煤矿110“工法”设计说明

XX煤矿XX工作面运输顺槽

切顶卸压4成卷无煤柱开采

设

计

说

明

新疆XX矿业开发有喔公司

编制时间：2019年4月5日

总论

一、“110”工法的推行背景

为缓解XX公司所属煤矿采掘接续惊慌局面、削减资源

奢侈，提高煤炭销售收入，XX公司党委、XX公司高度重视、

详细部署，要求在XX煤矿、XX煤矿进行“no”工法采煤技

术的可行性论证；为加快该技术的推动进度，于2018年11

月13日-15日，XX公司总工程师张总带队，到鸡西城山矿

进行了“no”工法的现场学习，利用2019年春节假期期间

XX公司董事长再一次组织相关人员到双鸭山东荣二矿进行

了“110”工法实地学习，进一步了解“110”工法的实际推

行状况。

二、XX煤矿推行“110”工法的工作面概况

XX煤矿推行“110”工法的巷道为XX工作面皮带顺槽，

该顺槽全长1550m,已于2017年12月份施工结束，巷道尺

寸（净）4.0*3.0m,支护方式为锚网索联合支护。巷道顶板

为煤岩互层的复合型顶板，顶板煤层累计厚度平均1.5m。巷

道其它地质条件简洁。该巷道若推行“110”工法要在2019

年5月份就起先施工（进行顶板加强支护和预裂切缝眼施

工）O

三、经济效益

（一）加强支护总费用1374022元，折合每米单价886.5

7Go

（二）施工切缝眼总费用1346440元，折合每米单价

868.7元。

（三）爆破材料总费用463476元，折合每米单价299

7G©

（四）挡奸设施及材料总费用3320311元（可回收

3145471元），折合每米单价2142.1元。

（五）喷浆支护总费用178454元，折合每米单价115

元/米。

（六）注氮总费用203904元，折合每米单价147元（暂

不考虑灌浆）。

（七）人工总费用2015000元，单价1300元/米。

一次性投入总费用8697703元，若不考虑回收材料每米

单价5611元，若考虑部分材料可以回收，消耗材料及人工

费用总共3968816元（不包含灌浆费用），折合每米单价2560

7Go

（八）与重新掘进一条巷道的价格对比：以我矿2018

年与华美公司重新签订的合同为例：人工单价1460元/米，

设备租赁费240元/米，管理人员工资300元/米，平安费用

600元/米，合计2600元/米，经物流核算的材料费1318元/

米，合计3918元/米。在不考虑设备租赁费、管理人员工资、

平安费用等状况下每米费用可降至2778元。在不考虑黄泥

灌浆、但考虑后期材料回收的状况下，“110”工法比单独

掘进一条巷道节约费用218元/米，节约成本33.8万元。

“110”工法多回收煤柱6.4万吨。按目前含税售价120元/

吨计算，可增加销售收入768万元。

四'参考依据

（一）龙煤鸡西城山矿现场学习及所供应资料。

（二）何满潮院士“110”工法的视频讲座。

（三）陕煤集团柠条塔煤矿“110”工法的推行阅历介

绍。

（四）川煤集团国内首次运用“110”工法的阅历介绍。

（五）无煤柱自成巷110工法规范，T/CCCA002-2018o

（六）龙煤双鸭山矿业公司东荣二矿现场学习及供应的

资料

书目

第一章“110”工法（切顶卸压无煤柱自成巷开采技术）介绍..1

第一节“110”工法的由来.............................1

其次节无煤柱自成巷开采技术的详细形式...............2

第三节“110”工法与常规采煤方法的区分...............3

第四节“110”工法的详细实施步骤及实例说明...........4

其次章XX煤矿推广“110”工法的XX工作面状况介绍.........8

第一节概述.......................................8

第三章地理位置及地质状况..............................11

第一节05工作面运输顺槽相对位置及邻区状况...........11

其次节05工作面运输顺槽范围内煤岩层赋存状况........11

第三节地质构造及水文地质..........................12

第四章施工工艺.......................................13

第一节施工依次及工艺..............................13

其次节设备配备状况..................................22

第五章生产系统........................................23

第一节通风.....................................23

其次节压风......................................26

第三节综合防尘..................................26

第四节防灭火.....................................27

第五节安全监控..................................33

第六节供电.....................................34

第七节排水.....................................34

第八节运输系统.................................34

第九节照明、通讯...................................35

第六章劳动组织及主要技术经济指标.....................36

