齐克勒克煤矿 1960m水平配风巷作业规程

如〒百■手里如戊

见1赤厘富*刁=产良£^7寺，

*v*•XK.zx/«ar^attsv*^x.*_£^齐克勒克煤矿《作业规程》

第一章、概况

第一节、概述

一、巷道名称：+1960m水平配风巷。

二、巷道位置：距离+1960m水平机轨合一巷50m,掘进长度到一

采区约为715m,到二采区总长约为2327m,在主平砸中向东与机轨合

一巷平行掘进。

三、巷道用途：主要担负一采区、二采区配风任务。

四、巷道长度、坡度及服务年限：掘进巷道计划总长度为2327m,

坡度为+3%。，服务年限预计约为5年。

五、开工日期为20n年3月25日，预计竣工日期到一采区为2013

年9月，预计为75天，到二采区为20年月，预计为天。

第二节、编制依据

一、《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国煤炭法》、

《煤矿安全规程》等一系列相关法律法规。

二、《齐克勒克煤矿一号井可研报告》。

三、《齐克勒克煤矿地质勘探报告》。

四、《齐克勒克煤矿开拓系统图》等。

第二章、地面位置及地质情况

第一节、地面相对位置及邻近开采情况

1

1、井上下对照关系情况表

水平（m）+1960工程名称配风巷

地面标高（m）+2086井下标高（m）+1960

地面相对位置对

地面为荒山丘陵，对掘进无影响。

掘进巷道影响

1、开口坐标为：X=4665834.082、Y=27608549.173

Z=1961,406（地板）。

2、南侧没有掘进巷道，北侧有机轨合一巷，配风巷与机

轨合一巷平行向东掘进，两巷道相隔50m。

井下相对位置对3、根据井下巷道掘进情况，先掘至A,煤层中顺层掘进，

掘进巷道影响由于巷道施工到120m出时，配风巷与机轨合一巷相隔太

近（只有27米左右），只能向南掘至A,煤层中，现在配

风巷施工在Ag煤层中，长度与机轨合一巷相同，坚持“边

探边掘”、不探不掘”的原则。重点防止瓦斯和老窑水对

掘进道影响。

邻近采掘情况

每隔400米与机轨合一巷打•条联络巷，保证正常配风。

对掘巷道影响

第二节、煤（岩）层赋存特征

2、煤层特征情况表

指标参数备注

煤层平均厚度（m）1.4

煤层倾角（°）60〜80

煤层普氏系数（f）>2

煤层层理发育

煤层节理发育

自燃发火期II等易自燃

绝对瓦斯涌出量（nl'/min）1.56新煤行管字[2012]109号文件

相对瓦斯涌出量（n?/t）6.95新煤行管字[2012]109号文件

结

煤尘爆炸指数Mad0.72Ad14.88Vdaf25.42火焰长度>200爆炸性

论

地温/℃无

一、煤层

2

根据钻孔资料和实际掘进情况，A9煤层平均厚度1.4m,结构简单。

二、煤质指标

1、水分含量均较低，原煤水分含量加权平均值为0.43%〜1.49%。

2、灰分产率：Ag煤层14.92%,在10%〜15%之间，为低灰煤。

3、挥发分产率：煤层挥发分产率加权平均值在27.06%〜30.74%,

属高挥发分煤。

4、发热量：煤层发热量(Qb.daf)平均值比较接近，在32.69〜

37.73MJ/kg,故均属于高发热量煤。

三、煤类

A。煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量中粘煤，牌号33号

1/2ZN中粘煤。

四、煤的工业用途：A9煤层属于低灰、特低硫、特低磷、高发热量18.62

—32.10MJ/kg,1/2ZN中粘煤，可以作为炼焦用煤和动力用煤。

五、顶底板：煤层伪顶为0.1m左右的炭质泥岩,易垮落，属于软弱岩

石,直接顶板粉砂岩和细砂岩，厚度约0.2—3.0m左右，老顶以细砂岩

为主；据测试细砂岩在天然状态下单轴抗压强度平均值为47.3Mpa,

在饱和状态下单轴抗压强度平均值为17.6Mpa,抗拉强度平均值为

0.6Mpa,属软弱岩石；煤层伪底为0.1m左右的炭质泥岩，易垮落，属

于软弱岩石，直接底板为粉砂岩，厚度一般在L3m左右；据测试在天

然状态下单轴抗压强度平均值为45.2Mpa；在饱和状态下单轴抗压强

度平均值为3.8Mpa,抗拉强度为0.2Mpa,属软弱岩石。

六、地层：齐克勒克煤矿位于库-拜煤田拜城县东矿区的中部，中新

生界地层发育齐全，出露程度好，地层研究程度较高。

3

3、矿区地层划分表

界系统群组段厚度3)

