4#(北)轨道大巷作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本作业规程掘进的巷道为4#（北）集中轨道大巷。

二、掘进目的及用途

1、掘进目的：是为了形成4#二采区的运输系统。

2、用途：满足4#层集中运料、行人、进风、管路敷设的需要。

3、性质：本作业规程掘进的巷道是沿4#煤层底板掘进。

三、巷道设计长度及服务年限

1、4#（北）集中轨道大巷道设计长度：1160m。

2、服务年限：19年。

四、预计开竣工时间

经有关领导研究决定，按照本矿生产接续安排，预计开工时间为2014年11月中旬，以

正常循环作业计算（月掘进300m）,预计2015年1月中旬竣工。

第二节编写依据

1、依据山西源通煤矿设计有限公司编制的《易顺煤业有限公司兼并重组整合项目初步

设计》。

2、依据《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》。

3、西易集团《掘进技术管理规定》及《管理制度及岗位规范汇编》。

4、西易集团《安全质量标准化标准考核评级办法实施细则》

5、《山西朔州平鲁区易顺煤业有限公司地层综合柱状图》

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

水平名称4#层水平名称二水平煤层名称4#

4#（北）集中

井下标高

地面标高（m）1505—12581140~1360轨道主巷井下1144-1150

（m）

标图（m）

井田总的地势为西高东底，地形最高点标高1505m,最低点标高1258m。

地面的

该巷道掘进580—730m,其地面为张马营村，其他地面相对位置无任何

相对位置

建筑物，为荒坡和耕地。

该巷道西与4#（北）集中胶带大巷相邻，东与4#（北）集中回风大巷相

井下位置及四

邻，北为4#实体煤，南与4#集中胶带下山、4#集中轨道下山垂直相交贯

邻采掘情况

通。

邻近采掘情况

邻近4104工作面回采期间对掘进有一定的影响,周边无采空区，加强“有

对掘进巷道的

掘必探、先探后掘、边探边掘”。

影响

第二节煤层赋存特征

一、煤层赋存特征。

煤层倾角5°〜10°,煤层平均厚度达9.93m,赋存稳定，顶板以砂质泥岩，深灰色，

厚1.1m〜13.4m,底板为砂质泥岩、灰黑色、块状断口平坦，厚2.65m,其下为6#煤层，煤

层结构复杂，含3〜5层夹肝，煤层以丝质组、镜质组为主，壳质组含量较少，原煤水分2.52%,

灰分36.64%,挥发分40.33%,全硫0.47%,发热量21.66mj/kg属长焰煤。2013年瓦斯等

级鉴定为瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为1.74n?/min,相对瓦斯涌出量为0.670?比掘进

最大绝对瓦斯涌出量为0.210?/min,二氧化碳绝对涌出量为1.74m3/min,相对涌出量0.67m

3/to经过4#可采煤层进行煤尘爆炸性和自燃倾向性检验，检验结果：4#煤层有爆炸性，自

燃倾向性等级为II级，属于自燃煤层，发火期6个月，无地温地压异常现象，属地温地压正

常区。

二、（1）煤层赋存及煤质指标:

煤层名称4#层煤岩类别半亮型

厚度（m）平均9.93煤尘有爆炸性有爆炸性

煤层结构简单煤的自燃倾向性n级

煤层倾角5°-10°地温3°〜5°

品种长焰煤地压正常区

容重1.45t/m3绝对瓦斯涌出量为

瓦斯

硬度（f）30.65m3/min

（2）煤层顶底板情况:

顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特性

老顶砂质泥岩2m

砂质泥岩、灰色中粗砂岩

直接顶K3砂岩0~15m

底板砂质泥岩2.65〜20.32m含植物根化石泥岩、砂质泥岩

三、煤层瓦斯及自燃

根据2013年联合试运转期间瓦斯等级鉴定报告，矿井属于瓦斯矿井，不存在煤与瓦斯

突出危险性，本区煤尘有爆炸危险性，煤层属于自燃煤层。

第三节地质构造

井田地层呈宽缓背向斜构造形态，其中木瓜界背斜由井田西南角斜穿而过，其轴向为北

西-南东向，背斜轴在井田内延伸长度约1.2km。背斜两翼地层倾角一般不超过5°.在井田东

部有东坡向斜穿过，其轴向近南北向，向斜轴呈“S”形延展，井田内长度为1300m。向斜

两翼地层倾角在3°以下。井田内未发现断层、陷落柱等，总体构造简单。

附：地层综合柱状图

第四节水文地质

一、本矿井水文地质条件属于中等类型，根据我矿生产地质报告，我矿生产能力更改为

为180万t/a,经计算，预计正常涌水量148.63nrVh左右，最大涌水量209.180?小，但随着

矿井生产能力不断提高，采空面积不断增大，开采煤层不断延伸，矿涌水量会增加到更大，

因此建议做好防治水工作，防止水害发生。雨季沟谷有短暂洪水排泄，由于4#煤层浅部开采

时，局部采空区塌陷裂隙可能延伸及地表，导致大气降水沿顶板塌陷裂隙渗入巷道。在开采

过程中予以防范，井田4#煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，9、11#煤层直接充

水含水层为太原组砂岩裂隙含水层是巷道围岩主要含水层，其富水性大多太弱，局部中等，

总之煤系地层含水层富水性一般较弱，只要矿井正常排水，一般不会对煤矿安全生产造成威

胁。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、4#（北）集中轨道大巷开口位置已确定，位于4#集中胶带下山14#导线点前81.7m,

