煤矿瓦斯抽采回风巷作业规程

煤矿瓦斯抽采回风巷作业规程

目录

目录....................................................-1-

审批意见..................................................."3-

学习和考试记录.............................................-3-

学习和考试记录.............................................-4-

第一章概况............................................-5-

第一节概述.........................................-5-

第二节编写依据.......................................-5-

第二章地面相对位置及地质水文情况........................-6-

第一节地面相对位置及临近采区开采情况......错误!未定义书签。

第二节煤（岩）层赋存特征............................-6-

第三节地质构造......................................-11-

第四节水文地质......................................-12-

第三章巷道布置及支护说明................................-12-

第一节巷道布置......................................-12-

第二节矿压观测......................................-14-

第三节支护设计......................................-14-

第三节支护工艺......................................-18-

第四章施工工艺.........................................-23-

第一节施工方法......................................-23-

第二节凿岩方式......................................-24-

第三节爆破作业......................................-24-

第四节装载与运输....................................-27-

第五节管线及轨道敷设................................-27-

第六节设备及工具配备................................-29-

第五章生产系统.........................................-30-

第一节通风系统......................................-30-

第二节压风系统.......................................-34-

第三节瓦斯抽放系统...................................-34-

第四节综合防尘......................................-34-

第五节防灭火........................................-34-

第六节安全监测......................................-35-

第七节供电系统......................................-36-

第七节排水系统......................................-38-

第八节运输系统......................................-38-

第九节通迅系统......................................-38-

第六章劳动组织及主要技术经济指标.......................-38-

第一节劳动组织......................................-38-

第二节循环作业图表..................................-39-

第三节主要技术经济指标..............................-41-

第七章瓦斯防治、煤与瓦斯防突专项措施...................-41-

第一节瓦斯治理......................................-41-

第二节防治煤与瓦斯突出..............................-43-

第三节监测监控系统..................................-45-

第八章安全技术措施.....................................-46-

第一节施工准备.......................................-46-

第二节“一通三防”管理................................-47-

第三节顶板管理.......................................-48-

第四节爆破管理......................................-49-

第五节防治水管理.....................................-53-

第六节机电管理.......................................-53-

第七节耙装和运输管理.................................-57-

第八节开门透窝........................................-66-

第九节其它..........................................-69-

第九章灾害预防及避灾路线...............................-70-

审批意见

安全科：__________________________________

工程科：__________________________________

通防科：__________________________________

机电科：__________________________________

副总工程师：__________________________________

总工程师：_______________________________________

学习和考试记录

负责人：传达人：班次:

贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人

年月0姓名成绩签字年月0姓名成绩签字

负责人:传达人:班次:

贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人

年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字

学习和考试记录

负责人：传达人：班次:

贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人

年月H姓名成绩签字年月日姓名成绩签字

负责人:传达人:班次:

贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人

年月II姓名成绩签字年月日姓名成绩签字

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》施工的巷道名称为煤矿12东翼瓦斯抽采回风巷。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为1302工作面瓦斯抽放服务。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度186m,绞车洞室3m,信号碉室2X2m,钻场4X3m。

服务年限：两年。

第二节编写依据

1、贵州纳雍县煤矿安全专篇。

2、贵州纳雍县煤矿开采设计方案。

3、本掘进头施工图纸及相关资料。

4、《煤矿安全规程》（2012年）。

5、地质报告及部分勘探资料。

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及交通

煤矿位于纳雍县城正西方向，行政区域属纳雍县猪场乡管辖，矿区平面形状为

四边形，走向长约为1.64km,倾斜长约为2.32km,面积3.5487km2。矿区东起中寨

至岩脚寨一带，西至神仙坡一带，南至岩脚寨至牛路脚一带，北到大寨一带。

井田地理坐标为：东经105°05'15"-105°06'15",北纬26°44'15"〜

26°45'30"。

煤矿矿区位于纳雍县城正西方向，直距29km；目前以公路为主，毕节至六盘

水（213省道）公路从井田南缘经过；由煤矿沿北东方向35km于寨乐乡新桥附近与

213省道相联，再往南至纳雍县城公路运程45km,矿区有公路与用煤地纳雍电厂相

通，从煤矿到纳雍县城有公路相通，由煤矿至六盘水也有公路相通；由六盘水即可

通过铁路将煤炭运往广西、四川等处，交通较为方便。

矿井交通位置见图2—1—1»

