水仓作业规程3

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、布置及相邻关系：

本《作业规程》掘进的巷道为主、副水仓。

井下工作面西部为主运输大巷，东部和南部为实体岩巷，西北方向

为原有主水仓。

二、掘进目的及巷道用途：

该巷道掘进目的：为整个矿井排水服务。用途：主要用于储存及排

出矿井水。

三、巷道性质：

本面所掘巷道为2#煤层底板掘进。

四、巷道设计长度及服务年限：

水仓设计总长度为：256m。

服务年限：服务至河寨井田面积内2#煤采完结束。

五、预计开、竣工时间：

经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2012年5月10日开工，

预计2012年10月10日竣工。

六、施工中的技术要求：巷道开口往里35m采用11#梯形棚支护，35m

以里掘进巷道采用锚网喷支护，在开口方向右帮布置水沟。

七、巷道平面布置图（后附图）

第二节编写依据

一、经过审批的设计

㈠水仓设计

根据《山西省煤炭工业厅太原设计院》设计“山西阳煤集团翼城河

寨煤业有限公司矿井兼并重组整合项目井底水仓平、剖、断面图”。

㈡地质说明书

根据《山西阳煤集团翼城河寨煤业有限公司井底水仓掘进地质说明

书》。

㈢《煤矿安全规程》、《井巷掘进作业规程》及集团公司有关规定。

二、矿压观测资料

通过对井底巷道顶板及围岩变形情况综合分析得出：巷道围岩变形

位移量较大，顶板不稳定，压力大，载荷变化较大。现在掘进计划采用

锚索、锚杆、托盘、网、喷浆联合支护，两帮采用锚杆、网支护。进行

主动式支护，并通过矿压观测及时调整锚索及锚固长度确保支护安全。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况表表一

