1151补回风巷作业规程

第一章概况

第一节编制依据

一、施工设计名称为《1151采面巷道布置施工设计图》，批准

时间为2019年2月。

二、地质说明书名称为《1151回风顺槽掘进地质说明书》。

三、《煤矿安全规程》（2016版）。

四、《煤矿岗位技术操作规程》。

五、2019年生产接替计划，批准时间为2019年。

六、《煤矿井巷工程验收规范》GB50213-2010o

七、《贵州中航国际能源开发有限公司矿井风量计算细则》【2018】

33号文件。

八、《掘进工作面作业规程编制规范》。

第二节巷道布置

一、巷道名称、位置及相邻关系

本掘进的巷道名称为：1151补回风顺槽。该巷道位于首采区一

区段+1265m标高水平南翼，连接首采区一区段1265运输石门、原

H51回风顺槽；巷道北方有1273回风石门；在巷道的右侧相距18nl

处平行施工有1121回风顺槽（正在维修），在巷道左侧相距5m处平

行处有原1151回风顺槽。

二、巷道用途

因原1151回风顺槽变形严重，局部地段已经垮落，巷修工程量

难度大，维修安全风险高；故采取在1151回风顺槽内新掘1151补回

风顺槽，该巷道用于掘进期间行人、通风、材料及煤砰运输，后期掘

进到位形成生产及回风系统后服务于1151综采工作面。

三、巷道所在岩石层位及其巷道性质

巷道布置沿5’煤层中，沿煤层顶板掘进，属半煤岩回采的巷道。

四、巷道设计长度、服务年限

1.该巷道设计长度、工程量：该巷道设计长度平距：584m。

2.服务年限：2年。

3.预计开工时间：2019年3月中旬。

4.预计竣工时间：2019年6月中旬。

五、巷道平面布置

附图H51补回风顺槽工程平面图

附图1-2-2：1151补回风顺槽预想剖面图

第二章地面相对位置及地质情况

第一节工程区域围岩与煤层特征

一、岩（煤）层产状、厚度、结构、坚固性系数

根据岩性和含煤特征，本井田内的煤系可分为上、下两段。上段

自长兴组界起至9煤层下的灰绿色细砂岩底止，厚度为64.08m〜

89.46m,平均厚73.85m,含可采煤层2#、£、9*三层；下段自煤层

下的细砂岩底起至茅口组灰岩顶界止，厚度为98.86m〜119.25m,平

均厚110.57m,含可采煤层13“、14"、15#三层。

表2.1.1煤（矿）层情况表

0-3.7280。~287。/28。~38。

煤层总厚（m）煤层产状

1.76283°Z30°

及煤层为黑色，以半亮型煤，亮煤为主，其次为半暗煤，条痕色为黑

色，玻璃光泽，块状结构，层状构造。参差状断口，硬度低，性脆，个

煤别点相变为炭质泥岩，偶含少量黄铁矿晶粒，结构简单，个别点含一层

层粉砂岩夹肝。顶板多由细粒砂岩、粉砂岩组成，个别工程点为粉砂岩、

情砂质泥岩，底板为细粒砂岩，个别点为砂质泥岩、泥岩。该煤层属于较

况稳定的大部分可采煤层，可采率85.71虬硬度系数f=0.5〜2,上距3.下

煤层5.75〜14.02m,平均8.59m。煤厚。〜3.70m,平均1.76m。5*煤层灰

分10,05226.17%,平均18.77%；硫分0.46%-1.63%,平均0.95%,属低

中灰分低硫煤。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数等

该巷道所穿煤层属于高瓦斯煤层，瓦斯含量为13.02m：/煤层无

自燃发火倾向；煤尘无爆炸危险性；该工作面施工无地温危害。

附图2-1-1雷公山煤矿上煤组煤层综合柱状图

三、煤层顶底板情况

表2.1.2煤层顶底板情况表

顶底板

岩石名称厚度(m)岩性特征

名称

煤

粉砂质泥岩、灰色中厚层状粉砂质泥岩，偶含黄铁

层老顶5.6

粉砂岩矿晶粒，间夹粉砂岩条带。

顶深灰色中厚层状粉砂岩，夹薄层状细

底直接顶炭质泥岩0.5粒砂岩，偶含黄铁矿结核，底部含炭

屑。

灰黑色薄层状含炭泥岩，夹煤屑条带，

板伪顶含碳屑泥岩0.02

小主含黄铁矿晶粒。

IN砂质泥岩、灰色中厚层状砂质泥质、泥质粉砂岩，

直接底0.6

泥质粉砂岩夹煤屑条带，含黄铁矿晶粒。

况

深灰色薄-中厚层状泥质砂岩，夹薄层

老底泥质砂岩5.0状砂质泥岩，含黄铁矿结核，底部夹

煤屑条带。

第二节工程相应的地面位置、标高、区域内地面水体、构

建筑物对工程的影响

表2.1.1井上下对照关系表

煤(矿)水平名

5,+1265m采区名称1采区

层名称称

工作面1151补回风地面标高+1320mm〜+1265mm~

工作面标高(m)

名称顺槽(m)+1460m+1270m

地面位于猫猫冲至岩脚西一带，地形为缓斜坡局部呈凹字形地形，西南方

地面

向为长兴灰岩形成的陡坎，北高南低。位于煤系中，地面多被农作物、灌木覆

位置

盖。无大的水体，零星居民建筑物分布。

走向断面

192°53'46"走向长(m)5848.47/10.13

(0)(m2)

第三节工程区域内已有的采掘状况及对施工巷道的影响

表2.3.1施工区域状况表

该巷道位于安底背斜南段西南翼，为一单斜构造，+1060m水平

井下位首采区顶部，沿龙潭煤系中下部5,煤层走向布置，顺层施工；西北

置及邻为1265运输石门联络巷和采区行人上山、轨道上山，东南为已施工

采掘情的1121回风顺槽，水平间距为18m,西南为1151回风顺槽，间距在

况5m,掘进过程中不受老窑影响，其余无其他采掘活动。

走向走向长断面

192°53'465848.47/10.13

(°)(m)(m?)