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、层间距

1、煤层

矿区内含煤地层为龙潭组，厚257.22-328.85m,平均厚282.37m。岩性为粘土岩、

砂岩、粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、炭质粘土岩夹少量灰岩及煤层(线)。共含煤

20-36层，煤层总厚16.31-20.03m,平均18.45m,含煤系数6.53%,其中可采煤层7

层(C3、C4、C5、C6、CIO、C16、C27),可采煤层平均总厚9.48m,可采含煤系

数3.36%。

含煤岩系中含可采煤层7层(编号C3、C4、C5、C6、CIO、C16、C27),其中

C3、C6、CIO、C16、C27为全区开采煤层，C4为大部可采煤层。C5为局部可采

煤层。

C3煤层：全区发育，是矿区内龙潭组二段上部第一层可采煤层。全层煤厚度

0.41(ZK002)〜3.55m(ZK505),平均厚1.68m；采用点数13,可采点数12,煤

层一般不含夹石，煤层结构简单。厚度变化不大，平面上由东向西有增厚趋势。矿

区范围内可采面积1.81平方公里，占矿区内煤层赋存面积的93%。上距B2标志层

8.54〜32.78m,平均厚20.73m。顶板岩性：以粘土质粉砂岩、砂岩、粘土岩、砂岩

为主，局部钻孔见炭质粘土岩(ZK307)。底板岩性：以粘土质粉砂岩、砂岩、粘土

岩及炭质粘土岩为主。

C4煤层:是矿区内龙潭组二段中部主要可采煤层之一。煤层厚度0.19(ZK103)〜

1.42m(ZK507),平均厚0.81m；采用点数12,可采点数9,煤层不含夹石，煤层结

构简单。平面上由西向东变薄趋势，属“较稳定”煤层。矿区范围内可采面积1.38

平方公里，占矿区内煤层赋存面积的73%,为矿区内大部可采煤层。上距C3煤层

6.23~14.02m,平均厚9.18m。顶板岩性：C3煤层底板。底板岩性：以粘土岩、粉

砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、砂岩夹薄煤层为主。

C5煤层：是区内龙潭组二段中部主要可采煤层之一。全层煤厚0.36(ZK503)〜

3.31m(ZK307),平均厚1.02m。采用点数12,可采点数7,含0—1层夹石，煤层

结构较简单，厚度变化较大。矿区范围内可采面积1.10平方公里，占矿区内煤层赋

存面积的56%,为矿区内“不稳定”的局部可采煤层。上距C4煤层9.76〜16.22m,

平均厚13.10m。顶板岩性：C4煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩、炭质粘

土岩，老底为粘土岩、粘土质粉砂岩。

C6煤层：全区发育，是矿区内龙潭组二段中部主要可采煤层。煤层厚度0.80

(ZK105)〜3.19(ZK301),平均厚1.75m。煤层从北西向南东有变薄趋势，煤层

一般不含夹石，煤层结构较简单，厚度变化不大，属“较稳定”煤层。采用点数12,

可采点数12,全区可采。见插图4—4。上距C5煤层4.35〜16.25m,平均厚9.75m。

顶板岩性：为C5煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩，老底为粘土质粉砂岩，

粉砂质粘土岩、砂岩等。

C10煤层：是矿区内龙潭组二段底部主要可采煤层。煤层煤厚0.80(ZK507)〜

2.37m(ZK505),平均厚1.49m。煤层从四周向中部有增厚趋势，厚度变化不大。