第一节劳动组织..................................36

其次节作业循环..................................37

第三节主要技术经济指标............................39

第七章工作面下端头支护设计及措施......................44

第八章安全技术措施...............................49

第一节施工准备.................................49

其次节通风.....................................49

第三节锚索加强支护................................50

第四节爆破切缝孔和放炮.............................52

第五节挡砰支护....................................54

第六节喷浆......................................55

第七节机电......................................57

第八节其它措施....................................59

第九章灾难预防、处理及避灾路途图.....................60

第一章“110”工法（切顶卸压无煤柱

自成巷开采技术）介绍

第一节“110”工法的由来

2018年“5・12”汶川地震后，中国煤炭工业协会煤矿

支护专业委员会专家组于2009年4月赴位于四川地震灾区

的煤炭企业调研。作为专家组组长，何满潮带领一行人前往

四川省煤炭产业集团芙蓉公司白皎煤矿调研。白皎煤矿事故

多发，且事故多发生在回采巷道掘进过程中。当时，何满潮

说，“我所在的深部岩土力学与地下工程国家重点试验室在

这方面有肯定的技术储备，于是初步确定了“110”工法的

基本思路。随后，“110”工法在白皎煤矿2422综采工作面

进行了首次现场工业试验。

白皎煤矿2422综采工作面长度165米，采高2.1米，

煤层倾角8°至10°,试验段推动长度460米。试验时，第

一步是利用恒阻锚索对巷道顶板加强支护，以保证随后预裂

顶板、切顶时不影响自动形成的巷道质量；其次步是利用聚

能爆破装置超前预裂顶板，在顶板形成裂缝；第三步是利用

矿山压力在采场周期来压时沿顶板裂缝自动实现沿空切顶，

将顶板切落下来，切落的顶板形成巷帮，同时借助岩石碎胀

系数使岩石破裂后的体积增大为原来的1.3倍，压实并隔断

采空区，从而自动形成下一条回采巷道。试验后所成巷道不

仅变形量少，而且提高了平安保障实力，事故起数大幅削减,

取得了显著的经济效益，每米成巷造价由试验前的3075元

降低至试验后的2065元，试验段共节约46万元。另外，由

于少掘一条巷道，试验段节约秆石运输与排放费182万元；

由于是无煤柱开采，多回收的10米宽煤柱资源价值442万

元；试验段节约防突钻孔施工费313万元。采纳“110”工

法的试验段为2422综采工作面带来经济效益900多万元（该

矿煤层单一，采后没有残留煤）。

自2009年在白皎煤矿首次胜利应用以来，“no”工法

接连在神华神东煤炭集团哈拉沟煤矿（1000万吨/年），中

煤集团唐山沟煤矿、大屯煤矿，陕西煤业化工集团神南矿业

公司柠条塔煤矿（1800万吨/年），河南能源化工集团永煤

公司城郊煤矿，延安市禾草沟二号煤矿、龙煤集团鸡西城山

矿（240万吨/年）、双鸭山东荣二矿（150万吨/年）等10

多个煤矿得到了推广应用，取得了明显效果。

其次节无煤柱自成巷开采技术的详细形式

采纳“110”工法（如下图）对工作面F1进行回采时,

巷道R1并非提前掘进，而是采纳系列关键技术及配套装备

在工作面F1采煤的过程中一边采煤一边形成，并保留下

来；当工作面F2进行回采时，巷道R1作为一条回采巷道

为工作面F2服务，同时在工作面另一侧采纳同样的方法边

采煤边形成另一条回采巷道R2,并保留下来；如此往复直

至整个采区回采完毕。

第三节“110”工法与常规采煤方法的区分

（一）采纳无煤柱自成巷开采时，相邻工作面之间无区

段煤柱留设；（二）无煤柱自成巷开采工作面留巷侧无需提

前掘进回采巷道。（三）无煤柱自成巷开采与留煤柱护巷开

采还有一个重要区分，即顶板结构不同。无煤柱自成巷开采

技术的核心在于利用顶板定向切缝技术切断采空区肯定范

围内的顶板和巷道顶板之间的联系，将传统开采状态下形成

的长臂梁顶板结构变为短臂梁结构，同时最大限度地利用切

落岩体自身碎胀特性，使其垮落碎胀后充溢采空区，并形成

对上覆岩梁的支撑结构。

第四节“110”工法的详细实施步骤及实例说明

“110”工法的详细说明是“1个工作面、1条巷道、0

个煤柱”；它的关键在于“拉得住、切得开、下得来、护得

住”，即恒阻锚索能拉得住上覆岩层基本顶，聚能爆破装置

预裂顶板时能切得开顶板形成裂缝，采场周期来压时顶板能

沿着预裂顶板时切开的裂缝下来，自动成巷后巷道能护得

住。（如下图）

“110”工法在煤矿运用中的支护原理图

繁臻带您滋然

皎*:*

朴恒阻锚索S

切缝

米空区

挡肝支护煤体

“110”工法的主要施工步骤

尹切顶留巷施工步骤:

6.留巷

5、顶板段矿压观

4、紧跟垮落稳定测及采空

3、超前工端头架后后，对留区有害气

『、超前工作面进行预面，进行巷进行整体监测。

作面在运顺裂爆破，形档杆支护形、喷磅。

1、工作面

内施工双向成切顶卸压和滞后段

运顺留巷段

1聚能拉伸爆预裂切缝线。加强支护。

采取恒阻锚

破孔.