第四节工程区域内预计水文地质及水害评估情况

1.该巷道在煤系龙潭组中上部弱含水层中施工，煤层顶底板均为

粉砂质泥岩和泥质砂岩，有较好的隔水性，煤层内部无涌水，对应地

表及周围局部有低洼，推测会受集水区以及上部老窑水的影响。由于

构造发育，顶底板完整性遭到破坏，通过构造裂隙会有少量的顶板裂

隙水或局部的淋水现象出现，预计涌水量。〜5n)7h,平均涌水量5

m!/ho

2.根据地质报告资料和老窑水调查分析，经1151回风顺槽、1121

回风顺槽、1240进风石门和1273回风石门揭露情况未发现老窑迹象。

3.施工过程中必须按设计施工排水沟且必须趟底，低洼处必须设

置积水池。

4.巷道掘进时按。〜5m7h的涌水量设计积水池，提前准备和备

用排水设备设施，严禁出现巷道大面积积水。

5.因1151补回风顺槽左侧为已经施工的1151回风顺槽，右侧为

已经施工的1121回风顺槽，两巷在掘进期间已经施工探水钻孔，探

明无水害，因此1151补回风顺槽施工期间不需要进行探水工作。

第五节地质构造及影响

1.1151补回风顺槽位于安底背斜南段的西南翼，受背斜拉张作

用的影响，区域内小构造特别发育，其中主要以小断层、层间错动、

局部小褶皱为主，构造破坏煤层顶板的完整性，是地下水的主要通道;

受安底不对称背斜东翼倾角较大影响，巷道掘进中给支护增加难度，

煤层倾角在29°〜38°；

2.1151补回风顺槽西侧靠近矿区内的控制性断层F2,倾向

121°,倾角83°,落差最大为26m左右，其次生构造将会对该巷道

掘进过程中的围岩稳定性和煤岩层起伏有一定影响。该断层将煤系顶

底板含水层导通，对矿床充水影响较大。

3.根据1151回风顺槽、1121回风顺槽实掘揭露情况，小构造较

多，影响较大的主要有2各断层；其中正断层F11210410°Z58°

H=2.0m,距离1151回风顺槽开口往里122.2m处；正断层F112108

215°Z80°,H=3.0m与FH2108相距84.3m；掘进中可能会遇到其

他小断层和煤层挤压增厚变薄；

4.煤层沿走向方向有起伏，巷道南北落差较大，南高北低，最低

点位置低于+1260m,低于1265运输石门，巷道施工时，要加强支护、

皮带运输和掘进机的管理，特别是排水设备设施要准备充足。

第六节工程区域内预计瓦斯、硫化氢等气体含量及危害性

该巷道所掘煤层属于突出煤层，瓦斯含量为13.02m3/t。该巷道

掘进区域原已施工过本煤层和掘进条带抽放钻孔，无硫化氢气体危

害。根据原1151回风顺槽掘进工作面关于《1151回风顺槽60m~145m

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》、《1151回风顺槽125m〜300nl

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》和《1151回风顺槽280m〜645m

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》相关参数，预计眇煤层的瓦斯

残余含量为6.89nf/t,残余瓦斯压力为0.38MPa。

第七节煤层自然发火性、煤尘爆炸性

煤自燃倾向性等级为ni类不易自燃；煤尘无爆炸危险性；该工作

面施工无地温危害。

第八节煤与瓦斯突出可能性评价

1.根据《黔西县中金煤矿区雷公山煤矿2"、5\9*煤层煤与瓦斯

突出危险性鉴定报告》报告编号(WSFBG2013205),5#煤层原始瓦斯

压力为1.65Mpa,大于0.74Mpa；原始瓦斯含量为13.02n?/t,大于

8m3/t,5,煤层属于突出煤层，1151补回风顺槽属于突出危险工作面。

根据原1151回风顺槽掘进工作面关于《1151回风顺槽60m〜145m

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》、《1151回风顺槽125m〜300nl

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》和《1151回风顺槽280m〜645m

段瓦斯抽采达标评判及消突评价报告》相关参数，经评价单元内5"

煤层的瓦斯残余含量为6.89m3/t,残余瓦斯压力为0.38MPa,瓦斯抽

采率为41.7%。以实现“双达标”。但由于矿井自2015年4月停产，

且在停产期间矿井瓦斯抽采系统未启动运行，考虑存在瓦斯再次平衡

可能，需重新取样化验复核，最终以复核结果为准。

2.掘进期间必须必须严格执行《1151补回风顺槽煤巷区域复核

实施方案及安全技术措施》。

第三章巷道断面及支护说明

第一节巷道断面

一、巷道断面形状

该巷道为在煤系地层内施工的回采巷道，根据其围岩完整性以及

巷道用途、性质、受力等因素考虑，故1151补回风顺槽施工断面均

为“梯形”断面。

二、巷道断面设计

1.该巷道是为1151综采采面安装设备服务，主要担负运输、回

风、行人；巷道沿5*煤层顺层掘进，巷道施工高度按煤层实际厚度、

巷道用途、性质来确定，巷道不留顶底煤掘进。

①1151补回风顺槽“顶板完整段”断面为“梯形”断面；掘进

下宽度为4300mm,上宽为3300mm；下净宽为4100mm,上净宽为3100mm；

掘进高度为2900mm,净高为2800mm；S掘=11.02m2,S净=10.01m2□（详

见附图3-1-1所示）

②1151补回风顺槽“架棚段”断面为“梯形”断面；掘进下宽

度为4500mm,上宽为3500mm；掘进高度为3000mm,架棚后下净宽为

4100mm,上净宽为3100mm,净高为2800mm；S«=11.4m2,S净=10.08m

2o（详见附图3-1-2所示）

③信号胴室参照《煤矿安全规程》第九十一条规定进行选取，宽

2000mm,深度为1000mm,高度为2000mm。（详见附图3T-3所示）

④由于该巷道超过500m故在K0+500m处巷道的“右帮”施工一

个避难碉室，该避难胴室单独设计。

2、计算巷道的掘进断面积及净断面积(以最大断面进行计算)

