3103工作面切眼作业规程

伊泰红庆河煤矿3七03切眼

掘进工作面作业规程

编号：掘0022号

工作面名称：3T103工作面切眼

编制人：综掘八队梁掂掂

施工负责人：综掘八队许正重

总工程师：刘阳军

生产矿长：李文艺

批准日期：2017年4月15日

执行日期：2017年4月20日

初审意见

初审人员签字

技术员：年月日

机电队长：年月日

通风队长：年月日

掘进队长：年月日

技术经理：年月日

机电经理：年月日

生产经理：年月日

安全经理：年月日

一、存在主要问题

二、处理意见

会审意见

会审部门及矿领导签字

技术：年月日

生产：年月日

通风：年月日

机电：年月日

地质：年月日

测量：年月日

调度：年月日

安全：年月日

机电矿长：年月日

安全矿长：年月日

生产矿长：年月日

总工程师：年月日

一、存在主要问题

二、处理意见

目录

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

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

第二节编制依据.............................................1

第二章地面相对位置及地质情况.....................................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.........................................5

第一节巷道布置................................................5

第二节矿压监测................................................7

第三节支护设计................................................9

第四节支护工艺...............................................16

第四章施工工艺..................................................20

第一节施工方法...............................................20

第二节凿岩方式...............................................20

第三节装载与运输.............................................22

第四节管线敷设...............................................22

第五章生产系统..................................................24

第一节通风..............................................24

第二节压风系统..............................................26

第三节瓦斯防治...............................................26

第四节综合防尘...............................................27

第五节防灭火.................................................28

第六节监测监控系统...........................................29

第七节供电系统...............................................31

第八节供水...................................................33

第九节排水...................................................33

第十节照明及通讯控制系统.....................................33

第十一节运输系统.............................................33

第六章劳动组织及主要技术经济指标................................33

第一节劳动组织...............................................33

第二节循环作业...............................................34

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

第七章质量要求及保证措施.........................................37

第一节质量要求................................................37

第二节质量保证措施............................................37

第八章安全技术措施..............................................37

第一节“一通三防”安全技术措施...............................37

第二节顶板安全技术措施.......................................41

第三节避险系统................................................42

第四节机电管理................................................43

第五节运输管理................................................46

第六节防治水..................................................50

第七节支护安全技术措施........................................50

第八节文明生产要求............................................51

第九章灾害应急措施及避灾路线....................................51

第一章概况

第一节概述

1、巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度

T103工作面切眼，是回采T煤、回风、安装设备的巷道，设计全

长281.75m,正常段7-7断面为209.75m,机窝段8-8断面为25m,切

眼端头碉室段9-9断面为11m,倒车碉室10-10断面为24m,绞车窝1IT1

断面为12m,沿煤层底板掘进

2、服务年限

服务年限为6个月

3、开竣工时间

预计开工时间：2017年4月17日

预计竣工时间：2017年6月17日

附图：巷道布置平面图。

第二节编制依据

1、《内蒙古伊泰广联煤化有限责任公司红庆河煤矿二、三期施工组织设计》

2、《建筑工程施工质量验收统一标准》GB50300-2001

3、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010

4、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010-2010

5、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009—94)

6、《混凝土结构工程施工质量验收规范》GB50204-2002

7、《钢筋焊接及验收规程》JGJ18-84

8、《地下防水工程质量验收规范》GB50208-2002

9、《工程测量规范》GB50026-97

10、《建筑电气工程施工质量验收规范》GB50303-2002

11、《煤矿建设安全规范》(AQ1083-2011)>

12、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定》

13、《煤矿安全规程》(2016年版)

