i010907主运掘进工作面作业规程新

目录

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称I010907主运顺槽。

二、巷道性质回采巷道，全部为煤巷。

三、巷道用途运输、进风。

四、设计长度I010907主运顺槽长度为2381.414m。

五、服务年限：1年半。

六、计划开工时间：2012年8月1日；计划竣工时间：2013年4月30

Ho

第二节编写依据

一、地测部门提供的地质说明书。

二、生产办原设计说明书及图纸。

三、依据《煤矿作业规程编制指南》（煤炭工业出版社）及其他技术规范。

四、依据《煤矿安全规程》、《操作规程》、《煤炭法》、《矿山安全法》、《安

全生产法》安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和技术规范等。

第二章I010907工作面掘进地质说明书

一、工作面的范围与邻区及地面的关系

工作面位于主、辅运上山南翼的第5勘探线一第8勘探线范围之间，工

作面开切眼至设计停采线走向长2230m,倾向宽220m,面积490600nf。

根据现有资料•，工作面西南部有沙坪煤矿，其井田边界距离本掘进工作

面最近为50m,工作面东南部为井田边界，工作面北部为9号煤层主、辅运

±lll,西部相隔30m为905工作面（现回采），东部为未开采煤体。

工作面对应地表为山西西北部黄土高原中——低山区地形，地表冲刷沟

较多，地面最低点在工作面的西北部，标高为985.8m,下部煤层底板标高为

911.2m,煤层埋藏深度为74.6m；地表最高处在工作面的中部，地表标高为

1116.8m,下部煤层底板标高为930m,煤层埋藏深度186.8m。

二、工作面范围内煤(岩)层产状和地质构造的主要特征

工作面掘进区域煤(岩)层大体向北西方向倾斜，煤层倾角在1°-4°

之间，据勘探报告，工作面内无断裂构造，工作面内煤岩层节理、裂隙发育。

据现有资料，工作面内煤层无河流冲刷变薄现象。

工作面内无岩浆岩侵入。

三、工作面煤层情况

工作面内煤层赋存较不稳定，煤层厚度变化于2.80—4.60m之间，纯煤

厚度变化于1.80-3.60m之间，在第6-第7勘探线间，煤层厚度变化较大,

煤层厚度变化于2.80—4.60m之间，含有1—4层夹研，SZK6-1钻孔揭露煤

层的中上部夹砰厚度达0.65m,煤层厚度较稳定,工作面总体煤层厚度为西南

厚，东北薄。

工作面内煤层平均厚度为4.16m,纯煤平均厚度为4.10m,煤层平均结构

为：0.67(0.55)1.03(0.31)0.80(0.20)0.60。

四、工作面顶底板情况

1、顶板情况

工作面顶板多为粗一细砂岩，有少量粉砂岩及泥岩。

在第5勘探线SZK5-3钻孔揭露煤层顶板为14.42m厚的粗砂岩，浅灰白

色，成分以石英为主，泥质胶结，分选差，粒度由上至下渐变大，节理发育,

(极限抗压强度:干燥60.0—78.0/7603MPa)；往上为3.50m厚的泥岩。

在第6勘探线SZK6T钻孔揭露煤层直接顶板为2.60m厚的粉砂岩,灰色、

厚层状，往上老顶为IL80m厚的含砾粗砂岩，灰白色，巨厚层状，成分以石

英、长石为主，分选差，硅质胶结，坚硬；SZK6-4钻孔揭露煤层伪顶为0.80m

厚的粉砂岩，往上为0.85m厚的细砂岩，老顶为4.65m厚的粗砂岩及4.41m

厚的泥岩，其中粗砂岩为灰白色，巨厚层状，成分以石英为主、长石次之，

泥质胶结。

在第7勘探线SZK7-4钻孔揭露煤层直接顶板为2.17m厚的泥岩，灰黑色,

薄层状，含黄铁矿团块，具滑面、有滑感，软；老顶为4.81m厚的含砾粗砂

岩、5.40m厚的中砂岩和11.02m厚的含砾粗砂岩，其中4.81m厚的含砾粗砂

岩为灰白色，厚层状，成分以长石、石英为主，泥质胶结，硬；5.40m厚的

中砂岩为灰白色，中厚层状，具有水平层理，硅质胶结，坚硬；H.02m厚的

含砾粗砂岩为灰白色，巨厚层状，成分以长石、石英为主，泥质胶结，裂隙

发育，硬。

在第8勘探线SZK8-5钻孔揭露煤层伪顶为0.54m厚的泥岩及0.16m厚的

薄煤层，往上直接顶为0.66m厚的粉砂岩，老顶为8.53m厚的粗砂岩及8.26m

