煤矿31004进风巷、31006进风巷及联络横贯掘进作业规程

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目录

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

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

第二节编写依据......................................-1-

第二章地面相对位置及水文地质情况........................-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-

第三节地质构造情况..................................-3-

第四节水文地质情况及防治水措施......................-4-

第三章巷道布置及支护说明................................-4-

第一节巷道布置......................................-4-

第二节矿压观测......................................-4-

第三节支护设计......................................-7-

第四节支护工艺...................................-12-

第四章施工工艺.......................................-25-

第一节施工方法...................................-25-

第二节掘进方式...................................-28-

第三节装载与运输.................................-28-

第四节设备及工具配备.............................-29-

第五章生产系统......................................-32-

第一节通风.....................................-32-

第二节压风.....................................-37-

第三节综合防尘...................................-37-

第四节防灭火.....................................-40-

第五节瓦斯抽放...................................-40-

第六节四位一体综合防突措施.......................-40-

第七节供电.....................................-46-

第八节排水.....................................-47-

第九节运输.......................................-48-

第十节照明、通信和信号...........................-48-

第六章劳动组织与主要技术经济指标....................-49-

第一节劳动组织...................................-49-

第二节作业循环方式..............................-51-

第三节主要技术经济指标..........................-51-

第七章安全技术措施..................................-52-

第一节一通三防...................................-52-

第二节顶板、帮部管理............................-58-

第三节防治水.....................................-61-

第四节机电.....................................-61-

第五节运输.....................................-86-

第六节其它...................................-108-

第八章避灾........................................-120-

第九章安全避险“六大系统”..........................-123-

第一节监测监控系统..............................-123-

第二节人员定位系统..............................-130-

第三节紧急避险系统..............................-132-

第四节压风自救系统..............................-134-

第五节供水施救系统..............................-135-

第六节通信联络系统..............................-136-

第十章贯彻与执行....................................-137-

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第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置、长度及相邻关系

掘进巷道为31004进风巷、31006进风巷及联络横贯，本工作面为

31004工作面。

31004进风巷设计长度2805米，31006进风巷设计长度2805米，联

络横贯设计长度20米，每150米施工一个联络横贯。

该施工范围位于韩庄村以南；赵庄村、北坡上以东；洞上村、阎家

庄以北；西埴村以西的黄土嫄、黄土期及沟谷地带。

该施工巷道西邻西集中回风大巷（西）、集中胶带大巷、集中辅运大

巷、集中回风大巷（东），北部、东部、南部未布置巷道。

二、巷道性质及用途

31004进风巷为沿3"煤顶板掘进的煤巷，用途为的煤31004采煤工作

面进风巷。

31006进风巷为沿3H煤顶板掘进的煤巷，用途为3,煤31006采煤工作

面进风巷。

三、设计服务年限

服务年限：31004进风巷服务至31004采煤工作面综采结束为止。

31006进风巷服务至31006采煤工作面综采结束为止。

四、在施工过程中，防治水、防瓦斯必须有特殊技术要求。（防瓦斯

措施详见第七章第一节，防治水措施详见第七章第三节）。

五、巷道平面布置图（见附图1）

第二节编写依据

一、本面所掘巷道地质资料依据地质测量部提供的《31004工作面掘

进说明书》。

二、根据《煤矿安全规程》、《操作规程》、x集团文件及x公司文件

有关规定制定。

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第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况见表lo

表1井上下对照关系表

水平名称一水平所掘巷道名称31004进风巷、31006进风巷

采区名称3号煤南区

该施工范围位于韩庄村以南；赵庄村、北坡上以东；洞上村、阎家庄

地面位置以北；西墙村以西的黄土嫄、黄土期及沟谷地带。

井下位置及四邻采掘该施工巷道西邻西集中回风大巷（西）、集中胶带大巷、集中辅运大

情况巷、集中回风大巷（东），北部、东部、南部未布置巷道。

邻近采掘情况对掘进

无

巷道的影响

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2、表3。

表2煤层特征表

项目指标备注

煤层厚度（最小〜最大/平均）/m2.52-2.82/2.72

煤层倾角（最小〜最大/平均）/（°）2°〜4°/3°

煤层硬度f2.5-3

煤层层理（发育程度）发育

煤层节理（发育程度）较发育

自然发火期/d无

煤尘具有爆炸危险性

绝对瓦斯涌出量（m3/min）

表3煤层顶底板情况表

岩石平均厚度

顶底板名称岩性特征

名称（m）

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深灰色、水平层里，夹砂质泥岩条带

老顶粉砂岩2.40

,垂直节理

砂质泥岩灰色，含铝泥岩，含丰富的植物根化

顶板直接顶与含铝泥8.94石，具滑面，深灰色，断口平坦、松

石U-I软，明显接触，含少量根化石

黑色泥岩，下部炭含量增高，上部具

伪顶泥岩0.20

菱铁质结核，参差状断口，过度接触

伪底泥岩0.50灰黑色，含丰富的植物化石，并碳化

缓波状层理，具节理，半坚硬，含柯

直接底泥质砂岩2.95

达化石，夹有细粒砂岩条带

底板

灰色，厚层状，含炭屑，胶结疏松，

老底细砂岩1.60水平节理，垂直节理，过度接触，含

植物根化石

施工区的岩性特征:

31004进风巷、31006进风巷在掘进过程中沿3#煤层顶板掘进。该巷

3#煤层赋存稳定，结构较简单，属中灰、低硫的优质贫瘦煤。煤层以亮

煤为主，内生裂隙发育。煤层中一般含1〜2层泥质夹砰，厚度一般为0.02

一0.05米，平均0.03米。该施工巷道沿3#煤层向东掘进，煤层倾角一

般为2°-4°,平均3°,煤层厚度2.52〜2.82米，平均2.72米，煤层结

构：0.40(0.03)2.29O顶板围岩情况：伪顶为厚度为0.2米的高岭石

泥岩，直接顶为砂质泥岩与含铝泥岩，厚度为8.94米左右；老顶为粉砂

岩,厚度为2.40米左右。直接底为2.95米的砂质砂岩，老底为1.60米

的细粒砂岩。见综合柱状图所示。综合柱状图(见附图2)。

第三节地质构造情况

根据三维地震勘探资料，该巷向东施工至179米存在S3向斜、492

米存在DF8正断层断层、772米存在X6陷落柱。另外，施工过程中还可

能揭露其他隐伏地质构造及现象。建议施工队组在掘进过程中加强地质

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观测，有计划的进行超前探测工作。严格制定防止瓦斯的通风措施，加

强瓦斯异常监测，确保施工安全。

第四节水文地质情况及防治水措施

1、3#煤层上方有K8下和K8砂岩以及上覆石盒子组K12砂岩，属

于弱含水层，巷道掘进期间将出现少量顶板淋头水和锚孔出水，预测对

掘进施工有一定影响。最大涌水量：10n?/h；正常涌水量：0.8〜1.5m3/h

2、该巷底板主要含水层为太原组灰岩含水层，属于带压开采影响区，

需进行超前物探工作，并严格执行“有掘必探”，进一步查明下伏含水层、

富水区域和导水因素。

3、巷道掘进期间，出现顶底板突然涌水或水量急剧增大情况，队组

必须及时汇报公司有关部门和总调度，采取应急措施，同时启动紧急防

治水预案，确保安全生产。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、31004进风巷、31006进风巷及联络横贯沿9+煤层布置。

二、31004进风巷、31006进风巷在掘进过程中采用EBZ-220型掘机

施工开口前先在开口位置加强支护（详见第七章第二节）。

开口前的准备工作：

1、开口前要提前对施工巷道开口位置的顶板进行岩性窥视，确定合

理的支护参数。

2、开口前由地质测量部提前在施工巷道开口位置挂中线。

3、配备通风系统、运输系统、供电系统并保证其完好。

4、将风水管接到规定位置，并保证连接完好。

5、将支护材料、备品、备件等放到指定位置，码放整齐。

第二节矿压观测

一、观测对象：31004进风巷、31006进风巷。

二、观测内容：巷道顶板离层量，帮锚杆的锚固力、扭力矩，顶锚

索的涨拉预紧力。具体观测内容见表4。

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表4施工巷道观测项目、目的、方法

序号观测项目观测目的观测方法

深基点一般应固定在锚索上方稳定岩层

巷道顶板深度

1500mm处（若无稳定岩层，深基点在顶板观察离层仪深部读数

移近量

中的深度应不小于巷道跨度1.5倍）

巷道顶板浅度

2浅基点应固定在锚杆端部位置观察离层仪浅部读数

移近量

3锚杆锚固力是否达到设计要求量程＞200KN

声显式力矩扳手，量程范围

4锚杆扭力矩是否达到设计要求

200-700N.m

5锚索涨拉预紧力是否达到设计要求使用0〜lOOMPa锚索测力计

三、观测方法:

1、测站布置：在巷道开口20nl范围内，开始布置测站并编号，以后

每150m设置一组矿压观测站;二次复用巷道每50m设置一组矿压观测站。

每组矿压观测站包括一个顶板离层仪、一块锚索压力表、一块顶锚杆压

力表（全锚巷道应在长短锚索上各安装一块压力表），距离相差不超过5m

范围。矿压观测站要随巷道的掘进及时建立。当围岩地质和生产条件发

生变化时，应增加测站和顶板离层指示仪的数目，复杂区段必须安设顶

板离层指示仪。遇到地质构造时的观测见第七章第二节规定。每条巷道

综合监测测站不低于2组，其中每组锚杆锚索受力监测不低于每排数量

的一半；日常监测测站每组布置一个离层仪、锚杆锚索各安设1个应变

式测力计。

2、观测时间：距掘进工作面50m内的观测频度每天应不少于一次。

在此范围以外，除矿压有明显变化，观测频度可为每周一次。

3、当出现下列情况之一时，应采取措施，增强支护，修改设计：

（1）巷道顶部离层超过规定，即离层仪出现刻度超过蓝色区域（正常

区域60mm）,进入黄色区域（预警区域60mm）或红色区域（危险区域60mm）；

（2）锚杆体、锚索发生被拉断现象；

一5一

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(3)锚杆、锚索托盘被压坏

(4)巷道围岩发生较大变化

4、巷道表面位移监测规定：

(1)巷道表面位移监测内容包括顶底板相对移近量、顶板下沉量、

底鼓量、两帮相对移近量和巷帮位移量；

(2)一般采用十字布点法安设测站，每个测站应安设两个监测断面,

基点应安设牢固。

5、用LC—280锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，锚固力检测抽样

率为3%。每300根顶(帮)锚杆抽样一组(9根)进行检查。不足300

根时，按300根考虑；锚杆锚固力均不低于设计锚固力为合格；如有一

根低于设计锚固力，应重新抽样检测，如重新检测的锚杆锚固力均不低

于锚杆设计锚固力为合格，如仍有一根不合格则判定锚杆施工安装质量

为不合格。必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取

相应的处理措施。

6、用TG—760扭力矩扳手对顶、帮锚杆的扭力矩实时抽样检测。抽

样率不低于5%,每300根顶、帮锚杆抽样各一组(共15根)进行检测，

不足300根时，按300根考虑；锚杆预紧力矩不低于设计预紧力矩时为

合格。若其中一个螺母预紧力矩不合格，将其重新拧紧即可；若有2个

或2个以上不合格，则判定锚杆施工安装质量为不合格，应将本班安装

的所有锚杆螺母重新拧紧一遍。

7、用YCD-370/YCD-200涨拉千斤和KBZD1.25X63型隔爆电动泵检

测顶、帮锚索预紧力，锚索预紧力抽样率为5%,每100根顶锚索抽样一

组(5根)进行检查；锚索预紧力均不低于设计预紧力为合格；如有一根

低于设计预紧力，应重新抽样检测，如重新检测的锚索预紧力均不低于

设计预紧力为合格，如仍有一根不合格则判定锚索施工安装质量为不合

格。同时组织有关人员研究锚索施工质量不合格的原因，并采取相应的

处理措施。

四、数据处理:

一6一

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1、观测

日常观测由队组技术员、记录员负责，做好观测记录，每月将观测

记录报总工程师办公室和生产指挥中心。

2、结果分析

采取边施工、边观测，及时对测量的数据加以分析、判断，并把测

量的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导

施工。每月由总工程师办公室技术人员将观测记录、分析报告审核存档。

五、顶板岩性探测：

1、探测对象：沿3’煤顶板掘进的31004进风巷、31006进风巷。

2、由总工办、队组共同完成常规顶板岩性探测。巷道开口前后5米

范围内及每施工50m打一个岩性探测孔，孔深要求超过锚索设计长度

0.5m,深度不小于5m,地质测量部根据相邻窥视资料和钻具钻进速度对

顶板岩性准确的分界，绘制探眼柱状图并对岩性和支护参数进行初步分

析，报矿分管副总工程师、总工程师办公室主任工程师、生产指挥中心

主任工程师和施工队组。

3、巷道开口及每施工300m,地质测量部负责组织施工队组打一个顶

板岩性窥视探测孔,孔深要求超过锚索设计长度2.0m,深度不小于12米;

遇地质构造发生变化时，岩性窥视探测孔具体见第七章第二节规定。地

质测量部有关人员负责将岩性探测结果及时出图并对岩性和支护参数进

行初步分析，报矿分管副总工程师、总工程师办公室主任工程师、生产

指挥中心主任工程师和施工队组。

4、顶板岩性窥视探测资料由矿地质测量部主任工程师进行初步审查

分析、分管副总工程师作出最终审查意见。

第三节支护设计

一、巷道断面及支护形式

根据北京天地公司设计方案，同时为满足31004进风巷、31006进风

巷生产、运料及通风要求，初步设计31004进风巷、31006进风巷为矩形

断面。采用锚网支护，顶板支护形式为：钢带+金属网+锚杆+锚索联合支

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护。

表5巷道断面特征表

宽(m)高(m)断面积(itf)

