5105回风顺槽掘进作业规程

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：5105回风顺槽掘进工作面。

二、巷道用途

掘进的目的是形成8105回采工作面运输及回风系统，满足工作面设备安装、通风、行

人及管线敷设的需要。

三、巷道设计长度和服务年限

1、巷道自一采区北轨道大巷与一采区轨道大巷交叉处以北664m位置处，调整方位为

90°,巷道右帮开口，开口处巷道中点坐标为(4414524.2758,19660904.9692),开口后

沿66°49'38"掘进65m后，改角度为23°35'25"掘进5.5m与一采区北回风大巷贯通，

形成5105回风联巷，然后掘进机掉头掘进909m。5105回风顺槽设计长度961m,回风联巷

长度5.5m,合计巷道设计总长度966.5m。

2、服务年限：至工作面回采完毕。

四、工期

按施工计划安排：5105回风顺槽自2021年1月10日开始施工，预计2021年4月18

日竣工，工期3.32个月。

第二节编写依据

一、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)；

二、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)；

三、《煤矿安全规程》(2016版)；

四、《煤矿安全生产标准化标准及考核评级办法》(2020版)；

五、《煤矿巷道锚杆支护技术规范》(GB/T35056-2018)；

六、《山西省煤矿顶板管理规定》(晋应急发[2019]299号)；

七、《晋能控股煤业管理制度》；

八、《晋能控股煤业集团作业规程管理办法》（2020）45号；

九、《东沟煤业安全管理制度》、《安全技术操作规程》等；

十、《5105回风顺槽设计平、断面图》,批准时间:2020年3月;

十一、《5105回风顺槽掘进地质说明书》，批准时间：2020年3月。

十二、《晋能控股煤业“反三违”管理办法》。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节井上下位置及邻近采区情况

一、地面位置

该工作面地面位置位于柏山村以北约600m处，东沟村西120m处，地面沟壑，大部

分为荒地，无村庄和任何建筑物，无道路，无地表水体。

二、井下位置及四邻采掘情况

本掘进巷道位于井田北部，西部为一采区北回风大巷、北部为8103回采工作面，东部

为东沟村保护煤柱，南部为本井田内未采动区域。

第二节煤岩层赋存特征

一、井田内含煤地层

山西组，太原组平均厚度80.14m,含煤5层，编号为18+19、20、22、23、25号，18+19

号煤层为全区稳定可采煤层；20号煤层为较稳定大部分可采煤层；22、25煤层为稳定全区

可采煤层；23号煤层为零星可采煤层。煤层总厚28.59m,含煤系数35.3%。山西组平均

厚73.46m,含煤4层，编号为山「山2、山3、山i（16）号，其中16号煤层，为稳定全

区可采煤层，其余为不可采煤层。煤层总厚4.53m,本组含煤系数6.16%。

二、可采煤层

1、16号煤层（俗称脏炭）：位于山西组底部，厚度2.35〜4.41m,平均3.13m,含1-3

层夹砰，结构简单〜复杂，全区可采，井田东南部厚度较大，向北、西变薄。据1996年矿

井初步设计说明书该煤层灰份大于40%,为暂不能利用煤层。与18号煤层间距为1.79-

10.7m,一般为5.50m,呈由西向东间距增大，在井田东北部最大，该煤层可采性指数（Km）

为1，煤层厚度变异系数（r）约为24.86%,为稳定煤层。煤层顶板为炭质泥岩、泥岩、粉

细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩。

2、18+19号煤层（俗称黄花、四四）：位于太原组顶部，两煤层间距小，且大部分地

区合并成一层，故以合并层对待，煤层厚度10.17〜14.66m,平均厚13.23m,发育夹砰数

层至十数层，结构复杂，全区可采，井田内向西呈变薄趋势，与20号煤层间距为0.60〜

7.31m,一般为2.60m,在井田中部、东南部间距小，该煤层可采性指数（km）为1,厚度

变异系数（r）为12.26%为稳定煤层。顶板一般为砂质泥岩、泥岩、粉细砂岩，底板为

泥岩、砂质泥岩、粉砂岩。

3、20号煤层：位于18+19号煤层下2.60m。煤层厚度为0〜5.45m,平均3.01m,与

22号煤层间距为2.57〜30.85m,一般为11.98m,为较稳定大部可采煤层，结构简单〜较

简单，含0〜2层夹肝。顶板为泥岩、炭质泥岩、铝质泥岩，底板为泥岩、粉砂岩、铝土泥

岩。煤层可采性指数（km）为0.88,厚度变异系数（r）为36.5%,为较稳定煤层。

4、22号煤层（俗称麻花）：位于太原组中部，厚度3.71〜10.98m,平均厚度5.78m,

由井田东部向西北方向逐渐变薄，全区可采，结构复杂，含1〜11层夹肝，与23号煤层间

距1.28〜5.80m,平均2.81m,煤层可采性指数（km）为1,为稳定煤层。煤层顶板岩性为

砂质泥岩、炭质泥岩，井田北部为中粗砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩，井田西部为粉砂岩。

