煤辅运大巷作业规程

目录

第一章概况......................................................1

第一节概述......................................................1

第二节编写依据..................................................2

第二章地面位置及地质水文情况.....................................3

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况...........................3

第二节煤（岩）层赋存特征........................................4

第三节地质构造...................................................5

第四节水文地质...................................................6

第三章巷道布置及支护说明........................................7

第一节巷道布置...................................................7

第二节矿压观测...................................................8

第三节支护说明...................................................9

第四节支护工艺..................................................11

第四章施工方案及施工工艺..........................................18

第一节施工方案.................................................18

第二节凿煤（岩）方式............................................19

第三节装载与运输方式...........................................19

第四节管线敷设.................................................21

第五章劳动组织及主要技术经济指标.................................24

第一节劳动组织.................................................24

第二节正规循环作业图表.........................................25

第三节主要技术经济指标.........................................25

第六章生产系统....................................................27

第一节通风系统.................................................27

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

第三节综合防尘.................................................35

第四节防灭火....................................................36

第五节瓦斯防治.................................................37

第六节安全监测监控系统.........................................37

第七节供电系统.................................................39

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

第九节运输系统..................................................58

第十节照明、通讯、信号系统.....................................58

第七章质量及保证措施..............................................60

第一节质量体系..................................................60

第二节施工前目标质量控制.......................................60

第三节施工中的目标质量控制.....................................61

第四节施工后的质量控制.........................................63

第八章安全技术措施.............................................64

第一节安全风险辨识.............................................64

第二节安全管理一般规定.........................................65

第三节“一通三防”管理..........................................70

第四节顶板管理..................................................75

第五节防治水....................................................77

第六节机电管理.................................................77

第七节运输管理.................................................84

第九章生产标准化、文明施工........................................94

第一节文明施工规定.............................................94

第二节生产标准化环境管理制度...................................96

第十章冲击地压防治专项措施.........................................98

第一节冲击危险性评价结论.......................................98

第二节冲击地压监测方法.........................................98

第三节防治方法................................................104

第四节效果检验方法............................................106

第五节安全防护措施.............................................106

第六节应急救援及避灾路线......................................111

第七节其它.....................................................112

第十一章灾害应急措施及避灾路线...................................109

第一节水害应急措施............................................114

第二节火灾应急措施.............................................114

第三节瓦斯与煤尘爆炸事故的应急措施............................116

第四节顶板事故的应急措施......................................117

第五节安全避险六大系统........................................118

第六节避灾路线.................................................120

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2-1烽集中辅助运输大巷施工作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本单位工程名称：2-1煤集中辅助运输大巷。

二、掘进目的及用途

掘进目的是担负2-1煤辅助运输、通风及行人。

三、设计长度、服务年限和开竣工时间

（一）卷道设计长度

2-1煤集中辅助运输大巷开口中心位于11盘区2-2中煤辅助运输巷JM6点

西50.63m,方位：0°,施工坡度0T300m段为3%。上山,1300mT550m段为5.5°

上山施工，1550mT643.342m段为3%o上山施工，掘进中根据实际煤层倾角及煤

层揭露状况而适当调整巷道坡度，但必须保证排水通畅，设计长度为1643.343m。

2-1煤集中辅助运输大巷调车碉室（兼做探水钻场）、布置在巷道西侧、深

度6m,辅助运输大巷内抹角4mX4m,调车丽室位置视揭露围岩条件可适当调整。

（二）服务年限：30年

四、预计开竣工时间

预计开工时间为2019年5月5日，竣工时间约为2020年1月5日，工期

计划245天。

五、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。

1、2148.455-3407.455m工作面内有H050地质钻孔，根

据地质报告描述钻孔已启封，在掘进至钻孔附近区域时，加

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强掘进面煤层顶板的水文情况观测，对异常淋水、涌水的现

象要采取有效措施。

2、掘进过程中，如遇断层、构造等情况及时向调度室、

生产技术科、地质测量科汇报，并单独编制施工安全措施。

3、工作面现有支护或工艺等不适应正常掘进或需要变

更时，需另行制定专项措施，并报矿总工程师审批。

4、3-1煤南翼带式输送机大巷整体评价为中等冲击危

险。其中3-1煤南翼带式输送机大巷掘进期间整体为弱冲击

危险区域，局部为中等冲击危险区域。

第二节编写依据

1.《2-1煤集中大巷开凿》设计图纸。

2.《煤矿安全规程》(2016版)