S净=3X(4.5+3.5)/2=12(m2)

三、巷道工程量、坡度、中腰线设置、开口位置及方位等

1151补回风顺槽设计总长为584m；巷道开口在原1151回风顺槽

K0+61.58m巷道的右帮，以214°0'0〃的方位(与原1151回风顺槽

有21°的夹角)沿煤层顶板按0°00'坡度施工19.46m,转向以193°

0,0〃的方位沿煤层顶板掘进施工直至与1151工作面切眼贯通结

束；巷道开口段由测量画出腰线，按照腰线施工；岔口以后巷道由于

巷道沿煤层顶板掘进施工，故巷道坡度与煤层起伏一致；以煤层作为

参考则不用设置腰线。

四、巷道排水沟

该巷道为回采巷道，巷道水沟设计为毛水沟能满足排水要求；水

沟沿巷道底板施工在巷道右帮，水沟净断面设计为异形断面，上宽

300mm,下宽200mm,深度为200mm。

第二节支护设计

一、临时支护

由于本巷道掘进处于5,煤层中，顶板岩石结构稳定性一般，为了

杜绝掘进过程中顶板事故的发生，要求在施工过程中对已掘空顶部份

必须采取临时支护措施，临时支护方式如下；

1.锚网索段临时支护段采用“钢管+吊环+钢筋网”作为临时支护;

前探梁用①89mm钢管、壁厚5mm的钢管两根作为前探梁,不低于3.5m,

配合厚大于50mm、宽大于200mm、长1200mm木板，债头上同时使用

两根前探梁均匀布置，每根钢管上用3个吊环固定在永久支护的锚杆

上，将木板放入钢管上方进行背紧，形成临时支护，在前探梁上方铺

设网片、钢筋梯。支护时，将两个吊环固定在巷道至磕头最前一排永

久支护支架顶梁上，两根前探梁分别固定在顶部的左、右距两帮

800mm,不合格（残缺、滑丝、变形）的吊环坚决不能使用。

2.架棚段临时支护段采用“钢梁+抱箍+木背板+钢筋网”作为临

时支护；在距工作面维修迎头最近的一、二、三架棚梁分别用金属抱

箍固定，然后用长度不低于3.5m的n型梁或11#工字钢三根沿巷道

方向分别插入安装好的金属抱箍内，并探至迎头，同时将金属前探梁

用木质刹杆刹牢。在三根前探梁上铺满木背板，木背板厚度不少于

50mm。

3.根据现场情况，顶板太高，前探梁无法有效进行临时支护时、

采用单体液压支柱+况型钢梁临时支护，单体不少于6根，一梁三柱;

打设两排，单体间距800mln,n梁两排。

附图3-3-1：1151补回风顺槽（未架棚段）临时支护示意图

附图3-3-2：1151补回风顺槽（架棚段）临时支护示意图

二、永久支护

（-）采用悬吊理论计算法计算顶锚杆参数：

1.锚杆长度计算：

L=KXH+L+L2

式中：L---锚杆长度，m；

H——冒落高度，m；

K——安全系数，一般取K=2；

L——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

其中：H=B/2f=4.3/(2X3.5)=0.62(m)

式中：B——巷道开掘宽度，取4.3m；(以最宽的尺寸为准)

f——岩石坚固性系数，粉砂质泥岩中取3.5；

则L=2X0.62+0.7+0.1=2.04(m)

故锚杆的计算长度：L=2.04m

2.锚杆间距、排距计算

根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间排距a,即锚杆悬吊

岩石载荷(G=a2L2r)等于锚杆的锚固力〉即：

式中：a——锚杆间排距，m；

Q——锚杆设计锚固力，50KN/根；

L2——锚杆的有效长度即冒落拱高度，取0.7m；

/---被悬吊岩层的重力密度，取26KN/m;

K——安全系数，一般取K=2。

故锚杆的理论计算间排距：a=1.17mo

3.锚杆的直径计算

锚杆的直径按杆体的承载力与锚固力等强度原则确定，即

户=11.3mm

d=35.=35.52.

V490

式中：d---锚杆杆体直径，mm;

Q---锚固力，按选取直径大于16mm的树脂锚杆和施工初

期职工的锚固工艺掌握程度，按50kN计算;

a——杆体抗拉强度，按选取锚杆的技术参数取为

490MPao

故锚杆的计算直径：d=ll.3mm0

4.锚固长度及锚固剂数量选取

①锚固长度

采用端头锚固方式，锚固长度为700mln；设计锚固长度按下式计

算锚杆锚固需要的药卷长度:

142-102

xL锚=1.13x()x0.7=0.574m

11.52

、松7

式中：“一树脂药卷总长度;

R锚一锚杆半径;

4一树脂药卷半径;

K一锚固剂损耗系数，取K1=L1-1.15,本处取1.13；

R一钻孔半径;

L锚=锚杆锚固长度为700mmo

②锚固剂数量:

L药总/L药=0.574+0.35=1.64仁2(条)

L药总一锚固长度m,取0.574m

L药一选取单条锚固剂的长度，0.35m

5.锚杆相关参数确定

⑴根据计算选取

根据从以上锚杆的直径、间排距、密度、锚固长度等进行计算，

锚杆长度为1.2m。

⑵根据巷道位置关系

1151补回风顺槽施工在原1151回风顺槽的右下方，1151补回风

顺槽左帮与1151回风顺槽右帮平距为5m,煤层倾角30°,两巷成上

下平行错位不重叠。

⑶参数确定

按照以上参数计算，1151补回风顺槽巷道的左肩窝距离原1151

回风顺槽巷道右下角的最短距离为5m,斜距为5.77m；

结合我矿实际进行取值，故确定本巷道支护锚杆选用直径取①

20mm；长度为2200mm；间排距为800mm；锚固剂选取型号为MSCK2335

的树脂药卷；每根锚杆安装2卷（条）锚固剂，能满足要求。

（二）锚索选型及参数校验

设计选用中15.24（1X7）钢绞绳，锚索的破断强度为330KN。

设计锚固力P°=200KN/根。

1.锚索长度确定，应满足L=La+4+£（,+Ld

式中L——锚索总长度，m；

（一一锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

其中:

K——安全系数取2；

4——锚索直径（15.24mm）；

九——锚索抗拉强度，（1426.05）N/mm2；

----锚索与锚固剂的粘合强度，（10）N/mm2；

4——需要悬吊的不稳定岩层厚度，（4.1）m；

L——托板及锚具的厚度，m；

L---外露张拉长度，m；

La=l.Im,Lb=4.Im,Lc=0.Im,Ld=0.2m,

L=5.5mo

2.悬吊理论校核锚索排距：

L排WnFz/[BHy-（2%sin。）/L]

式中L排锚索排距，m；

B---巷道最大冒落宽度，4m；

H-一巷道最大帽落高度，2.1m；

Y--岩体容重，27kN/m3（直接顶）；

Li--锚杆排距，0.8m,

Fi--锚杆锚固力，50kN；

F2—锚索极限承载力（锚固力）,150kN；

0—角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

n—-锚索每排数量，取2。

L#=1.06mo排距取1.6m。

3.加强锚索数目的校核，应满足

W

N>Kx——=1.45

备

式中N锚索数目;

K——安全系数3;

%——锚索最低破断力，260kN；

W——被悬吊岩石的自重，kN；

W=3x2>x»xO=i25.50KN

其中B——巷道掘进宽度4.15m；

D——锚索排距1.6m；

£h——悬吊岩石厚度0.7m；

3

X7——悬吊岩石平均容重27kN/m0

4.锚索参数选取

⑴根据计算选取

根据上述从锚索的直径、间排距、密度、锚固长度等进行计算，

锚索最大值为5.5m。

⑵根据地质情况选取

根据柱状图可知，5#煤层与4#煤层之间的层间距为4100mm,4#

煤层厚度为0.71m（最大值），煤层顶板为深灰色薄层状砂质泥岩，

含星散状黄铁矿晶粒，偶含黄铁矿包体及炭化植物碎片化石，间夹薄

层状粉砂岩，局部含不能形成对比的炭质泥岩，厚度为3.84m。考虑

到锚索必须锚固深入在4#煤层顶板坚硬的岩层中1000mm以上方能稳

固等要素；故锚索长度为

L=0.1+0.2+4.1+0.71+1.1=6.21m

式中

4.1——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

0.3——托板及锚具的厚度，m；

0.1外露张拉长度，m；

0.71——4#煤层的最大厚度；

1.1——锚索锚入稳定岩层的厚度；

⑶锚索参数确定

结合我矿实际以及岩层的岩性进行取值，故确定本巷道支护锚索

选用直径取中15.24mm；长度为6300mm；采用“二三”布置法，锚索

间排距为1600mmX1600mm,托盘采用20X250X250mm的钢板托盘；

锚固剂型号：MCK2335(2370),每根锚索采用树脂锚固剂端头锚固，锚

固在稳定岩层的长度不小于1100mm；设计预紧力不低于30Mpao

(三)岩性分析及支护方式选取

1.永久支护

1151补回风顺槽施工期间，顶板完整时采用锚网索支护；顶板破

碎无法施工锚杆时，采用架棚支护；巷道掘进期间，当前方有地质构

造时，采用超前管棚+架棚联合支护。

(1)1151补回风顺槽顶板完整段

本巷道在5#煤层中，顶板为泥岩和粉砂岩层状结构，稳定性一般。

顶板稳定段采用锚杆+钢筋网(菱形网)+锚索支护；

①顶部选用02OX2200mm右螺旋细丝无纵筋等强度螺纹钢金属

锚杆和规格为lOXllOXHOmm的蝶形托盘及匹配的螺母；锚索选用

015.24X6300mm的钢绞绳作为锚索20X250X250mm的铁托盘及配

套锁具；顶部网片选用钢筋网，帮部金属菱形网均可。

②两帮选用O20X2200mm右螺旋全螺纹等强度螺纹钢金属锚杆

和规格为lOXllOXHOmm的蝶形托盘及匹配的螺母+菱形网支护。

（2）1151补回风顺槽躲避胴室

选用①20X2200mm右螺旋无纵筋等强度全螺纹钢金属锚杆和规

格为10义110义110mm的蝶形托盘及匹配的螺母；网片选用钢筋网或

金属菱形网均可。

2.特殊支护

⑴顶板破碎段

在掘进过程中遇顶板破碎时，采用“钢筋网（菱形网）+11#工字

钢梯形棚”联合支护；锚网的规格与永久支护一致；棚距（边对边）

为700mm；金属棚与网片之间空隙超过100nlm时采用木板接顶严实。

⑵过断层段

在掘进过程中遇地质构造破碎带、断层较大或矿压明显，顶板且

观测位移量累计超过100mm时；采用“钢筋网（菱形网）+木板+11#

工字钢梯形棚”支护不能满足支护要求时，采用超前“管棚+钢筋网

（菱形网）+梯形棚”联合支护；梯形棚排距为500mm。采用圆木和

厚木板背帮接顶，圆木间距不得超过200mm,工字钢与岩壁空隙处用

木板或者枕木填充背紧，梯形棚棚腿间用锚杆拉杆固定，锚网梯施工

在两架棚之间；超前管棚采用①50X3000mm的钢管；进行补强支护；

支护段能施工锚杆和挂网的，必须对顶板施工锚杆和挂网后，方可再

进行架棚。

附图3-1-1：1151补回风顺槽稳定段断面及支护图

附图3-1-2：1151补回风顺槽不稳定段断面及支护图

三、支护材料及规格

1.锚杆及锚固剂：

①锚杆：选用①20X2200mm右螺旋无纵筋等强度全螺纹钢金属

锚杆和规格为lOXHOXHOmm的蝶形托盘及匹配的螺母。

②锚固剂：锚固剂选用MCK2835(2335、2370)树脂锚固剂锚固。

2.金属菱形网(简称网片)