厚的含砾粗砂岩，灰白色，巨厚层状，成分以石英、长石为主，泥、钙质胶

结，硬〜坚硬。

2、底板情况

工作面底板多为泥岩。

在第5勘探线SZK5-3钻孔揭露煤层底板为8.86m厚的泥岩，灰黑色，团

块状,夹粉砂岩条带，（极限抗压强度：饱和30.1—48.2/39.IMPa、干燥73.6

—83.9/80.5MPa、软化系数0.49）。

在第6勘探线SZK6-1钻孔揭露煤层底板为2.801n厚的砂质泥岩，深灰色,

厚层状，（极限抗压强度：饱和48.5—83.l/63.6MPa＞干燥84.1—

117.0/100.6MPa、软化系数0.63）；往下为1.30m厚的粉砂岩及6.65m厚的

粗砂岩，灰白〜灰色，中厚层状，成分以石英为主、长石次之，垂直裂隙发

育，泥质胶结、半坚硬；SZK6-4钻孔揭露煤层底板为3.90m厚的泥岩，灰色,

中厚层状，夹砂岩条带，具斜裂隙；往下为3.15m厚的细砂岩，灰白色，薄

层状，夹薄层粉砂岩，波状层理发育。

在第7勘探线SZK7-4钻孔揭露煤层伪底为0.45m厚的泥岩，灰黑色，中

厚层状，软；往下为5.20m厚的细砂岩，灰白色，薄层状、波状层理发育。

（极限抗压强度：饱和71.8—96.7/85.OMPa、干燥107.3—107.8MPa、软化

系数0.64）

在第8勘探线SZK8-5钻孔揭露煤层底板为3.06m厚的砂质泥岩,灰黑色,

厚层状，层面含黄铁矿薄膜，偶夹一层0.05m的粗砂岩，较硬。

五、工作面水文地质情况

本井田范围内含水层主要为第三系、第四系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、

石炭系、二叠系碎屑岩含水层、奥陶系灰岩岩溶含水层，其中第三系、第四

系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、石炭系、二叠系碎屑岩含水层属弱富水含水

层。

地表无大的水体，上覆无小窑、老窑采空积水区。

据已有巷道揭露，9#煤层及其顶板碎屑岩中含水，出水形式为滴、淋水,

另在施工顶板锚杆和锚索眼因沟通顶板砂岩层，从其锚杆(眼)出水，初期

揭露最大涌水量为5—40m7h,另工作面中部对应地表有冲刷沟，沟底岩层可

能含水丰富，预计工作面掘进期间涌水量在15-50m3/h之间。

六、开采技术条件

根据《上榆泉井田补充勘探地质报告》，9#煤层瓦斯、煤尘及煤层自燃发

火情况如下：

1、瓦斯情况：

9#煤层为低瓦斯煤层,SZK7-3钻孔瓦斯含量(ml/g)：C02：0.180,N2：

4.308o

9#煤层虽然为低瓦斯，但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性。

2、煤尘情况

9#煤层煤尘火焰长度50—500mm,加岩粉量平均为45%,煤尘具有爆炸性。

3、煤层自然发火情况

9#煤层原样燃点为316—322/319℃,氧化样燃点为297—302/300℃,还

原样燃点为346-360/353°C,还原样与氧化样燃点之差为53℃,为自燃煤层,

自燃发火期一般为3—4个月。

4、煤层地温情况

9#煤层地温无异常，一般为16℃。

七、储量

工作

工作面煤层容重工业工作面设可采

面倾工作面

走向长厚度(m3/t储量计回采率储量备注

向宽面积(m2)

(m)(ID))(万吨)(%)(万吨)

(m)

22302204906004.161.50306.195290.8

八、存在问题及建议

1、因工作面煤层伪底为一层平均厚0.07—0.50m厚的较软泥岩，建议在

掘进时制定相应技术措施，掘进过程中加强底板管理。

2、工作面煤层节理、裂隙较发育，建议在掘进过程中做好帮、顶支护工

作，遇有煤岩层破碎及构造赋存地段要加强支护。

3、工作面煤层顶板碎屑岩层含水，个别地段顶板淋水增大或从顶板锚索

眼出水量增大现象，建议在掘进过程中，遇有积水地段要打临时水仓，同时

完善工作面排水设施，保证排水畅通。

4、9#煤层虽然为低瓦斯煤层，但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性,

故在掘进过程中应加强瓦斯监测及通风管理工作，同时做好煤尘防治工作。

附：9#煤层综合柱状图(图1)

