1311轨道顺槽掘进工作面规程3

山东能源临矿集团黄泽煤电公司

彭庄煤矿

掘进工作面作业规程

编号:掘2021-2-10号

掘进工作面名称：1311轨道顺槽

施工单位：综掘工区

技术负责人:

区队长：

批准人：

编制日期：2021年2月10H

批准日期：2021年3月日

审批意见

单位签名单位签名

技术科地测科

机电科通防科

调度室安监处

防冲办通防副总

防冲副总机电副总

防治水副总生产副总

总工程师机电矿长

生产矿长安全总监

会审时间:年月日

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目录

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

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

第二节编写依据............................................................1

第二章地面相对位置及水文地质情况................................2

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况......................................2

第二节煤（岩）层赋存特征..................................................2

第三节地质构造............................................................3

第四节水文地质............................................................4

第三章巷道布置及支护说明........................................6

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

第二节矿压观测............................................................6

第三节支护设计............................................................7

第四节支护工艺...........................................................14

第四章施工工艺..................................................18

第一节施工方法...........................................................18

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

第四节管路、电缆及单轨吊轨道敷设.........................................19

第五节设备及工具配备.....................................................24

第五章生产系统..................................................25

第一节通风系统...........................................................25

第二节压风系统、供水防尘（防火）.........................................27

第三节安全监测监控系统...................................................29

第四节供电系统...........................................................31

第五节排水系统...........................................................32

第六节运输系统...........................................................33

第七节照明和信号.........................................................33

第八节通讯、人员位置监测系统及语音广播...................................33

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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

第二节循环作业...........................................................35

第三节主要技术经济指标...................................................36

第七章通用性安全措施.............................................37

第一节施工管理...........................................................37

第二节“一通三防”管理...................................................37

第三节顶板管理...........................................................43

第四节冲击地压防治管理...................................................44

第五节机电管理...........................................................55

第六节运输管理...........................................................60

第七节掘进机管理.........................................................71

第八节胶带输送机.........................................................79

第九节煤质管理...........................................................83

第十节其他.............................................................85

第八章针对性安全措施...........................................96

第一节巷道开门、贯通.....................................................96

第二节专项顶板管理.......................................................96

第三节防治水管理.........................................................97

第四节职业卫生...........................................................97

第九章灾害预防及避灾路线.......................................100

第一节水灾预防..........................................................100

第二节火灾预防..........................................................100

第三节瓦斯、煤尘灾害预防................................................101

第四节避灾线路..........................................................102

第十章其它.....................................................103

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第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

1311轨道顺槽。

二、巷道用途

形成1311工作面生产系统；服务矿井1311工作面通风、行人、

设备运输、管线敷设等。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度：437.7m（平距），服务年限：3年。

四、预计开竣工时间：

2021年3月份开工，预计2021年6月份竣工。

第二节编写依据

一、设计、地质说明书及批准时间

《彭庄煤矿一采区设计》《1311工作面设计》《1311轨道顺槽

掘进地质说明书》《1311工作面（掘进）冲击危险性评价及防冲设

计》《1311工作面设计前安全风险专项辨识评估报告》

二、矿压观测资料

巷道主要沿3下煤层顶板掘进。根据邻近掘进工作面的矿压观测,

3下煤伪顶不发育，直接顶为中等稳定的二类顶板，老顶为明显来压

的三级顶板，矿压显现不明显，整体性较好。主要应力表现为大地静

力场型，属简单型。

三、其它技术规定

《煤矿安全规程》《煤矿安全技术操作规程》《煤矿安全生产标

准化管理体系基本要求及评分办法》《煤矿防治水细则》《防治煤矿

冲击地压细则》、《山东省煤矿冲击地压防治办法》《临矿集团矿井

风量计算实施细则》《巷道支护设计规范》

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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