5、25号煤层（俗称大行）：位于太原组下部，厚度1.93〜8.68m,平均厚度4.79m,

井田西部及东部较薄，全区可采，结构简单〜复杂，发育1〜3层夹砰，与23号煤层间距

12.92〜24.32m,平均20.76m,由井田中部向西、向东增大，煤层可采性指数（km）为1,

为稳定煤层。25号煤层顶底板岩性一般为砂质泥岩，底板在井田东部为细砂岩。

表1可采煤层特征表

煤煤层厚度煤层间距

煤层结顶底板岩性

含煤层（m）（m）稳定可采

构

地层编最小-最大最小-最大性性

夹肝数顶板底板

号平均平均

简单-粉细砂岩砂质泥岩

山西2.35-4.41全区

16复杂稳定炭质泥岩粉砂岩

组3.131.79To.70可采

13泥岩泥岩

5.50

粉细砂岩砂质泥岩

18+10.17T4.66复杂全区

稳定砂质泥岩粉砂岩

1913.230.60-7.314-18可采

泥岩泥岩

2.60

简单-炭质泥岩粉砂岩

0-5.45较稳大部

20较简单铝质泥岩铝质泥岩

3.012.57-30.85定可采

太0-2泥岩泥岩

11.98

原简单-砂质泥岩泥岩

3.71T0.98全区

组22复杂稳定中粗砂岩粉砂岩

5.78可采

1-11含砾砂岩

14.2-33.00砂质泥岩

简单-砂质泥岩

1.93-8.6823.57全区炭质砂岩

25复杂稳定粗砂岩铝

4.79可采泥岩

1-3土岩

粗砂岩

三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤层爆炸性指数

该煤层绝对瓦斯涌出量为1.47m7min,相对瓦斯涌出量为4.33m7t；CO?绝对涌出量

0.75m3/min,C0?相对涌出量Z.ZIm'/t,煤层具有爆炸危险性，16号煤层属自燃煤层，18+19、

20、22、23、25号煤层属自燃煤层。

附图1：煤（岩）综合柱状图

第三节地质构造

井田位于大同煤田中东部，地表大部分被第四系黄土覆盖，仅在井田沟谷中两侧有基

岩出露，出露地层为二叠系上统上石盒子组上段。

一、地层

根据以往地质资料，结合井田内钻孔揭露，井田内发育地层有老到新有：

1、太古界（Ar）

集宁群片麻岩，为矿区最老的地层，出露于井田外东部石井村到鹅毛山一线的口泉山

脉和大同平原相接触地带。为桃红色、肉红色的花岗片麻岩，主要成分为长石、石英、云

母；其次为灰黑色的片麻岩和黑云母片麻岩；其中尚有花岗岩侵入体及角闪岩脉。

2、古生界（Pz）

①寒武系（6）

紫红色的泥岩、砂质泥岩，中夹薄层泥灰岩，深灰色厚层状石灰岩中夹酗状灰岩以及

结晶质灰岩，与下伏太古界地层呈角度不整合接触，厚度190-220%出露于井田外东部。

②奥陶系中统下马家沟组（0以）

由于华北地台的隆起，大同地区在石炭系以前长期处于被剥蚀环境。井田内仅存中统

下马家沟组，地表无出露，根据钻孔揭露情况，岩性主要为灰、灰黑色石灰岩与块状白云

质石灰岩组成。上部多为灰色及浅灰色、致密、结晶质的石灰岩，并夹有浅黄色泥灰岩，

井田外西侧2001号钻孔揭露最大厚度11.92m。与下伏奥陶系下统呈整合接触，本组厚度

一般50m左右。

③石炭系（C）

a、中统本溪组（C?b）

平行不整合于奥陶系地层之上，由铝土泥岩、砂质泥岩、石灰岩（K。及细砂岩组成，

含有少量动植物化石，为一套海陆交互相沉积，井田外西侧2001号钻孔揭露厚度31.20m。

421、X45号钻孔均未揭露本组底部，根据左云南普查勘探区资料，本组厚度20〜59m,平

均31.2m。出露于井田南部边缘，与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。

b、上统太原组（C3t）

为井田内主要含煤地层。连续沉积于本溪组地层之上，底以L中砂岩（灰白、黄褐色

中粗粒石英砂岩,厚约1.80~2.11m,平均1.99m）与本溪组分界，由18+19、20、22、23、

25号煤层、灰色、黑色砂质泥岩、灰白、灰褐色石英质中粗砂岩、含砾砂岩及各粒级砂岩

组成，为一套过渡相一陆相含煤建造，厚度37.17〜129.15m,平均80.14m。与下伏本溪组

地层呈整合接触。

④二叠系（P）

a、下统山西组（Pc）

为井田内另一主要含煤地层，其岩性上部以浅灰色砂质泥岩、粉砂岩与灰白色石英砂

岩为主，夹有不连续之薄煤层。下部以深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩与薄层灰白色灰岩

为主。本组含煤4-5层，山|、山2、山3、山，（16）号，底以及砂岩（灰白色、石英质粗

粒砂岩，厚约0.50~3.92m,平均1.82m）与太原组分界，厚度63.30m〜92.97m,平均73.46m□

与下伏太原组地层呈整合接触。

b、下统下石盒子组（Pix）

底以K,粗砂岩（灰白、灰色含砾粗砂岩，厚约1.55~4.50m,平均3.08m）与山西组

分界，由紫红色、杂色砂质泥岩、灰色各粒级砂岩组成，厚度71.10〜86.90m,平均76.01m。

与下伏山西组地层呈整合接触。

c、上统上石盒子组（P/S）

底以灰白色含砾粗砂岩心（灰色、灰绿色中粗砂岩，厚约1.20-9.74m,平均4.59m）

与下石盒子组分界，主要岩性为紫色（局部为灰色、杂色）砂质泥岩及灰、紫色砂岩。上

