层仪，巷道每掘进50m安设一个顶板离层观测

仪。

顶板离层仪每7天观测一次，观测顶板离层仪深部离层位移量和浅部离层位移量。

(2)、用MLJ-40CT)拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。每10m一组，每组3根。

三、数据处理：

1、每7天对每个测站进行顶板离层量、顶底板相对移近量进行观测、记录、存档；对

锚杆、锚索荷载进行测试、记录并存档。

2、施工队每隔10m对锚杆锚固力进行测试，每组测试3根(两帮、顶板各1根)，并

记录存档。

第三节支护设计

一、1122运输巷采用锚网梁+锚索支护。若遇巷道围岩不稳定或破碎，则采用架厢或其

他支护形式。

二、采用锚网支护时锚网支护设计如下：

(­)锚网支护材料及规格

1.锚杆采用中18mm螺纹钢机制而成，锚杆尾部螺纹长度为110mm,锚杆间排距为800mm

X800mmo每根锚杆采用两条树脂锚固剂锚固，锚固剂型号MSCK2335。

2、锚网采用8#钢筋加工而成，长X宽=2450mmX1000mm、2400mmX1000mm>1600mmX

1000mmo

3、金属方托板(中部为拱形)，长X宽义厚=120X120X10mm；螺帽规格为M18,每根

锚杆上1〜2颗。

4、锚杆长度2.0m/根，锚固力不得少于60kN。

5、锚眼必须垂直于巷道轮廓表面，确因地质构造原因，锚眼角度可根据现场实际情况

进行调整。

(-)采用计算法校核支护参数

1、锚杆长度计算

L=KH+L+Lz

式中：L---锚杆长度，2mH----冒落拱高度，m

K——安全系数，取2

L.——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.6m

L2---锚杆在巷道中的外露长度，取0.04m

其中：H=B/2f=4.8/(2X4)=0.6m

式中：B——巷道宽度4.8m

f——岩石坚固性系数，取4

L=2H+L1+L2=2XO.6+0.6+0.04=1.84m施工时取L=2.0m

2、锚杆间距、排距a、b

a=b=

式中：a,b——锚杆间、排距m

Q---锚杆设计锚固力，60kN/根；

H——冒落拱高度，取0.6m；

K——安全系数，取2；

r——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m3

60

=1.57m

2x0.6x26.44

施工中间距取0.8m,排距取0.8m。

3、锚杆直径的选择：

d=7APK/

P=abhr=0.8X0.8X2.0X23=29.44kN/m2

式中：a--锚杆排距

h--锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2.0m

b—锚杆间距

r--承载岩体容重23kN/m3

K--安全系数取2

A一锚杆材料抗拉强度，取30kN/m2

d=74PK/E=J4X2944X%]4X3000=67mm

施工中取O=18mm

4、锚杆锚固长度计算：

/=―匕—/

°D2-d2r

式中：la—锚固长度，m；

dr—锚固剂直径，mm,取23mm；

D—钻孔直径，mm,取28mm；

d—锚杆杆体直径，mm,取18mm；

lr一锚固剂长度，mm,两种锚固剂MZCK2335,则锚固剂长度为700nlm。

年/一23?

1400=1928mmla=d2/D2-d2=(232/282-182)X700=805

D--d2''282—2()2r

锚杆的外露长度假设为40mm,则锚杆锚固长度为0.8050

5、锚索支护参数计算：

(1)确定锚索的长度：

L=La+Lb+Lc+LdL=l.44+2+0.1+0.25=3.79m施工取锚索长度为6mo

式中L---锚索总长度，m

La—-锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m

Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m

Lc-一上托盘及锚具的厚度，取0.1m

Ld--需要外露的张拉长度，取0.25m

锚索锚固长度La按计算：

La》KX(dlfa/4fc)

式中：K安全系数，取2

dl--锚索钢绞线直径，取15.24mm

fa--钢绞线抗拉强度，N/mm2(1920MPa,含1883.52N/mm2)

fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取lON/mm?