索补强支护。

恒阻锚索支护原理图（实例）

双向聚能爆破顶板预裂切封技术原理图（实例）

♦在炮孔中采用双向聚能装置

进行装药,弁使聚能方向对准

控制断裂方向。

♦炸药起爆后，冲击波和应力

波优先沿设定方向集中殍放，

在炮孔壁上形成和聚能孔方向

一致的是向初始裂筵。

♦爆至气体涌入径向初始裂筐,

在设定方向产生拉应力集中，

断裂岩体,实现顶板预裂切缝。

切顶爆破施工图（实例）

“110”工法的顶板切缝、支护、档秆断面示意图

中粒砂岩

恒阻锚索

13.23m

21.8mmx10.5m

粉砂岩§

2.23m

2-2煤

4.11m

r玻璃钢锚杆

(pl8mmx1.6m

粉砂岩

9.58m

挡汗支护图（实例）

＞回采过后，紧跟支架后挡斜,采空区侧采用“工字钢+单体”挡肝;顶板采

用“单体+钢梁”支护。

丽区丽而商骑甫I鼬懒IiIElQtl1

液压单体支柱+钢梁支护（支柱为DW28-25O/1OO型，花边梁长5m）,一梁

四柱，支柱间距为L5m、排距L2m。

防止采后漏风着火喷浆图（实例）

>待采空区顶板稳定后，滞后工作面200m返修维护、喷轮，喷砂厚度80-

2OOmm,强度C2O。

巷道顶板检测布置示意图

用…二超勤50m

、巷道表面位移观测

测宓3测京24站I

测站12（共

个）

121?多点位移计

2、巷道顶板离层监测ZL锯索/力计

12201综采工作面

3、锚索受力和变形餐监测

支架压力支测仪（共11个）

4、工作面支架压力监测

巷道顶板检测布置图（实例）

其次章XX煤矿推广“110”工法的

XX工作面状况介绍

第一节概述

一、推行“110”工法工作面状况

XX煤矿XX工作面（以下简称“05工作面”）处在一采

区中段，是我矿建成投产后的其次个工作面。工作面走向长

度1550n1,工作面长度150m,平均倾角8。，走向坡度2。，

可采储量70万吨，05工作面布置有一条皮带顺槽和一条回

风顺槽，工作面标高+2990m〜+2643m。如下图（支配在05工

作面运输顺槽推行“110”工法）。

XX工作面平面位置图

二、推行“110”工法巷道状况

本次推行“110”工法的巷道为XX工作面运输顺槽，巷

道已于2017年12月15日掘进完成，井下标高+2650m巷道

尺寸（净）4,0*3.0m,支护方式为锚网索联合支护，锚索规

格617.8*5.3m的钢绞线,间排距1.6*3.6m（每排两根），

锚索梁采纳14#槽钢加工而成，梁长2.0m；顶锚杆规格6

18*2.0m的等强螺纹钢锚杆，间排距0.8*lm；全断面挂网支

护。该顺槽走向长度1550m,走向坡度2°,巷道开口标高

+2643m〜+2680m。

巷道原支护平面图

o

I：o

o-Q

巷道顶板

6钠窈梯至K;X

81000、

XO_2X

X2d

o.oo

3600

巷道原支护剖面图

巷道原支护断面图

三、推行“110”工法的目的及用途

主要是推行国内先进的“110”工法技术，削减掘进队

组，增加资源回收率。该巷道主要用于下一个工作面的回风

顺槽运用，削减巷道再掘进，削减依据常规采煤方法而造成

的资源奢侈。

四、设计长度及服务年限

设计长度1550m,服务年限22个月。

五'预料开竣工时间

支配于2019年5月份开工，主要进行加强支护、施工

爆破切缝眼等，在XX工作面回采结束时竣工。

第三章地理位置及地质状况

第一节05工作面运输顺槽相对位置及邻区状况

XX工作面运输顺槽，西部为该工作面回风顺槽相距

150m,目前正在掘进；南部与开切眼相接，紧靠未彻底揭露

的DF1断层；东部为未采动的06工作面；北部为一水平一

采区运输上山；与地表垂直距离305m,地表为隔壁荒漠区，

无建筑物。

其次节05工作面运输顺槽范围内煤岩层赋存状况

从05工作面在掘进期间及04工作面回采期间得出的实

际煤岩层素描看，工作面所处范围内共有煤层三层，自上而

下依次为A3、A2(A2-2、A2-1)和Ai煤层。其中:A3、A2-2、Ai煤

层平均厚度分别为0.44米、0.65米和0.40米，为不行采煤

层。05工作面所米煤层为A?煤层的A2-1层，平均厚度2.48m,

含夹阡数层，较稳定，全区可采。工作面顶板为复合型顶板,

顶板无伪顶，干脆顶自A?」煤层顶板往上OTm段为粗砂岩；

l-2m段为A2.2煤层;2-3.5m段为细砂岩；3.5-4m段为上煤

层，往上为粉砂岩基本顶。如下图(巷道掘进期间实际揭露

的平均值）。

05工作面所处范围综合柱状图

名称厚度/m特性

新砂岩1.50灰黑色，粉砂岩，硬。

A3煤0.5灰黑色，煤与软岩夹杂出现，极软,染手。

细岩

®1.80白色，细砂岩，极硬，卜,部0.3m软.且中间夹杂有煤线。

A2-2煤0.70灰黑色，染手，半鹿型.