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、I010907主运顺槽布置：

1、该工作面主运顺槽从原905工作面主运联巷内拉门，拉门点坐标为：

X=4344477.364,Y=522673.4888,H=912.29m,沿煤层底板掘进,以201°41'

39”的方位施工16.661m后，开始拐点施工，拐点坐标为X=4344455.805,

Y=522664.9121；以171°41'39〃的方位角以5°34'05〃的坡度下山施工,

施工长度为20m,第二拐点坐标为X=4344436.014,Y=522667.80110待施工

到第二拐点坐标后，即开始施工907皮带机头段。

2>1010907主运顺槽机头段以21°41'39〃方位角施工，先沿煤层底

板施工86.331m与9#集中主运上山贯通，贯通点坐标为：X=4344519.64,

Y=522701.07；机头段贯通后，再从第二拐点开始施工1010907主运顺槽，

1010907主运顺槽施工方位角为201°41'39〃，沿煤层底板施工，施工长度

为2295.083m到位，切眼中心坐标为X=4342310.816,Y=521822.3326,该巷

道主要用途为运煤、回风。

3、切眼施工前，另行编制《I010907工作面切眼掘进作业规程》。

附：1010907巷道布置平面图（图2）

1010907主运机头平面放大图（图3）

1010907主运机头平面支护图（图4）

A—A剖面图（图5）

1一1断面图（图6）

二、巷道断面及支护

1、1010907主运机头段：自拉门点向前10.018m、向后2m范围内施工断

面为宽6.5m,高3.2m；顶支护采用螺纹钢锚杆、钢筋网、锚索棚、锚索、喷

碎联合支护；顶锚杆间排距为800X800mm,锚索、锚索棚间排距为2400mm

X2400mm,两帮采用螺纹钢锚杆支护，钢筋网、喷碎联合支护；帮锚杆间排

距为1000X1000mm,以后巷道规格为宽6.5m,高4m,施工长度为48.535m,

以前进方向左帮宽4m,右帮宽2.5m的规格施工；再向前12m范围内以巷高

4m,巷宽7.4m施工，（即左帮宽4.9m,右帮宽2.5m）。之后直到贯通点止18m

范围内左帮宽6.9m施工；右帮从贯通点向切眼方向加宽4.1m,长度11m；巷

高全部为4mo

2、主运顺槽宽度为5m,高度为3.0m；顶板采用螺纹钢锚杆、双抗塑料

网支护，巷帮采用玻璃钢锚杆支护，顶锚杆间排距为900X1000mm,帮锚杆

间排距为1000X1000mm,两帮最上一根锚杆采用玻璃钢锚杆加木垫板支护，

木垫板规格为300X200X35mm,选用优质松木制作，铁托盘规格为150X150

XIOmmo锚索、锚索梁间排距为2400X2400mm。

三、洞室设计

1、机头胴室

1010907主运机头碉室共有四个断面，详见断面图，其中2-2断面规格

巷宽13.5m,巷高4.0m,长度13.14m；支护方式为锚网索喷联合支护，锚

杆间排距为800mmX800mm,锚杆规格为螺纹钢锚杆，4）18X1800mm；锚索规

格：615.24X8000mm,锚索间排距为2000mmX2000mm,配合锚索钢梁支护。

3-3断面规格：巷宽9.4m,巷高4mm,长度4.219m,采用锚网索喷联合支护，

锚杆规格为螺纹钢锚杆，4）18X1800mm,锚杆间排距为800mmX800mm；锚索

规格：615.24义8000mm,配合锚索钢梁支护。4-4断面规格：巷宽7.400mm,

巷高4m,长度12m,采用锚、网、索、喷联合支护，锚杆规格为618X1800mm

螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mmX800mm,两排锚索配合钢梁支护，锚索规

格为4>15.24X6000mm,间排距为2400mmX2400mm；5-5断面规格：巷宽6.5m,

巷高4m,长度60.6m,采用锚网索喷联合支护，锚杆规格为。18X1800mm螺

纹钢锚杆，锚杆间排距为800mmX800mm；锚索规格为615.24X6000mm,间

排距为2400mmX2400mm；交叉点处加打锚索钢梁加强支护。

2、二部机头碉室

该顺槽施工至1200m时，在非开采帮施工一个长度20m,宽度2.0m,与

主运顺槽同高度（3.0m）的二部机头嗣室。胴室处顶板采用螺纹钢锚杆配合

双抗网支护，锚杆间排距800mmX800mm,帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距

1000mmX1000mm,碉室口处加打锚索或锚索梁加强支护，锚索间排距2400mm

X2400mm,并安设顶板离层观测仪进行顶板观测。

附：2——2断面图（图7）

3——3断面图（图8）

4——4断面图（图9）

5—-5断面图（图10）

6—-6断面图（图11）

7—-7断面图（图12）

1010907主运顺槽二部机头胴室平面图（图13）

1010907主运顺槽二部机头碉室支护图（图14）

8——8断面图（图15）

3、调车胴室

在1010907主运输顺槽上帮每隔500m施工一调车硒室,规格：（内口长+

外口长）X宽乂高=（6m+12m）X5mX3m；顶板采用螺纹钢锚杆配合双抗网联

合支护，间排距为800X800mm,帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距为1000X

1000mm。在胴室拉门口加打锚索或锚索梁加强支护，间排距为2400X2400mm,

在每个胴室拉门口处必须安装顶板离层观测仪，以观测顶板活动情况。

附：1010907主运顺槽调车洞室平面图（图16）

1010907主运顺槽调车洞室平面支护图（图17）

9——9断面图（图18）

4、水仓

该顺槽根据实际揭露涌水量，在其低洼点附近施工水仓或环形水仓，水

仓容量根据实际最大涌水量而确定，一般规格尺寸规定为：宽义高X深=2m

X2mXlmo掘进时工作面应备两台15Kw的水泵应急。

附：环形水仓平、断、剖面图及水泵窝子平、断面图（图19）

5、移动救生舱胴室

在该顺槽距拉门口1260m处行人侧施工一个规格为深2m,长度17m,高

度3.2m的移动救生舱嗣室，采用锚网索联合支护，顶板锚杆采用①18mmX

1800mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距800nlmX800mm,铜室入口采用①15.24mmx

6000mm锚索或锚索棚支护，锚索间排距2400mmX2400mm；巷帮采用①16mm

X1600mm玻璃钢锚杆支护，锚杆间排距为1000X1000mm,底板硬化。

附：1010907主运顺槽移动救生舱平面图(图20)

1010907主运顺槽移动救生舱平面支护图(图21)

10——10断面图(图22)

四、I010907主运顺槽断面设计说明：

I010907主运顺槽断面均为矩形断面。

I010907主运机头段：

(1)自I010907主运机头与9#层集中上山贯通处起，里程0—12.39m

段，执行2-2断面：

B巷宽=13.5mH巷高=4.0m

(2)里程12.39―16.61m段，执行3-3断面:

B巷宽=9.4mH巷高=4.0m

(3)里程16.61—26.8m段，执行4-4断面:

B巷宽=7.4mH巷高=4.0m

(4)里程段，28.6-77.135段执行5~5断面：

B巷宽=6.5mH巷高=4.0m

(5)里程，77.135—89.224m段,断面尺寸为：

B巷宽=6.5mH巷高=3.2m

(6)905工作面主运联络巷停掘头至拐点1距离16.661m,拐点1—拐

点2距离20m,两段联络巷均执行1-1断面：

B荒宽=5.2mH荒高=3.3mB净宽=5.0mH净高=3.0m

(7)该顺槽由拐点2至停采线段长度53.351m,执行6—6断面，

B荒宽=5.2mH荒高=3.ImB净宽=5.0mH净高=3.0m

(8)自停采线位置开始至顺槽停掘位置，执行7-7断面：

B巷宽=5.0mH巷高=3.0m

第二节支护设计

一、支护方式

1、1010907主运顺槽机头段至停采线采用锚、网、索、梁、喷联合支护。

(1)锚杆：

顶锚选用618X1800mm螺纹钢锚杆，间排距为900X1000mm,每孔装入

一支CK2360树脂锚固剂；两帮锚杆选用618X1600mm螺纹钢锚杆，每孔装

入一支CK2335树脂锚固剂，间排距为1000X1000mm；锚杆托盘规格为150

X150X10mm。

(2)金属网

采用66.5mm的圆钢焊接而成，顶网(长X宽)规格为5000X1200mm,

帮网规格为3000X1200mm；网格均为120X120mm,金属网搭接长度50-100

mm,搭接边使用14#铁丝每隔300mm连接一处。

(3)锚索：

2-2断面和3-3断面所采用的锚索规格为①15.24X8000mm；锚索间排距

为2000X2000mm,每孔装入4支CK2360树脂锚固剂进行锚固。配合锚索梁

支护。

(4)锚索梁：在施工过程中遇断层、顶板破碎、淋水、地质构造等时采

用锚索梁或金属棚子加强支护。锚索梁选用20#槽钢制作，长度3000mm,每

组锚索梁使用两根锚索进行固定，棚间距2400mm。

(5)喷碎:厚度100mm,强度等级为C20。

2、自停采线开始至切眼范围内，巷道宽5m,高3m。顶板采用锚杆、双

抗塑料网、锚索、锚索梁联合支护。顶锚杆、锚索、锚索梁规格等支护形式

不变。非开采帮(前进方向右帮)使用规格为618X1600mm螺纹钢锚杆，开

采帮(前进方向左帮)使用616X1600mm玻璃钢锚杆，两帮锚杆间排距均为

lOOOXIOOOmmo为了方便悬挂隔爆水棚，巷道内顶板每隔200nl挂金属网支

护，挂金属网长度26m,其它支护不变。

二、巷道支护校验及设计

(-)锚杆支护参数校核：

1、按悬吊理论校核锚杆支护参数

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：

L23+L2+L3

L锚杆总长度，m；

Li--锚杆外露长度(托盘+螺母+0.02)取0.05m；

L2--有效长度(顶板锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)m；

L3---锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.2m)

普氏免压拱高b=(B/2+Htan(45°帮/2)/f顶

式中B、H----巷道掘进跨度和高度，B=5m；H=3.2m

f顶-一顶板岩石普氏系数，f领取5,

3帮——两帮围岩内摩擦角，3帮取45°

则6=(5000/2+3200tan(45°-45°/2))/5

=[2500+3200tan(22.5°)/5=765mm;

C=3200Xtan(45°-45°/2)=1325mm

依据上述公式计算得出：

顶锚杆：L顶21615mm；帮锚杆L帮21575mm。故顶锚杆长度取1800mm,

帮锚杆长度取1600mm符合支护要求。

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距：

每根锚杆悬吊重量G2YL2a；锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全

起见，再考虑安全系数k,k=2o则

1/2

kG<Qa<(Q/kYL2)

Q270KN,计算得a<l.326m,取a=lmo因此，间排距参数能满足计算结果。

(二)锚索支护设计与校核：

按悬吊理论校核锚索支护参数

La=K"

1、锚索锚固长度："

式中：La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度mm

K——安全系数，取2

小——锚索直径，取15.24mm

fi——钢绞索抗拉强度，取1860N/mm2

——锚索与锚固剂的设计粘度，树脂药卷取R=10N/mmL，

15.24x1860

La—2x=1417.32

则4x10

2、锚索长度L=L“+〃+〃+及

式中：L——锚索长度，m

La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度m,取1.41732

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，拉门点处为2.65nl粉砂岩。

L——上托盘及锚具的厚度，取0.1m

Ld——需要外露的张拉长度，取0.2m

贝lj:Li=1.41732+4.01+0.1+0.3=5.72732,按1.4的安全系数，取8m

心=1.41732+2.65+0.1+0.2=4.367,按1.4的安全系数，取6m

3、锚索间排距的确定：

1)1010907主运顺槽胴室锚索间排距确定

L=nF2/[BHY-(2Flsin0)/Lj

式中：L---锚索排距，2.4m；

B——巷道最大冒落宽度，4.0m；

H——巷道最大冒落高度，按最严重冒落高度取4.1m；

Y---岩体容重，26KN/m3；

Li---锚杆排距，0.8m；

Fi---锚杆锚固力，100KN；

F2——锚索极限承载力，260.7KN；

。---角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n——锚索排数，取2.0；

L=2X260.7/{f4.0X4.1X26-(2X100XSin75°)/0.8)=2.8m>2.4m

2)1010907主运顺槽机头胴室锚索间排距确定

L=nF2/[BHY-(2Flsin0)/L,]

式中：L---锚索排距，2.4m；

B——巷道最大冒落宽度，6.75m；

H——巷道最大冒落高度，按最严重冒落高度取4m；

Y——岩体容重，26KN/m3；

Li---锚杆排距，0.8m；

Fi---锚杆锚固力，100KN；

F2——锚索极限承载力，260.7KN；

。---角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n---锚索排数，取5.0；

L=5X260.7/(6.75X4X26-(2X100XSin75°)/0.8)=2.8m>2.4m

根据以上计算确定：

1、1010907主运顺槽顶锚杆间、排距为900X1000mm,两帮锚杆间、

排距为1000X1000mmo

2、顶锚选用@18X1800mm螺纹钢锚杆、树脂药卷CK2360,端头锚固;