巷道名称井底水仓

地面标高（m）+632,400

地面的相对位

地表为荒山，无建筑物

置及建筑物

井下位置及掘井下位置：东是实体岩，西是主运输大巷，南

进地面设施的是实体岩，西北是原有主水仓，掘进对地面设施无

影响影响。

第二节（煤）岩层赋存情况

一、煤岩层特征

煤层特征情况表表二

指标数值

煤层厚度（m）2.50-2.75

煤层倾角5°-12°

煤层层理节理发育中等

坚固性系数（f）0.15~0.5

自燃发火期无

绝对0.25-0.55m3/min,

CH,

相对0.43-1.81m3/t

绝对0.21-1.20m3/min,

C0

2相对0.43-4.97m3/t

煤尘爆炸性无

煤种贫煤

本区地温梯度为l—2°C/100m,属地温正常区，

地温

恒温带深度一般在70-80m左右

地压无地压异常区

顶底板情况表表三

名称岩石类别厚度岩性特征

中砂岩：黄褐色稍带灰色节

顶理面及层理面风化呈铁锈黄色

夹灰黑色砂岩，块状，含有苛

板

老顶K8砂岩10

达木植物化石下部具粘土质。含

植物根茎类化石，并含有粉状黄

铁矿。

泥岩：灰黄色，含粘土质，

直接顶泥岩1.8

下部为黑灰色，块状结构。

伪顶泥岩0.5泥岩：黑色，夹有薄层煤纹。

底粉砂岩：黄褐色稍带灰色节

板理面及层理面风化呈铁锈黄色

夹灰黑色砂岩，块状，含有苛

直接底粉砂岩3

达木植物化石下部具粘土质。含

植物根茎类化石，并含有粉状黄

铁矿。

砂岩：深灰色中-细粒，上部

老底砂岩2.8为中粒块状，夹有黑色泥质物，

下部细粒。

二、综合柱状图

煤柱状

比例尺：1:200

层厚柱状岩tt

K8

中

10就

岩

___

—泥

1S9_____岩

■?・

2.5

煤

3.3。■・・・・・・

・・・・

■・・・•・•

...・・・・>44*

••••

••电

2.8••••

••岩

••••

煤岩层柱状图

第三节地质构造

本井田位于山西南部之沁水盆地南部边缘，沁水复式向斜轴部南端

西翼，阳城山字型构造西翼反射弧外侧。区域地质应力大体为北东-南西

向挤压，区域为一倾向北东的单斜构造。

根据已掘进的巷道，没有发现断层。

第四节水文地质

一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水

量、补给关系、影响程度等。

井田地表北西边界发现一水库，一条季节性河流即田家河，三条黄

土冲沟即辽沟、草地沟、王家沟等两条河流。黄土冲沟一年四季仅在雨

季有短时流水，田家河为一年四季流水河。2号煤层开采后地表河流水是

否向矿井充水，可根据三下采煤规程水体下缓倾斜煤层开采时导水裂隙

带高度计算公式覆岩岩性中硬、坚硬，选用以下公式进行计算：

2号煤层采用：Ht=100M/（l.6M+3.6）+5.6或Ht=20XMl/2+10

Ht=导水裂隙带最大高度（m）

乂=煤层厚度（m）

2号煤层厚度取最大5.02m,经计算，2号煤层开采后Ht=37.56—

48.76m,或Ht=54.81m,2号煤层在井田北部田家河一带埋藏深度160m左

右，扣出盖层厚度10m及基岩风化带深度50m,说明田家河地表水对2

号煤层开采无充水影响。

1、山西组（K7砂岩）含水层

K7砂岩不稳定，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。钻进消耗量小于

0.05m3/h,富水性弱，为富水性弱的含水层。

2、下石盒子组（K8、K9砂岩）含水层

由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成。主要含水层为K8、K9砂岩含水层，

为2号煤层直接充水含水层。钻孔所见岩芯裂隙不发育，钻进消耗量一

般不大，L-24号钻孔抽水试验单位涌水量0.03L/s.m,渗透系数为

0.251m/d,水位标高约790m,泉流量为0.10—0.76L/s。富水性与裂隙

发育程度有关，水质属重碳酸盐氯化一钙型水。为富水性弱的含水层。

3、上石盒子组（K10砂岩）含水层

地表泉水多为K10砂岩水，泉流量一般为0.20—0.871/s,为富水性

弱的含水层。

4、基岩风化带含水层

由于风化水蚀作用的强弱，裂隙的深度因地而异，风化深度30-50m,

富水性变化大，据邻近村民饮用水井的调查资料•，水量不大，能满足居

民和牲畜饮用。水位标高变化较大，水质类型.：重碳酸盐氯化一钙镁型

水，富水性弱的含水层。

5、第四系松散孔隙含水层

为近代河床冲积形成的砂砾层，主要分布在大沟谷的一级阶地上，

厚度变化较大，约为10m,民井单位涌水量仅0.04-0.94L/s.m,该层水位

标高变化较大，水质类型：重碳酸一硫酸盐一钙镁型水。富水性弱一中

等含水层。

LL砂岩含水层是开采2号煤层的直接顶板充水含水层，2号煤层开

采塌陷裂隙与上覆砂岩体发生水力联系，或在浅部与风化裂隙水发生水

力联系，成为矿井充水的主要来源。

二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位

置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。

2号煤层矿井涌水量为55-83m7d,其涌水量不大；L-24号钻孔抽

水试验K8,降砂岩含水层单位涌水量0.003L/s.m,渗透系数为0.251m/d,

水位标高约790m,泉流量为0.10-0.76L/s；2号煤层采空区总积水量

198695m3,下伏奥灰岩溶地下水位标高(630—640m),大部分低于2号

煤层的底板标高，经过计算，井田内2号煤层最低点奥灰水突水系数为

0.026MPa,小于受构造破坏区临界突水系数值0.06MPa/m,奥灰水突水危

险性小，属相对安全区，但在构造破坏地段有突水危险。据调查2号煤

层在采掘过程中未发现出水点和突水点，也未发生过突水事故。

三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和

关系，进行隔水层安全厚度计算。

2号煤层至K2灰岩之间的隔水层是由致密的粉砂岩、砂质泥岩、泥

岩组成，一般厚在72-90m间，在无断裂贯通的情况下，2号煤也不与K2

含水层发生水力联系。

四、积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”

（积水线、探水线和警戒线）。

从以上情况可以判定：我矿井底水仓掘进面不存在水害威胁。

第五节周边小窑及其四邻关系

经调查，本井田周边2、9+10#煤层无小窑。本工作面无古空区，可

以正常施工。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本掘进工作面位于井底水仓设计长度256m,均为半圆拱形断面，沿

煤层底板掘进；井底主副水仓布置在主斜井坡底，施工中按测绘组给定

的中腰线施工。

井底水仓施工顺序：首先由主水仓开口坐标处，主水仓开口坐标：

X=3961740,566,Y=19578520.242,Z=+632,400,垂直于巷道左手帮掘进,

按矿方变更后的断面施工22.3m后，向巷道前进方向左拐90抹角施工（具

体参数见设计图纸），水平掘进14.3m后以30°夹角副水仓开口处（副水

仓暂不施工），主水仓从该位置施工11.176m后以-20。的倾角下山掘进

31.357m处左手帮开通风联络巷口（通风联络巷暂不施工），主水仓施工

至落平点616水平，平走与主水仓贯通（该段有施工抹角见设计图）。副

水仓与水泵房设计位置贯通、通风联络巷均按照设计施工。

第二节矿压观测

一、观测对象：井底水仓（主、副水仓掘进工作面）

二、观测内容：用锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭

力矩实施抽查检测，用YCD—200型涨拉千斤观测锚索受力情况。用QLDC-1

巷道顶板离层仪观察顶板位移量。具体观测内容见下表:

序

观察项目观察目的观察方法

号

巷道浅部顶板移近顶层0—3m煤层及岩层变用顶板QLDC-1

1

星化量离层仪

巷道深部顶板移近用QLDC-1顶板

2顶层4—8m顶板变化量

j里a离层仪

在标记点间用

3两帮两对移近量两帮移近量

钢尺量

使用YCD—200

4锚索载荷是否达到设计要求

型千斤顶

使用MCZ-200型

5帮锚杆锚固力是否达到设计要求

锚杆测力计

三、观测方法：

1、测站布设

(1)矿压观测站布设间距100m；巷道开口、拐弯及交叉口处必须布设

观测站。

(2)测站编号为：KIK2K3K4……。

2、仪表安装

(1)根据巷道支护布置形式,每个测站安装1块MCZ-200型锚杆测力

计、1块MCZ-200型锚索测力计、一个QLDC-1型顶板离层仪。

(2)锚索测力计安装于巷道中部锚索上，初始读数不小于12MPa。

⑶顶板离层仪安装于巷中，与锚索测力计间距不大于5m,离层监测

位置浅层位于顶板往上3m处，深层位于顶板往上8m处。

3、监测管理

(1)在掘进施工过程中，要将监测仪表维护好,防止炮崩，仪表损坏

或失效时，要重新补安。

(2)矿压牌板悬挂于巷帮测站处，距底板不低于1.2m,牌板由队技术

员管理。

(3)距掌头100m范围内的矿压观测站，每天观测一次，200m以外的

测站，每周观测两次。

(4)每50m打一根信号柱，顶板破碎时，每30m打一根。巷道过地质

构造、巷道交叉口处必须打信号柱，信号柱要支到顶板上，严禁支在槽

钢或钢带上。信号柱采用0200X300mm的优质圆木，圆木必须支在实底

上，每根点柱配套一块长X宽X厚=400mmX20mmX80mm的托块，并用木

楔子背紧。点柱距工作面距离不得超过30m。

(5)队组设专人进行矿压读数，填写牌板，队组对观测结果进行分析,

每旬报技术组，技术组并对其进行分析。

4、顶底板及两帮变形相对移近量监测

从开口处开始每100m建一观测站，对巷道的巷高、巷宽进行测量，

100m范围内每天观测一次，其他为每周测量1-2次，并做有记录，结合

矿压仪器仪表综合分析情况，连同记录情况报地测组。

5、支护质量动态监测、锚杆锚索锚固力检测

根据掘进进度，结合锚杆、锚索施工数量，对锚杆、锚索支护质量

进行检测。锚杆、锚索锚固力检查安全距离不得小于5m。

(1)、锚杆锚固力及扭力矩监测

锚杆必须对锚固力进行检查，锚杆的螺母扭力矩随同锚固力检查时

一并检查，不合格时必须全部重新拧一次。检查时安全距离不小于5m。

必须根根合格。使用拉力计型号为：MCZ-200,换算：lMPa=5KN。

(2)、锚索预应力检测

锚索预紧力队组必须全部进行检测；有不合格的，必须重新预紧或者

有一根预紧力低于设计值的80%时，全部重新预紧。重新预紧仍达不到

40MPa,在托盘的边补打一根锚索。使用MQ18-200/40型风动泵或MD18-200

型电动泵(lMpa=4KN)o

(3)、锚杆锚索支护质量检测后队组做好记录每旬报地测组。

四、数据处理：采用边施工、边观测，及时把数据资料报回地测组

进行汇总分析，并把分析情况汇报生产技术部进行初步审查分析，给出

分析意见后，地测组进行重新整理，并汇报总工程师进行终审意见，结

合现场实际情况，综合分析设计支护情况，确保安全生产。

第三节顶板岩性探测

一、探测对象：井底水仓通道，主、副水仓掘进工作面。

二、探测方法

1、探孔布设

(1)取芯探测孔每300m布设一个，孔深不小于10m；取芯探孔滞后

掘进工作面距离不超过350m。

(2)所有巷道开工前，要在巷道开口处对顶板进行取芯(在规定范

围内附近有钻孔或取芯探测资料的除外)。

(3)非取芯探测孔每50nl布设一个，孔深应大于设计锚索长度0.5m

以上；非取芯探孔滞后掘进工作面距离不超过60m。

(4)顶板岩性变化大或构造比较复杂的区域，探孔间距按正常情况

的一半掌握。

2、探孔施工

(1)取芯探孔由队组使用锚杆钻机施工，施工前队组要通知地质部

n,施工时，地质部门安排专人现场跟班，进行岩性取芯收集、记录及

分析。分析后报生产技术部进行初步审查分析，给出意见，汇总意见后

报总工程师作出最终审查意见，地测组汇总后绘制取芯探孔岩性柱状图。

(2)非取芯探孔使用锚杆钻机施工，施工时，队组技术员现场跟班,

记录顶板岩性情况。

3、探孔布置

(1)每条巷道探测孔要进行统一编号，编号为：T1T2T3T4……，

并在探孔处做有明显的标志。

(2)探测孔要挂牌管理，牌板悬挂于探孔处巷道正上方，高度不低

于1.8mo

(3)探测牌板由队组填写。

(4)根据探测情况进行岩性分析，及时调整支护参数。

(5)每条巷道施工完毕后，施工队组技术员要负责绘制该条巷道岩

性探孔布置图，留档存底并报生产部技术组一份。

三、队技术员根据顶板取芯情况结合本队施工锚索长度及锚索锚固

段锚固层位进行分析，若锚索预应力达不到设计要求时及时调整锚索长

度。

四、非取芯岩性探测孔资料汇总后报地测部门。

第四节支护设计

一、确定巷道断面及支护方式

根据地质科提供的柱状资料分析，2#煤顶板直接顶为黑灰色泥岩，

厚度1.8m,适合采用锚索、锚杆、网、托盘、喷浆联合支护。根据巷道

的矿压观测数据及支护经验，初步确定两巷采用锚索+锚杆+金属菱形网+