粗砂岩1.00白色，粗砂岩，极硬，含石英、氏石。

心煤2.50灰黑色，粉砂质结构，'匕亮型，中间含有一层约0.2m极硬夹肝。

粉砂岩0.80白色.粉砂质结构，泥质胶结。

1.00灰黑色，光泽暗淡，半亮型。

第三节地质构造及水文地质

该块段所处范围为单斜构造，构造简洁，在工作面末端

为DF1断层，由于断层落差较大，04工作面回风顺槽及皮带

顺槽以及05工作面运输顺槽均没有通过此断层，但对断层

进行了钻探施工，未探明。全部掘进工作面在该断层处都停

止了掘进，但该断层对05工作面推行“110”工法不产生影

响。

05运输顺槽从掘进期间及04工作面的回采期间看，均

无井下水，水文地质条件简洁，推行“110”功法期间不受

水的影响。

第四章施工工艺

第一节施工依次及工艺

总体依次：一、锚索超前加强支护一二、施工预裂爆破

孔一三、预裂爆破形成切缝线一四、紧跟1#架施工挡砰墙及

滞后段加强支护一五、顶板稳定后对巷道进行整形、喷於一

六、矿压观测及采空区有害气体监测

一、工作面回采前对打算留设的巷道进行加强支护（第

一步）

（一）上下帮加强支护锚索：在巷道回采帮侧施工一排

锚索，锚索规格@17.8*9.3m的钢绞线（比原支护加长4m,

均能进入稳定基岩2m以上），间距1.2m,锚索梁更换为“W”

钢带（宽275mm、3眼）协作350*350mm托盘（20mm厚钢板），

即每根长度4m,锚索梁靠巷帮的一边距巷帮300mm,误差土

50mm,下帮加强锚索暂不施工，依据顶板压力状况确定，若

顶板压力大，在下帮依据上帮施工锚索的方式进行加强支护

锚索，每根锚索梁不进行压茬链接。

加强锚索长度长度可按下式计算：

LH=HE+2.0—9.0m

LH一一锚索长度，m；

HF——预裂切缝高度，依据公式HF=2.6Hc计算，m；

He——工作面采高，按2.7m计算。

（二）巷道中心加强支护锚索：在原两根锚索梁之间施

工两排锚索，锚索梁（“W”钢带）长2.0m,孔间距L2m,

排距1.2m,采纳三花布置，其它与第一条加强支护的锚索规

格相同。

（三）其它技术要求：

1.本次加强支护只是施工锚索，施工锚索眼深度为

9.0mo向孔内装入4节Z2350树脂药卷，用钢绞线渐渐将树

脂药卷推入孔。用搅拌接头将锚索钻机与钢绞线连接起来，

然后升起钻机推动钢绞线，边搅拌边推动，直至推入孔底，

停止升钻机，搅拌20s后停机。lOmin后用张拉千斤顶张拉

钢绞线，预紧力为60kN。

安装完毕，进入下一个循环。加强支护应在工作面开采

前提前施工结束。

锚索加强支护平面图

1200

锚索加强支护断面图

锚索加强支护断面图

锚索加强支护剖面图

二'施工聚能爆破切缝眼（其次步）

（一）钻孔设计

2019年7-8月起先在回采帮紧贴巷道帮顶板处从切眼硬

帮起先沿回采方向施工爆破切缝眼，前50米以内每隔0.3m

打设一个预裂爆破孔，50m往外沿工作面推动方向每隔0.5m

打一个预裂爆破孔，孔深均为7m（采高的2.6倍，

2.6*2.7=7m）,孔径$48mm（ZDY2-300LM型煤矿用履带式全

液压坑道钻机），沿与铅垂方向向回采帮偏15°角施工炮眼。

（如下图）

预裂爆破孔平面图

（二）技术要求

L留巷起先位置和停采线应实行特别的爆破参数，宜采

纳半扇形钻孔进行爆破。

2.顶板定向预裂切缝距巷帮的距离应不大于200mmo

三、爆破作业（第三步）

爆破作业超前工作面20米至30米进行放炮，也可以超

前放炮。爆破采纳双向聚能管（拉裂爆破管）装药爆破，聚

能管（拉裂爆破管）采纳PVC管材加工而成，双向聚能管（拉

裂爆破管）外径为421nm,内径为36.5mm,管长1.6m。炮孔

内装3根长度为1.6米的聚能管，引爆方式长脚线+电雷管。

聚能爆破采纳三级煤矿乳化炸药，药卷规格①3211nliX300mm,

眼底第一根管装药5卷，其次节装3卷，即不间隔装8卷药,

运用2个雷管，第一节聚能管放一个，其次节放一个；第三

节聚能管内放置水炮泥并固定好，第三节管以外2.5m范围

采纳炮泥封实；爆破孔末端0.5m不封炮泥，以防爆破时炸

毁巷道顶板。

双向聚能管实例图

装药结构示意图

管

-1

聚能管长1.6m

.炮泥封孔长度2.5m…水炮泥段1.6m一装药段2.4m（8卷的）.

