5102运输送槽巷作业规程

第一章概况

第一节概述

井巷的名称、长度、用途、坡度、类别、服务年限、开竣工时间

1、井巷名称：11'层301盘区5102回风顺槽巷。

2、5102回风顺槽巷从北回风大巷起设计长度539m。

3、11"层5102回风顺槽巷服务于8102回采面回风、行人。

4、11”层5102回风顺槽巷以0。方位角，沿煤层顶、底板掘进。

5、11"层5102回风顺槽巷服务年限大约为半年。

6、巷道预计二O一四年七月一日开始掘进，预计二。一四年十二月三十日竣

工。

附：5102回风顺槽布置平面图（图1）

第二节依据

一、工作面设计依据

巷道布置根据山西煤炭运销集团梅花沟煤业有限责任公司《矿井兼并重组整

合项目初步设计》、《地质报告》、《安全专篇》、《煤矿安全规程》。

二、矿压观测资料

依据11"层301盘区北运输巷、北回风巷掘进过程在锚杆支护下，巷道煤壁

片帮不严重，矿压显现不明显。

地质构造附近围岩应力集中。预计该巷掘进期间在遇断层等地质构造时顶板

压力较大，需要加强支护。

第二章地面相对位置及水文地质情况及煤层赋存

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况及煤层赋存

一、地面位置

11#层5102回风顺槽巷相对地面位置位于蔡家沟，为山谷及山梁，无任何建

筑和人员居住。

二、井下位置

本巷位于井田的东北部，从11*层301盘区北回风大巷尾部开口向北掘进，

西部为2012运输顺槽，南部为北运输、北回风大巷，东部、北部均未采掘。

巷道位于11#煤层中，预计在掘进中揭露小断层，对掘进影响小。

三、地面相对位置、邻近盘区开采及煤层赋存情况

井上下对照及煤层赋存情况表表一

煤层名称11#水平名称采区名称301盘区

5102回风1282.5工作面标高1091

巷道名称地面标高(m)

顺槽

(m)1072-1110

概地面相对

11#层301盘区5102回风顺槽巷相对地面位置位于蔡家沟，为山谷及

位置及建

山梁，无任何建筑和人员居住。

筑物

井下位置巷道位于11#煤层中，本巷从11”层北回风大巷尾部开口向北掘进，西部

及四邻采为2012运输顺槽，南部为北运输、北回风大巷，东部、北部均未采掘。

况掘情况本巷道上部、下部煤层均未采动。

539米

走向长(m)倾向长(m)面积(H?)

煤层

3.0米煤层结构(m)煤层倾角0〜8°

平均厚

(度)

1I'--

煤(m)

寺盘区回风顺槽，开口位于煤层北回风大巷尾部，煤层平均厚

层本巷为11"后301510211#

情度3.0米。上1近10号煤层10—18m,平均14m,煤层结构简单，全井田稳定可采。顶板为

况粉细砂岩，底板为粉砂岩。

项目单位指标项目单位指标

硬度f3〜4自然发火期d180

绝对瓦斯

层理发育程度较发育m3/min0.38

涌出量

节理发育程度'发育煤尘爆炸指数%30

煤顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征

层

灰白色粉细砂岩为主，底部变细为灰褐色粉砂

顶9.0-10.0

老顶粉细砂岩M-I

底平均9.5石

板2.4-4.6中粗砂岩为主，灰白色，底部变为细砂岩，局

直接顶中粗砂岩

情平均3.5部夹煤线。性脆。

况

底板粉砂岩灰白色粉砂岩为主。

附：煤岩层综合柱状图（图2）

第二节地质

11号煤层301盘区构造主要为断层，盘区内断层较发育。

第三节水文地质

在本工作面上覆10#煤层无采空区，周边也无采空区积水。301盘区断层较

多，因此，应加强探放水工作，防止断层导水，影响安全生产。队组在掘进过程

中应注意观察顶板淋水、煤层渗水及断层周边渗水情况，同时监测瓦斯及其他有

害气体涌出情况，发现异常及时向调度室及跟班领导汇报。

地质水文地质情况表二

水文地质情况

本巷掘进前方无采空积水区。

及探水措施

最大涌水量50m3/d正常涌水量24m3/d

瓦（矿）斯属瓦斯矿井，绝对涌出量0.64m3/min

煤尘云爆炸

20g/m1

影响掘进的下限浓度

其它地质情况

煤的自燃

煤的自然发火期为6个月。

（矿层的裂隙）

地温正常

地压正常

本巷掘进中预计揭露小断层，顶板岩性也有相应变化，在掘进过程中

问题及建议

要注意做好顶板支护工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、布置及掘进

5102回风顺槽巷从在11#层301盘区北回风巷开口，距离2102运输顺槽78

米，以0。方位角，沿煤层顶、底板掘进。

5102回风顺槽巷设计长度为539m。

二、巷道规格

11#层5102回风顺槽巷：断面为矩形，宽3m、高3m,净断面积9m

附：巷道断面图图(图3)

