806掘进工作面作业规程

第一章概况...............................................................3

第一节概述...........................................................3

第二节编写依据.......................................................3

一、经过审批的设计................................................3

二、经审批的地质说明书............................................3

三、其他资料......................................................4

第三节工作面位置及井上下对照情况.....................................4

第四节煤（岩）层赋存特征...........................................4

第五节地质构造.......................................................5

第六节水文地质.......................................................5

第七节影响掘进的其它情况.............................................6

第二章巷道布置及支护说明.................................................6

第一节巷道布置.......................................................6

第二节支护设计.......................................................7

第三节支护工艺......................................................16

第四节矿压观测......................................................18

第三章巷道施工方法......................................................20

第一节施工工艺......................................................20

第二节设备配置......................................................20

第三节爆破施工......................................................21

第四节机掘施工......................................................22

第四章工程质量控制......................................................24

一、掘进.............................................................24

二、文明生产.........................................................24

三、永久支护.........................................................25

第五章生产系统..........................................................28

第一节通风系统......................................................28

第二节供电系统......................................................31

第三节供风供水系统..................................................32

第四节运输系统......................................................32

第五节排水系统......................................................34

第六章劳动组织及主要技术经济指标........................................35

第一节劳动组织......................................................35

第二节主要技术经济指标..............................................39

第七章井下安全避险六大系统..............................................40

第一节压风自救系统..................................................40

第二节供水施救系统..................................................40

第三节通讯联络系统..................................................41

第四节人员定位系统..................................................41

第五节监测监控系统..................................................41

第六节紧急避险系统..................................................42

第八章职业危害防治......................................................43

第九章灾害分析..........................................................45

第十章安全技术措施......................................................46

第一节顶板管理.....................................................46