,总长71n,

1.炮泥孔长7米，炮孔内3根聚能管（分别为上图1-3）封泥长度2.5m。

2.第一节聚能管5卷药，第二节3卷药，药卷顶到眼底，共计8卷药三级乳化炸药和1管水泡泥。

3.根据顶板打钻时岩石分布范围及坚硬程度，调整装药量与装药位置。

注：1.每次放炮时一般状况下多个炮眼一起放炮，最多

不超过10个，但当顶板不好时适当削减爆破炮眼数量。

2.封孔长度宜为1.5-2.5m,且应符合现行《煤矿平安规

程》。

3.拉裂爆破管参数应符合下列规定：

（1）拉裂爆破管外径为42mm,内径为36.5m叫

（2）拉裂爆破管总长度可按下式计算：

LJ=LF-LK=2.6*2.7-2.4-4.62m

式中：3——拉裂爆破管总长度，m；

LF---切缝炮孔深度，m；

LK---封孑L长度，m0

四、巷道挡奸支护（第四步）

（一）码袋墙支护施工方法。挡阡支护采纳编织袋装货

码墙、29U型钢、①6mm冷拔丝网片（网格100*100mm,长*

宽=2*lm）联合支护；墙体中心线与回采帮铅垂线重合，袋

墙宽0.5-0.6米，接顶接硬底、袋墙应码实拍平，码后留茬

长度-1.5米。码墙前，先提前在U钢顶端焊接820mm,尺

寸200*200mm的柱帽，柱帽上面焊接中30*长200mm的圆钢,

U型钢立柱用卡兰固定好（两道），将U钢立柱直立后将圆

钢插入爆破后的炮孔内，并用单体柱打好俄柱。在U型钢立

柱里侧紧贴U钢挂好钢筋网（按全高挂），袋墙贴钢筋网码

砌，靠采空区侧用废旧的锚杆、钢管等夹好并用铁线与U型

钢立柱绑牢。

（二）码袋墙的时间。采纳“no”工法时工作面下端

头没有端头支架，并且1#支架下边在工作面内与回采帮相距

lmo保证在拉1#支架时将后方挡阡墙施工完成（码至1#支架

切顶线处），严禁在拉1#支架时进行码墙，并且在码墙时严

禁操作5#以下支架，不得拆除端头密集支柱。严禁滞后码袋

墙，即必需在牢靠的支护下进行作业。

挡开支护剖面布置图

（三）支护要求

1.挡歼单体液压支柱距切缝线距离宜为100-150mm,单

体液压支柱间距宜为600-800mm；

2.金属网宜采纳直径不小于6mm的高强焊接钢筋网；

3.工字钢支柱宜采纳11号矿工钢，间距600-800mm,沿

切缝线与单体液压支柱间隔布置；

4.U型钢支柱宜采纳型号不小于29U型钢，间距

600-800mm,沿切缝线与单体液压支柱间隔布置；

5.巷道变形稳定后锚杆扭矩力不小于100N.m；

6.帮部每排可布置2-3根，锚杆间排距宜为

1000*1000mm,误差不超过±200mm；

7.锚杆安装完成后杆体外露长度不超过50mmo

8.挡阡支护滞后支架距离应不超过1000mm,U型钢可缩

性支护（工字钢支柱）埋入底板深度应不小于300mm。

五、留设后的巷道加强支护（第五步）

巷道滞后段采纳单体液压支柱在采空区冒落稳定前加

强支护，支柱必需打齐、排柱距匀称，初撑力要够、迎山合

理，支护强度达到90KN（0100缸径）。待周期来压后，工作

面后方200nl以外，在顶板垮落并稳定后方可撤除单体柱，但

始终要保证工作面切顶线后方有200nl的单体支护；单体液压

支柱每排四根，（靠回采帮的一根为俄柱），单体支护排距

依据实际状况打设，必需保证成排成线，柱距1.2m。

依据现场监测结果，巷道基本稳定后，在架后120-200m

段，可采纳“隔一排撤一排”的方式回撤单体液压支柱和切

顶护帮支架。

采纳“隔一排撤一排”的方式回撤后，若回撤区域连续

三天内的顶板下沉速率小于3mm/d,可采纳“隔一排撤两排”

