轨道下山作业规程

山西兴县XXXXXXXXX煤业有限公司

掘进工作面作业规程

工作面名称：轨道下山

施工负责人：xxx

总工程师：XXX

主管矿长：XXX

编制日期：二。一x年x月二十日

目录

第一张矿井概况及编制依据............................4

第一节矿井概况..................................4

第二节编写依据.................................4

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

第二节煤层赋存特性..............................7

第三节地质构造................................10

第四节水文地质................................10

第三章巷道布置及支护说明.........................13

第一节巷道用途及布置...........................13

第二节矿压观察.................................16

第三节支护设计.................................16

第四节支护工艺及要求...........................27

第四章施工工艺...................................32

第一节施工方法.................................32

第二节凿岩方式.................................32

第三节装载与运输...............................35

第四节管线及轨道敷设...........................38

第五节设备及工具配备...........................39

第五章生产系统...................................40

第一节通风......................................40

第二节风压......................................45

第三节瓦斯防治..................................45

第四节综合防尘................................46

第五节防灭火及隔爆.............................47

第六节安全监控系统.............................47

第七节供电系统.................................47

第八节供排水系统...............................56

第九节运输系统.................................57

第十节照明、通讯和信号.........................57

第六章劳动组织与主要经济技术指标.................59

第一节劳动组织.............................59

第二节循环图表.............................59

第三节经济技术指标.............................61

第七章安全技术措施...............................62

第一节一通三防..................................62

第二节顶板管理..................................63

第三节防治水....................................65

第四节机电....................................66

第五节运输......................................67

第六节各工种安全技术措施.......................69

第七节其它......................................74

第八章灾害预防、处理及避灾路线图.................77

第一章矿井概况及编制依据

第一节矿井概况

•、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为一采区轨道下山。

二、掘进目的及用途

作为于一采区的主要运输，满足采区内的通风、行人、运输、

管线敷设的要求。

三、巷道位置及四邻关系

轨道下山作为一采区的主要运输，辅助一采区内的设备、材料

运输、通风、行人管线敷设。巷布置在井田西北部，北面与回风下

山相距16.7m,南面为实体煤，西面位实体煤，东面与原旧轨道下山

贯通。

四、巷道设计长度和服务年限

设计长度：轨道下山764nl（平距）。

服务年限：10年。

五、预计开竣工时间

本掘进工作面自2011年11月份开工，预计2012年2月份完工。

附：巷道平面布置图。

第二节编写依据

一、采区设计说明书及批准时间

设计说明书名称为《初步设计》，批准时间为2010年11月。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《三条下山地质说明书》，批准时间为2010