第二节矿压观测

一、观察对象：11"煤层301盘区5102顺槽。

二、观察内容：

(-)锚杆、锚索预紧力检测

巷道施工过程中，每班安装并且预紧的锚杆要用MCI型力矩扳手逐根进行检

测，力矩扳手指示读数小于140N•m的锚杆当班要重新补打安装，并将检测结果

记入班验收记录本内备查。

(二)顶板离层监测

1、用WBY-10型围岩变形指示仪观察顶板位移量，在顶、帮标设观察点。

2、围岩变形指示仪的布置：

选用WBY-10型围岩变形指示仪，沿煤层顶板掘进时，交叉点顶板中部安设

一台，之后每掘进100m距离工作面15m处安设一台；

3、围岩变形指示仪的安装：

(1)用锚杆机在顶板上打眼，眼深应该根据上方的层间距情况，使眼底在稳定

岩层中不小于300mm,即锚索锚固位置；

注意：层间距大于4m时，钻眼深度控制在3.9m左右，当层间距小于4m时，

钻眼深度控制在比层间距小于0.2m；

(2)用安装杆将上部锚固器推到眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器锚住；

(3)用安装杆将锚固器推到锚杆锚固剂位置下端，轻拉钢丝绳确认锚固器锚

住；

(4)将套管组件(其下端为固定点)插入钻孔口，同时将钢丝绳从刻度尺端向

外拉，确保两个刻度尺指示环移动顺畅，不受任何卡阻，并确认套管组件已固定

在钻孔中；

(5)将“刻度尺1”和“刻度尺2”相连的钢丝绳固定在标尺上指示“0”的位置，截

去多余的钢丝绳，并保证刻度尺移动顺畅不受卡阻。

4、数据监测及资料整理分析

(1)巷道内位于安装顶板离层监测仪处要悬挂顶板离层监测仪管理牌板，安设

第一周每班(第二、三周每天，第四周以上每旬)由队组专人进行填写，读数准

确，内容齐全，文字清晰；

(2)队组派专人负责检查顶板离层监测仪的数据变化，并在顶板离层监测仪记

录表内按时填写。绘制出时间一顶板离层量曲线图，直观反映顶板的变化状况，

以便有效维护和管理顶板；

(3)若发现顶板离层位移达到150mm时，“刻度尺1”离层位移达到120mm时，

要及时在巷道周围补打长锚索进行加强支护(要求锚索锚固在离层监测仪锚固器

1向上2m处)，若发现“刻度尺2”离层位移达到120mm时，要及时在巷道周围补

打长锚杆进行加强支护，若“刻度尺1”与“刻度尺2”离层位移都大于70mm时，按

如上要求补打锚杆与长锚索；如顶板仍继续下降离层，要写专项措施进行加强支

护。

第三节支护设计

一、支护方式

(-)临时支护：

(1)采用4个方型吊环与2根4.0m长的10#槽钢及刹顶木板制作而成；用

4个方型吊环横向固定在靠近工作面的两排锚杆上，4.0m长的10#槽钢沿巷道掘

进方向搭在4个方型吊环上，能够前后滑移，并分别布置于各排锚杆中间，10#

槽钢前端紧靠工作面煤壁。

（2）临时支护操作方法：

每次爆破完毕等到炮烟吹散后，先进行“四位一体”的安全检查，处理隐患，

确认无危险以后，安装前探梁。前探梁顶端顺巷道方向推到工作面，然后用刹顶

木和木楔子刹紧背牢（刹顶木规格：长X宽X厚=I400x200x50mm）,刹顶时，，

在前探梁上沿与前探梁垂直的方向按0.5m间距布置9块刹顶木，覆盖巷道全部顶

板。如顶板不平整或前探距离顶板距离较大导致刹顶木与顶板无法刹紧，必须以

“井”字形打垛的形式加刹顶木直至刹顶牢固可靠为止），使前探梁与顶板相接，保

证不在空顶下作业。

附：5102顺槽临时支护示意图：图四

（二）永久支护

5102回风顺槽巷永久支护：采用金属树脂锚杆支护；片帮严重的区域两帮采

用锚网支护。（永久支护见断面图）

（三）永久支护距工作面最大距离

矩形巷道：爆破前为0.7m,爆破后为2.5m。

（四）锚杆、锚索支护论证

1、锚杆支护论证

（1）用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算）

①锚杆长度L的确定：

L=li+b+13

式中：h—锚杆外露长度，配合铁托板支护，h取120mm；

b—有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，梅花沟矿11"层顶板围

岩属于II、HI类较稳定或中等稳定围岩，L取值范围为400〜1500mm。

b—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（兀d£b）等于杆体屈服或拉断

承载力（Xd2。）而得的公式估算：

4

,,2而t20x490

h=dS/4TC=-----=-------------=490mm

4TC4X5