的方式接着回撤巷道内临时支护的单体液压支柱；若回撤区

域连续一周内的顶板下沉速率小于Irnm/d,可回撤剩余全部

单体液压支柱。

六、巷道整修、喷碎及防止采空区自然发火（第六步）

XX煤矿A2T煤层顶板为复合型顶板，顶板A2-2和A3煤层

总厚度为1.5m左右，当工作面采空区顶板跨落后采空区将

有大量的煤炭积存，存在自然发火危急，自然发火期为3-6

个月。主要实行的措施是：在工作面顶板稳定后，滞后工作

面200nl返修维护、喷校，喷碎厚度80-200mm,混凝土强度

C20,覆盖25U型钢2/3以上，防止采空区漏风。持续巷道

顶板及挡汗墙状况，确保后方顶板不对挡阡墙造成破坏，尽

可能削减漏风，若顶板压力大时再实行加强支护。

喷浆料在05工作面下巷运输，在下巷重新铺设轨道，

喷浆料都用编织袋盛装，每次运输只能是两辆车。（详细漏

风防治措施详见第五章）

七、顶板压力观测

为了有效的驾驭巷道顶板压力变形状况，设计在留设巷

道内重新施工直读式顶板离层31组（每50m一组）；锚索

压力监测仪31组；直读式监测顶底板位移计5组（每300nl

一组）。工作面液压支架上担心排安设压力检测装置。

第二节设备配备状况

设备名称型号数量用途备注

锚索钻机MQT-8515锚索支护

炮泥机1搅拌炮泥

湿式喷浆罐2喷浆作业

煤矿用履带式全

施工爆破孔钻机ZDY2-300LM2施工爆破孔

液压坑道钻机

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

XX工作面回采期间采纳一进一回“U”型通风方式，即

XX运输顺槽为入风巷道，回风顺槽回风。工作面自开切眼向

外回采，采纳切顶卸压自动成巷技术对XX运输顺槽进行切

顶留巷，支配留巷长度1550m,留设巷道滞后段考虑到巷道

维护、单体柱回撤须要局部通风。

二'通风系统

回采工作面风流路途：运输上山一05工作面运输顺槽一

工作面开切眼一05工作面回风顺槽-05工作面回风顺槽车

场一车场与回风上山联络巷一回风山上一立风井一地面

留巷滞后段风流路途：运输上山局部通风机一05工作面

运输顺槽一留巷滞后段一工作面开切眼一05工作面回风顺

槽一05工作面回风顺槽车场一车场与回风上山联络巷一回

风山上一立风井一地面

留巷工作面通风系统图

11M-105工作面回风K槽

—―新鲜风流方向—风篇

—7rh一污风流方向

三、滞后段局部通风系统

05运输顺槽采纳切顶卸压自动成巷过程当中，码石墙、

打支护及巷道喷浆作业须要在采后进行，因此须要利用局部

通风机对作业地点进行通风，保证施工作业期间人员平安须

要。

XX运输顺槽采纳切顶卸压自动成巷过程当中，码石墙、

打支护及巷道喷浆作业须要在采后进行，因此须要利用局部

通风机对作业地点进行通风，保证施工作业期间人员平安须

要。

XX运输顺槽切顶卸压自动成巷作业地点实际须要的风

量

1、按作业地点同时工作的最多人数计算

Q掘=4XN=4X8=32n?/min=0.53nl7s

式中：Q掘一作业地点实际须要的风量，m7s；

N-----作业地点同时工作的最多人数，8人。

2、按瓦斯涌出量计算须要风量：

Q二100q掘k=100X0.09X1.5二

13.5m3/min=0.23m3/s

式中：Q：作业地点实际须要的风量m'/min

q作：作业地点的瓦斯肯定涌出量，该数值取

°・09稔能出地点的瓦斯涌出不匀称的备用风量系数（取I®

3、按作业地点最低与最高风量验算：

最低风速：Q作20.25X60XS作=15X12.6=189ni7min

=3.15m3/s

最高风速：Q作W4X60XS作=240X12.6=3024m3/min

=50.4m3/s

S作：掘进工作面最大断面12.6n?

确定作业地点供风风量：通过风速校验，确定作业地点

实际须要出口风量为189m7min

4、按作业地点所需风量计算局部通风机所需吸入风量：

Q吸=Qmin/力=189n?/min/0.78=242.3m,'/min=4.04m3/s

式中：Q吸：局部风机须要吸入最小风量

Qmin：作业地点所需最小风量

。：风筒有效风量率，（取78%）

因一台2X22KW的压入式局部通风机，其额定风量为

333

250-550m/min,ifij250m/min>242.3m/min0所以XX运输

顺槽切顶卸压自动成巷作业地点风机选取2X22KW的压入式

局部通风机。

按选取局部通风机FBDNo5.6/2*22的额定风量计算

Q实=Q吸+60VS=250nr7min+60X0.25m7minX13.8m2

二457m''/min=7.62m3/s

式中：Q实：作业地点全风压须要的风量m7min

Q吸：作业地点局部通风机额定风量250m'/min

S：作业地点风机至回风巷最大断面13.8m2

V：作业地点风机至回风巷最小风速0.25m/S

经计算掘进全风压配风量取457m7min,掘进风机外备

用风量为207nl7min经过以上计算，XX运输顺槽切顶卸压

自动成巷作业地点实际须要的风量取最大值7.62nl7s。

留巷工作面通风系统图

11A2705工作面回风顺槽

乂保/

---------新群风流方向—风筒

污风流方向

其次节压风

风源来自地面压风机房，地面压风为0.6MPa,通过井下

供风管网送至工作面，风压不小于0.6MPa。

压风系统：轨道上山一05工作面运输顺槽车场一05工作

面运输顺槽

第三节综合防尘

供水管网内水压符合设计要求，并能正常运用，巷道内

刚好清除浮煤。距加强支护及施工爆破孔地点50m范围内安

设3道净化水幕，施工时正常开启、水压不小于4MPa。在据

进巷道内安设一组隔爆水概，第一列水距施工地点距离不小

于60—200m,水量不小于2001L/m3,水袋总数不少于63个;

