最全的综掘掘进工作面作业规程

1、XXXXX煤业有限公司掘进工作面作业规程编号：掘019号工作面名称： XXXX机轨合一巷 编 制 人： 施工负责人： 总 工 程 师： 主 管 矿 长： 批 准 日 期： 年 月 日执 行 日 期： 年 月 日煤矿会审意见表会审内容会审时间会审地点主持人参加会审人员职 务签 名个人意见职 务签 名个人意见安全副矿长采煤技术员技术副矿长掘进技术员机电副矿长通防技术员生产副矿长机电技术员煤矿法人或矿 长地测技术员总工或技术负 责 人煤矿会审意见： 煤矿（盖章） 年 月 日作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、 存在主要问题二、处理意见：作业规程学习和考试记录贯彻时间： 贯

2、彻地点： 贯彻负责人： 参加人员姓 名工 种成 绩签 字姓 名工 种成 绩签 字班次应到人数实到人数缺席人数缺席人员名单早班中班夜班word精品文档,可编辑,欢迎下载作业规程补充学习和考试记录贯彻时间： 贯彻地点： 贯彻负责人： 参加人员姓 名工 种成 绩签 字姓 名工 种成 绩签 字目 录第一章 概 况- 1 -第一节 概 述- 1 -第二节 编写依据- 3 -第二章 地面位置及地质情况- 4 -第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况- 4 -第三节 地质构造- 10 -第四节 水文地质- 12 -第五节 工程地质- 12 -第三章   巷道布置及支护说明- 13 -第一

3、节 巷道布置- 13 -第二节 支护设计- 15 -第三节 支护工艺- 24 -第四节 矿压观测- 26 -第四章 施工工艺及方法- 28 -第一节 施工方法- 28 -第二节 掘进作业- 32 -第三节 装载与运输- 35 -第四节 管线敷设- 35 -第五节 设备及工具配备- 37 -第五章 生产系统- 38 -第一节 通 风- 38 -第二节 压 风- 43 -第三节 瓦斯防治- 45 -第四节 综合防尘- 46 -第五节 防灭火- 51 -第六节 安全监控及人定位系统- 54 -第七节 供 电- 61 -第八节 排 水- 64 -第九节 运 输- 66 -第十节 通信和信号- 70 -

4、第六章 劳动组织及主要技术经济指标- 72 -第一节 劳动组织- 72 -第二节 循环作业- 72 -第三节 主要经济技术指标- 74 -第七章 安全技术措施- 74 -第一节 一通三防- 74 -第二节 顶 板- 83 -第三节 防治水- 90 -第四节 机 电- 98 -第六节 运 输- 111 -第七节 其他安全技术措施- 117 -第八章 职业病危害防治- 120 -第一节 管 理- 120 -第二节 监 测- 122 -第三节 健康监护- 123 -第四节 职业病危害防治- 125 -第九章 灾害预防应急措施及避灾路线- 127 -第一节 灾害预防- 127 -第二节 发生五大灾害应

5、急措施- 129 -第三节 避灾线路- 131 -第一章 概 况第一节 概 述本规程根据2019年9月XX煤炭设计研究院提交的XXXXX煤业有限公司资源整合技改项目安全设施设计（修改）说明书、XXXXX煤业有限公司资源整合技改项目初步设计（修改）说明书、云南省XXXXX煤业有限公司XXX煤矿生产勘探报告、XXXXX煤业有限公司水文地质类型划分报告、XXXXX煤业有限公司隐蔽致灾因素普查报告等相关文件。结合本矿实际情况及工人技术操作水平，并依据煤矿安全生产标准化、煤矿各工种操作规程、防治水细则及煤矿安全规程（2016版）的相关规定编制而成。巷道名称: XXXXX机轨合一巷掘进施工目的及用途：形成

6、XXXXX采煤工作面生产系统，从而满足XXXXX采煤工作面进风、运煤、排矸、管路铺设等，一侧铺设胶带输送机，另一侧铺设轨道、行人。完善通风、运输系统后，为XXXXX采煤工作面服务的主要进风巷道。设计长度： 498m；巷道方位: 181°4443"；坡 度： 沿煤层顶板掘进； 服务年限: 2年；开工时间: 2019年11月；竣工时间： 2020年05月。附图1：XXXXX机轨合一巷设计布置图第二节 编写依据一、设计说明书1、2019年09月昆明煤炭设计研究院提交的XXXXX煤业有限公司资源整合技改项目安全设施设计（修改）说明书；2、2019年09月昆明煤炭设计研究院提交的XX