表2-1井上下对照关系情况表

岩（煤）名称3下煤层水平名称-420m水平采区名称一采区

工

1311轨道地面标高巷道标高-694.1~

作巷道名称+39.71〜+39.95

顺槽（D1）（m）-709.1

面

该掘进工作面位于刘官屯村西侧264〜310m范围内，地表为农田、杨

概地面相对位置

树林、排水干渠纵横交错。

况

井下位置及四该掘进工作面东距一采区边界43.4〜252.5m,西距1309下顺槽10.1m,

邻采掘情况南距五中车场43.3m,北无采掘工程，下伏6煤层尚未开采。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤层特征情况

表1-2煤层特征情况表

指标参数备注

煤层厚度（最小〜最大/平均）/（m）2.2~3.4,平均2.93

煤层倾角（最小〜最大/平均）/2~7,平均4

煤层硬度f0.87

煤层层理不发育

煤层节理不发育

煤尘爆炸是否具有爆炸性煤尘具有爆炸性，爆炸指数36.35%

煤层自燃倾向性及自然发火期/（d）自燃，最短自然发火期80天。

瓦斯绝对涌出量/（m3/min）0.06

二氧化碳绝对涌出量/（m3/min）0.23

平均2.25℃/100m,属地温正常区，

地温梯度

位于一级高温区内。

2

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二、煤层顶底板情况

表2-3煤层顶底板情况表

顶底板情况岩石名称厚度(m)岩性特征

灰〜绿灰色，石英为主，岩屑、长石次之，含

少量暗色矿物，白云母碎片，分选中等、次棱

4.25〜9.29

中砂岩角状，泥质空隙胶结，斜层理，裂隙稍发育，

老顶5.7

被方解石充填。上部含少量深灰色粉砂岩包裹

煤体，局部见大量镜煤条带。f>5.5。

层0.72〜5.8深灰色，参差状断口。含较多植物叶化石。下

直接顶粉砂岩

顶1.83部见亮煤条带。f>5.5。

底黑色，煤芯呈圆柱状、块状，油脂光泽，贝壳

板2.2〜3.4状断口及棱角状断口，以亮煤为主，含少量镜

3下煤2.93煤、暗煤，属半亮型。条带状结构，层状结构，

情

内生裂隙发育。夹叶为炭质泥岩。f=0.87o

况

0〜071深灰色，平坦状断口，有滑感，含较多植物根

直接底炭质泥岩

0.47化石。摩擦镜面发育。f=2.5o

以灰色中厚层状细砂岩为主，夹深灰色薄层

1.60〜12.43状、条带状粉砂岩，水平纹理及缓波状层理，

老底粉砂岩

10.68上部浑浊状层理，裂隙稍发育，被方解石充填，

含少量植物碎片化石。f>5.5。

第三节地质构造

该工作面掘进范围内煤层总体为一单斜构造，走向350°〜32。，倾向

80°〜122°,倾角2°〜7°,平均4°。根据一采回风巷、1309下顺槽实际揭

露及三维物探资料分析，预计该工作面掘进期间将揭露3条正断层，受断层影

响，局部岩层裂隙发育，顶板破碎，施工期间应加强支护强度和顶板管理。

预计揭露影响

序号断层名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)

