1401采面运输巷作业规程

金沙县新化煤矿五号井

1401采面运输巷作业规程

编制单位：生技处

2016年8月25日

目录

会审栏.......................................3

第一章概况.................................4

第一节概述.................................4

第二节巷道位置、岩层特征及邻近情况..........5

第三节地质构造和水文地质特征...............8

第四节问题及建议............................10

第二章巷道布置及断面和支护设计..............11

第一节巷道布置..............................11

第二节巷道断面及支护设计....................11

第三节质量检测及标准和矿压观测.............27

第三章施工工艺.............................28

第一节施工方法.............................28

第二节掘进方式.........................29

第三节装载与运输设计.......................31

第四节管线及轨道敷设.......................32

第五节设备及工具配备.......................33

第四章生产系统.............................34

第一节通风.................................34

第二节压风、防尘、防灭火...................36

第三节安全监控.............................39

第四节供电、排水、通讯.....................40

第五节瓦斯防治.............................41

第五章安全管理.............................41

第六章劳动组织与主要技术经济指标...........44

第一节劳动组织.............................44

第二节正规循环作业.........................45

第三节主要技术经济指标.....................46

第七章通风及避灾路线.......................47

第八章安全技术管理措施.....................47

第一节施工准备与一般规定.....................47

第二节管理与组织措施.........................48

第三节“一通三防”措施.......................49

第四节顶板支护管理...........................56

第五节打眼、装药及爆破操作安全措施..........59

第六节防治水措施.............................65

第七节机电运输管理措施.......................70

第八节安全监控与压风自救...................100

第九节瓦斯特殊涌出防治措施.................100

第十节生产事故现场应急处理.................116

第十一节质量控制与保证措施.................119

第十二节其它措施...........................121

学习贯彻记录..................................126

会签栏

会审单位签名日期会审单位签名日期

编制人通风副总

地测处机电矿长

生技处生产矿长

机运处安全矿长

通防处总工程师

安环处矿长

调度室主任

会审意见:

第一章概况

第一节概述

一、工作面名称、坡度、方位及标高。

1、工作面名称：1401采面运输巷掘进工作面；

920车场到位后，转向以92°方位，9.5°坡度向主斜井方向反掘

进1401采面运输巷44m贯通主斜井，贯通点标高为+931.3m。再在+920

车场终掘点以272°方位、-9.5°坡度掘进75m时（揭露4#煤层，巷

道底板与4#煤层底板一致）落平，落平点标高+911m。最后以2720方

位、『3。坡角往前（沿4#煤层走向）掘进直至井田边界形成1401采

面运输巷。

2、1401运输巷斜巷部分掘进落平后，再掘进10m平巷，将会以

122°方位，以44°坡度布置掘进1401采面运输巷的回风措施斜巷贯

通回风斜井，以形成独立的1401采面运输巷掘进通风系统。

3、1401采面运输巷掘进独立通风系统形成后，再按1401采面运

输巷方位272°、坡角1-3°（沿4#煤层）掘进，直至井田边界形成

1401采面运输巷掘进。1401采面运输巷工程量共992m。

附：1401采面运输巷及+920车场平面布置示意图

二、掘进目的及用途

1、形成1401采煤工作面运输和通风系统。

2、为1401采煤工作面回采及1401采面运输巷掘进运送煤拜、设

备、材料等。

三、巷道设计长度和服务年限

1401采面运输巷设计长度：992m。

服务年限：约5a。

四、预计开、竣工时间

本掘进工作面预计自2016年9月中旬开工,2016年11月底竣工。

五、编写依据

1、《新化煤矿五号井地质勘测报告》。

2、《新化煤矿五号井开采方案设计（初步）》。

3、《煤矿安全规程》。

4、《防突规定》、《防治水规定》等其它有关规定、文件、规程、

规范。

5、建设方提供的其它相关资料。

6、结合矿实际情况作为依据，本规程由施工技术负责人组织编写，

经项目部、监理部、矿建部及建设方公司、设计单位和上级有关部门

汇审批准后方可实施。

第二节巷道位置、岩层特征及邻近情况

一、巷道相对位置及邻近情况

1、新化煤矿五号井1401采面运输巷井下相对位置在副斜井577m

处西侧开口刷帮，开口刷帮后以328°方位、-16.7°坡度掘进布置920

车场，920车场建成后，转向以328°方位、-9.5°坡度掘进至4#煤

层底板落平，布置1401采面运输卷，其底板标高均在+931m—+911m

之间。

地面位置相对位于矿井工业场地西部，地面属山坡丘陵和旱地，

山峰多，山势陡峭，地形标高一般1H9.00〜1352.00m。

2、本工作面掘进+920车场及1401采面运输巷斜巷部分均为全岩

巷，1401采面平巷部分均为全煤巷。在1401采面运输巷斜巷掘进过

程中将会揭露4#煤层，揭煤后落平将是全煤巷掘进，所以在掘进期间

要做好钻探煤层的工作，以便掌控工作面与煤（岩）层间的相对空间

位置，及时采取揭煤措施。

3、本工作面四周无采空区。其东侧为副斜井和主斜井等，南、西、

北面50nl（法线距离）范围内均无采空区和巷道

附：1401采面运输巷平面图、剖面图

二、煤（岩）层的赋存特征

1、本工作面均布置在上二叠统龙潭组（含煤地层）4#煤层中，大

部分巷道均随4#煤层走向掘进。

附：煤岩层柱状图（上二叠统龙潭组）

2、含煤地层及煤层特征：

井田内含煤地层为上二叠统龙潭组(P31),含煤6〜11层，煤层总

厚9.49〜12.81m,平均11.23m,含煤系数为10.99%。含可采煤层4层,

由上至下分别为4#、5#、9#、13#煤层,其中9#煤层发育较好，为主要

可采煤层，4#、13#煤为较稳可采煤层，5#煤层为不稳定煤层。可采煤

层总厚度4.56~7.95mm,平均6.23m,可采含煤系数为5.6%。

・4#煤层：位于龙潭组中上部，煤层较稳定，为矿区主要可采

煤层。上距长兴组底界20.10〜44.60m,平均25.00mo煤层厚度0.74〜

2.28m,平均1.46m,含夹石。〜1层，属较简单结构，较稳定煤层。

・5#煤层：位于龙潭组中上部，为局部可采的不稳定煤层。距

4#煤层5.98〜9.99m,平均6m,煤层厚度0.65〜1.08m,平均0.79m,

煤层结构较简单，煤层不稳定。

局部4#、5#煤层有合层现象。

・9#煤层：位于龙潭组中部，层位稳定，为井田主要可采煤层。

上距5#煤层8.11〜15.64m,平均13m。煤层厚度1.69〜3.59m,平均

2.61m,属结构简单煤层，煤层稳定。

・13#煤层：位于龙潭组中下部，为主要可采煤层，层位较稳定,

上距9#煤层26.79〜35.Um,平均29.38m。煤层厚度0.47〜1.87m,

平均1.23m。煤层结构较简单，夹石一般为泥岩、炭质泥岩，夹石厚

度一般0.45m,煤层较稳定。

3、煤层顶底板条件

井田内煤层间距有一定的规律，4#煤层位于长兴组底界25m左右,

5#煤层上距4#煤层5m左右；9#煤层上距5#煤层13m左右,下距13#

煤层29m左右；13#煤层距茅口灰岩(P2m)25nl左右。

・4#煤层：位于龙潭组中上部，顶板岩性主要为细砂质泥岩、石

灰岩及泥岩，个别泥岩，为半坚硬至坚硬；底板主要为泥灰岩、细砂

岩、石灰岩，个别泥岩，为软弱至半坚硬。含夹石0〜1层。

・5#煤层：位于龙潭组中上部，顶板为深灰色粉砂岩或泥质粉砂

岩，一般有0.3〜0.5m的灰黑色泥岩伪顶；底板为泥岩，含植物根部

化石及黄铁矿结核，其下为粉砂岩或细砂岩。一般含夹石一层，夹石

厚约0.3m左右。

・9#煤层：位于龙潭组中部，煤层顶板为细砂岩，局部为泥岩,

含植物根部化石；底板为灰色泥岩，含植物根部化石。一般含夹石2

层，为灰黑色泥岩，夹石厚约0.2m左右。

・13#煤层：位于龙潭组中下部，顶板为深灰色粉砂岩，偶为泥

岩或钙质细砂岩，一般有0.3m左右的深灰色泥岩伪顶；底板为浅灰色

至深灰色泥岩，其下为细砂岩。含夹石0〜3层，夹石一般厚约0.2m,

岩性为泥岩或高岭石泥岩。

表1-3-1可采煤层特征表

煤

煤全层厚度采用厚度夹子倾角稳定煤层间距顶、底板岩性

结

号

(m)(m)层数(0)程度(m)