3.《煤矿作业规程编制指南》

4.《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)

5.《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)

6.《煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法(试行)》

7.《机电设备完好标准》

8.《门克庆煤矿“一通三防”管理实施细则》

9.《矿井通风技术》

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10.《瓦斯灾害防治技术》

11.《煤矿防治水细则》

12.《矿井火灾防治》

13.《防治煤矿冲击地压细则》

14.《门克庆煤矿掘进工作面冲击危险性评价与防冲设计》

第二章地面位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

门克庆矿井位于鄂尔多斯地区乌审旗境内，在图克镇东南侧20km处，属呼

吉尔特矿区中部，地面为毛乌素沙漠东边缘沙地。

表2-1地面相对位置及邻近采区开采情况表

开口坐标为：（点）

X=4311539.720X=4313187.120

开口位置终点位置

Y=19366120.667Y=19366120.667

Z=+641.894m（底板）

设计方位0°巷道标高(m)+641.894〜+646.794m（顶板）

2-1煤三条集中大巷地面相对位置为工业广场东北，地表为沙日嘎毛日村周边丘陵沙地，

地面相对位

零散分布有沙日嘎毛日四社居民房屋、树秒及鱼塘、无地表水体，鄂尔多斯光缆及水务管

置及建筑物

线斜穿巷道面。

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邻近采区开2T煤集中辅助运输大巷东侧同水平2T集中辅助运输大巷、2-1集中回风巷暂未施

工、西侧同水平暂无设计巷道、南侧同水平为2-2中煤辅助运输巷与回风大巷、北侧设计

采情况

为27煤三条大巷（暂未施工），四周均无采动影响。

岩层走向SN煤层倾向NE

煤层倾角

17°煤层厚度（m）2.37

（°）

黑色，条痕黑褐色，暗煤为主，含亮

对煤厚、结构变化的预测煤条带，块状构造，条带状结构，断口参

结构简单（穿层巷道时为预计见煤差，下部含黄铁矿结核，暗淡型。煤层厚

位置）度受地质应力等因素影响局部有变薄趋

势。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状变化

根据三维地震解释可靠程度及目前矿井实际揭露情况分析，巷道掘进过程

中揭露大型断层可能性很小，揭露小型断层及小型嵌入构造可能性较大，中型

断层也有可能揭露。综合分析，该区域地质构造条件属于简单型。该煤层条带

状结构，层状构造，阶梯状断口，内生裂隙较发育。在巷道掘进过程中，严格

控制空顶距，优化支护设计，加强顶板管理。

二、煤层爆炸指数及自然倾向性

根据煤层爆炸性鉴定报告及煤自燃倾向性鉴定报告，2T煤层的挥发分为

27.78-28.29%,火焰长度＞100mm时，最低岩粉添加量为65%,煤尘有爆炸性。

煤吸氧量为0.71cm3/g,煤层自燃等级为I级，属容易自燃煤层。

三、地压、地温

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根据冲击地压危险性评价，2-1集中辅助运输大巷具有中等冲击危险性；