金属网采用10,铁丝制作的菱形网，顶部网规格为：1000X

3500mm；帮部网规格为：1000X2800mm,网格为长X宽=50X50mm,

3.钢筋网：钢筋网采用①6.5mm的圆钢焊接而成，网孔为100mm

X100mm；具体长度及宽度以定制为准，该网片采取外加工制成。

4.锚索：锚索选用①15.24义6300mm的钢绞绳和配20X250X

250mm的铁托盘及配套锁具；“323”布置，详见支护断面图

5.管棚：采用①50X3000mm的无缝钢管，一端加工成锥形，由

机电部门进行加工，不使用时一，可不进行加工。

6.梯形棚：采用11#工字钢切割、焊接制作，由机电队进行加工。

四、支护及施工参数

1.锚网索支护参数

①锚杆：全断面采用锚杆进行支护；根据设计锚杆间排距为800

X800mm；共计施工11排锚杆；锚杆垂直巷道轮廓线施工，并有75〜

85°的夹角;

②托盘：托盘每根锚杆安装一个，托盘凹面压住钢筋梯和网片，

凸面向上，使用螺母固定。

③钢筋网:钢筋网采用定制的经纬网或用10#铁丝编织的菱形网,

两张网片搭接长度e100mm,以锚杆为基点，间隔200mm必须使用不

低于14#铁丝捆绑两张网片重叠搭接处。

④锚索：锚索布置2排，按照矩形方式布置，锚索排距为1600mm,

间距为1600mm,锚索垂直于巷道顶板轮廓线打设。（详见附图3-1-1：

1151补回风顺槽施工断面及支护图）

2.架棚支护参数

①棚距：顶板破碎或要求进行架棚段，棚距边对边为700mm；过

遇断层、过老巷、及要求加密支护段，棚距边对边为500mm。

②钢筋网：顶部及两帮在金属棚与巷道轮廓线之间加铺网片；顶

部铺设钢筋网，两帮铺设菱形网；两张网片搭接长度NIOOmm,间隔

200mm必须使用不低于14#铁丝捆绑两张网片重叠搭接处。

③梯形棚后方有空隙超过100mm的地方必须采用木板、半圆木进

行背帮接顶。

④拉杆：每两架棚之间必须有金属拉杆或撑杆进行固定，拉杆不

少于3根，两棚腿各一根，顶梁中部一根；如采用撑杆时，撑杆数量

不低于5根；顶梁3根，分别打设在中间一根，距离肩窝100mm处各

一根；棚腿2根，分别打设在距离底板1200mm处的两棚腿之间。

⑤架棚扎脚：根据金属的设计尺寸，棚梁与棚腿之间的扎脚为

100°,棚腿与巷道底板的扎脚为80°,在顶板往下至底板2600mm

位置处，梯形棚的扎脚宽度为460mm。详见附图：3-1-2所示

⑥在有起伏及巷道坡度大于10°的巷道进行架棚时；巷道坡度

每增加5°,迎山角度增加1°的迎山角。

五、永久支护距离掘进工作面的距离

1.地质情况：本巷道在51t煤层中，伪顶为含碳屑泥岩，灰黑色薄层

状含炭泥岩，夹煤屑条带，含黄铁矿晶粒，厚度0.02m；直接顶为深灰色中

厚层状粉砂岩，夹薄层状细砂岩组成；老顶为粉砂质泥岩组成；顶板

岩层结构简单，稳定性较差，空顶时间超过1〜3小时，易造成伪顶

脱落。

2.水文地质：本掘进巷道顶板为泥岩和砂质泥岩泥岩，致密性差,

裂隙不发育，无含水层和淋水情况；因此水文地质类型属简单；遇水

后极易发生膨胀和变形产生位移。

3.施工工艺：根据我矿现有的设备、施工技术水平，本巷道采用

综合机械化掘进，对顶板有一定的破坏性，永久支护距离掘进工作面

较远易造成冒顶。

4.根据从以上顶板的岩性、水文地质、施工工艺等三个方面进行

分析确定；故确定顶板完整段巷道采用“锚杆+锚网+锚索”进行永久

支护；过断层、破碎带等采用“锚杆+锚网+金属棚”进行支护；永久

支护距离掘进工作面的规定如下：

(1)锚杆及钢筋网：锚杆+钢筋网支护必须紧跟迎头，掘进距离

未达锚杆的间距时，顶部锚杆滞后迎头的距离不得超过300mll1,当超

过300mm时必须架设临时支护对空顶部分进行支护；两帮滞后掘进工

作面的距离不得大于800mm,大于800mm时必须及时打设锚杆挂网支

护。

(2)锚索：锚索支护必须紧跟迎头，掘进距离未达锚索的间距

时，顶部锚索滞后迎头的距离不得超过2倍间距的距离(4.0m),超

过该距离时必须及时补齐锚索支护；严禁采取掘进超过5m及以上的

距离后，再行补打施工锚索。

(3)架棚：采用架棚时，根据设计的棚距规定，架棚巷道滞后

掘进工作面的距离不得大于一架棚棚距；大于该值时必须及时补架棚

至迎头或使用临时支护控制顶板。

第三节支护工艺技术要求

一、临时支护工艺及要求

L临时支护方式及材料

(1)锚网索临时支护段采用“钢管+吊环+钢筋网(菱形网)”

作为临时支护；前探梁选用直径为50m的无缝钢管两根，每根长度为

3000mm；吊环采用法兰盘和锚杆螺母焊接加工而成，吊环为6个，备

用2个，共计8个。

(2)架棚段临时支护段采用“钢梁+抱箍+钢筋网(菱形网)”