则La22义(15.24X1883.52/4X10)=717.6mm^O.8m

(2)锚索的间、排距校核：

L=nF2/{BHr-(2Flsin0)/Ll}=3X268.5/{4.8X2X23—(2X60xsin75°)

/I.57)=6.Im

式中L—锚索间排距，m

B一巷道宽度，4.8m

H一巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m

r--岩体容重，23kN/n?

以一锚杆的排距，0.8m

Fl—锚杆的锚固力，60kN

F2—锚索极限承载力，15.24mm取268.5kN。

9一角锚杆与巷道顶板的夹角，75度

n---排锚索个数，取3

通过以上计算：施工时锚索选取直径为15.24mm,长度为6.0m,间距为1.2m,排距为

2.4m。锚杆选用直径为18mln,长度为2.0m,间距为0.8m,排距为0.8m。

第四节支护工艺

一、支护材料

L锚杆采用直径为18mm,长2.0m锚杆螺纹钢锚杆，锚索采用直径为15.24mm,长度为

6.0m锚索。

2.距施工点50m〜80m范围内准备如下足够支护材料：施工用的材料、锚杆、锚固剂、

金属方托板、螺帽、锚网、锚索、钢带等。

3.各种材料必须分类堆码整齐，挂牌管理，备用量足够，并不得影响通风、运输及行人

等。

二、支护形式、材料规格及锚杆锚索间排距

-）1122运输巷支护形式：

1、顶板采用螺纹钢锚杆、钢带、锚索、①6mm钢筋网联合支护。

2、巷道帮部：上帮采用树脂锚杆、8#铁丝网联合支护；下帮采用螺纹钢锚杆、8#铁丝网

联合支护

二）支护材料规格、锚杆锚索间排距、网片联结：

1、顶板

①锚杆：采用螺纹钢制作，锚杆直径中18mm、长度2000mm,锚杆间排距800mmX800mm。

②锚杆托板：采用10mm厚弧形钢板加工制作，规格：长X宽义厚=120mmX120mmX10mm。

③钢筋梯子梁：采用①12mm圆钢加工制成，长度4800mm。

④网片：采用中6mm圆钢加工制成，网片规格：长义宽=2450mmX1000mm；网孔规格：

lOOmmX100mm,网片采用对接形式联结，使用8#铅丝双丝双扣孔孔相联。

⑤锚索：采用中15.24mm的钢较线，锚索长度6000mm,间排距1200mmX2400mm。

⑥锚索托板：采用10mm厚的弧形钢板加工制成，规格：长X宽义厚=300mm><300mmX

10mm。

⑦药卷:采用MSCK2335树脂药卷作为锚固剂。锚杆使用2支,端头锚固长度不小于600mm；

锚索使用3支，端头锚固长度不小于lOOOmmo

2、巷帮

1）下帮支护

①锚杆：采用螺纹钢锚杆，锚杆直径①18mm、长度2000mm,锚杆间排距800mniX800mm。

②锚杆托板：金属托板采用10mm厚弧形钢板加工制作，规格：长X宽X厚=120mmX120mm

X10mm；树脂托板采用树脂材料制作，规格：为0120mmX35mm厚。

③网片：采用8#铁丝加工制成。网片规格：长义宽=1600mmXI000mm；网片网孔规格：

50nlmX50mm。网片采用搭接形式联结，使用8#铅丝双丝双扣孔孔相联。

④药卷：采用两支MSCK2335树脂药卷作为锚固剂，锚杆端头锚固长度不小于600mm。

2）上帮支护

①锚杆：树脂锚杆，锚杆直径①18mll1、长度2000mm,锚杆间排距800mmX800nim。

②锚杆托板：为树脂托板。规格：①120mmX35mm厚。

③网片：采用8#铁丝加工制成，网片规格：长义宽=2400mmXI000mm；网片网孔规格：

50mmX50mm,网片采用搭接形式联结，使用8#铅丝双丝双扣孔孔相联。

④药卷：采用两支MSCK2335树脂药卷作为锚固剂，锚杆端头锚固长度不小于600mm。

三、锚杆安装工艺

1.打锚杆眼：

①打锚杆眼前，首先要严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处

理。