喷浆联合支护，断面为半圆拱形。

巷道断面支护毛宽净宽毛高净高净断面毛断面

分段形状形式(m)(m)(m)(m)(m2)(m2)

直墙

主、副

半圆锚喷2.92.52.82.65.837.22

水仓

拱形

通风直墙混凝

联络半圆土砌1.61.22.01.71.882.92

巷拱形值

2-2、直墙混凝

5-5断半圆土砌2.62.22.32.14.105.75

面拱形51

直墙

3-3断

半圆锚喷2.92.52.72.55.587.26

面

拱形

水沟0.20.2

二、支护参数设计

(一)采用工程类比法选择支护参数

按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度的计算:L=KH+L+L2

式中L—锚杆长度，m；

H一冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

Li—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.8m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；

冒落拱高度：

H=[B/2+htan(45°—3帮/2)]/f顶

式中B、h一巷道掘进宽度和高度，B=2.9m,h=2.8m；

f顶一顶板岩石普氏系数，f顶泥岩取4.0；

3帮一两帮围岩的内摩擦角，取63.43。；

H=[2900/2+2800tan（45°—63.43°/2）]/4.0=527.7mm

则：L=2X0.53+0.8+0.05=1.91m

2、锚杆间排距距离计算：设间、排均为a,则

a=[Q/KHr]'

式中a—锚杆间排距，m；

Q一锚杆设计锚固力，70KN/根；

H一冒落拱高度，取0.53m；

r一被悬吊泥岩的重力密度，取25KN/n?；

K—安全系数，一般取K=2.

a=[70/（2X0.53X25）]=1.63m

施工时取a=800mmo

通过以上计算，选用直径中18mm,长度2000>1910mm的左旋无纵筋

螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距最大为800mmVI630mm,均符合要求。

（二）、采用计算法校核支护参数

1、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

式中L—锚杆总长度,m；

L一锚杆外露长度（包括钢带、螺母、托板厚度），取0.05m;

L2一有效长度（顶锚杆取冒落拱高度）；

L：，一锚入岩层深度（顶锚杆取0.8m）,m；

根据上述公式计算得出：L2L+L2+L3=0.05+0.53+0.8=1.38m。

水仓所选锚杆L=2000mm>1380mmo

所选锚杆长度均满足计算要求。

2、校核锚杆间、排距：应满足a<[Q/KHr]'!

式中：a—锚杆间、排距，m；

Q一锚杆设计锚固力，KN/根；

K—安全系数，一般取2；

H一冒落拱高度，m；

r一被悬吊泥岩的重力密度，取25KN/n?；

通过公式计算得出a=800mm<1630mm,均符合计算要求。

3、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+L+Ld

式中L—锚索总长度6.2m,m；

La一锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，取1.0m,m；

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度取0.53m,m；

L一托板、钢带及锚具的厚度取0.035m,m；

Ld—外露张拉长度0.25m,m；

L=La+Lb+Lt+Ld=l.0+0.53+0.035+0.25=1.815m<6.2m

4、加强锚索数目的校核，应满足N2KXW/P断

式中N—锚索数目，N=l,根；

K—安全系数取K=2；

W一被悬吊岩石的自重取133.6KN,KN；

P断一锚索最低破断力320KN,最高破断力355KN,KN；

W=BXShX2YXD=2.9X0.53X25X0.8=30.74KN

式中B一巷道掘进荒宽取2.9m,m；

—悬吊岩石厚度取0.53m,m；

2Y—悬吊岩石平均容重，25KN/m3；

D—锚索间排距为0.8m,m；

N2KXW/P断即1^2X30.74/320=0.192,符合要求。

5、锚固剂数量的确定：

由公式：L锚=115卷1卷/(S孔2-S罐杆2)

式中L锚一树脂锚固剂充填长度，锚固段长度取500mm；

n一树脂药卷个数；

s卷一药卷的面积，树脂锚固剂直径，取26mm；

1卷一树脂长度，取600mm；

s礼一钻孔断面积，钻孔直径取28mm；

s锚杆一锚杆断面积，锚杆直径取18mm；

22

n=L锚(s孔2-s锚杆2)/s卷1卷=500[(28/2)-(18/2)]Xn/[(26/2)

2XnX600]

=0.965卷

为了安全施工，每根锚杆采用1支CK2360,锚固剂锚固，每根锚索

采用CK2380、ZK2360锚固剂各一支。

(巷道支护断面图后附)