含夹石。〜2层，夹石厚0-0.40,岩性多为粘土岩、炭质粘土岩，煤层结构复杂，

剔出夹肝煤层采用厚0.80(ZK507)〜1.85m(ZK505),平均厚1.27m。上距B3标

志层3.54〜17.55m,平均厚9.89m,上距C8煤层11.90〜37.62m,平均厚26.22m。

顶板岩性：为C8煤层底板。底板岩性：直接底板为粘土岩。老底为砂岩、粘土质

粉砂岩、粘土岩及粉砂质粘土岩夹薄煤层。

C16煤层：为龙潭组一段顶部第一层可采煤，煤厚0.39(ZK002)〜2.47m(ZK509),

平均厚1.29m。煤层从四周向中部有增厚趋势，厚度变化小，一般不含夹石，结构

较简单。矿区范围内可采面积1.79平方公里，占矿区内煤层赋存面积的93%,为矿

区内“较稳定”的全区可采煤层。上距C10煤层20.97〜52.37m,平均厚39.72m。上

距B4煤层11.50〜28.67m,平均厚18.63m。顶板岩性：直接顶板为粘土岩，粉砂质

粘土岩岩，砂岩，老顶为砂岩、粘土质粉砂岩、粘土岩夹薄煤层。底板岩性：直接

底板为粘土岩。老底为砂岩、粘土质粉砂岩、粘土岩夹薄煤层。

C27煤层：是矿区内龙潭组一段。全层煤厚0.61(ZK002)~1.54m(ZK307),

平均厚0.99m,厚度变化不大。一般含一层夹砰，含夹石0~2层，夹石厚0.00〜0.10,

岩性多为粘土岩，煤层结构较复杂。剔出夹肝煤层采用厚0.61(ZK002)~1.14m

(ZK307),平均厚0.87m。矿区范围内可采面积1.99平方公里，占矿区内煤层赋

存面积的95%,为矿区内全区可采煤层。上距C16煤层46.79~70.95m,平均厚60.67m。

顶板岩性：以粉砂质粘土岩、炭质粘土岩、粘土岩、砂岩、粘土质粉砂岩夹薄煤层

为主。底板岩性：直接底板以粘土岩为主，老底为粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、

粘土岩、砂岩、炭质粘土岩夹薄煤层。

各煤层特征表见表2-3-2o

表2-3-2可采煤层特征表

全层厚(m)采用厚(m)层间距On)

夹肝夹砰

煤层结构可采性稳定性

两极厚度两极厚度两极厚度层数岩性

平均厚度平均厚度平均厚度

0.41-3.550.41-3.170-1

c简单炭质粘土岩全区可采较稳定

31.68(13)1.63(13)6.23T4.020

9.18(5)

0.19T.420.19T.42

C简单0炭质粘土岩大部可采较稳定

0.81(12)

0.81(12)9.76-16.22

13.10(9)

0.36-3.310.36-2.930-1

c简单炭质粘土岩局部可采不稳定

50

0.99(12)0.98(12)4.35T6.25

9.75(11)

0.80-3.190.80-3.190-1

G简单炭质粘土岩全区可采较稳定

1.75(12)1.6912)27.88-62.410

46.07(11)

0.80-2.370.80T.900-2

ClO较简单炭质粘土岩全区可采较稳定

1.49(9)1.27(9)20.97-52.371

39.72(11)

0.39-2.470.39-2.410-1

Cl6简单炭质粘土岩全区可采较稳定

1.29(10)1.23(10)46.79-70.950

60.67(11)

0.61-1.540.61-1.140-1

C27较简单炭质粘土岩全区可采较稳定

0.99(9)0.87(9)17.55-29.161

22.68(11)