新

第蝌)50-300

生

界

第系R)物雌(E)1999-3298

KZ(E4)

白上统K)巴怯斯甜(解)121.75-102.66

垩LW组他)383.53-340.32

系下统(K)含皤钿岫)137.89-200.63

(K)幡明®(KM39.04-224.92

啕曲组CM)84.95-182.17

上统0)

秘且最g)167.26-252.37

中87.89-215.00

侏中统㈤

JWMKU)—294.07-426

生罗

系腌组(V)—434.16-649.62

界(J)

JW)

|5脚0口)294.56-520.76

MZ做13)

JW)148.58-281.84

妹嬲Gt)激1而

耨私组①才)266.85-457.35

伽©

叠黄堆削Ms)300-400

系

怫⑥)克拉玛依组①k)160

(T)

4

2、柱状图

柱状解岩石

11:501皿多林刖煤层伪顶为0.岫右的黑炭质泥岩，宜接顶为研页岩

1400碱层夹白施喏,老顶为白酒,

%山A9煤层直接底为黄色阡页岩，老底为白色砂岩，

令石石磷獭1妫白刨岩

4

与独媲煤翱亮色

_5j/山石As煤层底板为白色潴，A7煤层直接顶为黑开页岩夹白色媚，

◎石额为白色阡频岩夹艇端

6A7煤层直接底为黄色研页岩，老底为白色嘴，A6煤层互接顶和

1760(石dJ-石77

老项为中初岩含砾黑伪顶为o.2n^右的黑炭质泥岩。

1200，位耨煤层暗亮色

/600刖煤层直接底为黑色的开泥岩

84400器磁翩蹴白刨蝙

9800岩石•播

102700岩石A5煤层直接顶为阡页岩夹嵋，老顶为白倒电喘

112200加煤！煤层暗亮色

123800岩石的煤层直接底为黄色阡页岩，老底为白鳏岩）

800礴喇趣

13

100(A4煤层底板为黑稣研质泥岩。

148600岩石A3煤层老顶多为泥质旌岩夹曙

140C岩石A3煤层直接顶为白色砂岩，厚度Q.5nl左右；

810C

七、地形地貌：矿区地形总趋势为南、北高中部低、西高东低的

槽状地形，区内沟谷不发育，仅有一条沿煤层走向的东西向较大冲沟,

该沟谷只有雪融季节和降雨时才有水流，向东汇入梅斯布拉克河、向

西汇入喀拉苏河；地形坡度一般在5°—40°之间，海拔高度

1960m-2200m,相对高差240m,属于中低山区地貌。

5

八、构造

1、井田地层无明显大的褶皱，矿区为向南倾斜的单倾构造（与区域

构造的方向一致），主要表现为急倾斜的单斜构造，上三叠统塔里奇克组

总体为湖泊沉积基础上发育的河流〜湖沼相含煤沉积，主要是由于矿

区沉积环境突变，从而形成局部煤层倾角变化较大。地层走向近东西,

地层倾向178°—184°,地层倾角在60°-89°之间，为急倾斜地层,

含煤地层及煤层沿走向、倾向角度变化不大，煤层产状较稳定。

2、无大的断层，仅在矿区中部发现一条小型平推断层，编号为

F1,该断层在矿区范围延伸300m,断层面倾向东92°左右，倾角85°

左右，平推断距21m,上盘（东）向北平移21m,梅斯布拉克煤矿四号

井一、二水平东巷见该断层；该断层地表出露较好，根据侏罗系底板

砂砾岩标志层、老底砂砾岩标志层平移断距可以直接量取；矿区没有

岩浆侵入，构造类别属于第二类“中等”构造类型。

3、地质构造对掘进的影响：遇F1断层停掘，作为与老窑之间的

隔离煤柱，遇褶曲见煤层掘进，加强支护管理，防治冒顶堵塞巷道，

无陷落柱、火成岩对掘进的影响。

4、A9煤层东西走向约N90°,NS倾N82°S,局部有一层夹研，

夹研最大累计厚度0.48米，为一结构简单的薄一厚煤层。

煤层顶板为炭质粉砂岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩、砾岩，底板

为炭质粉砂岩、细砂岩。