地点落差(m)程度

质1

fl309-0194460正1.51.5小

构

造

2fl309-0294465正0.70.7小

情

况

3fl309-039818860正0.70.7小

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第四节水文地质

一、水文地质情况

影响掘进的主要充水因素有3下煤顶底板砂岩，三灰水和老空水。

1.顶、底板砂岩水：该巷道沿3下煤层掘进，直接顶岩性为粉砂岩，顶板

砂岩厚度0.72〜5.8m,平均1.83m；老底岩性为细砂岩，老底砂岩厚1.60-

12.43m,平均10.68m,富水性不均一，为弱含水层。

根据一采回风巷、1309下顺槽实际揭露及三维物探资料分析，3下煤顶板砂

岩水正常涌水量为4m7h,最大涌水量为8m7h,3下煤底板砂岩水正常涌水量为

2m7h,最大涌水量为4m7h；预计1311轨道顺槽3下煤顶板砂岩水正常涌水量为

4m7h,最大涌水量为8m7h,底板砂岩水正常涌水量为2m3/h,最大涌水量为4m力1。

2.老空水：1311轨道顺槽与1309下顺槽隔有10.1m煤柱，根据1309下顺

槽素描和实际观测，1309采空区有2处积水，其中一处位于1309下顺槽F16、

T37导线点之间的巷道低洼点处，该低洼点积水面标高为-705.2m,积水下限为

-707.4m,积水面积370面,积水量475m:老空动水量17nf/h。另一处为1309

下顺槽F20导线点以里的采空区，积水面标高为-682m,积水下限为-848m,积

水面积35.34万疔，积水量33.81万m"根据1311轨道顺槽设计位置，需提前

对1309下顺槽低洼点积水进行限压（0.OIMPa）循环探放水，对1309下顺槽F20

导线点以里、-686m标高以上的老空水进行限压疏放，预计疏放水量1.41万/。

3.三灰水：该区域三灰岩溶裂隙较发育，三灰厚5.70m〜6.45m,平均为

6.20m,上距3下煤底板54.79〜55.85m,平均55.32m,根据临近的X-6水文钻

孔抽水试验资料，三灰单位涌水量为0.0253L/s•m,富水性弱。

经计算1311轨道顺槽掘进工作面掘进时安全隔水层厚度为6.21m,小于巷

道实际隔水层厚度55.32m。因此，在正常块段掘进施工期间，该掘进工作面不

受三灰水威胁。

4.奥灰水：该区域奥灰岩溶裂隙较发育，上距3下煤底板192.6m。根据X-5

水文钻孔抽水试验资料，奥灰单位涌水量为0.8715L/s•m,富水性中等。

经计算1311轨道顺槽掘进工作面掘进时安全隔水层厚度为32.71m,小于巷

道实际隔水层厚度192.6m。因此，在正常掘进施工期间，该掘进工作面不受奥

灰水威胁。

二、涌水量预计

Q正常二Q项（正常）+Q底（正常）+Q生产用水+Q老空动水+Q放水=4+2+2+17+30=55m'/h

Q最大=Q顶（最大）+Q底（最大）+Q生产用水+Q老空动水+Q放水=8+4+2+17+30=61m'/h

4

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式中：QMLW——顶板砂岩水正常涌水量，取4m7h

Q底(正常)——底板砂岩水正常涌水量，取2nr7h

3

Q生产用水一—取2m/h

3

Q老空动水一一取17m/h

Q放水——限压疏放老空水量，取30m3/h

3

Q项(最大)------顶板砂岩水最大涌水量，取8m/h

Q底(最大)一—底板砂岩水最大涌水量，取4m3/h

经计算13n轨道顺槽掘进工作面掘进期间，正常涌水量为55m3/h,最大

涌水量为61m7ho

三、防治水措施

1.在巷道施工过程中要坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”

的原则，同时加强水情观测，发现异常情况及时汇报调度室、地测防治水科，

经分析无水害威胁后，方可掘进。

2.13H轨道顺槽掘进期间，控制好迎头位置，掘进至探水线时，停止掘进，

根据《煤矿防治水细则》第八十二条规定，编制专项限压循环放水措施，对1309

下顺槽低洼点积水和1309里段老空水进行限压疏放，放水期间，采取防止有毒

有害气体逸出的措施，消除水害隐患后，方可循环掘进。

3.巷道掘进期间，根据预计涌水量，及时配备排水泵和备用水泵、排水管

路、双开关、双电源，及时开挖水沟，并确保排水供电系统完好。

4.掘进期间，断层附近加强水情观测，采取相应的措施，防止水害的发生。

四、排水路线

掘进迎头一1311轨道顺槽一一采进风巷一五中车场一东翼轨道下山一720

水仓f-420水仓一副井一地面

图2-1：1311轨道顺槽平面位置图(1:1000)

图2-2：1311轨道顺槽地层综合柱状图(1:200)

图2-3：13U轨道顺槽煤层预想剖面图(1:1000)