7、XXX煤业有限公司资源整合技改项目初步设计（修改）说明书。二、地质说明书1、2015年07月西南能矿建设工程有限公司编制的云南省XXXXX煤矿生产勘探报告；2、2015年08月云南煤矿安全技术中心编制的XXXXX煤业有限公司XXX煤矿水文地质类型划分报告；3、2019年11月云南煤矿安全技术中心编制的XXXXX煤业有限公司XXX煤矿水害普查报告；4、2017年05月湖南绿鸿环境科技有限责任公司提交的XXXXX煤业有限公司XXX煤矿资源整合技改项目环境影响报告书；5、2016年03月昆明睿清水土保持咨询有限公司提交的XXXXX煤业有限公司资源整合技改项目水土保持方案初步设计报告书；6、2018年

8、07月昆明工程勘察公司（地质保护）、云南冠中矿业设计有限公司（土地复垦）提交的XXXXX煤业有限公司XXX煤矿矿山地质环境保护与土地复垦方案；7、XXXXX煤业有限公司隐蔽致灾因素普查报告；8、XXX煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告、矿井煤尘爆炸性鉴定报告、煤层自燃倾向性鉴定报告。三、矿压观测资料本矿在开采过程中揭露（煤）岩层的有关矿压观测资料。四、其他本规程是结合本矿实际情况及工人技术操作水平，并依据煤矿安全规程（2016版）、煤矿安全生产标准化（2017版）、防治水细则、煤矿井巷工程质量验收规范、煤矿井巷工程施工规范、井巷掘进各工种操作规程、煤矿巷道锚杆支护技术规范、建设工程质量管理条例、建设工程

9、安全管理条例等相关规定编制而成的。第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况附表1： 井上下关系对照表开口坐标（m）X= Y=工程名称XXXXX机轨合一巷地面标高（m）+2166m +2202m井下标高（m）Z=+2050.821m地面的相对位置建筑物、小井及其他地面位置相对为一急倾斜耕地，无村庄、水体、铁路、公路等；因井下与地面垂高116m-152m。在掘进378m后从煤矿炸药库下方通过，本掘进对其存在一定影响，在掘进过程中要随时监测地表状况。浅表基本为老窑采空区，推测有少量的积水。井下相对位置对掘进巷道的影响本巷道掘进井下相对位置无采掘活动，对掘进巷道影响不大。邻近

10、采掘情况对掘进巷道的影响本巷道掘进260.56m后贯通原C12煤回风巷，贯通前制定过老巷、贯通安全技术措施，做好通风系统调整。在掘进期间必须加强地质预测预报和顶板离层观测工作。火、瓦斯对掘进的影响此巷道为掘煤巷道，沿C12煤层掘进。C12煤层自燃倾向等级为类，即自燃煤层。故在掘进过程中加强通风降温和洒水降尘措施。附图2：XXXXX机轨合一巷井上下对照示意图 第二节 煤（岩）层赋存特征一、岩层产状、厚度、结构、坚固系数（f）和层间距C12煤层：位于龙潭组第一段（P2l1）地层中上部，上距C9煤层底一般为9.93-31.15m，平均为16.71m，下距C13煤层顶一般为3.80-9.76m，平均为

11、6.75m，层位稳定。直接顶板为薄层泥岩，一般厚1m左右；底板为中厚层状粉砂质泥岩，一般厚34m。全部可采，全区资源量估算面积0.7043km2,面积可采率89%。煤厚0.712.39m，平均厚为1.68m。结构较复杂，含矸石两层，单层矸厚0.020.04m，岩性皆为泥岩。为一厚度较稳定、对比可靠、全区可采的中厚煤层。直接顶板为薄层泥岩，一般厚1m左右，属软弱岩类，工程稳固性差。底板为中厚层状粉砂质泥岩，一般厚34m。属坚硬岩类，工程稳固性较好。附图3：XXXXX机轨合一巷地层综合柱状图 附表2： 煤层特征表顶、底板名称岩石名称厚 度特 征基本顶灰色薄层泥岩8.02m层理发育，岩性变化大，层位

12、、厚度稳定直接顶夹少量浅灰色薄层粉砂岩2.4m层理发育，岩性变化大，层位、厚度稳定伪 顶灰色泥岩0.10.2m厚度不稳定，开采时会随煤层垮落。直接底灰色中厚层状粉砂质泥岩。2.15m属坚硬岩类，工程稳固性较好。基本底深灰色中厚层状粉砂质泥岩1.90m属坚硬岩类，工程稳固性较好。附表3： 煤（岩）层特征情况表指 标参 数备 注煤层厚度/m1.0（0.60）0.50煤层倾角(度)0 - 15缓倾斜煤层煤层硬度（最大）f3煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育绝对瓦斯涌出量/（m3/min）-根据2018瓦斯等级报告相对瓦斯涌出量/（m3/t）-根据2018瓦斯等级报告掘进工作面相对瓦