概间距L2—3.0m,安设后要常常加水、维护，确保水量足

够。并且05运输顺槽切顶卸压自动成巷作业须要进行支护

及喷浆作业，回风需经过05采煤工作面及回风顺槽，因此

对支护及喷浆作业地点防尘工作需更加重视。防尘主要技术

措施如下：

1、支护及喷浆过程必需采纳湿式作业，即水打眼和湿

式喷浆。

2、支护及喷浆过程中，严格依据要求运用净化水幕，

充分降尘，防止粉尘随风流进入采煤工作面，造成粉尘飞扬

污染风流、工作面作业环境恶化。

3、支护及喷浆作业结束后，将作业地点50米范围内进

行全面洒水降尘。

防尘系统：轨道上山一05工作面运输顺槽车场一05工作

面运输顺槽。

第四节防灭火

工作面所采煤层为A.1煤层，自然发火等级为n类，属

自燃煤层，自然发火期3-6个月，有爆炸危急性。

05工作面自然发火危急性分析：依据04采煤工作面施工

过程中的状况可知，04采煤工作面顶板上部有A.煤层，随采

动影响冒落、破裂，遗留在采空区内，增加了煤层自燃发火

的隐患，假如采空区内持续供氧，采空区内遗煤发生氧化反

应积蓄热量，持续一段时间后煤层就会自燃。所以限制采空

区漏风和隔绝煤的氧化反应是防治采空区发火的必要措施。

切顶后自动形成巷壁的碎石间空隙为05工作面采空区

漏风供应了通道，留巷内与工作面回风口间的气体压力差为

05工作面采空区漏风供应了动力来源。在通风压差的作用

下，造成采空区漏风，在风速相宜的状况下，还会造成采空

区的遗煤自燃。由于采空区漏风的困难性，造成采空区漏风

的不稳定，给防灭火带来极大的困难。

一'针对采空区漏风的防治手段

1、利用减风降压削减采空区漏风

利用减风降压即在回风巷及回采工作面保证平安生产

前提下，尽量削减回采工作面的供风量，以减小回采工作面

的风速及上、下巷两端的风压差，从而达到削减向采空区内

的漏风量。

袋墙

2、利用隔风堵漏削减采空区漏风

对切顶后自动形成巷壁采空区侧进行喷浆作业，喷浆厚

度应大于80-200mm,以削减采空区漏风通道。在上隅角位

置进行临时风障与分段密闭相结合，以削减工作而后部采空

区的漏风量。

二'利用注氮的方法进行自然发火防治

工作面注氮是我矿限制煤层自燃的主要手段，利用在05

运输顺槽预埋的注氮管路对采空区注入氮气，使其充填采空

区域，通过氮气的窒息性，限制煤层氧化进程，从根本上解

决煤层自燃问题。

采纳固定式碳分子筛制氮机，对采空区实施预防性注

氮，将纯度为98%的氮气注入采空区，注氮后采空区内氧气

浓度不得大于7%o

1、注氮量计算按以下三种方法计算，并取其中最大值:

(1)按产量计算

QN=[A/(1440Ptnln2)]X(C1/C2-1)

式中QN---注氮流量，m7min；

A——矿井年产量，0.7Mt/a；

t——矿井年工作日，270d；

P——煤的密度，1.44t/m3；

nl——管路输氮效率，取80%；

n2——采空区注氮效率，取70%；

C1——空气中的氧浓度，取20.1%；

C2——采空区防火惰化指标，取7虬

QN1-700000+(1440X1.44X270X0.8X0.7)X(20.1

H-7-1)

=4.19m3/min

(2)按吨煤注氮量计算

QN=5AK/270X60X24

式中A——矿井年产量，700000t；

K——工作面回采率，取0.9。

QN=5X700000X0.9+(270X60X24)=8.10m7min

(3)按瓦斯涌出量计算

QN=QcC/(10-C)