巷道开口采用EBZ—200综掘机机掘施工，开口方位为0°0'00",然后用EBZ—200型综

掘机机组掘进施工剩余巷道，施工时严格沿4#煤层底板掘进、严格按地测部所给中线施工。

二、工作面掘进过程中需开设临时水仓，临时水仓的位置和尺寸根据现场涌水量情况另

行决定。巷道每隔200m在前进方向左帮开一避难碉室，避难碉室规格为：宽X高X深=2m

X2.2mX2m,断面形状为矩形。施工时按照地测部下发施工通知单执行。

附图：4#（北）集中轨道大巷平面布置图

第二节矿压观测

一、矿压观测

1、观测对象：4#（北）集中轨道大巷煤及顶板。

2、观测内容：巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载

荷及锚固力。

3、观测方法：巷道自开口位置，开始布置测站，测站间距100m,开口为第一个观测站,

每个测站设置一个观测断面，用测枪监测断面处底板相对移近量、两帮相对移近量，用锚杆

拉力计监测顶、锚杆锚固力。每个断面巷道正顶安装一个顶板离层仪，每个测站选择顶板中

间锚杆、顶锚索以及两帮中间锚杆作为测点，根据掘进巷道顶板压力显示状况，对锚杆、锚

索受力及围岩位移情况每周观测一次，直到巷道施工完毕。

顶板离层仪的安设要及时，其距离迎头不大于15m,安设位置在巷宽的中部；浅部测点

与锚杆端部平齐，深部测点固定在锚杆锚固范围以外稳固岩层300〜500mm,无稳固岩层的

固定深度不小于巷道跨度的L5倍。

离层指示仪应按照要求进行检测，每班对距迎头最近一组顶板离层仪进行监测一次，除

非离层有明显增长，巷道其余各组顶板离层仪每周进行监测一次。

在断层和冒落区两侧15m范围内、巷道交岔点、淋水带、托顶煤、应力集中区等特殊

地点必须安设顶板离层指示仪，加强顶板离层仪的监测，牌板显示；要加强离层指示仪保护,

对损坏的顶板离层指示仪地点必须采取其他监测手段或补设指示仪，同时结合以前的监测数

据加强该地点的顶板监测。

顶板离层达到临界值的处理。发现顶板离层达到临界值时，应采取可靠的临时安全措施,

并立即向矿调度室汇报。由矿分管领导召集有关人员分析顶板离层的原因，采取相应的措施:

4、顶板离层检测仪的安装：

（1）用MQT-120/2.3型锚杆钻机，选用①30〜40mm的钻头，向顶板垂直打孔9000mm,

深部卡子安装在9000mm处，中部卡子安装在6000mm处。

（2）将孔底及孔中固定弹性卡子依次送入孔中；

（3）将“T”型标尺的中管插入孔内，将拉线拉紧后把套在拉线上的小铜管靠近浮子,

再用钳子夹紧小铜管；

（4）安装完毕后，及时记录初始的标尺值.随后按照规定时记录标尺的数值，最终计算

出孔内各点的位移值.即为顶板离层指示仪的初始数据。具体安装步骤见附图。

（5）通过交叉处时，交叉点必须要安设顶板离层仪.

5、数据检测及资料整理分析:

矿压观测内容、目的及手段表

序号观测内容观测目的测试手段

(1)顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取措施顶板离层监测仪

(2)锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手

(3)锚杆拉力检查锚杆的支护强度锚杆拉力计

（1）巷道内要悬挂顶板离层指示仪管理牌板，每周安排由专人进行填写，内容齐全,

文字清晰。迎头外最近的观测站，施工单位须每班派人进行观测。

（2）施工队组要有正规的顶板离层指示仪监测记录表，检查人上井后要及时填写。

第三节支护设计

一、巷道断面：

根据《煤矿安全规程》规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备

安装、检修、施工的要求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格：

4#（北）集中轨道大巷：断面荒宽4.8m,荒高3.2m,巷道毛断面面积为15.36n?,断

面净宽4.6m,净高3.1m,净断面面积为14.260?,断面形状为矩形。

二、支护方式：

根据《煤矿安全规程》第41、55条规定：掘进工作面严禁空顶作业；严格执行敲帮问

顶制度。掘进工作面在施工过程中，必须按规定及时敲帮问顶，摘松活研；够锚杆排距后，

迎头必须及时挂网、打设锚杆支护，并按规定使用好前探梁作为临时支护。当顶板破碎时迎

头必须一循环，一支护，4#（北）集中轨道大巷开机前巷道最大空顶距离不超过0.3m；停

机后最大空顶距离不超过L2m,循环进尺0.9m,及时进行永久支护。当顶板完整时开机前

巷道最大空顶距离不超过0.3m；停机后最大空顶距离不超过2.1m,循环进尺1.8m,且及时

使用前探梁等临时支护。

三、巷道支护参数选取：

（-）巷道支护形式

1、临时支护

巷道采用前探梁（综掘）作为临时支护。

2、永久支护

根据周围煤、岩分类、煤岩层性质和相邻巷道支护设计情况，分为：

（1）支护形式为锚网索联合支护

①顶锚杆与巷道顶板垂直，顶锚杆采用中18mmX2000mm的矿用金属全螺纹钢锚杆加

钢筋梯形梁、钢筋网配合使用，锚杆间排距为800mmX900mm,每排打6根锚杆、1根锚索，

锚固方式为加长锚，每根锚杆锚固长度不得小于1.2m,锚固用两卷Z2360型树脂药卷，锚

杆托盘规格：长X宽X厚=150X150X10mm的蝶形托盘，锚索托盘规格：长义宽X厚=300

X300X10mm的蝶形托盘。顶锚杆孔深1950mm,允许误差0〜+50mm,顶锚杆煤层中锚固

力80KN,岩层中不得低于130KN,拧紧力矩为300N-M,预紧力为80KN,使用LDZ-200

型锚杆拉拔仪时、压力表读取必须为20MPa以上，锚杆外露长度为10〜40mm。

②两侧巷帮锚杆与巷道煤壁垂直，采用①16mmX1800mm的矿用金属全螺纹锚杆，锚

杆间排距为800X900mm,每帮每排打3根锚杆，最上一根距顶板300mm,倾角为30°,

其余2根垂直巷壁，最下一根距底板1300mm,锚固用一卷Z2360型树脂药卷，锚固长度不

少于600mm,锚杆托盘规格：长X宽X厚=150X150X10mm的蝶形托盘，帮锚杆孔深为

1750mm,允许误差0〜+50mm,锚固力不低于70KN,拧紧力矩为300N-M,预紧力为70KN,

使用LDZ-200型锚杆拉拔仪时、压力表读取必须为20Mpa以上，锚杆外露长度为10〜40mm。

③锚索规格为①15.2mmX8500mm,锚索孔深8200mm,允许偏差0〜200mm,锚固用

三卷Z2360型树脂药卷，锚索采用“三花”迈步式方式布置，每排打设1根，距巷道中心线

1.2m,排距0.9m,锚索锚固力为200KN,预紧力为100KN,（使用MS15-180/63矿用锚索

张拉机具时，压力表读数必须大于33Mpa）,锚索外露长度150mm〜250mm。施工单位要根

据施工现场顶部煤层厚度变化及时调整所打锚索长度，并经施工单位技术负责人验算通过后

及时更改，保证锚索能穿透顶板4#煤层，且锚入顶板稳定基岩的长度不低于1.5m,锚索锚

固力达到设计要求。

金属锚杆托盘选用托盘规格：长义宽义厚=150X150X10mm的蝶形托盘，锚索托盘选

用托盘规格：长X宽X厚=300X300XI0mm的蝶形托盘。

3、巷道开口及交叉点处加强支护：

（1）施工时要求严格按中线施工，开口前必须按要求安设顶板离层仪。

（2）支护方式要求：开口及交叉点位置处打设三排锚索配“W”钢带进行加强支护，

“W”钢带选取长4.0m,每根“W”钢带布置两根锚索，其中第一排锚索托梁必须在开口

前打设完毕，钢带间距900mm,顶锚杆按照800mmX900mm间排距进行支护，巷道两帮采

用“16X1800mm的金属全螺纹钢锚杆配钢筋网支护，两帮锚杆间排距皆为800X900mm（每

排3根），两侧顶网与帮网搭接，均要求用双股14#铅丝，每150mm绑扎一道；以确保开口

处安全；其他部位支护执行4#（北）集中轨道大巷的支护要求。开口及交叉点位置处，顶

网要连接合格，抹角处空顶距超过300mm时要补打锚杆进行维护。

（2）掘进过程中，顶锚杆及时支设至施工迎头，最大空顶距为0.3m；锚索及时支设至

施工迎头；帮锚杆使用风钻施工，两帮随掘进及时支设至迎头位置。锚杆托板要求紧贴岩面。

锚杆、锚索预紧力及锚固力按照工程质量要求执行。

4、为确保4#（北）集中轨道大巷过与4#（北）集中回风大巷运输联络巷垂直交叉段时

能顺利、安全通过，对4#（北）集中轨道大巷过与4#（北）集中回风大巷运输联络巷垂直

交叉处进行架棚支护，即4#（北）集中轨道大巷在交叉段采用巷道断面内架设11#工字钢钢

棚进行加强支护，以增加巷道断面的抗压能力。架棚段巷道顶锚杆采用①18mmX2000mm

的矿用金属全螺纹钢锚杆加钢筋网配合使用，锚杆间排距为800mmX900mm,每排打6根

锚杆，不打设锚索，锚固方式为加长锚，每根锚杆锚固长度不得小于1.2m,锚固用两卷Z2360

型树脂药卷，锚杆打设完毕后立即进行架棚支护，帮部支护参数不做调整，仍按原支护方式

进行支护。

施工单位需在4#（北）集中轨道大巷架设11#工字钢钢棚，架设位置为4#（北）集中

轨道大巷过与4#（北）集中回风大巷运输联络巷垂直交叉位置，架棚长度须超过4#（北）

回风大巷运输联巷宽度前后各2m,架棚长度为8m,架棚具体位置按照地测部下发通知单执

行。

架棚所用棚梁使用11#工字钢进行加工，钢棚上梁长4.8m,两侧斜梁长3.5m,架棚时

棚距为500mm,允许误差±50mm；工字钢钢棚挖到实底200mm；

附图：11#工字钢架棚支护示意图

(二)巷道支护参数选取

1、采用工程类比法选取支护参数：

通过相邻巷道揭示，该巷道煤岩层状况和其它地质资料，与4#(北)集中胶带大巷围

煤岩性及煤层变化情况不大，所以采用工程类比法选取4#(北)集中轨道大巷支护参数：

巷道段采用B—B断面施工，顶板采用6根锚杆、1根锚索，锚索采用“三花”迈步式布置

方式。顶板锚杆采用中18mmX2000mm的矿用金属全螺纹锚杆，顶板锚杆间排距为800mm

X900mm；锚索采用①15.2mmX8500mm的规格，锚索排距为900mm,施工单位要根据施

工现场顶部煤层厚度变化及时调整现场所用锚索长度，保证锚索能穿透顶板4#煤层，且锚

入顶板稳定岩层的长度不低于1.5m,锚索锚固力达到设计要求。

金属锚杆托盘规格：长义宽X厚=150X150X10mm的蝶形托盘，树脂锚杆托盘为直径

120mm的玻璃钢配套托盘，锚索托盘选用托盘规格：长X宽X厚=300X300XI0mm的蝶形

托盘。

当煤岩层稳定性较差或顶板比较破碎时，缩小间排距、加“W“钢带或架棚等与其联合

支护。

(三)锚杆支护设计

根据同类巷道矿压观测的支护参数、两帮移进量，本巷道顶板选用由8mm,L=2000mm

等强金属全螺纹钢锚杆，确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前

提下，为提高成巷速度创造条件，为此，需考虑围岩的完整性。

1、(1)锚杆长度计算

L=LI+KH+L2

式中：L----锚杆长度，m

L|-----锚杆锚入稳定煤岩层深度，对于端锚锚杆可取Ll=0.3〜0.4m,取Li=0.4m

K——安全系数，取K=2

H一一冒落拱高度，m

L2一一锚杆在巷道中的外露长度，取L2=0.1m

f——顶板岩性(普氏系数)，取f=4

对于冒落拱的高度，当围岩的普式坚固性系数f23时，可按下式计算：

H=B/(2f)

