15102进风巷掘进作业规程

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水文地质概况.......................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--------------------------------------3-

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--------------------------------------7-

第三节岩性探测--------------------------------------7-

第四节支护设计--------------------------------------7-

第五节支护工艺-------------------------------------14-

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

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

第二节掘进方式-------------------------------------24-

第三节爆破作业-------------------------------------29-

第四节装载与运输-----------------------------------29-

第五节管线及轨道敷设-------------------------------32-

第六节设备及工具配备-------------------------------33-

第五章生产系统........................................34-

第一节通风----------------------------------------35-

第二节压风----------------------------------------38-

第三节瓦斯防治-----------------------------------38-

第四节综合防尘------------------------------------39-

第五节防灭火--------------------------------------41-

第六节安全监控------------------------------------42-

第七节供电----------------------------------------43-

第八节供、排水------------------------------------44-

第九节运输----------------------------------------44-

第六章劳动组织与主要技术经济指标.....................45-

第一节劳动组织------------------------------------45-

第二节作业循环------------------------------------47-

第三节主要经济技术指标---------------------------47-

第七章安全技术措施...................................47-

第一节一通三防------------------------------------47-

第二节顶板----------------------------------------53-

第三节爆破----------------------------------------62-

第四节防治水--------------------------------------64-

第五节机电----------------------------------------66-

第六节运输----------------------------------------71-

第七节其它----------------------------------------74-

第八章灾害应急措施及避灾路线.........................75-

第九章贯彻与执行

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本规程施工巷道为15102进风巷。地表位于简会村东北，东义背