第二节爆破..........................................................48

第三节一通三防......................................................50

第四节装运措施......................................................55

第五节防治水........................................................79

第六节其它安全技术措施..............................................80

第七节特殊地点施工安全技术措施......................................81

第八节关于停送电作业规定............................................81

第九节单体液压内注式点柱安全措施....................................82

第十节大坡度掘进安全措施...........................................82

第十一节工作面有关碉室施工安全技术措施..............................83

第十二节胶带输送机和轨道联合运输安全技术措施.......................84

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

182806回风顺槽、182806运输顺槽、182806运输联巷、182806回风联巷

182806工作面切眼。

二、巷道用途

182806回风顺槽：用于182806工作面回采时的运料和回风；

182806运输顺槽：用于182806工作面回采时的出煤和进风；

182806运输联巷：用于182806工作面回采时的运料；

182806回风联巷：用于182806工作面掘进时的回风；

182806工作面切眼：用于182806工作面回采。

三、巷道掘进工程量及服务年限

掘进工程量表（表1）

断面（0?）

名称工程量（m）煤岩别

毛断面净断面

回风顺槽2797.1煤13.6412.6

运输顺槽2432.2煤13.6412.6

运输联巷210煤16.5615.4

回风联巷98.9煤14.2613.2

切眼180煤19.2218

合计5718.2

按每月回采150m计算，预计该工作面可回采16个月，生产准备3个月,

服务年限为19个月。

四、预计开竣工时间

预计开工时间为：2014年6月；竣工时间为：2015年8月。

第二节编写依据

一、经过审批的设计

本工作面施工的依据是《182806工作面设计图》和《182806工作面设计

说明书》，批准时间为2014年5月。

二、经审批的地质说明书

本工作面地质资料依据是《182806工作面掘进地质说明书》，批准时间

为2014年5月o

三、其他资料

《煤矿安全规程》2011版、河北省《煤矿安全质量标准化标准及考核评

级办法》、峰峰集团《一通三防管理规定》。

第三节工作面位置及井上下对照情况

182806工作面地面位置：位于柿园村西约176m处，地势北高南低，地

表为丘陵地形，地表大部分已被当地居民开垦为农田。

井下位于八采区南翼，柿园向斜两翼，东为F2-2断层，西为F13断层,

南为井田边界，北为20-20'勘探线，八采北部回风巷、182807工作面正在

掘进，182803工作面正在回采，附近无其它采掘情况。

地面相对位置及邻近采区开采情况表（表2）

第四节煤（岩）层赋存特征

采区名称八采区工作面名称182806工作面

地面标高+1421ns+198m工作面标高-670ms-396m

位于柿园村西约176m处，地势北高南低，地表为丘陵地形，地表大部

地面位置

分已被当地居民开垦为农田。

井下位于八采区南翼，柿园向斜两翼，东为设计的182806工作面，西

井下位置及四邻情况为F13断层，南为井田边界，北为20-20'勘探线，八采北部回风巷、182807

工作面正在掘进，182803工作面正在回采，附近无其它采掘情况。

掘进对地面的影响无影响

走向长m2414倾斜长m181面积一436934m2

本工作面煤层比较稳定，结构简单。

煤层顶底板岩层情况表（表3）

顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征

煤

深灰色，以石英为主，含少量白云母及黑色矿物，泥

老顶细砂岩6.24

层质胶结，具微波状层理。

顶

直接顶砂质页岩3.41灰黑色，性脆，致密。

底

板直接底砂质页岩3.44灰黑色，性脆，致密。

情深灰色，以石英为主，含少量白云母及黑色矿物，泥

老底细粒砂岩9.15

况质胶结，具微波状层理。

附：煤层综合柱状图（图1）

第五节地质构造

工作面位于八采区南翼，柿园向斜两翼，地层走向N9。W〜N70。E,倾

向由NE转为SE,倾角13°〜35°,平均25°。工作面内发育两条地面三

维地震解释的断裂构造SF40、SF41o其中SF40断层位于工作面外段，走向

N75°E,与工作面走向斜交，预计本工作面回风顺槽掘进684米时揭露该断

层；SF41断层位于工作面外，走向N55°E,预计本工作面运输联巷掘进287m

时揭露该断层。具体构造情况见平面图及下表。

断层情况表（表4）

构造名称走向倾向倾角性质落差（m）对掘进影响程度

柿园向斜———向斜—有一定影响

SF40N75°ENW75°正断层75影响大

SF41N55°ENW71°正断层8影响较大

另外，揭露其它构造时及时与技术部门联系。

第六节水文地质

1、工作面掘进过程中受大煤顶板砂岩水影响，正常涌水量12m7h,在

断层及向斜轴附近，顶板砂岩水量可能增大，预计最大涌水量为30m3/h。

2、该工作面两巷掘进过程中必须进行超前探测，预防掘进中误揭隐伏

导水构造。

3、工作面外段SF40断层已留设防水煤柱，工作面掘进距离该断层防水

煤柱20m前，要打钻探清断层三要素，核实防水煤柱尺寸。

4、该工作面的2101、2502、22-10钻孔已封孔，且封孔质量良好；正在

施工的地面注1孔接近工作面运输顺槽，对工作面掘进造成影响，要提前采

取措施确保安全掘进。

5、掘进过程中要保持水沟跟头，下山掘进时迎头要具备30nr7h的临时

排水能力及同等排水能力的备用设备，巷道低洼处要具备120m>h的主排水

能力及同等排水能力的备用设备。

第七节影响掘进的其它情况

一、瓦斯：梧桐庄井田各可采煤层的瓦斯含量都不大，无论是同一煤层

的深部和浅部，还是上下不同的煤层瓦斯含量都不大，瓦斯绝对涌出量为

0.08m7min,属瓦斯矿井。暂认为该巷道与同一煤层瓦斯涌出量相差不大。