2、煤质特征

根据煤质试验资料，本区煤层煤类单一，属三号无烟煤。C3煤层为中灰、中硫、

中高热值、低磷分煤；C煤层为中灰、低硫、中高热值、低磷分煤；Cs煤层为中灰、

低硫、中高热值、低磷分煤；Ce煤层为中灰、低硫、中高热值、低磷分煤；煤层

为中灰、中硫、中高热值煤；嬴煤层为中灰、特低硫、高热值、低磷分煤；C27煤

层为中灰、特低硫、中高热值、低磷分煤。详见煤质特征表2-3-3。

表2-3-3煤质特征表

煤层原煤分析结果

编号Mad(%)A」(％)Vdaf(%)S“(％)Qnefd(Mj/kg)

0.55〜3.1319.32〜36.2610.91〜19.220.38〜3.8922.46〜27.97

C3

1.5929.1414.091.9724.70

L07〜2.1215.35〜39.889.01〜16.230.37〜L6423.03〜30.20

C4

1.6723.8211.170.9727.05

L17〜2.9414.83〜35.6110.13〜25.990.24〜1.9322.05〜30.11

C5

2.1229.4315.540.8724.94

L19-3.2112.67〜36.089.08〜20.740.18〜2.2122.40〜31.11

C6

1.8827.1313.100.8325.79

1.24〜2.2315.70〜38.396.85〜11.060.24〜2.6622.19〜30.19

C10

1.6025.729.341.1626.67

0・97〜1.8615.02〜23.428.31〜9.550.36-0.7126.75〜30.45

C16

1.3717.888.950.5229.24

1.04〜2.4322.45〜26.887.29〜10.390.29-0.6025.81〜27.82

C27

1.5324.788.990.4326.93

二、瓦斯含量、煤炭自然倾向性煤尘爆炸性、煤与瓦斯突出

1、瓦斯含量

根据黔能源煤炭[2012]498号文《关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批

2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复，矿井绝对瓦斯涌出量：4.83m3/min,

由于为在建矿井，无月产煤量，相对瓦斯涌出量0n?/t；矿井二氧化碳涌出量为

1.82m3/min,为煤与瓦斯突出矿井。根据矿井补充勘探报告，3、4、5、6、10、16、

27号煤层瓦斯含量最大分别为16.94ml/g>14.08ml/g,14.26ml/g,19.49ml/g^18.94

ml/g、17.31ml/g、17.66ml/g。各煤层瓦斯含量详见表2-3-6。

表2-3-6各煤层瓦斯含量统计表

瓦斯评价瓦斯含量（空气干燥基）（ml/g）CH.+CA（空气干燥基）含量（ml/g）

煤层编号样品件数

最小值最大值平均值最小值最大值平均值

C：.,5富甲烷3.3516.9410.740.7615.147.19

a5富甲烷2.3814.089.161.0012.087.04

Or.4富甲烷5.7214.2611.704.0411.598.56

C5富甲烷4.3519.499.933.3512.677.40

Cio5富甲烷7.4618.9411.905.1615.998.51

7.5217.3112.975.3614.2110.18

C165富甲烷

（二5富甲烷9.3117.6613.935.4911.829.86

2、煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸性

根据贵州省地质矿产中心实验室2012年2月提供的分析试验报告，C3、C6、C10

煤层自燃倾向性等级为为H级，即自燃；C5、CIO、C16、C27煤层自燃倾向性等级

为III级，即不易自燃；各煤层均无煤尘爆炸性，详见表2-3-7

表2-3-7煤层自燃倾向性统计结果表

自燃倾向性煤尘爆炸性

煤层

煤样类

编号样品编号送样编号

型抑制煤尘

C,煤的吸氧火焰长鉴定结

等级自燃倾向性爆炸最低

量cm3/g度mm论

岩粉用量为

C32012M2188ZK105H-1原煤0.79II类自燃00无爆炸性

以2012M2189ZK105H-2原煤0.9301类自燃00无爆炸性

2012M218000

C5ZK305H-2原煤0.68山类不易自燃无爆炸性

c«2012M2190ZK105H-3原煤0.7611类自燃00无爆炸性

CiO2012M2191ZK105H-4原煤0.86II类自燃00无爆炸性

Cm2012M2192ZK105H-6原煤0.92山类不易自燃00无爆炸性

C272012M2193ZK105H-7原煤0.84田类不易自燃00无爆炸性

3、煤与瓦斯突出

根据煤炭科学研究总院沈阳研究院于2012年8月提交《纳雍县煤矿M3号煤层

煤与瓦斯突出危险性鉴定》，鉴定结果为：纳雍县煤矿M3号煤层在施工测压钻孔过

程中发生喷孔突出预兆，实测M3号煤层的四项突出危险性单项指标值（最大相对