西北，东义沟西南，小洼地沟以北。井下东部为未采的15202工作面,

南部为未开掘的15107工作面，西难部为一区胶带巷，北面为未采区。

二、巷道用途

1、15102进风巷为该面回采时进风、运煤巷道。

三、巷道性质

15102工作面进风巷为沿15#煤顶板布置的回采巷道，进风巷平

均坡度为7。。

四、设计长度、服务年限

15102进风巷设计长度346m（平距）。

服务年限：1.5年

开工时间：2010年8月

预计竣工时间：2010年11月

第二节编写依据

一、经过审批的设计及批准时间

本面所掘巷道施工的依据是《15102工作面设计图》。批准时间

为2010年5月17日。

二、地质说明书

本面所掘巷道地质资料的依据是《15102工作面掘进地质说明

书》。批准时间为2010年5月31日。

第二章地面相对位置及水文地质概况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

井上下位置及四邻概况对照见表

水平15’煤一采区工程名称15102进风巷

地面的相对位置地表位于简会村东北，东义背西北，东义沟西南，小洼

建筑物、小井及其

地沟以北。

它

井下相对位置对井下东部为未采的15202工作面，南部为未开掘的15107

掘进巷道的影响工作面，西难部为一区胶带巷，北面为未采区。

邻近采掘情况对东部为未采的15202工作面，南部为未开掘的15107工

掘进巷道的影响作面，西难部为一区胶带巷，北面为未采区。

第二节煤（岩）层赋存特征

预计本工作面预计掘进过程中瓦斯绝对涌出量为0.8m3/min,相

对瓦斯涌出量为6-7mJ/to

煤层顶、底板情况

名称岩石类别厚度岩性

深灰色，致密，坚硬，含方解石

老顶深灰色石灰岩5.96m

脉及动物化石。

顶14"煤0.86m黑色，煤层稳定。

板灰黑色，粉砂泥质结构，致密，

直接顶砂质泥岩4.59m

坚硬。

煤0.32m黑色，粉末状，较稳定。

黑色泥岩0.69m黑色，泥质结构，节理发育。

底深灰色

直接底2.23m中部含砂质较多，含植物化石。

板砂质泥岩

黑色，稳定煤层，煤层结构为

两帮15*煤7.26m0.68(0.25)1.62(0.52)3.63

(0.15)0.41

具体见《15102工作面掘进地质说明书》。

第三节地质构造

本工作面掘进巷道煤层底板总体为一向北西方向倾斜的单斜构

造，局部地段发育有次一级的向、背斜构造。煤层倾角最大10°,最

小5。，平均倾角7。

第四节水文地质

本工作面水文地质条件比较简单，主要充水因素为：

1、地表水：本工作面地表为山梁沟谷地带，在雨季大气降水将

汇于沟谷中形成季节性河流。根据井田地质报告，预计地表水对井下

基本无影响。

2、含水层水：本工作面老顶石灰岩属局部裂隙含水层，当掘进

到向斜轴部时淋头水和少量涌水现象。工作面预计最大涌水量为

33

8m/h,工作面预计正常涌水量为1.2m/h0

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

15102进风巷在一区胶带巷是S20测点前14.4m（平距）处开口

（巷中），按216°方位角沿15#煤顶板施工346m（平距），工程量346m

（平距）。具体见巷道布置图（附图3-1-1）。

巷道开口50米处施工第一组钻场，每组两个，在巷道两帮各施

工一个钻场，钻场交错布置，其中一个钻场外帮与另一个钻场里帮对

齐成一直线。以后每隔50米施工一组钻场。15102进风巷耳状钻场

采用爆破作业。（支护图见附表3-5-5,爆破图见4-3-2。）

15102进风巷与切巷交叉点支护见附图3-l-2o

第二节矿压观测

一、观测对象：

15102进风巷。

二、观测内容：

巷道顶板离层量,底板及两帮相对移近量,锚杆、锚索的载荷及锚

固力。矿压观测内容情况（见表3—2—1）

表3—2—1矿压观测内容表

表3—2—1矿压观测内容表

序观测项目观测目的观测方法

号

1巷道浅部顶板相对移近量顶层煤层变化量观测浅部离层仪读数

2巷道深部顶板相对移近量顶层岩层变化量观测深部离层仪读数

3巷道两帮相对移近量两帮相对移近量变化在标记点用钢尺量

4锚索载荷是否达到设计要求使用MC-300测力计

5顶、帮锚杆锚固力是否达到设计要求使用MC-300测力计

三、观测方法：

1、测站布置：15102进风巷在开口10米范围内必须布置一个观

测站，以后布置测站间距50m。每一测站设置一个观测断面，观测断

面的范围控制在5m。每个观测断面巷道顶安装一个LBY-3型顶板离

层仪，用于观测顶板深部和浅部两个层位的煤、岩层位移量；在巷道

中部的顶锚杆上、顶锚索上分别安装一块MC—300型锚杆（锚索）测

力计，观测锚杆、锚索受力情况。

2、观测时间：离煤头200nl以内巷道内测点每天观测一次，200m

以外每周观测二次。

3、观测方法：

⑴用钢尺检测断面标志点间底板相对移近量，两帮相对移近量。

⑵用锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，巷道每施工300根锚杆

检测一次锚杆锚固力，每次检测不少于5根，其中3根顶锚杆、2根

帮锚杆，并有详细记录。

⑶用北京巧力神YCD18—200型千斤顶检测锚索预紧力，每100

根锚索检测一次锚索预紧力，每次检测不少于5根。

四、数据处理：

队组技术员采取边施工边观测边记录，及时对量测的数据加以分

析、判断，并综合分析判断得出结论，并把测量数据及分析结果反馈

到生产技术组，应用到设计和施工中去，从而不断修改支护参数、补

充措施、指导施工。为本巷掘进和邻近工作面采掘提供理论依据。

第三节岩性探测

一、非取芯钻孔由施工队组技术员负责，取芯钻孔由生产地质技

术部地质组负责。

二、所施工巷道为煤巷，每隔300m采用75型风钻机对顶板岩性

进行一次取芯。

三、非取芯钻孔煤巷每隔50m用锚杆钻机探测一次。

四、顶板岩性厚度在0.2m以上的应单独分层；有煤线或顶板破

碎地段的厚度、层位要重点描述记录。

五、非取芯探测孔深应大于设计最长锚索(巷道无锚索支护以最

长锚杆)0.5m以上。取芯探测孔深应大于设计最长锚索(巷道无锚

索支护以最长锚杆)2.0m以上，但不得小于5m。

六、如发现顶板岩性、厚度变化较大，应补探1次，同时及时通

知生产地质技术部相关人员进行鉴定。

七、进行岩性探测人员要求做好探测记录并在探测地点以牌板的

形式明示作业人员。

八、每探测一次将该记录表报公司调度和施工队组各一份。

第四节支护设计

一、巷道支护形式

15102进风巷采用锚杆、锚索、经纬网、W钢带联合支护。

二、支护参数设计

1、巷道断面情况表

设计净宽净高净断面荒宽荒高荒断面

巷道名称断面形状

长度(m)(m)(m)(m2)(m)(m)(m2)

15102进风矩形3464.22.912.184.43.013.2

巷

2、支护参数

采用工程类比法和现场监控法合理选择支护技术参数，确定

15102进风巷为锚杆、锚索、W钢带联合支护。顶锚杆采用018X

2000mm麻花头锚杆配O23X600mm的树脂药卷打注，间距为950mm、

排距为900mm；帮锚杆采用中18义2000mm麻花头锚杆配O23X600mm

的树脂药卷打注，间距为1000mm,排距为900mm；锚索采用017.8

义5200mm钢绞线配中23X1000mm的树脂药卷打注，布置在W钢带2、

4眼，排距900mm。

3、支护材料

顶锚杆：中18X2000mm麻花头锚杆外露长度30mm—50mm

帮锚杆：中18X2000mm麻花头锚杆外露长度30nlm—50mm

锚索：中17.8义5200mm钢绞线外露长度100mm—200mm

锚索垫片：200X125X12mm

顶锚杆托板：100X100X8mm球形托板（中孔20nlm）

帮锚杆托板：500X150X80mm水泥托板（中孔20mm）

锚杆药卷：①23X600mm（中速）（配①27mm的钻头）

锚索药卷：中23mmX1000mm（中速）（配中27mm的钻头）

顶钢带：BHW-950-220-3X4200mm（5眼）的W钢带

锚索槽钢：16X400mm

经纬网：（顶）1.0X4.8m

（帮）1.0X2.2m

三、支护强度校验

按悬吊理论校核锚索承载能力

采用计算法校核支护参数

1、锚索参数设计

(1)锚索长度的确定

加强锚索长度校核，应满足L=L“+Lh+Lc+Ld

式中：L—锚索总长度，m；

4—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

4一需要的不稳定岩层厚度，根据综合柱状图，取0.55m；

4—托板及锚具的厚度，取0.1m；

Ld—外露张拉长度，取0.2m；

K—安全系数，取2；4—锚索直径，为17.8mm；

力一锚索抗拉强度，取1700N/mm2；

力一锚索与锚固剂的粘合强度，取16N/mm2；

则：La^2.0X17.8X1700/(4X16)