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第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1311轨道顺槽开门位置(门口中)位于一采进风巷F14导线点前8.6m(平

距)处，方位角51°09’12"沿煤层顶板施工14.1m后，调向按方位角6°0,

0"掘进378.5m至设计位置，巷高不得低于3.8m。

表3-1巷道断面形状及规格表

宽度(m)高度(m)面积(m1)断面形状支护方式

断面名称

B荒宽B净宽H中荒高H中净高S存

5.45.23.93.821.0619.76梯形锚网索

第二节矿压观测

一、顶板离层仪监测

1.顶板离层仪的安设

(1)打眼，采用锚杆钻机竖直方向打眼。

(2)先安装深基点锚头，深基点末端位于锚索末端1m以上稳定岩层中，

且深度不小于巷道跨度的1.5倍。送入时拉紧测绳，初始读数一般设置为51nm〜

10mm。

(3)然后将浅部锚头送入至安装位置，浅基点末端位于锚杆末端位置，安

装时将测绳拉紧，初始读数一般设置为5mm〜10mm。

(4)正常施工段每隔50m在巷道中间沿掘进方向安设一组顶板离层仪，距

离顶板30-50mm。出现地质构造带、应力集中区、巷道交岔点时另增设一组。

2.顶板离层仪的监测

(1)每天必须对距掘进工作面100m以内的顶板离层仪测读和记录，距离

掘进工作面100m以外时，每7天测读和记录1次。

(2)工区设专人按规定时间对顶板离层情况进行观测，并填写记录牌板和

记录本，记录本中的内容应包括观测时间、观测周期、观测人、巷道名称、原

始读数、深基点读数、浅基点读数、下沉量。

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(3)观测过程中如出现读数范围内累计下沉100mm；日下沉量超过40mm/