顶板为细砂

0.66-0.66-质凉岩、石灰

2.362.360-较稳较简岩，底板为泥

45〜7

平均平均11定单5.98〜灰岩、细砂

1.461.469.99岩、石灰岩、

5.00泥岩。

顶板为粉砂

0.65-0.8-岩、泥质粉砂

1.081.080-不稳较简

55〜7岩，底板吊诡

平均平均11定单8.11〜岩、软砂岩或

0.790.92

15.64细砂岩。

1.69-13.00顶板为细砂

1.69-

3.590-质、局部为泥

93.595〜7稳定简单

平均117.34-岩，底被当发

平均2.61

2.6117.67色泥岩。

0.47-0.47-29.38顶板为粉砂

1.871.870-较稳较简岩、泥岩，底

135〜7

平均平均31定单板为泥岩、细

1.231.23砂岩。

三、瓦斯、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性等

1、本矿为技改矿井，根据贵州省煤炭管理局2008年瓦斯等级鉴

定的批复，矿井为煤与瓦斯突出矿井，按突出矿井设计。

根据本矿主、副、回风斜井施工揭露煤层情况分析，4#、5#、9#、

13#煤层均有突出危险性。

2、根据贵州省煤田地质局实验室2008年10月28日提交的《贵

州省金沙县新化煤矿五号井煤尘爆炸性鉴定报告》，鉴定结论为4#、

5#、9#、13#煤层煤尘无爆炸性。按煤尘无爆炸性进行设计。

3、根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月28日提交的《贵州

省金沙县新化煤矿五号井煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，鉴定结果为

4#煤层为II级自燃煤层、5#号煤层为III级不易自燃煤层、9#煤层为III

级不易自燃煤层、13#煤层为H级自燃煤层。对4#、13#煤层按II级自

燃煤层进行设计，对5#、9#煤层按III级不易自燃煤层进行设计。

4、井田属地温正常区，开采至今也未发生过冲击地压危害。

5、矿山环境地质。经过实际调查，区内存在崩塌、滑坡、泥石流

等地质灾害现象。

第三节地质构造和水文地质特征

一、矿井水文地质类型

井田地下水主要以大气降水及河水补给为主，自然斜坡对降水渗

漏较为有利，地表断层不发育，富水性弱。井田最低浸蚀基准面位于

井田北东部拐点（F）处，为海拔990mo主要矿体位于当地侵蚀基准

面（+990m）以下，井田内的两条地表河流在自然情况下与含水层水力

联系较小，在下伏及附近开采时对矿井有一定的威胁，长兴组岩溶水

为间接充水的主要水源。本井田为二类二型顶板间接充水矿床，水文

地质条中等类型。矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对

矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，以便为矿井的

生产提供指导，达到安全生产的目的。

二、工作面充水主要因素：

（一）、充水水源

工作面充水水源主要为地下水和老空积水，其次为地表水。

1、大气降水

2、地下水

①、长兴组（P：£）中等含水层

长兴组在井田中部新化煤矿五号井副井井口附近有少量出露，岩

性以厚层石灰岩及遂石灰岩为主，裂隙发育，厚约37nl左右，属中等

含水层，在该井田未见有泉点出露。与下伏龙潭组呈整合接触。

②、龙潭组弱裂隙含水层：该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，

地下水以风化裂隙水为主，深部则以构造裂隙水为主，因此，在节理

裂隙发育、受构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量会较大，该组

为煤矿床开采的直接充水水源。

③、茅口组强岩溶含水层：茅口组地下水丰富，地下水径流强烈。

由于煤系下部煤层距茅口组间距较近（矿区下部的13号可采煤层至茅

口灰岩的距离约为20~22米），当地下水压力大于岩层的抗压强度时，

地下水会突破底板直接进入煤系地层，造成煤矿突水事故。所以，在

施工期间必须坚持“有掘必探”的原则，发现有涌水预兆时，采取疏

水降压等有效措施防止茅口灰岩水的涌出。

3、老空区积水

工作面上部存在大量采空区积聚水，这些积水，均在工作面顶（上）

部，本工作面施工必须做好探放水工作，坚持”有掘必探、先探后掘”