5、+1960m水平配风巷Ag煤层顺断层面掘进，有时遇见构造带，

根据生产地质报告显示向东翼掘进煤层走向不直，煤层厚度不稳定。

6

4、地质构造表

走向（°）倾角（°）倾向（°）普氏煤（f）普氏围岩（f）对掘进影响

近西东方向60〜80178〜1841-1.53〜4无

6、根据钻探控制、地震解释成果：矿区位于天山活动带附近，地

震活动频繁，据调查自1947年至今，在矿区附近曾发生过4次6—7

级地震；根据国家地震带烈度区划表，该区属7度烈度带；现矿井口

及工业广场、居民住宅均分布在冲沟两侧，目前矿区内建筑物多属简

易建筑，抗震能力差，当地震发生时易发生地裂等地质灾害，对附近

建筑物及煤矿生产均构成威胁，矿区南部山体较陡，易产生岩体垮落、

崩落；因此建议煤矿在修筑工业广场及矿井设施和居民区时应尽量避

开陡峭山体，并加强抗震和防震能力。

第四节、水文地质

一、防老窑水

1、Ag煤层经实际探放水钻孔证实，钻孔内均无涌水，只是掘进时

底板有少许地下静储量涌水。重点探明周边有无老窑水。

2、在施工时必须“边探边掘、不探不掘”，在开工前，先在工作面

第1次探放水，钻孔深度计划为70m,经证实无水害方可允许掘进长

度为55m,再第2次探放水，依次类推。

3、生产技术科随时掌握掘进和探放水进度，及时在现场监督落实

探放水工作。

二、含水层

在矿区+1960m水平辅助水平范围内含水层大部分位于侵蚀基准面

以上，基岩裂隙较发育，接受第四系潜水、大气降水、融雪水及部分

7

地表水补给，由于补给量有限，地下水多以静储量为主，属于富水性

弱的含水层。

三、隔水层

三迭系上统郝家沟组隔水层(G,),由浅灰色一深灰色、黑色泥岩、

炭质粉砂岩、泥质粉砂岩、炭质泥岩夹薄层砂岩组成，厚度大于131m,

岩石泥质成分高、裂隙不发育，可视为相对隔水层。

四、断层导水性

矿区构造中等，总体为一向南倾斜的单斜构造，矿区范围内尚未发

现较大的断层存在；仅在矿井中部存在一条小型平移断层F,,该断层

地表出露清楚，断层面倾向近东向，倾角80°左右，平移断距21m；

另外由于矿区北部Gi隔水层的强大隔水作用，使本矿区与其北部补给

区含水层无水力联系，矿区煤层大部分位于侵蚀基准面以上(卡拉苏河

床标高1745m,为当地基侵蚀准面，Ag煤层配风巷最低标高+1960m),

因此地下水补给不到，岩层富水性差，故断层富水性差。

五、地下水补给、径流、排泄条件

由于该地区河流的分水，煤层大部分位于当地侵蚀基准面以上，地

下水主要接受大气降水、融雪水和第四系潜水补给，矿坑充水水源主

要为煤层及顶底板基岩裂隙水，故将矿区水文地质条件划为二类一型,

即以裂隙充水含水层为主，水文地质条件简单的矿床。

六、煤层及顶底板基岩裂隙水

通过以往钻孔揭露、现有生产矿井及老窑调查，现已证实煤层顶

底板均有含水层存在，水量较小，由于该巷道距老窑较远，各含水层

之间的水力联系极其微弱，从目前生产矿井开拓情况看，矿坑主要充

8

水水源来自煤层及煤层顶底板基岩裂隙水和层间水。

七、地表洪水

矿区煤系地层多由软弱的泥岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩构成，经

风化后形成低洼的负地形，煤层露头多位于低洼的冲沟之中，由于浅

部煤层大部分已采空，沿煤层露头断断续续分布有一些塌陷坑和裂缝,

降雨后地表水易汇集于冲沟之中，通过塌陷坑进入矿井，造成矿坑涌

水量增大，甚至造成淹井事故，重点防治水工作是加强大气降水从地

面沉陷区进入井下发生水灾事故。

八、老窑积水

井田内浅部沿煤层露头分布有几处老窑，老窑都有积水，积水量

无法估计，老窑开采深度多在60—100m以上，就目前情况看对现生产

矿井不会产生太大影响，在+1960m水平掘进对老窑积水突入矿井也不