年10月20日。

《山西兴县XXXXXXXXXXXXXX煤业有限公司兼并重组整合矿井地

质报告》。批准时间2010年3月

三、矿压观测资料

根据回风下山及运输下山顶板观测记录分析情况。

四、图纸规程

1、轨道下山断面图；

2、《煤矿安全规程》（2010版）；

3、《煤矿安全技术操作规程》；

4、《初步设计》

5、其它各项管理制度

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

•、地面：轨道下山掘进工作面位于程家沟煤矿矿井工业广场

南面，整合井田西北部，地面标高1070----1173m。

二、井下：轨道下山掘进工作面位于井田西北部，从回风下山

底部联络巷开口，北边与回风下山平行布置，间距16.7m,东边与原

旧轨道下山巷贯通，南面实体，西面井田边界保护煤柱线。

轨道下山井上、下对照关系表

水平、采区+850水平工程名称轨道下山

地面标高1070—1173井下标高771——860

地面的相对位置建

在轨道下山下端头有10KV的高压线通过。

筑物、小井及其他

井下相对位置对掘上覆煤层的旧巷可能有水，原轨道下山的

进巷道的影响有积水

邻近采掘情况对掘

无

进巷道的影响

三、采掘、水、火、瓦斯情况

在轨道下山周围无其它采掘情况，但在轨道下山的东面有原旧

轨道下山，可能有积水及有害气体。

第二节煤层赋存特性

•、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

本煤层为单斜构造，走向约NW20°,倾向约SW70°,倾角为5°

——10°,煤层平均厚度12.05m,硬度为2——3,距上部8’煤底板

81米。

煤层特征情况表

指标参数备注

煤层厚度（最大〜最小/平均）/m10.89-13,29/12.05

煤层倾角（最大〜最小/平均）/（°）6-11°

煤层硬度f2-3

煤层层理（发育程度）线理状

煤层节理（发育程度）稳定

自然发火期/d/易自然

绝对瓦斯涌出量/（m；!•min'）0.2

相对瓦斯涌出量/（m3-t"）/

煤尘爆炸指数/%60

地温/℃17.2

轨道下山在13加煤中部掘进，该煤层结构较复杂，夹研1——5

层，顶底板岩性特征见下表

煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性

灰白色，碎屑主要为石英，

基本顶中砂岩/7.2

分选性中等。

灰白色，碎屑主要为石英，

粗-细砂岩9.9

顶板直接顶/

含有长石分选性中等。

黑色泥岩

伪顶/0.3

灰白色粘土岩

直接底粘土岩/2.4

底板

泥岩灰黑色含有大量黄铁矿

基本底/15

附：煤岩层柱状图。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

据山西省煤炭工业厅晋煤行发[2010]470号文，2009年度程

家沟煤业有限公司为基建矿井瓦斯绝对涌出量为0.2m7min,二氧化

碳绝对涌出量为0.42m3/min,等级为低瓦斯矿井。

2010年6月7日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对13号煤层

的煤尘爆炸性进行了测试：火焰长度为20mm,抑制煤尘爆炸性最低

岩粉用量60%,鉴定结论煤尘具有爆炸性。

因此，兼并重组整合后，井田内13号煤层煤尘具有爆炸性。2010

年6月7日由山西煤矿矿用安全产品检验中心对13号煤的自燃倾向

性进行了测试：挥发分(Vdaf)为35.69%,硫(St,d)为1.59%,煤

的吸氧量(Vd)为0.8082cn?/g,自燃倾向性等级为I类，属容易自

燃煤层。

所以，兼并重组整合后，煤的自燃倾向性为容易自燃。生产中

要采取相应措施，防止煤层自燃现象的发生。

煤岩层柱状图

厚度

岩石名称岩性描述柱状图

(m)