巷道前进方向右帮锚杆选用618X1600mm螺纹钢锚杆，左帮锚杆选用616

X1600mm玻璃钢锚杆，树脂药卷CK2335,端头锚固；锚索规格为615.24

X8000mm,装4支CK2360树脂药卷进行锚固，间排距为2400mmo

三、掘进速度及施工工期

1、煤巷为机掘，掘进速度为350m/月。

2、机掘工程量:1010907主运顺槽施工距离为2381.414m,工期为9个

月。

四、临时支护设计：

为了防止工作面出现掉顶事故，采用临时支护。临时支护方法有两种:

1、采用对帮、顶板先进行打临时锚杆支护(可不按设计间排距进行施工，

但锚杆的预应力必须合格）。

2、掘进时必须使用临时支护并及时前移，严禁人员进入无支护区内作

业，临时支护采用两个吊环拧在顶板锚杆螺丝上，并用两根2.5时钢管穿在

两吊环内，用背板在两根钢管上接顶背实。

附：1010907主运顺槽临时支护示意图（图23）

第三节支护工艺

一、锚杆安装工艺

1、打锚杆孔

首先要认真执行“敲帮问顶”制度，彻底处理活岩危煤，确认安全后方

可进行工作，打眼时必须站在有支护的地点进行作业。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，眼位允许偏差不得超过±100mm,眼孔角度允许偏差不得大

于15°。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，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼

的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

2、安装锚杆

打眼准备——打锚杆眼——清除眼内煤（岩）粉——安装树脂锚固剂一

一安装锚杆——锚杆打压。

二、锚索安装工艺

1、准备工作：打眼——上药卷——安装锚索——上垫片（槽钢）——用

千斤顶预紧锚索——切掉锚索外露超长部分。

2、接、卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。

3、搅拌器一定要插入钻机底，锚索要插入搅拌器底部，搅拌药卷过程中

要设专人护住锚索，以防甩脱锚索发生伤人事故。

4、锚索锚固后，及时上好托板（槽钢）。

5、涨拉时，千斤顶应与锚索保持同一轴线。

6、风动或液压泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。

7、如巷道较高需架设平台时一，平台必须架设牢靠，不允许站在输送机和

掘进机上作业。

三、喷射混凝土

1、准备工作

1）、检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理；

2）、清理喷射现场的砰石杂物，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；

4）、喷射前必须用高压风水冲洗岩面；

5）、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、材料规格

喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥，砂为纯净的河砂，含土量

不能超过3%,石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以

下，石子过筛，并用水冲洗干净，混凝土强度为C20,磅重量比为水泥：砂

子：石子=386:572:1272,体积比为水泥：砂：石子=1：2：2；速凝剂型号为

J85型，掺入量一般为水泥重量的2〜3.5%,喷淋水区时，可酌情加大速凝剂

掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

3、喷射顺序为：先帮后顶，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。

人工拌料时采用潮拌料•，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均

匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高0.IMPa左

右，加水量凭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50〜70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时一，

否则应用高压水重新冲洗受喷面。

4、喷射工作

1）喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回

弹料，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

水环和喷浆机内、外部所有灰浆或材料。

2）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。

第四节矿压观测

1、观测站的设置方法

1010907主运顺槽每隔100m安设一台离层指示仪，如果顶板破碎压力较

大时，每隔50m安设一台离层指示仪。

2、观测方法与要求

（一）观测方法

顶板离层：采用顶板离层指示仪观测。

锚固力：采用锚杆拉力计检测。

预紧力：采用力矩扳手检测。

（二）观测要求：

1）观测时必须确保读数准确。

2）在各观测站必须设置观测牌板。

3）观测站每7天观测一次，顶板下沉量较明显时每天观测一次，并把观

测结果及时上报到有关单位和矿及领导。

（三）观测内容:

1）锚杆的预紧力和锚固力：定期做锚杆的锚固力和预紧力检查。

2）锚固力：每300根锚杆检查1组。

3）预紧力：锚杆逐根检查，合格率不低于90%°

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、该顺槽煤巷使用EBZ160掘进机掘进。

2、首先完善通风系统及风水管路和运输系统。

3、按照地测给定的方位施工，I010907主运顺槽先按4m宽度截割，然

后截割剩余断面宽度并及时挂网。

4、巷道采用激光定向，激光定向仪每隔100m前移一次，如果巷道坡度

变化较大及其他原因影响光线时要随时前移。

5、该顺槽沿煤层底板施工。

附：掘进机截割流程示意图（图24）

第二节落煤方式

一、掘进机具：

该顺槽使用EBZ160掘进机掘进。

二、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、割煤喷雾、冲刷巷帮、净化水幕、除尘风机捕

尘等。

第三节装、运煤方式

一、运输系统：

1010907工作面一主运顺槽一9#集中主运上山一主运上山一主

平砸］f地面

二、运料系统：

工业广场f副平硒-*辅运上山-*9#集中辅运上山-*1010907±

运顺槽一用料地点

第四节设备及工具配备

一、设备及工具配备情况表

设备工具名称规格型号功率单位数量备注

局部通风机FBDN06.0/3*223X22KW台2

掘进机EBZ160261kw台1

排水泵DW157.5KW台6

排水泵DW2515KW台2

喷浆机JPS71-L7.5kw台2

风镐G-10部2备用1部

压风机MLGF-16/7-90G90kw台2

皮带机DSJ—8090kwX2台2

坑道钻机ZLJ-6507.5kw台1

液压油泵MYBZ11B1Ikw台2

除尘风机KCS-225ZZ18.5KW台1

二、施工设备与供电

（一）机组技术特性

总体长度9.2m

总体宽度2.9m

总体高度1.8m

整机参数

卧底深度300mm

爬坡能力±18°

总重45T

高度2.4〜4.8m

截割范围宽度3.1~5・5m

面积26m2

截割头形状圆锥台式

截割部截割头深缩量550mm

喷雾内、外喷雾方式

装载形式三齿星轮式

装载宽度2.9m

铲板部爬爪转数30rpm

装载能力3.5m3/min

原动机马达10.7kw2台

形式边双链刮板式

第一运输机溜槽断面尺寸0.54m（宽）X0.35m（高）

运输能力4.lm3/min

形式履带式

履带宽度600mm

行走部

对地压强0.14mpa

行走速度0—7m/min

（二）施工设备与供电情况表

序

数功率

号设备名称型号配套方式备注

量(KW)