的原则。

（二）充水通道

矿井充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般

不大，充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主。

三、地质构造

1、井田构造：井田总体为一单斜构造，大的构造单元属鸭溪向斜，

地层走向北东（45°）,倾角7。左右,西南部的浅部地层较平缓，倾

角5°左右。在目前勘查中矿区内地表未发现断裂构造，地质构造复

杂程度属简单型。

2、本工作面均布置在二叠系上统龙潭组（P.J）岩组内，且大部

分巷道（除+920车场及1401采面运输巷斜巷外。下同）在4#煤层，

二叠系上统龙潭组（Psi）岩组在井田范围内未出露。以灰、深灰色薄〜

中厚层粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩为主，夹细砂岩、钙质泥岩及4〜7

层灰岩、泥质灰岩，含煤6〜9层，其中含可采煤层4〜5层，一般2〜

5层。厚96.17-106.42m,平均102.17m。厚度变化不大。与下伏茅

口组呈假整合接触。

3、根据主、副、回风斜井掘进施工情况，4#、5#、9#煤层岩组段,

煤岩层松软破碎，节理发育，小构造较多。

第四节问题及建议

1、工作面围岩、顶板临时支护必须到位，在松软岩层或揭煤及煤

巷段采取超前支护（撞楔支护、超前锚杆或导管）的必要。

2、本矿井水文地质工作程度偏低，缺乏必要的水文地质基本参数,

现有水文地质资料尚不能指导矿井生产建设，在施工期间必须尽快进

行水文地质补勘，加强对水文地质条件的分析与研究，积极做好防治

水工作。并且必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘”的探放水

原则，防止透水事故发生。

3、本工作面将会揭露4#煤层，且大部分巷道在4#煤层中施工掘

进，必须抓好“一通三防”和防突管理工作，杜绝瓦斯超限作业。在

巷道揭煤前，必须编制专门的揭煤安全技术措施，并严格督促执行，

在煤层巷道施工必须严格按“四位一体”措施进行防突施工管理，并

做好防止误穿煤层措施的实施工作。

4、严格执行钻探，安全、技术及地测部门要随时掌控工作面与个

煤层间的空间相对位置，及时以图文方式传达到施工单位。

5、由于建设单位提供的资料不完善，在施工过程中矿建部技术部

门要及时提供相关数据（如：巷段的规格、坡度、方位、各巷段长度

及揭露煤岩和水文地质情况等）给施工单位，做好层位控制工作，以

便正确指导施工，防止造成方位、标高偏位和不同巷段掘进里程误差。

第二章巷道布置及断面和支护设计

第一节巷道布置

一、工作面名称、特征及工程量

详见工作面名称、坡度、方位、标高和含煤地层及煤层特征。

二、需要重点说明的问题

1、由于受原技术指导及资料缺陷的影响，技术部门必须每天进行

技术跟踪和指导，及时向施工部门提供相关数据资料。防止揭煤或误

揭煤发生瓦斯突出（喷出）事故。

2、揭煤及煤巷施工必须严格按“四位一体”措施进行防突施工管

理，并做好防止误穿煤层措施（钻孔探控或层位控制）的实施工作。

3、及时延伸中腰线，确保方位、坡度、标高和各巷段掘进里程准

确。

4、严格做好本工作面与主井、风井的贯通工作。届时必须制定贯

通专项措施，以确保贯通施工安全。

5、施工中如出现施工技术问题，技术部门要及时组织相关部门人

员进行分析讨论，决策修正方案。

第二节巷道断面及支护设计

一、巷道断面设计

1、+920车场断面形状为直墙半圆拱。净断面积12.48m2、净宽

4.2m、直墙净高1.3m、拱净高2.1m、（掘进断面积13.573m2、掘进

宽4.4m、直墙高1.3m、掘进拱高2.2m）、混凝土喷厚0.1m。

2.1401采面运输巷断面形状为矩形。净断面积9.88m2、净宽3.8m、

中净高2.6m。（掘进断面积11.2m2、掘进宽4.0m、高2.8m）。

3、敷设30kg/m钢轨，1200mmX200mmX160nini木枕。

4、排水沟断面形状为矩形，净断面规格为300mmX300nun,其

沟面与轨枕面平行。采用砂浆混凝土浇筑，厚度均叁100mm。

附：巷道断面图

二、支护设计

附：巷道断面及支护设计图

（一）、超前和临时支护

1、超前支护（超前导管）

（1）采用管棚法：若岩石破碎松软、过断层破碎带、软弱岩层地

段、煤系地层顶板围岩十分不稳定，容易坍塌或冒落，进行超前管棚

支护，管棚采用①=40-45mm,L=3.0m的钢管按间距0.25-0.35m排列,

随掘进断面轮廓线外0.1-0.15m打钻孔插入，一端固定在钢棚架或锚

杆钢带上或用锚索钢带固定，一端插入工作面迎头岩壁钻孔内。

管棚法具体施工方法是：

①、在迎头断面（毛断面）的顶部（拱形部）外0.l-o.15m处周

边钻眼孔，孔深3.0m,孔距一般在0.25-0.35m之间,眼孔直伸（倾

角角度与井巷坡度一致），方位必须与巷道方位一致且钻孔正侧投影

相互平行。超前管棚的棵数一般在8-14棵。

②、每个钻孔插入一根3.0m长的①=40-45mm、=3.5kg/m钢管（强

度越强越好），直到眼孔底部。钢管插入的深度必须比掘进单循环爆

破眼至少长0.5mo

③、将悬露在孔外的钢管端头搭放在固定锚杆钢带上方或用锚索

钢带固定（如外露钢管长度不足时，可空孔底部，保证钢管端头固定

在钢带上）。但钢管端头搭过钢带的长度不得超过0.3m,否则必须搭

设锚杆托住其端头或处理掉。

（2）注意事项

①、超前管棚的打设棵数（数量）、间距可根据现场围岩的松软

破碎及岩性情况在本规程规定的范围内决定。

②、钢管撞入迎头岩壁的长度必须大于单循环爆破眼深度，且超

过0.5m以上。

③、钢管外露一端必须搭在钢棚、钢带或锚杆（锚索）托盘之上,

不得用铁丝及其它物品将管棚端头捆绑或吊挂在钢棚、钢带或锚杆（锚

索）托盘上。

④、如巷道围岩底板岩层稳定且较坚硬，而两腮部岩层松软破碎,

可根据迎头岩层情况，超前导管只打设两腮部或适当布置导管位置，

以保证巷道成形规格。

2、临时支护

①、一般性较稳定岩石巷段采用顶部5排锚杆（索）和至少两片

网片支护。

②、如围岩稳定性较差，顶、帮采用锚网杆支护，敷设锚网时，

并用铁丝将锚网扭结固定在超前钢管上再打设锚杆。

③、临时支护中的锚网如损坏，要及时修补挂设或更换。以免掉

渣伤人。

④、所有支护锚杆排距为800*800mm(误差才±100mm)。

附：超前及前探梁支护图(见篇后)

(二)、永久支护

围岩稳定、较坚固巷段采用锚网支护。支护论证计算均采用较宽

的掘进巷段规格数据。

1、锚杆支护

锚杆参数计算：根据悬吊理论计算

①、锚杆长度确定(取计算结果的最大值)：

•L=KH+Lj+U

式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=1.5-2；

L一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.25-0.3m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。

其中：H=B/(2f)=4.4/(2*2.5)=0.88m

式中：B一巷道开掘宽度，取4.4m；

f一顶板岩石坚固系数，取2.5；

则：L=l.5X0.88+0.3+0.1=1.72m

•L—L1+L2+L3

式中L---锚杆长度，m；

Li----锚杆外露长度，m；Ll=垫板厚度+螺母厚度+

(0.02〜0.03)m,一般取0.1m。

L2---锚杆有效长度，m；

L2=l/f[B/2+H*ctg(45°+a/2)]或L2=(1+f)/(l+2f)