能忽视，重点加强对老窑水防治工作，主要做好超前探水。

九、巷道涌水量

1、正常涌水量lOn?/d,最大涌水量15n)3/d；

2、水泵工每天按时排完水仓的水，发现水量增加，及时报告生产技

术部。

第三章、巷道布置及支护

第一节、巷道布置

一、巷道开口位置

在+1960m水平主平胴中，A’和Ag煤层东翼掘进总长度约为2327m。

二、掘进主要工序

1、按煤层走向为178°—184°,坡度为+3%。，向东掘进Ag煤层东

9

翼掘进为不稳定煤层，A9煤层与机轨合一巷间距为50m。

3、为今后采煤工作面超前支护的顶板平整和支护效果，掘进巷道

断面为梯形，选用11#工字钢+锚网+水泥背板支护。（附：配风巷工

字钢支护断面图）。

4、钢轨采用22kg/m,采用矿车电瓶车运输，人工装车。

5、采用压入式通风方式，2X30局扇风机供风。

三、断面

（一）、巷道

1、以煤层底板为标志，煤层变厚留顶煤，煤层变薄扩底板岩石掘

进和全部揭露伪顶伪底。

2、掘进断面为梯形，毛断面高为2.66m,下宽为3.04m,上宽为

2.16m,巷道毛断面积为6.92m2o

3、11#工字钢支护后，净高为2.5m,下宽为2.78m,上宽为1.94m,

净断面积为5.9m2。

4、采用炮掘在考虑到巷道控制成型难度较大的情况下，按刚性支

架支护一般巷道合格标准，净高、宽允许偏差+30mm〜+50mm。

（二）、水沟

1、水沟为临时梯形，深度0.3m,下宽0.25m,上宽0.3m,不浇注；

按一般水沟合格标准的宽度和深度允许偏差±50mm。

2、为保护好支架柱腿不凸出，挖水沟距离柱腿为100mm,距离巷

道中心为990mm,巷道中心到水沟边沿距离允许偏差土100mm,水沟上

沿与地面标高允许偏差±30mm。

10

3、在巷道底板南侧挖水沟，滞后工作面不得大于50m；水沟经常

清理，保持畅通；巷道淤泥、积水长度不得超过5m,深度不超过0.1m。

（三）、错车场：由于掘进本巷距离较长，在间隔200m掘进一个

临时错车场，圆弧断面高度为3.6m,宽度为3.2m,采用锚网喷支护，锚杆

按三花方式排列，间、排距为800mm，①20mm、I钢筋锚杆,锚深1950nlm,

锚杆长2000mm,托盘为120X120X8mm厚钢板，网片：6

6.5*2000*1000mm,网格100*100mm钢筋网。喷射混泥土C20,喷厚120

mm,（附：齐克勒克煤矿+1960m水平配风巷支护断面图）。

第二节、矿压观测

1、观测对象：本掘进巷道顶板矿压。

2、观测内容：巷道顶板下沉量，两帮相对移进量，见煤层掘进，

根据多年观察的实际情况，底板无地鼓，不观测地鼓量。

3、观测方法：为人工观测，在巷道内分别布置6个测点，测点间

距为100m,使用钢卷尺测量顶板下沉量和两帮相对移进量，在3天内

由瓦检员测1次数据和记录，到掘进完毕为止。

4、数据处理：结束后，记录数据交生产技术科保存。

5、邻近掘进综合分析：+1960m水平机轨合一巷，由于煤层弯曲褶

皱，会经常穿煤层施工，使巷道围岩变化大，移进量很小，必要可采

用工字钢+网片支护，有效保护了巷道围岩的稳定，确定这样支护形式

较为合理，但严格执行敲帮问顶和加强顶板管理。

第三节、支护设计

根据巷道实际支护情况，采用11#工字钢或锚网支护，工字钢载

11

荷不大，未产生断裂和变形现象，对煤层顶板围岩支护效果好，有效

保护了巷道围岩的稳定，确定工字钢支护比锚网支护坚固、安全、合

理。

一、工字钢支护

一)、支架参数

1、11#工字钢主要参数高度为110mm,宽度为96mm，截面面积为

2

24.54cm,重量为26kg/mo

2、工字钢梁支护长度为2160mm，水沟侧柱腿长度为2900mm,另一

侧为2600mm。(附:工字钢支架示意图)