1综掘机EBZ1601261截割头最大功率

2二运机QZP-2001电动滚筒

3胶带输送机DSJ—8022X90二部

4对旋风机FBDNo6.0/3*2223X22

矿用隔爆真空馈电开关

5矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-315/10/1.141机组供电

KBZ-400/1140/660

6矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-315/10/0.661皮带机及660V电源

7矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-500/10/0.661皮带机及660V电源

8矿用真空磁力启动器QJZ—30/660(380)12排水、油泵、压风机等

9矿用隔爆型煤电钻综合保护装置ZBZ—4.0Z2660V、1140V各一台

10矿用隔爆型智能真空馈电开关KBZ—400/11403皮带机头、工作面高低压

11液压泵站MYBZ11B2

12液压锚杆钻机MYT-1402

13空气压缩机MGF-16/7-90G190

14矿用隔爆型照明信号变压器综合保护装置ZBZ—4.0M1660V、1140V各一台

15矿用隔爆兼本质安全型真空电磁启动器QJZ—200/11403

16水泵DW1567.5

17坑道钻机ZLJ-65017.5

（三）装载设备运输方式表

固定方运输方运输距

序号设备名称型号数量安装位置

式式离

1机组一运EBZ1601掘进机刮板机10m

销轴连胶带运

2二运机QZP—2001机组后18m

接输

底锚固胶带运

3一部皮带机DSJ—801907主运1200m

定输

底锚固胶带运

4二部皮带机DSJ—801907主运1200m

定输

四、管线敷设方式表

与工作面间

序号名称规格型号单位数量吊挂方式

距

1阻燃风筒<1>1000mm23808〃铁线

2供、排水管路6108时4760管路架W20m

3电缆MYP—3X70+1X35m1300电缆钩

4电缆MYP—3X50+1X25m1300电缆钩W20m

5电缆MYP—3X6+1X4m300电缆钩<10m

MYP—3X1.5+1X

6电缆m2600电缆钩<20m

1.0

第五章生产系统

第一节通风系统

一概述

1、瓦斯情况：

2012年矿井开采煤层为9#和10#层，各煤层均属于低瓦斯煤层,

2011年8月，山西省煤矿设备安全技术检测中心对上榆泉煤矿矿井

瓦斯及二氧化碳涌出量进行鉴定，鉴定结果为绝对涌出量为：3.38

3

m/min,相对涌出量为：0.54m7to经河曲县煤炭工业局、忻州市煤

炭工业局、山西省煤炭工业局批准，确定为低瓦斯矿井。

目前各煤层虽然定为低瓦斯，但局部地段不排除瓦斯积聚的可能

性，故在开采中对瓦斯可能聚积区仍应采取一定的防治措施。

2、煤尘情况

根据2011年山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井煤尘爆炸定

性分析，结果为煤尘具有爆炸性，煤尘云最大爆炸指数9#层为

4.881MPam/s,随着矿井生产进行，煤体揭露增多和机械化设备的投

入使用，运输转载点的增多，促使井下空气中的煤尘增高，采掘工作

面及运输转载点附近会产生煤尘沉积现象，为此必须加强对矿井粉尘

的防治工作。

3、煤层自然发火情况

9#煤层均为自燃煤层，自燃等级为2级，自然发火期3-4个月，

由于各煤层的自然发火期较短、煤层自然含水较少及各煤层赋存较浅

等原因，随着矿井开采，煤巷掉顶、片帮及回采工作面冒落采空区

产生漏风，容易使煤层产生自燃。在生产过程中应加强对矿井自然发

火的防治工作，达到防患与未然的目的。

二、通风方式

上榆泉煤矿矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式，即

由主、副平胴入风，由回风斜井回风。采用机械通风，主要扇风机为

轴流式，扇风机型号为BDK54-8-N026,扇风机额定风量为

93m7s-207m'/s,矿井反风采用扇风机反转的方法。

三、掘进工作面通风

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、

工作面温度、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进