泥岩黑色泥岩；底部含有完整植物化石4.73

灰黑色细砂岩；碎屑主要为石英,

细粒砂岩分选性中等。0.73

灰白色粗砂岩；碎屑主要为石英,

含少量长石，分选性中等，磨圆

粗粒砂岩度为次棱角状6.20

灰褐色中砂岩；碎屑主要为石英,

中粒砂岩分选性中等7.17

灰白色粗砂岩；碎屑主要为石英,

含少量长石，分选性中等，磨圆

粗粒砂岩

度为次棱角状

9.93

0.31

泥岩黑色泥岩。-1.6

煤：上部为粉块状，下部为块状,

煤

大部光泽暗淡，局部为沥青光泽

12.05

粘土岩灰白色粘土岩2.43

1—

—

—

---------------

—

灰黑色泥岩，含有大量黄铁

泥岩矿结核15.07

石灰岩灰色灰岩1.75

第三节地质构造

一、井田地质

本井田位于河东煤田北部东边缘。区域内基岩大部分被新生界

地层所覆盖，仅在沟谷中有所出露，其出露大致呈东老西新的情况。

本井田在大地构造位置上处于华北地台山西台背斜西缘，鄂尔

多斯盆地东缘，华北地台山西台背斜西缘、河东煤田北部。

二、区域地质

轨道下山布置在井田的西北部，根据回风下山的巷探情况推断

轨道下山地质变化较小，无陷落柱、断层、较大褶曲出现。

附图：地质平面图、剖面图。

第四节水文地质

本区位于鄂尔多斯盆地东缘，地层总体由东向西倾斜，呈单斜

构造，倾角5-10°o

一、地表水体对矿井充水影响

井田内地表无常年性河流，井田南边界外有一条蔚汾河，从东

到西流经兴县城、蔡家崖、碧村汇入黄河，最高洪水位标高1028m。

井田内沟谷中只是在雨季有短暂洪流，向南流入蔚汾河。一般

情况下雨后不久便干涸无水。井口附近最高洪水位标高为1140m,低

于井口标高10余米，一般情况不会造成淹井事故。

二、地质构造对区域充水的作用和影响

井田地质构造简单，无断层和陷落柱出现。构造对矿井充水影

响主要是煤层上覆直接充水含水层对矿井充水点(顶板淋水和渗

水)。重要的构造是原旧轨道下山积水对现在掘进的轨道下山工作面

存在着突水威胁。

三、采空区积水范围及对区域充水影响

各整合矿井以往生产已经形成大面积采空区，主要分布在井田

东部利东南部。经调查井田内共有10处积水。根据井田内煤层产状,

采空区位于上山处，其积水对未来的下山工作面煤层开采造成突水

威胁，一旦连通就会发生突水事故，但对现开采的轨道下山掘进无

影响。

井田南部相邻矿井山西兴县XXXXXXXX期底煤业有限公司井田边

界与本井田边界相距300nl以上，无越界开采，其采空区积水对本矿

生产无影响。井田北部相邻矿井山西兴县XXXXXXXX关家崖煤业有限

公司井田边界与本井田相距也在300m以上，其采空区积水离本井田

较远。所以对本井田煤层开采无突水威胁。

四、奥灰岩溶水对区域充水影响

奥陶系岩溶水在井田的水位标高为864-865m,13号煤层在井田

西部有局部地段位于此水位以下，为带压开采区，最低点位于井田

西部边界处，轨道下山的最低标高767m。根据钻孔资料，此地段的

煤层底板到奥灰顶面距离为80m。根据奥灰水突水系数计算公式：

K=P/M

其中：K—突水系数(MPa/m)；

P一底板隔水层承受的静水压力(MPa)；

M一隔水层(m),取本溪组和太原组9号煤下部无煤段厚度；

13号的最大突水系数：

K=(865-770+80)X0.0098/80=0.0214(MPa/m)0

经过计算可知，13号煤层最大突水系数为0.0214MPa/m,小于

受构造破坏块段突水的临界值0.06MPa/m,故一般情况下，轨道下山

掘进，不会受奥灰水影响。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道用途及布置

轨道下山布置在13#煤层中部距煤层底板3m,轨道下山的下断

头与回风下山相连通。通过回风下山联络巷Pl、P2点定位，于开口

点Pl(x：426576.476y：1951538.779H:771.735)方位56°

43'22〃，偏中线偏右帮1m,沿13号煤层中部掘进，在掘进时要坚持

“有掘必探，先探后掘”的原则，以及“长探短掘”的施工方法。

巷道设计长度764m,坡度5°——10\与回风下山巷平行布置。

轨道下山设计为矩形巷道，净断面为14.7m2,净高3.5m,净宽4.2

2

m0掘进断面为16.28m,荒高3.7m,荒宽4.4m。

附：巷道剖面图、开口放大图

轨道下山剖面图

山西年渤或横舟:东注战业仃限公司

斗iiTF山G产平血困

制图|一江氏］

科长|一比例|1:2000

第二节矿压观测

一、观测对象：13#煤层一采区轨道下山

二、观测内容：该施工巷道要进行顶板离层监测、顶底和两帮

移近量监测、锚杆和锚索载荷监测及锚固力监测。

三、观测方法：

1、巷道表面位移监测巷道相对变形量，从而判定稳定性。

2、顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施顶板离层

指示仪。

3、锚杆受力检测锚杆强度是否合适，锚杆拉力计。

4、螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量扭力扳手

5、顶板离层监测每隔50m设置1处，巷道表面位移监测设置3〜

5处，锚杆、锚索承载监测设置1〜2处，螺母拧紧力矩每班必须抽

查检查，顶板离层仪每七天一观测，并作记录分析。顶锚拉拔力不

小于70KN,帮锚拉拔力不小于50KN,锚索锚固力不小于100KN。

四、数据处理

将观察回来的数据在电脑上作图分析。

第三节支护设计

一、确定巷道的支护形式

根据柱状图分析，13#煤层直接顶板主要岩性为泥岩，老顶主要

岩性为砂岩，属较稳定岩层，考虑到支护的施工高度，断面设计为

宽4.4m,高3.7m矩形巷道。煤层厚度为12.05m,直接顶为灰黑色

泥岩，厚度为S3—-1.9m,老顶为白色粗一-细砂岩，厚度为25m。

二、锚杆（锚索）支护参数校核

I、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:L^L,+L2+L3=0.1+

L----锚杆总长度，m；

L——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），0.1m；

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮

破碎深度c）,m;

L：3----锚入岩（煤）层内深度，m0

其中围岩松动圈冒落高度

+//tan

2片+3.7tan45。-71.56°

~2~2.2+3.7tan9°

b二

/顶

2.2+3.7*0.1584_2.78=0.93m

亍

式中B、H---巷道掘进荒宽、荒高；

力页一一顶板岩石普氏系数；

。——两帮围岩的似内摩擦角，0=arctan优）=71.56°

c二"tan（45o」L；6。1=2.5tan9°=0.4m

2、校核顶锚杆间、排距：应满足

70^i.28m

)2*0.93*23

式中。——锚杆间、排距，1.28m；

G——锚杆设计锚固力，70kN/根；

k——安全系数，一-般取2；(松散系数)

L2——有效长度(顶锚杆取b);

，——岩体容重23

3、加强锚索长度校核，应满足

L=La+Lb+Lc+Ld=1^53+8+0.1+0.3=9.93

式中L——锚索总长度，m；

L——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

j〉KX"J"

。一/1，178*1725

”,=2、1/,33=1.53

4*1(),

其中：

K——安全系数2；

4——锚索直径17.8；

力---锚索抗拉强度，1725N/mm2；

2

工——锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm;(10)?