部出露于地表，厚度88.00〜158.10m,平均125.63m。与下伏地层呈整合接触。

3、新生界

第四系中、上更新统（Q2-3）

上部为浅黄、褐黄色松散状黄土（即马兰期黄土），下部为棕红色亚粘土、亚砂土，多

含钙质结核，垂直节理发育，分布广泛，本区厚2.1〜41.20m,一般厚14.50m。与下伏地

层呈角度不整合接触。

二、构造

井田所在区域位于大同断陷盆地西缘与大同煤田东缘交接部位，亦即大同向斜东南翼,

受煤田东缘翘起带影响，地层总体呈现为一背向斜相间的褶曲构造，褶曲轴向近东西向，

井田北部为一短轴背斜，南部为一与背斜大致平行的向斜构造。发育有次级波状起伏及近

似垂直于大同向斜轴向的北西走向正断层，如东沟断层，芦子沟断层等。现将井田内的构

造叙述如下：

1、褶曲

（1）S1背斜：位于井田内北中部，Z3007、Z3008号钻孔之间，为短轴背斜，轴向近

东西，枢纽向东西两端倾伏，两翼走向近东西，北翼倾角7°左右。南翼倾角5°左右。背

斜轴在井田内延伸长度2370m左右。

（2）S2向斜：位于井田内中南部，421、422号钻孔一线，轴迹呈近东西向且微向南

突出的弧线，枢纽向西倾伏，北翼走向近东西，倾向南，倾角5°左右。南翼走向东西向，

倾向北，倾角5°~7°左右。向斜轴在井田内延伸长度3000m左右。

2、断层

井田内断层不甚发育，从地表零星基岩出露中未发现断层，在东沟煤矿井下发现一条

落差10m的正断层（件），走向北东，倾向北西，倾角75°。在井田的中部发育一条走向北

西，倾向北东的正断层（F2）,倾角70°,落差10m,为原东沟煤矿与原柏山煤矿的自然分

界。在井田的西南发育一条北东走向，北西倾向的正断层（F3）,倾角80°,落差11%现

将井田内主要断裂构造详述如下：

K断层，为一正断层，走向北东，倾向北西，倾角75°,落差为10m,延伸长度1410nio

F?断层经揭露不存在。

F3断层,为一正断层,走向北东，倾向北西,倾角80°,落差为11m,延伸长度300m。

3、石U-J浆-石U-i

本矿没有发现岩浆岩侵入煤系地层，也没有陷落柱构造。

综上所述，本井田地层产状平缓，为一波幅不大的背向斜相间的褶曲构造，断层不甚

发育，延伸范围有限。构造复杂程度总体上属简单类型。

第四节水文地质

井田内基本上均被新生界第四系覆盖，因地表水流量很小，排泄又快，渗入地下条件

较差。地下水主要为风化壳潜水、冲积洪积潜水，及上、下石盒子组、山西组砂岩裂隙水

和奥陶系石灰岩裂隙水。

1、地表水

井田内地表水体不发育，各大小沟谷平时基本无水，只有雨季才汇集洪水沿沟排泄，

向南汇入小峪河，小峪河雨季一般流量为12.50L/S,向东南注入桑干河。为海河流域桑干

河水系。历史最高洪水位线为1302.5m。

2、含水层

（1）奥陶系石灰岩含水层：本层在井田内无出露，其埋藏较深，上部为组织致密的结

晶质石灰岩和白云质灰岩，裂隙不甚发育，也未见有岩溶，据1993年，河北水文三队在左

云南普查区内909与1105号孔之间施工水源孔（距离本井田西15km,南4km处），奥灰岩

岩溶发育，灰岩静止水位305.98m,水位标高1191.88m,单位涌水量0.934L/s.m,富水性

中等，水化学类型为HCQ,、ClMg2\K'+Na'型水。据区域资料按照水力坡度0.01推算，本

井田奥灰水位标高推测1210m左右。高于所有可采煤层底板标高。现对18+19、20、22、

25号煤层最低底板处的奥灰突水系数计算如下：

按照《煤矿防治水规定》中突水系数计算公式：

T=P/M

式中：T—突水系数（MPa/m）

P一底板隔水层承受的水头压力（MPa）

M一底板隔水层厚度（m）

表2各煤层奥灰突水系数计算结果

煤层最低底

奥灰水位标高隔水层有效

煤层号板标高突水系数（MPa/m）

（m）厚度（m）

（m）

18+1912101030113.270.0159

2012101020108.520.0175

22121099077.100.0285

25121097046.950.0511

从表2可以看出：18+19、20、22、25号煤层奥灰水突水系数均不大于临界值0.06MPa/m,

奥灰水对上述煤层的开采影响较小，为带压开采安全区。

（2）太原组砂岩裂隙含水层：为本区主要含煤地层，煤层间主要为砂岩带，并夹有少

量砂质泥岩及泥岩为良好之隔水层，砂岩胶结良好，孔隙性小，富水性弱。据吴家窑精查

勘探时所施工的576号和563号两个专门水文孔资料（距本井田约3km左右），单位涌水量

2+2

0.0205L/S.m,渗透系数0.056m/do水位标高1208.76m。水化学类型为HCO八S04—Ca\

Mg2+型水。

（3）山西组砂岩裂隙含水层：16号煤层上部为灰白色粗砂岩及粉细砂岩，平均厚度

为17.63m左右。据吴家窑精查勘探时所施工的576号水文抽水试验结果，单位涌水量

0.00073-0.00092L/S.m,渗透系数0.0069m/d,富水性弱。基本上属于隔水层。水质类型

为HCO3、SO：—Ca"、Mg?'型水。

（4）上、下石盒子组砂岩裂隙含水层：主要为中粗砂岩和砂砾岩，胶结较疏松，富水

性较好之砂岩与杂色泥岩或砂质泥岩相间形成良好之隔水层。其上部风化裂隙较发育，形