②打锚杆眼前，必须按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，及时用长钎将活肝

危石处理掉，必须随时保持安全退路畅通。在确认无安全威胁后方可作业。在施工过程中要

注意观察围岩变化情况，并要进行经常性的敲帮问顶工作，确保施工安全。

③打眼前必须采取有效的临时支护措施，防止悬肝伤人；进行支护时，必须在一组锚杆、

网完成，待所打锚杆、网有一定预应力后，方能撤除临时支护。在破碎带进行支护时，必须

按打一眼锚一眼的操作顺序作业，严禁将所有眼打完后再进行锚杆支护。

④打锚眼时眼位要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°；锚杆眼深

度应与锚杆长度一致，打眼前应在钻杆上做好标记，严格按照规定的锚杆长度打锚杆眼。

⑤帮上采用YT-28型风钻打眼，顶板采用锚杆钻机打眼，锚杆眼深度为2.0m,锚眼直

径628mm,锚杆外露长度为10-40mm,与岩壁尽量保持垂直，打完眼子后，要用压风把眼内

的积水、岩粉清理干净。

⑥锚固剂必须当班领用，锚固剂应放在无淋水、无掉肝的包装盒内，未使用时不能打开

包装盒，下班后把未用完的锚固剂用塑料袋装好带出地面，交回领料处。

2.安装锚杆：

①安装锚杆前，应检查锚杆是否弯曲、树脂锚固剂是否失效，弯曲的锚杆应调直后再用。

失效的树脂锚固剂严禁使用。

②安装锚杆前应将眼孔内的积水、岩粉用压风冲洗干净，装树脂药卷前，先用锚杆插入

孔内测量锚杆眼深度，检查孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到安装要求。再

将树脂药卷按规定的数量送入眼底，随后将锚杆杆体插入锚杆眼内。

③安装锚杆时，用带有专用套筒的搅拌机，带动锚杆杆体旋转，将锚杆均匀旋入树脂锚

固剂，旋转（搅拌）时间：30±5秒。待停止旋转（搅拌）2分钟后，套上托板、螺帽，将其

初次预紧。lOmin以后用专用气扳机（或专用搬手）将螺帽最后拧紧，每根锚杆戴1-2个螺帽。

锚杆外露螺纹长度不超过10-40mm。

④安装好的托板必须紧贴岩面，锚网与巷壁有空隙时，必须用材料进行填充，使锚网与

巷壁紧贴，如因锚杆眼角度使托板不能紧贴岩面时，必须在托板与岩面间加金属契块，保证

托板受力均匀，锚固有效。

⑤锚杆的锚固力不低于60kN/根，施工队必须每班进行锚杆螺母紧固性检查，对上一班

施工的锚杆必须逐根检查，松动的螺帽必须立即用气扳机（或专用搬手）拧紧；对于不合格、

失去支护作用的锚杆，必须重新补锚。

四、锚索安装工艺

㈠、支护材料

锚索采用直径”15.24mm,长度6.0m的钢绞线。

㈡、安装方法

1、当巷道按设计要求支护合格后，用MQT-85型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式

钻杆和627mm双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄芭油漆（或

粉笔）标出终孔位置，并用压风将眼内残渣吹净。

2、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。

3、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。注意不要用力

过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

4、锚索下端装上专用搅拌联接器，再将专用搅拌联接器尾部六方头插入锚杆钻机上。

5、一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速

搅拌，搅拌时间控制在20〜30秒，确保搅拌均匀。

6、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机。