梧桐庄矿井属瓦斯矿井，不能掉以轻心，要加强瓦斯管理，避免瓦斯爆炸事

故发生。

二、煤尘：煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数12.18虬因此掘进时一是

保证通风，二是在掘进巷道迎头加两道水幕，各转载点、综掘机截割处安装

除尘设备。当炮掘时应采用湿式打眼、水炮泥，放炮前后要洒水降尘，并在

巷道回风侧设置水幕，随掘随移。

三、煤自燃倾向性：煤层属于不易自燃煤层。

四、地温：据精查地质报告提供，梧桐庄矿区其地温32P。掘进施工

时要加强通风，及时洒水、喷水降低工作地点的温度，在确保煤尘合乎规定

的情况下，还要使工作环境的温度低于《煤矿安全规程》所规定的温度，保

证职工身体健康。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置

182806掘进工作面巷道布置平面图。（附图2）

二、巷道布置说明

1、182806回风顺槽：以八采北部胶带巷A59点为巷中开口，沿方位角

a=203°摸大煤顶板掘进2797.1m至切眼位置。

2、182806运输顺槽：以八采胶带巷A57点前391.7m为巷中开口，沿方

位角a=203°摸大煤顶板掘进2432.2m至切眼位置。

3、182806运输联巷：以182806回风顺槽开口以里254.3m为巷中，沿

方位角a=143°摸大煤顶板掘进210m至182806运输顺槽位置。

4、182806回风联巷：以八采北部胶带巷A58点前0.6m处为巷中开口，

沿方位角a=168°摸大煤顶板掘进98.9m至182806回风顺槽位置。

5、182806工作面切眼：以182806运输顺槽沿方位角a=293°摸大煤顶

板掘进176.6m至182806回风顺槽位置。

6、距停采线50m巷道掘进方向的煤帮施工一个钻窝，以后每100m施工

一个钻窝，钻窝随掘进一同施工。巷道内车房、水窝、机头碉室、躲避碉等

有关碉室具体位置由施工单位根据生产需要及现场情况提出申请，经生产技

术部同意，并下达联系单后方可施工，严禁擅自施工。

第二节支护设计

一、巷道及碉室断面

1、巷道断面：

锚网索支护巷道规格表（表5）

巷道规格（宽X高m）

毛断面硝净断面徜

名称

运输顺槽4.4X3.14.2X3.013.6412.6

回风顺槽4.4X3.14.2X3.013.6412.6

运输4.6X3.64.4X3.516.5615.4

回风联巷4.6X3.144X3.014.2613.2

切眼6.2X3.16.0X3.019.2218

2、碉室规格：

（1）车房：宽X高X深=3X3X3m（可兼躲避碉）

（2）水窝：宽义高X深=4X4X4m（底板以下1.5m）

（3）钻窝：宽X高义深=4X3X4m

（4）躲避碉：宽X高X深=3X3X3m

（5）倒罐车场：宽X高X深=5X3X1.5m

（6）料场：长X深义高=（40〜50）X1.5X3m（可兼车房、倒罐车场）

（7）移动变电站：长义高X深=30X3X1.5m

（8）机头碉室：长X高X深=15X3X1.5m

3、巷道及碉室断面图

回风顺槽、运输顺槽、回风联巷、运输联巷支护断面图（附图3）；切

眼支护断面图（附图4）；车房、躲避碉断面图（附图5）；水窝、钻窝断面

图（附图6）。

二、支护方式

1、临时支护

前探梁采用12#A型槽钢（槽钢规格为：长义宽X高=4000mmXl20mm义

52mm）,两趟前探梁，长度4m,前探梁两趟分别安设在距帮第二根锚杆上。

巷道开口3m范围内、变坡处、顶板出现构造不平整不能采用前探梁临

时支护时，采用点柱配板梁临时支护方式。点柱高度与巷道高度相适应，木

板梁采用直径不小于180mm的优质红松半圆木，一梁两柱，两趟前探梁顺巷

道打设，间距2m,沿巷道中心线对称布置。

2、永久支护

本工作面所掘巷道永久支护均采用锚网索联合支护。回风顺槽、运输顺

槽、回风联巷、运输联巷及切眼煤巷段为矩形断面，顶锚杆选用①20X2400mm

左旋无纵筋螺纹钢锚杆，并与梯形梁连锁，锚索采用①21.6X7000mm的钢

绞线钢，并与3.5m长16#直槽钢连锁；两帮采用中18X2000mm圆钢锚杆支

护，配合竹托板，顶帮铺设双抗塑料网。在巷道掘进过程中，如遇断层，应

根据顶板的实际情况，采用锚索加强支护，顶锚杆难以贴顶，不能有效地控

制顶板时，采用双抗塑料网配合钢筋网的双网支护，缩小间排距，加密顶锚

索等措施。

三、锚网索支护参数设计

(一)地质力学评估

1、评估目的

通过地质评估获取巷道围岩的有关力学参数，为锚杆支护设计和优化设

计提供依据，使锚杆支护参数更趋合理。

2、地质力学评估提供的参数

参照邻近八采北部胶带巷掘进地质力学评估资料如下：

①、直接顶厚度(9.65m)

②、直接顶单轴抗压强度(74.37MPa)及容重(2.61T/m3)

③、老顶单轴抗压强度(29.03MPa)及容重(2.61T/m3)

④、煤层容重(1.35T/m3)

3、评估手段

a打钻取芯

b实验室试验

4、钻孔布置方案

(1)钻孔布置：上下顺槽均每200m布置一个钻孔点。

(2)每个钻孔点分别向顶底板各打一个钻孔。

(3)顶板钻孔深度不小于巷道宽度的1.5倍，即：回风、运输顺槽及联

巷钻孔深度6.6m,切眼钻孔深度9m。

(4)底板钻孔深度不小于巷道宽度的1.0倍，即：回风、运输顺槽及联

巷钻孔深度4.4m,切眼钻孔深度6mo

5、打钻要求

(1)打钻前先掘好钻窝，钻窝符合施工要求。

(2)打钻时必须有专门技术人员负责，要保证打钻角度与岩石层面夹角

不小于75。，并准确记录开钻时间，钻进速度。

(3)现场获取的钻孔岩芯要及时进行素描。保存好所取岩芯，不同层位

岩芯要分类编号，开裂破碎的岩芯要按顺序装袋排放好。岩芯取好后，要按

顺序放置在保管箱体内，不得乱放或丢失。

6、围岩参数测定及锚杆支护设计优化

(1)根据钻孔素描校核直接顶厚度。

(2)将选好的岩芯按要求保存好，送到实验室进行围岩参数测定。

(3)根据围岩参数及时进行锚杆支护设计优化。

(二)巷道参数设计

1、巷道规格确定

(1)回风顺槽、运输顺槽：净宽4.2m,净高3.0m,断面净面积12.61^。

掘进宽度4.4m,掘进高度3.1m,掘进断面面积13.64m2。

(2)运输联巷：净宽4.4m,净高3.5m,断面净面积13.581^。掘进宽度

4.4m,掘进高度3.6m,掘进断面面积14.290?。

(3)回风联巷：净宽4.4m,净高3.0m,断面净面积13.2m掘进宽度4.4m,

掘进高度3.1m,掘进断面面积14.26m：

(4)切眼：净宽6.0m,净高3m,断面净面积18m掘进宽度6.2m,掘

进高度3.1m。掘进断面面积19.22m)