成风化壳潜水储藏带，据吴家窑精查勘探时所施工的576号水文孔抽水试验结果，其单位

涌水量0.043-0.095L/s.m,渗透系数0.0122-0.086m/d,富水性弱。水质无色、无味、无

臭，其离子含量固形物416-780mg/L,全硬度（德国度）8.34T7.50度，PH值7.7-7.9。

水质类型为HCO；、-Ca2\Mg"型水。本层深部含水情况据抽水结果证实富水性微弱。

（5）第四系松散层含水层：主要为泥岩、砂岩、砾岩及碎石等，含水量较大，厚度一

般在1.70-35.80m左右。区内最大水井均为本层含水层，水量较丰富。

3、隔水层

（1）本溪组主要由泥岩、砂质泥岩和铝土岩组成，厚度平均31.20m,岩性细腻致密，

具有良好的隔水作用，为井田主要隔水层。

（2）太原组及山西组中相间于各砂岩含水层之间的泥岩，砂质泥岩一般为相对隔水层，

可起到良好的层间相对隔水作用，但近地表处，因风化作用影响，裂隙发育，其隔水性能

遭到不同程度的破坏。

4、构造对矿井水的影响

本井田位于大同煤田的西南部，总体为一背向斜相间的褶曲构造，井田内断层不甚发

育，发育有三条正断层，均为张性断裂构造，具储水性和透水性，从目前观测，对矿井生

产影响不大。

（二）矿井充水因素分析及水害防治措施

1、充水因素分析

井田处于大同煤田的西南部，综合井田水文地质条件，充水因素主要为以下三个方面：

（1）煤层上覆砂岩含水层水沿裂隙向下渗入煤层。据现开采18+19号煤层观测资料,

山西组、太原组砂岩裂隙含水层富水性弱，主要为井筒、采空区渗水，水量不大。

18+19号煤层顶板为砂质泥岩、细砂岩，老顶为K3粗砂岩。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》导水裂缝带的最大

高度经验公式:

HL=整ZM土40

3.12M+5.0

其中也一一导水裂缝最大高度（m）,M一一采厚（m）,土号项为中误差。EM—累计采

高

经计算18+19号煤层导水裂缝带最大高度为33m,18+19号煤层与16号煤层在该处的

层间距平均为5.5m,上部含水层水会沿导水裂缝进入18+19号煤层采区，对开采造成一定

影响。

20号煤层顶板为泥岩、炭质泥岩。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》导水裂缝带的最大

高度经验公式:

\O6YM

H.=—-----±5.6

L1.6^M+3.6

其中HL----导水裂缝最大局度（m）,M----米厚（m）,土号项为中误差。—累计米

高

经计算20号煤层导水裂缝带最大高度为41m,20号煤层与18+19号煤层在该处的层间

距平均为2.6m。

22号、25号煤层顶板都为粗砂岩。

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》导水裂缝带的最大

高度经验公式:

H,=黑工时土8.9

1.252M+2.0

其中HL----导水裂缝最大局度（m）,M----米厚（m）,土号项为中误差。—累计米

IWJ

经计算22号、25号煤层导水裂缝带最大高度分别为76m、71m,22号煤层与20号煤

层在该处的层间距平均为12m,25号煤层与22号煤层在此处的层间距平均为23m。

（2）来自奥灰水的威胁：据上分析，井田内18+19号、20号、22号、25号煤层均为

带压开采，虽然经计算突水系数均小于受构造破坏地段的临界值，但若遇隐伏断层或陷落

柱，这很可能导致奥灰水涌入煤层，对煤层的开采构成一定威胁。

（3）采空区积水的威胁：在本矿及相邻煤矿采空区低洼处有积水存在，在今后的生产

中一定要进行探放水工作，并采取相应的防范措施。

综上所述，本井田直接充水含水层为砂岩裂隙含水层，充水方式为顶板进水型；补给

来源为大气降水，水文地质条件属于中等类型。

预计巷道施工期间正常涌水量0.01m7h,最大0.015m7ho

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

巷道自一采区北轨道大巷与一采区轨道大巷交叉处以北664m位置处，调整方位为90°,

巷道右帮开口，开口处巷道中点坐标为（4414524.2758,19660904.9692）,开口后沿66°

49'38"掘进57m后，然后掘进机掉头掘进909m。巷道开口掘进至60m,施工回风联巷长

度31m,合计巷道设计总长度997m巷道沿18+19号煤层底板掘进。（巷道具体开口坐标、

方位以地测科现场放线为准）O

附图3TT：5105回风顺槽巷道布置平面示意图

二、巷道规格尺寸

本巷道设计断面为矩形，掘宽4.5m,掘高3.5m,掘断面积15.751^。（见附图3T-2）

第二节矿压观测

一、观测对象

根据要求该巷道要进行锚杆扭矩和拉拔力检测，观测内容、目的和手段详见表3-2

表3-2矿压观测内容、目的及手段表

观测

序号观测目的测试手段观测、检测时间及达标要求

内容

锚杆检查锚杆安力矩扳手每班检测，金属锚杆扭矩值不低于

1

扭矩装质量型号(TG100-500)100N*m；玻璃钢锚杆不低于40N叩1。

巷道每20m〜30m,锚杆在300根以

锚杆拉检查锚杆的锚杆拉力计

2下，取样不少于3组；每组不少于

拔力支护强度型号(MYC-20)