式中：d----锚杆直径，20mm；

Qt一一杆体材料的设计抗拉强度，①20螺纹钢锚杆设计、加工工艺与

①18螺纹钢锚杆相同，①18螺纹钢锚杆的抗拉强度为490Mpa,所以，①20螺纹

钢锚抗拉强度大于490MPao

TC——锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0MPa。

所以锚杆长度确定为

L=li+b+b

=120+(400—1500)+490

=1010〜2110mm,

取中间值确定锚杆长度2000mmo

②按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d

d=1.13

71

2

锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P,P=-dot,由P=Q得：

式中：Q—按现场锚固力拉拔试验数据取73相当于68600N；

d—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpao

锚杆直径：

d=1.13J—=1,1368600=0.0144m=14.4mm

VOr\42Oxio6

所以锚杆直径选择为20nlm，大于14.4mm可满足支护需要。

③锚杆锚固力参数设计：

根据巷道围岩松动圈理论及锚杆支护悬吊作用机理，11”层5102回风顺槽巷

松动圈平均厚度为H=l.1m,参数计算：

G煨巷=H(B+2h)Xrd/5={1.IX(3+2X0.5)XI.44X2.62]+5心3.3t

G—每根锚杆承受载荷t

H一巷道围岩松动圈厚度取:1.1m

B一巷道净宽5102回风顺槽巷取3m

h一巷帮自由体深度取0.5m

d一顶板岩石容重取2.62T/m3

广一安全系数取1.44

由以上计算，在施工过程中锚杆锚固力必须达到40KN（与4t物体重力相当）

以上。

本巷道施工锚杆锚固力必须达到70KN（与7t物体重力相当）。

（2）按加固拱原理确定锚杆整体参数

锚杆整体参数是指锚杆的长度、间距和布置方式。一般认为，为了发挥锚杆

的支护效能，锚杆的锚固部分应伸入到松动围岩之外的稳定岩层中去，但根据锚

杆挤压加固作用的分析，锚杆长度不一定非要遵循上述原则，只要在锚杆群的作

用下，在破碎围岩中能形成足够厚的挤压加固拱，即可起到支护作用，这时锚杆

长度和间距之间必须满足某种关系，通过实验研究，加固拱厚度t与m值（m为

锚杆长度L和间距D之比）其关系为：

m=L/D=3时t=2/3L

m=L/D=2时t=l/3L

m=L/D=1.33时t=l/10L

由此可见：为了在围岩中形成一定厚度的加固拱，锚杆长度应大于两倍锚杆

间距。

在综合分析周边矿井采用的锚杆参数和国外关于锚杆参数的某些经验，可按

下面的经验公式确定锚杆参数：

锚杆长度：L=N（1.1+B/10）；

锚杆间距：D<0.5Lo

式中：B—巷道或碉室跨度，取3m

N—围岩稳定性影响系数，规定如下：

II类（稳定性较好）围岩，N=0.9

III类（中等稳定）围岩，N=1.0

IV类（稳定性较差）围岩，N=l.l

V类（不稳定）围岩，N=1.2

根据11"层301盘区5012顺槽顶板现状分析，为提高支护的安全系数，决定

选用IV类稳定性较差围岩N=L1

则：锚杆长度：L=N(1.1+B/10)=1.1(1.1+3/10)=1.54m

锚杆间距：D<0.5L,DS0.5xl.54,D<0.77mo

(3)按悬吊理论计算锚杆整体参数

若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上，锚杆参数可按悬吊理论计

算：

①锚杆长度：

②L=KH+L+Lz

式中：L-----锚杆长度，m；

H——冒落拱高度。H=B/2出3.0/(2X4.0)=0.375

B-巷道掘进跨度，取3.0m；f-普氏岩石坚固性系数，取4.0。

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0.49m；

L2——锚杆在巷道中的外漏长度，一般取0.12m。

锚杆长度L=KH+L+L2=2X0.375+0.49+0.12=1.36m

②锚杆间距根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确

定，即

Q>KHD2Y

式中：Q—锚固力,

t——现场拉拨验试7〜10t,取7t

Y—软弱岩层平均容重，T/m3查表取2.62

K一安全系数，取K=2

H—冒落高度，取H=l.l

则锚杆间距:

D<1.2

从以上计算结果可知，顶板支护采用①20mm,长度2.0m左旋无纵筋螺纹钢

锚杆，锚杆间距取0.7m,可以满足支护要求。

2、护帮锚杆

为了确保安全，当片帮超过0.10m时，必须按五花状补打护帮网。当片帮超

过0.3m时，应在该处顶板补打一排锚杆，并增打6米锚索进行支护，支护后的锚

索与锚杆呈五花状布置。

第四节支护工艺

一、支护材料及规格：

1、金属树脂锚杆：顶板使用①20xL2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

2、托板：使用槽钢托板，规格为：长x宽x厚=600xl00x60mm；

3、树脂凝固剂：每根顶螺纹钢锚杆使用2根MSZ2330、MSK2330树脂药

锚固，锚固长度为600mm；

5、当顶板发生变化，现有支护材料不能满足支护要求时，为及时维护顶板，

必须在合适的地点存放备用料。

（1）备用料存放位置：存放于11#层5102回风顺槽巷内距工作面头20米处,

要求存放地点顶板完好，支护齐全，搬运物料路线清洁平整，行走畅通。

（2）备用材料要求码放整齐，分类存放。

（3）备用物料种类、数量：①15.24xL6300mm钢绞线20根，长4米①20木

料20根，长1.2米木柱帽30根及木楔。

二、使用MQT-120J33型气动锚杆钻机钻孔打眼操作步骤：

（1）检查顶板情况，将零皮撬掉。

（2）检查供水、供气系统，并使其开关处于关闭状态。

（3）将六方钻杆插入钻套的六方孔中。

（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，但支腿不可供气太猛。

（5）钻杆钻头抵达顶板后，打开控制旋钮，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，同时操作者应

远离钻孔中心线，其他人员站在锚杆机操作手把左侧，其他人员站于中心线5m

以外。

(8)每次打锚杆前，必须先检查风水管接头的连接情况，有隐患处理后再开工，

避免高压风水管崩脱伤人。

(9)位于锚杆钻机风接头5-8m处安一截止阀，钻孔过程中必须由专人进行监

护，当钻孔过程中卡钻杆或锚杆与树脂药搅动过程中因树脂药凝固而不能关闭手

把节门时，监护人员立即关闭截止阀。

(10)施工时出现卡钎杆现象，要立即关闭节门。

三、锚杆安装工艺

1、顶板支护锚杆安装方法

钻孔施工完毕后，将树脂药用锚杆顶入钻孔顶部，再用专用连接套将MQT

一120型气动锚杆钻机和锚杆连接好，搅拌树脂药20±5s凝固后取下钻机，凝固

3min后将铁托板套入锚杆，用预应力垫和单帽拧紧。

2、顶板支护锚索的安装方法

钻孔施工完毕后，将树脂药(快速凝固长药卷在上，中速凝固长药卷在下)，

用钢绞线一起顶入钻孔顶部，再用专用连接套将MQT-120/2.5型气动锚杆钻机和

钢绞线连接好，开始搅拌，转速不要太快，以防止甩开伤人；当外露300mm左

右时，不再顶入，搅拌20±5s左右感觉转动困难时，立即停钻，凝固lOmin后将

金属托板及专用锁具先后套入锚索，并紧贴顶板，然后套上张拉千斤进行张拉，

当拉力达到80—100KN时，取下张拉千斤顶。

四、支护质量要求

1、临时支护要求

(1)前探梁备用吊环4个。

(2)备用刹顶木数量为36块，整齐码放在5102回风顺槽巷内顶板完整、支

护完好的地方。

(3)前探梁必须用刹顶木刹顶，并用大木楔子背紧打牢，备用大木楔子15

块。

(4)每次爆破炮烟吹散后，必须由当班跟班领导和班组长严格执行敲帮问顶

制度，确认无安全隐患后再按规定安装前探支护。

2、锚杆支护要求

(1)严格按照施工中线和规程规定的排间距布置锚杆，排间距最大误差为

±100mmo

(2)锚杆与顶板层面夹角不小于75。。

(3)锚杆安装前，检查树脂锚固剂性状，严禁使用过期、硬结、破裂等变质失

效的锚固剂。

(4)安装锚杆时，必须先将树脂药卷推进到孔底方可搅拌，药卷的搅拌过程要

一次完成中途不得间断，锚索药卷搅拌时间控制在25±5so

(5)锚杆树脂药卷搅拌后的等待时间不小于3min方可安装托板。

(6)锚杆外露长度控制在10〜30mm范围内。

(7)锚杆托板垂直矩形巷道施工中线布置。

(8)托板排列整齐成行成线紧贴顶板层面，严禁垫石头等物体，禁止上双托板

或反上托板。

(9)锚杆预紧力矩必须大于140N.m。

(10)锚杆锚固力最低值不小于设计值的90%。

(11)锚杆锚固力不小于7吨；单根抗拉拔力不低于70KN。

(12)顶板支护锚杆的锚固长度不小于600mm。每300根锚杆锚固力试验1组,

每组不小于3根，并且作好记录。

(13)锚杆杆体必须使用左旋无纵筋螺纹钢。

(14)锚杆必须使用力矩扳手紧固，安装后1〜2小时必须重新对锚杆进行二

次复拧。

3、锚索支护要求

(1)严格按照技术部门指定补打锚索，锚索间距误差为±150mm.