13、斯涌出量/（m3/t）0.24根据2018瓦斯等级报告自然发火期/月暂无自燃现象自燃倾向等级为： 类 自燃煤尘爆炸指数/%经鉴定有爆炸性严格按煤尘具有爆炸性管理地温地温正常 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数1、瓦斯（1）瓦斯等级根据本矿2009年、2011年、2012年、2018年度瓦斯等级鉴定结果，XXX煤矿属低瓦斯矿井。附表4： 矿井历年瓦斯等级鉴定情况表年度矿井二氧化碳涌出量矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯等级鉴定结果相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）20096.720.696.330.65低瓦斯20116.760.6

14、15.100.46低瓦斯20127.530.777.570.77低瓦斯2018-0.24低瓦斯（2）煤层瓦斯含量测定2014年12月，煤矿委托中国矿业大学开展了XXXXX煤业有限公司XXX煤矿煤层瓦斯基础参数测定工作，经现场及实验室瓦斯基础参数测定、分析研究工作，系统的测定了+2017 - +2102m水平C12煤层的瓦斯基本参数，煤层的瓦斯基础参数汇总如下。附表5： 矿井C12煤层瓦斯基础参数测定结果表煤层编号原煤灰分含量/平均值（Ad）%原煤水分含量/平均值（Mad）%原煤挥发分/平均值(Vdaf)%煤层瓦斯含量m3/t可燃基瓦斯含量m3/t.r修正系数修正后可燃基瓦斯含量m3/t.r修正

15、后煤层瓦斯含量W0(m3/t)残存可燃基瓦斯含量m3/t.r原煤残存瓦斯含量m3/tC1225.572.2539.222.052.8401.34.2603.0752.01.4442、煤尘爆炸性根据2013年3月10日云南省煤炭产品质量检验站提供的煤层爆炸性鉴定报告：火焰长度400mm，抑制煤层最低岩粉用量80%，煤层具有爆炸性。严格按照煤尘具爆炸性管理，采掘过程中加强洒水降尘并按高瓦斯矿井加强管理与通风。附表6： 煤层爆炸性鉴定结果表煤层编号检测项目煤尘爆炸性Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)焦渣特征(1-8)St,d(%)TRD2020火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉比例(%)鉴定结论

16、C120.8219.0332.5670.151.4540080有煤尘爆炸性3、煤层自然发火倾向性根据2013年3月10日云南省煤炭产品质量检验站提供的煤层自燃倾向性鉴定报告：自燃倾向等级为类、自燃。故在以后的采掘过程中加强通风降温和洒水降尘措施。附表7： 煤层自燃倾向性鉴定结果表 煤层编号检测项目自燃倾向性Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)焦渣特征(1-8)St,d(%)TRD2020吸氧量cm3/g.干煤等级鉴定结论C120.8219.0332.5670.151.450.54自燃4、地温根据ZK104钻孔简易地温测量，测量方法为连续记录曲线，（深度采样间隔为0.05m）然后按20m的深度间

17、隔读取温度值。根据ZK104钻孔简易地温测得出矿区无地温异常，区域无地温异常出现，矿井无热害，地温正常。附表8： 简易地温成果表序号孔号钻孔深度(m)实测深度(m)实测温度()测温点数地温梯度1ZK104228.682277.1180.8/100m第三节 地质构造矿区内总体为一不完整的向斜构造，两翼地层、煤层产状较平缓，倾角2°14°之间。两翼断层规模大，特别是主要的F1断层属区域大断裂，对煤层开采有主导性影响，并在旁侧伴随发育较多的小型隐伏断层和导致煤层底板的波状起伏。根据富源县后所镇XXX煤矿生产勘探报告、富源县后所镇XXX煤矿隐蔽致灾因素普查报告主要影响本巷道掘进的构

18、造，具体情况如下：一、褶皱XXX煤矿位于XX向斜南部外围的一近南北向区域断裂（本矿区的F1断层）带上，总体为一近南北走向不完整向斜构造，两翼地层总体上呈近南北走向，倾向北东（60°100°），倾角2°14°之间。另外从生产矿井井巷揭露情况看，导致煤层底板等高线形成的小型波状起伏及小断层较发育。二、断层矿区内推覆构造的规模较大，根据井下坑道及ZK104揭露情况看，井巷内存在不同方向的小型断裂较发育，依垂直断距或水平位移2-4m的断层常见，容易会造成煤层空间位置在短距离内发生变化。f1隐伏正断层：位于ZK104钻孔中F1推覆构造之下，根据ZK104钻孔柱状图

19、及煤层对比图看，该隐伏断层为正断层，落差为14m左右，倾向南西，倾角75°左右，规模较小。该区域为F1推覆构造之下，小构造较发育，但规模较小，对煤层开采影响不大。附表9： XXXXX机轨合一巷掘进地质说明书工作面名称XXXXX机轨合一巷机掘工作面地面标高+2166m +2202m工作面标高Z=+2050.821m地面位置开口点坐标X=2853151.688；Y=35436494.840；相对地面位置为林地、陡坡，标高为+2166m +2202m，在掘进378m后从煤矿炸药库下方通过，本掘进对其存在一定影响。井下位置及四邻采掘情况本掘进工作面下部无采掘活动，上部有部分原C9煤采空区，右