3根。拉拔力不小于100KN

锚索涨拉千斤(带锚索

锚索锚检测锚索的每班检测，逐根试验，逐根记录，

3工程记录仪表)型号

固力支护强度锚索预紧力不小于200KN。

(YDC120)

距迎头100m的顶板离层仪每天观测

监测顶板稳

顶板一次，距迎头100m以外的顶板离层

4定状况，及时现场观测

离层仪正常情况下每周观测一次，如离层

采取措施

有明显增长，调整为每天观测一次。

二、顶板离层监测仪安装方法

1、顶板离层监测仪的布置

施工过程中，在巷道中心线顶板上每隔50m安设一台LBY-2型顶板离层监测仪，当遇

到地质构造时，在地质构造前后5m各安设一台，巷道交岔点均需安装。顶板离层监测仪的

安装位置距工作面最大距离不得大于50m。

2、顶板离层监测仪的安装

(1)用e28mm的钻头在顶板上打眼，眼深比锚索锚固点高不小于1.0m或附近稳定

岩层中，即深部锚固器1安装位置。

(2)用安装杆将深部锚固器1推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器1已锚住

好。

(3)用安装杆将浅部锚固器2推至所使用锚杆锚固点上不小于1.0m,轻拉一下钢丝

绳，确认浅部锚固器2已锚住好。

附图3-2：顶板离层仪安装示意图

3、安装注意事项

(1)顶板离层观测仪应安装在巷道顶板的正中间位置，当巷道尺寸、掘进工艺或围岩

地质条件发生变化时，应根据具体条件调整顶板离层仪间距。巷道交岔点、支巷口都要安

设顶板离层仪，止匕外，断层带、围岩破碎带、顶板淋水、碉室等特殊条件地段必须安设顶

板离层仪。

(2)顶板离层仪钢绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结。

(3)推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出。

(4)浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记。

三、观测方法

1、顶板离层监测仪的观察时间：

安装顶板离层监测仪处要悬挂监测管理牌板，距迎头100m及巷道开口、交叉处的顶板

离层仪每天观测一次，距迎头100m以外的以，顶板离层仪正常情况下每周观测一次，如离

层有明显增长，调整为每天观测一次，由专人观测并进行填写，要求内容齐全，文字清晰。

2、锚杆拉拔力每300根锚杆抽查三组，每组不少于3根，抽查锚杆时相应对该段巷

道锚索抗拉拔力进行抽查。

3、数据处理：

施工队组边施工边观测，派专人负责观测顶板离层监测仪的数据变化，及时填写顶板

离层监测仪记录表。若发现顶板离层位移量在超过50mm时，停止掘进,采取措施进行处理；

离层值大于lOOmni时，必须立即撤出人员，及时汇报矿总工程师，进行处理。

四、观测要求

(1)观测人员每次下井观测前要将所使用的各种仪器、仪表检查校对准确，备齐所用

的工具及记录本。在去现场途中和工作过程中要注意保护仪器仪表，以免损坏或影响准确

度。

(2)要认真进行各种矿压观测。观测时采集数据要齐全，观测数据必须在井下及时记

录，字迹要清晰，严格按规定的表格填写，注意校对。

(3)及时分析汇总观测数据，处理观测数据要符合客观实际，消除人为误差。

（4）连续观测时,要严格执行井下交接班制度，要及时向观测负责人汇报发现的问题，

如仪器工作不正常，顶底板情况异常等，以便及时处理与解决。

（5）在测量过程中，要注意保护测点，避免移动或损坏，以保证测量精度。当测点被

破坏时要及时补好，并在记录中注明。

（6）施工队组要建立健全矿压观测记录本，建立专用矿压观测数据报表和台账，要求

数据必须真实可靠。

（7）每条巷道掘进至设计位置后，施工队组要在10天内将其观测结果进行汇总，并

报矿生产技术科，由矿生产技术科将观测结果进行分析后写出分析报告备案。

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：

本巷道设计断面为矩形，掘宽4.5m,掘高3.5m,掘断面积15.75m）

临时支护采用机载前探梁进行支护，永久支护采用锚杆、钢筋网、锚索联合支护。

二、巷道支护

（一）临时支护

临时支护采用机载前探梁进行支护。

附图：3-3-1巷道临时支护示意图

（二）永久支护

永久支护采用锚杆、锚索、钢筋网联合支护。

1、锚杆支护设计

根据悬吊理论计算顶板锚杆长度,理论计算为1.535m,考虑安全顶板锚杆长度取2.0m。

顶锚杆长度,计算

/=4+,2+/3=I。。+500+935=1535mm

式中：1\一外露长度，取100mm

九一伸入稳定岩层长度，可按经验取4?500mm,或按锚固粘结力（叫1r孔工）等

于杆体屈服或拉断承载力仁估算。

式中：匹一锚杆直径，取18mm；

“孔一钻孔直径，取28mm；

巴一杆体材料的设计抗拉强度，取490MPa；

7心一锚固剂与孔壁的粘结强度，取2MPa。

-X202X490

口----------=875mm

乃绍电。3.14x28x2

经上述计算锚杆的锚固长度为875mm,参照锚固剂规格型号取值935mm。

上，的取法：

有界限分明易调查清楚的伪顶时，42伪顶厚度，m；

有范围易调查确定的易碎直接顶，,22易碎直接顶厚度，m；

“2取不同岩体的经验载荷高度；

4可通过数值模拟计算获得，取0.5m。

综上所述，心取值0.5m。

2）锚杆直径设计

根据悬吊径理论计算锚杆直径为16.44mm,考虑到围岩条件的复杂性及安全因素，锚杆

直径取18nlm。

按杆体承载力与锚固力等强度原则;