1

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

井上下对照关系表

水平、盘区一水平一采区工程名称巷道高程

1400m~1408m,

平均1404m,呈

地面标高井下标高+666.03m

现西南高、东北低

趋势。

1、地表上部没有村舍，3X03胶带运输顺槽停掘位置正前方

地面相对位置建筑

81.89m存在村舍。

物、小井及其他

2、地表大部分为草丛，东部存在小型沟壑等。

本巷道巷中开口位于3煤南翼辅助运输大巷右帮向西3737.95m

井下相对位置对掘

的3-1103胶带运输顺槽右帮处，切眼西南与3"103辅运顺槽贯通，

进巷道的影响

东南与3-403工作面胶带运输顺槽贯通。

东南侧有已掘完的3103工作面胶运顺槽，西南侧有已掘完的

邻近采掘情况对掘3T103工作面辅运顺槽,北部为3-1103工作面实体煤;南部为实

进巷道的影响体煤；西南侧为回采工作面采空区。故相邻掘进巷道及回

采工作面对3-403工作面切眼掘进影响较小。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层特征表

指标参数备注

煤层厚度/m平均7.1m

煤层倾角（°）1~7°

煤层硬度/f0.8~1.6,平均1.26。

煤层层理发育

煤层节理、裂隙纵向节理发育、裂隙发育

自然发火期/d1级，容易自燃

绝对瓦斯涌出量/

（m3•min1）

煤尘爆炸系数有爆炸性

地温/C本区为地温正常区，无地热危害。

瓦斯成分己N2,CO2为主，CH4较少不

瓦斯含量/（ml/g）足10%,最大者为5.94%,属CO2-N2带即瓦

斯风化带，同时瓦斯含量甚微。

二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸

2

指数、地温等。

（-）矿井瓦斯情况

根据已掘巷道31103工作面胶带运输顺槽及3,103工作面辅助运输顺槽的

瓦斯检测情况，瓦斯检测涌出量0.17n）3/min、二氧化碳0.080?/min,结合井田

内施工的19个钻孔（含井检孔瓦斯样4个）中采取了瓦斯样测定，本区域采面

瓦斯风化带，均为瓦斯煤层。

（二）矿井煤尘情况

根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司《2015年煤尘爆炸性、煤自燃

倾向性安全检测检验报告》，本井田各煤层火焰长度＞400mm,抑制煤尘爆炸最

低岩粉增加量为80%,鉴定煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数37.73%。

（三）矿井煤层自然发火情况

根据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司《2015年煤尘爆炸性、煤自燃

倾向性安全检测检验报告》，鉴定煤的吸氧量为0.73cnMg,依据《煤自燃倾向

性色谱吸氧鉴定法》（GB/T20104-2006）规定，煤层自燃倾向性为容易自燃。

（四）地温

根据已掘巷道31103工作面胶带运输顺槽及3‘103工作面辅助运输顺槽简

易测温工作，测温结果表明，此采面最高温度为23℃,达不到31c属地温正常

区，本煤层无地热危害。

第三节地质构造

一、地层产状及地质构造特征

该掘进工作面范围构造形态总体为一向西倾斜的单斜构造，倾角一般1〜

7°,地层产状沿走向及倾向均有一定变化，但变化不大。在掘进过程中及时

探测顶底煤厚度，保证巷道沿煤层底板掘进。

根据三维地震资料显示掘进范围内无较大断层，但根据附近已掘巷道及煤

层底板等高线分析，及南部DF1O断层的影响，掘进过程中可能会遇到小断层、

小的冲刷带等构造。

二、相邻工作面煤层特征

根据钻孔及巷道实际揭露3-1103工作面煤层平均厚度约7.1m,煤层结构