7、lOmin后先卸下专用搅拌联接器，装上托板、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。

8、两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张拉，并注意观察压力

表读数，预紧力达到200KN以上后结束张紧。

卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。

㈢、技术要求

1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。

2、锚索孔深误差控制在0〜30nlm。

3、锚索的外露长度控制在小于或等于300mm。

4、锚索在搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始

聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。

5、搅拌树脂药卷后10〜15分钟张拉锚杆，张拉预紧力控制在60〜80KN。

6、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。

7、锚索锚固力不低于200KN。

8、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将

不合格的锚索拨出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安

装锚索。

五、临时支护方式

用3根6m长巾=80mm钢管作为临时支护。用专用前探梁卡扭接在靠近迎头靠近巷帮两侧

第二根永久支护顶锚杆上，前后前探梁卡为棚距的2倍，前探梁穿过前探卡进入空顶区，用

2400X250X50mm的优质大板置于前探梁上，然后用木楔楔紧大板将顶板接实背牢临时支护

空顶区顶板。

六、临时支护的架设方法

1.前移前探梁卡：割煤完成一个循环深度后，掘进机截割头落地并闭锁掘进机。作业人

员站在工作台上将两副前探梁卡扭接（不少于30mm）在靠近迎头巷帮两侧的顶锚杆上。

2.敲帮问顶：在专人监护下，由班组长站在永久支护完好、退路畅通的安全地点利用专

用工具由外向里进行敲帮问顶，敲掉帮顶活煤肝，使帮顶为实煤体。

3.铺顶网：作业人员迅速将要铺设的永久支护顶网与已支护铺设好的后一排顶网在左、

中、右各联3孔联接好。

4.前串前探梁：工作台上2人合力将护顶大板横担在前探梁上后，两帮人员将顶网托起

交工作台两人，同时后面两人将前探梁推至迎头，工作台上人员配合将钢带与顶网位置摆放

合适（保证锚杆打设间排距符合规定、与中线的相对位置及铺网居中）。

5.临时接顶：用木楔将顶接实背牢后再进行打锚杆（索）、联网工作。

6.进行临时支护保证最大控顶距为1.0m,最小控顶距为0.6m。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

1.采用EBZ160型掘进机全断面掘进一次成巷。

2.使用MQT型风动钻机及YT—28型风钻打眼、风煤钻打眼安装锚杆、锚索。

二、施工工艺流程

交接班一安全检查一掘进机掘进出煤一敲帮问顶一临时支护一永久支护。

1.交接班

了解上一班工作情况和处理上一班未处理完的工作面。

2.安全检查：

检查工作面瓦斯、顶板、巷帮、支护、设备等安全情况。

3.掘进机掘进：

掘进机割煤按照截割路线及所需排距要求作业，保证顶平、帮直，截深达要求，截割完

毕出煤后，掘进机截割头落地并切断并闭锁机组一切动力电源（仅保留照明），司机监护操

作台。

出煤：

利用综掘机出煤f二运皮带-1083运输底抽巷②③段-1083运输底抽巷①②段-12运输

石门（皮带运输）一溜煤眼f运输下山（皮带运输）一煤仓一主运输大巷（皮带运输）一主平

铜（皮带运输）~地面

4.敲帮问顶：

作业人员进入工作面前，班组长利用长柄工具站在完好支护下进行认真的敲帮问顶后，

并确认无异常时方可进入工作面进行下一工序作业。

5.临时支护:

作业人员站在工作台上，在锚网支护区将待上网片与前一排网联接，将钢带提前固定在

网上且标明中线位置。前移前探梁，将顶网托起，前探梁与顶网间用大板、木楔背紧，确保

接顶紧密。

6.永久支护：

按要求施工锚杆锚索。

二、巷道开口施工方法

1.巷道开口位置由矿测量人员在现场标定，矿测量人员应按设计要求延放好中线，并作

好标记，以确保工程质量。

2.开口掘进前，施工队必须交叉口20m范围进行加固支护。

3.开口前应安设计要求安设局部通风机、接好风筒、准备好各种支护材料。

三、特殊地点的施工方式

1、遇断层施工方式：施工过程中如遇断层，过断层采用综掘机割煤直接过断层。

2、碉室施工方式：碉室施工采用综掘机施工。

3、施工过程中在能使用综掘机掘进的地点使用综掘机作业，局部不能使用综掘机作业的

可采取其它方式进行作业，但应另行编制相关补充措施。

四、综掘机切割方法

1.为防止切割时瞬间瓦斯超限,一般由巷道顶板向巷道底板切割，切割路线如切割路线图

所示。

2.顶板较破碎时，应分次切割，即先切割好巷道顶部，后立即架好前探梁，护好顶后再

向下切割。

3.为确保工程质量，综掘机司机应认真学习掌握掘进断面的煤岩分布及其层理结构情

况，班中切割时应根据巷道围岩的变化、煤岩分布情况及破碎难易程度等合理选择切割起始

点。

综掘机切割路线示意图

第二节装载与运输

一、装岩方式

装煤砰ENZ160型综掘机装载。

二、运输方式

1、煤研运输：煤肝运输通过综掘机装载，皮带运输机运输。

煤肝运输路线：债头砰石（综掘机装肝运肝）一二运皮带一1083运输底抽巷②③段一1083

运输底抽巷①②段一12运输石门（皮带运输）-12溜煤眼一运输下山（皮带运输）一煤仓一

主运输大巷（皮带运输）一主平胴（皮带运输）一地面

2、材料运输：前期材料运输主要采用材料车机车牵引运至井下车场后，通过轨道下山

将材料放至12运输石门，人工推车至12回风联络巷通过绞车下放至C12回风联络巷平巷段

后人工搬运。后期材料运输主要采用材料车机车牵引运至井下车场后，通过轨道下山将材料

放至12运输石门，人工推车至12回风联络巷通过绞车下放至1122运输巷车场后人工搬运。

前期材料运输路线：地面材料（机车牵引）一车场（机车牵引）一轨道下山（提升机下

放）-12运输石门（人工推车）-12回风联络巷（人工推车）->C12回风联络巷斜巷段（调

度绞车）一C12回风联络巷平巷段（人工搬运至工作面）。

后期期材料运输路线：地面材料（机车牵引）一车场（机车牵引）一轨道下山（提升机

下放）-12运输石门（人工推车）->12回风联络巷（人工推车）->C12回风联络巷斜巷段（调

度绞车）一1122运输巷车场（人工搬运至工作面）。

3、随工作面推进材料运输安设辅助运输设备。

三、其它要求

1.皮带运输机的机头机尾采用打地锚的方式进行固定。

2.采用人工运料时运料人与运料人之间应相隔3m以上。

3.两人以上协同运料时应协调一致，放下材料时应口号统一。

4.运送支护材料应在掘进工作面在割煤期间其他无关人员运料，以提高工时利用。

5.运送材料必须使用专用的材料车进行装运。

附图3-1：前期运输路线示意图

附图3-2：后期运输路线示意图

第三节管线及轨道敷设

在掘进施工中，所敷设的风水管、电缆、、监控线、风筒均按管线布置图中规定的位置

吊挂牢固整齐。

1.风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风、供水管路使用DN80钢管，距工作面

20m范围内使用胶管；风水管走上帮，瓦斯管走下帮。

2.风筒、监控线：

风筒吊挂在巷道上帮靠顶靠帮处，监测线挂在电缆挂钩最上一钩内。风筒使用直径为小

800mm胶质柔性风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒出口距工作面不得超过5m。

3.风管、水管距工作面磕头距离不得超过20m。

4.铺轨要求:

采用22kg/m钢轨铺轨。

(1).单轨中心线偏差不大于设计值的±50mm；双轨的中心位置与设计位置的偏差不大于

50mm。

(2).目视平顺，用10米弦量不超过10mm。

(3).轨距允许偏差：直线段+5mm,-2mm；曲线段+10mm,-4mm»