瓦斯压力为0.77MPa、最小f值为0.32、AP为19.26、破坏类型为III类）均达到

或超过了“防突规定”所规定的指标临界值，鉴定纳雍县煤矿M3号煤层为煤与瓦

斯突出煤层，纳雍县煤矿为煤与瓦斯突出矿井。矿井其它可采煤层未作煤与瓦斯突

出鉴定，根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤炭管理

局文件“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见（黔安监管办字（2007）

345号）矿区为国家划定煤与瓦斯突出区域，因此按煤与瓦斯突出危险性进行设

计和管理。

第三节地质构造

12东翼瓦斯抽采回风巷掘进层位为Mi底板，本掘进区段内岩性以砂岩、粉砂岩、

泥岩为主。其中砂岩呈灰色、深灰色，性较硬，含植物化石碎片，局部夹砂质泥岩。

本区段内地质构造简单，煤岩层产状较稳定，总体形态为单斜层，走向近东西,

倾向190〜215°,倾角18~21°,一般20°左右。根据勘探提供的地质资料和构

造发育规律综合分析，预计本巷道构造较简单，但掘进过程中可能会揭露一系列小

断层，受断层影响，节理、裂隙也可能较发育，围岩较破碎，会给施工带来一定的

困难。

第四节水文地质

本掘进区段内水文地质条件较简单，无水患威胁，但因掘进过程中可能会揭露

一系列小断层，受其影响在断层带附近可能会有滴淋水现象，所以施工过程中必须

加强迎头岩性、层位和水文变化情况的观察，发现有异常情况必须及时向工程科汇

报，采取措施进行处理。预计最大出水水量为10m，/时。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

在1302轨道平巷导11点前12.5m开口。开门方位角96°59'31”，开门平巷

施工25.3m,然后以15°下坡掘进穿过3#煤30m后沿岩层层位掘进。

2

汨i

寿

煤矿

第二节矿压观测

掘进过程中对安注的锚杆用扭矩扳手进行动态检测，凡扭紧力矩达不到100N・m

的锚杆要当班补打，并将检测结果记入专用记录本中备查。

第三节支护设计

一、巷道断面：

1、12东翼瓦斯抽采回风巷、回风通道及碉室直墙半圆拱形断面，规格为：

净高*净宽,1-1：2900*3000mm,S荒=9.83nf,S净=8.2-2：2500*2600,

S荒=8.04m2,S净=7.20nV,信号碉室规格为:净宽*净高*净深=2500*2500*2000mm,

绞车嗣室规格为：净宽*净高*净深=3000*3000*3000mm,钻场规格为：净宽*净高*

净深=3500*3200*3500mm。附巷道断面图：1-1,2-2

1-1

右旋嬲用豌\/

、<i>20x2000SP\\f/

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道

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中

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3000

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-14-

煤矿

2-2

殛的鲤

。2仃200（加）

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二、支护方式

（一）临时支护：

采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁用3根3寸钢管制作，长度3.5m,间距

不大于0.9m,用螺纹锚杆和吊环固定。吊环用4寸钢管制作，长度100mm,环上焊

锚杆螺母。前探梁最大控顶距离1.6m,前探梁上方用4块规格为:长X宽X厚=1500

X200X150mm小板梁和木板接顶。

附图3：临时支护示意图

-15-

煤矿

放炮前临时支护示意图

800800800800200

_____—2

前探梁

回回回回回

|o回回1。回

、放炮后临时支护示意图

28008008001800

7TO―翼

回叵］叵］回

回回

3、放炮后临时支护平面图

（-）永久支护

1、采用锚网喷作为永久支护，锚杆采用①20X2000mm右旋全螺纹锚杆，钢筋

网为直径6.5mm钢筋加工而成的经纬网，网格105*105mm,长度为2000*1000mm,锚

杆间排距：800*800mm,每根锚杆使用2卷2335型树脂锚固剂进行锚固，喷射混凝

土厚度100mm。

2、开门三岔口位置补打3排锚索加强支护；如巷道围岩条件较差，则补充锚索

加强支护，锚索采用五花布置（即单双排布置，间距1.8m,排拒1.4m）碉室门口可

以根据揭露岩性情况补打2排锚索加强支护，锚索有效长度不低于6米，每根锚索

-16-

煤矿

使用5卷2335型树脂锚固剂进行锚固，每两根锚索之间使用一根雁形托梁。

3、作业顺序为：敲邦问顶一安装前探梁一打锚杆眼f安装锚杆一喷射碎。

遇断层或地质破碎带应加强支护，届时另编补充措施。