=945.6rnm-0.95m

则:L=0.95+0.55+0.1+0.2=1.8m,取L=5.2m

(2)锚索的间排距计算

按悬吊理论，根据《阳泉矿区锚索支护手册》KGWnA

式中：K—安全系数，取2

G一单位面积上离层岩层或危石重量(kN)

n一单位面积上的锚索数量（根/n^）

A—锚索设计承载能力，320kN

根据地质说明书提供的资料，锚索需要承载的岩体（包括煤）为煤

层和锚固段以下软岩层的重量。其中岩层厚度h煤=4.4m,煤的容重

r煤=L3T/m3,故

G=h岩r岩=4.4X1.3=5.72T=57.2kN

由KGWnA知道：

n^KG/A=2X57.2/320=0.35（根/m2）

设计锚索布置为：每排2根，排距为0.9m。则

N=2/4.7X0.9=0.47>0,35（根/m2）,满足要求。

2、锚杆参数设计

（1）锚杆长度的确定

顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的

条件，应满足:L2L1+L2+L3

式中：L—锚杆总长度；

L1—锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），取0.1m；

L2一有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b）;

L3一锚入岩（煤）层内深度，为0.6m。

其中围岩松动圈冒落高度

B+Htanf45"--1

2I

b=f®

式中：B、H一巷道掘进荒宽、荒高;

为一顶板岩石普氏系数，取3；

。一两帮围岩的似内摩擦角，查表取53.47。

则切巷的免压供高为

b=[B/2+H•tg(45°—3帮/2)]/f顶

=[4.4/2+3.0•tg(45°-53.47°/2)]/3

=1.102

则L201+1.102+0.6=1.802m,取2.0m

(2)、顶锚杆间、排距确定：

每根锚杆悬吊岩体重量G=r-L2-al-bl

锚杆锚固力Q应能承担G的重量。KG<Q

则：a,<Q/k•r•L2•b,

式中：Q—顶锚杆的锚固力Q270kN；

K—安全系数，取2

r—岩体容重，15kN/m3

a4—顶锚杆间距，m。

瓦一顶锚杆排距,取0.9m。

7()

计算得：al=2x13x1.102x0.9=2.61m

取ai=0.9mo

3、巷帮强度验算

⑴确定两帮破坏深度C

C=HXctg(45°+co/2)=2.9Xctg(45°+53.47°/2)=

0.957m（H为巷高）

⑵帮载荷集度Qs

QS=CX(1+KaXrXH/1000occ)X[rcXhcXsina+rXbXcosa

/2Xtg(90°-a))/2]

=0.957X(1+1.0X22.4X1300/1000X13.5)X

X[1.5X4.6Xsin6°+22.4X2.5Xcos(6°/2)Xtg(90°一

53.47°)/2]=57.98kN/m

式中：C一巷帮破坏深度

h一受临近工作面采动影响系数,取1.0

R一巷道上覆岩层的平均容重，22.4kN/m3

H,一巷道埋深最大1300m

。cc一煤层单向抗压强度，取13.5

上一煤的容重,取1.5kN/m3

匕一煤厚平均4.6m

a一煤层平均倾角6°

b一顶板破坏深度2.5m。

采用普氏自然平衡拱理论，确定顶板破坏松动圈范围b

式中：b=1/f[B/2+HXctg(45°+w/2)]

B、H一巷道掘进跨度和高度，B=4.2m,H=2.9m

f—顶板煤体普氏系数，煤软时取L35

3—煤层的摩擦角，取53.47°；Go=arctg(f)=53.47°

b=[4.20/2+2.9Xctg(45°+53.47°/2)]/I.35=2.5m

⑶帮锚杆锚固力设计值Q=50kN,由自然平衡拱理论确定锚杆根数

N

NXQ—kXQsXD

N=kXQsXD/Q=l.5X57.98X0.9/50=1.57(根)