锚杆杆体承载力：P

=:A七

由P=0得:

式中：Q—锚杆的锚固力，取100kN；

%一杆体抗拉强度，取490MPaO

3）顶锚杆间距：根据悬吊理论计算锚杆间、排距的乘积为2m,考虑锚杆锚固在煤体中

稳定性相对较差，设计排拒为1.0m,间距为0.8m,每排布置6根锚杆。

按单体锚杆悬吊作用计算顶锚杆排间距:

式中：Q—锚杆的锚固力，取lOOkN；

/一岩体容重，取25kN/m3.

人一安全系数，取2；

,2一不稳定岩层高度，取0.5m。

锚杆托板规格：150nlmX150mmX10mm蝶形托盘。

锚杆角度：垂直岩面布置。

锚杆锚固方式：每根锚杆采用1支CK2360和1支MSK2335树脂锚固剂，锚固力不低于

lOOkNo

锚杆扭矩：为达到高预紧力，保证锚杆良好的主动支护作用，设计扭矩为150—180N加。

通过以上计算，结合支护实践和支护设计，5105回风顺槽顶板支护选用直径为18mm,

长度为2000mm的左旋无纵肋螺纹钢锚杆支护，托板选用150mmX150mmX10mm的托板，采

用直径6mm的钢筋网，网格为100XI00mm。顶板每排支护6根锚杆，间排距为：800mmX

lOOOmmo

（2）帮锚杆支护设计

参照顶板锚杆支护设计计算，5105回风顺槽左帮（非回采帮）锚杆采用“18X2000mm

左旋无纵肋螺纹钢锚杆、150mmX150mmX10mm的钢托板，采用菱形网片，帮锚杆间排距

1000mmX1000mm,即每排支护4根锚杆，最上边锚杆距巷道顶板250mm。

锚杆角度：巷帮距顶板第一排锚杆，按照75°方向布置，其余锚杆垂直岩面布置。

锚杆锚固方式：每根锚杆采用1支CK2360和1支MKS2335树脂锚固剂，锚固力不低于

lOOkNo

锚杆扭矩：为保证锚杆良好的主动支护作用，设计扭矩为150—180N•m。

5105回风顺槽右帮（回采帮）锚杆采用＜M8X2000mm玻璃钢锚杆和塑料网片。锚杆间

排距lOOOmmX1000mm,即每排支护4根锚杆，最上边锚杆距巷道顶板250mm。

锚杆角度：巷帮距顶板第一排锚杆，按照75°方向布置，其余锚杆垂直岩面布置。

锚杆锚固方式：每根锚杆采用1支CK2360和1支MKS2335树脂锚固剂，锚固力不低于

lOOkNo

锚杆扭矩：为保证锚杆良好的主动支护作用，设计扭矩为50—70N•m。

2、锚索支护参数设计

设计5105回风顺槽锚索使用钢绞线直径为（H7.8mm,长度7300mm,高强度矿用钢绞

线锚索，配合配套锁具。

（1）顶板冒落拱高度计算

普氏理论方法是我国计算巷道松动压力普遍采用的方法。普氏理论认为冒落拱的形状

为抛物线，如图8.3所示。

图&3普氏冒落拱计算模型

根据普氏理论有:

n0

a=tan（45°--）

式中：h为冒落拱最大高度，m；a为冒落拱最大跨度的一半，m；为巷道宽度，取

4.5m；，为巷道高度，取3.5m；F为煤体坚固性系数，考虑实际煤体力学参数远小于实验

值和煤体原生节理裂隙的发育情况，取实验值的三分之一，即1.38；直接顶8为煤内摩擦

角,43°o

通过上述公式计算，得出冒落拱高度为2.73m,数值模拟得出的最大破坏深度为3m,

综合取不稳定岩层高度3m。

2）顶板锚索长度

确定锚索长度及位置时主要应考虑载荷高度和稳定岩层的赋存情况，载荷高度根据冒

落拱高度进行计算，则锚索长度至少为：

=4+4+L+Ld

式中：。为锚索总长度，m；

〃为锚索超出冒落拱长度，L8m；

〃为冒落拱高度3m；

〃为锚索托盘及索具的厚度，取0.15m；

以为需要外露的涨拉长度，取0.20m,

因此理论计算锚索总长度乙为5.15m,因此设计锚索长度为7.3m。

3）锚索间排距的确定

根据GB/T14370-2015国家标准，在实验室标准检测的试验条件下，由钢绞线-锚具组

装件静载试验测定的锚具效率系数应满足下式要求：

%=*沁95

预应力锚索使用的是1X7结构的钢绞线，如该钢绞线的实际平均极限拉力按国标

GB/T5224-2014的要求取值。

钢绞线与锚具组装件在静载作用下的抗拉强度应满足以下条件：

F叫20.95%.