作为临时支护；钢梁选用9#钢轨或11#工字钢制成，数量不低于两根,

每根长度不小于3500mm；抱箍采用钢板焊接加工而成，抱箍为4个,

备用2个，共计8个。

2.临时支护工艺及顺序

(1)顶板完整段临时支护

①掘进机切割完成至巷道的形状和尺寸后，掘进机退后至工作面

10m处，停放在永久支护下，放下掘进头；操作手把打到“零”位，

然后切断电源，并将其闭锁。

②人员站在永久支护下，成45°角使用长把工具对掘进工作面

迎头及顶板进行找砰工作，清除危岩活肝。

③人员站在永久支护下，2人配合及时将两侧的前探梁前移至工

作面迎头，固定好前探梁，将钢筋网铺设在顶板，并用铁丝将新铺网

片和已支护好的网片用捆扎，调整至合适位置；如网片与前探梁间有

空隙，用木板背紧。

(2)架棚段临时支护

①掘进机切割完成至巷道的形状和尺寸后，掘进机退后移除至工

作面10m处，停放在永久支护下，放下掘进头；操作手把打到“零”

位，然后切断电源，并将其闭锁。

②人员站在永久支护下，成45°角使用长把工具对掘进工作面

迎头及顶板进行找砰工作，清除危岩活肝。

③人员站在永久支护下，及时将两侧的其中一个前探梁前移至工

作面迎头；然后两人托起工字钢梁，将梁头一端放在前探梁上利用前

探梁支撑和托住工字钢顶梁，然后再举起钢梁另一端稳住；最后将另

一根前探梁从梁头下方穿过前移至工作面迎头；依次将本循环所需架

设梯形棚钢梁放置在前探梁上方，按照规定的间距调整至合适位置即

可。

④前探梁及钢梁铺设到位后；人员站在永久支护下将钢筋网(菱

形网)放置在梯形棚钢梁上方，用铁丝将其与原支护的钢筋网捆绑连

接成一体。

3.前探梁固定

①架设梯形棚时，前探梁使用特质的“抱箍”进行吊挂，抱箍使

用不低于6个，一梁三个；即采用一根前探梁，用3个抱箍分别卡在

掘进工作面迎头后方已架设好的第一、二、三架梯形棚上固定；然后

将前探梁从抱箍中穿过直至迎头。

②锚网索支护时，前探梁使用焊接加工的“吊环”进行吊挂，吊

环使用不低于6个，一梁三个；即采用一根前探梁，用3个吊环分别

固定在后方已打设好的第一、三、五排锚杆上固定；然后将前探梁从

吊环中穿过直至迎头。

③在有巷道起伏地段，前探梁固定好后必须使用双股铁丝再次捆

绑固定到顶部的网片或梯形棚上，防止前探梁掉落伤人。

二、锚杆安装工艺

在支护锚杆前，必须进行敲帮问顶制度，找净浮煤活砰，在规范

使用好前探梁临时支护的保护下进行，严禁空顶作业。

1.打锚杆眼:钻具采用风动锚杆机，①28mm双翼柱齿钻头，用

于打顶板锚杆（索）孔或用于打帮部锚杆孔。配B19钻杆。B19长度

=1.0m,分为前、中、后节，用于打顶板锚杆及锚索。当帮部岩石较

硬，采用气腿式凿岩机时，使用①28mm“一”字形钻头，配B22钻杆。

打眼前，首先按照中线和施工坡度严格检查巷道断面规格，不符

合作业规程质量要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细

检查顶帮围岩情况，找掉活肝、危岩，确认安全后、方可开始工作，

锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过50nlm，眼角度误差不得大

于15°o锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打眼；

打顶部眼时，必须在前探梁的掩护下操作，逐排先中间后两侧施工顶

部锚杆，顶部（同排）锚网完后，再打帮部眼，即打眼的顺序，应由

外向里、先顶后帮依次进行。锚杆眼打好后，帮部下扎的锚杆孔要用

吹眼器将眼孔内的积水、煤粉用压风吹扫干净，吹眼时\操作人员必

站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

2.锚杆安装：安装前，应挂好金属网并用铁丝捆绑好，把规定

数量的树脂锚固剂送入眼底，把套好托盘的锚杆插入锚杆眼内，使锚

杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的锚杆机卡住锚杆螺帽，开动锚

杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，并对锚固剂进

行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间15秒，等待25秒之后,

开动锚杆机拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，安装扭矩eiOON•mo

三、锚索施工工艺

1.采用锚杆钻机配B19组合钻杆和①28mm双翼钻头湿式打眼，

锚索孔深误差控制在±50mm。

2.开孔钻进要低转速，低压推进，当成孔约50mm,需再次校核

孔向，及时调整钻机，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。

3.插入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。

4.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），确保锚固剂全部送入孔

底,每根锚索使用3块锚固剂（MCK2370）o

5.将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。

6.一人扶住机头，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20-30S,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。