20、上部为原C12煤掘进巷道，根据煤矿资料C12煤无采空区，故在本巷道掘进过程中必须加强水害预测预报和探放水工作。掘进对地面设施影响采用锚杆、网进行永久支护，特殊地段采用联合支护，不会引起地面山地的下沉。巷道长度（m）498 m 巷道顶底板或穿层情况C12煤层直接顶板为薄层泥岩，一般厚1m左右，属软弱岩类，工程稳固性差。底板为中厚层状粉砂质泥岩，一般厚34m。属坚硬岩类，工程稳固性较好。掘进期间加强顶板管理，锚杆、网支护不能有效控制顶板时，采用架设工字钢棚等进行联合支护。瓦斯、煤层爆炸及自燃发火情况1、C12煤层瓦斯含量为3.075m³/t，故在掘进过程中必须加强瓦斯管理工作。2、C12

21、煤层经鉴定均属类自燃，但本矿井下及周边矿井从未发生过煤层自燃现象。但在掘进过程中必须加强防灭火管理工作。3、C12煤层经鉴定具有爆炸性。故在掘进过程中必须加强通风降温、粉尘检测和洒水降尘措施。第四节 水文地质一、充水水源在该区域掘进时无地表水构成矿坑直接充水因素，较少大气降水入渗补给是直接充水含水层的直接给因素。煤系地层对于岩溶裂隙强含水层属富水弱裂隙含水层，有相对隔水作用，断层破碎带及影响带富水性有所增强。二、矿井周边老窑水分布情况经调查到尚存井口或半掩盖的废旧老窑16个，以平硐开采为主，个别是斜井开采，多位于风氧化带内，LD3斜坑开采老窑。各煤层均有老窑开采，坑口一般无水流。三、主要构造断

22、裂带的水文地质特征及其对矿床充水的影响f1隐伏正断层：位于ZK104钻孔中F1推覆构造之下，根据ZK104钻孔柱状图及煤层对比图看，该隐伏断层为正断层，落差为14m左右，倾向南西，倾角70°左右，规模较小。该区域为F1推覆构造之下，小构造较发育，但规模较小，对煤层开采影响不大。但是由于该断层与F1断层联通，并且F1断层之上为茅口组灰岩覆盖，容易沟通上覆地层的岩溶水，因此，开采该区域煤层时需加强断层及岩溶含水层的防探水工作，或留足断层安全防水煤柱以防突水发生。四、结论根据XXXXX煤业有限公司XXX煤矿水文地质类型划分报告、XXXXX煤业有限公司XXX煤矿水害普查报告显示，影响本巷道掘

23、进，主要为地表水、断层构造带水、小窑水等。本规程要求在掘进过程中，必须对矿井水文地质情况再作进一步详细的调查，并依据调查报告补充和完善排水系统，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘”的探放水方针，探放水工作必须坚持“有掘必探”要求，在掘露f1隐伏正断层必须完善排水系统，避免透水事故发生。第五节 工程地质一、煤层顶、底板稳定性评价根据钻探采取岩石物理力学试验成果及钻探岩芯编录，现将C12、C13煤层顶、底板稳固性评述如下：C12煤层：煤层位于龙潭组第一段（P3l1）地层中上部，上距C9煤层底一般为16.71m，下距C13煤层顶一般为6.75m。直接顶板为薄层泥岩，一般厚1m左右，属软弱岩类，工程稳

24、固性差。底板为中厚层状粉砂质泥岩，一般厚34m。属坚硬岩类，工程稳固性较好。二、井巷围岩稳定性评价XXXXX机轨合一巷布置于龙潭组（P3l1）地层中。龙潭组属砂泥岩层状岩类软硬相间岩组，岩性主要由灰深灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成。龙潭组软弱岩石（粉砂质泥岩、泥岩和煤层）及坚硬岩石（细砂岩、粉砂岩和泥质粉砂岩）呈互层状产出，砂岩类岩石质量及稳固性较好，但岩组中软弱岩石总厚度相对较大，其存在降低了主含煤段岩石的稳固性，局部巷道易出现冒顶现象，对矿床的开采影响较大。三、工程措施建议巷道揭露断层破碎带地段，应采用联合支护。巷道底部为泥岩、粘土质泥岩等易浸水软化地带，应剥离