(2)垂直顶板支护，锚索孔方向与煤、岩层层理及裂隙面夹角不小于87°。

（3）倾向支护的锚索，孔的方向与煤、岩层层理及裂隙面夹角不大于75°。

（4）锚索外露长度必须控制在150—300mm。

（5）锚索预紧时的预拉力不低于80KN,单根拉拔力不低于200KN。

（6）矿用槽钢托板安装时平面与顶板紧贴。

4、护帮网、顶网支护要求

（1）严格按照规程规定的排间距打眼，锚杆横竖成线；

（2）托板必须紧贴煤壁、顶板，帮锚杆托板垂直巷道布置，上托板和下托

板短边与金属网边对齐；

（3）金属网之间的连接必须用网上拆下的铅丝，然后用本身铅丝把两网相

互连接成一个整体。连接两网时，要相互对齐，不能有明显的错差。金属网两边

和中间都要连接牢固，严禁出现裂缝。顶网相互搭接200mm,用14#铅丝按150nlm

间距结成三花状；

（4）帮锚杆布置两排，排距为1100mm,最上一排锚杆距顶板500mm,网上

边距顶板不大于200mm；

（5）铺网时把网拉紧并紧贴顶板、煤壁；

（6）锚杆锚固前必须将锚杆眼内的煤、岩粉清净，锚杆头麻花体必须保证

干净，不得有氧化皮、煤泥等，保证锚固质量；

（7）锚杆必须采用单垫双帽，外露长度控制在10--30mm,帮锚杆预应扭矩

不小于140N,mo

五、巷道支护材料消耗（每3m巷道）

名称单位数量规格

锚杆套15①20x2000mm

托板块15600x100><60mm

树脂药卷30MSK2330、MSZ2330

锚杆巷道质量标准参考表

巷道名称巷道规格项目质量标准部位参数

合格:-50〜+150

高度3000

宽、高=优良：0〜+150

5102回风3><3m合格:-50〜+150

宽度3000

顺槽巷优良：0〜+150

排距1000

锚杆布置±100

间距700

锚固力>7t>7t

第四章施工工艺

第一节施工方法

11#层5102回风顺槽巷采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。掘

进采用钻眼爆破方法，全断面一次起爆。巷道沿地测科给定的中线掘进。杷煤机

将煤装入工作面30型括板输送机，皮带输送机运输，顶板永久支护为锚杆支护，

工作面临时支护采用前探支护紧跟工作面。

第二节凿岩方式

巷道掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆、一次成巷方法，掘进与支护顺序

作业。

一、施工工序安排

1、交接班后，跟班经理、班组长、安监员、瓦检员共同进入工作面进行“四

位一体”安全检查，发现问题及时处理，确认工作地点安全可靠，安全设施到位后

方可开工作业。

2、工作面进行打眼、装药、爆破等工作。

3、工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破工及瓦斯检查员进入工作面，由外向

里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和残爆、拒爆等情况。确认安全后前移前探

梁，并用刹顶木、木楔打紧背牢使前探梁接顶。

4、瓦斯探头移置到位，瓦斯检查员核对探头数据。

5、打锚杆，支护完毕后，人工装煤。以此为一个循环。

6、早、二班、夜班，各进行一个正规循环，收班前安全隐患当班处理。

每个小班结束后，不安全隐患当班处理，否则向下一班交接清楚，下一班处

理上一班遗留的问题，安全检查无隐患后仍按以上工艺进行作业。

二、施工工艺流程

交接班一安全检查一准备工作一照中腰线定眼位一钻眼一撤

出钻具->装药联线一爆破通风—安全检查一移前探梁->打锚杆-

出煤。

三、钻眼机具

打眼采用ZMS-12Q型湿式强力煤电钻两台，一台工作，一台备用；打锚杆、

锚索采用MQT-120型气动锚杆钻机两台，一台工作，一台备用，分别配备与其相

适应钎杆各两套。

四、巷道施工要求

1、打眼前必须由班组长、打眼工共同照好施工中线、并找出巷道周边轮廓

标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼，装药、爆破。

2、巷道严格按中线掘进，严禁落底丢帮，底板保持平整。

3、巷道施工必须按给定的中线规格掘进，中线至任何一帮的距离误差在

-50mm~+200mm之间。

第三节爆破作业

一、爆破器材

使用2号煤矿许用粉状乳化炸药，药卷：935mmxL200mm,重200g,1〜5

段毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。

二、炮眼数目和装药量的确定

合理布置炮眼数目能够保证有较高的爆破效率(炮眼利用率不小于

85—90%),爆下的岩煤块、爆破后的巷道轮廓均能符合施工和设计要求。也可以

按一个循环的总装药量平均装入所有炮眼的原则进行估算，作为实际排列炮眼的

参考。

一个掘进循环所需总的装药量：Q=q・S・L・n

总的装药量按照一定的炮眼装药系数，平均装入工作面的所有炮眼中，那么

总的装药量又可用下列公式计算：Q=(NXLXaXp)-m

以上两式相等，故得一个掘进断面总炮眼数：N=qxSxmxn/(axp)

式中：Q—总装药量，kg

q一单位炸药消耗量，q=0.6kg/m3

S一巷道断面积，m2,取9m2

L一炮眼深度，m,1.8m；

n一炮眼利用率，取0.85

N一炮眼数目，个

m—每个药卷长度，取m=0.2m；

a一炮眼装药系数，一般取0.5〜0.7,取0.5

p—每个药卷重量，取0.2kg。

根据以上两公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数目：

Q=0.6X9X1.8X0.85=8.2(kg)