巷道名称形状

毛净毛净毛净

31004进风巷矩形5.25.073.22.9316.6414.86

31006进风巷矩形4.54.373.02.7313.511.93

联络横贯矩形4.54.373.02.7313.511.93

净高为锚索锁具至底板垂直距离，净宽为两帮锚杆末端

备注

之间水平距离。

二、支护参数设计

(一)采用工程类比法选择支护参数

1、根据邻近巷道掘进支护效果，31004进风巷、31006进风巷顶部

采用W钢带、锚杆、锚索、金属菱形网布置。帮部采用锚杆、W钢护板、

金属网、锚索进行支护。

2、锚索长度选择、支护材料选型

锚索长度根据顶板岩性探测确定。必须将锚索锚固到稳定且坚硬的

岩层中2.5米且锚索长度不少于6米，当锚固不到稳定岩层中时锚索长

度不少于10米，并满足以下要求：

锚固段：按现场拉拔试验来确定，根据近几年来现场使用情况，树

脂锚固剂长度应不小于1.2m。

自由段：长度一般不小于3.0m,也可按岩层最大破裂面的深度来选

取，要求超过破裂面最小1.0mo

涨拉段：涨拉端长度一般不小于0.15m,不大于0.2m。

3、锚索承载能力、涨拉预紧力：

621.6mm锚索设计承载能力为550kN,涨拉预紧力不小于300kN,使

用KZDB1.25X63型电动泵和配套YCD-370千斤预紧时，压力表读数不小

于51MPa0

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(二)采用计算法校核支护参数

1、锚索设计计算：

(1)锚索支护理论验算应以悬吊理论为主。主要是为了防止巷道

顶板大面积整体冒落。可按下式验算：

K.GWn.A

式中G—锚索承受的离层岩层或危石重量(KN),计算时离层岩层厚

度不得小于巷道宽度的一半，此处31004进风巷、31006进风巷，所以选

择巷道宽度的一半为：2.6米；

K—安全系数，取2；

n—锚索的根数；

/一岩石的容重26.7KN/m3

A—锚索的设计承载力(N)o

G=hS/

G=hS^=2.6X5.2X1X26.7=324.9KN

KG=2X324.9=649.8KN

neKG/A=649.8/500=1.3根

由K.GWn.A

知道：

实际锚索布置为：

31004进风巷、31006进风巷平均每排3或4根＞1.3根，实际大于计

算得出的根数，能满足要求。

(2)按“组合梁”悬吊理论校核锚索的间距：

根据地质钻孔柱状分析，直接顶为砂质泥岩无坚硬岩层，为防止巷

道顶板岩层发生大面积整体垮落，用每排3根或4根①21.6X6300mm钢

绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距,

冒落方式按最严重的冒落高度3.2米的整体冒落考虑，此时，靠巷道两

帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的

条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

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L=n•F2/[B・H・Y-(2F,・Sin0)/L,]

式中：L——锚索间距，m；

B——巷道最大冒落宽度，取5.2/4.5m

H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.2m；

Y——岩体比重，26.7KN/m3；

Li-----排距1.1m；

件——锚杆锚固力190KN；

F2——锚索极限承载力，取550KN；

e——角锚杆与巷道顶板的夹角90。；

n-----锚索排数，取1。

通过计算：

31004进风巷：L=n-Fz/[B・H•丫一(2件•Sin0)/Lj

=1X550/[5.2X3.2X26.7-(2X190Xsin90°)/1.1]

=550/(444.3-380/1.1)

=550/99

=5.6m

31006进风巷：L=n•Fz/[B•H-y-(2件•Sin0)/Lj

=lX550/[4.5X3.2X26.7-(2X190Xsin90°)/1.1]

=550/(384.48-380/1.1)

=550/39.39

=14.Im

31004进风巷、31006进风巷巷道均所选用的锚索间距1.4小于L,

因此选择的锚索参数符合设计要求。

2、锚杆设计计算

(1)锚杆长度校核：

顶锚杆通过悬吊和帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件,

应满足+L2+L3

式中：

-10-

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L---锚杆总长mm；

L——锚杆外露长(钢带+托板+螺母厚mm,顶锚杆取70mm,帮锚杆

取70mm)；

L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)；

L3——锚入岩层内深度(顶锚杆取800mm，帮锚杆取800mm)。

普氏免压拱高：b=[B/2+Htan(45°-3帮/2)]/f顶

C=Htan(45°-3帮/2)

式中：B、H——巷道掘进跨度和高度，取Bmax=5200mm,H=3200mm；

f顶一一顶板岩石普氏系数，f顶取3；

3帮---两帮围岩的内摩擦角，(y=arctai(4j,3得71.56°

31004进风巷：bmax=[5200/2+3200tan(45-71.56/2)]/3=1039.5mm

c=Htan(45°-3帮/2)=3200Xtan(45°-71.56/2)=518.4mm

31006进风巷：bmax=[4500/2+3000tan(45-71.56/2)]/3=912.3mm

c=Htan(45°-3帮/2)=3200Xtan(45°-71.56/2)=486.4mm

根据上述公式计算得出：

31004进风巷顶锚杆长L顶=70+912.3+800=1782.1mm；

31004进风巷帮锚杆长L帮=70+486.4+800=1356.4mm；

实际帮锚杆长度均为2400mm,因此所选顶、帮锚杆的长度均能满足

计算要求。_____

(2)校核顶锚杆间、排距：应满足

式中：a—锚杆间、排距，m；

G一锚杆设计锚固力，KN/根；

k—安全系数，一般取2；

Lz一有效长度(顶锚杆取b);

7—岩体容重，26.7KN/m3

31004进风巷

顶锚杆:I19°a<=l.85m

V2x10395x26.7

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帮锚杆:----122----a<=2.62m

V2x0.5184x26.7

31006进风巷

顶锚杆:190a<=l.98m

2x0.9123x26.7

190

帮锚杆:-----------a<=2.7m7

2x0.4864x26.7

井下顶锚杆间、排距布置为0.9m、1.lm〈a；帮锚杆间、排距布置为:

1.0m,1.1m<a,因此顶锚杆间、排距布置符合计算要求。。

第四节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式

31004进风巷支护形式：顶部支护形式为W钢带、金属网、锚杆、锚

索联合支护。两帮支护形式为锚杆、W钢护板、金属网联合支护。W钢带

为6眼钢带，每排钢带上布置6根锚杆，锚杆间距1000mm,排距1100mm,

垂直顶板打设；在钢带与钢带中间打设锚索，2-2布置，锚索排距1100mm,

锚索间距为2000mm,距帮1800mm,全都垂直顶板岩层打设。帮锚杆每排

每帮3根锚杆，锚杆间距1000mm,排距1100mm,锚杆全部垂直巷帮煤、

岩面打设；锚杆、锚索布置方式、安装角度、位置如附图3所示。

31006进风巷支护形式：顶部支护形式为W钢带、金属网、锚杆、锚

索联合支护。两帮支护形式为锚杆、锚索、W钢护板、金属网联合支护。

W钢带为5眼钢带，每排钢带上布置5根锚杆，锚杆间距950mm,排距

1100mm,垂直顶板打设；在钢带与钢带中间打设锚索，4-4布置，锚索排

距1100mm,锚索间距为1200mm,距帮450mm,全都垂直顶板岩层打设。

帮锚杆每排每帮3根锚杆，锚杆间距1100mm,排距1100mm,锚杆全部垂

直巷帮煤、岩面打设；两帮帮锚索2-2布置，上部锚索距顶板的距离为

700mm,下部锚索距底板的距离为700mm,锚索之间间距1600mm,全

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都垂直巷帮煤、岩层打设。锚杆、锚索布置方式、安装角度、位置如附

图4所示。

联络横贯支护形式：顶部支护形式为W钢带、金属网、锚杆、锚索

联合支护。两帮支护形式为锚杆、锚索、W钢护板、金属网联合支护。W

钢带为5眼钢带，每排钢带上布置5根锚杆，锚杆间距950mm,排距1100mm,

垂直顶板打设；在钢带与钢带中间打设锚索，4-3布置，锚索排距1100mm,

锚索间距为1200mm和1500mm,距帮450mm和750mm,全都垂直顶板岩层

打设。帮锚杆每排每帮3根锚杆，锚杆间距1100mm,排距1100mm,锚杆

全部垂直巷帮煤、岩面打设；两帮帮锚索2-2布置，上部锚索距顶板的距

离为700mm,下部锚索距底板的距离为700mm,锚索之间间距1600mm,

全都垂直巷帮煤、岩层打设。锚杆、锚索布置方式、安装角度、位置如

附图2所示。根据衔接需要，确需开大横贯，毛断面按5.2X3m（宽X高）

执行，顶部使用6眼钢带，其他仍按原规定执行。

2、支护材料及规格（隔断区采用钢塑复合网）

1）31004进风巷支护材料

W钢带：W235/280/4-5200-6

W钢护板：280X450X4mm

顶、帮锚杆：左旋无纵筋螺纹钢筋622义2400mm,杆尾螺纹为M24mm

锚杆托盘：150x150x10mm,拱形，配套调心球垫和塑料垫片

顶板锚索：SKP21.6-1/1720-6300,配套锁具

帮锚索：SKP17.8-1/1720-4300,配套锁具

锚索托盘：300mmx300mmx16mm,拱形，配调心球垫

顶、帮锚杆药卷：MSK2380树脂药卷（每孔一卷）

锚索药卷：MSK2312O树脂药卷（每孔一卷）

顶网：金属菱形网5600X1400mm,（长义宽）网格50x50mm的10#

铅丝编织

帮网：金属菱形网3000X1400mm,（长义宽）网格50x50mm的10#

铅丝编织

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2)31006进风巷及联络横贯支护材料

W钢带：BHW235/280/4-4100-5

W钢护板：280X450X4mm

顶、帮锚杆：左旋无纵筋螺纹钢筋622义2400mm,杆尾螺纹为M24mm

锚杆托盘：150x150x10mm,拱形，配套调心球垫和塑料垫片

顶板锚索：SKP21.6-1/1720-6300,配套锁具

帮锚索：SKP17.8-1/1720-4300,配套锁具

锚索托盘：300mmx300mmx16mm,拱形，配调心球垫

顶、帮锚杆药卷：MSK2380树脂药卷(每孔一卷)

锚索药卷：MSK23120树脂药卷(每孔一卷)