25、并加强排水，防止巷道内积水，尽量减轻巷道底部变形。第三章   巷道布置及支护说明第一节 巷道布置XXXXX机轨合一巷设计在井田范围北翼，开口坐标：X=XXXXX；Y=XXXXXX；Z=+2050.821m；巷道全长：498m；巷道方位: 181°4443"；坡度：沿煤层顶板掘进。设计为矩形断面，采用锚杆、网支护，巷道净宽4.2m，净高2.6m，净断面10.92m2，掘宽4.2m，掘高2.6m，掘进断面10.92m2。附图4：XXXXX机轨合一巷开口大样图第二节 支护设计XXXXX机轨合一巷布置于龙潭组（P3l1）地层中。龙潭组属砂泥岩层状岩类软硬相间岩组

26、，岩性主要由灰深灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成。龙潭组软弱岩石（粉砂质泥岩、泥岩和煤层）及坚硬岩石（细砂岩、粉砂岩和泥质粉砂岩）呈互层状产出，砂岩类岩石质量及稳固性较好，但岩组中软弱岩石总厚度相对较大，其存在降低了主含煤段岩石的稳固性，局部巷道易出现冒顶现象，对矿床的开采影响较大。根据上述工程地质条件、井巷服务年限及巷道支护方式的发展趋势，确定掘进岩巷支护方式以锚杆、网为主，局部破碎地段采用架设29U型钢棚等支护。施工期间根据揭露情况，调整和优化支护方式。一、支护设计采用锚杆、网联合支护。1、锚杆：（1）采用20mm×2000mm等强螺纹钢锚杆；（3）布置

27、方式：呈矩形排列；（4）锚杆扭紧力矩：不小于150N.m;（5）锚杆锚固力：不小于125KN；（6）锚固方式：每根锚杆装3根CK2335树脂锚固剂；（7）孔深：1950mm；（8）锚固长度：不小于900mm；（9）托盘规格为：150mm×150mm×10mm蝶形托盘；（10）打锚杆时锚杆机钻头：28mm。2、锚索：（1）采用7股5mm的高强度低松弛钢绞线，规格为15.24mm×6000mm；每3.2米布置2根锚索。（2）间排距：1600mm×3200mm；每排布置3根锚索。（3）布置方式：呈矩形排列；（4）锚索抗拉强度：不小于1426.05N/mm2；（

28、5）锚索设计承载力：不小于230KN；（6）锚固方式：每根锚索装6根CK2335树脂锚固剂；（7）孔深：5850mm；（8）锚固长度：1800mm；（9）托盘规格为：250mm×250mm×10mm；（10）锚索锚具：矿用 KM15-1860锚索锚具；（11）打锚索时锚杆机钻头：24mm。3、网片：（1）采用6mm圆钢焊接制作；（2）规格：2000mm×1000mm；（3）网眼间距：100mm×100mm；（4）搭接长度：前100mm；后200mm；左帮200mm;右帮200mm。（5）搭接方式：搭接处用12#铁丝绑扎一道，联网时搭接两道边要通联，每道扭

29、结不少于3圈，两帮网片铺设至底板基础。二、支护设计及相关技术参数计算（一）支护方式及支护理论的选择采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。锚杆的作用，是将巷道易冒落的煤、岩直接悬吊在上面稳定的直接顶上，使岩层锚固紧密，防止松散。锚索锚固在深部围岩的老顶里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用。另外，由于直接顶强度低，易破碎，采用金属网进行护表。为了防止片帮，采用锚杆和锚网护帮。（二）锚杆支护理论计算1、锚杆长度 式中 锚杆长度，m； 锚杆外露顶板长度，取0.05m； 锚杆的有效长度，不小于直接顶的厚度，取1.25m； 锚杆的锚固长度，取0.7m； 把数据带入公式可求得

30、：=0.05 + 1.25+ 0.7 = 2.0m。2、锚杆锚固力（1）锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量，按下式计算：式中 锚杆锚固力，KN； 安全系数，取2.5； 、锚杆间排距，取0.8m，取0.8m； 冒落砂岩平均重力密度，查采矿工程设计手册表1-4-2，22-26KN/m3，取24KN/m3。把数据带入公式可求得： = 2.5 * 1.25 * 0.8 *0.8 * 24 = 48 KN。20等强螺纹钢屈服强度：335Mpa. 实际使用3根锚固剂，每根锚固剂锚固力经检验为75kN.总锚固力=225kN;远远的大于悬吊力。锚杆的有效长度，不小于免压拱厚度，取1.1m；（2）依据为

31、免压拱理论：普氏免压拱高：B/2+Htan(45°-W帮/2)/f顶式中 B、H巷道掘进跨度和高度，B4200m，H=2600m； f顶 顶板岩石普氏系数，取3； W帮 两帮围岩的内摩擦角，取63.43（查表得） 4200/2+2600*tan(45°-63.43/2)/3 =904.63mm 取1250mm锚杆总长=（501250700）=2000mm（3）按挤压加固拱原理设计锚杆的长度L=N(1.1+B/10) =1.2*(1.1+4.2/10) =1.824m式中：N为围岩稳定性系数，取1.2；B为巷道跨度m， B=4.2m；计算得：L=1.824m,取L=2.0m符