为简单结构类型，煤层基本无夹肝，只有局部有少量夹肝，但范围较小。煤层

倾角一般1〜7°,煤层厚度变化不大，属于稳定煤层。

3

三、煤（岩）层赋存特征

（一）、煤层及顶、底板

1、3-1煤层

3-1煤层:黑色，条痕为褐黑色，以暗煤为主、亮煤次之，加少量镜煤及丝碳,

块状结构，差参状断口，节理裂隙发育，弱沥青光泽，含少量黄铁矿结核。

煤层可采厚度：最大厚度7.4m,最小厚度6.8m,平均7.1m。夹肝情况：

基本无夹秆。煤层底板高程+659~+665m,煤层自然状态下抗压强度：

8.4-16.3MPa。煤层普氏系数在0.8~1.6之间，平均1.26。

2、3-1煤层顶板

直接顶板：岩石主要以砂质泥岩、细砂岩岩为主，裂隙发育中等，层理发

育，块状结构，在自然状态抗压强度10.5—31MPa平均21MPa。属于软弱~半

坚硬岩层。

3；煤层基本顶板：中粗粒砂岩：浅灰色、主要含石英、长石为主，次棱

角状、分选中等、泥质胶结、半坚硬。

3、3-1煤层底板

砂质泥岩：灰黑色、泥质结构、水平层理、平坦状或贝壳状断口，夹炭质

泥岩和薄煤层，遇水泥化。自然状态抗压强度23—37MPa平均30MPa。

四、瓦斯地质

根据《解吸法测定煤层层瓦斯含量》操作规程，在勘查区内施工的15

个钻孔中采取了瓦斯样，结果表明，瓦斯含量中CH4与自然瓦斯成分中CH4均

很少；CH4含量。〜0.06ml/g•燃，自然瓦斯成份中CH4含量078.30%,故无

CH4带；CO2为0-11.78%,N2为88.28〜99.66%,属CO2〜N2带，即瓦斯风

化带。

在煤矿生产中，仍需加强管理，设置专门人员对井下（特别是工作面、采

空区、废弃巷道）进行严密监测，防止井下通风不良，使瓦斯局部富集，而发

生事故，造成人员伤亡和不必要的经济损失。

第四节水文地质

根据有关地质资料显示，本巷道施工过程中，3-1煤顶板直罗组中粗砂岩-

砾岩含水层为直接充水含水层，以静储量为主。根据已掘巷道显示，工作面上

4

部含水层富水性较强：3'103工作面胶运掘进至3458m时遇到正断层NF18,断

层及裂隙导通上覆含水层发生淋水，最大涌水量约0.5m3/h；o

3,103工作面切眼掘进范围无封孔不良钻孔及老空积水。但也可能存在小

的构造导水，在掘进过程中，必须坚持“有掘必探、先探后掘”的原则进行掘

进，同时，完善排水系统，保证工作面排水能力。预计巷道正常涌水量Q=20m3/h

左右，最大涌水量Q=30m3/h左右。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道说明

3,103工作面切眼布置在3-1煤层中，切眼总工程量为281.75m0掘进按

3-1煤层底板施工。3,103工作面切眼开口位置从3,103工作面胶带运输顺槽

3737.95m处开口。

二、巷道断面尺寸及形状

3,101工作面切眼断面为矩形断面，以沿煤层底板掘进。

断面编号掘宽m掘高mS«m2净宽m净高mSum2

7-79.54.542.759.34.239.06

8-8114.549.510.84.245.36

9-911.54.551.7511.34.247.46

10-105.24.523.454.221

11-115.24.322.365420

备注：所有巷道地坪厚度均为200mm,碎标号C30

三、巷道中线布置

巷道掘进施工由项目部技术组提供中线，施工中线以技术交底形式下发,

在巷道中线位置安设1台激光控制巷道走向。

附图：T103工作面切眼平面图

5

3T103工作面切眼平面图

6

第二节矿压监测

一、观测对象

1.顶板下沉及巷道变形观测。

2.锚杆（锚索）受力情况。

二、观测内容

包括三部分：锚杆预紧力矩检测，锚杆（索）抗拔力抽检，顶板离层观测。

三、观测方法

1.锚杆预紧力矩检测