日时，及时分析原因并采取针对性加强支护措施。读数范围内累计下沉200mm

时，及时补打锚索支护。

1.观测内容

采用十字布点法安设测站一组，每组两个测点，间距2m,测量顶底板移近

量和两帮移近量。

2.观测点、测站布置要求及形式

(1)顶底板观测点为巷道顶板从左侧(面向掘进方向)数第三根锚杆端头

至巷道底板(铅锤)；两帮观测点布置在巷道两帮中部的锚杆上。观测点锚杆

端头用红色喷漆做好标记，并挂牌管理。

(2)在巷道开门口以里30m范围内布置第一个测站，之后每隔100m布置

一个测站。

(3)巷道交叉点增加测站，只观测顶底板移近量。观测点位于巷道交叉点。

(4)断层及围岩破碎带、顶板淋水区等特殊条件下，增加观测站。

3.测站观测与数据处理

(1)观测周期：每七天一次。

(2)工区设专人按规定时间对测站进行观测，并填写现场记录牌板和记录

本，收集、整理、保存观测数据，如发现以下异常，则须立刻汇报矿生产技术

科：①观测点累计移近量超过200mm；②周移近量超过100mm。

(3)工区技术负责人每月对观测数据进行分析，并将观测记录、分析报告

上报生产技术科。

第三节支护设计

一、确定巷道支护形式

根据巷道现场条件及以往施工经验，确定本巷道在施工中采用前探梁作为

临时支护，锚网索支护为永久支护。

二、支护参数设计

(一)锚固力计算

目前井下锚杆、锚索使用情况

1.高强锚杆规格:MSGLW-500/20X2400

2.全螺纹等强锚杆规格：MSGLD-335/20X2200

3.锚索规格：SKP21.6-1X7/1770

(二)锚杆设计锚固力取值标准

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锚杆屈服力按下式计算：

1.高强锚杆屈服力计算公式：

26

Qffi=RsXJIr/1000=500X10X3.14X0.01X0.01/1000=157kN

式中：Q高一锚杆屈服力，kN；R高一锚杆屈服强度，Pa；r—锚杆半径，m；

2.全螺纹等强锚杆屈服力计算公式：

Qs=R等X兀1=335X3.14X0.01X0.01=105kN

式中：Q等一锚杆屈服力，kN；R等一锚杆屈服强度，Pa；l锚杆半径，m；

根据上式计算，高强锚杆和全螺纹等强锚杆屈服力分别取157kN和105kN。

按照《煤矿巷道锚杆支护技术规范》（GB/T35056-2018）锚杆设计锚固力按锚

杆屈服力的标准值进行取值，故高强锚杆和全螺纹等强锚杆设计锚固力分别取

157kN和105kNo根据煤安监行管[2020]16号国家煤矿安全监察局关于印发《煤

矿安全生产标准化管理体系考核定级办法（试行）》和《煤矿安全生产标准化管

理体系基本要求及评分方法（试行）》的通知附件2规定，预应力、拉拔力不小

于设计值的90%,现场高强锚杆和全螺纹等强锚杆锚固力检测设计值分别取

150kN、lOOkNo

（三）现场锚固剂锚固力理论验算

最大锚固力极限取值于岩石在三向阻力下的抗剪强度、锚固剂与围岩粘结

力、锚固剂与杆体（钢绞线）粘结力、锚固剂本身的抗剪力中的最小值，根据

MT146.1-2011《树脂锚固剂》及《煤巷锚杆支护理论与成套技术》（康红普等

编写）中要求参数，一般来说，锚固剂本身抗压强度不低于60Mpa,与金属杆体

粘结强度不低于12Mpa,抗剪强度不低于35Mpa,抗拉强度不低于11.5Mpa,而

锚固剂与岩石粘结强度多在6Mpa以下，相比而言锚固剂与岩石的粘结强度要低

很多，所以以锚固剂与岩石的粘结强度（力）作为锚固力设计选值。

表3-1矿用树脂药卷主要技术参数汇总表

性能指标性能指标

拉压强度260MPa振动疲劳>800万次

剪切强度235MPa泊松比20.3

容量1.9~1.2g/cm3贮存期W3个月

弹性模量>1.6X104MPa适应环境温度一30〜+60°C

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对围岩（煤〜砂岩）粘结强度1.6-3.OMPa对混凝土粘结强度>7MPa

对螺纹钢粘结强度212MPa

井下实际锚杆锚固力按下式进行计算:

Q=4・md・r

式中：Q—锚固力，kN；

，一现场使用锚杆（索）的锚固长度，m；

d—锚杆孔直径，取0.03m；

r一粘结强度，煤、岩各取1.6Mpa、3.0Mpao

其中：/=景詈=148141

式中：Dr一树脂锚固剂直径，23mm；

ck—锚杆（索）直径，20mm；

d—测量锚杆孔直径，30mm；

L「一现场孔内树脂锚固剂使用长度，1400mm。

经计算：围岩为煤时

Q煤=L・n•d•r=l.481X3.14X0.02X1.6X1071000=148.8kN

围岩为岩时

Q：s=L・n•d•r=l.481X3.14X0.02X3,OX1071000=279.OkN

由于QQQ等，QQQ高，因此锚固剂取用符合要求。

（四）锚杆预紧力

根据《煤矿巷道锚杆支护技术规范》要求，结合支护材料研究所对我矿井

下工作面实地现场扭矩转换实验最终确定，高强锚杆和全螺纹锚杆预紧力分别

取值350N・m和300N-m0

（五）支护参数计算

原理：支护参数确定原则是使锚杆约束作用合理分布，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成性、锚杆作用

等。

1.计算锚杆参数：

（1）锚杆长度计算：

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L=L3+Lr+L2，

L3=KHi

式中：Li—锚杆长度，m；

L3—冒落高度，m；

H—理论冒落高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

L「一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.8m；

L2，一锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

其中:Hi=B/2f=5.4/(2X5.5)=0.5(m)

式中：B-巷道开掘宽度，取5.4m；

f—岩石坚固性系数，取5.5；

则LF2X0.5+0.8+0.1=1.9(m)