+(B-1)/(B+l)或

L2=(1+f)/(l+2f)+(B-1)/(B+1)

式中：f——围岩坚固系数；根据施工现场分析(没有检测数

据)一般都三2.5。

B——巷道开掘宽度，取4.4m；

H——巷道开掘高度，取3.4m；

a——内摩擦角，一般取44.2°o

L2=l/f[B/2+H*ctg(45°+a/2)]=1/2.5[4.4/2+3.4*ctg(45°

+44.2°/2)]=1/2.5[4.4/2+3.4*ctg(67.1°)]=1/2.5

[4.4/2+3.4*0.141]=1.07m

L2=(1+f)/(l+2f)+(B-1)/(B+1)=(1+2.5)/(1+2*2.5)

+(4.4-1)/(4.4+l)=1.21m

L3——锚杆锚固长度，m；一般按0.25-0.4m。

L=LI+L2+L3=0.lm+1.07m+0.4m=l.57m

L=LI+L2+L3=0.lm+1.21m+0.4m=l.71m

采用L=1.8m>1.72m的螺纹钢锚杆，可满足支护需要。

②、锚杆直径（d）的确定（取最大值）：

锚杆锚固力（Q）等于锚杆杆体承载力（P）,P=4,由P=Q得:

</=1.13

式中：Q—锚杆锚固力即抗拉拔力，取最大值6t相当于58800N；

。t—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强

度取值420Mpa。

叵I58800

d=1.13=0.0118/71=11.8mm

\cr,--V420xl06

•d=L/110=1720mm/l10=15.64mm

锚杆直径选择为16nlm〉15.64mm,可满足支护需要。

③、锚杆间、排距计算。间、排距相等设计（取最小值）：

•a=（Q/KHv）1/2

式中：a一锚杆间、排距，m；

Q一锚杆设计锚固力，取50kN；

II—冒落拱高度，m；

Y一被悬吊岩石的密度，取2.5t/m;

K—安全系数，取K=2。

a=[Q/(KHv)]&[50/9.8/(2*0.88*2.5)]1/2=1.08m

•aWO.5L

aWO.5L=0.5X1.72m=0.86m

锚杆间、排距均为0.8m<0.86m,可满足围岩支护需要。

通过以上计算，选用=16mm>15.64mm螺纹钢锚杆，长1.8m>

1.72m,锚杆的间、排距为0.8m<0.86m,托板采用120mm*120mm*6nlm

的正方形钢板制成。根据巷道设计断面的周长计算，13.75棵/m,能

满足支护要求。

④锚杆锚固力计算

锚杆锚固力按下式计算：

•Q=K*r/L2=2.5*2.5/1.21=5.17t=50.67kn>50.Okn(设计值)

式中Q——锚杆锚固力，t；

K——锚杆安全系数，取2〜3；

L2---锚杆有效长度，m；

r——岩石视密度，t/m3。

⑤锚杆安装角度

靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线三75°

⑥、锚网支护质量要求

A.巷道净宽、净高允许误差为0—+250mm(以中线、腰线为基准)；

B.锚杆间、排距0.8mXO.8m,允许误差为±100mm；

C.锚杆方向垂直于岩层面，最小不小于75°；

D.锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；

E.锚杆外露不超过50mm；

F.锚固力不得少于50kN；安装扭矩拱部不得小于120N.m、两帮

不得小于80N.m。

G.锚网搭接不得小于100mm,必须用10#铁丝双股扭接；

2、锚索设计

由于工作面均布置在上二叠统龙潭组(含煤地层)4#煤层中(除

少数石门巷道外)，大部分巷道均随4#煤层走向掘进，围岩松软破碎，

顶压及侧压都较大，地应力改变反应强烈，巷道极易下沉、底鼓变形。

为了加强锚固体的强度，增加岩层组合能力和支撑能力，减少巷道顶

板冒落和变形，采用预应力锚索作加强支护，锚索采用低松弛、高强

度钢绞线，直径为15.24mm,该钢绞线的最低破断载荷为230KN,应

用悬吊理论进行参数计算：

①、锚索长度确定：

•L=L0+4+L+Ld

式中：L——锚索总长度

4——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

4——需要悬吊的不稳定岩层，取2.0m

L----上托盘及锁具的厚度，取0.2m

4---需要外露的张拉长度，取0.3m

按相关规范要求，锚索锚固长度La按下式确定：

42KXd£/4fc

式中：K——安全系数取K=2

4——锚索钢绞线直径取15.24mm

力---钢绞线抗拉强度，n/mm(1920MPa,合1883.52n/mm)

工,---锚索与锚固剂的粘合强度，取10n/mm

则：422X(15.24X1883.52)/(4X10)=1435.242mm«l.435m

取4=1.44m,则

锚索长度：L=l.44+2+0.2+0.35=3.99m

故：设计取6.0m〉3.99m。

②、锚索排距(s)

・S=3o/4B2Vk

=3X230/(4X4.4X2X24.5X0.5)=1.60m

式中：。——每根锚索最低破断载荷，230kN；

Y——煤岩体积力（岩石密度），2.5X9800=24.5kN/m3；

B——巷道宽度，4.4m；

k——安全系数，取0.5；

由于巷道为矩形，巷道宽度3.8m,因此，布置5排锚索，排距取

0.8m<l.60m,布置在巷道顶部的中间两侧等距位置。

③、锚索间距（m）

・m=0.85B/n

=（0.85X4.4）/3=1.25m

取0.8m<l.25mo

式中：n——排数；

B——巷道宽度，4.4mo

④、锚索倾角：锚索垂直巷道拱弧的切线安装布置

⑤、锚索数目的确定

公曳

•N=%

式中：N-----锚索数目，棵/m；

K——安全系数，取1.5-2；

%一锚索的最低破断力，230kN；

W—被吊岩石的自重，kN/mo

W=BXrXD

式中：B——巷道掘进宽度，取最大宽度4.4m；

一一悬吊岩石厚度，取2m（一般按冒落拱高度）；

---悬吊岩石平均容重24.5kn/m3.