第五节支护工艺

、支护形式及材料规格

1、支护材料规格

锚固剂锚杆破断

项目规格锚固长度搅拌时间锚固力托板规格

规格力

CK2380

0.5m长的

树脂药

017.814#槽钢,

卷、

锚索X1000mm20-30S320KN355KN托盘规格

ZK2360

6200mm250X250

树脂药

X16

卷

CK2360托盘规格

O18X

锚杆树脂药800mm15-20S50KN80KN200X200

2000mm

卷X10mm

金属

顶铺网规格①10菱形网，5000X1000mm；两帮网规格：2900X1000mmo

网

2、支护形式

主副水仓及通风联络巷顶板采用锚索、网、托盘联合支护，两帮采

用锚杆网支护，最后采用喷浆支护。

3、质量标准及检验：

巷道质量标准及检验表

项目设计尺寸允许偏差中线至任何一帮

巷道净宽（mm）主水仓2500合格0-150

副水仓2500优良0—100

巷道净高（mm）主水仓2600合格0-150

副水仓2600优良0-100

锚杆扭矩（N・M）>120N•M符合设计

锚杆锚固力50KN符合设计

锚杆外露长度（mm）10〜50合格＜60,优良V50

锚索排拒（mm）>800

锚索角度（°）±5

锚索预紧力（KN）160符合设计要求

锚索外露长度（mm）200〜250

中线至两帮（mm）合格0〜150优良0〜100

二、支护工艺及要求

（一）、临时支护

1、临时支护方式：

临时支柱每条巷道各配备6根DZ-30内柱式液压支柱，工作面支设

不少于3根单体液压支柱，柱帽使用半圆木（规格：0200mm,L=1200mm）o

临时柱要支在实底上或穿鞋，木鞋规格：300X300X100mm的优质方木或

半圆木；横向使用且间距不得大于800mm,单体柱在方木中间位置，巷道

最大控顶距不得超过循环加200mm。

临时支护必须紧跟迎头，单体柱垂直顶、底板架设，生根牢固，正

规有力。在架设临时支护前，必须将煤壁及顶板的危岩活肝找净；采用

临时支护时，必须三人站在安全地点配合作业，一人扶好点柱，一人升

柱，另外一人观察顶板，发现异常及时处理。回收临时支柱时，一人扶

好单体泄压降柱，一人托好上方半圆木，一人负责观察顶板情况；临时

支护所用的单体、柱帽距迎头15〜25m处安全地点靠帮放置。

临时支护工艺及要求：

临时支护每掘进一个循环，出煤到具备支设临时支护的条件时，空

顶下支设三根临时住。先将钢带固定在金属网的合适位置，新网与旧网

相连，用两根临时住顶起一根钢带，支设在靠煤头一排已打锚索的钢带

与第一排未打锚索的钢带中间，后一根支设在钢带中间。临时支护支好

后，开始由外向里进行顶板支护再进行两帮支护，然后进行下一个循环。

临时支护未支起，任何人不得进入掌头空顶作业。

临时支护的平剖面图见附图。

2、永久支护工艺及要求：

打注锚索必须在临时支护下进行，严禁空顶作业，严格执行“敲帮

问顶”制度，及时处理顶帮活肝危石；根据巷道中腰线严格检查巷道断

面是否符合规程要求，对不符合规程要求的地方及时处理；根据规程要

求锚索布置方式、间排距标定眼位进行钻眼，打一个眼，注一个眼，锚

索达到预紧力规定时，可上紧托板，打完锚索后方可回掉原临时住。打

注锚索由外向里逐排进行，锚索眼的方向、角度应与较大裂隙层理面垂

直，当层理面不明显时,锚索眼方向应跟巷道周边垂直,最小不超过75°o

为确保锚索眼的方向正确，应短、中、长钻杆交替使用，使用煤电钻搅

拌。

主副水仓：顶部采用锚索、金属网、托盘联合支护，锚索规格：O

17.8X6200mm,0.5m长的14#槽钢,托盘规格250X250X16mm；间排距

800X800mm；顶部布置5根锚索，每根锚索采用CK2380、ZK2360锚固剂

各一支。两帮采用锚杆、金属网支护，锚杆规格：⑦18X2000mm左旋无

纵筋螺纹钢锚杆，托盘规格200X200X10mm,间排距800X800mm；两帮

锚杆布置“二二”布置，锚固剂采用ZK2360,至拱基线下200mm布置。

最后一道工序喷浆作业进行永久支护。喷射碎：强度等级C20,巷道

喷厚200mm,碎骨料:砂为中粗河沙，水泥为P.042.5普通硅酸盐水泥，

碎石为粒径5〜10mm石灰岩碎石子，骨料按照重量配合比为水泥：砂:石

子=1:2:2拌制，水灰比0.48,速凝剂掺量为水泥用量的2.5〜4%。

第四章施工工艺

第一节施工方法

采用7655型风钻打眼，瞬发电雷管分次打眼，分次装药，一次起爆

的方式爆破，30型煤溜、皮带出煤（研）的施工方法。

巷道施工采用炮掘施工。开口时先用风镐开口（或放小炮开口，但

必须保护好电缆及其他电气设备），在开口2米后能进行对电缆及其他电

器设备等掩护开始先小炮掘进，进入够5米方可根据现场情况适当增加

药量炮掘施工。施工前先用废旧皮带将进料巷内的电缆及其它电气设备

等进行保护，防止放炮崩坏设备。

第二节掘进方式

一、炮掘工艺流程：