式中：k—安全系数1.5D一帮锚杆排距0.9mQ，一帮载

荷集度57.98

而实际进风巷帮锚杆两侧每排各3根。完全满足理论支护要求。

第五节支护工艺

一、支护工艺、工序及要求

1、临时支护形式

15102进风巷临时支护采用I型综掘机临时支护、戴帽点柱两种

形式。顶板平整且稳定时一，使用I型综掘机临时支护方式；顶板不平

整或煤顶板局部冒落高度1.0米以上无法使用I型综掘机临时支护

时，使用戴帽点柱临时支护。

2、15102进风巷I型综掘机临时支护

(1)综掘机割出一排进度后，在严格按照支护工艺支护的情况

下，及时准确地将截割头挑起$200X4000mm的方木进行临时支护。

(2)I型综掘机临时支护工艺及要求

①坚持“割一排、锚一排”的原则。综掘机割出一排进度后，最

大空顶距(永久支护到煤头的距离)不得超过1.1米。支起一排后，

最小空顶距不大于0.4mo

②煤头作业前，掘进机靠人行帮侧必须留有一条安全出口，宽度

不小于0.7m,高度不小于1.8m。并保证煤头有足够的安全作业空间。

③割出一排进度后，综掘机退后煤头3—5m,使截割头和铲板落

地、闭锁掘进机上的电源开关和磁力启动器隔离开关电气开关后，人

员站在正式支护下用不小于2.5m的长柄工具对煤头进行敲帮问顶，

处理掉活煤活肝。

④在综掘机闭锁情况下，人员站在永久支护下挂网、联好网。

⑤截割头挑方木及煤头人员作业时，正司机负责闭锁、副司机负

责指挥监护、2人负责抬放、1人负责协作。煤头人员作业时，正司

机不能离开操作台，并且负责全过程对开关进行闭锁、看锁、和解锁。

支护必须在有3—5年以上工作经验的老工人监护下进行。

⑥司机闭锁截割部电气开关后，作业人员方可将一根$200X

4000mm长的方木梁抬放到翻版上放稳放牢，人员身体距截割头不小

于0.5m,放稳后及时撤出。

⑦作业人员在截割头上放方木前，截割头应调好距离，一般情况

下距顶板250—300mm,保证截割部伸缩油缸动作时尽量使上方物体

不发生位移。

⑧煤头作业人员严禁站在铲板、耙爪上和骑在截割头上作业。在

综掘机闭锁失效情况下，严禁使用I型综掘机临时支护方式；要求工

作中经常检查掘进机是否有卸压现象。检查木梁是否合格、钢带是否

放好放稳、煤头空顶距是否超过规定；当顶煤破碎、巷道局部塌顶过

高等特殊情况下，无法使用I型综掘机临时支护时，必须使用戴帽摩

擦柱作为临时支护支护。

⑨在临时支护下开始打设好不少于3根顶锚杆，支打完毕后，将

人员撤出，然后降截割头，将掘进机退出煤头3—5m并闭锁开关后，

在正式支护下支打其它剩余的顶锚杆、锚索和帮锚杆。

⑩顶板压力大，顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业、撤出

人员，待顶板稳定后经检查确无问题，方可继续作业。

3>15102进风巷戴帽点柱采用不少于3根金属摩榛支柱配合5

吨液压升柱器或打设3根以上帽柱支护,柱为中180mm的优质圆木，

帽用①200/2义800mm的两开木，当工作面完成一个循环进度,先支设

临时帽柱，要支在硬底上，打紧背牢，底软时穿料石鞋，柱帽垂直巷

道方向布置。柱间距1.2m。临时柱距离掌头为0.4m(附图3-5-1),

(附图3-5-2)0

4、戴帽摩擦柱临时支护

(1)工作面要备用不少于5根摩擦柱，距掌头30m范围存放。

(2)金属摩擦柱长度不小于2.9m。帽为500X150X80mm的木托

板或道木柱帽垂直巷道方向布置。

(3)戴帽点柱数量根据顶板实际情况而定，但柱距不大于1.3m,

柱距巷帮不大于1.2m,距掌头0.4m。必须用5吨液压升柱器升紧。

(4)戴帽摩擦柱临时支护工艺及要求

①支戴帽摩擦柱时，不少于3人，一人观察顶板，两人支戴帽摩

擦柱。

②戴帽摩擦柱必须打紧打牢，用5吨升柱器升紧。摩擦柱、升柱

器如有损环必须及时更换。

③戴帽摩擦柱必须支到实处，并且在柱下垫道木或整块料石。

④掌头巷高超过金属摩擦柱有效长度时.，严禁使用金属摩擦柱作

临时支护，应使用①180mm的优质圆木，戴①200/2义800mm的两开木

作临时支护。

⑤顶板压力大、有离层、有响声要立即停止作业，撤出人员，待

顶板稳定后，方可继续施工。

（5）金属摩擦柱临时支护流程：割煤够一排进度后一退机离开煤

头5米，收回截割头并落地，闭锁掘进机上电源开关和磁力启动器隔

离开关一操作人员站在正式支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处

理顶帮的活煤肝并进行敲帮问顶，确无问题后~开始挂联顶网一将金

属摩擦柱支在实底上一用5号升柱器升紧。

木帽柱临时支护流程：割煤够一排进度后一一退机离开煤头5

米，收回截割头并落地，闭锁掘进机上电源开关和磁力启动器隔离开

关一操作人员站在正式支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理顶

帮的活煤肝并进行敲帮问顶，确无问题后一开始挂联顶网一将木帽柱

支在实底上一戴帽时打紧背牢。

（二）永久支护、工艺及要求

1、开口加强支护

在巷道开口位置顶板按1.1m间距打注5根长为（|）17.8X5200mm

的钢绞线，距开口帮0.4m,开口后第一排锚杆与加强锚索之间的距

离不大于0.9m。锚索槽钢的长边垂直于巷道方向。（见附图3-5-3）

2、永久支护

15102进风巷沿15#煤顶板段为矩形断面，采用W钢带、锚杆、锚

索、经纬网联合支护。(见附图3-5-4,3-5-5)