2、巷道支护形式确定

巷道沿大煤顶板掘进，结合地质条件，顶板完整，经力学试验计算能满

足安全时，选用锚网索联合支护方式，锚网加固顶板及两帮煤层，锚索为

辅助加固支护。

3、巷道围岩破坏范围及围岩压力的计算

根据秦巴列维奇理论计算按自然平衡拱原理计算巷道围岩破坏范围及

围岩压力，以此为依据进行锚杆支护参数的计算。巷道两帮煤体受压破坏深

度C为：

C=Htg(45-4>/2)

H-巷道中高，取3.6m；

4)-煤的内摩擦角，<t>=arctg(f)=45°,其中f=l；

贝(］：C=3.6Xtg(45-<b/2)=1.48m

巷道顶板潜在冒落拱高度bl为：

bl=al/p

式中M-顶板岩石致密度，p=Rc/1000=2903/1000=2.903

Rc为顶板岩石抗压强度Rc=2903N/cm2

al=a+C

式中：a-承受弯曲的悬臂岩层的半跨距；a1运回联=2.3m、a1切=3.1m；

==

a.i运回联2.3+1.483.78m

ai切=3.1+1.28=4.38m

bi运回联=3.78/2.903=1.30m

bi切=4.38/2.903=1.48m

顶板岩石的压力Q为

Q=4alblrl/3

式中：rl-顶板岩石容重，取27KN/m3o

则：Q运回联=4X3.78XL30X27/3=176.9KN/m

Q切=4X4.38X1.48X27/3=233.4KN/m

两帮煤体侧向压力Q'为

Q'=r(2blrl/r+H)/2Htg2(45-4)/2)

式中：r-煤的容重，r=13.5KN/m3；

Q'运回联=13.5(2X1.30X274-13.5+3.6)4-2X3.6Xtg(45-45/2)

=36.4KN/m

Q'切=13.5(2X1.48X274-13.5+3.1)4-2X3.1Xtg(45-45/2)

=32.4KN/m

4、锚索支护参数确定

巷道顶板由锚网索、钢筋梁联合支护。锚索长度以能够将潜在冒落区

的岩体悬吊在顶板稳定岩层中为原则，锚索密度则必须保证能够悬吊潜在

冒落区的岩体重量。

1)锚索长度确定：

Ld=b+Ll+L2

式中：bl-冒落拱高度；

Lb冒落拱外锚固长度，取1.5m；

L2-锚索外露长度，取0.3m；

则：Ld=l.2+1.5+0.3=3.0m

结合《峰局煤巷树脂锚杆支护设计规范》及我矿大煤顶板结构情况，我

矿取Ld=7.0mo

2)锚索支护方式

运输顺槽顶板两端各布置一道角锚索，巷中一道锚索，锚索垂直顶板，

锚索分别距帮0.6m,间距1.5m,排距2.4m,并与3.5m长的16#直槽钢

联锁。

锚索采用低延伸率钢绞线，直径21.6nun,由7根直径5mm钢丝组成，

强度级别1770MP,破坏负荷不低于504KN。

3）锚索锚固剂用量和锚固力

锚索孔径D孔为28mm,锚索直径D索为21.6mm,树脂锚固剂直径D

药卷为23mm,锚固长度L锚为1500mm。每条锚索锚固剂需要长度L药卷

为：

L药卷二L锚（D孔2一D索9/D,药卷

=1500X（28-21.62）/232

=900.11mm

采用CK2352药卷一卷，K2352药卷两卷。每条锚固力必须大于锚索的

破坏负荷，故锚固力要求在504KN以上。

4）锚索支护强度验算

P*=nF/D#

式中：P索-锚索支护强度,KN/m；

n-每排锚索数量，回风、运输顺槽、联巷各3条，切眼4条；

F-锚索破坏负荷，504KN；

D排-锚索排距，回风、运输顺槽、联巷为2.4m,切眼为1.4m；

则：P索运回联=3X504/2.4=630KN/m>150.3KN/m

P索切=4X504/1.4=1440KN/m>238.1KN/m

故锚索支护强度满足支护要求。

5、锚杆支护参数确定

1）顶板锚杆支护参数确定

（1）顶板锚杆长度的计算

LD=bi+Loi+LD2

式中：LD「锚杆杆体锚固长度，取0.7m；

LD2-锚杆杆尾外露长度，取0.1m；

Ln=l.51+0.7+0.1=2.31m

本工作面巷道沿大煤顶板掘进，锚杆在顶板上矩形均匀布置。根据・峰

局煤巷树脂锚杆支护设计规范》第三十条，“顶帮角锚杆应向煤壁上方或顶

底板方向倾斜15°—30°,长度应适当加长，保持锚杆在煤壁及顶底板内的

投影不小于200mm。”的规定，顶板角锚杆向煤壁上方倾斜角度取15°,根

据大煤直接顶厚度情况，结合我局煤巷锚杆支护经验，取LD=2.0m,

(2)顶板锚杆排距的计算

顶板锚杆的排距为：SD=兀Z[Z(a+b)/ab,]]/2

式中：Z-锚杆埋入平衡拱之外岩层的深度，

Z运回联二1.13,Z切=0.82

1/2

SnigW=3.14X1.13X[1.13X(2+1.30)/2X1.30]