校对、标定中线一打眼一装药f爆破一敲帮问顶一铺联网一照中线、

上钢带一临时支护一打顶锚杆（索）f打帮锚杆。依次循环。

（一）打眼：

采用7655风钻打眼，炮眼直径40mm。

（二）装药：

使用煤矿许用乳化炸药和煤矿许用瞬发电雷管正向连续装药，装药

时必须使用水炮泥且长度不得小于0.5m,水炮泥之外剩余部分必须用粘

土炮泥封实。

（三）联线：

采用串联方式联线。放炮母线长度在煤巷直线段必须拉够75m,岩巷

或半煤岩巷直线段必须拉够100m,直角拐弯段必须拉够50m。放炮母线

要随用随挂，并经常检查，若有损坏必须立即更换。

（四）爆破：

采用全断面一次起爆的的方式进行爆破。爆破员、班组长、瓦检员

都必须在现场执行“一炮三检”制和“三人联锁放炮”制。必须使用合

格的发爆器，发爆器的引爆能力不得小于100发。

一炮三检制：在装药前、放炮前、放炮后检查放炮地点附近的瓦斯

浓度。瓦斯浓度超限时，严禁装药爆破。

三人联锁放炮制：①放炮前，放炮员将警戒牌交给班组长；②班组

长派人警戒，下达放炮命令，同时将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员；

③瓦检员检查瓦斯合格后，再将放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口

令进行放炮；④放炮后三牌各归其主。

（五）临时支护：

爆破完毕待炮烟吹净后，必须进行详细的敲帮问顶，除掉浮开活煤

（肝）后进行临时支护。

（六）出煤（岩）：

临时支护后再次进行敲帮问顶，确认无问题后进行出煤（岩），出煤

（岩）时由侧装机（耙岩机）装入矿车运出。

（七）永久支护：

出完煤（岩）后进行详细的敲帮问顶工作，确无问题后打设顶锚索、

帮锚杆进行永久支护。在顶板完好，无片落、片帮的情况下，帮锚杆可

以滞后顶锚索2排打设，在顶板破碎、层理发育、有片帮的情况下，帮

锚杆紧跟工作面打设。

第三节爆破作业

一、施工工艺

1、掘进爆破采用一次成巷的作业方式。

2、钻爆工艺流程：

安全检查处理掌头隐患，做好钻眼前准备工作一钻眼，装药f检查

瓦斯一撤人放警戒一放炮一排除炮烟洒水消尘一检查处理隐患一支设临

时支护一进行永久支护一出煤研，完成一个循环。

二、炮眼布置（附图）

装药结构示意图

三、炮掘工序：

钻眼前准备一钻眼一检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯f撤人放警戒

一爆破一检查瓦斯及爆破效果一洒水消尘f维护顶板一临时支护一永久

支护一取消临时支护

四、钻爆工序要求：

㈠、钻眼前，必须详细检查煤头10m范围内的支护，发现问题及时处

理。

（二）、必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。

㈢、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻

眼。

㈣、爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。

㈤、爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线方

法，使用瞬发电雷管，不低于三级煤矿许用炸药，每眼使用1个水炮泥。

最后一段延期时间不超过130毫秒。

用、爆破前工长必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个

通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。每一警戒点搁2

人放警戒,设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒.只有

每个点的警戒员都通知后才可爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的

命令后才能撤警戒。

（七）、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工、班组长

必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残

爆等情况，如有危险情况，必须立即处理；只有确认安全后，才允许其

他人员进入作业。

第四节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装运：运输采用30型煤溜转至皮带，而后运至主运输大巷，经

主斜井至地面。

2、材料及设备运输:材料及设备装下料车由主斜井运输至一水平井

底车场，然后由一水平井底车场运至本工作面。

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）、风筒靠帮吊挂，做到逢环必挂。风筒距煤头不大于5m,吊挂要