4——需要悬吊的不稳定岩层厚度，8m；

L——托板及锚具的厚度，0.1m；

L,'---外露张拉长度，0.3m；

4、悬吊理论校核锚索排距:

LWnFz/[BHY-(2F,sinO)/Lj

=2*353/[4.4*3.7*23-(2*70sin75°)/O.8]

=706/[374.4-169]

=3.4

L--锚索排距，m；

B—-巷道最大冒落宽度，4.4m；

H—-巷道最大帽落高度，2.5m；(最大取锚杆长度)

Y--岩体容重，23kN/m3(包括顶煤+直接顶)

Li—锚杆排距，0.8m,

F2--锚索极限承载力，353kN;

。—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°;

n---锚索排数，取2。

5、加强锚索数目的校核，应满足

N>Kx—

尸断=2x箜生=2.75m

353

N——锚索数目；

K——安全系数；2

尸断——锚索最低破断力，353kN；

卬——被悬吊岩石的自重，kN；

w=4*2*23*2.4=485.76

B——巷道掘进荒宽，m；

D——锚索间排距，m；

邙——悬吊岩石厚度，m；

----悬吊岩石平均容重，kN/m3o

同时又考虑到锚索的支护最佳有效强度，初步定为帮锚杆2.Om+

钢筋网+梯子梁+喷浆，顶支护2.5m锚杆+10m锚索+钢筋网片+梯

子梁+喷浆。

最大控顶距L2m,最小控顶距0.4m,遇地质变化带缩小控顶距

和支护间距，采取特殊支护方式。

附图，巷道支护断面、平面图。

二、支护方式

1、临时支护

1）临时支护挑杆:选用“60mm钢管，其长度依据循环进尺和最

小空顶距选用，不小于4m0

2）吊环为自制的前探支护可调吊环，并焊上与锚杆螺帽相对应

的螺母，挑杆前后两点固定。

3）严格执行敲帮问顶制度，用长柄工具凿掉浮煤、碎砰。

4）将吊环拧在最前2排顶部锚杆上，将前探挑杆穿在吊环内。

5）将前探支护网挂在巷道中央的挑杆上撑起支护网。

6）用大木楔在挑杆的外端背牢挑杆，以使挑杆前后背实接顶。

7）临时支护的条数不小于3条。

附图：巷道临时支护平面、剖面图。

2、永久支护

1）巷顶支护

选择树脂加长锚固金属锚杆+钢筋网+锚索+梯子梁+喷浆的综合

支护方式，其中：

顶锚杆：杆体为直径20nlm左旋无纵筋高强度螺纹钢，长度2500

mm.材质为20MnSi;螺帽为高强度螺帽；锚杆布置为间距800mm,排距

800mm.

托盘：托盘选用100*100*10mm钢板。

锚固方式：树脂加长锚固，采用三支锚固剂，•支为CK2335,

另两支为ZK2360,钻孔直径28mm，锚固长度1700mm.

梯子梁：612的钢筋制作。

配件：半球形垫圈、减摩垫片

钢筋网：冷拔6nun钢筋网。

锚索：为直径17.8mm,1*7股高强度低松驰强应力钢绞线，长

度10m,要求打入直接顶岩层2nl以上，采用树脂加长锚固，使用一

支为CK2335,另三支为Z2360的树脂锚固剂，锚固长度2200mm.在巷

道每排打二根锚索，间距1600mm,排距2400mm加400mm托梁，托梁

用18号槽钢制作，锚索张拉预紧力100KN以上。

顶钻杆：选用B19钻杆，长1250mm和2500mm,钻头直径

27mm-28mm.

2）巷帮支护

选择端部树脂锚固锚杆+钢筋梯子梁+金属网+喷浆的综合支护

方式。

帮锚杆：杆体为直径20nlm左旋无纵筋高强度螺纹钢，长度2000

mm.材质为20MnSi;螺帽为高强度螺帽；锚杆布置为间距800mm,排距

800mm.

托盘：托盘选用100*100*10mm钢板。

锚固方式：树脂端部锚固，采用一支为CK2335,另一支为Z2360

树脂锚固剂。

锚杆布置：锚杆排距800mln,,间距800mm,每排10棵。

金属网：冷拔钢筋网，长2mX宽1m,搭接100nlm,每隔200mm

用14#铁丝双股纽接。

帮钻杆：小麻花钻，长2000mm,钻头直径27mm—28mm.