式中B一—①巷道跨度，m

则：H=B/(2f)=4.2/(2X4)=0.525(m)

L=LI+KH+L2=0.4+2X0.525+0.1=1.55(m)施工时取L=2m,满足要求。

(2)锚杆间距、排距a、b

式中：a、b-----锚杆间、排距m

Q-----锚杆设计锚固力，80kN/根；

H——冒落拱高度，取0.4m；

K——安全系数，取2；

r——顶板煤岩层容重，取14.21KN/m3

80

a=b==2.65m

2x0.4x14.21

施工中间距取L6m,排距取0.9m,满足要求。

2、顶板锚杆间排距计算

(1)顶锚杆间排距几何平均数：d=l/2KiffiK[3lV/(2lV+l)+(2f-l)/(2f+l)]

K犷-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取K=L1

K护一护顶方式系数，铺设钢筋梯形梁网，取K=L05

I一直接顶整体系数：

I：整体性很好1=0.9II：整体性较好1=0.75III：整体性一般1=0.60

IV：整体性较差1=0.45V：整体性很差1=0.30

根据现场直接顶情况，取IV=0.45f-一顶板岩性(普氏系数)，取f=4

则：d=0.5X1.1X1.05X[(3X0.45)/(2X0.45+1)+(2X4-1)/(2X4+1)]=0.86

顶板锚杆根数n=B/dB——巷道荒宽，在净宽4.6m巷道中，取B=4.8m

贝ijn=4.8/0.86=5.58取n=6

(2)顶板锚杆间距：D=(B-0.6)/(n-1)=(4.8-0.6)/(6-l)=0.84m取D=0.8m

(3)顶板锚杆排距：P=d2/D=0.862/0.8=0.92m取P=0.9m

(4)检验：D=0.8m<L/2=2.0/2=l.0mP=0.9m<L/2=2.0/2=1,0m

故：顶板间排距为：800mmX900mmo

3、两帮锚杆间排距计算

(1)帮锚杆间排距几何平均数：d=1/2KKF[3IV/(21\/+1)+(2f-1)/(2f+1)]

K断-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取K=l.l

K护一护顶方式系数，铺设钢筋梯形梁网，取K=L05

I一直接顶整体系数

I：整体性很好1=0.9II：整体性较好1=0.75III：整体性一般1=0.60IV：

整体性较差1=0.45V：整体性很差1=0.30

根据现场煤层性质，取IV=0.45f--煤岩性(普氏系数)，取f=4

则:d=0.5X1,1X1.05X[(3X0.45)/(2X0.45+1)+(2X4-1)/(2X4+1)]=0.86

(2)帮锚杆根数：n=H/d

H——巷道帮高，取H=3.2m。n=3.2/0.86=3.72,取n=4,

(3)帮锚杆间距：

D间=(H-0.7)/(n-1)=(3.2-0.7)/(4-l)=0.83m取D间=0.8m

(4)帮锚杆排距：取D间=0.8m时D排=d2/D间=0.862/0.8=0.92m

所以：取D排=0.9m

(5)检验：D间=0.8mWL/2=2/2=1.0mD排=0.9m<L/2=2.0/2=1.0m

帮锚杆间排距为：800X900mm

4、锚索支护设计：

根据该巷道的岩性柱状图进行分析，锚索锚固体位于4#煤以上老顶中就能提供足够的

悬吊能力。老顶为砂质泥岩。锚索锚固长度不小于L5m,则所需锚索有效长度为：(9.9333)

m+L5m=8.13m(验算时，根据煤层平均厚度9.93m进行计算)，为获得最佳悬吊效果，要

确定潜在破坏范围，从而确定被悬吊的载荷。

根据以下公式计算得出：

Hz=1.3B=1.3X4.8=6.24mS=1/2XH'B=0.5X6.24X4.8=14.976m2

W=SrD排=14.976X14.5X0.9=195.437KNP=P|=353KN

P=230KN>W=195.437KN

符合要求，故选用此锚索，排距按0.9m。

式中：H—潜在冒落拱高度，m

S--潜在破坏范围面积，m2

B--巷道荒宽m

W—潜在垮落范围内自重载荷，KN

r一顶板岩层容重，取14.5KN/n?锚索排距，1800mm

P—锚索悬吊载荷，KN(钢绞线直径为615.2mm时破断力230kN)