二)、支护计算：以下采用淮南掩护支架工字钢计算方法

1、支护间距：根据其它字工作面工字钢支护巷道实际情况，间距

一般在1.0m,无断裂和变形现象，此间距适合该煤层的支护。

2、支架承受压力计算

P=0.1X(2a)Y=0.1X(2X85)X1.8=30.6KN.m2

式中：P一支架承受压力，KN.m2；a一煤层倾角，取平均倾角85°；

丫一支架上方松散岩体容重，取

3、冒落松散岩体作用在支架钢梁上均布载荷计算

q=YH=l.8X2.0=3.6t/m2

式中：q一支架钢梁上均布载荷，t/m2；

丫一支架上方松散岩体容重，取1.8t/m2；

H一作用在支架上岩体高度，取围岩冒落高度2.0m。

4、支架钢梁所受最大弯矩计算:Ml=q.L78=3.6X1.8/8=0.8KN.m

12

式中：立一支架钢梁所受最大弯矩，KN.m；

q一支架钢梁上均布载荷，t/m2；

L一支架钢梁支撑跨度，取1.8m。

通过计算，支护强度达到要求，说明工字钢竖向和横向抗弯强度

基本一致，横向抗弯强度比其它支护材料好。

5、支架强度计算

11

M__

G^.8(^=8(M^.n.6Mpa

141x100141x100

式中：a一支架强度，Mpa；M一煤层厚度，m

W一支架钢梁弯曲截面系数；

q一支架钢梁上均布载荷，t/m2；

L一支架钢梁支撑跨度，取L8m。

6、支架强度验算

(1)、1KN=O.102t,贝ij：30.6KN=3.12t<11.6Mpa；

22

(2)、lt/m=0.0098Mpa,则：3.6t/m=0.04Mpa<ll.6Mpao

经验算支架强度满足支护设计要求。

二、锚网支护

一)、锚杆支护按悬吊理论计算参数

1、按冒落拱高度计算：H=B/(4f)=2.98/(4X2)=0.75m0

式中：H—冒落拱高度，m；B一工作面平均宽度，(取2.98m)；

f—岩石坚固系数取值(取2)。

2、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2=2XO.75+0.7+0.05=2.25m

式中:L—锚杆长度，m；K—安全系数取值(取2)；

13

H一冒落拱高度，m；L1—锚杆插入稳定岩层的深度取值（取0.7）；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，（取0.05m）。