=5.51m

1/2

SD切=3.14X0.82X[0.82X(3.1+1.48)/3.1X1.48]

=3.4m

根据我矿实际情况和经验，取SD=0.7m

(3)每排顶板锚杆数量及间距的计算

每排顶板锚杆所需数量为：

N=n.Q.So/PD

式中：PD一顶板锚杆的理论锚固力PD=64KN

n—安全系数，n=2.5

N运回联=2.5X133.2X0.8/64=4.2根

N切=2.5X238.1X0.7/64=7.4根

取N运回联=7根，N切=11根

根据其他矿井的实践经验，锚杆间排距为锚杆长度的1/2-1/3时，则能

形成比较好的压力拱，且压力拱也比较稳定。故间排距为700-1100mm,考虑

我矿在煤巷锚杆支护方面多年来的实践经验，取锚杆间排距均为800mmX

800mm(且不超过800mm)。

通过以上计算，锚杆间排距均按800n)in布置，每排锚杆均匀布置在巷道

顶板上。回风、运输顺槽和联巷每排7根锚杆，用2根2.2m长钢筋梁连接

起来。切眼每排11根锚杆，用4.1m和2.1m长钢筋梁连接起来。

锚杆选用20MnSi左旋螺纹钢，直径20mm,长2400mmo

(4)锚固剂

为便于施工，并满足快速安装的要求，根据选用的锚杆，锚杆钻孔直径

为28mll1,锚固剂选用K2335、CK2335树脂药卷各一卷。

2)帮锚杆的参数确定

(1)帮锚杆长度

结合我矿锚杆支护经验，帮锚杆长度取2.0m。

(2)帮锚杆材质，直径及间排距

帮锚杆选用圆钢锚杆，直径18mm,长2000mm。间排距800义800mm,锚

固剂选用CK2335和K2335型树脂药卷各一个。切眼空帮侧锚杆同顺槽煤帮

支护，切眼煤帮侧锚杆选用直径16mll1、长度1800mm的圆钢锚杆。

巷帮上下角锚杆分别向顶底板方向倾斜的角度取15。，巷帮上角锚杆距

顶板距离不超过250mm。

（3）其它支护材料

a）托板：每根顶锚杆配备一个直径120mm,厚10mmA3圆钢托板，每根帮

锚杆配备一个300X200X30mm的竹托板及与顶锚杆相同的熟钢圆托板。

b）网：锚网索支护巷道全断面铺设双抗塑料网，顶帮裱严，每200mm连

一道整股尼龙绳。

c）梯形梁：回风、运输顺槽和联巷采用宽80mm,长度为2200mm的梯形梁

2根；切眼采用宽80mll1,长度为4100mm和2100mm的梯形梁各1根，梯形梁

在端头部位搭接。

四、支护形式描述

1、回风、运输顺槽及运输联巷支护形式：

矩形断面，采用锚网索支护，顶锚杆采用①20mmX2400mm左旋无纵筋螺

纹钢锚杆，螺母扭矩为200N・m,帮锚杆采用中18mmX2000mm圆钢锚杆，螺

母扭矩为150N・m。顶锚杆间距800mm,排距800mm,矩形布置，与4.1m梯

形梁联锁；帮锚杆间距800mm,排距800nlm。帮锚杆布置在两排顶锚杆中间，

与顶锚杆交错布置。锚杆钻孔直径为28mm,锚杆锚固剂选用CK2335和K2335

型树脂药卷各一支，设计抗拔力为64KN。巷道全断面铺设双抗塑料网，搭接

长度为100mm每200mm用塑料网绳联接一道。

锚索采用中21.6X7000mm的钢绞线，间距1500mm,排距2400mm,每排

打三根锚索，巷中一根，沿巷道中心对称布置2根，锚索与3.5m长16#直槽

钢联锁使用，每根锚索使用一支CK2352和两支K2352树脂药卷，预紧力为

150KNo

2、回风联巷支护形式：

矩形断面，采用锚网索支护，顶锚杆采用①20X2400mni的左旋无纵筋螺

纹钢锚杆，间排距为700X800nun,矩形布置，每排打设7根锚杆，并与2

根2.2m长梯形梁联锁；帮锚杆采用中18X2000min的圆钢锚杆，间排距为800

X800mm；顶帮锚杆每根使用CK2335和K2335型树脂锚固剂各一支，设计抗

拔力为64KN；巷道全断面挂双抗塑料网，搭接长度为100mm,每200mm用尼

龙绳联结一道。

锚索采用①21.6X7000mm的钢绞线，间距1500mm,排距2400mm,每排

打三根锚索，巷中一根，沿巷道中心对称布置2根，锚索与3.5m长16#直槽

钢联锁使用，每根锚索使用一支CK2352和两支K2352树脂药卷，预紧力为

150KNo

3、切眼支护形式：

采用锚网索支护，顶锚杆参数、材质、锚固剂用量及型号同回风、运输

顺槽，间距780mm,排距700mm,矩形布置。切眼两帮各布置一根顶角锚

杆，向煤壁上方倾斜15°,距帮0.1mo顶板每排布置11根锚杆，用4100mm