(2)锚杆间距、排距计算

ai=JQ/KL3Y

式中：a,—锚杆间排距，m；

Q一锚杆设计锚固力，顶150kN/根,帮100kN/根；

L3一冒落高度，取1.0m；

Y一被悬吊泥、砂岩的重力密度，根据《彭庄煤矿生产地质报告》取

25.48kN/m3；

K—安全系数，一般取K=2；

a,=J150/(2.0x25.48x1.0)=

a1帮=J100/(2.0x25.48x0.8)=1.6(m)

(3)锚杆直径计算：

锚杆杆体直径(d)计算

根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算锚杆直径，贝U：

D®=1.13X(Q/o1)U2=l.13X(150kN/500MPa)1/2=19.6(mm)

D帮=1.13X(Q/aJ1/2=1.13X(100kN/335MPa)1/2=19.5(mm)

式中：Q—锚杆设计锚固力，顶板取150kN,帮部取lOOkN；

。1一杆体抗拉强度，顶板取500MPa,帮部取335MPa；

经计算，所选锚杆直径满足计算要求。

2.计算锚索参数：

(1)上覆岩层总体载荷:

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Q>YBDH

式中：Y—被悬吊岩体的重力密度，取25.48kN/m3；

B一巷道开掘宽度，取5.4m；

D—锚索排距，取2m；

H一冒落拱高度。

其中：理论冒落高度乩=B/2fo

当顶板为比较坚硬的砂岩时，f取5.5,经计算H=2H产1.0；

当顶板为泥岩时，£取3.5,经计算H=2Hi=1.54。

①当f取5.5时

0=25.48X5.4X2X1.0=275.18kN

②当£取3.5时

Q=25.48X5.4X2X1.54=423.78kN

(2)锚索数量和载荷计算

经试验，621.6111111锚索破断力为5041^,锚索需要根数为：

n>KQ/Q)