预测2T集中辅助运输大巷最高温度为26℃,无地热危害存在，属地温正常区。

四、瓦斯

2018年12月由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对我矿进行了瓦

斯鉴定工作，测得矿井相对瓦斯涌出量为0.31m3/t,小于ion?/t；绝对瓦斯

涌出量3.55m，/min,小于40m③/min,为低瓦斯矿井。

表2-22-1煤顶、底板岩性特征表

顶底板硬度、破

厚度碎程度、裂隙发育方

顶底板名称岩石名称岩性描述

（ID）向和程度及对掘进

的影响等

灰色，块状，厚层状，泥质结

11.97〜30.30

老顶主要为砂质泥岩构，含云母及植化，水平及平行纹

18.77

理，参差状断口，半坚硬。

顶板根据煤层顶、底

6.80〜20.26灰色，致密，含丰富植物化石,板岩石的强度、结构

直接顶主要为粉砂岩

12.02水平纹理，平坦状断口，半坚硬。面特征、水文地质条

件及其岩石受力状

灰色，块状，厚层状，泥质结态等因素分析，该煤

7.30~11.67

直接底主要为砂质泥岩构，含云母及植化，水平纹理，参差层顶板应属不稳

10.29

状断口，半坚硬。定〜稳定类型，部分

灰白色，巨厚层状，细粒砂状地段可达极稳定。底

底板结构，石英、长石为主，含暗色岩板类型应属不稳

17.84〜25.58

屑，夹煤线，均匀层理，半坚硬。定〜稳定类型。

老底主要为细砂岩21.90

白色，巨厚层状，细粒砂状结构，

石英、长石为主，含暗色岩屑，夹

煤线，均匀层理，半坚硬。

第三节地质构造

门克庆井田位于鄂尔多斯高原之东南部，区域性地表为伊盟隆起的南侧，

总体为一向西倾斜的单斜构造。井田范围内无岩浆侵入。以往勘探资料显示，

井田范围内无大、中型断层。目前，矿井实际揭露落差5m以上断层中型断层有

3条，因此，巷道掘进过程中可能揭露中、小型断层，煤层有小型岩层嵌入构造,

局部受构造应力影响，存在顶板岩石破碎，岩层不稳定的区域。

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第四节水文地质

一、水文情况

依据水文补充勘探报告，门克庆矿井水文地质类型初步划分为复杂型。

二、含水层预计

1、地表水及大气降雨：

本区多年平均降水量在150〜450mm之间。降水量年际变化大，年极端最低

降水量150.2mm,年极端最高降水量432.2mm。由于受东南季风的影响，降水量

年内分配不蚂，主要集中在6〜8月，占全年降水量的60〜70虬多年平均蒸发

量2316mm。多年平均湿润度0.3-0.34,干燥度2.0-2.8,干旱指数在3〜12

之间，属干旱、半干旱区。

由于工作面范围内未见大型河流、湖泊，小型河流及沟溪相距开采煤层较

远，且有厚层的泥质岩层相隔，无通道相连。2-1煤层埋藏较深，约700m,地

表水及大气降水对2-1煤辅助运输大巷掘进没有影响。

2、顶板含水层：

通过三维地震勘探显示2-1煤集中大巷掘进范围内无断层，无褶皱，无陷

落柱、岩浆侵入体。通过已掘进工作面验证，三维地震勘探查明的断层与实际

情况有一定的出入，发育较小的断层未能查明，在巷道掘进中不排除揭露小型

断层的可能，断层周围顶板岩石裂隙发育，在巷道掘进过程中若揭露断层，有

可能增加巷道淋水，与此同时，一旦断层受掘进作业影响，活化导水，将成为

强涌水通道，同样造成突水事故。

三、工作面涌水量预测：

通过对巷道顶板隔水层、含水层及地质构造因素分析，在隔水层稳定发育

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的情况下，预测巷道涌水量5〜15m3/h,最大涌水量30nl3/ho依据11-2201回

风卷掘进到1400〜1700m时，巷道顶板隔水层较薄，卷道出现涌水量约40m3/h,

故分析认为2-1煤段巷道水文地质条件与其相似，预测正常涌水量30〜60n)3

/h,最大涌水量80m⑶/ho

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

2-1煤集中辅助运输大巷开口位置为2-2中煤辅运斜巷458m处开口，坐标:X

=4311539.720,Y=19366120.667；掘进方位为0°，施工坡度0T300m段为3%o

上山，1300mT5501n段为5.5°上山施工，1550mT643.342m段为3%。上山施工，

设计长度为1643.343m。

表3-1巷道设计规格尺寸参数表

宽度(mm)高度(mm)断面积(m2)

断面形式长度(m)