32、合要求；锚杆间排距D0.5L,则D=0.912m，取0.8m符合要求； 锚杆的布置方式为矩形布置。锚固剂的种类、规格、数量。根据锚固力应力大于锚杆承载能力的原则，在施工时必须在井下进行拉拨力试验，然后才能确定采用树脂锚固剂或其它固剂材料。树脂锚杆固剂规格23×350mm（直径×长度）数量不少于3根。3、锚杆的直径式中 锚杆直径，mm； 锚杆杆体的屈服强度，取335MPa。=0.013507m.把数据带入公式可求得：=13.5mm。取20mm等强螺纹钢锚杆满足需求。根据以上计算本巷道有锚杆+锚网就能满足强度要求。两边倾斜锚杆与中间锚杆形成加固拱。但为了更安全，防止冒顶事故发生

33、，决定增加锚索支护。（三）锚索支护理论计算1、锚索的长度式中 锚索长度，m； 锚索外露顶板长度，取0.2m； 锚索的有效长度，不小于锚杆锚固岩层的厚度2.0m；取2.10m。 锚索的锚固长度，取1.80m；（300*6卷）把数据带入公式,可求得：= 0.2 + 2.10 + 1.80 = 4.10m取6m 锚索锚固在坚硬岩石中，符合要求。根据C12煤层直接顶为薄层泥岩，一般厚1m左右，属软弱岩类，工程稳固性差，开采过程中易脱层垮落，本巷道掘进时用煤层顶板作为顶板，采用锚索进行加强支护，适合作悬吊基岩。2、锚索间排距的确定锚索的间距应根据锚杆的间距确定。该巷道每排布置10根锚杆，所以沿巷道中部布

34、置3根锚索（间距1.6米），承载1.40m（4.2/3=1.40m）范围内的垂直压力。每3.2m布置3根锚索。计算承载岩重：=免压高*宽*长*岩石密度= 1.1 * 1.40 * 3.2 * 22 = 108.42 kN锚索承载力，选用直径为15.24mm的钢绞线，查材料强度检验报告，整根钢绞线的最大力：标准规定230kN,检验结果260kN;取230KN；安全系数=230kN/108.42kN = 2.12倍。3、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力：式中：锚索锚固力，KN；锚索承载力，取230KN。CK2335的锚固力经检验为：75KN。现在使用每孔6卷*75KN=450KN。（四

35、）设计参数的修正结合锚杆、锚索的对应布置关系，修正支护计算参数结果如下表：附表10： 计算参数修正结果序 号参数名称单位计算值修正结果说明1锚杆长度m1.8242.02锚杆间距m0.80.83锚杆排距m0.80.84锚杆锚固力kN481255锚杆直径mm13.5206锚索长度m4.106.07锚索间距m1.601.608锚索排距m3.203.209锚索锚固力kN108.4223010锚索直径mm15.2415.24三、永久支护：采用20mm*2000mm锚杆，800mm*800mm间排距，金属网为6mm钢筋焊制，网孔规格：100×100mm，每掘进3.2米布置15.24mm×

36、;6000mm锚索1组（3根）。在施工过程中可根据巷道围岩稳定程度调整支护方式。附图5：XXXXX机轨合一巷机掘工作面巷道施工断面图 二、临时支护：1、临时支护的方式：使用3根吊环式前探梁。前探梁采用76.2mm无缝钢管，长4m的无缝钢管制作前探梁。背板：2000mm*150mm*50mm，木背板不少于11块，螺母吊环每根前探梁不少于3个。2、使用方式及要求：每根前探梁必须有两个支点，一个在迎头第一排锚杆上，第二个支点与第一个支点间隔一排锚杆，前探梁用吊环在锚杆上，前探梁与支撑前探梁的棚梁间必须用木楔刹牢，保证紧固安全施工。3、临时支护顺序如下：前探梁固定在锚杆上后，在梁上用背板、木楔等与顶板

37、接实、刹牢，以保证前探梁支护有力。临时支护最大控顶距2.2米，最小控顶距0.3米。（在锚网索支护时，吊环固定于迎头的第一、第二排锚杆上）4、架设质量要求及具体方法要求。（1）正确使用前探梁进行临时支护（永久支护到迎头时，可不使用前探梁），严禁空顶作业。（2）使用2根前探梁，2.4m长的背板。（3）使用前探梁时，要求吊环拧紧在最前面两排顶锚杆的螺杆上。前探梁必须紧顶迎头；背板左右交替排列最后一块背板紧接迎头。每块背板都必须承载在两根梁上。（4）使用前探梁时，应将顶网紧背在顶板上，钻眼及安装顶锚时，不必取下。（5）背板不牢或不贴顶板时，可用木楔楔紧。附图6：XXXXX机轨合一巷机掘工作面临时支护设