(1)网为lX4.8m的经纬网。铺顶网时.，网的长边垂直于巷道

前进方向铺设,长边与长边对接,短边与帮网对接，帮网为1义2.4m(l

义4.8m金属网从中截断使用)的经纬网，长边平行于巷道前进方向，

短边与顶网搭接，搭接长度不小于10mm。每隔0.2m联网一道，联网

时,将14#铅丝对折成双股,用联网钩扣扭三圈、拧紧压平。

(2)顶钢带为BHW-950-220-3-4200(5眼)的W钢带，钢带垂直

巷道方向布置，钢带排距0.9m,支护时打锚杆、锚索压住钢带，钢

带紧贴金属网支护顶板。

(3)顶锚杆为中18X2000mm的麻花头锚杆配023X600mm的树脂

药卷打注，每排3或4根，打在钢带眼内。间距0.95m,排距0.9m。

顶锚杆托盘为100X100X8mm球形托盘(中孔20mm)。

(4)帮锚杆为①18*2000mm的麻花头锚杆配中23X600mm的树脂

药卷打注，每排3根，间距1.0m、排距0.9m。最上面一排锚杆距巷

道顶板距离为0.4m、最下面一排锚杆距巷道底板距离为0.6m。帮锚

杆托盘为500X150X80mm水泥托板(中孔20mm)。水泥托板长边平

行与巷道中线方向布置。

(5)锚索为①17.8X5200mm的钢绞线，第一排打在两排钢带2、

4眼内，第二排打在第三眼内，按“2、1、2”三花布置，间距1.9m,

排距0.9m。锚索戴200X125X12mmW钢带专用托板。

3、隔断区设置

为防止杂散电流，在开口前20米设置一个隔离区，以后每施工

100m设置一个隔断区，隔断区的范围不小于5m,采用钢塑复合网代

替经纬网，其它支护不变。

4、锚杆安装要求

(1)巷顶、帮锚杆的间距、排距严格按照支护参数要求进行。巷

帮锚杆呈“矩形”布置，最上一排锚杆距顶板不大于400mm。

(2)锚杆的托板必须紧贴岩面，螺母端头长度不小于10mm,不大

于50mm，锚杆与围岩角度不超过设计值的±15°。

锚固力：顶锚杆不小于70kN,帮锚杆不小于50kN。

扭力矩：顶锚杆不小于150NM,帮锚杆不小于120NM。

(3)打顶锚杆角度不小于75°,遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙

面;帮锚杆垂直巷帮布置。

(4)顶帮药卷均使用树脂药卷,每孔使用一根药卷。安装锚杆时

将锚固剂外包装袋去掉，用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌器，边旋转

搅拌边均匀推进到底孔，搅拌时间为8〜40s,搅拌停止后，等待90〜180s,

卸下搅拌器、上托板、拧紧螺母。

(5)锚杆间排距误差不超过±0.1m。

(6)打顶锚杆使用MQT—70、90、120型锚杆钻机,钻头使用$28mm

合金钢钻头。

(7)打帮锚杆使用MQB-35型风煤钻,钻头为$28mm的羊角钻头。

打好眼后,掏净煤岩粉,必须使用风动扳手紧锚杆。掘进头至少配备2

台风煤钻,其中一台备用。

(8)顶帮锚杆均采用边掘边锚，即“掘够一排，锚一排”。

(9)巷道靠上2排帮锚杆紧跟煤头支设,最下一排帮锚杆滞后煤

头不超过2m支设。

（10）队组必须配备锚杆拉拔力、扭力矩等检测工具，每30m进

行一次拉力试验。由大班质标组长和成员负责检测与记录，每次检测

不少于5根（顶锚杆3根，帮锚杆2根），要求顶锚杆锚固力不小于

70kN,扭力矩不小于150N.M,帮锚杆锚固力不少于50kN,扭力矩不

少于120N.Mo

（11）为保证巷道工程质量，在每个循环之前都要检查中（腰）

线情况，如有偏差及时调整。

（12）掌头割出一排后，人员站在永久支护下用不小于2.5m的长

柄工具敲帮问顶，处理顶、帮的活煤、活肝，然后人员站在永久支护

下，打好临时支护，照好中线，竖起钻机，打顶锚杆。

（13）严格控制超挖，当超挖或片帮超过设计宽度250mm时-，必须

在超挖处巷帮顶部补打锚杆；当巷道高度超高超过设计值500mm时,

要在原设计基础上补打一排帮锚杆。

（14）锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮、铁锈等，

保证锚固质量。

（15）①钻眼前要先敲帮问顶,将活煤活砰处理掉。将各液压式或

风动设备的接头接好,先试验后打钻。

②钻眼时应先小压力定钻,先开风后开水或给水。

③换接钻杆时,不得挪动锚杆钻机，以保持锚杆钻机、钻杆、钻孔

同心。

④钻眼时,不得用手扶摸旋转的钻杆,操作者衣服、袖口要扎紧，

严禁戴手套。

（16）顶锚杆锚固好后用锚杆机直接紧固，帮锚杆用气扳机紧固。

当风动或电动工具紧固螺母后达不到规定扭力矩时，必须用手动套管

拧至规定扭力矩。

5、锚索安装要求

（D）锚索锚固段必须进入稳定岩层1.0〜1.5m,如遇煤层异常增

厚，锚索达不到此要求，根据煤厚确定锚索长度，保证锚索锚固段进

入稳定岩层1.0〜1.5m。并满足以下要求：

①锚固段：树脂锚固剂长度应不小于1.0m。

②自由段：长度一般不小于3.0m,也可按岩层最大破裂面的深度

来选取，要求超过破裂面最小1.0m。

③张拉段：张拉端长度要保证张拉工艺要求的长度，一般不小于

0.15m。

（2）打锚索使用MQT—120型锚杆钻机,打眼前先送水后开钻,严禁

无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。

（3）锚索药卷搅拌时间按药卷使用说明书,严禁随意截断药卷或

钢绞线。