(4).接头采用悬接；直线段应对接，相对错距不大于40mm。

(5).轨缝间隙不大于5mmo

(6).内错差不大于2mm、高低差不大于2mm,不允许硬弯。

(7).轨枕间距500mm,间距误差±50mm。

(8).连接件齐全紧固有效。

(9).无浮钉、缺钉。

(10).道磴捣固坚实，无空板、吊板(轨底与轨枕间隙大于2mm者为吊板)。

(11).道磴材质和粒度符合标准；道磴厚度不小于100mm,道床整洁，道砧不埋没轨枕面,

无积水、淤泥。

附图4:管线吊挂图示意图

第四节设备及工具配备

一、综掘设备、工具的名称、型号规格、单位、数量。

设备及工具配备表

序号设备、工具名称规格型号单位数量备注

1皮带输送机DSJ80台2

2综掘机EBZ160台1

3二运皮带1

4刮板运输机SGB620/40T1

5局部通风机FBDN06.3/2X30台2对旋式风机

6风钻YT-28台2

7控制开关KBZ-400台4

8真空磁力起动器QBZ-200台3

9锚杆钻机MQT-85台3一台备用

10锚杆拉力计ML-20台1

11锚索拉力张紧器台1

12一氧化碳传感器台1

13高低浓度甲烷传感器KG9001C台3

14风速传感器KGF-151

15风向传感器1

16风筒传感器GFK70A1

17局扇开停传感器GT-L(A)2

18风门传感器KTC-902

19皮带开停传感器GT-L(A)1

20风水泵台2

21探水钻机台1

22激光指向仪台1

23风煤钻台1

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离：

掘进通风采用压入式通风，最长供风距离为1200m。

二、供风路线

进风路线：地面新鲜风流一主平嗣（副平嗣）一主运输巷（进风行人大巷）一轨道下山一

12运输石门口局扇供风至工作面

前期回风路线：掘进工作面一1122运输巷一C12回风联络巷平巷段一C12回风联络巷斜巷

段f13回风石门一12运输回风联络巷一回风下山一回风斜井一地面

后期回风路线：掘进工作面一1122运输巷一C12回风联络巷斜巷段一13回风石门一12运输

回风联络巷一回风下山一回风斜井f地面

二、掘进工作面需风量计算

1.综掘工作面需风量计算

1）按瓦斯涌出量计算

Q掘=100Xq掘义kd=100X2.0义1.6=320（m7min）

式中：Q掘一掘进工作面实际需风量，m7min；

q掘一综掘工作面绝对瓦斯量，根据习水县瓦斯实验室对C12煤层取样数据计算的掘进工

作面掘进绝对瓦斯涌出量为0.395m：7min,本规程取2.0m：7min；

kd一掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，一般取1.5~2.0,本规程取1.60

2）按二氧化碳涌出量计算

Qcf=67,qcc,kcc=67x0.08X2=10.72m7min

式中：

qcc一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，计算的0.08m7min；

kcc一采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大

绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；计算的2.0

67—按采煤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）按最多工作人员数量计算：

Q=4XNXK=4X1OX1.35=54m7min

式中：Q---掘进工作面实际需要风量，mVmin；

N——井下掘进工作面同时最多人数，取10人；

4---每人每分钟供风标准，mVmin,人；

K——风量备用系数，K=1.35o

4）局部通风机吸风量计算及选型

Q吸=、+0漏=、+、乂5%XL/100=320+320X5%X1200/100=512mVmin

式中：Q吸一局部通风机吸风量，m7min；

Q一掘进工作面配风量；

5%一风筒百米漏风率，取5%；

L一风筒长度，取1200m。

根据掘进工作面风量计算和验算，该掘进工作面选取FBDNo6.3/2x30对旋轴流式风机，

吸风量415-660m7min,配直径800mm的胶质风筒为掘进工作面供风，局部通风机吸风量不

小于512m7mino

5）、局部通风机安装地点风量计算：