净荒净荒净荒

直墙半圆拱形540057004500490021.224.41643.343m

附图1:2-1煤集中辅助运输大巷平面布置示意图

附图2:2-1煤集中辅助运输大巷地质综合柱状图

附图3:2-1煤集中辅助运输大巷预想剖面图

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第二节矿压观测

一、观测对象

顶板下沉、底鼓、两帮移近量、顶板围岩裂隙发育规律。

二、观测内容

表3-2综合监测内容

序号项目内容离层指示仪

1锚杆受力检测锚杆强度是否合格锚杆拉力计

2锚索受力检测锚索强度是否合格锚索测力计

3锚杆扭矩检测锚杆扭矩是否合格扭矩扳手

4顶板离层检测顶板离层量顶板离层仪

5巷道变形巷道移近量十字布点法

1,锚杆受力检测

巷道掘进施工过程中安排专人，按规范要求每打300根锚杆，必须抽取一

a（共9根）锚杆进行检查，不足300根时，按300根进行；锚杆预紧力或力

矩检测抽样率不低于5%,每300根顶、帮锚杆各抽样一组（共15根）进行检测，

不足300根时，按300根进行抽检时只做非破坏性拉拔，帮螺纹钢锚杆达到50KN

可停止拉拔，并做好记录，设计或材料变更应另取一组检验。

2,锚杆扭矩检测

巷道掘进过程中，安排专人用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测，

顶板螺纹钢锚杆扭矩达200N•m,帮部螺纹钢锚杆扭矩达150N-m。

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3、锚索受力检测

每打设一根锚索必须做一次锚索拉力试验，由当班跟班队长、班长负责试

验，要求锚索预拉力达到250KN,具体涨拉泵表读数以实际使用的涨拉泵头为准，

每更换一次涨拉泵头，重新用锚索测力计检测对应的涨拉泵表读数，强度不够

及时补打，并将试验记录存档。

4,顶板离层监测

(1)巷道围岩深部位移变形量观测采用顶板离层仪监测。交岔点、地质构

造带、顶板破碎带需安装顶板离层仪，巷道每隔100m打设一个顶板离层仪，安

装顶板离层仪时深基点为8m,浅基点为2.5m,初始度数设为10mm。连续观测一

周后开始改为每周观测离层数值变化，及时填写初始读数，并做好观测记录台

帐。

(2)离层指示仪采用机械式检测数值，并每班进行观测做好锚杆锚索观测

记录台帐。如观测离层指示仪顶板下沉时应加强锚杆、锚索支护，及时与矿生

产技术科汇报并根据现场情况编制专项处理措施。离层指示仪牌板挂在行人侧，

牌板吊挂位置距离顶板离层仪前后不得超过5m。

5、巷道变形监测

巷道围岩表面位移变形量观测采用“十字”布点法。

第三节支护说明

一、支护形式

依据巷道掘进层位、围岩性质、用途及服务年限，确定巷道支护形式为锚

网喷+锚索联合支护(锚杆、锚索、金属网、“钢带梁、喷射混凝土)。

二、支护材料型号及规格

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表3-3支护材料一览表

材料名称规格型号备注

MSK2370.MSCK2370锚索使用

树脂锚固剂

MSCK2370锚杆使用

锚杆采用622X2500mmI级左旋螺纹钢，自锁

螺纹钢锚杆及

螺母；托盘采用Q235钢制作，规格为150X150全断面布置

托盘

X10mm

锚索采用中21.8mm(lX19)钢统线，长度为

锚索及托盘8300mm;锚索托盘采用Q235钢制作,规格为300布置在巷道顶部

X300X20mm；锚索锁具为KM22-1860

钢筋网采用①6.5mm钢筋网焊接而成，网格100

钢筋网全断面布置

X100mm

开口、顶板破碎、

n钢带梁n钢带规格为长3400mmX宽140mmX厚8.0mm断层时，配合锚

索补强支护

混凝土喷射校C20,铺底舲C30全断面

三、支护要求及参数

(-)临时支护

利用机载前探梁的两个液压油缸顶起液压支撑架到顶板进行临时支护，人

员在液压支撑架下工作。

附图4：掘进机自带液压临时支护装置示意图

(三)永久支护

1,顶板帮部采用左旋螺纹钢锚杆规格为e22X2500mm,间排距为1000X

1000mm,锚杆孔深2400mm,树脂药卷采用MSCK23/70型一卷，锚杆锚固力》50KN,

外露螺母长度10〜50mm,帮部锚杆扭矩，150N•m、顶部锚杆扭矩，200N•m。

2.顶部使用锚索支护，锚索规格为<!>2L8X8300mm,锚索间排距为2400

X2400mm矩形布置，锚索孔深8000mm,树脂药卷采用1卷MSK23/70型和1卷

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MSCK23/70型，锚索外露150〜300mm,张拉预应力250KN,锚固力2200KN。