3）、喷浆:喷浆：喷浆厚度lOOmmo采用先锚后喷的方式，喷

浆滞后迎头40米。

轨道下山临时支护平面图

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锚杆

锚索・

轨道下山临时支护剖面图

轨道下山支护断面图

锚索10m

81U

轨道下山支护平面图

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160%4

0—09

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锚杆锚杆外露长度不超过50mm

锚索•锚索外露长度不超过350mm

帮锚杆锚固力不小于50KN/根

顶锚杆锚固力不小于70KN/根

锚索拉拔力不小于100KN/根

第四节支护工艺及要求

•、施工顺序：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置

等）一综掘机切割一敲帮问顶一超前支护一出煤一施工锚杆眼安装

锚杆一收尾整理工程质量。

二、掘进落煤、出煤，掘进循环进尺800mll1。

三、打锚杆眼

1、进行临时支护：铺设钢筋网、上梯子梁。

2、首先要求严格执行敲帮问顶制度，及时用长柄工具凿掉危岩,

确实安全后方可进行工作，打眼时必须站在临时支护下进行作业。

3、打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要

求,不符合时，必须处理。

4、打锚杆眼使用锚杆机，风钻打眼，使用锚杆机打眼时要先送

水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。

5、锚杆外露长度小于50mm,与岩壁尽量垂直，夹角不小于80°

（巷道边角锚杆除外，边角锚杆角度为75°）,打完眼后，用压风机

把眼内的积水、岩粉清理干净。

四、安装锚杆

1、装树脂药卷前，先用锚杆插入锚杆孔内试探锚杆深度，看孔

深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止，孔深过

深时，应多加一些树脂药卷。

2、安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插

入锚杆，此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，

推进到眼底，搅拌20S,停钻，卸下风锚机待5min后方可卸下连接

套，20min后，上好托板，将螺母用气板机拧紧。

3、锚杆的托板要紧贴岩面，如岩壁不平时，先用手镐找平，再

安装锚杆。

4、顶锚杆的锚固力不得低于70KN/根，帮锚杆的锚固力不小于

50KNo

五、锚索施工

1、钻眼前按设计定好眼位，锚索眼垂直于顶板，与水平面夹角

不小于80°,深度符合设计要求。

2、打眼前先量好钢绞线长度，眼深比钢绞线短300mm,误差为

±30mm；施工过程中坚持湿试打眼，并时刻观测煤厚变化，以便及

时修改锚索长度。卸连接钎子时，工作人员要站在眼位一侧。

3、装锚固剂时，应人工将其依次以每眼为一支CK2335,另三支

为Z2360装入锚索眼中，用锚索将其缓缓送入孔底。锚索另一端用

专用搅拌机与锚杆钻机连接，一人扶住机头，一人操作钻机，一边

推进，一边搅拌，快推猛搅20s后停止搅拌，保持钻机推力3〜5min

后方可撤下钻机。

4、凝固锚索lOmin,将槽钢托板、铁盘锚具装上，利用涨拉千

斤顶紧固锚具，涨拉预紧力力矩必须达到100N・m,涨拉千斤做涨

拉时，要将千斤顶上的铁链与顶网相连，加压时，千斤顶下方不得

有人。

六、铺网

该巷道顶帮均铺设钢筋网，网与网搭接100mm,每200mm联一

扣，每扣2〜3圈，联网丝用14号铁丝。

七、喷射混凝土

1、施工前先检查锚杆安装和冷拔网丝铺设是否符合设计要求，

发现问题及时处理。清理喷射现场的砰石杂物，接好风、水管路，

输料管路要平直不能有急弯，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。检查喷浆机是否完好，并送电空载试

运转，坚固好摩擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水

冲洗岩面，在巷道顶部和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐

全有效的劳保用品。

2、喷射碎的工艺要求。喷射顺序为：先墙后顶，自下而上。喷

枪头要尽量与受喷面垂直，二者的垂直距离保持在0.8〜1.0m范围

内为宜。人工拌料时采用拌潮料，水泥、沙、石子应清底并翻拌三

遍使其混合均匀。

3、喷射材料及配比：水泥选用425#普通硅酸盐水泥；砂子选用

坚固耐久的中砂或粗砂，系数模数大于2.5,含水率3%——5%,含

泥量不大于3%；石子选用坚固耐久的卵石或碎石，粒径不大于15mm,

速凝剂选用粉状速凝剂。重量配合比为水泥：砂子：石子=1：2：2

或1：2.5：2,速凝剂一般为水泥重量的2.5%〜4%。

4、喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MP,水压比风压高0.IMP,

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，

要使喷射的湿碎无干斑，无流淌，回弹料少，喷射距迎头不得超过

40m,初喷厚度为0.03m,复喷厚度不得低于0.08〜0.1m,喷射到设

计厚度，

5、喷射过程中，开机时必须先给水，后开风，最后上料；停机

时必须先停料，后停机，再关水，最后停风。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所有灰浆和材料。