和2100mm长的梯形梁连接起来。锚杆钻孔直径为28mm,锚固剂选用选用树

脂药卷CK2335、K2335各一卷。空帮侧锚杆参数、材质、锚固剂用量及型

号同顺槽，间排距为700mmX700mm,矩形布置。煤帮侧锚杆选用直径16mm,

长度1.8m圆钢锚杆。

顶板上共布置六道锚索，里切眼与外切眼锚索交错布置。锚索长7.0m,

锚固长度1.5m,预紧力不小于150KN,锚固力要求在504KN以上，每条锚索

采用CK2352药卷一卷，K2352药卷两卷。锚索均垂直布置在顶板岩层中，两

侧锚索距帮500mnio锚索间距1.5m,排距700mm,每3根锚索配一道3.5m

长的16#直槽钢联锁。

4、掘进过程中如遇顶板破碎、断层等地质构造，锚杆间排距缩小为700

X700mm,锚索间排距缩小为1500XI400mm0

锚网索支护参数表（表6）

钢绞线长度7m直径21.6mm7根X5mm钢丝

钢托盘150X150X16mm（亳钢）

锚索锚固剂CK2352一支、K2352两支

间距1500mm排距2400mm、1400mm

预紧力150KN外露长度锁具外150—250mm

杆体长度2400mm；2000mm直径20mm（左旋无纵筋螺纹钢）

圆托盘直径120mm、厚10mm（A3钢）

锚固剂CK2335、K2335各一支

顶锚杆

间距800mmx780nm1、700mm排距800mm>700mm

抗拔力64KN预紧力矩不小于200N•m

外露长度螺母外10--40mm

杆体长度2000mm直径18mm（A3圆钢锚杆）

竹托盘长X宽X厚=300X200X40mm

圆托盘直径120mm、厚10mm（A3钢）

帮锚杆锚固剂CK2335、K2335各一支

间距800mm排距800mm、700mm

抗拔力64KN预紧力矩不小于150N•m

外露长度螺母外10--40mm距顶不大于200mm

双抗塑长度4200mm、3000mm宽度900mm

料网联网要求搭接100mm、每200mm用整股尼龙绳联一道

梯形梁长X宽=4100义80mm；3900X80mm；2100X80mm（e14mm圆钢制作）

4、碉室支护形式

均采用锚网索支护，顶锚杆为①20义2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,

帮锚杆为中20X2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800X800mm,每

根锚杆使用CK2335.K2335树脂锚固剂各一支。锚索为中21.6X7000mm钢

绞线，锚索间排距1.5X2.4m。每根锚索使用一支CK2352和两支K2352树

脂锚固剂，预紧力不小于150KN。

料场、移变等大断面巷道内，必须打设一排直径不小于180mm的木点柱,

木点柱使用优质红松木，点柱间距2.1m,距巷道中心线2m。

全断面铺设双抗塑料网，每200mm联一道联网绳，其它方面同182806

工作面顺槽。

5、由于地质条件原因，可能造成顶板起伏或倾角较大：

①顶板起伏或倾角较大，梯形梁长度不够时，加打点式锚杆或顺巷帮加

打一排锚杆，并用梯形梁联锁，以防造成空顶。

②顶板倾角大，巷道超高，第四根帮锚杆距底板超过500mm时，应加打

底层锚杆，下帮可根据帮锚杆排距设计少打帮锚杆。

③巷道顶板倾角较大，为保证打设上顶层及顶帮锚杆的安全，必须留底

煤，底煤与顶板的间距以满足打设超高部位锚杆为宜。

6,支护材料：

①锚索采用直径21.6mm钢绞线,由7根钢丝组成，强度级别1770MPa,

破坏负荷不低于504KNo

②锚杆托盘：每根顶锚杆配备一个直径120mm、厚10mm的A3钢圆托盘,

每根帮锚杆配备一个300X200X40mm的竹托盘和一个与顶锚杆相同的A3

钢圆托盘。

③网：巷道全断面铺设双抗塑料网，顶帮裱严，每200mm连一道整股尼

龙绳。

④梯形梁：采用①14mm圆钢制作，宽80mm。

第三节支护工艺

一、施工顺序

落煤（岩）后先进行临时支护，然后在临时支护下进行永久支护，永久

支护时执行先顶后帮，先中间后两边的原则，顶锚杆与永久支护下的帮锚杆

可以同时进行。

二、临时支护工艺及要求

1、临时支护要求：

前探梁采用采用12#A型槽钢（槽钢规格为：长义宽X高=4000mmX

120mmX52mm）,两趟前探梁，长度4.0m,利用顶板锚杆外露部分固定前探