D——锚索间排距，取不大于锚索理论长度的1/2,取0.8m.

则：W=4.4mX2mX24.5kn/m3X0.8m=172.5kN/m

N=2X172.5kN/m/230kN=L5棵/m

・锚索数目验证：N实="111=3/0.8m=3.75棵/m>l.5棵/m

巷道安注锚索时，要考虑到锚索为在原锚网喷支护基础上的加强

支护和锚杆支护布置情况，以及围岩和巷道支撑力均匀情况等，使组

合能力增强形成整体，尽量不出现卸压区域。如围岩松软破碎可适当

增加。

经过以上计算和围岩及支护实际等情况分析，加强支护锚索问、

排距分别为0.8m、0.8m0

⑥、锚索规格确定：采用$=15.24mm、长度为6.0m的锚索；锚

索托盘采用250X250X10mm的方形托盘。

⑦、支护作业机具及有关技术要求

锚杆、锚索钻眼机具：采用MQT—130风动锚杆锚索机，B22钎

子;①=28mm钻头。如围岩较坚硬，可用28型风钻和①=30mm钻头。

搅拌机具：锚索搅拌器B19/M22-3.5,扭矩放大器B19/M22-3.5。

锚索张拉机具：MQ17—200/40型张拉机。

4、支护质量监测

监测机具：300N.m的扭矩扳手，液压拉拔机。

・拱部锚杆扭矩不能低于120N.ni、两帮锚杆扭矩不能低于80N.m。

・锚杆拉拔力不小于50kn。

・锚索预紧力控制在80—lOOkno

附：锚杆、锚索支护安装布置图。

5、锚网支护

①、根据本矿其它巷道掘进及岩石岩性分析，巷道掘进围岩松动

圈多数大于L5m,巷道地压大，围岩变形量大，地应力调整期较长，

基本上都进入软岩支护的范畴。所以选用锚网支护方式，

三、支护工艺

1、支护材料规格及喷体材料配比

①、锚杆及锚固剂：锚杆均采用$=L6mm螺纹钢的金属锚杆，长

度为1.8m。每根锚杆使用不低于2节树脂锚固剂，锚固长度不少于

350nim,锚杆的外露长度不超过50mll1；托板由厚120mm*120mm*6mm

的正方形钢板制成。树脂锚固剂直径为23mll1,每节长度为350mm,树

脂锚固剂型号为2335型。每棵锚杆锚固力不小于50KNo

②、锚网规格：900X1900mm,网孔规格为100X100mmX6mm

圆丝锚网。锚网横向搭接宽度不低于100mm,纵向搭接宽度不低于

50mm。搭接处采用锚杆和铁丝扭结进行加固。铺设锚网不能褶皱、

匏网，必须展伸。

2、锚网支护结构

金属网的网格为100*100mm,金属网所用钢筋或钢丝直径为6mm,

施工时应注意用锚杆固定牢靠，金属网间要用6-8#铁丝绑扎结实，绑

扎间距不超过300mm。

3、锚杆安装工艺

(1)、打锚杆(索)眼：

①、首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全

后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。

②、打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要

求。不符合要求时，必须处理。

③、锚杆眼必须使用锚杆机打眼，锚杆机钻头直径为不大于27mll1；

风钻钻头直径为30mll1。使用锚杆机或风钻打眼时要先送水、后送风，

停时要先停风、后停水。

④、锚杆打眼深度1.70-1.75m,锚索眼深度5.7-5.8m,与巷道岩

壁或顶板尽量垂直，夹角不小于75。。打完眼后，要用压风把眼内的

积水、岩粉清理干净。

(2)、安装锚杆：

①、装树脂药卷前，先用锚杆插人孔内试探锚杆眼深度，看孔深

是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。

②、钻眼深度必须与锚杆安设长度一致，清孔必须干净彻底。

③、严格按巷道断面图规定的锚杆间排间距、角度安设锚杆。

④、安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装人眼内，随后

插人锚杆。此时，安好连接套，插人风锚机，启动风锚机使之旋转,

慢慢推进到眼底，搅拌20-30s后停钻，卸下风锚机，待5min后

方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。每

天必须指派专人用加力扳手紧固一遍锚杆螺母，直到紧不动为止

⑤、因锚杆机推力不足造成锚杆外露过长、钢筋网不贴顶帮时,

必须将失效的锚杆锯掉，并补打同样规格的锚杆。

⑥、锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不规则时，先用手（风）

镐找规则巷道毛断面，再安装锚杆。

（3）、锚杆安装工艺流程：钻顶板中部锚杆眼孔一清孔一上

托钢筋网（两端用人工扶住）一装填树脂药卷一插入锚杆一利用锚

杆机搅拌药卷（20-30s）一上托盘、紧螺母一依次安装两端锚杆一

再次紧固锚杆螺母。

4、锚索安装

（1）安装步骤

①、采用普通单体锚杆机配中空六方接长式钻杆各①=28mm双翼

钻头湿式打眼。为保证孔深准确，可在起始钻杆上用白色或黄色油漆