3.网片搭接长度100mm,14#绑丝三花布置连接，绑丝间距为200mm,双丝、

双扣拧结。

4、断面喷浆支护厚度为150mm,喷射混凝土强度均为C20,铺底混凝土强

度C30,铺底厚度为250mm,距底板80mm铺设一层支护金属网。水沟荒宽600mm,

深550mm,净宽400mm、深400mm,采用球墨铸铁盖板（QT400）550X550X50mm。

（四）加强支护

巷道开口处与其它巷道交岔口处及过断层、破碎带、顶板下沉等部位要加

强锚索配合n钢带支护，将锚索间排距由原来2400X2400mm调整为1600X

1600mm。遇地质构造时另行编写专项安全技术措施。

第四节支护工艺

一、临时支护工艺流程

操作流程为：割煤完毕截割炮头落地（闭锁截割电机）一敲帮问顶一铺网

f机载前探梁一永久支护（截割详见施工工艺）

二、锚杆支护施工

片帮严重时应及时支护两帮，必要时要超前支护锚杆。等顶帮用金属网+锚

杆按要求支护到位后方可开机掘进。掘进机移动前所有人员必须站到安全位置，

防止掘进机行走移动过程中造成人员伤害。支护过程中做到开机开水停机停水，

尽可能减少用水量。

1,顶锚杆施工工艺

（1）把风、水管路理顺，运至工作面，抬进钻机、钻杆等，将风、水管路

分别用安全夹、销与钻机联接牢固，打开风、水阀门，进行试运转。

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(2)操作者分腿站立，双手紧握操作手把，身体保持平衡。

(3)扶钻人一手握住钻机扶手，一手将一短钻杆插入钻机连接套内向操作

者发出开钻信号。

(4)操作者缓送气腿阀门、使气腿慢慢升起，对准眼位顶紧。点动钻机，

待眼位固定钻进一定深度时，开水，扶钻人退到操作者身后侧监护。

(5)当钻进约50nlm深度时，全速钻进。

(6)扶钻人待钻机停止运转后，下落钻机，拨出短钻杆，换上长钻杆。打

至设计深度。

(7)按设计规定的树脂药卷型号、数量及顺序用锚杆杆体轻推入孔。

(8)安装搅拌器，把搅拌器尾端与钻机连接好。

(9)缓开气腿阀门，将树脂药卷顶至孔底，开机搅拌，边搅边推直到锚杆

顶端推到眼底时，全速搅拌不少于30秒，顶推不少于1分钟。

(10)在扶钻人帮助下落下钻机，卸下搅拌器，换上紧固器，待2分钟初

凝后,把锚杆螺母紧固至200N・m。

2、帮锚杆施工工艺

(1)按照从上向下的顺序使用手镐凿掉两帮的活岩秆，使两帮为实岩体。

铺帮网，按作业规程规定量取间排距，标定眼位。

(2)用帮锚杆钻机打眼。扶钻工扶住钻杆，使钻尖对准眼位，点动钻机钻

进50mm后，扶钻工退至操作者后侧，全速钻进，打至设计深度后，用吹风管将孔

内岩粉吹净。

(3)安装药卷并搅拌。

(4)卸下搅拌器，待1分钟初凝后将螺母紧固至规定扭矩力150N-m。

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三、锚索施工工艺

(1)根据作业规程标定锚索眼位。

(2)按顶锚杆施工工艺打设锚索眼。

(3)每根钻杆打完后，落下钻机先关风，后关水，拨下钻杆，再续接一根，

待扶钻工撤离后，继续升钻打眼至规定深度，溢水清孔。

(4)从下往上依次卸下钻杆，把钻杆放在规定地点。

(5)按设计规定的树脂药卷规格、数量、顺序，用锚索锚固头轻轻将药卷

送入孔底。

(6)按顶锚杆施工工艺搅拌锚索。

(7)卸下搅拌器。

(8)张拉。首先上锚索托盘张拉至220KN预应力以防退泵后回弹小于设计

200KN预应力，后退泵安装锚索锁具，按作业规程规定张拉锚索至规定锚固力

150KN,达到不小于30Mpa(矿用锚索张拉机具型号MQ22-450/60)以上时停止张

拉，卸下张拉千斤顶。张拉时要两人协作，张拉油缸与钢绞线保持在同一轴线

上，操作人员要避开张拉油缸轴线方向。张拉过程中，若发现锚索被拉出，要

停止张拉，重新补打锚索。锚索外露长度为150-300丽。

四、金属网施工

金属网搭接符合设计要求，搭接长度不得小于100mm,搭接部分用14号铅

丝绑扎，每隔200mm间距三花连接牢固，必须保证牢固可靠，网片紧贴岩面，成

形规整。

五、湿式喷浆施工工艺

(-)检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。

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（-）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。

（三）管道、安全阀、压力表是否完好，并进行试运行

（四）喷射前必须清洗岩帮、巷帮，清理浮砰，喷射均匀，无裂隙，无“穿

裙，赤脚”，巷道轮廓平滑美观。

（五）喷射顺序为：先帮后顶，自下而上的进行，喷头呈螺旋状，一圈压

半圈反复运动喷射，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,喷浆压力为0.15~0.4Mpa.