pQ-,----------

3、锚杆间、排距离相等计算：a=VKHR=一"—=0.83m

V2x0.75x40

式中：a—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，KN/根（取50KN）；

K—安全系数取值（取2m）；H一冒落拱高度，m；

R一被悬吊岩石的重力密度，KN/m'（取40KN）。

二）、支护选择

根据以上计算数据，锚杆支护可以达到支护效果，并满足设计要求，（附：支护

断面图）。在施工过程中，根据煤层及顶板围岩情况，围岩构造好的情况下，+1960m

水平配风巷采用11#工字钢支护。在特殊地质变化地段，采用锚网喷支护，锚杆按

矩形方式排列，间、排距为800mm，中20mm、螺纹钢锚杆，锚深2.00mm,锚杆长

2000mm,锚盘为120X120X8mm厚钢板，网片:26.5*2000*1000mm,网格100*100mm

钢筋网。

三）、锚杆拉力试验

1、由掘进技术员负责掘进工作面锚杆拉力试验，使用LDZ100型液压锚杆拉

力计，配风巷锚网喷支护段，从外向里每300套（根）任意布置1组（4根）锚杆

拉力试验测点。

2、对每1组（4根）测点顶至少2根锚杆拉力试验，两帮锚杆至少各为1根

拉力试验，在每1组测点中至少对4根锚杆拉力试验。

3、锚杆拉力试验计算为50KN或为5吨以及为22MPa时，方为合格。达不到

试验拉力的地点锚杆为失效，及时补加锚杆，确保支护可靠。

4、锚杆拉力由掘进技术员、监理试验，有记录，施工完成后记录交生产技术

科存档，为今后竣工验收提供依据。

第四节、支护工艺

一、临时支护

14

为了掘进作业安全，防止顶板事故发生，杜绝空顶作业，工作面

迎头采用前探梁临时支护。

（一）、挂钩悬挂

1、从工作面迎头算起，在后方第四副11#工字钢支架顶梁上，距

离两帮约为500mm,将挂钩两侧卡子卡牢在支架顶梁工字钢槽内，再将

另一侧同样挂牢，插齐全挂钩插销。

2、将挂钩两侧卡子卡牢在工字钢槽内，在巷道每一侧悬挂至少3

个挂钩，悬挂稳固可靠，防止坠落伤人。

（二）、前探梁支设

1、前探梁采用11#工字钢2根，在巷道一面1根，长度均为4.5m,

在每一侧挂钩内，将前探梁从外向里穿入3个挂钩内。

2、为达到操作高度，应在地面安装操作台，人员站在操作台上将

前探梁人工抬上与工字钢支架顶梁平行，依次穿入第一、第二和第三

个挂钩内，再推移至工作面迎头。

3、为前探梁支设与工字钢梁平直，将挂钩底部螺杆旋转向上为升

高，向下转动为降低，调整高差合适，使两侧前探梁达到平行。

4、支设前探梁要号令统一，动作一致，在没有固定牢固前，不得

撒手，防止工字钢坠落伤害。

（三）、背顶

1、工作面爆破后，先进行敲帮问顶，确认安全后，每循环将顶板

使用十字镐或风镐凿平整，前探梁支护到工作面迎头距离不得大于

200mm,空顶距不得大于0.6m。

15

2、在前探梁上根据掘进巷道顶板宽度，摆放满合适长度背顶木板,

板材结实，厚度至少30mm以上，长、宽规格根据实际确定。

3、在混泥土背板上使用阻燃材料接顶背牢实，支撑顶板达到牢固,

不产生煤（研）冒落。

4、按作业规程要求支架间距在摆放混泥土背板的同时一，放置工字

钢梁，便于支护柱腿，不重复拆出背顶材料，前探梁低于工字钢柱腿

的高度，采用在工作面支设临时柱腿达到高度，再支护工字钢支架柱

腿。

（四）、前移

1、为确保前探梁有效支护长度，每循环永久支护到工作面迎头，

距离不得大于0.6m,方可下一循环爆破。

2、爆破后，先进行敲帮问顶，确认安全后，每循环将前探梁向前

移到工作面迎头。

3、向前移前探梁时，将一侧3个挂钩底部螺杆旋转向下转动降低

高度，达到前探梁向前移动的活动空间。

4、将前探梁缓慢向前移至工作面迎头，拆出后方挂钩，悬挂在工

作面工字钢支架顶梁槽内，固定牢固可靠。

5、使用混泥土背板背顶，必须接顶背实，前探梁支护完好后，方

可装运煤渣。

（五）、拆出

1、掘进到位后，方可拆出前探梁临时支护。

2、在拆出前探梁前，安装操作台达到高度，人员站在操作台上从

16

外向里依次拆出挂钩，其他人员用肩使劲抗住。

3、挂钩拆出完后，将前探梁一端先放地面，再放另一端在地面，

严禁乱扔造成人员伤害，回收到制定地点分类码放整齐。

（六）、其它

1、每循环爆破长度不得大于2m,超过前探梁支护长度会造成工作