7.停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3min,然后可缩下锚

杆机并移开打下一个锚索孔。

8.10min后，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的

位置。

9.2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。

10.用手摇泵进行张拉，并注意观察压力表读数，张拉预紧力控

制在27MPa,达到设计预紧力千斤顶行程结束时，迅速换向回程。

11.卸下张拉千斤顶（注意用手接住避免坠落）。

12.锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。

13.张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格

的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻

孔清洗一遍，重新安装锚索。

四、超前支护（当顶板较破碎、容易垮落时）

1.清理好现场施工工具、水管，搭建好施工平台。

2.调整好风钻及钻杆的方向，采用①50的钻头；打孔严格按照

由上而下，由中间向两边的顺序;打超前管棚孔的钻杆仰角3°〜5°。

3.用①50长3000mm的钢管，管棚施工间距为250mm,为防止塌

孔、堵孔，每施工一个孔后就安装一根管棚，安装时用风钻作动力，

冲击钢管进入岩体内，形成超前支护屏障。

五、架棚支护

1.架棚施工方法：

2.工艺流程：检查安全情况一敲帮问顶一临时支护一搭接网片

一搭架子一吊中腰线一立拱腿一立拱顶一螺栓固定一调平调直一拱

架间用连接。

3.现场根据巷道中腰线要求，挖好腿窝架棚，并辅网片施工锚

杆进行固定。

4.棚子安设完后，对接处必须用螺栓锁紧，每相邻棚子之间必

须用拉杆连接在一起，防止倒棚伤人。

5.架棚时具体要求如下：

(1)棚子采用11#工字钢加工。

(2)架棚段棚子排距为700mli1；破碎带为500mm。

(3)架棚时必须先搭建好工作平台，并加固临近的支护，防止

倒棚伤人，稳好棚后及时上连接螺丝。架棚时必须使用好防倒装置，

严格敲帮问顶制度，裂隙处巷道超高超宽时，必须接顶。

(4)人工上顶时必须配足人力，并有专人扶住棚腿，施工人员

必须听从指挥，统一行动，整个施工过程中确保后退路畅通。

(5)架棚时，首先进行安全检查，排除不安全因素，掘进前必

须由外向里进行检查、整修，搞好临时支护；挖腿窝时.，先量好棚距,

按中线和下宽定腿窝位置，按要求确定其深度，控制好顶帮后，再把

腿窝挖至设计深度，挖腿窝时、必须专人监护；架棚时，调整好角度

并固定好；

(6)顶梁与棚腿合口，先全部带上螺丝后，再紧固螺母，禁止

人员在下方逗留，合口后将支架找正，符合质量标准后，并按规定使

用好拉杆等装置。

(7)架设棚梁时，应加工操作台进行辅助架设，操作台必须安

装稳固，能承载架设的重量。

六、支护质量及要求

(一)公共部分

1.在支护前和支护过程中要随时敲帮问顶，及时清除危岩悬砰。

2.严禁空顶作业，临时支护要紧跟工作面，掘进前最大空顶距

不大于300mm。

3.严禁使用不符合规定的支护材料。

(1)不符合本规程规定的锚杆、锚索和配套材料及严重锈蚀、

变形、弯曲、径缩的锚杆杆体和锚索。

(2)过期、失效、凝结、大于孔径的锚固剂。

(3)网格偏大、强度偏低、变形严重、焊接质量不合乎要求的

钢筋网。

⑷网片搭接长度不低于100mm,重叠搭接的位置必须用托盘压

紧；网片搭接重叠部分间隔200m使用不低于14#铁丝双股进行捆绑。

4.操作前须做好以下准备工作：

(1)备齐锚杆、锚索、网等支护材料和施工机具。

(2)检查施工所需风、水等接通情况。

(3)检查锚杆、锚索、锚固剂等支护材料是否合格。

5.支护时必须由外向里进行支护，严禁从里向外支护。

(二)锚杆支护质量要求

1.锚孔深度应保证锚杆外露长度10mm〜50nlm；使用全螺纹的锚

杆外露长度为10~100mm；使用细丝压锚杆的外露长度为10mm~

50mm。

2.锚杆必须垂直于巷道轮廓线，并有275°的夹角；对角度不符

合要求的锚杆眼，严禁安装锚杆，必须重打。

3.锚杆间排距设计为800mmX800mm；施工间排距不得超过

900mm,不小于700mm,允许误差为±100mm。

4.锚杆每孔使用长度350mm的锚固剂不低于2条；使用700mm的

为1条；锚固深度不低于设计的90%。

5.安装锚杆时丁必须使托盘紧贴岩面，未接触部分必须楔紧垫实,

不得松动。

6.锚杆必须严格执行打设一根安装一根，严禁打设完一个循环的

所有锚杆在统一安装；支护完毕后，检查所有锚杆的预紧力，不合格

的及时拧紧。

(三)锚索支护质量要求

1.锚索必须垂直于巷道的顶板施工。

2.自由段的长度不低于5m,锚固力不低于设计30Mpa的90%；锚

索每孔使用长度350mm的锚固剂不低于4条；使用700mm的为2条。

3.锚固段的长度不低于1100mm。

4.锚孔深度应保证锚索外露长度达150mm〜250mm。

5.锚索施工严格按照设计进行，间排距允许误差为±100mm,即

锚索间排距不大于900mm,不小于700mm为合格。

6.安装锚索时一，必须使托盘紧贴岩面，未接触部分必须楔紧垫实,

不得松动。

7.锚索必须严格执行打设一根安装一根，严禁打设完一个循环的

所有锚索在统一安装；支护完毕后，检查所有锚索的预紧力，不合格

的及时拉紧。

（四）架棚质量详见“第七章安全技术措施中第七节架棚安全

技术措施”中。

第四节轨道及管线铺设

一、轨道及道床

由于1151补回风顺槽为“机轨合一”巷道，故掘进期间应铺设

轨道用于材料和设备的运输工作；故轨道铺设应符合以下标准：

1.轨道铺设在巷道的右帮

2.轨距：轨距选用600mm,转弯段可适当加宽外道。

3.轨道：轨道选用矿用标准轨道，为30kg/m,长度为

6000/9000mm；单轨铺设，轨道相关连接附件齐全。

4.轨枕及间距：轨枕选用木轨枕或水泥轨枕均可；如选用木轨枕,