(三)按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

L=KH+L1+L2

式中：L---锚杆长度，m；

H---冒落拱高度，m；

K——安全系数，一般取K=2；

L1一一锚杆锚入稳定岩层厚度，一般按经验取0.5m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；

其中：H=B/2f=3.0/(2X4)=0.375m

式中：B——巷道开掘宽度，取3000mm；

f一一岩石坚固性系数，泥质砂岩取4；

则L=2X0.375+0.5+0.15=1.4mW2.0m

2,锚杆间排距计算：

a=VQ/(KHr)

式中：a---锚杆间排距，m；

Q---锚杆设计锚固力，64KN/根；

K-—锚杆安全系数，一般取K=1.5—2;

H——冒落拱高度，取0.45m；

r——被悬吊砂岩的密度，取25.48KN/m3;

则a=J64/(2X0.45X25.48)=1.67m。

3、锚杆杆体直径计算:

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d=35.52VQ/6

式中：d-----锚杆杆体直径；

Q-----为锚固力,取64KN/根；

6-----为杆体材料抗拉强度,取256Mpa；

d=35.52VQ/6=35.52XV64/256

=17.76（mm）

通过以上计算，顶板及两帮选用①20mm义2000mm的等强度右旋螺纹钢锚杆，

间排距800mmX800mm,满足支护要求。

第三节支护工艺

一、锚网喷支护

（一）、支护材料：

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用高强度右旋树脂螺纹钢锚杆，020mmX2000mm,每

根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30〜50mm,

铁托盘为正方形，规格为长X宽=140mmXI40mm,用8mm厚钢板压制成弧形。树脂

锚固剂的型号为2支2335型，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚杆间排距为800mm,,

锚固力4100KN,锚杆与岩面的夹角475°。

2、金属网采用中6.5mm的钢筋焊接网，网的规格为长X宽=2000mmX1000mm,

网格为长X宽=105mmX105mm,三花形绑扎连接，每300mm帮扎一道12#铁丝，压

茬长度为105mm（一个网格）。

3、喷射混凝土标号为C20,砂为人工砂，石子粒径3〜5mm,将粒径大于5mm的

石子控制在20强以下，并用水冲洗干净，混凝土配比为水泥：砂：=1：2.6；速凝剂

型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的2〜3.5%,喷拱取上限，喷淋水区时，可

适当加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

（二）、锚杆安装工艺

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煤矿

1、打锚杆眼

打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活肝、危岩，确认安全后，

方可开始工作。打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规

程要求时必须先进行处理。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向

误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志,

严格按锚杆长度打眼，深度L9m,锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干

净。打眼按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。严禁戴手套或袖口、领口未扎结实

点眼，防止因钻杆旋转将手套、袖口、领口缠绕受伤。

2、安装锚杆及挂网

安装锚杆前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应

站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，吹扫时严禁人员进入。把2支2335树脂药卷送

入眼内，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂药卷，外端头套上钢筋网、铁锚盘、

螺帽、专用套筒，钢筋网要紧帖岩面，用锚杆钻机卡住套筒，开动钻机，使钻机带

动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂内，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度,