式中：〃〃为钢绞线协同作用系数，预应力筋-锚具组装件中预应力钢材为广5根时〃

产1,6~12根时〃.=0.99。

在井下实际使用中，锚索的受力条件与实验室差别很大，主要表现在：（1）孔内锚固

端使用锚固剂锚固，即使锚固强度满足要求，但对每根钢筋的锚固程度可能不同，从而影

响钢绞线的整体受力状态；（2）锚索钢绞线的使用长度是试验室检测长度4倍以上，由于

钢绞线长度大，松弛性增大使其在孔口位置预紧时可能造成7根钢筋受力不均；（3）锚索

孔口岩壁与钻孔轴线不垂直，这也引起钢绞线各钢筋受力不均；（4）动载影响，井下巷道

围岩的初期变形破坏活动使锚索受到波动的载荷，有时甚至有冲击载荷。因此，预应力锚

索在工程中的承载能力往往低于实验室测试得到的钢绞线与锚具组装件的承载能力。

综合考虑上述因素和现场实测资料，实际工程中使用锚索的抗拉强度反应满足以下条

件:

F“1sNqF".

式中：人为工程条件影响系数，0.90。

由此，预应力锚索在工程使用中的破断力应满足以下条件:

八0.9577〃,。

直径为17.8mm钢绞线的实际平均极限拉力为350kN,则直径为17.8mm锚索在工程使

用中的破断力尸为：

F=0.95x0.90x0.99x350=296.26kN

普氏拱轴线方程为:

根据普氏拱轴线方程和冒落拱高度，巷道顶板的冒落拱面积：

F%若亭-"

冒落拱岩体载荷为:

乂=k/S=2x25x7.54=377kN

17.8锚索在工程使用中的破断力为296.26kN,因此每米巷道至少需要1.27根锚索。

综合分析，选取每米巷道1.5根锚索，“2-1-2”三花布置，间距2400mm,排距1000mm。

锚固方式：根据支护材料匹配原则，锚固剂采用2支CK2360和1支MKS2335树脂药卷

锚固，锚固力不低于280kN。

锚索托板：采用300nlmX300mmXl5nlm高强度可调心托板及配套锁具，承载能力不低于

350kNo

锚索预紧力：根据预紧力不低于锚索极限拉断荷载50%的原则，预紧力2200kN。

网片：66mm钢筋网，网格100X100mm。

（四）特殊支护

1、本巷道开门三岔口、局部胴室扩帮处，巷道跨度较大，上述地段采用补打锚索加强

支护，需另行编制安全技术措施。

附图3-3-2〜2：5105回风顺槽支护断面示意图

第四节支护工艺

一、永久支护形式及参数

1、支护形式

巷道顶板支护采用无纵筋螺纹钢锚杆+钢筋网+锚索联合支护；

巷道左帮（非采帮）采用无纵筋螺纹钢锚杆+菱形网联合支护；

巷道右帮（回采帮）采用玻璃钢锚杆+塑料网片联合支护。

2、支护材料

（1）掘进巷道断面为4.5X3.5m（宽X高）

①顶板锚杆：$18X2000mm,间排距为800义1000mm,每排6根，沿巷道中心线布置。

②顶板锚索:@17.8义7300mm,“2T-2”三花布置。间排距为:2400X1000mmo1X7

股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7300mm,极限破断载荷为350kN。

③巷道左帮（非采帮）采用！M8X2000mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆，每排支护4根

锚杆，间排距lOOOmmX1000mm,钢托板150mmX150mmX10mm。

④巷道右帮（回采帮）采用$18X2000mm玻璃钢锚杆。每排支护4根锚杆，间排距

lOOOmmX1000mm,最上边锚杆距巷道顶板250mm。

⑤顶板采用46mm钢筋网，网格100X100mm；巷道左帮（非采帮）采用菱形网，网格

60X60mm；右帮（回采帮）采用塑料网。

⑥树脂锚固剂：CK2360和MSK2335.

2、支护要求

严格按照规程规定的排间距打眼，锚杆横竖成线。

(1)锚杆、锚索规格质量符合规程要求，网格用14#铁丝每200mm拧结一组，绑扎牢

固，绑死扭结不少于三圈，并将网压紧压实紧贴顶板，网与网之间要连接成整体，做到“网

网相连，环环相扣”。

(2)护帮：托板必须紧贴煤帮，帮锚杆钢托板垂直巷道布置，上托板和下托板短边与

网边对齐。

(3)本巷道顶板采用方格网支护，相邻两张网要搭接成整体，连接两网时，要相互对

齐，不能有明显的错茬。方格网两边和中间都要连接牢固，严禁出现裂缝。搭接处长度不

小于100mmo

(4)锚杆锚固前必须将锚杆眼内煤、岩粉清净，锚杆必须保证干净，不得有氧化皮、

煤泥等，保证锚固质量。

(5)锚杆外露螺帽长度控制在10〜50mm,扭矩不小于100N-m。

3、各交岔点包括搬角处，均增加支护数量，锚杆排间距不大于800X800mm。

4、各交岔点锁锚索W钢带，以起到锁口作用：十字交岔点，四面各锁一条W钢带锚索；

丁字交岔点，三面各锁一条W钢带锚索。

5、进巷前，检查原有支护，不合格的重新支护；因修整规格、片帮等原因造成巷道一

侧超宽大于0.3m或全宽大于设计0.5m时，必须增加锚杆锚索，使其排间距满足本规程规

定。

6、顶板锚杆和帮上部两根锚杆必须紧跟工作面迎头支护，顶板锚索滞后工作面迎头一

排支护，帮下部一根锚杆允许滞后工作面迎头20m支护。

7、为了更好的观测和改善支护质量，施工队组要加强对现场锚索施工过程中顶底板地

质构造变化的收集，

二、永久支护材料及规格

1、锚杆：iM8X2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆；418X2000玻璃钢锚杆。

2、托板：长义宽X厚=150X150X10mm的钢托板，锚索托板：300X300X15mm；

4、树脂凝固剂:CK2360和MKS2335；

5、锚索：顶板支护使用点17.8X7300mm的钢绞线，(为了提高搅拌效果，提高锚固

质量，在锚索一个端头在入井前进行压箍处理)；

6、方格网：6#金属网，网格lOOXIOOmm；菱形网：16#铁丝，网格60X60mm；塑料网，

网格lOOXIOOmm.