（六）喷浆工艺：

喷浆前，接好风、水管，输料管要平直，不得有急弯，接头必须严紧，不

得漏风。要检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不允许

出现漏风现象。另喷浆前必须用高压风水冲洗岩面。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，后关水、停风，最后停电。

喷射过程中应根据出料量变化，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、回弹量少。喷射工作时，严禁将

枪头对着人员。堵管时，应停止上料，敲击震动输料管来处理。处理过程中喷

射手应紧握枪头并将枪口朝地。严禁枪口前方及其附近有人。

当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷射机内外部的灰浆和

材料。

锚杆、锚索支护完成后，先进行初喷。成巷喷浆要挂线喷射，根据中、腰

线，共拉设7道铁丝，其中正顶一根，两肩、拱基线处及距底板500mm处两帮

各一根。

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混凝土喷射完成后，必须每天洒水养护，养护时间不得少于28天。浇水次

数以保持混凝土在整个养护期内始终处于湿润状态为度。

(七)先凹后凸依次进行，每两段接茬处应成斜交接茬。有出水点时，先

将出水点喷堵封住或用导水管将水集中导出。

(八)喷射作业时，工作人员必须佩带手套、防尘口罩。

(九)半断面喷浆成巷距迎头不超过50m,初喷必须紧跟迎头。

表3-4C20硅配比表

每立方水泥

砂石子水掺合料外加剂1

米需用p.o42.5R

材料

427866866200一21.2

(kg)

重量

11.991.990.50一一

配合比

坍落度砂率7天强度28天强

水灰比养护方法抗渗等级

(mm)(%)(mpa)度(mpa)

0.42标养305027.2>25P6

六、水沟施工

1.毛水沟施工

根据中天合创煤炭分公司门克庆煤矿业务联系单编号：SC20181018内容，

为提高安全生产标准化水平，现要求各矿建项目部所施工巷道留设倒梯形毛水

沟，水沟规格：上宽300mm、下宽200mm、深200mm,大巷毛水沟位置设在设计

永久水沟侧，距离工作面不大于30m。

2.永久水沟

人工使用风镐破岩至设计尺寸，中线左侧2100硒〜2700mm为水沟荒边，腰

线下2350mm为水沟荒底，水沟净尺寸为宽X深=400X400mm,壁厚为100mm,人

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工将阡石倒入皮带。

3,模板的组立

采用50X300X15001nm的钢模板，立模时，由验收员亲自实施，统一指挥，

配合班长操作。操平找正模板，严格按照中、腰线施工，立模区域底板找平。

4,浇筑与振捣

浇筑使用的混凝土由地面搅拌机搅拌均匀后直接运到井下工作面，再由人

工搅拌，搅拌时至少要翻搅3次，确保混凝土搅拌均匀，搅拌均匀后直接入模。

在浇筑期间，振捣人员要不断的移动振动棒，确保振捣密实。硅浇筑要对

称分层连续进行，以防模板侧压不均变形而影响水沟尺寸，

5、拆除模板

为了保证混凝土质量，模板在浇筑完毕后至少凝固2天后再统一自上而下

逐一拆除。

七、铺底施工

1,平底

(1)必须按要求平整设计底板，拱基线到毛底板高度为2050mm,到净底板

底板高度为1800mm,超挖部位用30-70mm碎石垫平，铺底厚250mm。

(2)为提高铺底强度，铺设1层支护金属网，距底板80mm。铺底混凝土及

水沟混凝土强度C30»

(3)清理后的基底要密实，无淤泥，无杂物并用清水清洗底板。

(4)基底平整度不得大于100mm。

2,支模：

以巷道腰线进行模板支设，地坪模板采用150mm*3000mm的钢模板，上沿至

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腰线高度为1400mm,每块模板接头处及中间必须立站管，再用横管连接。