6、喷射手一般两人，一人持枪喷射，一人辅助照明，并负责联

络、观察顶板及喷射情况，保证安全及喷浆质量。

7、喷射工作中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前下方，停止喷射立即处理,

处理完成后在从新开机。喷枪手必须要掌握好工艺参数，使顶部回

弹率不得大于25%,两帮回弹率不得大于15%。喷浆要当班将拌料用

尽，喷射后要及时清理弹料。

8、喷浆过程中，如若巷道周帮淋水加大，大面积渗水而造成混

凝土脱落或难以喷浆时，要及时设法将水集中导出，再喷浆封闭。

9、质量要求

1）喷射后要求基本达到墙直顶平；喷浆坚持两帮浮渣清到底，

喷浆到底，I可弹料清到底，做到无赤脚、穿裙现象。对于巷道欠挖

和锚杆不合格点不经处理不得喷浆。不符合设计要求的地方，必须

先处理后喷浆。

2）初喷厚度要封闭严围岩、锚杆梯、盘。复喷后巷道要基本平

整，不能有大坑大洼现象，喷厚必须要达到设计要求100mm,要求巷

道两壁生根其深度20.1m,且生根部分喷厚不得小于巷道设计喷厚。

3）喷浆前必须洒水冲洗巷道顶帮，喷浆后一周内，每班必须洒

水养护，以保证混凝土凝固过程中不会出现干裂现象，而影响工程

质量。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开门施工方法：

I、开门前先在回风下山与轨道下山的联络巷内P1点，给定位

置开口，由地测部门标定巷道中、腰线，施工单位严格给定的巷道

中、腰线向前掘进施工。

2、开门前，必须在开门口位置顶上打上两根牢固的锚索。由于

扩帮部位原巷道断面增大，必须补打锚杆进行有效支护。

3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部

通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦

斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必须派安检员跟

班监督检查，确保施工安全进行。

4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到轨道下山规定

堆料位置，分类堆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。

二、轨道下山采用全断面一次成巷法，边掘进边支护顺序作业。

三、本次所掘的轨道下山是沿煤层中部掘进，巷道掘进时采用

EBZ132型掘进机沿煤层中部割煤并自行装煤的施工方法。

第二节凿岩方式

，、机掘施工方式

1、轨道下山掘进采用EBZ132型综掘机沿巷道下部自下而上截

割并自行装煤，由刮板机或胶带机运至皮带下山至运输大巷到井底

煤仓至地面。

2、生产工艺流程：

开机前准备一掘进机割、装、运一临时支护一打顶锚一清浮煤

一打帮锚一锚索支护一下一个循环。

3、检修工艺流程：

检修前准备一检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部

刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其他工作一正常掘进。

4、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

巷道下部开口进刀，左右摆动先割煤，然后由下向上进行截割，进

刀深度以0.4〜0.5m为宜，每一循环0.8m,待截割完毕且打完锚杆

后，再进行下一个循环，往复进行。

二、掘进扒装运行方式

本巷道掘进采用EBZ132型综掘机沿巷道底部截割并自行装煤，

由刮板机或胶带机运至皮带下山至运输大巷到井底煤仓o

三、设备情况表

附图：设备布置图、掘进机截割顺序图。

轨道下山掘进工作面截割顺序图

第三节装载与运输

-＞装载与运输方式

1、掘进落煤后由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机第一运输

机、桥式转载机将煤装载运至—联络巷刮板—运输下山皮带一

一运输大巷皮带——井底煤仓——地面。

2、材料及设备运输：材料及设备装材料车由主斜井运输至甩车

场，人推料车到轨道下山上口，小绞车运到轨道下山联络巷运至回

风下山，人工运至工作面。

装载设备运输方式表

设备数安装固定运输运输

序号型号备注

名称量位置方式方式距离

1皮带机DSJ80/40/551皮带下落地皮带718

山式

2刮板机SGB420/301联络巷落地刮板60

式

二、运输设备的铺设及安全设施

1、带式输送机、刮板输送机的铺设：

1）、输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mll1,中间部分距巷

帮距离不小于500mmo

2）、刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。

3）、刮板输送机机头、机尾必须打压柱或地锚。

三、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。

四、设备操作管理要求

1、开车前必须对下列各处进行详细检查

1）、绞车各连接件和锁紧件是否齐全，螺帽、销子等有无松动、