8、备用材料：

(1)方格网：菱形网，数量20卷(片)以上；

(2)钢绞线：$17.8X7300mm钢绞线20根以上。

三、支护顺序

1、先安全检查一临时支护顶板锚杆锚索一两帮锚杆支护。

2、顶板锚杆支护均由外向里逐根逐排，一根未支护完成不得施工下一根。

四、临时支护

(1)采用掘进机掘进时，当掘进机向前割至1.0m时，停止掘进，采用机载前探梁进

行临时支护。

(2)严禁人员进入空顶区。

(3)割煤后，如工作面顶帮有响声，压力大，要待顶帮稳定后，再进行安全检查及

支护。

(4)当顶板严重不平或巷道开口无法使用前探梁时，必须支设带帽点柱或吊环式超

前支护作为临时支护，并割一排，支护一排。

五、锚杆锚索支护工艺

(-)使用MQT130/2.8系列气动锚杆钻机钻孔打眼操作步骤

1、检查顶帮情况，将零皮、聋顶帮、马棚、伞檐处理掉。

2、检查供水、供气系统，MQT130/2.8系列气动锚杆钻机风水接头是否连接牢固，并

使其开关处于关闭状态。

3、将短节钻杆插入钻套的六方孔中，安装钻头。

4、将马达控制扳手压下一个小角度，让钻杆缓慢旋转，同时将支腿控制旋钮旋开一

个小角度，慢慢升起钻机，注意支腿不可供气太猛。

5、钻杆钻头抵达顶板后，打开小控制旋钮，调节水阀、马达和气阀控制钮，使转速

和推进速度逐渐增大。

6、钻孔深度达到要求后，先关闭支腿气源，然后关闭水阀，同时使支腿回落。

7、严禁在钻机下垫木料托板等，严禁用手触摸旋转的钻杆，同时操作者必须远离钻

孔中心线，其他人员站于操作人员左侧并远离中心线以外。

8、换长钻杆或连接钻杆后继续按如上步骤操作钻眼。

（二）锚杆（索）安装工艺

1、顶板锚杆支护的安装方法

钻孔施工完毕后，留1〜2min的控水时间，然后用锚杆将1支CK2360和1支KS2335

树脂锚固剂顶入钻孔顶部，再用专用连接套将钻机和锚杆连接好，搅拌树脂锚固剂8-15s

左右，并继续顶紧5〜8s后放下钻机，凝固Imin后将托板套入锚杆，再上垫片并拧紧螺母。

2、顶板锚索支护的安装方法

钻孔施工完毕后，留3〜5min的控水时间，然后用钢绞线将2支CK2360和1支KS2335

树脂锚固剂顶入钻孔顶部，再用专用连接套将钻机和钢绞线连接好，开始搅拌时，转速不

要太快，以防甩开伤人，当锚索外露长度达到150〜250mm时，不再顶入，搅拌8T5s左右

并感觉转动困难时，立即停钻，并继续顶紧5〜8s后放下钻机，凝固15min后将钢托板及

专用锁具先后套入钢绞线底端，然后套上张拉千斤进行张拉，当拉力达到100KN时，取下

张拉千斤顶。

3、支护前、后必须严格执行“敲帮问顶”制度，发现有零皮、马棚、伞檐、聋顶帮

等必须处理，处理时用2m以上的长柄工具，由一名经验丰富的老工人置身于有支护的安全

地点，并找好退路，一人观察，一人处理，跟班队长和班长指挥，其他人员不准在附近逗

留或工作，直至隐患处理完毕，方可施工作业。

六、支护状态

1、永久支护到工作面最小距离

割煤前，顶板锚杆支护到工作面距离最小为0.4m,锚索支护到工作面距离最小为0.9m。

2、永久支护到工作面最大距离

（1）锚杆：割煤后，锚杆到工作面最大空顶距不大于1.4m

（2）锚索：锚索到工作面最大距离不大于2.9m。

（3）护帮：帮锚杆够支护一排距离就进行支护

七、支护质量要求

1、顶锚杆支护要求

(1)严格按照中线和间排距布置锚杆，锚杆排间距误差不超出±100mm。

(2)顶锚杆与顶板夹角不小于75°,锚索与顶板夹角不低于85°,倾斜锚杆角度符合

规定。

(3)锚杆孔应避开围岩层理、节理、裂隙面；托板垂直巷道布置，裂隙发育时要与主

要裂隙垂直。

(4)顶锚杆必须用加长扳手或力矩扳手拧紧，锚固力不小于100KN,扭矩不得小于

100N•m。锚杆末端外露长度10〜50nlm。

(5)护帮锚杆:必须用加长扳手或力矩扳手拧紧，锚固力不小于100KN,金属锚杆扭矩

不小于100N,m,玻璃钢锚杆不小于40N•m0

2、锚索(梁)支护要求

(1)严格按照中线和排距布置锚索，锚索排距误差不超出±100mm(打锚索(梁)时，锚

索间距误差尽量缩小，