38、计图XXXXX煤业有限公司XXXXX机轨合一巷机掘工作面作业规程第三节 支护工艺一、支护方式及工序临时加强支护工作做完成，确认无安全隐患后，严格按设计的锚杆、网支护进行。（一）锚杆、网支护 1、采用锚杆、网支护，巷道布置10排锚杆。巷道顶部布置4排锚杆，沿巷道中线向巷道两帮分别布置6排锚杆。每掘进3.2米布置3根锚索。2、锚杆以矩型形式布置，以巷道中心线为准布置锚杆，垂直巷道中线向巷道两帮分别布置锚杆，锚杆间排距800mm，沿走向锚杆间排距800mm，锚杆长2.0m，锚杆以矩形型形式布置（见巷道断面图）。3、锚杆用20# HRB335(级)钢筋制成（等强螺纹钢锚杆），长2.0m，锚杆为全螺纹锚

39、杆，托板为10mm厚的蝶形冷压钢板，规格为150×150×10mm，中间凸出，并钻一个22mm的圆孔，锚固方式为端部树脂锚固剂锚固。4、树脂药卷为：CK2335树脂锚固剂，每眼装药卷量不得低于3根。5、巷道铺金属网，采用6mm圆钢焊接制作，规格2000mm×1000mm，网眼间距100mm×100mm，搭接长度:前100mm；后200mm；左帮200mm;右帮200mm。用12#铁丝绑扎2道，联网时搭接两道边要通联，每道扭结不少于3圈，两帮网片铺设至底板基础。6、锚杆眼打好后，用锚杆将树脂药卷送到眼底，用锚杆机带动杆体转动，将药卷弄破转动30s使药卷化学

40、物质充分混合发生化学反应，树脂由液态聚合转化为固态，将孔壁煤岩，锚杆体端部麻花状部分粘结固化在一起，等15min后安上托板拧紧螺帽即一套锚杆安装完成。7、打锚杆时应先把巷道顶帮刷光，使巷道尺寸达到规定要求，打锚杆处巷道周围应刷到实底，托板四角与煤（岩）壁贴紧。8、锚杆露出托板的杆体不少于10mm，不大于50mm。9、安装托板前先将锚网铺上，锚网必须铺平绷紧，并用铁丝把锚网搭接处联结好。10、在遇顶帮破碎垮落过高过宽地段可用锚索、11#工字钢棚、29U型钢棚、混凝土碹加强支护，但支护后的断面必须达到设计断面。（二）锚索支护 1、采用锚索支护，巷道布置3排锚索。均布置在顶部，每掘进3.2米布置2根

41、锚索。2、锚索以矩型形式布置，在巷道中心线各800mm布置一排锚索，锚索间距1600mm，锚索长6.0m。3、锚索采用7股5mm的高强度低松弛钢绞线，规格为15.24mm×6000mm；每3.2米布置3根锚索。托板为10mm厚的蝶形冷压钢板，规格为250×250×10mm，中间凸出，并钻一个20mm的圆孔。锚索锚具选用矿用 KM15-1860锚索锚具，锚固方式为端部树脂锚固剂锚固。4、树脂药卷为：CK2335树脂锚固剂，每眼装药卷量不得低于6根。 5、锚索眼打好后，用锚索将树脂药卷送到眼底，用锚杆机带动杆体转动，将药卷弄破转动30s钟使药卷化学物质充分混合发生化学

42、反应，树脂由液态聚合转化为固态，将孔壁煤岩，等15min后安上托板、锚具。锚索施工后，应及时对锚索进行检查，锚索预紧力的最低值应不小于设计预紧力的90%。发现工作载荷低于预紧力时应及时进行二次张拉。6、打锚索时应先把巷道顶帮刷光，使巷道尺寸达到规定要求，打锚索处巷道周围应刷到实底，托板四角与煤（岩）壁贴紧。7、锚索露出托板的钢绞线不少于150mm，不大于250mm。8、安装托板前先将锚网铺上，锚网必须铺平绷紧，并用铁丝把锚网搭接处联结好。9、在遇顶帮破碎垮落过高过宽地段可用锚索、11#工字钢棚、混凝土碹加强支护，但支护后的断面必须达到设计断面。二、支护规格质量要求及支护技术要求：1、根据现场煤

43、岩层结构严格控制好成巷高度和宽度，确保巷道成形完整，严禁出现超挖、欠挖现象。2、掘进时要用好中腰线，中线到巷道两帮的距离必须量准确，巷道净宽误差不得超过0-100mm，巷道净高误差不得超过0-100m，超挖不超过100mm；不得出现欠挖现象。3、锚杆支护工必须严格按要求安装锚杆，锚杆眼深度应比锚杆浅3050mm，以保证锚杆露出托板的杆体尺寸，并可使锚杆插入眼底的麻花状杆体与树脂锚固剂、煤壁充分粘结，达到预期锚固作用。4、打锚杆眼前，锚杆周围巷道应刷到实底，上托板时，托板四角与煤壁应贴紧，严禁托板一个角贴煤（岩）壁，其它三角悬空。5、装锚杆时，用锚杆将树脂药卷送到眼底部后，用锚杆机带动杆体转动3