脱落，特别要注意检查基础螺栓和轴承座固定螺栓的紧固情况。

2）、各制动装置的操作机构和传动杆件的动作是否灵活可靠，

制动轮与闸瓦的间隙是否符合规定，施闸时操作手柄的行程不得超

过全行程的3/4。

2、运行中的注意事项

1）、必须看准、听准声光信号，信号不清或没有听清不得开车。

2）、启动时，控制器手把向前（或向后）扳动，同时将常用闸逐

步松闸，随着绞车的加速，将常用手把和控制器手把逐步扳到最大

位置，严禁1次性过猛扳到最大位置。

3）、绞车运行中操作工不得与他人交谈。

4）、上提停车时，应先逐步拉回控制器，后扳常用闸，逐步把

常用闸扳紧。

5）、下放停车时，应先逐步扳回常用闸，后拉控制器，使控制

器手把拉到零位，直到把绞车停稳。

7）、严禁电动机在不给电的情况下松闸下放重物。

3、停车后

1）、绞车正常停车后，各种手把都应放到零位；长时间停车或

司机离开操作台时，必须切断电源，闸住保险闸。

2）、司机停车后应经常检查绞车各部件情况，发现问题及时处

理，处理不了的应及时汇报。

3）、下班前必须认真填写运转日志，坚持在现场进行交接班。

附：运输系统图

第四节管线及轨道敷设

1、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路风筒等均应按断面图

中规定的位置要求吊挂整齐牢固，所有管线敷设必须与巷道坡度（水

平）保持一致。

2、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆，电

缆钩的间距为1.0m。

3、电缆钩上下端用中20X800mm锚杆固定，垂直底板，间距1.5m

（±50mm）,固定电缆钩的锚杆头与巷道中心线一致，误差不超过

30mm,电缆钩固定上下平直，高差不超过30mll1,严禁使用铁丝固定。

固定电缆钩底端锚杆距底板1.9m,电缆钩统一使用白色电缆钩。

4、电缆垂度要一致，误差不超过100mm,电缆钩下部固定锚杆距

底板1900±30mm,电缆上严禁悬挂任何物件不得遭受淋水或滴水，

电缆严禁用铁丝绑扎及盘圈。

5、所有软管、电缆从标准悬挂进设备、钻具段，必须贴帮敷设。

临时挂钩，用尼龙扎带（间隔0.5m）固定在巷帮上。

6、管路固定采用槽钢管托，间距2000mm（±50mm）,管托刷蓝

漆；管路应平行于巷道坡度。高度距底板1900±30mm。管线外沿50nl

内拉线误差±50mm；风水管要接口严密，快速接头使用标准“U”型

销连结，水管不得出现跑、冒、滴现象，风管不得出现漏风现象。

7、巷道入口处应安设压力表和反冲式过滤器、截止阀。

所有三通出嘴方向必须一致（风管朝上与水平面成75°夹角，水

管朝下与水平面成75。夹角），并刷绿漆标示。

8、掘进巷道开门点过路后的第一根风水管，必须喷一处长500mm

白底红字的标有供风（水）去向的标示，如：“一”。另外标明管路

尺寸。

9、风水管距迎头40nl范围内使用中28nlm胶管，40nl外使用不低

于①80nlm铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。

10、迎头掘进使用24kg/m轨道，轨枕间距不大于750mll1。轨道

的敷设必须符合质量标准规定，轨距误差不大于10mm,不小于5nlln；

轨道间隙不超过10mm,内错、高低差不大于5mm,构件齐全紧固有

效，轨道距迎头7〜40m。

11、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂。巷道风

筒距迎头不大于5mo

第五节设备及工具配备

施工设备及工具配备表

序号名称型号功率单'位数量备

1干变KBSG-630600KVA台1供电

2*22中

2风机FBDNo6.3台2供风

3掘进机EBZ132198KW台1

4风煤钻MQB——35J台2备用1台

5综保ZBZ-4.0M台1

6低压开关QBZ-120台1

7馈电开关KBZ-400台2

8探水钻机ZJ-4005.5kw台2

9水泵7.5kw台2

10刮板机SGB420/3030KW部1

11防爆电话部2

12锚杆钻机MQT/120台2

13激光指向仪800台1

14锚杆测力计2

15锚索张拉仪2

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式供风距离

施工过程中采用局部通风机压入式通风，最大供风距离为764

米，采用2X22kw对旋风机供风

二、掘进工作面风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按照瓦斯和二氧化碳

涌出量，人数和局部通风机吸风量等规定分别进行计算，并选取其

中最大值。

三、轨道下山倒掘掘进工作面配风量计算

（一）掘进工作面需要风量计算（即局扇出口风量）

掘进工作面需要风量计算即风筒出口风量，按瓦斯或二氧化碳涌

出量、同时工作的最多人数和掘进工作面最低允许风速等因素分别

计算，取其最大风量值。

经过连续近几天的实测可知，轨道下山掘进工作面的瓦斯绝对

涌出量为0.04m3/min,绝对二氧化碳为0.04m3/min则：

1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算轨道下山掘进工作面实际需要

风量

Q掘=100q瓦掘XK掘通，m,Vmin