标出终孔位置。钻孔深度大于锚索有效长度（从托盘到锚索前端的距

离）30〜50mm。

②、安装树脂药卷前应检查其质量（以手感柔软为合格），并注意

快凝药卷在上，缓凝药卷在下。安装锚索人员的工作服袖口、下摆紧

扎牢固。

③、用棉丝将锚索锚固段的水、煤屑等擦干净，用塑料封箱胶带

将树脂药卷与锚索黏结定位。锚索下端装上专用搅拌驱动器，2人配

合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔（注意不能反复抽拉锚索），确保锚

固剂全部送到孔底。并确保不使锚固剂外壳破裂，直至推不动为止。

④、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。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

旋转，搅拌时间控制在20〜30秒。搅拌锚索期间，严禁用手握住锚索,

且所有人员必须站在外露锚索长度旋转半径之外，

⑤、停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力经3min,然后可缩下锚

杆机并移开打下一个锚索孔。lOmin后，先卸下专用搅拌驱动器，装

上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。

⑥、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。开泵进行张

拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力千斤顶行程结束时，迅

速换向回程。卸下张拉千斤顶（注意用手接住避免坠落）。

⑦、用液压切割器截下锚索的外露多余（外露超过300mm）部分

（可将一个班或几个班安装的锚索集中在一次切割）。

（2）、锚索施工中应采取的技术措施：

①、打锚索孔时，接长式钻杆连接处强度较低，在接头位置进入

孔内之前要控制锚杆机推力，以免钻杆折断伤人。

②、松开盘信的锚索时，要注意其弹性较大，防止突然弹开伤人。

③、锚索要随打随安装，但可把当班安装的锚索集中一次进行张

拉。

④、张拉锚索前，应先检查张拉千斤顶、油泵各油路接头是否有

松动，若发现有松动现象应及时拧紧。

⑤、张拉锚索时，应使张拉油缸与锚索保持同轴。张拉千斤顶卡

住锚索后，人员可暂时撤到千斤侧面，严禁站在千斤顶正下方。

⑥、禁止在支护的锚索、锚杆上系倒链、滑轮起吊大件。否则应

另行打设吊挂，并进行吊拉承载试验。

⑦、巷道掘进工作过程中，随时观察巷道支护动态情况，发现问

题必须立即采取处理（补救）措施；遇见特殊情况，需制订其他相关

的专项安全技术措施。

⑧、有关机具设备的使用、操作、维护、保养等均应按的产品说

明书或操作指南进行。

（3）、锚索安装工艺流程：钻拱顶部锚索眼孔一清孔一逐一

装填树脂药卷（先速凝药卷后缓速药卷）一插入锚索一利用锚杆（索）

机搅拌药卷（20-30s）一上托盘、紧锁具一依次安装两边锚索一张

拉锁紧。

（4）、锚索安装技术要求

①、锚索应靠近工作面与锚杆同时安装。

②、锚索孔深误差控制在正负100mm。

③、锚索外露长度控制在250〜300nli11。

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

失效。

⑤、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。

⑥、锚索锚固力应控制在80-100KN。

⑦、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打、装

合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拨出，然后用钻机将原来

的钻孔清一遍，重新安装锚索。

四质量检验及标准和矿压观测

一、1401运输巷质量标准表(见下页)

二、矿压观测

1、本工作面井巷掘进，采用锚网喷支护，本工程的矿压观测内容

主要是：

①、顶板离层监测。

②、顶底板两帮位移监测。

2、掘进巷道成巷每50m设一测站，定期观测巷道顶板离层；顶、

底板和两邦移近量对矿压进行观测，应成立矿压观测小组，并有组织

分工，对观测出的资料，加以收集整理，得出结果，向矿长汇报，并

提出对本工程支护的改进意见

质量标准表

序号项目设计值质量标准(允许误差)

1巷道净宽(mm)3600-50〜+250mm

2巷道净高(nrn)2600-50〜+250mm

3铺网符合作业规程规定

4表面平整度(mm)W50W50

5锚杆(外露长度：mm)W50W50

6排水沟规格(mm)300*300300*300

7锚杆间排距(mm)800*800±100

8锚索外露长度(mm)W300±100

9锚杆锚固力(kn)50290%

矿压观测目的、及仪表

序号观测内容观测目的观测仪表备注

巷道表面位移(顶板

监测巷道相对变形量，

1下沉、两帮移近量、测标、测枪测枪4支

从而判定稳定性

底鼓等)