梁卡子，前探梁从梁卡中穿过。梁卡采用厚14mmAs钢板或其它相应钢材制

作。每趟前探梁配合使用3个梁卡，前后均匀布置。梁卡随前探梁前移交替

使用，始终保持两个卡子固定前探梁。二趟前探梁分别安设在距帮第二根锚

杆上。用于挂前探梁的锚杆外露长度必须达到30〜50nlm以便固定卡子，螺

母必须上牢。

前探梁卡子在最前一排锚杆上，前探梁前探长度1.6m（即2排锚杆距离）

然后打锚杆支护。前探梁正上的顶锚杆可暂不打设，待前探梁正上以外的锚

杆打设齐，锚固力达到64KN,后窜前探梁后再把前探梁正上的锚杆补打齐。

前探梁采取同样的方法固定至迎头，采取同样的方法打设最前一排锚杆。

2、临时支护工序：

（1）落煤（岩）后，首先审帮问顶，找掉伪顶及活煤活歼。

（2）割煤（岩）后及时将梯形梁用尼龙绳绑在网片下捆绑牢固，每700mni

绑一道梯形梁共绑两道，移前探梁时把网和梯形梁托到前探梁上。

（3）前探梁与梯形粱之间用木楔背紧，以保证梯形梁接顶，支护有效。

3、控顶距离：

顶板完整时，临时支护控顶距离为落煤前不超过0.2m,落煤后不超过

1.8m；顶板破碎不完整时，临时支护控顶距离为落煤前不超过0.2m,落煤

后不超过1.0mo

三、锚杆打眼与安装

打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边进行。如前探梁占据锚杆位置，

可以先打其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆。当巷道两侧垂度较大时，

打好中间顶锚杆后必须及时先打靠上帮的顶锚杆，然后再打靠下帮的顶锚

杆。迎头必须是打齐所有顶锚杆后，再打帮锚杆，并要先打上帮上半部帮锚

杆，以防止片帮。

1、打顶锚杆眼：打锚杆眼使用MQT-120/2.3C锚杆机。出煤完毕后，立

即进行敲帮问顶并按照要求在永久支护掩护下进行临时支护，然后按线找眼

位，将锚杆机搬至中线标定的第一个眼位正下，配合100mm顶钻杆相互替换

开始打眼。打眼施工必须至少两人配合进行，一人操作锚杆机，一人换钻杆

并配合扶锚杆机。

2、顶锚杆安装：顶锚杆眼钻好后，用钻杆将1卷CK2335和1卷K2335树脂

药卷（CK2335位于孔底）送入眼底，并用力向上送使药卷临时固定，防止药

卷掉落。眼中插入锚杆，并将尾段插入搅拌器，启动锚杆机向上顶推锚杆，

等锚杆外露约1.2m时开始搅拌。搅拌时，先中速搅拌快速药卷20-30秒，到

超快速药卷时再快速旋转搅拌10〜15秒并要求均匀推进至孔底，等待10-60

秒后开始二次旋转，将锚杆机向上推进至不动为止，使锚杆螺母预紧。紧固

螺母时，如果药卷不凝固要立即停机，继续等10秒左右后再启动锚杆机。等

待至少8分钟后进行二次预紧。

3、打帮锚杆眼：打帮眼采用ZQS-50/300型风动钻配2.4m帮钻杆人工打

眼。

4、帮锚杆安装：帮锚杆眼打好后，先将1卷CK2335和1卷K2335树脂药卷

放入眼中，并用帮锚杆顶至眼底，在帮锚杆尾端拧上帮锚杆搅拌器，插入

ZQS-50/300型风动钻进行搅拌，操作风动钻人员至少2人，搅拌时间为20-30

秒，并等待8分钟后方可上托盘初次预紧，再等待至少8分钟后进行二次预紧。

四、锚索支护工艺及要求

1、锚索施工工序：准备锚杆机(帮采用风钻)、钻杆一打眼一上药卷

安装锚固钢绞线一上槽钢、垫板、锁具一用千斤顶预紧钢绞线。

2、打眼：使用MQT-120/2.3C锚杆机配专用1m接力锚索钻杆施工，孔深

按7m掌握，并根据顶板的高低起伏情况进行调整。接、拆钻杆必须在锚杆机

停止运转的情况下进行。

3、锚索安装：眼打好后，将1卷CK2335和1卷K2335树脂药卷(CK2335

位于孔底)用锚索顶住送入眼底，并由2—3人抓住锚索人工将线向眼中顶推,

直至锚索在眼外的外露长度到能够插入搅拌器，将锚索插进搅拌器底部，并

安排2人护住锚索，以防锚索甩脱搅拌器发生伤人事故，操作锚杆机开始进

行搅拌锚索施工。具体搅拌时间按照顶锚杆安装工艺中顶锚杆安装部分的要

求。

4、上槽钢及涨拉：锚索搅拌好至少8分钟后方可上T型钢带，并等待至

少1小时后方可涨拉。上T型钢带至少3—4人配合操作，涨拉至少2—3人配合

操作，并采用专门的涨拉机具进行施工。

五、交叉点施工要求

巷道交叉点处施工时制定专项措施。

第四节矿压观测

1、观测目的

(1)井下作业人员随时观察巷道顶板及煤壁活动情况，一旦发现异常及

时采取措施，保证安全生产。