顶网：金属菱形网4800X1400mm,(长义宽)网格50x50mm的10#

铅丝编织

帮网：金属菱形网2600X1400mm,(长X宽)网格50x50mm的10#

铅丝编织

锚索长度必须根据施工现场的顶板岩性探测资料进行调整，以确保

锚索能够锚固在2.5m以上的稳定岩层中。

3、材料管理

(1)巷道内材料要集中分类码放，料场长度不得超过50米，支护材

料必须分类上垛，码放整齐，并挂牌标明名称和规格。

(2)锚杆、钢筋钢带、锚索必须上架，锚索两端头不得落地。

(3)材料码放要横竖成线，高度不得超过1.5米。标志牌内容齐全、

规范统一。

(4)材料存放不能影响行人，保证行人宽度不小于0.8米。

(5)设备配件必须挂牌标明，废旧设备必须及时升井。

4、备用材料：

支护材料必须备用三天的，液压油必须备用一桶，易损设备配件必须

有一套备用。

二、支护工艺、工序及要求

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（一）、临时支护形式、支护工艺、工序及要求：

1、综掘施工顶部临时支护工艺、工序及要求

A.顶板完好，无其他异常情况时，采用机载式临时支护，见附图。

工序：割煤、岩够一排距离后（如有伪顶必须割掉）一退机、停机闭

锁一敲帮问顶一将钢带固定在截割头固定的木托板上一撤出人员一将掘

机开进煤头一升起截割头使钢带托住顶板一连网一永久支护一拆除木托

板一清理现场、进入下一循环。

要求：（1）机载式临时支护是采用综掘机截割头上固定木托板作为

临时支护，木托板上托钢带，抵住顶板，循环进度1.1m,临时支护最大

控顶距1.6m,最小控顶距0,5m。木托板规格厚度大于100mm,宽度大于

200mm,长度大于巷道宽度一半以上。即3000X200X100mm（长X宽义厚）。

（2）掘进机割出一排后，作业人员撤至桥式皮带外，掘进机退出煤

头不少于1.5m,截割头放到底板上，然后停电、闭锁掘进机开关，作业

人员进入工作面，站在正式支护下安全地点进行敲帮问顶，确定顶帮无

问题后，在截割头上放好木托板，作业人员将钢带、金属网放到木托板

上（金属网与钢带应事先捆绑牢固）固定好。作业人员撤至桥式皮带外

后，开动掘进机，摆正掘进机位置，抬起截割头使钢带紧托顶板。

（3）敲帮问顶时必须遵守下列规定：

①处理活肝工作前先清理好退路，保证退路畅通。由两名有经验的

人员担任，其中一人操作，一人观察顶帮及退路。处理人应站在支护完

好的地点，观察人应站在处理人的侧后面，并保证退路畅通。

②处理应从有完好支护的地点开始，坚持由外向里，先顶后帮的原

则进行。敲帮问顶期间其他人员严禁进入处理顶板范围内。

③处理活研人员应戴手套。用长柄工具处理顶帮活研时，应防止煤

肝顺杆而下伤人。

④顶帮遇有大块断裂煤肝或煤砰离层时，应首先支设临时支护，保

证安全后，在进行处理，不得硬刨强挖。

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（4）若顶板平整，先安装截割头两侧可以安装的顶锚杆或锚索，安

装的顺序由中间向两边进行；然后调整截割头支护位置，安装原截割头

位置的顶锚杆。

（5）若局部地段顶板不平整时，可先安装顶板相对完好的一根顶锚

杆（或锚索）将钢带固定，将机载式临时支护降下并调至塌顶或超挖部

位，升起机载式临时支护将钢带顶起接顶后，先打钢带两侧可以安装的

顶锚杆或锚索。待固定好钢带以后，应先支护塌顶或超挖部的顶锚索，

然后在支护顶锚杆，防止先支护好顶锚杆后，支护顶锚索时造成塌顶或

超挖部位边缘锚杆失效。

（6）用机载式做临时支护时，机载式临时支护挑起钢带、网，完成

支护顶板后，必须停电闭锁后，进行顶板支护，待顶板支护完成后方可;

因影响钻眼需要摆动切割头时一，必须将人员撤至掘机以外后，掌头的风

水管路、钻杆、钻具收拾好后，由司机操作摆动截割头，截割头摆动完

毕并重新利用机载式临时支护支撑顶板后，将掘机闭锁后，人员方可进

入施工。（见图：综掘机临时支护图）

（7）临时支护完毕后，将木板拆下，进行其他工序。用机载式做临

时支护时，必须保证截割头液压系统和各部件完好，无漏油、无偷降现

象，否则必须使用DN25-250/90型内注式单体液压支柱作为做临时支护。

B.顶板破碎、巷道压力增大及顶部使用W钢护板支护时采用

DN25-250/90型内注式单体液压支柱作为临时支护，临时支护时要先检查

顶、帮情况再进行。（见图：DN柱临时支护图）

工序：割煤、岩够一排距离后一退机、停机闭锁一敲帮问顶一将钢

带固定在机载式翻板的木托板上一撤出人员一将掘机开进煤头一升起截

割头使钢带托住顶板一人员在截割臂两侧挖柱窝（穿鞋）一立柱（戴帽）

一升柱一上钢带一紧柱一退机、停机闭锁一连网-*永久支护一回柱一清

理现场一下一循环。

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要求：(1)临时支护前，先检查上个循环的永久支护是否合格有效,