式中：n—锚索数量；

k—安全系数,取4；

Qi—每根锚索极限承载力，取504kN。

①当Q=275.18kN时

n=KQ/Qi=4X275.18/504=2.18

每根锚索可承受的载荷为：

Q'=Q/n=275.18/3=91.73kNo

因此，取n=3根，每2m布置3根锚索，采用“二一二”布置。

②当Q=423.78kN时

n=KQ/Q尸4X423.78/504=3.36

每根锚索可承受的载荷为：

Q'=Q/n=423.78/4=105.94kNo

因此，取n=4根，每2m布置4根锚索，可采用“二二二”或“一三一”布

置。

⑶锚索长度计算

L—L3+L-+La，+L3，

LrNKfd/4f2=4XI.77X21.6/4X15=2.5

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式中：L—锚索总长度，叫

L3一冒落高度，m；

K—安全系数，取K=4；

&一锚索直径,取21.6mm；

3—锚索抗拉强度，取1.77kN/mm2；

f2—锚索与锚固剂的粘结强度，15N/mm2；

L,-锚索锚入稳定岩层的深度；

L2，一锚索在巷道中的外露长度，一般取0.2m；

L3'—托板及锚具的厚度，0.16

L3=l时，L=l+2.5+0.2+0.16=3.86m

L3=l.54时，L=l.54+1.3+0.2+0.16=3.2m

锚索选型为6m,由此可见锚索长度选择合理。

（六）工程类比法确定锚杆支护参数

通过以上计算和充分考虑矿压等因素，需加大支护强度：

巷道顶板采用中20X2400mm无纵筋螺纹钢树脂锚杆，每排支护7根锚杆并

在锚杆盘与锚杆帽之间安装让压管，让压管安装顺序从锚杆端部依次是螺母、

塑料垫、铁垫片、让压管、锚杆盘。锚杆间排距为850义1000mm,锚杆托盘为正

方形，规格为：长X宽X厚=150X150X10mm；巷道帮部采用中20X2200mm普通

螺纹钢锚杆，每排支护4根锚杆，锚杆间排距为1000X1000mm,肩窝锚杆距离

顶板不得大于300廊，若顶板倾角较大时，下帮顶板向下第三、四根锚杆，上帮

顶板向下第四、五根锚杆间距可根据巷道高度调整，但不得大于1000mm,不得

小于500mm,确保底角锚杆距离底板不大于500nlm。锚杆托盘为正方形，规格为：

长X宽义厚=150*150义10mm。顶板及帮部每根锚杆均采用2块MSK2370型树脂

锚固剂；顶板及两帮锚杆安装完毕后，采用14#铁丝在外露的锚杆头上缠绕两圈，

然后将铁丝两端固定在锚网上。

锚网：顶板及两帮均采用单层经纬网支护，经纬网规格为2000XI100mm,

网格为100X100mm,相邻两片网之间采用对接直连，反弯180°与原网筋闭合,

扣接不完整处用14#双股铁丝辅助绑扎，绑扎点间距200±50mm,每个绑扎点拧

2〜3圈连接点均匀分布。

“W”钢带：顶板及两帮均采用“W”钢带配合锚杆支护，顶板使用两条规

格为：2750X180X2.75mm的“W”钢带搭接，搭接的两条钢带端部眼应重叠，

使用锚杆锚固在顶板上，眼距为850mm。两帮各使用两条“W”钢带，规格为1300

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X180X2.75mm,眼距为1000mm。若上帮超高且底角为煤时，采用一块“W”钢

带片支护，若底角为岩石，底角锚杆不再使用钢带片，采用锚杆托盘紧固即可。

锚索：采用规格为①21.6X6000mm的矿用锚索线，正常施工过程中呈“二

一二”布置，即第一排偏卷道中心线两侧1200mm支护两根锚索，第二排在卷道

中心线处支护一根锚索，以此类推，间排距2400XI000mm。若遇顶板破碎、遇

断层等地质构造、巷道交叉、贯通、开门等情况时配合“W”钢带加强支护，“W”

钢带长1300mm,眼孔间距中〜中1000mm,每根“W”钢带采用两根锚索线，“W"