行计算，然后取其中最大值。

（1）I010907主运顺槽掘进工作面：

①按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算需要风量：

Q»1=100XqXK掘通

式中一单个掘进工作面需要风量，m7min；

q掘一掘进工作面风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量,

K掘通一瓦斯涌出不均衡系数。

Q«=100XqMXKM=100Xl.0X1,6=160m7min

②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量：

岩巷掘进：QMS：（Q南+9S）Xli

煤巷掘进：Q«=（Q扇+15S）Xli

式中Q掘一局部通风机的实际吸风量，mVmin;

S—安设局部通风机的巷道断面积，m2;

li一掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

Q掘=（Q扇+9S）XIi=250+9X15=385m7min

③按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：

每人供风不小于4m7min

Q«>4N

式中N一掘进工作面最多人数

Qa>4N=4X15=60m3/min

④按巷道最低风速计算风量

Q掘=60X0.25S=225m7min

I010907主运顺槽掘进工作面风量取值230m7min

⑤按风速进行验算

15S<Q«<240S

15X15<230<240X15

225<230<3600

（2）I010907主运联络巷掘进风量计算

①按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算需要风量：

Qr100Xq掘XK掘通

式中Qis—单个掘进工作面需要风量，m7min；

q掘一掘进工作面风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量,

mVmin；

K掘通一瓦斯涌出不均衡系数。

Q掘=100Xq掘XK掰通=100XI.1X1.6=176m'/min

②按局部通风机的实际吸风量计算需要风量：

岩巷掘进:Q«=（Q扇+9S）Xli

煤巷掘进：Q«=（Q扇+15S）Xli

式中Q掘一局部通风机的实际吸风量，m7min;

S—安设局部通风机的巷道断面积，m2;

li一掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

Q«=（Q扇+9S）XIi=（250+9X16.5）X1=398.5mVmin

③按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：

每人供风不小于4m3/min

Q掘>4N

式中N一掘进工作面最多人数

Q«>4N=4X15=60m3/min

④按巷道最低风速计算风量

Q堀=60X0.25S=247.5m3/min

I010907主运联络巷掘进工作面风量取值250m3/min

⑤按风速进行验算

15S<Q«<240S

15X16.5<250<240X16.5

247.5<250<3960

局部通风机的选型汇总表

型号FBDNo6.0/3*22整机功率3X22kw

风量500-250m3/min全风压630—8400Pa

额定功率22kw电压380/660V

电流42.2/24.4A转速2940r/min

频率50Hz防爆合格证320051305

A/Y接法F级绝缘

生产厂家湘潭平安电气集团有限公司

通过以上计算，选用FBDNo6.0/3*22型局部通风机，配口1。。。!™

阻燃风筒，能够满足掘进工作面的风量需求，并符合有关规定，为保

证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源自动切换方式供风。

四、安装地点：最终局部通风机安装905主运联巷风门以内，距

离巷道底板高度不小于0.3m,该巷道风量为2200-2300m7min,采用

双风机、双电源自动切换进行供风。

前期新风流路线：局部通风机一I010907主运顺槽机一1010907

主运顺槽一掘进工作面

前期乏风路线：掘进工作面一I010907主运顺槽一I0