Q=Q吸I+60X0.25S=512X1+60X0.25X12.88=627.9m7min

式中：Q—局部通风机安装地点需风量，mVmin

Q吸一局部通风机吸风量，m7min

I一掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台

S一局部通风机安装地点巷道断面，m2

通过计算，该掘进工作面局部通风机安装地点风量不小于627.9mVmino

6）风速

(1)按最低风速验算。

Qmin=O.25X60XS=0.25X60X12.88=193.2m7min

(2)按最高风速验算。

Qmax=4X60XS=4X60X12.88=3091.2mVmin

通过验算，193.2<320m7min<3091.2(Qmin<Q<Qmax)掘进工作面

风速符合《煤矿安全规程》规定。

通过计算和验算，该掘进工作面配风量确定为320mVmino

7)局部通风机距掘进巷道回风口的距离不得低于10m。

8)局部通风机吸风口必须有风罩，高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫，不漏风，吸风

口距离巷道底板不得低于0.3m,局部通风机吸风口5m内不得有设备，局部通风机与轨道之

间的距离不得低于0.5m。

2.局部通风机采用“双风机、双电源”，并能自动切换，局部通风机必须采用三专(专用

开关、专用电缆、专用变压器)供电，并实行风电、瓦斯电闭锁。局部通风机主扇及备扇的两

级均要安设开停传感器。

3.局部通风机的安装位置

局部通风机安装在12运输石门与轨道下山交叉位置全风压新鲜风流中。

附图5-1：前期通风系统示意图。

附图5-2：前期通风系统示意图。

第二节压风

一、压风机安装位置及供风路线

1、压风机安装位置

掘进工作面风源来自地面空压机房，空压机选用LGJT3-7型2台。一台工作一台备

用。

2、供风路线

压风自空压机房经主平嗣、运输大巷、轨道下山、12运输石门、1122运输巷，用DN80

铁管和2寸胶管送到工作面；机房风压为0.7〜0.8MPa,工作面风压不小于0.4MPa。

二、压风自救系统

1、压风自救系统设置要求

①井下压风自救系统的压缩空气，来源于地面压风机房。

②压风自救系统应在距掘进工作面25〜40m的巷道内安设一组压风自救系统、掘进工作

面应每隔50m,设置一组压风自救系统；

③每组压风自救系统，可供5〜8人使用，每人供风量必须大于0.1m3/min。

第三节瓦斯防治

一、瓦斯抽放

风井建立永久瓦斯抽放泵站，安装四台瓦斯抽放泵，其中2BEC-42型高负压水环真空泵

两台，最大抽气量120m7min,真空泵配套电机功率为132kw,转速360r/min；2BEC-42型低

负压水环真空泵两台，最大抽气量120m：'/min,配套电机功率为132kw,转速360r/min。

二、瓦斯抽放管路安装

高、低负压抽放管主管从风井瓦斯抽放泵站通过回风斜井安装至井下，主管安装DN400

型矿用阻燃PVC管，支管安装DN200型矿用阻燃PVC管。该掘进工作面只安装高负压抽放管,

瓦斯抽放管应随工作面及时安装，滞后长度不得超过30m。

安装路线：风井瓦斯抽放泵一回风斜井一回风下山一12运输回风联络巷一C12回风联络

巷f掘进工作面。

三、其它

掘进工作面防突工作严格按照通防部编制的《1122运输巷掘进工作面防突专项设计及安

全技术措施》及《1122运输巷C8煤层瓦斯抽采专项设计及安全技术措施》执行。

第四节综合防尘

一、防尘水源

风井及地面工业广场分别设置防尘水池。

二、供水路线：

自风井防尘水池：供水经回风斜井f上部车场一轨道下山f12运输石门一掘进工作面。

工业广场水池：供水经主平洞一运输大巷一轨道下山一12运输石门一掘进工作面。

三、防尘水管及水幕安装

工作面防尘水管采用DN80的水管和6分胶管送到工作面。每50m安设一个防尘、消防三

通，用于安装防尘水幕；回风流口安设一个防尘水幕。

四、防爆水袋的安装

1.布置方式的确定

根据开采设计方案要求，辅助防爆水袋安装方式采用集中式布置。集中式水棚位于一短

段巷道里，两排水袋架之间的净间距不大于3m。

2.隔爆水棚架设的要求

①水棚应设置在巷道的直线段内，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致。

②水棚距采、掘工作面上、下