N=(0.6x9x0.2x0.85)/(0.5x0.2)=9(个)，取10个。

根据巷道质量要求和多打眼少装药的原则，以及尽量减小爆破对围岩的破坏,

因此，5102顺槽一个循环炮眼个数取14个，炸药量8kg。详见5102顺槽炮眼布

置图。

附：炮眼布置图及爆破说明书图五

三、装药结构及爆破网络

1、装药结构：全部炮眼统一采用正向连续柱状装药。

装药结构示意图

注：1—脚线2—炮土3—水炮泥4—雷管5—药卷

2、爆破网络采用串联全断面一次起爆。

第四节装载与运输

一、装载运输机具

30型括板输送机一部，皮带输送机一部；杷煤机一部。

二、出煤、运料系统

1、工作面爆破落煤杷煤机装入工作面括板输送机一北回风巷刮板输送机一

北运输巷皮带输送机-东运输巷皮带输送机一集中运输巷皮带一混合提升

斜井皮带一场面煤场。

2、运料系统：混合提升斜井一集中运输巷―东运输巷一北运输巷一

北回风巷一工作面

三、人员

人员步行，由混合提升井筒一集中运输巷一东运输巷一北运输巷一北回风巷

一工作面。

第五节巷道施工要求与管线敷设

一、巷道施工要求

1、巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的中线掘进，中线至任何一帮的

距离分别与设计中线的误差控制在允许范围内。

2、施工时必须沿煤层顶底板掘进，不得留煤顶、煤底。

巷道质量标准

巷道名称巷道规格质量标准备注

优良：0--+200mm

净宽4200

5102合格：・30——+200mm

矩形

回风顺槽

净高煤层厚度

二、管线吊挂方式

巷道内管线一律吊挂。

1、掘进过程中所敷设的电缆、风水管路、风筒等按断面图中规定的位置吊

挂。

2、风筒、2时压风管、2口寸静压水管、2口寸排水管从上到下依次吊挂，压风

管、静压水管、排水管间距0.2m,排水管距巷道底板1.5m。静压水管每隔50m

安装一个三通阀门，阀门不得漏水，阀门必须上手把。

3、管路必须按要求铺设，禁止用静压水管和压风管代替排水管。

4、监测电缆、通讯电缆、信号电缆、动力电缆从上到下依次吊挂在巷道另一

帮，间距0.1m,动力电缆距巷道底板1.8m。

4、电缆钩固定在巷帮锚杆上，电缆吊挂在电缆钩上，高压在下，低压在上。

见断面图3

二、吊挂要求

1、风筒、电缆、风水管路用专用挂钩吊挂牢固，并且保持平直整齐间隔一致。

2、风筒与工作面距离不大于5m,电缆、风水管路与工作面距离保持在10~

25mo

3、风水管接口严密，禁止出现漏风、漏水现象，并且随工作面推进及时延伸

管路。

第六节设备工具配备

5102回风顺槽巷掘进机械及工具配备表

单

机械名称型号功率数量工具名称数量

位

括板输送机SGD420/3030kw一部铁锹把10

皮带输送机DTL60/10/7575kw一部大锤把2

局部通风机FBDN06.0/7.5X215kw2部镐把2

潜水泵4kw2台吊链部2

照明综保BXZ-2.5KVA1台力矩扳手件3

气动锚杆钻机MQT-120型3台风镐台2

煤电钻ZMS-12Q1.2kw2台张拉千斤顶台2

电话1部激光指向仪个1

杷煤机llkw1部

第五章生产系统

第一节通风

通风方法：采用压入式双风机自动切换局部通风机供风，5102回风顺槽巷最

长供风距离539m。局部通风机安设在距北回风巷尾部大于10m的北回风巷中。

一、掘进工作面风量计算

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化

碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必

须采取其中最大值。

风量计算

1、按CR、CO2涌出量计算

QW.CH4=100xqcH4xKm3/min

Qw.co2=70xqco2xKm3/min

式中qcH4—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取qcH4=0.38m3/min

qco2一掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，取qco2=0.08m3/min

K-工作面瓦斯涌出不均的备用风量系数，取K=2.5

3

代入数据得：Q*6cH4=100x0.38x2.5=95(m/min)

Q掘82=70x0.08x2.5=14(m3/min)

2、按人数计算

3

Q!ia=4xNm/min

式中Q加一工作面所需风量，m3/min

N—工作面同时工作的最多人数，N=20人

代入数据得:Q抽=4x20=80(m3/min)

3、按排除炮烟计算

Qffi=25K

式中K-一次放炮需用炸药量，一次爆破最大炸药量取5公斤；

Q«=25><5=125(m3/min)