面临时支护不可靠，临时支护与永久支护距离不得超过0.6mo

2、悬挂前探梁的工字钢支架坚固可靠，防止倒架造成前探梁坠落

发生伤人事故。

3、在施工过程中作业人员要经常观察前探梁的安全状况，发现问

题，班组长及时处理，防止坠落伤人。

二、永久支护

-）工字钢支护

根据煤层煤质构造情况，必要时架设工字钢支护，工字钢采用11#,梯形断面,

17

高2.5米，底宽2.78米，顶宽1.94米，净断面积为5.90?。（附：工字钢支护

断面图）

1、支护前先将前探梁移动至工作面，然后将支架横梁、混凝土背板、钢筋网

按支护要求铺设好。

2、立支架腿之前必须使用铁锹将支架腿腿窝深度掏够，特别注意水沟侧支架

腿腿窝深度。

3、将支架腿安装设计安装角度与横梁连接。

4、支架之间使用“20mln,LlOOOmm连接钢筋连接，按设计要求敷设好网片及

混凝土背板。

5、如施工有冒落、片帮现象，使用研石充填密实。严禁做假顶、帮，严禁使

用可燃材料充填。

6、柱窝挖到实底，柱腿支设到实底上，软底穿鞋，水沟侧深度为

0.4m,另一侧为0.2m,允许偏差±30mm。

7、工字钢梁内长度为1.94m,在两端卡柱腿焊接钢板长度为0.11m,

实际梁的长度为2.16m,水沟侧柱腿长度为2.9m,另一侧为2.61m。

8、支架间距中对中为1000mm,按一般巷道合格标准允许偏差土

100mm,拐弯巷道内侧间距允许小于100mm,外侧不得增加间距。具体

钢支架的间排距可根据顶板构造情况，调整适合的距离。

9、水平巷道支架1000mm垂线前倾后仰不大于17mm,允许V±l°,

柱腿与梁的角度为85。，不得超过±1。

10、支架不得出现迈步，支架和梁扭矩允许偏差W±100mm。

11、支架柱腿和梁支设平直一条线，支架梁的水平度允许偏差W

50mm,不得出现高低不平。

12、刚性支架顶梁和柱腿之间安装防滑木垫板，顶梁和柱腿接口合

18

缝，离合错位允许偏差W50mm。

13、撑杆安装在柱腿和顶梁中间至少各2根，平直楔紧，与前后支

架平直一条线。

14、采用混泥土背板背顶帮，规格根据实际确定，支架与支架之间

的木板搭接严密齐全；木板内与顶、帮空隙使用肝石或木垛塞紧背严

实，支架支护坚固可靠，不得有松动和使用煤等易燃物充填。

（附：齐克勒克煤矿顺槽工字钢支架加工示意图，齐克勒克煤矿配风

巷钢架结构图及材料消耗量汇总表）。

二）、锚网支护

1、在掘进支护前必须严格执行“敲帮问顶”，巷壁凸凹不平、尺寸不够的地

段，采用十字镐、风镐等工具挖平整、修整后，方可支设前探梁。

2、每一循环放炮和顶帮处理安全后，将后方的前探梁移至工作面。

3、每循环放炮掘进长度不得大于1.8m,超过前探梁支护长度会造成工作面临

时支护不到位，严禁空顶作业。

4、支护时，按照先顶后帮的顺序，保证顶部安全。

5、前探梁临时支护所有材料，结实牢固，防止断裂坠落伤人。

6、拆出前探梁临时支护时，现场有专人对操作人员实施安全监护，拆出过程

中对操作人员的安全受到威胁时，立即通知停止作业，全面检查和处理隐患，确

认安全后，方可作业。

7、装运期间随时检查前探梁临时支护的安全情况，发现问题，及时处理，确

保安全。

打锚杆眼

1、先对支护断面尺寸和扩刷顶帮平整度检查，达不到要求时，进行处理。

2、锚杆眼距底板高度为600mm,间排距为800*800mm,矩形形布置（设计是三

花布置，由于我矿采用锚网支护，考虑到压网），如遇地质构造变化地点，根据实

际情况缩小间排距。

19

3、在巷壁上布置一圈相等距离的锚杆眼，锚杆眼尽量从巷道中心线开始向两

侧布置，有利于托板压紧锚网，贴近巷壁。

4、锚杆眼尽量垂直于巷壁，夹角为75°〜90°

5、根据锚杆长度在钻杆上作记号，留锚杆外露上托板长度为100mm,锚杆眼

深、浅合适。

6、打炮眼采用锚杆机施工，钻头直径为①32mm,钻杆长度为2300mm；打眼达

到深度停止钻进，使用钻杆推拉儿次锚杆眼，清理干净眼内煤（岩）粉，确保锚

固剂不掺杂，达到支护锚固力。

7、打锚杆眼采用水管向眼口喷水降尘，控制产生矿尘源头。

锚杆安装

1、先用锚杆插入钻孔内检验深度，深度不符合，及时处理。

2、眼内煤（岩）粉清理干净，锚固剂妥善保管，防止压烂被浪费。

3、锚杆眼内至少放入2节锚固剂，使用锚杆推至眼底。

4、锚杆使用连接套连接，利用风动煤钻带动锚杆在孔内转动搅散锚固剂，将

锚固剂和锚杆推至眼底，搅拌时间20—30秒，凝固时间大约90秒钟，再拧取掉