监测顶板稳定状况，

2顶板离层离层指示仪10套

及时采取安全措施

第三章施工工艺

第一节施工方法

一、施工前准备工作

(1)、项目部组织施工人员和相关管理及特作人员。

(2)、项目部及矿建指挥部准备好相关物资、材料、设备等。

二、中腰线标定方法及要求

1、巷道施工前，由技术部门按巷道布置图，使用测量仪器标定中

腰线，安装激光指向仪。

2、有关开口、停掘、拐弯、贯通等数据技术部门要提前通知施工

队。

3、中线点位置要选择在顶板完整的地段，标定时施工队必须积极

配合，中线给定后施工队要严格按线施工，若发现中线点变动，应及

时通知技术部门修正，严禁私自处理。

三、采用机掘施工按巷道断面设计要求截割成巷，带式输送机、

刮板输送机运输，正常情况下按切割流程图进行。截割时，左右以中线

控制，上下以顶(底)板作参照，调坡时以腰线控制。

四、平行作业施工工艺及要求

1、在掘进施工过程中，为缩短循环时间，提高掘进效率，合理地

将各工序进行平行作业，该工作面掘进施工中各工序间主要平行作业

内容如下：

(1)打安顶锚杆与打安锚索平行作业：施工中2台钻机同时平行

作业，一台打安顶锚杆，一台打安锚索，或两台同时打安顶锚杆(锚

索)

(2)工作面物料运送，可贯穿于除安全检查时整个循环过程，小

班可安排专人进行物料运送，平行作业于整个掘进工序。

2、平行作业要求：

(1)工作面配备锚杆钻机标准为两台。

(2)掘进工作面使用压风管路直径不小于751Tlm,能满足多台钻

机同时作业。

(3)掘进头配备力矩扳手或加力扳手。

第二节掘进方式

一、机掘施工方式

1、设备配备

1401运输巷掘进采用EBZ260型悬臂式掘进机沿设计断面截害L

0/1

并自行装秆，由刮板运输机或胶带运输机运输。

2、生产工艺流程

安全检查一标定中线位置一开机前准备一掘进机割、装、运一运

料、清浮阡一临时支护一永久支护一下一个循环。

3、掘进机截割工艺

掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中，由上

帮底部开口进刀，先割出槽窝，然后由下向上进行截割，进刀深度以

0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆（锚索）后，再进行下一个循环，

往复进行。循环进度为1.6m；（见掘进机截割程序示意图）

EBZ260型掘进机技术特征

最大切割宽

巷道可掘断面29.1m25.8m

度

最大卧起深

最大切割高度5.0m0.26m

度

适应切割煤岩硬适应巷道坡

fW9±16°

度度

0〜

履带接地比压0.17Mpa行进速度

5.3m/min

切割头型式圆锥台形总功率444KW

总机外形尺寸（长X宽X

10.77X3.2X1.83m

高）

第三节装载与运输

一、装煤、岩方式

采用综掘机自行装载配合刮板输送机及胶带输送机的方式进行运

输；

二、运输方式

材料运输：地面料场f副斜井（绞车提升）-*920车场（人力推车）

-1401运输巷斜巷（二级绞车提升运输）-1401运输巷平巷（人力推

车）一运至施工工作面（人工运输）。

歼石运输：施工工作面综掘机运输机f二运皮带机f1401运输巷

可伸缩皮带运输机、刮板运输机f主斜井（皮带运输）f地面石干石场。

第四节管线及轨道敷设

在掘进施工中，所敷设的电缆和供水管路、风筒等均应按图中规

定的位置吊挂牢固整齐。

1、水管接头要严密，不得漏水。供水管路使用中60mm钢管，距

工作面20m范围内使用1寸胶管。

2、供风管路使用中108mm无缝钢管，距工作面20m范围内使用高

压胶管。

3、排水管路使用中60nlm钢管，距工作面20nl范围内使用高压胶

管。

4、风筒使用直径800mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒

口到工作面不得超过5m。

5、掘进期间在上帮侧铺设轨道，作为喷浆时材料辅助运输，其铺

轨要求如下：

（1）轨道中心距皮带架0.9m,距帮行人侧必须保持0.8m以上，

不能保证0.8米以上时，每隔25〜40米设置一个宽不小于2米、净高

不小于1.6米、深不小于1米的躲避碉室。

(2)轨距为600mm,偏差不小于2mm、不大于5mm,轨道的中心

线必须保持与皮带中心线平行。

(3)轨道铺设坡度沿巷道坡度铺设。

(4)轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不应超过2mm

螺栓、螺母和道夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨

接头不得置于枕木上。

(5)钢轨接头间隙，不应超过5nim。

(6)曲线铺轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨的接头必须

错开，其错开长度为钢轨长度的1/3〜1/4。

(7)曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。

(8)采用18kg/m的钢轨铺设。

(9)每隔10米必须使用金属支拉板进行加固，巷口及变向处每

隔3米进行加固。

6、道磴和轨枕要求：

(1)道轨铺好后，道心要填平、砸实。

(2)轨枕为木轨枕，规格(长义宽X厚)为LOmXO.15mX0.15m,

枕木间距为800mm,其偏差不准超过要求的50mm,轨道中心线与道木

的中心要一致，道木要垂直轨道中心线。

(3)道夹板、道夹板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并

且紧固牢实，不得松动。

第五节设备及工具配备

工作面设备及工具配备情况表见下表。

设备及工具配备情况表

序单

设备工具名称规格型号数量备注

O位

1掘进机EBZ260台1

2风稿G10A台