4、按风速计算

按考虑风筒漏风满足工作面最低风速，风机所必须提供的风量计算。

Qig=VxSxPm3/min

式中V—巷道允许的最低风速，煤巷或半煤岩巷取15m/min

S—巷道有效通风面积m2,各巷道净断面减去风筒断面。S=8.7m2

P—局部通风机量比，为局扇风量与工作面风量之比。

局部通风机量比

风筒长度100200300400500600700

P1.081.141.191.251.301.351.39

代入公式计算所需风量：

Q=15x8.7x1.35=176(m3/min)

根据以上各项选取最大值176(m3/min)作为巷道局部通风机风量，然后根

据风机风量和风压进行选取，型号FBDN05.0Z7.5x2局部通风机配合600mm的阻燃

风筒为巷道供风，可满足巷道掘进供风。

通风机参数

通风机型号功率kw风量m3/min全压Pa

FBDNo5.0/2*7.52*7.5170―300m3/min380—3260Pa

二、掘进工作面风量验算

1、按最低风速验算：

Q报215xS掴(m3/min)

式中：15—巷道允许最低风速m/min

S掘一巷道断面积，m2,取9

计算：Q=15x9=135(m3/min)

2、按最高风速验算：

Q掰W240xS揭(m3/min)

式中：240—巷道允许最高风速m/min

S«j—巷道断面积，m2,取9

Q=240x9=2160(m3/min)

33

135m/s<Qal<2160m/s,选取型号FBDN05.0/7.5x2局部通风机满足掘进工作

面最大和最小风速的风量要求。

三、通风机全风压供风量验算

Q氽=Q吸+V,Sm3/min

式中：Q全一一掘进工作面全风压供风量。

Q吸一一取局部通风机实测最大吸风量，

FBDN05.0/7.5x2风机：210m3/min；

V——局部通风机安装位置距回风口之间的风速，215m/min。

S——局部通风机安装位置距回风口10以外的巷道，5102顺槽断面

取9m二

代入数据得：345米3/min。

北运输巷风量Q=830m3/min,风速V=L16m/s

选取型号FBDN05.0/7.5X2局部通风机满足掘进工作面风量要求。

四、通风机全风压验算

全压计算公式：

H=R・Q吸・Q犬+Hd

式中：

H一局部通风机全压，Pa；

R—风筒风阻，每百米风阻取18.5N.S2/H?(或kg/n?)