44、0秒钟，使药卷化学物质充分搅拌混合，使煤岩壁和锚杆端部麻花状杆体通过化学反应胶结物质固化在一起，起到锚固作用。6、网必须绷紧铺平，联接牢固。7、锚杆必须穿层布置，严禁平行煤岩层层理或裂隙布置。8、锚杆孔直径与锚杆钻头、药卷直径必须配合适当。9、每班必须对上一班的锚杆认真检查，并重新紧上一遍锚杆螺丝，以确保锚杆支护质量，对不合格的锚杆必须立即修复或重打眼，重安装。10、支护工进入巷道空顶区进行锚杆支护前，必须认真敲帮问顶，打好临时支护。11、锚喷支护是建立在岩层结构完好，不片帮的前提下进行。巷道侧压大和煤（岩）层破碎、松软地段不得采用此方法支护，必须使用混凝土碹支护、架11#工字钢棚支护或锚杆网

45、锚索联合支护。12、临时支护与永久支护。永久支护落后掘进工作面不超过6米，临时支护掘进工作面迎头空顶距离不超过0.5米。第四节 矿压观测一、 观测对象观测对象为：XXXXX机轨合一巷掘进过程中巷道顶、底板变化情况。二、 观测目地通过对巷道变形情况及锚网受力情况、巷道围岩以及支护参数形式的合理性观测，以便于根据巷道变形情况及支护体受力情况及时调整支护方式。确保巷道服务年限期间安全。巷道监测具体内容为：顶板离层仪的观测。三、观测方法顶板离层仪监测：为了加强锚杆支护的顶板管理，进一步优化锚杆支护参数，随时了解顶板的离层情况，煤巷、半煤巷支护必须进行顶板离层监测，并将检测结果记录在牌板上。1、顶板离层

46、仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌管理，牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位置、离层量、观测责任人等内容。2、顶板离层仪必须安设在巷道的中部或交岔点的中心位置，顶板离层仪的间隔距离一般为50m。现场应选用安装简便、测读方便、具备直观视觉的双基点顶板离层仪，顶板离层仪应有生产许可证、产品合格证、产品说明书，深浅基点在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置。3、施工方法：用锚杆机在顶板上打孔至预定深度（深部离层6m，浅部离层3m）。用端部带槽的安装杆将上部锚固器推至钻孔上部（深基点位置），轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住，再将下部锚固器推至钻孔中预定监测位置（浅基点位置），

47、检查确认孔口套管组件连接牢固，然后将其插入钻孔中，确保两个刻度指示环移动不受任何卡阻并确认孔口套管组件已固定在钻孔中，截去多余的细钢丝，记录初始数据，并固定顶板离层仪，确保监测值准确性。然后安装记录牌，顶板离层仪牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理并便于观察，巷道施工队必须保证所属区域内的离层仪和牌板清洁、完好。4、正常条件下，前3天每天观测1次，如前3天顶板累计下沉量大于100mm，仍执行每天观测1次的措施，并向矿生产技术科汇报采取相应加强支护措施，直到顶板下沉速度小于10mm/d，方可执行每7天观测一次。如3天顶板累计下沉量小于100mm，则以后每隔7天观测1次。因巷道掘进影响到

48、观测的，要重新安装顶板离层仪或建立位移量观测站。要求每次观测要建立台帐，有完整记录，直到巷道回采结束。5、观测记录实行现场记录牌、记录台帐对口制度。掘进期间两次测读数据出现明显变化时，必须加强安全监测。所有监测数据必须真实有效，严禁造假。施工队技术员对每次的监测数据汇总后上报生产技术科，若生产技术科分析后发现异常及时上报总工程师，由总工程师主持分析，并根据分析结果提出针对性措施，整改落实。第四章 施工工艺及方法第一节 施工方法一、巷道开口施工方法：开口前由地测科根据设计要求提前标定开口位置，标定巷道中腰线，掘进队严格按中腰线施工。二、掘进施工方法：1、巷道采用EBZ160掘进机掘进，DTL-65可升缩式胶带运输机出煤（矸），人工后路巷道卧底、支护。2、正常情况下每刀进度0.8 m，每2刀为1个循环，每班2个循环进度3.2m。3、巷道掘进过程中遇破碎、松软、松散带、煤层见水及穿层等特殊地带时，缩短循环进尺，加强锚索排排施工并紧跟迎头。三、施工顺序（一）临时支护施工顺序：交接班标定中腰线（掘进机检查维护）切割排（煤