钢带垂直巷道布置在两排顶板钢带中间，排距1000mm；锚索支护时锚固端深入

稳定岩体中不得少于2000mm。每根锚索线用3块MSK2370型树脂锚固剂固定，

每根锚索的预紧力为120kN,锚索外露长度150〜250mm。锚索盘为正方形，规

格为：长X宽X厚=300X300义10mm的钢板。采用双股14#铁丝将外露锚索头缠

绕两圈固定在顶板金属网上。

表3-2支护材料及规格表

序号名称型号规格（mm）布置方式/间排距（mm）

顶：无纵筋螺纹钢树脂锚杆①20X2400顶：850X1000mm

1锚杆

帮：普通螺纹钢锚杆①20X2200帮：1000X1000mm

2锚索矿用锚索线021.6X6000用于顶板加强支护

3锚杆盘球形托盘150X150X10顶板及帮部支护

4锚索盘球形托盘300X300X10

5锚固剂MSK2370023X700

6让压管单泡34X4配合配套垫圈用于顶板锚杆

7经纬网①6mm钢筋网格100X100

8钢带片“W”型300X300X3.75用于单锚杆支护

2750X180X2,75（顶）

使用于巷道顶、帮部

9钢带“W”型1300X180X2.75（帮）

长：2000眼距：1600用于特殊段巷道

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第四节支护工艺

一、支护方式

（一）临时支护

使用前探梁进行临时支护。前探梁采用①751nm（壁厚不小于3.5mm）的钢管

制作，长4.0m。使用专用可调节吊环固定。每根前探梁配2个专用可调节吊环,

两根前探梁沿巷道掘进方向使用，吊环用配套的锚杆螺母固定在支护锚杆上，

螺母要上丝长度不低于30mmo前探梁上方用木板（规格为：长X宽X厚=2500

X200X100mm）配大木楔接顶，循环进尺为2nl时，悬吊点为紧靠迎头前后相邻

的两根锚杆，中间不再间隔一排锚杆；当顶板破碎时，循环进尺为1m时，悬吊

点之间要间隔一排锚杆。

顶板完好时，临时支护最大控顶距不大于2.3m,即巷道永久支护完成后，

其工作面最小空顶距离不大于0.3m；顶板破碎时，临时支护工作面最大控顶距

不大于1.3m,最小空顶距不大于0.3m。

架设前探梁前，应确保后路畅通。操作人员站在永久支护范围内，先用长

度不低于2.5m的长柄工具（①15mm钢管加工制作，距底端0.8m焊接①200mm

护手盘，上部焊接300mm长的中18mm螺纹钢）敲帮问顶，摘除顶帮危岩、活石干。

确保顶帮安全后，人员站在永久支护下挂顶网及钢带。顶网连好后，在紧靠迎

头的两排锚杆上安装吊环，施工人员及时顶起网，开始上前探梁。上前探梁时，

不少于5人，1人观察顶帮并协调指挥，2人顶起网，2人穿梁。穿梁时，操作

人员应侧身双手托起，不得站在梁下和未支护区域，手不得伸进吊环内。穿梁

工作应由外向里进行，即先穿后方吊环，再穿前方吊环。前探梁穿移到位后，

由外向里依次将前探梁上方及时用木板、木楔（或木道木）与顶板接实背紧。

施工顶锚杆时必须按由外向里、由中间向两边顺序进行，如前探梁占据锚杆位

置，可以先施工临近的其它锚杆后，退出前探梁再施工剩余锚杆，必须先施工

完所有顶锚杆后，再施工帮锚杆。

（二）永久支护

1.锚杆安装工艺

①顶部锚杆：用锚杆机按设计位置钻孔，采用①30mm金刚石复合钻头打眼,

钻孔深度2.3m。

②安装搅拌：将组装好的锚杆和树脂锚固剂推入孔底到位，迅速开钻旋转

锚杆搅拌20〜35s,然后顺势上推锚杆使托盘贴近顶板，搅拌后停止45〜60s。

③树脂完全凝固后，用锚杆搅拌器及放大器辅助上紧螺帽。顶板锚杆扭矩

14

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达至U350N•mo

④帮部锚杆：按设计要求定准眼位，按由上向下、由外向里的顺序逐个施

工锚杆眼，按设计要求打够眼深。

⑤送树脂锚固剂：锚杆采用2块锚固剂，用锚杆将锚固剂缓慢推入孔底。

⑥搅拌锚固剂：用搅拌器连接帮锚杆机与锚杆，将锚固剂顶入孔底，然后

开动帮锚杆机由外向里搅拌锚固剂，搅拌20〜35s,搅拌后停止45〜60s。

⑦紧固锚杆：待树脂完全凝固，用扭力扳手辅助上紧螺帽帮部锚杆达到

300N,m。

锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌

树脂），三等（等树脂充分凝固），四紧（紧固螺母）。

2.锚索安装

（1）施工工艺：打锚索眼一送树脂药卷一搅拌药卷一安装托盘一紧固锚索.

（2）锚索安装要求

①打锚索眼：按设计要求定准眼位，采用风动锚杆机、B19套钎、中30mm

金刚石复合钻头打眼，孔深5.7m,预紧力不小于120kNo锚索锚固坚硬稳定岩

层不少于2.0m。当锚入稳定岩层不足2.0m时，加长锚索。

②送树脂药卷：穿过孔眼向锚索孔装入树脂药卷，用锚索将药卷推入孔底。

每条锚索采用3块锚固剂，首先顶端采用一块快速锚固剂，然后再采用2块中

速锚固剂。

③搅拌药卷：连接锚索与钻机，打开风马达控制扳机（开关控制在最大速

度的50%）,气腿始终保持推力，当锚索到达眼底时，将扳机开到最大，以确保

树脂完全混合，直至感觉到有负载时，停止锚索旋转。

④紧固锚索：用MQ22-200/50型风动机具张紧锚索。

（3）现场使用MQ22-200/50型手动式锚索预应力张拉机具时，必须执行下

列规定：

①张