轨枕长为1200mm,宽120mm,高120mm,铺设间距为700mm；水泥轨

枕以外加工为准，铺设间距为700mm。

二、管线敷设

（一）管路安装

1.风、水管

风、水管布置在巷道的右帮（行人侧），风管采用直径108mm钢

管，水管、排水管采用直径50nlm钢管，最底下的排水管距离巷道底

板高度300mln,风管、水管、排水管间距300mm采用挂钩吊挂在帮上,

每隔3m作一个吊挂点。风管、水管、排水管间必须有间隙，并不得

相互缠绕，正式风管、水管、排水管距掘进工作面距离不得大于30m。

后期瓦斯抽放管设置在巷道的左帮侧。掘进期间风管、水管、排水管

按50m设置一个三通，且400m设一闸阀,方向与巷道走向方向一致；

排水管在低洼处必须必须设置截门和等径三通。

质量要求：管路吊挂平、直、齐，同时管路要作防腐处理。

（二）电缆、通讯、照明及监测线等敷设方式及电缆钩的固定

各种电缆均沿巷道吊挂在右帮顶板处，钢绞线距底板2.0m,动力

电缆吊挂在其它电缆的下方，与其它电缆的间距不得小于lOOrnm,电

缆挂钩间距不得大于1.0m。电缆按监测、通讯、信号、低压、高压

顺序自上而下分档吊挂，垂度适当，在巷道的起伏点，由于皮带运行,

因此要注意各变坡点的电缆钩的保护。

第五节设备及工具配备（见表）

设备及工具配备情况表

序号设备工具名称型号规格单数量备注

1掘进机EBZ160台1

2风泵台21台备用

3局扇FBDN06.3/2X30台2

4锚杆钻机MTQ-120/3.0台31台备用

5锚杆拉力计SYJ-20台1

6刮板输送机SGB-620/40T部1

7皮带机DSJ65/15/2部1

8锚索张紧器MSY-180台1

9帮部锚杆机MQT-100/3.1台21台备用

第六节矿压观测

一、观测对象

由于本巷道沿5#煤层顶板掘进，采用梯形断面施工，锚网+锚索

支护，但由于巷道跨度大，应力集中区、围岩破碎带、断层、煤层松

软、局部顶板破碎，施工期和使用期要加强对巷道顶板进行有效的矿

压观测。

二、观测内容

1.支护巷道顶板位移量观测。

2.顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量

三、观测方法

1.顶板离层监测

施工过程中，选用ZKBY-2型围岩离层指示仪，在巷道顶板中部

安设，每间隔50〜100m安设一个顶板离层仪；通过人工观测仪器上

标注的刻度来判断位移量。

2.巷道表面位移观测

巷道掘出后在巷道中及时建立巷道收敛变形观测站，利用十字交

叉法对巷道顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量进行观测，并将检测结

果录入专用记录本中。

3.根据《煤矿安全规程》规定，当掘进工作面采用架棚时，可不

安设顶板离层仪进行观测。

四、数据处理

1.观测时间要求

掘进开始至竣工期间每隔7〜10天对其巷道顶板离层、位移等内

容观测1次，每月不低于3次。

2.矿压分析

每月观测结束后，根据观测的数据和结果，需在次月月初10日

前，编制完成矿压分析报告，报顶板管理小组组长审阅签字并存档。

第四章综掘施工工艺

第一节施工方法

1151补回风顺槽从转向点开始采用掘进机掘进，采用综掘机后

跟皮带运输机运输，巷道采用锚网+锚索或者架棚永久支护；当采用

锚网索支护时，每次切割深度不大于1100mm,当切割尺寸达800mm

后，及时进行临时支护和永久支护；采用架棚施工时，每循环深度不

大于1100mm,且距离达800mm时必须及时架棚支护，并严格至掘一

排支护一排。

一、巷道开口准备工作

1.施工前地测部提前标定开口位置，标定巷道中线，施工单位

严格按照所放中线施工。

2.开口前，必须对开口附近各种管、缆、线进行撤除或落地并

保护好。

3.开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，

准备好各种支护材料；巷道内使用的锚杆、钢筋网、锚固剂、单体、

工字钢棚、木板等备用的支护材料运入工作面后，必须归类堆放整齐;

锚杆、锚固剂、托盘要上架并挂牌管理；单体、木板、工字钢棚、钢

筋网堆放在巷道宽敞处，不得影响运输、行人，距离轨道皮带管架边

缘不得小于800mm；各类支护材料堆放高度不得超过1.2m。

二、掘进机械化与设备布置图

采用EBZ160型掘进机掘进，综掘机后跟DSJ65/15/2X37型皮带

运输机运输，SGB-620/40T刮板输送机；迎头配备MQT-120/3.0型锚

杆机打、注顶部锚杆，MQT-100/3.1型帮锚机打、注帮部锚杆。

三、施工顺序及工艺流程

工艺流程：切割（出煤肝）一退掘进机一临时支护（串移前探梁）

~永久支护一清浮煤一拖皮带。每次切割一排临时支护、永久支护

一排。

当硬头符合下列条件时，可将每循环截深增加至1600mm：

1.迎头前后10m范围内无断层等地质构造；

2.迎头后5m范围内巷道超宽数值不能超过质量标准设计值;

3.“循环进度1600mm”必须是在正常施工段，凡需贯通、巷道

设计加宽、预测积水区、地质构造变化段等，必须提前15m恢复掘

800mm,支护一排的施工工艺，并严格执行各专项措施；

4.迎头10m范围内无淋水等出水迹象；

5.迎头施工中，顶帮围岩完整稳定，无明显层理、裂隙，帮部

煤体不松软破碎，截割时能留出明显的截割痕迹，截面无碎屑等。采

用一次截割两排锚网一次的，每次截割进度为1600mm,锚网支护距

迎头最大控顶距离不超过1900mm,截割完后立即进行临时支护。前

探梁吊环必须使用在最靠近磺头的一排锚杆上。每次截割后，必须先

由班长和有经验老工人两人用长柄工具按由外到内、由上到下的顺序

进行敲帮问顶，工作时一人进行，一人监护。所有工作必须在可靠支

护下进行，严禁空顶作业。

附图4-1-2：施工工艺流程图

撤人复电开机开水停机停电停水

截割敲帮间顶

移前探梁、铺网上

安全检查―

钢筋梯、临时支护

1出煤运料

撤人复电

开机开水

下一循环打注顶、帮锚杆，I

紧螺帽，质量控制V截割出煤运料

停机停电停水

第二节破岩、煤方式

一、破岩方式

采用综掘机破半煤岩。