=100X0.04X1.7=6.8m7min

心7m3/min

式中：Q掘一掘进工作面实际需要风量，mVmin；

q瓦掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量，mVmin；

K掘通一掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，根据实际观测的结果

确定,一般可取1.5〜2.0。

2、按二氧化碳涌出量计算，131101回风顺槽掘进工作面实际需

要风量。

Q掘=100q瓦掘XK掘通,m3/min

=100X0.04X1.7=6.8m3/niin

^TmVmin

式中：Q掘一掘进工作面实际需要风量，m3/min；

q瓦掘一掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，m7min；

K掘通一掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，根据实际观测的

结果确定，一般可取L5〜2.0。

3、按轨道下山掘进工作面人数计算需要风量

Q掘=4XN,m7min

=4X30=120m3/min

式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数。

4、按掘进工作面巷道允许最低风速计算掘进工作面需要风量

Q掘=60XV掘XS掘，m7min；

=60X0.25X14=210m3/min；

式中：V掘一掘进工作面的风速

无瓦斯涌出的岩巷可取0.15〜0.20m/s,

有瓦斯涌出的岩巷、煤（半煤）巷可取0.25〜0.28m/so

S掘一掘进工作面净断面积，m2o

从以上计算结果可知，轨道下山倒掘掘进工作面的配风量为

210m3/mino

（二）局部通风机吸风量的计算

1、局部通风机的吸风量计算

Q吸二Q掘xp供

=210X100/（100-764X5%）

二340

式中：Q吸一掘进工作面的局部通风机的吸风量，m7min；

Q掘一掘进工作面需风量，m3/min；

P供为风筒漏风系数，供风长度小于300米时，允许百米漏风率

不大于15%；供风长度300~500米时，允许百米漏风率不大于10%；

供风长度500^1000米时，百米漏风系数不大于6%；供风长度大于

1000米时，百米漏风系数3〜5%；

P供=100/（100-送风长度*百米漏风率）或P供=1000/（1000-送风

长度*百米漏风率）。

2、局部通风机实际吸风量的确定

根据以上局部通风机吸风量计算可知选择22KwX2对旋局部通

风机可以满足需要。

局部通风机的吸风量参数表

需风注意：

需风量风机功率

风机功率Kw量风量必须满

mVminKw

m3/min足瓦斯等各项要

5.5X2对旋22022X2对旋420求,且不少于本

7.5X2对旋23030X2对旋500表数。

11X2对旋25037X2对旋580

15X2对旋32045X2对旋650

（三）掘进工作面局扇前需要风量配风量计算

掘进工作面局扇前的配风量是局部通风机的实际吸风量加局部

通风机吸风口到掘进工作面回风巷道的最低供风量。

Q掘配=Q掘实配+15XS局,m'Vmin

=420+15X16.28=664m7min

式中：Q掘配一掘进工作面应配风量，m7min；

Q掘实配一掘进工作面局部通风机实际吸风量，m7min；

2

S局一掘进工作面的局部通风机安装地点的巷道断面积，mo

根据计算选最大风量确定工作面供风量为664m7min

（四）掘进工作面风量验算

根据《煤矿安全规程》第101条的规定进行验算。

0.25XSX60WQW4XsX60即

244WQW3907

0.25——规程规定最低风速

S——掘进巷道断面积16.28m2

4——规程规定最高风速

（五）局部通风机的安装地点和要求

1、风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于

300mm。

2、风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m,保证工作面

有足够的新鲜风流。

3、局部通风机必须挂牌管理，专人负责。

4、风筒吊在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死

弯现象。

5、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。

6、必须保证风机连接运转，不准无故停电、停风。

7、局部通风机安装在距混合回风口处不少于10m的地点。

8、局部通风机的安装要符合双风机双电源自动切换的要求。

9、局部通风机的供电必须符合“三专两闭锁”，即专用开关、

专用线路、专用变压器、风电闭锁和瓦斯电闭锁。

四、“一通三防”安全技术要求

保证通风系统合理可靠必须做到：

⑴保证工作面有足够的新鲜风流。

⑵保证工作面每人供风量不低于4m3/mino

⑶保证巷内风速不低于0.25m/s,不高于4m/s。

⑷保证巷内和工作面任何地方有害气体利瓦斯浓度不超限。

五、通风系统

进风：主斜井---主井井底车场---运输大巷---运输下山

---联络巷----工作面

回风:工作面---回风下山----回风上山---轨道大巷----副

井井底车场