巷道掘进施工过程中，安排专人每班用扭力扳手对锚杆进行抽测扭矩，每

循环逐根检查。

2.锚杆（索）抗拔力抽检

锚杆（索）受力使用锚杆（索）拉拔仪进行抽检，抽检时达到设计要求的

90%即可。锚杆抗拔力抽检按巷道掘进每15m或每打设锚杆300套抽测一组，每

组为3根；锚索每根预紧检查。锚杆（索）抗拔力抽检应做好检测记录。

3.顶板离层观测

采用顶板离层指示仪测量顶板岩层锚固范围内外位移值，在巷道每30m处

安装一个顶板离层仪，并在帮部悬挂观测记录牌板。

离层仪的安装方法和步骤：

①钻孔：采用B22中空六方接长式钻杆、①28mm钻头用锚杆机在巷道中线

处打垂直钻孔,深度7.3m；

②深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装

杆后，用手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。

③浅部基点：用安装杆推入浅部基点锚固器至3m处，抽出安装杆后，用手

拉一下钢绳，确认锚固器已固定住。

④孔口套管：安装孔口套管。

⑤对准刻度：将A刻度（浅部基点刻度）与孔口套管边缘刻度0对齐，将

其绳卡卡死并截去多余钢绳；将B刻度（深部基点刻度）与孔口套管边缘刻度

0对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。

⑥初读数：记录初读数。

安装注意事项：

7

①离层指示仪安装位置距迎头不得超过1.5m,否则无法捕捉顶板离层的

全过程；

②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；

⑤安装后，两个刻度均应处于自由状态，不得有任何卡阻现象。

观测频度：

根据深浅基点显示的刻度，离层仪安装后前5天每班观测一次，直接读取

数据，五天后每周观测一次，仅观测颜色。由验收员或跟班队长负责观察，并

及时填写现场观测记录牌板及记录资料。其他人员也应随时注意观察，以便及

早发现异常现象，确保安全。离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层

松动的严重程度，蓝色表示顶部松动离层值较小，处于较稳定的状态；黄色表

示离层松动己达到警界值；红色则表示顶板离层松动值较大，已进入危险的状

态。

检测仪器见下表

检测仪器表

达到设计值对应

名称型号厂家

的量程

锚杆拉力计LDZ200常州科鼎工矿设备公司24MP/8T

锚索张拉泵MQ19-250/48江阴金牛科技有限公司40MP/200KN

扭力扳手60-300N•m800N.M

顶板离层仪LBY—3

四、数据及现场处理

1.要求距迎头工作面30m范围内悬挂检测工具管理牌板，标明设备型号及

达到设计值对应的量程。

2.锚杆（索）抗拔力抽检时只做非破坏性拉拔，拉至设计要求的90%即可。

若发现不合格锚杆（索），及时在附近补打锚杆（索）。

3.锚杆、锚索的抗拔力及预紧力的检查由当班验收员负责，并做好记录。

4.若施工过程中需对支护设计进行变更，需编制补充措施。

8

第三节支护设计

一、永久支护

（-）3,103工作面切眼永久支护均采用锚网索联合支护。

（二）支护参数

（1）顶板支护

顶锚杆：

锚杆形式和规格：杆体为22"左旋无纵筋335号螺纹钢筋，长度2.4m,锚

固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，端头一支规格为MSCKb2350,另一

支规格为MSK2350。钻孔钻头为30mm,锚固长度为1426mm。

托板：采用拱型高强度托盘，钢号不低于Q235,规格为150X150X10mm,

拱高不低于34mm，配调心球垫和减阻尼龙垫圈。

护板规格：采用W型钢护板，厚度4mm,宽280mm,长度450mm,四面压棱。

锚杆角度：垂直巷道顶板。