式中QC——工作面通风量，设计工作面配风量为

3

700m/mino

C——工作面回风流中的瓦斯浓度，1%。

QN=700X0.014-(10-0.01)=0.7m7min；

按以上三种方法计算后取最大值：QN=8.10m7mino

考虑L3的平安备用系数

33

8.10X1,3=10.53m/min=631.8m/ho

三、预防性注浆进行自然发火防治

利用05采煤工作面回风顺槽敷设注浆管路，对采空区

进行灌浆作业，浆液被输送到采空区后，固体成分进行沉淀,

充填于浮煤缝隙之间，形成隔绝空气的包袱体，防止浮煤进

一步氧化。浆液中的水分能够降低浮煤的温度，对已经氧化

生热的浮煤还能冷却散热，抑制浮煤自热氧化过程的发展。

（一）灌浆系统工艺流程：加压供水、拌制泥浆、灌浆

及井下脱、排水五个过程。

（二）灌浆方法为随采随灌。

（三）灌浆站工作制度与煤矿工作制度一样。

（四）采纳预防性灌浆措施，井下灌浆有关参数计算如

下：

1、日灌浆所需土量

Qt2=K（G/r）=0.IX（2592.59/1.44）=180.04m7d

式中G——矿井日产量，G=2592.59to

K——灌浆取土系数，K=0.Io

3

r--煤的容重，r=l.44t/m0

2、日灌浆实际开采土量

Qt3=a-Qt2=l.1X180.04=198.04m7d

式中a-取土系数

3、灌浆泥水比的确定

依据国内类似矿井的阅历数据，取为1：3。但是，依据

该矿井实际状况调整灌浆泥水的比例。

4、每日制浆用水量

Qsi=Qt2・5=180.04X3=540.12m7d

式中5----灌浆泥水比的倒数，5=3。

5、每日灌浆实际用水量：

QS2=Q，IXK水=540.12XL2=648.14m3/d

式中K水——用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系

数。

6、每日灌浆量：

Q浆=(QS1+Qt2)XM=(540.12+180.04)X0.91=

655.351117d

式中M——泥浆制成率，M=0.91o

7、灌浆材料要求：

颗粒小于2mm,粘土占60%〜70%,塑性指数为9~11,

含砂量为25%〜30%(粒径为0.5〜0.25mm以下)，简洁脱水

和具有肯定的稳定性。

四、采煤工作面综合防灭火措施

(一)依据《煤矿平安规程》的规定，开采易自燃和自

燃煤层时，在采区开采设计时，必需明确选定自然发火观测

站或观测点的位置，并建立监测系统和自然发火预料预报制

度。利用束管监测系统，进行数据分析，从而预料、预报煤

层自然发火，使其在萌芽状态就能实行措施加以歼灭。

（二）回采工作面依据规定位置和规格，构筑好防火门

套，以及封闭防火门套所用材料，以近码放整齐，指定专人

负责，发觉损坏或丢失刚好更换和补充。在发觉工作面煤层

自然发火后，可以马上封闭火区，使封闭区域内形成缺氧窒

息环境，进而达到工作面灭火的目的。

五、防瓦斯

05采煤工作面属一进一回的“U”型通风回采工作面，

在工作面进风巷和回风巷的风流压差作用及切顶后自动形

成巷壁的碎石间空隙为05工作面采空区漏风供应了涌出通

道，在治理过程中，须要进行堵漏、控风等手段，加大采空

区通风阻力，削减采空区域内的瓦斯随风流移动，闭面上隅

角位置积聚瓦斯。

六、注氮及注浆路途：

（一）注氮防灭火：地面制氮机房一副斜井一轨道上山

—05工作面运输顺槽一采空区。

（二）灌浆防灭火：地面制浆站一地面至中部循环车场

钻孔管路一轨道上山一运输上山与轨道上山联络巷一运输

上山一05工作面回风顺槽。

第五节安全监控

一、05工作面运输顺槽巷道内安设2台甲烷传感器，T

处在滞后段单体支护的末端3m处，T3距工作面下口1#支架

与回采工作面汇风点处。

二、断、复电瓦斯浓度及断电范围：

1、断电值:TI^1.5%CH4,T3^0.5%CH4

2、断电范围：「、T3——留巷工作面巷道内及回风流中

全部非本质平安型电气设备。

3、复电值：TI<1%CH4,T3<0.5%CH4O

4、报警值：TI^1%CH4,T3>0.5%CH4O

三、监控设施管理措施

1、甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300m,

距巷道侧壁不小于200mni。

2、甲烷传感器必需安设在坚实的支护处，防止冒顶及

其他损坏。

3、甲烷传感器只有监控人员有权标校，每15d用标准

气样标校一次，日常若有故障，应刚好处理。

4、据进工作面巷道内及回风流中全部非本质平安型电

气设备都必需同甲烷传感器实现瓦斯电锁，通风区负责安设

瓦斯电闭闭锁，施工单位负责断电器电源线和限制线的开关

指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。

5、因瓦斯超限断电的电气设备，都必需在瓦斯浓度降

到规定值以下时方可人工复电。

6、留巷工作面丁3传感器由施工单位负责随采前移，严

禁将传感器放在风筒处直吹。

7、洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以

免造成传感器损坏和误超限事故的发生。

8、每次甲烷传感器出现故障时，必需切断甲烷传感器

限制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。

留巷工作面翻系统图

©用煽蚓除质”L。礁1断电融：M.6O；笠电触＜1,期

用觥副版》LOMt断电浓度：＞1.50)1；熨电檄＜1,0(*

甲牖鲁触7L0购断物皴：帆复电浓度＜1,懈

早就鲁献独6咻断蚓隹为5Kl期檄＜0.W»

第六节供电

05工作面运输巷专供电源来自该顺槽车场配电点，其高

压侧电源引自井下中心变电所。

第七节排水

工作面内无涌水及顶板淋水，巷道内水源主要为巷道的

喷雾洒水，可自行在巷道内消逝。

第八节运输系统

05工作面运输顺槽为沿空留巷巷道，留巷期间单纯的巷

道留设不存在煤炭运输，少量的煤炭或处理巷道的煤或阡石

均可依靠巷道内的回采皮带来运输。本次主要介绍运料系

统。

运料系统：地面f副斜井f+2600m井底车场f轨道上山

05工作面运输顺槽与轨道上山联络巷车场一05工作面运输

顺槽一工作面

第九节照明、通讯

一、照明。主要依靠05工作面运输顺槽开口处的照明

综保，电压127V。

二、通讯。依靠矿井通讯网络，与矿井各个地方相连。

第六章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

“110”工法的施工方法为分阶段施工，巷道加强支护、

施工爆破切缝眼、爆破可提前施工，施工挡阡墙、喷浆支护

滞后段加强支护等与采煤平行作业，每道工序严格执行现场

交接班制度，也采纳“三八”工作制，全部职工必需持证上

岗。

劳动组织表

工序施工爆滞后段

班加强支施工挡喷浆支

破切缝爆破加强支备注

次护肝装置护

眼护

--11111

班长

二111

三111

—■53

打眼工

（包含支一53

护）

三53

爆破工3

码砌挡肝一6

墙兼做滞与挡砰墙、巷道维

二6

后段加强