(2)通过观测获得顶板稳定状况的信息，为设计优化提供依据。

2、观测内容：

(1)顶板离层量(2)两帮相对移近量(3)顶、底板移近量

3、观测仪器：

(1)顶板离层仪(2)卷尺

4、观测监控设计方案：

(1)顶板离层仪：

顶板离层仪安设在巷道顶板，巷道断面中部，深基点固定在顶板上方

6.5m处，浅基点安设在顶板上方2.2m处。具体要求：

自使用锚网支护开始10m后，安设一个，以后每50m一个，断层及围岩

破碎带、应力集中区、交岔点必须安设。

(2)卷尺：在顶板离层仪的安装位置测量两帮移近量。

5、观测要求：

(1)所有采用锚杆支护的巷道都应进行支护监测。监测方案由技术科负

责制订，由掘进施工单位负责按技术要求实施。

(2)顶板离层仪由施工队队长负责及时跟头安装(安装离层仪时距前头

距离：机掘W3m,炮掘W10m),并填写原始记录。

(3)在观测点处巷道两帮和顶底板做出明显标记作为测量点。施工单位

技术员要指定专人每天对掘进工作面内的顶板离层仪进行测读和记录。

(4)监测人员除对监测点进行数据观测外，还必须对巷道整体情况进行

检查，密切注意顶板及两帮围岩移动情况，如发现围岩变化异常，应及时向

区管理人员汇报，并采取相应的安全措施。

(5)顶板离层仪必须挂牌管理，牌板上写明监测点号、安装人员、安装

日期和初始数据，以便能及时掌握顶板离层量。

(6)顶板监测必须填写原始记录，建立监测档案，档案内容包括：监测

点号、测点位置(以经纬点为标志)、安装人员、安装日期、初始数据、观测

数据。

(7)顶板离层仪必须坚持日常监测，一般情况下顶板离层监测值下沉20

-30mm应采取措施，每班进行观测，上报生产技术部，区碰头会上进行通

报。达到30—50mm,加打锚索槽钢，达到50—80mm及时采取加打木点柱、

U钢支架等措施，超过80mm应首先将人撤出，并及时向区值班室、矿生产

安全部、主管副总、主管矿长进行汇报。

(8)施工单位技术员对每周汇总的监测数据，并且上报矿技术科。发现

异常时，需将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿技术科、调度室及分

管副总工程师汇报，由分管副总工程师主持分析，根据分析结果提出措施和

对策并组织落实。

第三章巷道施工方法

第一节施工工艺

一、掘进顺序

182806运输顺槽f182806切眼

182806回风顺槽-182806切眼。

二、施工方法

1、开口20m采用钻爆法落煤（岩），耙岩机装运，配合SGW—40T刮板输

送机出煤（岩）。

2、炮掘达到20m后将耙岩机拆除，安装综掘机并铺设刮板输送机联合

运输出煤。

3、掘进80m后将刮板输送机拆除，安装胶带输送机，综掘采用综掘机割

煤、装煤，利用胶带转载机配合SSJ—800（或SSJ—1000）型胶带输送机和

刮板输送机联合运输出煤。

三、施工工艺

1、炮掘：交接班（安全确认）~找线点眼位一钻眼一装药一爆破一通风

一洒水降尘（人员不得进入空帮、空顶下）一审帮问顶一临时支护一耙工作

面一点锚杆眼位一永久支护（固定梯子梁一打顶帮锚杆一打锚索）一清理。

2、综掘：交接班（安全确认）一找中边线一截割出煤一审帮问顶一临时

支护~点锚杆眼位一永久支护（固定梯子梁一打顶帮锚杆一打锚索）一清

理及延长皮带。

第二节设备配置

一、炮掘机械设备

炮掘机械设备表（表7）

数量重量外型尺寸

设备名称型号功率（kW）

（台）(kg)（长*宽*高）（mm）

耙岩机P—6060270006750X1850X2350

40T溜子SGB-620/40T40235606500X820X650

皮带机SSJ-1000/2X7575237321000000X1000X1100

风机FBD6/2X22224—

绞车JD—1.625—35801200X630X900

帮锚杆钻机GQS-50/1.6kW—4

最大高度3660

锚杆钻机MQT-120/2.3C—494

最小高度1420

风钻ZQS-50/300—2420X300X200

风动扳手BK-30m—2400X100X200

涨拉机具MS15-160/40—2

离心泵D15590KW2

二、综掘机械设备

综掘机械设备表（表8）

设备重量外型尺寸

型号功率（kW）数量（台）

名称(kg)（长*宽*高）（mm）

掘进机EBZ1602052800009000X2800X1800

皮带机SSJ-1000/2X7575237