不合格者不准进入下个工序；同时必须先用长柄工具对巷道进行敲帮问

顶，确保巷道周围无危岩活肝(煤)。

(2)支护工必须熟悉本工作面煤层、顶板特征，顶板管理方式和所

用支柱的性能、结构原理及使用维护方法，严格按作业规程的规定进行

操作。

(3)支护时首先进行敲帮问顶，发现隐患及时处理，再支设单体液

压柱进行临时支护，保证作业人员在掘进工作面支设临时支护时有安全

可靠的保障，进行临时支护时必须确保退路畅通。

(4)掘进施工时，由于巷道的高度大于DN25-250/90型内注式单体

液压支柱的高度时一，应在截割时先沿顶板自上而下割出2.8米，然后进

行临时支护和永久支护，支护完毕后，掘机司机再割下部煤岩，保证巷

道的高度。

(5)支柱与顶底板要全面接触，不准打在浮煤、浮肝上，且必须“戴

帽”避免金属间直接接触。松软底板，支柱必须“穿鞋”。倾斜巷道要有

一定的迎山角，支柱迎山有力。

(6)支设临时支护，准备好敲帮问顶的工具及支设临时支护的工具，

包括铁锹、大锤、长柄工具、卸载手把等工具，保证工具灵活可靠。

(7)使用前检测

①检查升、降注是否灵活，作用在手上的力是否过大。检查柱体的

连接情况，不合格的严禁使用。

②测定每摇一次手把的活柱升高量是否达到规定要求。

③检查活柱行程是否达到规定高度。升柱过程中不允许出现活柱自

动下缩现象。降柱速度不得大于规定时间，初撑力能否达到规定要求。

初撑力：柱径100mm的不小于90KN(12MPa),柱径110mm不小于140KN

(15MPa)o

④高压密封压力为安全阀关闭压力以上，低压密封压力应W2MPa。

⑤高、低压密封各稳压两分钟，不允许有压降现象。

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⑥将支柱水平放置，检查通气阀动作是否灵活，密封性能是否良好。

支柱水平或倒置时，不允许液压油从通气阀中渗漏。

⑦检查支柱各密封处、焊接处是否漏油。

(7)支设、回撤单体液压柱时，必须有专人监护，两个人面向煤壁

同时操作，相互配合并观察好退路。其中一人扶柱，另一个人支柱。支

柱达到初撑力后，取下手把。

(8)单体液压柱支护时由外向里、由中间向两帮依次进行，单体液

压柱均匀布置间距不大于1.0米，均匀支设在掌头，空顶距不得大于0.5

米，必须打紧支实。

(9)临时支护不能在实底支设时，单体液压柱必须“穿鞋戴帽”，

柱帽、鞋规格600X150X80mm(长X宽义厚)。临时支护支设一排后掌

头空顶距不得大于0.5米，临时支护最大控顶距1.6米。

(10)若掌头顶板破碎，必须增加支设单体液压柱加强支护，数量、

布置形式以实际情况为准。掌头使用不少于5根，备用不少于2根。

(11)必须在完好的临时支护下进行支护。正式支护完毕后，撤掉

临时支护，继续下一个循环作业。

(12)掘进工作面内不得使用不同性能的临时支护，特殊情况下需

使用时，必须制定专门措施。

(13)支设单体液压柱时，要与钢带眼错开，保证柱间距小于等于1

米。单体液压支柱的支设最大高度应小于支柱设计最大高度的0.1米，

最小高度应大于支柱设计最小高度的0.2米。

(14)单体液压柱的使用

①支柱必须达到出厂试验要求或维修质量标注，方可下井使用。到

矿的新支柱在运输和搬运过程中可能受到损伤，所以也必须经过检查复

试合格才能下井使用。

②支柱第一次使用时，应先升、降柱一次(最大行程)，以排除缸

体内空气。否则，支柱初撑力后会缓慢下缩。

③支柱支设时应注意:

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a支柱应垂直于顶、底板，并有一定的“迎山”角，使支柱处于垂

直受力状态，不易推倒。

b应将支柱卸载朝向煤壁一侧，成一定角度(便于卸载手把操作)，

以保证撤柱安全。

④保证支柱具有足够的初撑力，是用好支柱的关键之一，对此应注

思：

a初撑力必须达到要求。支柱升高接顶后，继续摇动手把，这时，

手感力逐渐加大，即支柱初撑力在逐渐增大，直到手感很费劲为止。

b当将这根支柱打紧时，可能由于顶梁被顶高，引起相邻支柱松动,

出现此起彼落的现象，这时应将相邻支柱补充打紧，切勿疏忽。内柱升

起接顶后，先将接顶处顶网连好，再将柱体用14"铅丝双股对折与顶网拴

好，必须“打一根、连一处、拴一根”，防止倒柱伤人。

c都应用手把顺序检查每根支柱的初撑力是否达到要求，发现不够

的应补充打紧。

⑤使用中的支柱，活柱升高量已低于最小安全回柱高度时，应及时

回撤，以免造成死柱。

警戒：支柱在使用中不能出现压“死柱”现象，否则会使活柱体或

缸体变形，万一支柱被压成死柱，只能采取挑顶或卧底的方法取下，不

允许炮崩、锤砸。

⑥坚决禁止用锤、镐等金属物体猛力敲砸支柱任何部位，以免损坏

支柱。

⑦回撤下来的支柱，必须上架横放，以免水和煤粉进入支柱内腔和

锈蚀表面。

⑧因工作面粉尘大，故除了顶盖、加长帽，其他零件不允许在工作

面拆装。

(15)升柱

支柱立起来后，通气阀中的钢球，靠自重将橡胶阀芯打开，活柱上

腔即与大气相通。将手摇把套在曲柄方头上，阀必须平行于煤壁，摇动

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手把，通过曲柄滑块机构，带动柱塞作上下往复运动。连续摇动手把，

活柱不断升高，直至顶盖与顶梁、顶板接触为止，完成升柱过程。

（16）回柱

将手把插在卸载装置的卸载环中（或将卸载手把插在阀体卸载孔中）.