（4）锚索承载能力应在320kN以上,张拉预紧力为160kN以上（使

用BQGT00/0.3风动锚索泵及配套YCD18—200千斤时,压力表读数必

须达到44Mpa以上）

（5）锚索应尽量与煤层层理或巷道轮廓线垂直布置,外露长度不

超过200mm,不小于100mm。

（6）锚索预紧时，必须用风动泵，严禁用手动泵。

(7)锚索支打时，有刻纹和油漆的一端为张拉端。锚索锚固半小

时后，使用BQG—100/0.3风动锚索泵与YCD18—200千斤配套张拉预紧,

使其达到设计预紧力。油泵应缓慢升压,严禁高压换向，张拉时，除操

作人员外,5m范围内严禁站人，以防发生意外。

4、锚杆、锚索支护工艺

(1)、工艺流程：割煤够一排进度后一操作人员用不小于2.5m的

长柄工具敲帮问顶处理顶帮活煤秆一开始挂联顶网一托起顶网移设

前探梁顶起钢带一按锚杆孔打眼一上药卷锚固锚杆一上托板紧固螺

母一注紧锚杆(索)一扭矩扳手检查扭力矩是否合格。

(2)、锚杆(索)间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力

必须达到要求。

5、工程质量检查及验收标准

(1)交接班时要对上一班的工程质量进行检查验收，并在上一班

的班报上填写验收结果并签字，签字后班报方可生效。

(2)队组要制定工程质量奖惩制度，并且要建立工程质量自检台

帐。

(3)巷道使用的锚杆、锚索、钢带等材料的质量严格按《生产矿

井质量标准化标准》及集团公司、公司制定的有关规定执行。

(4)巷道要保证良好的工业卫生，巷道内无杂物、淤泥、积水，

各种材料要分类码放整齐，并有标识牌。

附锚杆、锚索巷道施工质量标准

质量要求及允许误差/mm

项目检查项目

合格优良

1、锚杆、钢带等材符合设

符合设计、作业规程

料的材质、品种、规格、计、作业规程

及规范规定

保证结构、强度及规范规定

项目符合设

2、锚固剂的材质、符合设计、作业规程

计、作业规程

配比、规格、强度及规范规定

及规范规定

-30

1、巷道净宽mm-50〜+100

+100

-10

2、巷道净高mm-50〜+100

+100

基本

最低值不小于设计最低值符

项目3、锚杆锚固力、

值的90%合设计值

安装牢固、托板紧贴完全符合

4、锚杆施工质量

煤壁无松动设计标准

5、铺网质量符合作业规程规定

1、锚杆间排距mm不大于设计值±100

2、锚杆、锚索孔深

允许偏0—+30

mm

差项目

3、锚杆角度(°)符合设计要求，275°

4、锚杆外露长度mm露出托板30—50

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、标定中、腰线

(-)巷道开口、拐弯时，地测部门要及时给定中腰线，并有醒

目标志，队组施工严格按线作业。

(二)地测部门给定中线时，要在顶板上钻眼，将木楔打入顶板

中背紧背牢，之后将线钉入木楔上，所给中线不少于3根，3根线必

须成一条直线。

（三）施工队组如发现中腰线有问题时，应请测量人员及时进行

校正。

（四）施工人员应妥善保护中腰线，严禁私自更改中腰线；在钻

眼支护前，必须对中腰线进行复核和延伸，严格按线施工，以保证工

程规格符合设计要求。

（五）巷道拐弯或贯通时，岩巷地测部门提前20m下达通知书；

煤巷地测部门提前50m下达通知书。

（六）遇构造时，地测部门及时提供中腰线。

二、施工方法

（一）开口加强支护

开口施工时，在巷道开口位置顶板按1.1m间距打注5根长为

017.8X5200mm的钢绞线，距开口帮0.4m（见图3-5-3）。

（二）装载方式

15102进风巷采用EBH120型综掘机沿15"煤顶板截割并自行装煤，

由皮带运至煤仓。当因综掘机损坏或地质条件变化不允许时采用炮掘

作业方式。

15102进风巷耳状钻场采用爆破作业。（支护图见附表4--2,爆

破图见4T-3。）

材料运输采用1吨矿车运输。

第二节掘进方式

一、机掘施工方式

（-）设备配备（见附表4-2-1）。

（二）生产工艺流程

开机前准备一掘进机割装运一临时支护一清浮煤一运料一锚杆

（索）支护一下个循环。

（三）检修工艺流程

检修前准备一检修掘进机各部位、力口油、更换截齿，检修各部

皮带及延伸皮带，下料、其它工作一正常掘进。

（四）锚杆工艺流程

准备工作号锚杆眼一打眼一安装锚固锚杆一联网上钢带、上托

板、紧固螺丝一检查锚杆质量是否合格。

（五）掘进机截割工艺

掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中，由巷

道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，

进刀深度0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆后，再进行下一个循环,

往复进行。（截割路线见附图4—2—2）。

（六）作业要求

1、掘进机司机必须经过专门技术培训，考试合格后，方可持证

上岗。

2、司机必须坚持使用掘进机上所有的安全闭锁装置和保护装置,

不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统及喷雾系统各部的

压力。

3、割煤时必须配备正副司机，正司机负责开机，副司机负责监

护。司机必须精力集中，不得擅自离开工作岗位。

4、开机前，对机器必须进行各部位详细检查，经检查确认机器