搅拌旋转时间大于45秒后，方可撤锚杆安装机，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧

上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于140N-M。

（三）、喷射混凝土工艺

喷射碎作业：采用转子PZ-6型喷射机，喷射用水由地面供给，并应保持清洁。

1、准备工作

①检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。

②清理喷射现场的肝石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，

接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现

象。

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④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮安设好喷厚标志。

⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保

持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。

喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa,水压应比风压低0.IMPa左右，加水量

凭喷射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4〜0.5之间。喷射过程中应根据出

料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无

流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度60mm,复喷前应用高压水重新冲

洗受喷面，复喷厚度达到设计要求。

3、操作喷浆机要遵守以下规定

(1)开停机顺序：

开机:开水-开风-送电-上料

停机:停料-停电-停水-停风

(2)喷射中突然发生堵塞故障时,应立即停机再关水,最后关风.

4、喷射工作注意事项

(1)当发生堵塞管子或突然停风停电时，要先停止加料，关闭喷头水阀门，喷

头应向下放置，喷头前不准站人，逐段敲打，倒出堵塞物，不得加大风压硬吹。

(2)喷浆机停放位置合理，当靠一帮停放时距轨道安全间隙不得小于0.5m,当

喷浆机在平巷停放时，必须用绳径不小于15.5mm的留绳生根在巷道一帮对喷浆机进

行固定。

(3)喷浆料车要尽量停在平巷内将车稳住，斜巷停车时必须在车的下端用木道

板打上“十”字形阻车装置，将车牢牢稳定，同时平巷料车不准摘钩头、保险绳，

绞车司机要握紧闸把，刹紧车，坚守岗位，不准离岗。

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(4)开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后

停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突

然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。

(5)喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1

次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料

用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理喷浆机内外部所有灰浆。

5、喷射质量

喷射前必须清洗岩帮，清理浮肝，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。初喷

距迎头不大于3m,复喷距迎头不大于6m。

6、其它

施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。锚

网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过800mm时及时按

注锚杆，全断面挂网，在锚喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；

当围岩稳定性较差时，锚杆间排距缩小为600X600mm,首先及时喷射不小于50mm

厚的混凝土封闭围岩，紧接打锚杆挂网，复喷到设计厚度，初喷距迎头不得超过3m,

复喷距迎头不得超过6m,初喷厚度为50~70mm,复喷总厚度不低于100mm,洒水养

护时间不少于28天。

二、锚索加强支护

(一)、支护材料

锚索使用中17.8mm,长为6500mm,的钢绞线配合锁头、托梁制作；其中锚索有

效长度为6000mm,外露部分为0.5m；每孔使用5卷K2335型，长为350mm的树脂锚

固剂固定，锚固力不低于30KN/根，托梁为长X宽X厚=1800X140X10mm的雁型托

梁，分别在离两端200nlm处钻直径不小于17.8mm的圆孔，锚索到工作面的距离不大

于5mo

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煤矿

(二)、锚索安装工艺

1、安装方法

(1)、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQTT30/3.2型气动锚杆钻机配合

中空六方组合式钻杆，双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，及时、准确记录打入

钻杆数量，及外露钻杆长度，眼深6m,并用压风将眼内的残渣吹净。

(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

者严禁使用。

(3)、用棉纱将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固

剂与锚索粘接定位。

(4)、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保树脂锚固剂全部送到孔

底，注意不要用力过猛和反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

(5)、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部插入锚杆钻机

上。

(6)、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20〜30s,确保搅拌均匀。

(7)、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。

(8)、lOmin后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、锁具，并将其托到紧贴顶

板的位置。

(9)、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后进行张拉，并注意观

察压力表读数，达到设计预紧力。或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。

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