整齐，不得有破口，拐弯处要用弯头。

㈡、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。

㈢、轨道枕木必须铺在实底上，使用22kg/m轨道铺设,轨距0.6m,轨

道距人行道一侧不小于0.7m,轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小

于500mm,要求铺设平直，扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm,

内错差不超过5mm,道枕间距不大于1m,并且轨枕必须垫实。

二、管线及轨道敷设方式

管线及轨道敷方式表

序

名称规格型号与工作面距离m轨枕间距轨面高低差

号

1轨道22kg/m800mm2mm

2风筒①800mm不大于5m

3水管中54mm不大于30m

4电缆035mm?不大于30m

5风管①108mm不大于30m

第六节设备及工具配备

设备配置情况表

序号设备名称型号数量单位

1煤溜SGW-302部

2风钻7655(YT-24)2部

3单体支柱DZ-306根

4风煤钻MQS-352部

5局部通风机对旋式FBD5/2X11KW2台

6风镐G104部

7瓦斯断电仪KFD-42

8张拉千斤YCD-2002台

9电话KTH106-1Z1部

10矿用隔爆真空电磁启动器QBZ-2001台

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

采用压入式通风方式，局部通风机安设在开口30m以外的新鲜风流

中。

二、通风设备

1、掘进工作面采用压入式通风，采用对旋式局扇为工作面供风，实

现“双风机、双电源”及“三专两闭锁”（专用开关、专用变压器、专用

线路），每班电修工和瓦检工负责双风机的自动切换实验及风电闭锁；该

巷道工作面瓦斯传感器除与该巷瓦斯电闭锁。

2、风筒选用直径800mm柔性胶布阻燃风筒,吊挂在巷道掘进方向左

侧，吊挂平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口到掌头距离不大于

5m。

三、主副水仓工作面风量计算：

掘进工作面实际需要风量，按照集团公司阳煤发[2008]774号文的

“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，工作面同

时作业人数，局部通风机实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大

值。

1、按瓦斯涌出量计算：

Qw=q«X143

式中：Q掘一掘进工作面风筒出口风量，n?/min；

q掘一掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，n?/min；

K一掘进工作面回风风流瓦斯浓度按0.7%计算换算的常数。

Q»=qfflX143=1.01X143=144.43m3/min,取145m3/min。

2、按炸药量计算：工作面使用乳化炸药，不进行风量计算。

3、按掘进工作面同时作业人数计算：

Q掘=4N

式中：Q«一掘进工作面实际需要风量，m3/min；

4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；

N一掘进工作面同时工作的最低人数。

Q«=4N=4X30=120m3/min

以上Q栅取最大值145m3/min,为工作面实际需风量。

4、按局部通风机的实际吸风量计算：

局部通风机实际吸风量Q吸必须考虑风筒漏风后，能够保证风筒出口

风量达到Qtu=145m3/mino

L=100X(Q吸—Q出)/(Q吸XL/100),%；

Q«=Q吸XL+9s

式中：Q掘一掘进工作面按瓦斯涌出量核定的全风压需风量,m3/min；

Q吸一Q出与百米漏风率换算值，实际选取时，结合所选风机

的额定吸风量；

L一掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

L一百米漏风率，1.0%；

L一风筒长度，m；

S一局扇安设巷道的断面积，m2；

计算得出Q吸=150n?/min；

3

Q掘=Q1»*1i+9s=150X1+9X7.22=214.98m/min；

实际配风量214.98m3/min。

四、掘进工作面风量验算：

根据掘进工作面巷道断面S=7.22nf和实际配风量145m3/min验算出

风速为：

V=Q/S=145m3/min/7.22m760=0.33m/s

式中：V一巷道风速，m/s；

Q一巷道配风量，m3/min；

S一巷道断面，m2；

根据《煤矿安全规程》中规定，掘进中岩巷风速为0.15m/sVVV4m/s。

符合《煤矿安全规程》规定。

所以最后确定所需风量为214.9811?/min,根据所需风量和供风距离

确定选用FBD5/2X11KW对旋式局部通风机为工作面供风。

五、通风系统图（后附）

六、局部通风机的安装地点

局扇安装在井底车场进料巷口，要实现双电源双风机自动切换。局

扇一台工作，一台备用。

七、通风路线

1、新鲜风流：地面一主斜井一局扇一工作面

2、污风流：工作面一胶带大巷一轨道大巷一回风斜井一地面。

第二节压风及供水

主井工业场地在现回风斜井井口附近设有10n?压风机，通过一趟铁

管沿回风井至胶带大巷，用分路器分成支路，支路到水仓工作面压风自

救系统。

第三节瓦斯防治

1、预防瓦斯超限安全技术措施

①、放炮前必须闭锁工作面巷道内所有非本质安全型电器设备开关。

放炮30分钟后，待炮烟吹散后，经瓦检员检查工作面和风流中瓦斯浓度

不超限时方可按规定开启电器设备。

②、放炮前班长必须安排专人检查风筒距工作面距离，放炮前后风

筒出风口距工作面距离不得超过5m。

③、放炮后若工作面瓦斯超限要及时向通风部汇报，以便及时采取

措施进行处理。

④、工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时必须停止打

眼。撤出人员，切断电源处理。

⑤、巷道工作面有体积大于0.5H?的空间，局部积聚瓦斯浓度达2%