验算结论：根据以上验算，采用615.2mm的锚索，每排打设一根锚索、锚索排距0.9m,

可有效控制顶板下沉。

通过以上计算，4#(北)集中轨道大巷顶板使用6根锚杆，1根锚索，顶锚杆采用中18mm

X2000mm的矿用等强全螺纹锚杆，加钢筋梯形梁配合使用。顶板锚杆间排距为800mmX

900mm；锚索采用①15.2mmX8500mm的规格，锚索托盘选用托盘规格：长X宽X厚=300

X300X10mm的蝶形托盘，两帮各使用3根①16mmX1800mm金属全螺纹锚杆，锚杆间排

距为800mmX900mm,能满足支护要求。

附：永久支护断面图

第四节支护工艺

一、巷道断面

1、4#（北）集中轨道大巷断面形状为矩形，巷道断面荒宽4.8m,净宽4.6m,荒高3.2m,

净高为3.1m,巷道掘进毛断面面积为15.36nf,净断面积为14.26itf,巷道后期进行喷浆，

喷层厚度为100mm的碎，底板进行硬化处理。

二、支护形式：

根据《煤矿安全规程》第41、55条规定：掘进工作面严禁空顶作业；严格执行敲帮问

顶制度。掘进工作面在施工过程中，必须按规定及时敲帮问顶，摘松活肝；够锚杆排距后，

迎头必须及时挂网、打设锚杆支护，并按规定使用好前探梁作为临时支护。当顶板破碎时迎

头必须一循环，一支护，4#（北）集中轨道大巷开机前巷道最大空顶距离不超过0.3m；停

机后最大空顶距离不超过L2m,循环进尺0.9m,及时进行永久支护。当顶板完整时开机前

巷道最大空顶距离不超过0.3m；停机后最大空顶距离不超过2.1m,循环进尺1.8m,及时使

用前探梁等临时支护。

1、4#（北）集中轨道大巷巷道顶板采用中18mmX2000mm矿用等强金属全螺纹锚杆、

梯子梁、锚索，后期进行喷射碎进行联合支护。

2、4#（北）集中轨道大巷巷道两帮采用①16mmX1800mm矿用等强金属全螺纹锚杆，

喷射碎联合支护。

三、支护工艺

（-）临时支护

临时支护采用：采用前探梁作临时支护或使用超前导铜刷帮支护法（适用于机掘巷道）

两种。

1、采用前探梁作临时支护：

（1）掘进采用吊挂前探梁做为临时支护。施工现场使用前探梁3根，每根前探梁长度

不低于3.2m,用使用“型钢、9#及以上工字钢或3寸及以上钢管制作;探梁间距为0.8—1.2m,

用金属锚杆和吊环（或链子）固定，吊环形式为钢管焊上螺母，每根前探梁2个吊环，吊环、

吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配。顶板比较平整时，采用吊环固定，顶板出现错台不

平时，采用专用链子固定。吊环或链子固定在顶板锚杆上，顶板锚杆锚固力不小于80KN/

根。前探梁及时探至迎头，其前端距离迎头最大不超过0.3m。前探梁上方用过顶木接顶，

每相邻两根过顶木之间距不得超过0.2m。过顶木采用优质木材制作，其规格：3500X150X

100（mm）计10根。使用吊环式前探梁时，上吊环的锚杆必须留有40〜80mm的丝扣，以保

证吊环的牢固。使用较接式前探梁时较接顶梁要与棚距相匹配。钱接顶梁不少于20架，做

到交替使用、每梁必较。（附：巷道临时支护图）

（2）采用前探梁作临时支护顺序：

①综掘机掘进一个循环后，洒水降尘；②用长把工具（22m）敲帮问顶，摘除迎头危砰悬

岩；③松前探梁方木木仁，拿下方木；④松前探梁木仁，将后面一个前探梁吊环移至前排上

紧，前移前探梁，其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm,另一根前移至不影响放方木

和铺网为原则；⑤往前探梁上放后边一根方木；⑥往前探梁上放前边一根方木，往前探梁及

方木上放网；⑦前探梁连同网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；

⑧根据锚杆间排距和巷道中线涨紧网使两帮余量对称；⑨用板枇、木仁紧好前探梁方木，用

木任固定牢固前探梁。

2、超前导碉刷帮支护法（使用与机掘巷道）：

首先确定巷道中心位置，然后使用综掘机从巷道底板垂直割煤至顶板宽度不够按照N

形下割刷导胴，导碉长度及宽度（不低于800mm）根据炮头的收缩长度及巷道破碎的情况

来确定，浮煤运出后及时洒水降尘。在导胴形成后及时将综掘机退出施工地点2〜3m并停

电闭锁，人工及时在导碉内打设锚杆用于临时巷道支护。

打设锚杆时首先要用长把工具（22m）敲帮问顶。为了防止片帮伤人事故的发生，锚杆机

可斜支在导嗣外打设、安装锚杆，顶板破碎带严重时要加垫木托盘加强巷道支护。在超前锚

杆支护完成人员退出后，使用综掘机根据巷道设计的规格刷帮、挂网支护。

3、特殊情况临时支护：

在松软的煤、岩层或流沙性地层中及地质破碎带掘进时，顶板破碎、顶板有煤难以控制，

必须采用超前锚杆加强顶板支护。超前支护是在每次施工之前，紧贴迎头向前以与顶板45。

夹角施工2〜3根直径不小于18mm、长度不低于1.8m金属全螺纹钢等强锚杆，锚杆间距0.8

-1.2m,锚杆末端用铁锚盘紧固。当顶板非常破碎时，每次施工2〜3根超前锚杆。

（二）永久支护：

1、支护形式为锚网索喷浆联合支护

①顶锚杆与巷道顶板垂直，顶锚杆采用中18mmX2000mm的等强金属全螺纹锚杆，锚

杆间排距为800X900mm,每排打注6根锚杆，每根锚杆锚固不得小于1.2m,锚固用二卷

Z2360型树脂药卷，锚杆托盘规格为：长X宽X厚=150X150X10mm的蝶形托板，顶锚杆

孔深1950mm,允许偏差0—50mm,锚固力煤层中为80KN,岩层中为130KN,拧紧力矩

为300N・M,使用LDZ-200型锚杆拉拔仪时，压力表读取必须为20MPa以上，锚杆外露长