2,浇筑时要均匀上料并捣实，上料结束后进行充分振动，直至灰面出现一

层薄膜灰浆为宜，严禁出现漏振、过振的现象，不得出现蜂窝、孔洞等现象。

4、铺底

(1)标高允许偏差-30〜+50mm。

(2)底板平整度允许偏差WlOrnm。

5、在混凝土初凝12小时后，每日3次洒水养护，持续养护28天。

6,铺底另行编制安全技术措施。

附图5：2-1煤集中辅助运输大巷断面图支护图

附图6：2-1煤集中辅助运输大巷加强支护锚索布置图

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2-1烽集中辅助运输大卷施工作业规程

第四章施工方案及施工工艺

第一节施工方案

一、施工方法

1、施工顺序

该巷道采用EBZ-280型掘进机掘进。

开口施工南北侧各10mf综掘队安装皮带与2201工作面溜煤眼形成临时出

砰系统一综掘二队施工集中辅助运输大巷（北侧）一综掘六队施工南侧至2-2

中煤回风巷贯通形成通风系统f施工主辅联巷煤仓方向施工至煤仓位置-进钻

机施工2个反井一综掘六队施工北翼L1联巷与炮掘队施工27集中回风大巷贯

通形成回风系统。

由防爆无轨胶轮车完成材料及小型设备的运送、搬移辅助运输；用YT-28

风动凿岩机配合MQT-130/2.8J型锚杆机来完成巷道锚杆、锚索的支护作业。

2、开始施工前按矿方规定在开口处进行锚索加密支护。

二、特殊地带施工

遇断层、破碎带、地质构造变化带、煤层松软区、地应力异常区、动压影

响区、顶板破碎等特殊地点施工时，应及时编制施工补充措施，短掘短支，减

少循环进尺，加强支护段延伸到巷道正常段5m以上。

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第二节凿煤（岩）方式

破煤岩方式采用EBZ-280型掘进机掘进。掘进机通过其截割头的切割运动

完成对煤或岩石的破碎。

1,生产工艺及流程

综掘施工：安全检查~校正激光、画轮廓线一割上部煤（岩）~出汗（运

料、备料）一敲帮问顶一临时支护一永久支护一割下部煤（岩）一出汗（运料、

备料）一敲帮问顶分永久支护一回收工器具f下一循环。

2、掘进工艺

（1）上部：先将掘进机行走至巷道一侧一从巷道中部开进截割一抬高截割

头f左右缓慢截割至巷道拱部一扫到设计顶板尺寸一将掘进机行走至巷道另一

侧~从巷道中部开进截割~左右缓慢截割至巷道拱部-*扫到设计顶板尺寸一出

阡支护（上部高度2850mm）

下部：从巷道下中部开进截割~左右缓慢截割至巷道底部~将帮部刷直~将

掘进机行走至巷道另一侧~从巷道下中部开进截割一左右缓慢截割至巷道底部

将帮部刷直-«并扫平底板。（下部高度2050mm）

（2）敲帮间顶一使用机载前探梁临时支护~锚网永久支护~再进行喷碎永

久支护。

3、每循环进尺为2m,顶板破碎或遇断层构造带时短掘短支。

附图7:2-1原集中辅助运输大巷掘进机截割循环顺序图

第三节装载与运输方式

一、装岩方式

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2-1烽集中辅助运输大卷施工作业规程

2-1煤集中辅助运输大巷与2-2中煤回风巷未形成通风系统前出煤砰系统:

2-1煤集中辅助运输大巷开口向东10m安装YDB500*800*15*l.6皮带机（皮带距

风水管路帮1m布置）转至11-2202工作面带式输送机巷电滚筒（距风水管路帮

0.6m布置）经2201带式输送机机头碉室倒入2201工作面溜煤眼，采用防爆铲

车出外至2-1煤集中辅助运输大卷开口处电滚筒，临时形成2T煤集中辅助运

输大巷皮带运输系统。

2-1煤集中辅助运输大巷与2-2中煤回风卷形成通风系统后，2-1煤集中辅助

运输大巷施工至3-1煤带式输送机卷道上方采用反井钻机施工临时溜煤眼直径

1.2m,深35m,不支护；在距溜煤眼东侧40.425m,3T煤带式输送机巷道上方使

用反弁钻机再施工1个溜煤眼直径1.2m,深35m,作为2-2中煤仓施工前期准备工

作，溜煤眼均与3-1煤带式输送机巷贯通。

在临时溜煤眼北侧安设皮带机头，DSJ1000/80/2X55皮带，考虑皮带过卷

对2-2中煤辅助运输巷及北翼11号联络巷等交叉口行车造成影响，过卷皮