时一，附近20米范围须停止工作，撤出人员，切断电源处理。

⑥、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，

查明原因处理。

2、瓦斯监测

①、在距工作面5m范围内和巷口回风侧10T5m范围内各安设一个

(0-10%)的低浓度瓦斯传感器，瓦斯传感器距顶板不大于300mm,距回风

侧不少于200mm,并在传感器附近5m范围内巷帮悬挂传感器说明牌。

②、瓦斯传感器随掘进逐渐向里延伸接线时各接头的接线按同色芯

线相联。

③、瓦斯传感器吊挂使用专用吊钩，挂设回风侧，距帮不小于200mm,

距顶不大于300mm。

④、进行巷道防尘冲洗作业时，要避开传感器及牌板位置，以免造

成传感器进水误报警，坚决杜绝施工队组人员拆卸传感器，避免掘进施

工有损传感器的行为。

⑤、传感器挂设要避开顶板淋水区域，放炮时将传感器撤至距离放

炮地点30m的有掩护处，并要采取有效防护措施，以防止放炮崩坏传感

器及线缆。

⑥、供传感器用电传输线缆应上墙上钩管理，电缆钩统一标准，弱

电电缆与强电电缆分层吊挂，悬挂垂度要符合《煤矿安全规程》有关规

定。

⑦、固定绑扎线缆使用专用绑扎带，通过传感器、接线盒及监控设

备的进出线缆要留余弯。

3、瓦斯管理

①、每班必须使用好瓦斯传感器，挂牌管理，按时填写牌板，并实

行三专供电和瓦斯电、风电闭锁。

②、炮掘坚持〃一炮三检〃和“三人连锁放炮〃制度。工作面20m范围

内瓦斯或二氧化碳浓度达到1.0%时严禁打眼、放炮。

③、工作面及其它作业地点风流中、电机及其开关安设地点附近20m

以内风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止

工作，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，制定措施进行处理。待

瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可开通电气设备作业。

④、临时停工时，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、警示

标语，禁止人员进入，并报告矿调度。

⑤、放炮时，必须采取有效的措施保护好瓦斯探头和监控传输线。

处于顶板淋水的地段，传感器要吊挂在不受淋水影响的区域，加装防护

罩或防水棚布，且不影响传感器的进气孔和观测。

⑥、瓦斯超限时，工作面电话线必须在全风压处断开，外部电话要

设置于新鲜风流中。

⑦、因检修电器设备需要停止监控监测设备运行时，必须取得通风

部同意，并采取相应措施方可进行。

第四节综合防尘

掘进中的水源用2寸铁管接入工作面，水管整齐吊挂在巷道右手帮，

2寸管距工作面不超过30m,设变头接高压胶管紧跟煤头。

1、防尘管路铺设：巷道每隔50m安设三通阀门，管路的接头、三通

不得有流线性漏水,三通阀门必须上手轮,手轮必须安在人行道一侧。每

10天对巷道进行一次全面洒水消尘。

2、全段面喷雾

喷嘴的位置：①距掘进巷口30m范围内的净化水幕喷嘴与风流方向

一致；②距工作面50m范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反;

③喷嘴方向要略向下,与巷道顶板基本平行。

3、转载点喷雾

⑴、所有运输巷的载点都必须有喷雾设施,连接喷嘴设施时,必须连

接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有流线性漏水，阀门必

须安装在人行道侧。

⑵、喷嘴高度安在距转载点40-50cm处，宽度20cm的位置,而且喷嘴

必须正对转载出煤点。

⑶、所有喷雾必须呈雾状。

4、巷道冲洗:工作面的巷道要保持湿润,走路时煤尘不飞扬,巷道口

的水管、风筒、电缆上迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm,巷道底板煤尘

厚度不超过2mm,堆积连续长度不得超过5m。

5、其他：

(1)、带式输送机机头处必须设置专用的灭火水门、变头及洒水胶管。

(2)、巷道要上好隔爆水袋，隔爆水袋水量200L/IH2；每袋25L/m%

第五节防灭火

煤层无自然发火倾向，但必须执行以下措施：

1、巷道中应每隔50m设置洒水支管和阀门。

2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性

材料支护。在胶带机头、机尾至少各备有2个灭火器和1个砂箱及铁锹。

3、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱及铁锹。

4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸笔，必须存放在盖严的铁桶

内，用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期

送到地面处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或胴室内。

5、如工作面或巷道内着火时根据着火情况,应首先采用直接灭火方

法,如用灭火器、用水扑灭等,在直接灭火过程中，一般不得改变火压的风

流方向，直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展,应采取封

闭隔绝灭火,封闭火区前，必须根据火区的瓦斯，一氧化碳等气体变化情

况，慎重决定通风方法和封闭程序。

6、风机连锁开关处及皮带机头处配沙箱一个。巷道每隔50m水管接

三通阀门。

第六节安全监控

一、为加强工作面瓦斯管理,必须在工作面设置监控设备,在主斜井

局扇前安装一台KJF16A型分站,工作面巷道内安设2台瓦斯传感器。

二、在工作面距煤头5m处的回风侧（风筒对帮）且距顶板不大于0.3m

距巷帮不小于0.2m处设置1台瓦斯传感器（其后每隔600mm设置一台瓦

斯传感器），其断电值0.7%；在掘进工作面巷道回风口以里10—15m处,

距顶板不大于0.2m,距巷帮不小于0.