网片规格：采用①6.0mm钢筋网护顶，网孔规格100X100mm,网片规格900

X2100mm,网间搭接100mm,相邻两块网之间要用双股14#铁丝连接，要求孔孔

相联。

锚杆布置：

7-7断面:间距800mm,锚杆排距900mm,每排12根锚杆；

8-8断面:间距800mm,锚杆排距900mm,每排14根锚杆；

9-9断面:间距800mm,锚杆排距900mm,每排14根锚杆；

10T0断面：间距900mln,锚杆排距1000mm,每排6根锚杆；

1IT1断面：间距900mln,锚杆排距1000mm,每排6根锚杆；

切眼抹角:间距800mm,锚杆排距900mm,每个抹角5根锚杆；

锚杆预紧扭矩：锚杆搅拌完成后及时利用风动扳手拧紧螺母，预紧扭矩不

低于250N.m。

顶板锚索：

锚索形式和规格：1-7断面、8-8断面及9-9断面锚索材料为018.9mm,1x7

股预应力钢绞线，长度7.5m的树脂加长锚固，10-10、11-11断面锚索材料为

018.9mm,长度6.3m钢绞线，且采用端头一支MSCKb2350和两支MSK2350树脂

锚固剂锚固，钻孔直径为28mm。

锚索托板：采用300mmX300mmX14mm高强度拱形可调心托板及配套锁具，

9

锚索托板高度不低于60mm,厚度不小于14mm。

锚索布置：

7-7断面：每排5根锚索，间距1600mm,排距1800mm；

8-8断面:每排6根锚索，间距1600mm,排距1800mm；

9-9断面:每排7根锚索，间距1600mm,排距1800mm；

10-10.H-11断面:每排2根锚索，间距1800mm,排距2000mm。

锚索预紧力：锚索预紧力要达到200kN。

(2)巷帮支护

非开采帮：

锚杆形式和规格：杆体为22’左旋无纵筋335号螺纹钢筋，长度2.4m。

锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，端头一支规格为MSCKb2350,

一支规格为MSK2350。

钻孔直径为30mm,锚固长度为1426mm。

护板规格：采用N型钢护板，厚度4mm,宽280mm,长度450mm,四面压棱。

托板：采用拱型高强度托盘，力学性能与锚杆匹配，钢号不低于Q235,规

格为150X150X10mm,拱高不低于34mm,配调心球垫和减阻尼龙垫圈。

锚杆角度：锚杆垂直巷帮。

网片规格：采用8#菱形编织金属网护帮，材料为8#铁丝，网孔规格50X

50mm,网片规格4600XI100mm。用14#铅丝联接，网间搭接100mm,双丝双扣，

孔孔相连。

锚杆布置：

7-7、8-8、9-9断面锚杆间距900mm,排距900mm,每排5根锚杆；

10-10断面锚杆间距900mm,排距1000mm,每排5根锚杆；

11-11断面锚杆间距850mm,排距1000mm,每排5根锚杆。

锚杆预紧扭矩：利用风动扳手拧紧螺母，不低于250N.m。

开采侧帮及一次掘进临时支护帮：

锚杆规格：锚杆选用①20><2000mm玻璃钢锚杆。

锚杆锚固方式：采用一支K2350树脂锚固剂。

网片规格：网片采用高强塑料网规格50X50-4600X1000mm,每隔100mm

采用14#铁丝双丝双扣连接、网丝扭接不少于3圈。

锚杆配件：采用配套塑料托盘、木托板为400X180义50mm、塑料托盘为中

10

150X8mmo

锚杆角度：锚杆垂直巷帮。

锚杆布置:锚杆排距900mm,每排3根锚杆、间距1100mm（开采帮每排5

根锚杆，间距900mm）0

锚杆预紧扭矩：锚杆预紧扭矩40N•嗅（附巷道断面图如下）

11

8—8

k50

15奏间排¥”.6X1.5

仃1.9-7^00'

15501600匕,一1600-16001600叱■_16001450

-800：三±8)0>

,800.Q.QQ-IL8B01r800.