转动手把使用卸载环到初始位置，在卸载阀弹簧作用下，卸载阀连同安

全阀回到初始位置。卸载阀关闭，油缸中液体不再外溢，活柱随时可以

停止下缩。

（17）支柱回柱时，要面向掌头，不得背对掌头回柱；抬柱时，要注

意口令一致，顺肩抬放，当路面不好时，要相互提醒。

（18）在回柱时，要注意速度，不可太快，手不得放在活柱及其与

柱体的结合部，以防挤伤。

2、帮部临时支护工艺、工序及要求

割出一排后，顶部临时支护完善后，在永久支护以里400mm,距两帮

200mm处打不少于1根DN25-250/90型内注式单体液压支柱。柱帽采用中

140~160mm的半开木，长800~1200mm,柱脚垫木托板，用木楔打紧打

牢。在单体液压支柱的中部与煤帮之间，用半开木背紧背牢，防止滚帮，

半开木应与帮锚杆眼错开。遇伞檐或劈口发育必须加强支护，确保施工

安全。

3、施工工艺过程：

施工工序包括掘进和支护两大部分。巷道顶板支护的施工工艺流程

为：掘进出煤一敲帮问顶找掉危岩一（接金属网）一托上钢带一临时支

护->用锚杆钻机钻进顶板锚杆钻孔一清孔一往钻孔内放入树脂药卷一用

锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底f升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆

钻机和锚杆尾部->转动锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药

卷使用说明书，一般为10〜15秒）一停止搅拌并等待规定时间（根据树

脂药卷使用说明书，一般为1分钟）一用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾

部一转动锚杆钻机拧紧螺母一换用锚杆预紧扳手施加预紧力矩至400〜

550N.mf安装其它顶板锚杆。

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锚索施工工艺：定锚索孔位-＞用锚索钻机钻进锚索钻孔f清孔一往

钻孔内放入树脂药卷一用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底一升起锚索

钻机并用搅拌器联接锚索钻机和锚索尾部一转动锚索钻机搅拌树脂药卷

至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15〜25秒）一停止搅拌

等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）后收缩锚杆

机卸下搅拌器一等待15分钟一套上托板安装锚具一用张拉设备张拉锚索

直到预紧力为300kNo

两帮锚杆施工工艺：接金属网一上W钢护板、托盘一用帮锚杆钻机

钻进两帮锚杆钻孔一清孔-往钻孔内放入树脂药卷一用锚杆头部顶住树

脂药卷并送入孔底f用搅拌器联接帮钻和锚杆尾部一转动帮锚杆钻机搅

拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为10〜15秒）

f停止搅拌并等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）

-＞用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部一转动锚杆钻机拧紧螺母一换用锚

杆预紧扳手施加预紧力矩至400〜550N.m-安装其它两帮锚杆。

两帮锚索施工工艺：定锚索孔位一用帮钻钻进锚索钻孔一往钻孔内

放入树脂药卷一用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底一用帮钻联接锚索

尾部一转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，

一般为15〜25秒）一停止搅拌等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书,

一般为1分钟）后卸下搅拌器f等待15分钟一套上托板安装锚具一用张

拉设备张拉锚索直到预紧力为200kNo

（二）永久支护工艺流程及要求：

1、锚杆支护

（1）割煤、岩够一排锚杆距离后一敲帮问顶一临时支护一打锚杆眼

一上药卷一锚杆上穿尼龙垫片、调心求垫、锚杆托盘锚固锚杆一上扭力

倍增器紧固锚杆~上扭力矩扳手紧固，达到规定数值。

（2）顶锚杆采用即掘即锚，当顶板破碎、巷道压力增大（矿压检测

增大、顶板下沉、底鼓、顶帮锚杆托板有变形、有煤渣自行从煤壁上脱

落等）、有劈口、有临头水、煤层松软（卸压孔不成形、打钻时有卡钻、

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割煤时有撅炮等)、煤层紊乱、有片帮、遇断层、遇褶皱、遇冲刷带情况

采缩短排距。要求锚固一排合格一排，不合格不得施工下一排。施工时，

掘进头除最下部帮锚杆外严禁滞后一排施工，两帮锚杆近底板一根可滞

后掘进头施工，滞后距离不得大于5排，遇构造，煤体松软，滚帮等情

况时最下部帮锚杆严禁滞后。

(3)联网(帮网与帮网、顶网与帮网、顶网与顶网)均采用14,铅

丝双股拧紧不少于3圈，联网时要求网边搭接100mm,联网间距不大于

100mm,均匀布置联网道数，必须使用专用联网钩。联好网后，把铅丝的

末端折回到金属网里面。

(4)锚杆排距误差不超过TOO〜100mm。

(5)打顶锚杆眼时使用MQT-130/2.8矿用气动锚杆钻机，使用

PDC29mm钻头，锚杆眼的深度控制在2.25-2.35m；要求垂直岩面打设，

偏角不得大于15"。锚杆注入眼底30秒后使用扭力倍增器预紧，扭力矩

不得小于400N・m。顶锚杆用北京巧力神的LC-280涨拉仪，涨拉泵读数为

45MP。

(6)打帮锚杆使用ZQS-65型风煤钻，使用中30mm钻头。锚杆眼的

深度控制在2.25-2.35m,要求垂直岩面打设，偏角不大于15°,锚杆注入

眼底30秒后使用扭力矩倍增器进行预紧，扭力矩不得小于400N・m,帮锚

杆用北京巧力神的LC-280涨拉仪，涨拉泵读数为45MP。

(7)顶