度10-40mmo

②帮锚杆与巷道煤壁垂直，采用中16mmXI800mm的等强金属全螺纹锚杆，锚杆间排

距800X900mm,每帮每排布置3根，最上一根距顶板300mm,倾角与水平成30°,其余2

根垂直巷壁，最下一根距底板1300mm,锚固用一卷Z2360型树脂药卷，锚固长度不小于

600mmo锚杆托盘为长X宽X厚=150X150X10mm的蝶形托盘，帮锚杆孔深为1750mm,

允许偏差0—+50mm,锚固力为70KN,拧紧力矩为300N-M,预紧力为70KN,使用LDZ-200

型锚杆拉拔仪时，压力表读取必须为20MPa以上，锚杆外露长度10—40mm。

③网规格采用中4.5mm的钢筋网，长X宽=2400mmX1200mm,网孔为100X100mm,

钢筋网之间连接为压茬搭接，搭接长度为100mm,用14#铁丝联网，联网扭扣间距为100mm,

各连接扭扣均匀布置，拧铁丝不小于两圈。

④锚索规格为①15.2mmX8500mm,锚索孔深8200mm,允许偏差0—200mm,锚固用

三卷Z2360型树脂药卷，锚索采用“三花”迈步式方式布置，与巷道中心线垂直距离为0.8m,

排距1.8m。锚索的预应力为200KN,预紧力为100KN（使用MS15-180/63矿用锚索涨拉机

具检测时，压力表读数必须大于33MPa）,锚索外露长度150〜250mm。顶板条件发生变化

时，区队技术主管要根据现场条件及顶板4#煤层厚度变化情况，及时调整现场打设锚索长

度，并经验算通过后，及时更改。锚索要求必须穿透顶板4#煤层锚入顶板稳定基岩中，锚

入稳定岩层长度不小于L5m,且锚固力满足设计要求。

⑤梯子梁的规格：梯子梁规格采用中14mm圆钢焊接加工而成，梯子梁长为4600mm,

梁宽为100mm,梁间距为900mm,梁两边、梁间距上套锚杆处分别焊接两根加强筋，加强

筋长为100mm。

⑥喷射混凝土：

4#（北）集中轨道大巷喷射碎标号为C20,采用标号不低于425#普通硅酸盐水泥，砂

为纯净的中河沙，含水率为4-6%,碎石粒径小于10mm,并用水冲洗干净，配合比例为水

泥：砂：石子=1：2：2,速凝剂型号为AL—3型，掺入量为水泥重量的3-5%,喷射顶板时

取上限，喷射淋水区时，可酌情加大速凝剂的掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口，均匀加

入，喷浆厚度为100mm。

（三）循环进尺：

顶板完好时，掘进机每掘进一个循环后，将其退到原来位置，人员站在临时支护好的顶

板下开始永久支护（支护人员必须站在浮煤上，进行永久支护，浮煤距底板不低于1m）,顶

部锚杆支护先中间后两边，距工作面迎头不大于0.3m,帮部支护从上往下先支上二排锚杆

后支下两排锚杆。待支护完成后由机组自行清理浮煤，开始做下一循环。

当顶板破碎或离层时，应采用以下方法进行支护：金属网、锚杆、锚索联合支护，在锚

网索支护下再架复设11#工字钢钢棚支护，复棚间距0.9m,用背板与顶帮刹紧背牢。由于顶

板破碎严重，循环进尺不得超过0.9m。

四、支护材料：

1、4#（北）集中轨道大巷顶板锚杆规格为中18mmX2000mm的矿用等强金属全螺纹锚

杆加钢筋梯形梁配合使用，锚杆间排距为800mmX900mm；两侧巷帮使用规格为中16mmX

1800mm的金属全螺纹锚杆配钢筋网，网目为：lOOmmX100mm,金属锚盘采用长X宽X厚

=150X150X10mm的蝶形托盘。

2、锚索规格为①15.2mmX8500mm,锚索孔深8200mm,允许偏差0〜200mm,锚固用

三卷Z2360型树脂药卷，锚索采“三花”迈步式方式布置，每排1根，锚索打设位置距巷道

中心线1.2m,排距0.9m,锚索预紧力为100KN（使用MS15-180/63矿用锚索张拉机具时，

压力表读数必须大于33Mpa）,锚索外露150mm〜250mm。施工单位要根据施工现场顶板岩

性及顶部煤层厚度变化情况及时调整现场所用锚索长度，经工区技术负责人验算合格后，及

时予以更改，保证锚索能穿透顶板4#煤层，锚入顶板稳定基岩的长度不低于1.5m,且锚索

锚固力达到设计要求。

3、当迎头遇断层或其它构造，顶板较破碎、压力较大时，根据现场实际情况采用加密

锚杆支护并采用锚索加强支护方式或加“W”钢带进行支护。根据现场情况在原支护形式上

增加复棚、砌渲或注浆加固等方式加强支护。技术部补充相应措施。

过断层时：当上坡找煤施工时，断层带根据顶板破碎情况补打锚索，顶板破碎时，锚索

采用“五花”布置，顶板比较破碎、有下沉迹象时“矩形”布置锚索。当下坡找煤时，断层

带根据顶板破碎情况补打锚索，顶板破碎时，锚索采用“五花”布置，顶板比较破碎时“矩

形”布置锚索。

当断层带有淋水区段、顶板下沉、已施工巷道变形严重、出现钢带撕裂、锚杆橹帽等现

象、采用“五花”锚索仍不能有效控制顶板时，采用复棚加强支护，复棚紧跟桥式皮带后施

工。掘进过程中，发现顶板离层下沉超巷道高度10%时，必须及时复棚，有效控制顶板下沉,

复棚紧跟掘进机施工。

巷道有淋水时，采用挂防锈金属网或塑料、金属双层网支护，必要时复棚进行加固，提

高巷道围岩控制效果。

巷道掘进遇落差较大的断层时，断层带及前后各不小于15m影响范围，必须采用加密

锚杆支护并采用锚索加强支护方式，确保支护安全。锚索长度要根据具体条件确定，直径

15.2mm及以上，合理设计间排距，锚索须锚入稳定的基岩内不低于1.5m,且锚固力达到设

计要求。在断层两侧15m范围内必须安设顶板离层指示仪，牌板显示。发现顶板离层达到