无问题后，方可合上电源总开关，按操作程序进行空载试运转，禁止

带负荷启动。

5、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机械技术操作

规定顺序启动。一般启动顺序是：液压泵一胶带输送机一刮板输送

机一耙爪一截割部。

6、截割时，根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发

生截割电机过载和压死刮板输送机等现象，截割时应放下铲板，如果

落煤量大而造成过载时，司机必须立即停机，将掘进机退出，进行处

理，严禁点动开机处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。

7、截割头在最低工作位置截割时，严禁将铲板抬起，截割部与

铲板间距不得小于300mm，严禁截割头与铲板相碰，截割上部煤岩时

应防止截齿触网。

8、检修掘进机时，必须将掘进机退出煤头3m以外的安全地点。

9、风量不足、防尘设施不齐全、无照明、单爬爪等情况下不准

作业。

二、施工设备与供电情况表（表4—2—1）

表4-2-1施工设备与供电情况表

序号名称型号单位数量动力配套方式

1掘进机EBH—120台1电动独立

2桥式皮带转载机QZP—100部1电动独立

3皮带输送机SJ—800部2电动独立

5锚杆钻机MQT—70,90,120台4风动独立

6风煤钻MQB—35部2风动独立

7气扳机BK20部3风动独立

第三节爆破作业

巷道开口或掘进遇地质构造等特殊情况，无法使用掘进机截割时

采用钻爆作业。

一、炮眼布置图、爆破说明书（见附图4-3-1）。

二、临时支护（参照第三章第5节）。

三、工序的安排：

（1）钻眼前的检查及维护一（2）钻眼（检查瓦斯）一⑶停电一（4）

装药（检查瓦斯）一⑸放炮前（检查瓦斯）一⑹撤人放警戒一⑺

爆破一（8）爆破后的检查顶板及瓦斯一⑼敲帮问顶一（10）临时支护

一（11）出煤、正式支护一（12）清煤进行下循环。

各生产班从工序⑴一（12）必须为完整循环作业。

四、钻爆作业：

钻眼：严格按中腰线及炮眼布置图钻爆，钻眼采用风煤钻。

五、钻爆技术要求：

1、钻眼前要详细检查顶帮情况，将煤头的活煤、砰处理掉，严

禁空顶、空帮作业。

2、确定眼位，然后不少于两人扶钻钻孔，钻眼深度以打出一排

锚杆的进度为宜，钻眼时专人监护顶帮。

3、工作面停风、风量不足或风筒出口至煤头距离超过规定时,

严禁钻眼放炮。

4、钻眼装药不得同时进行，钻眼时，严禁在原眼位加深炮后残

眼。

5、装药前，首先将炮眼内的煤岩粉掏干净，炮眼深度小于0.6m

时放水炮泥一个不得装药、爆破。在特殊情况下，如挖底、刷帮、挑

顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m,但

必须封满炮泥。炮眼深度在0.6〜1.0m时，封泥长度不得小于炮眼深

度的1/2,炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。炮眼深度超

过2.5m时，封泥长度不得小于1m.同时必须切断工作面所有电器设备

的电源。

6、每孔装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆

破母线与运输设备、电气设备及采掘机等导电体接触。

7、爆破前首先维护好顶板及爆破区域内的管线设施及设备。

8、由专职爆破工联接好小线和母线并将煤头人员撤出，最后离

开爆破地点。

9、放炮时必须严格执行“一炮三检、放炮三联锁”及“警戒制度”。

“一炮三检”，即在每次装药前、放炮前和放炮后，都必须由放

炮员检查放炮地点前后20m范围内的瓦斯浓度情况，瓦斯浓度达到或

超过0.8%时，不得装药、放炮。

“放炮三联锁”，（1）、放炮员持“警戒牌”，生产工长持“放

炮命令牌”，瓦检（安全）员持“放炮牌”。（2）、放炮前，放炮员在

做好放炮前准备工作的前提下（检查瓦斯、连好母线、最后一个撤

离后），将警戒牌交给工长，由工长派人设警戒，并检查顶板与支架

情况，负责把人员撤到安全地点，停掉盲巷内一切电源，一切工作

就绪后，工长将“放炮命令牌”交给瓦检员，瓦检员负责检查个地

点瓦斯含量，瓦斯无异常时，将“放炮牌”交给放炮员，表示允许

放炮，放炮员拿到牌后，安全员监督检查上述工作是否到位，一切

到位后，放炮员吹三声口哨后进行放炮。

爆破前必须在通向爆破区域的各个通道口、各派两名警戒员，其

中一人在规定的警戒线外放好警戒，另一人返回通知工长警戒已放

好。

10、爆破地点20m内，矿车未清除的煤、肝或其它物体堵塞巷道

断面1/3以上，炮眼内发现异物、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、

煤岩松散时严禁放炮。

11、爆破前，必须在联锁开关处将煤头电源切断；爆破前班组长

必须清点好人员，必须在人员全部撤出、确保安全的情况下，才允许

爆破工爆破。

12、爆破后40分钟待炮烟吹散，爆破工、瓦检工、班组长先检查

工作面的瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况；确定无危险，瓦斯

不超0.8%,经专职瓦检工同意后，工长方可带领工人进入工作面检查

顶板，瓦斯不超0.7肌方可送电。并坚持先支后回的原则。

第四节装载与运输

一、装运设备:

EBH120型掘进机一台，QZP—100桥式皮带转载机1部，SJ-800

型带式输送机1部，JDT1.4绞车。

二、运输方式：

综掘时:采用掘进机装煤，胶带输送机运煤；炮掘时;采用人工

装煤，胶带输送机运煤。采用1.0吨矿车运输材料。

(一)运送煤：

掌头一15102进风巷800mm皮带一一区胶带巷皮带一1200mm皮带

■*煤仓。

(二)材料及设备运输：

地面一混合斜井一井底车场一一区轨道巷一一区胶带巷与一区

轨道巷4#横贯一一区胶带巷一15102进风巷。

三、运输设备的敷设及安全措施

(-)运输设施的敷设

1、轨道的铺设

(1)轨道枕木必须铺在实底上，轨道各部件连接处夹板螺丝齐全

有效，安全设施齐全、可靠。

(2)轨道外缘距两帮、设备及风、水管路间距不小于700mm,要

求铺设平直，接头间隙不超过10mm,内错差不超过5mm,枕木每隔

1m铺设一根。

(3)人行道的最小宽度不小于1.0m。

(4)运输沿线及上下车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使

用灵活可靠。

⑸在有必要的地方要设置过桥。

2、皮带输送机的敷设

(1)皮带输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm,中间部分

距巷帮距离不小于500mm。

(2)皮带输送机的机头、机尾必须打压柱或地锚。煤底或软底时

在地锚基础上打好压柱，压柱或地锚不少于四根，木柱使用不小于小

180mm的优质圆木。地锚使用618X2000mm锚杆配合623义600mm的树

脂药卷打注。

(3)皮带输送机的驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置等

必须齐全有效。

3、小绞车安装

(1)小绞车要用地锚或压柱固定，煤底或软底时在地锚基础上再

打压俄柱，压俄柱为四压两俄，木柱使用不小于6180mm的优质圆木,

并打紧背牢。

(2)地锚使用618X2000mm锚杆和规格为623X600mm的树脂药

卷。

(3)每根锚杆用一块药卷，每部小绞车不少于4根锚杆锚固。

(4)每次挂车数不得超过1个。

(二)安全设施及要求

1、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效，并且灵活可靠。

2、斜巷运输，下部车场必须设置躲避胴。

3、绞车钩头和插销，必须使用试验合格的产品和集团公司规定

制作的连接装置，严禁使用自制的或不合格的连接装置。

4、绞车运输保险绳、车尾巴等安全设施必须齐全有效。

第五节管线及轨道敷设

一、各类管线、运输设施的布置及要求

（一）风筒紧贴顶锚杆外端吊挂，做到逢环必挂，平直、无破口。

（二）风管、水管安设在专用支架上，要求悬挂高度距底板不低

于0.5m,且风管、水管均为4寸管。风、水管布置在巷道的行人侧

便于延长、检修，管路悬挂点距底板高度为1.0m。供水管（铁管）

距工作面不超过30m,设三通，胶管紧跟工作面，以保证洒水消尘使

用。

（三）各种电缆布置在巷道的右帮，每隔L2m使用电缆钩悬挂

一处，悬挂高度不得低于1.6m。通信、信号电缆铺设在电力电缆的

上方，间距不小于0.2m。所有供电电缆，必须悬挂在距顶板锚杆0.5m

以下，悬挂平直，杜绝失爆。

（四）风筒吊挂在巷道运煤设备的一侧，吊挂要平整整齐，不影

响运输和行人。风筒出风口到工作面距离不大于5mo如果瓦斯超过

0.8%,可适当缩小风筒出风口到工作面距离。遇巷道超高，顶部要

采取防瓦斯积聚措施。

二、动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理

（-）各种缆线布置在巷道的人行侧帮，每隔1.2m使用电缆钩

悬挂一处，悬挂高度不得低于1.6m。通信、信号电缆铺设在电力电

缆的上方，间距不小于0.2m。所有供电电缆，必须悬挂在距顶板锚

杆0.5m以下，防止电缆击穿引燃巷道顶部瓦斯。

（二）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相

适应。

（三）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。

（四）严禁采用铝包电缆。

（五）必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。

（六）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。

（七）照明、通信、信号和控制用的电缆，应采用铠装或非铠装

通信电缆、橡套电缆或MVV型塑力缆。

（八）低压电缆不应采用铝芯。

（九）电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与风、水管在巷道同一侧

敷设时，必须敷设在风、水管上方，并保持0.3m以上的距离。

（十）高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之

间的距离应大于0.1m°高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小

于50mmo

第六节设备及工具配备、维修

一、设备及工具配备

序号