巷

道

机窝处打设3个

中

1200*200*200mm

心

线

；Q10800

11000

13

9—9

1:50

16001600—1600—1600—16001600—1550

800-8)0800.800^8(iQ葭;。，工

锚杆间排距0.9X0.9m

022-2400

巷

OO

道

CN

中配塑料托盘

二

二）

6心

线

11300

11500

14

10—10

1:5011—11

k50

锚索间排距”8X2n

018.9-6300

o

:二

900

o

g

oo

o

LC

oc

1005000100

5200

15

3.砂铺底参数

断面铺底厚度为200mm,强度为C30。

二、临时支护

工作面掘进施工采用单体液压支柱进行临时支护。掘进时配备3根单体液压

支柱作为临时支护。

附图：临时支护平面图、剖面图

3”03工作面切眼单体液压支柱临时支护图

第四节支护工艺

一、支护工艺要求

(-)锚网支护工艺要求

顶板支护的施工工艺流程为：

综掘-»找掉危岩出渣一铺钢筋网-临时支护一钻顶板中部锚杆孔一清孔—安

装树脂锚固剂和锚杆一用锚杆机搅拌树脂锚固剂至规定时间―用锚杆机初次预

紧锚杆-安装其它顶板锚杆一一循环支护完后用风动扳手拧紧锚杆达到设计值。

两帮锚杆施工顺序：

钻孔、清孔-安装树脂锚固剂和锚杆一搅拌树脂锚固剂一等待1分钟左右一

16

铺菱形金属一安上W钢护板一风动扳手—安装其它帮锚杆。

顶部支护安装顺序：

钻孔、清孔-安装树脂锚固剂和锚索一搅拌树脂锚固剂一等待1分钟左右一

装托板和锚具f张拉锚索f下一根锚索。

1.锚杆支护

选用MQT—130/3.2气动锚索钻机，和使用ZQS-50型风煤钻来完成打眼和锚

杆安装工作，钻杆规格：*19X1000（1200）mm,钻头规格：630mm。打锚杆时

要严格按照操作规程作业。锚杆支护作业顺序为：定位、钻眼、安装锚杆、紧固

锚杆。

⑴定位

打眼前依据激光线和设计锚杆的间、排距，将要打锚杆的位置预先标好，并

在钻杆上标出钻进的深度。由中间向两帮、接茬处向迎头逐根支护。

⑵钻眼

在机具上装好钻杆，使钻头刚好顶在打眼的位置上,然后轻轻操作给进阀杆,

使钻头顶到顶板，稍微给进，钻出小孔，接着均匀给进，继续钻眼直至深度达到

设计深度，退出钻杆；打眼前应调整钻杆的角度，钻杆应垂直岩面，钻杆与岩面

角度不能小于75度。

⑶安装锚杆

按照先放红色后放蓝色次序将药卷放入孔口，由锚杆顶入孔内，将锚杆另一

端放入帮锚机或锚索机注头内，使锚杆上升将药卷送到眼底开始转动，进行搅拌,

搅拌约10〜20秒，之后上升锚杆机转动螺帽将托盘紧贴岩面。

⑷紧固锚杆

待树脂凝固后，然后使用风动扳手紧牢螺丝，使其抗拔力不小于80KNo锚

杆扭矩250N.mo

（二）网片铺设工艺

顶板网片根据断面设计尺寸预先将网片绑扎到一起，待掘进完毕后，由人工

将其整体搬运至工作面，用单体液压支柱将其顶至顶板上，然后打注正顶一根锚

杆以固定顶板网片，顶网搭接时，后面的网片要压住前面的网片，网片绑扎用

16*铁丝绑扎，帮部网片铺设时与拱部网片搭接不少于100mm。

（三）锚索安装工艺

1.安装方法：

17

（1）当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/3.2型气动锚索钻机和

直径28mm双翼钻头来完成打眼和锚索安装工作，采用湿式打眼。为保证孔深准

确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出孔位置，眼深根据锚索

设计施工，并用压风将眼内的残渣吹净。

（2）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，不合格的严禁使用。

（3）将眼孔内的积水，（煤）岩粉用压风吹扫干净。

（4）两人配和把锚索顶住锚固剂缓缓送入眼孔，确保锚固剂全部送到孔底。

快凝药卷在上、中凝药卷在下，用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不

要用力过猛及不能反复抽拉描索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

（5）锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入

锚杆钻机上。

（6）一人扶住机头、一人操作锚索机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转,

后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20-35S,确保搅拌均匀。

（7）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min,然后收回锚索机。

（8）15min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、索具，并将其托到紧贴