临界值时，需撤出巷道变形处以里的所有人员，按0.6〜1.0m间距复工字钢加固。

特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其支护范围应延伸至巷道正常段起点以外

15mo

钢筋梯子梁规格为：4600mmX100mm。

在4#（北）集中轨道大巷临时料场预先存放备用不少于20架棚料，以备突遇特殊地质

构造时，施工单位能及时用于加强支护。棚料使用11#工字钢制作，顶梁长4.1m,斜梁长

3.5m。

4、施工过程中，巷道内应备有20架钢棚，及过顶木料，备有不少于3天的支护材料，

全部放到4#（北）集中轨道大巷专用料场，分类码放整齐，并挂牌管理。

五、锚杆（索）安装工艺

（-）锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前，首先按照中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;

打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘除活肝、危岩，确认安全后方可开始工作。

锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,其角度与巷道轮廓线或岩层夹角不准小

于85°。顶板锚杆采用锚杆机打锚杆眼；两帮煤层中采用风动钻具配水式钎杆打锚杆眼，

以保证锚杆角度符合设计要求。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。打眼时，必须在牢固的永久支护或临时支护下操作。打眼的顺序,

应由外向里、先顶后帮、先中间后两边的顺序依次进行施工。

2、锚杆安装工艺

安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧,

眼孔正前方不得有人，吹扫完毕后，把树脂锚固剂逐一送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使

锚杆顶住树脂锚固剂。顶部锚杆先安装好盘、帽，外端头再套上锚杆搅拌器，用锚杆机对锚

固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不小于30秒，直至产生反向扭距，锚杆达到设计深度，卸下

搅拌器，5分钟后再用专用风动扳手进行紧固；两帮锚杆用气腿式煤帮锚杆钻机或风锚头对

锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不得小于30秒，直至产生反向扭距，锚杆达到设计深度，

撤去煤帮锚杆钻机，卸下搅拌器，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，待5分钟后用专用风动扳

手进行紧固，确保锚杆安装牢固，托盘紧贴壁面不松动，顶板锚杆预紧力不小于80kN,两

帮锚杆预紧力不小70kN,锚杆拧紧力矩不小于300N・m,两帮锚固力不小于70KN,顶板锚

固力不小于80KNo

3、锚杆的安装顺序：为由外向里，先顶板后两帮依次进行，为保证巷道成型规整和锚

杆角度及安装质量，打锚杆眼前，两帮采用手镐刷帮，确保巷道成型。安装锚杆后，因片帮

造成锚杆外露丝超长时，应加垫木托盘压网再紧锚杆，杜绝失效锚杆。

4、锚杆安装要求：（1）安装顶部锚杆要按下列要求进行操作：

①支设前探梁、铺网、联接顶网，然后用前探梁挑起，前探梁要接顶背实。

②打顶部锚杆眼：按设计要求定准眼位，按眼位打锚杆眼。

③送树脂药卷：将树脂药卷用锚杆人工推入锚杆眼内，推入树脂时要用力均匀，不能把

树脂药卷穿破。

④搅拌药卷：将锚杆接入钻机上专用套筒内，用钻机将锚固剂推至钻孔深处，直到顶不

动为止。启动钻机（旋转）搅拌锚固剂，同时钻机推力也要调至最大，搅拌时间不小于30s,

直至锚杆达到设计深度，搅拌不动为止。

⑤紧固锚杆：树脂完全凝固后，开动风动扳手带动螺母上紧达到规定预紧力。

（2）安装帮部锚杆要按下列要求进行操作：

①打帮部锚杆眼：按设计要求定准眼位，按由上向下、由外向里的顺序逐个打设锚杆眼。

采用风动钻具，按设计要求打够眼深。

②送树脂锚固剂：将树脂药卷用锚杆人工推入锚杆眼内，推入树脂时要用力均匀，不能

把树脂穿破。

③搅拌锚固剂：用专用套筒连接风动钻具与锚杆，将锚固剂顶入孔底，然后开动风动钻

具由外向里搅拌锚固剂，直至感觉到有负载时，停止锚杆旋转。

④紧固锚杆：树脂完全凝固后，用专用套筒连接风动扳手与锚杆，开动风动扳手带动螺

母上紧达到规定预紧力。

⑤使用树脂锚固剂进行锚固时，当树脂锚固剂送入眼底搅拌完成后，至少停止1分钟再

进行紧固施工。在停止期间（树脂锚固剂没有完全固化前）严禁使锚杆杆体进行移动或晃动。

⑥进行两帮锚杆安装前，锚杆眼内必须清扫干净，用高压风清扫眼孔时，严禁任何人正

对眼孔。

（3）锚杆安装完成后要符合下列要求：

①锚杆间排距误差为±50mm。

②锚杆孔轴向偏差要控制在设计规定的15°以内。

③锚杆孔深不得小于杆体有效长度，且不得大于杆体有效长度50mm。

④锚杆端部必须推至孔底，外端螺纹露出螺母的长度为10〜40mm。

⑤锚杆的孔位、孔深、角度、锚固力要符合设计要求。

⑥托盘必须紧贴岩面，螺母拧紧，预紧力达到设计要求。

⑦安装锚杆时，必须严格按设计要求放置锚固剂。当不同型号的树脂卷混合使用时，必

须按凝胶速度先快后慢的顺序依次放置到钻孔中。

（二）锚索安装工艺

（1）气动锚杆钻机型号:MQT130/3.2-A1.15

(2)施工工艺:

1、先备齐机具及有关材料，检查施工地点支护状况，只有在支护状况良好，无片帮冒

顶危险状况下方可施工，否则，必须自外向里先加固好施工地点附近10m内顶板、两帮，

严防片帮冒顶伤人，并在有效的支护下施工锚索。

2、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-I20/2.3型气动钻机配合S19中空六方加

长式钻杆和中27mn双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色

油漆标出终孔位置，眼深8200mm,并用压风将眼内的残渣吹净。钻机开眼时，要扶稳钻机,

先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。

3、开钻：操作者站立在操作臂长度以外，先开水，后开风，开始钻眼时，用低钻速，

随着钻孔深度的增大，调整到合适钻速，直到初始锚孔到位。

4、打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，防止断钎伤人，锚

杆机2m以内不得有闲杂人等。

5、钢较线旋向应与搅拌工具旋转方向相反。退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。

6、如果锚索眼是按五花布置时，中间的那根锚索眼必须与巷道岩面垂直，其余锚索眼

要与铅垂线的夹角呈30°向巷道两帮打设。所有锚索眼眼深误差为±50mm,偏差为土

150mm。

7、锚索眼打完后，先关水，后关风。

8、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。

9、用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定

位。

10、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。安注药卷时

必须快凝药卷在上、缓凝药卷在下，然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送人，注意不要

用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

11、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插人锚杆钻机上。

12、一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快

速搅拌，搅拌时间控制在30—40s,确保搅拌均匀。

13、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚杆机。

14、lOmin后先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。

15、两人一起用涨拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行涨拉，并注意观察压

力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。涨拉时，涨拉缸前不得有

人，人员必须撤至5m以外。

16、卸下涨拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。

现场使用YQ15-40/120型手动式锚索预应力涨拉机具时，必须执行下列规定：

1、涨拉机具应有专人保管，专人使用；使用人员要参阅说明书，空载操作熟练后再进

行现场使用。

2、不得用高压管作为绳索、受力器械搬运涨拉机具等其它物体。

3、涨拉操作程序：千斤顶穿入钢绞线一卸载阀卸载一启动油泵一换向供油（顺时针转

动手柄千斤顶出缸）一卸载阀升压（顺时针转动）一自动锚紧一涨拉一换向供油（逆时针转

动手柄千斤顶回缸）一自动退锚一卸载阀退压（逆时针转动）一退出千斤顶

4、使用油泵前，油面需在油箱的四分之三处，160目滤油器过滤的YN46号抗磨液压

油。

5、液压系统用油不得两种及以上混合使用。

6、涨拉人员由二人组成，一人操作油泵，一人操作涨拉千斤顶。千斤顶套上钢绞线就

位后，操作涨拉千斤顶人员应持住千斤顶，待加压千斤顶卡住钢绞线后方可脱手离开。加压

期间千斤顶下方所涉及到的范围内不得站人，以免发生意外。卸压、收缸前要人工扶住千斤

顶，待卸压、收缸、松卡完毕取下千斤顶。

7、顶压器和涨拉缸为全螺纹连接，每次工作前应检查其螺纹是否拧紧。班前应对涨拉

机具进行管路和液压系统等全面检查，如有异常情况不得使用。使用中有非正常情况应停机

检查，经维修人员排除故障后方能使用。

8、加压涨拉过程中，要有人注视压力表读数变化、千斤顶动作及挤压孔壁等情况，发

现异常应先停止加压、查找原因并处理。在压力读数未达到设计预紧力值期间，若出现千斤

顶只出缸而压力读数不升现象，一则是刚开始压实孔口部位情况，是正常现象。若不是孔口

压实情况，出缸量持续超出100mm则说明该锚索锚固质量不好，没有达到设计要求，属安

装的锚索不合格，应重新补打。涨拉完毕油缸回位时关闭油泵，以免行程到底后继续供油，

使回油压力瞬时增大。

9、涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。一次涨拉缸体行程不得超过150mm,超

过时应多次涨拉。

10、手动油泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。

11、每次现场工作完毕要进行机具表面清擦，装箱收好并定期对顶压器等拆卸清擦，保

持其完好状态。

12、特殊情况（如锚索过长等）需切断锚索时，在切割前必须采用旧皮带等物可靠遮拦

或采用绳索捆绑固定，以防在剪切过程中切断的锚索受力飞起伤人。

（4）技术要求：

1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。

2、锚索孔深误差控制在0—~F200mmo

3,锚索外露长度控制在150mm〜250mm。

4、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始

聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。

5、搅拌树脂药卷30min后涨拉锚索，涨拉预紧力控制在80—100kN。

6、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。

7、锚索锚固力不低于200kN。

8、涨拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用涨拉器

将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣、重

新安装锚索。

（5）打设及安装锚索托梁的程序及安全措施：

1、安装锚索托梁时，可由一施工人员托起托梁，锚索绳通过托梁孔后，另一施工人员

将锚具穿过锚索绳，通过锚具临时固定住托梁后，施工人员闪开5m以外，然后进行涨拉，

初步涨紧后、停止涨拉，然后将托梁调正，进行二次涨拉、直至达到设计锚固力。

2、矿用锚索钢绞线、索具和其它附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT/T

942-2005要求，索具及整套锚索具有国家MA标志。

3、托盘：宜选用钢制蝶形托盘，规格尺寸不小于230mmX230mm（方形）或6230mm（圆

形）；若选用平板托盘，托盘中心孔径比钢绞线公称直径大2-4mm。托盘强度要与锚索强度

相匹配，托盘承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。

4、服务年限10年以上锚索，采用树脂锚固剂时，锚孔必须注满砂浆防锈或采用防腐

锚索。采用425#普通硅酸盐水泥，注纯水泥浆，水灰比根据围岩条件调配，一般为1：0.45

-lo注浆压力0.5—IMPa。如钻孔漏浆，需反复注浆，每次注浆间隔约6小时，也可隔天

注浆。

5、钢较线旋向应与搅拌工具旋转方向相反；