5102回风顺槽全长539m,则风筒风阻为18.5x5.4

QuX---局部通风机吸风量，取210m'/min(2x7.5kw)或3.5rr?/s

Q木---局部通风机吸风量，取180m)min(2x7.5kw)3.0m3/s

Hd---动压，Pa,可忽略不计。

代入公式：H=R・Q吸・Q东+Hd

=18.5x5.4x3.5x3.0=1049Pa

选取型号FBDN05.0Z7.5x2局部通风机满足掘进工作面风量要求。

通过上述计算，选择型号为FBDN05.0/2x7.5、功率2x7.5kw对旋局部风机配

合6600mm的阻燃风筒，能满足5102回风顺槽巷掘进期间的风量需求。

五、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

局部通风机应安装在北回风巷中，距北回风巷尾部大于10m的新鲜风流中，

巷道的风速不得低于0.25m/s。

2、通风系统

新鲜风：混合提升斜井一集中运输巷-东运输大巷―北运输巷-北回风巷-

局扇送入工作面

乏风：5102回风顺槽巷掘进工作面-5101回风顺槽一东回风巷一集中回风巷

一回风斜井一地面

附：通风系统示意图图六

六、通风设备

通风机参数

通风机型号功率kw风量m3/min全压Pa

FBDNo5.0/2*7.52*7.5180—240m3/min380—3260Pa

七、局部通风机及其开关安装要求

1、局部通风机及其开关的安装要求

双风机必须安放在风机架上，要求风机安装处顶板完整、支护齐全。局部通

风机距底板不小于300mm,开关必须上架或吊挂。

2、风筒吊挂要求

(1)风筒按规定吊挂在巷道距底板L8米，风筒逢环必挂且吊挂平直。

(2)风机稳装要与风筒保持平直。

（3）风筒接口严密不漏风，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯；无破口（末端两

节除外），接头要反压边，迎头风筒不落地；漏风率不超过3%。

（4）风筒出风口距离工作面不超过5m,并且必须有两节备用风筒。

第二节综合防尘

一、防尘系统

地面静压水池（4寸管）T混合提升斜井（4寸管）T集中运输巷（4寸管）

―东运输巷（4寸管）一北运输巷（3寸管）一北回风巷（3寸管）->5102回风顺

槽巷（2寸半管）

巷道通过铺设静压水管，安设净化水幕、转载点喷雾洒水装置、5102顺槽净

化水幕等防尘设施和个体防护，爆破前后洒水，定期冲洗巷道等措施达到煤尘综

合防治的目的。

5102顺槽净化水幕距工作面30m。

附：消防洒水系统示意图图七

二、隔爆措施

5102回风顺槽巷施工长度达到150m时，距5102回风顺槽巷口30m开始安

设隔爆水槽，水槽容积40L,数量为48个。棚区长度为30m,每排3个，共16

排，排距2m。水槽采用横向布置（长边垂直巷道走向），吊钩尖对，水槽距离锚

杆间隙不得小于100mm,距巷道顶板距离为200mm，水槽底距离巷道底板为1.8m

以上。

第三节防灭火

5102回风顺槽巷掘进期间，巷道内必须完善防灭火系统，使用阻燃风筒。按

规程规定及时延伸静压水管，安装好灭火器、消防桶、锹、斧等防灭火设施。

附：消防洒水系统示意图图七

第四节安全监控

一、监测仪表的型号及数量

5102回风顺槽巷安装2个GJC4（B）型瓦斯传感器，4个KGT9型局部通风

机开、停传感器。

二、布置位置及要求

1、在巷道开始掘进时，距工作面5m内安设一台瓦斯监测传感器；当巷道施

工距离超过30m时安设两台瓦斯监测传感器，一台安设在距离工作面5m内，另

一台距离回风口10〜15m处。

2、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不大于0.3m,距巷道

无风筒一侧不小于0.2m。

3、每次爆破时要将瓦斯传感器移到距工作面30m以外的安全地点以防损坏,

爆破后必须及时移到规定位置吊挂好。

4、4个KGT9型开停传感器分别安设在局部通风机的主、备用风机电源开关

负荷侧的电缆上。

5、瓦斯传感器的断电浓度及范围：

工作面瓦斯传感器的断电浓度为Qch£L5%,断电范围是工作面内电气设备,

回风口10m处瓦斯传感器的断电浓度为Qch仑L0%，断电范围是巷道中电气设备。

6、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度：

当瓦斯浓度降低到1.0%以下，方可人工为断电的设备恢复送电。

7、瓦斯传感器的报警瓦斯浓度：

瓦斯传感器的报警瓦斯浓度为1.0%进行报警。

附：安全监控系统示意图图八

第五节供电

工作面供电系统

地面变电所以10KV至井下中央变电所，由中央变电所以660V向5102回风

顺槽巷供电。

1、风机电源、动力电源均取自井底中央变电所，采用风电瓦电闭锁。

2、供电线路：

风机专用线：井底中央变电所一集中运输大巷一东运输大巷一北运输巷一北

回风巷一5102顺槽巷风机。

动力专用线：井底中央变电所一集中运输大巷一东运输大巷一北运输巷一北

回风巷一5102顺槽巷掘进迎头。

附：供电系统示意图图九

第六节供水、排水

一、供水系统

地面静压水池一（4寸管）一混合提升斜井（4寸管）一集中运输巷（4寸管）

一东运输巷（4寸管）一北运输巷（3寸管）一北回风巷（3寸管）一5102回风顺

槽（2寸管）一工作面。

二、排水系统

5102回风顺槽巷工作面一盘区临时水仓一井底主水仓一混合提升斜井一地

面。

巷道施工过程中每掘进100米掘一个水泵窝，使用4KW潜水泵排水。

附：排水系统示意图图十

第七节运输

一、运料系统

地面一混合提升斜井一集中运输巷―东运输大巷-北运输巷一北回风巷

->5102回风顺槽一工作面

二、出煤系统

工作面一杷煤机装入括板输送机一北回风巷30型刮板输送机-北运输巷皮

带输送机一东运输巷皮带输送机一集中运输巷皮带输送机一混合提升斜井皮带输

送机一地面

附：运输系统示意图图十一

第八节通讯和信号

一、通讯设施

5102回风顺槽巷口安设一部防爆电话便于井上、下联系。

二、信号装置种类和用途

5102回风顺槽巷和北运输巷安设独立的双向声光打点器以便进行信号联

系，并且保证信号清晰可靠。信号规定：一停、二开、三倒、乱点有事故。

附：通讯系统示意图图十二

第九节压风系统

一、压风系统

地面压风站（4时管）一混合提升斜井（4时管）一集中运输巷（4时管）

-东运输大巷（4时管）一北运输巷（4日寸管）一北回风巷（3日寸管）-5102回风

顺槽（3时管）一工作面

附：压风系统示意图图十三

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、劳动组织

全队在册员工42人，所有职工必须持证上岗。

二、交接班制度

1、各班跟班队长必须认真组织，严格执行交接班制度。

2、每个生产班必须由跟放队长统一带领，做到集体入井、集体收工、集体出

井。

3、本班内能够处理的问题必须在交接班前解决。

4、每次交接班前必须将当班安全生产情况、设备运转情况、材料配件消耗和

供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。

5、当工作面出现影响生产的新情况、新变化要向项目部调度如实汇报，以便

及时调整作业计划提高工作效率。

6、完成作业任务收工时将工具和设备整齐放置到指定地点，做到文明标准化

生产。

7、交接班后由跟班队长带领当班全部