顶板的位置。

（9）两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张紧，并

注意观察压力表读数，达到设计预紧力200KN或千斤顶行程结束时，迅速换向回

程。锚索预紧要求二次预紧，预紧流程与一次预紧操作一致。

（10）卸下张拉千斤顶，完成锚索的安装。

2.技术要求：

（1）锚索孔深误差控制在0〜+100mm。

（2）锚索外露长度不大于250mm。

（3）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,

否则开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。

（4）锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须重新进行张拉。

（5）用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一

遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。

（四）碎铺底

3,103工作面切眼铺底等级为C30o施工时，按实验室出具的配合比进行施

工。铺底碎厚度为200mm,将巷道内杂物、浮煤肝清理干净并整平，再铺设底板。

18

表面平整度W10mm。

二、控顶距

⑴掘进前最小控顶距不大于0.7m,掘进后最大控顶距不大于4.7m。锚索到

工作面的最大距离为2.0m。

⑵当顶板不稳定时，严格执行割一排锚一排制度。

19

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、施工顺序

3，03工作面胶带顺槽掘进完成后，开始施工切眼，由于切眼断面较大，

整个断面分2次施工，一次施工为非开采面侧、壁龛及倒车碉室，二次施工为

开采测。

一次施工非开采侧小切眼，切眼与调车碉施工采取先期开口5m及抹拐和迎

头一次掘出，整个切眼掘进完成后，再掉头施工余下调车碉室。非开采侧小切

眼施工结束，将综掘机退至切眼开口处，然后将非开采侧小切眼单体液压支柱

超前20nl支护好后，开始扩刷工作面侧切眼，施工完成后，撤出综掘机后把剩

余单体液压支柱支护好，开采帮及煤柱侧均采用玻璃钢锚杆和高强塑料网进行

临时支护，确保施工安全。

由于3-1103辅运顺槽巷道内积水较多，切眼施工暂不贯通，预留30m,施

工时严格控制。

2、切眼施工时沿3'煤层底板掘进，底板不允许破底，留煤不得超过300mm。

3、巷道顶部用MQT—130/3.2锚索机打注锚杆、锚索。帮部锚杆用ZQS-50

风煤钻打眼，风动锚杆搅拌器搅拌锚杆，人工安装托盘，并用加长扳手将罗帽

拧紧。

4、破碎段每次割煤前先打超前支护，采用短掘短支。（在断层前后的特殊

地质构造段需加强支护并另编措施）。

5、在一次掘进完成后，二次小切眼施工超前20m支护完成后，开始液压

单体支护，单体液压支护距离迎头不超过20m,在液压单体支护下进一步采用

木跺加强支护，规格为1000*1000mm井字垛，木垛间距为5m,木跺于顶底板

必须结实，以保证来压的实效性。

6、地坪施工：整个掘进及支护完成后，先将底板清理至实底，然后浇筑

混凝土。混凝土由3X03辅助运输顺槽1100m处联络巷里的搅拌机根据配合比

现场拌制，防暴胶轮车运输，风动振动器振捣，浇筑时壁龛一次浇筑完成，木

垛及单体底座大道混凝土内。

第二节凿岩方式

1、采用EBZ-230型掘进机进行掘进，根据以往施工经验采用台阶施工法,

上层施工为2500mm,下层施工2000mm。截割顺序：割煤岩时由下向上，先从巷

20

道煤层底板向上2m处拉H翻1④罐燃蝌翻［■球十位置，具

体附图。

2、为了彳呆证工程侬丁便于掌握巷道规格广定向采用激光指向（Zo

3、EBZ-230型综掘机掘进时采用机前撒水降尘。

尺名称型号数量

序号机具、钻动力配套方式备注

1综掘机EBZ-230号321kW1

修机,DSJ80/40-2*55C喈力<=>

2皮带辅55kW2

3锚嗦机MQT-130/3.2台3台用1台

［钻^QS-50/1.65----台

4风爆-3音用1台

.BQS20-50-75/18.5

5排水绿中台34泉用1台

LUJ

1NKW

附图：、掘进桃截割顺序图。

21

第三节装载与运输

1.运煤系统：

先期掘进：

切眼工作面f防爆铲车一一部简易皮带~3-1103工作面胶带顺槽皮带一3T103工作面

辅回撤通道皮带一3‘101工作面胶带运输顺槽皮带-3煤南翼胶带运输大巷一井下煤仓一主

井箕斗->地面

后期正常段掘进：

切眼工作面一二运皮带一3T103工作面胶带顺槽皮带一3T103工作面辅回撤通道皮带

-3101工作面胶带运输顺槽皮带-3煤南翼胶带运输大巷一井下煤仓一主井箕斗一地面

2.材料、设备、人员运输系统：

地面f副井一+677m井底车场f3।煤南翼辅助运输大巷（斜联巷）一3।煤南翼辅助运输

大巷f3‘103工作面辅助运输顺槽f3L03工作面辅回撤通道f3L03工作面胶带运输顺槽

-3-1103工作面切眼

装载设备运输方式表

序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注

1防暴铲车30180m

2运输皮带80052500m

3运输皮带100021800

4刮板机600280

第四节管线敷设

1.风筒

由于巷道断面较大，巷道采用双风筒掘进，一路风筒继续用3103工作面胶带顺槽正掘

段引出，另一路风筒由3-1103工作面胶带运输顺槽反掘段引出，风筒出风口距离工作面距

离W10m,布置在巷道左帮顶板上，风筒靠帮200mm,靠顶300mm。要求风筒吊挂平直，逢

环必挂，接头结实无漏风，风筒无破口，无扭结现象。

2.电缆

电缆钩安装孔距离底板不小于2.5m,间距1.0m,从上到下的吊挂顺序依次为信号电缆、

低压电缆、高压电缆，除信号电缆外不允许同一个电缆钩槽内敷设多根电缆。同类型的电

缆在电缆钩上敷设时，从上到下按直径由小到大排列。

3.风、水管

压风管、供水管、排水管采用托管支架固定，支架安装孔距离底板不低于1500mm,间

22

■1

1

距300mln。供水管编水管在下。固定管路:i巨工作f

〔设方:式表,:「帽

一嵋T管线期

名规格7

序卑教匚作面

号称4型号位利距

风筒（1。H样

1lOOO*lOOOOmm30*而

节r.'?X

\v30m

2风管108*6000mm节-45一赢小

An\2

3供水管lUo^bUUUinin4b打眼回ZL50m

4排水管159*6000mm节45打眼固定30m

23

第五章生产系统

第一节通风

按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、C02涌出量、作

业人员的供风量不小于4m3/min、掘进巷道最低风速验算四种方法计算并取其最大值。因本

次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、C02涌出量

和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。

(1)按进入工作面最多人数计算：

八点班交接班时人数最多按50人计算：

Q掘=4XN=4X50=200m3/min

式中：Q掘一掘进工作面所需风量，m3/min；

4—每人每分钟需风量，m3/min;

N一掘进工作面最多人数，取50。

(2)按CH4涌出量计算

Q掘=100Xq掘XK=100X0.6X1.6=96m3/min

式中：Q掘一掘进工作面所需要的风量，m3/min；

100一单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；

q掘一掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量取0.6m3/min；

k—瓦斯涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取1.6。(正常生产条件下对瓦斯涌出量与月

平均日绝对瓦斯涌出量的比值)。通常机掘工作面K=l.5~2.0o

(3)按C02涌出量计算

Q掘=67Xq掘XK=67X0.2X1.5=20.Im3/min；

式中：Q掘一掘进工作面所需风量，m3/min；

67一单位二氧化碳涌出量配风量，以回风流二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。

q掘一掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3/min；

K-二氧化碳涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取1.5。(正常生产条件下，连续观测

1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。通常机掘工

作面K=L5-2.0o

(4)按工作面最低风速0.25m/s

《煤矿安全规程》规定煤巷中最低允许风速0.25m/s。按3-1101工作面切眼巷道最大

面积计算，则：

、面=丫5=0.25X60X(5.5X4.5)=371.25m3/min(分2次掘进)

24

式中：Q面一掘进工作面所需要的风量，m3/min；

S一巷道断面积，m2；

综上所述，掘进工作面需风量，风量大于37L25m3/min即可满足要求。

(5)、按稀释防爆柴油机排放尾气计算：

工作面配备装载机(或胶轮车)一辆，功率为50kw,那么排出尾气中的有害气体需要：

Q胶轮车=5.44xKx宜卬=272m'/min

i

Q股轮车一胶轮车尾气排放稀释所需风量(m'/min)

---每千瓦每分钟应供给的最低风量(m：7min)

K一配风系数；该地点使用一台矿用防爆柴油机是K为1.0；该地点使用两台矿用防爆

柴油机是K为0.75；该地点使用三台及以上矿用防爆柴油机是K为0.5；

Wi—第