锚杆上的连接套，上紧托盘与螺母。

挂网

1、钢筋网宽度为1000mm,长1000mm,将钢筋网铺设在锚杆上,戴上锚盘,

使用扭矩扳手至少两次拧紧，扭矩不得小于100N/m,将钢筋网在巷道壁上压紧。

2、锚盘四周紧贴钢筋网，压紧锚网在巷壁上，锚杆外露部分不得超过50mm。

3、挂网后，出现空隙大的地点，根据实际情况补加锚杆，使钢筋网拉紧紧贴

在巷壁上。

4、相邻两网压茬长度不少于100mm,两网接头每200mm内有一个连接点，利

用两接头铁丝相互扭结牢。

5、两帮底部超出托板压紧锚网剩余部分剪出，锚网在底板高度达到一致，距

巷道底板0.7米。

6、挂网后，巷道断面应符合本作业规程要求尺寸。

20

7、结束后，清理干净巷道内杂物，保持环境整洁。

三、支护维修

（一）、临近支架加固

1、为防止受放炮煤（肝）冲击造成支护的工字钢支架倒塌，从掘

进工作面算起，采用工字钢柱腿在巷道两侧加固后方工字钢支架至少

6副，每循环依次类推。

2、柱窝挖在巷道两侧实地，深度至少0.1m—0.4m,量好长度，柱

腿放置在柱窝内，再将柱腿斜撑支护到工字钢梁上，在柱腿和钢梁之

间各2处用直径20mm的圆钢筋链接，链接钢筋长度1000mm,使其联

接固定成整体，避免支架受爆破冲击发生倒塌。

（二）、支架修复

1、放炮崩倒、崩坏的支架先进行修复，修复地点以里为独头巷道,

严禁人员进入，防止冒顶堵人和通风事故发生。

2、严格执行敲帮问顶，达到安全后，从外向里逐架进行支架修复。

3、在修复支架地点后方第三副支架开始，依次在第二副和第一副

支架上，在顶板侧每副支架顶梁上补加1颗11,工字钢柱腿，柱腿支设

在工字钢梁上，以轨道中心为起点，在巷道每侧留设过矿车宽度约为

0.7m。

4、柱窝挖到实地，深度至少0.2m,量好长度，柱腿放置在柱窝内，

用榔头将工字钢柱腿敲垂直，柱腿和顶梁达到支撑力，重新支设柱腿

超过原支架柱腿高度约为0.1m,支设后，将后方支架柱腿与顶梁全部

用木楔尖紧，支架修复后，依次再拆出木楔。

21

5、由于采用刚性支架支护，为防止柱腿和顶梁偏移打滑，柱腿与

顶梁打木楔尖紧，再用12"铁丝捆绑固定稳固。

6、每次依次类推连续加固完好至少三副支架，方可从外向里逐架

修复工字钢支架。

7、拆背顶背帮混泥土背板

(1)、使用合适长度的敲帮问顶工具，站在安全地点边拆背顶背帮

混泥土背板边敲帮问顶。

(2)、拆出背帮混泥土背板放置在施工地点以外至少3m,及时对垮

落煤(砰)使用矿车装运干净，确保道路畅通。

(3)、先拆除出背帮混泥土背板，拆出一面背帮混泥土背板后，方

可拆出另一面背帮混泥土背板。

(4)、加固支护地点达到高度时，顶板背顶混泥土背板一般不拆除,

达不到高度边拆背顶混泥土背板边敲帮问顶。

(5)、由外向里每次只准拆一副支架背帮背顶混泥土背板，先对后

方支架加固安全后，拆背顶混泥土背板前，用木楔尖紧后方支架达到

支撑力，临时支护牢固可靠。

(6)、不能连续工作时，在下班之前，应接顶封帮。

(7)、特别要加强冒顶较高和片帮地点临时支护，因冒落煤(研)

较多，要防止倒架、混泥土背板坠落和煤(肝)冒落伤人。

22

(8)、拆背帮背顶混泥土背板后，用合适长度的敲帮问顶工具，站

在安全地点敲帮问顶达到安全时，再使用G10L型风镐挑顶、扩帮达到

支护要求高、宽度，为防止煤(砰)冒落，不采用爆破修复支护。

8、挖柱窝

(1)、班组长安排一名由经验老工人观察顶帮，防止煤(肝)冒落

伤人，支架歪倒造成倒架伤人事故。

(2)、为防止煤(砰)冒落，确保挖柱窝和支护安全，采用风镐挑

顶达到支护高度，及时用方木对挑顶顶部支护井字形木垛，至少搭接

在相邻的两副支架上，木楔打紧背顶接实，方木规格根据实际确定。

(3)、在原支架附近挖柱窝深度至少0.2m,水沟侧至少0.3m,见硬

底，软底穿鞋，按作业规程要求支护。

三)、锚杆、锚网维护

1、锚杆支护段，出现锚杆松动时必须进行再次紧固，队长、技术

员要定期检查，具体落实。

2、顶板局部煤岩冒落，出现网兜时及时将网兜内煤岩渣放掉，网

兜修补好，有锚杆失效的重新补打锚杆。

四、遇煤层松软、过地质构造

1、在支架柱腿高度为1.3m,钻直径⑦20mm的孔安装螺栓，采用直

23

径①18nlm钢筋制作，两端加工戴螺帽丝扣，拉杆长度为1.0m,在支架

柱腿上用钢筋拉杆连接相邻支架成整体，带螺帽拧紧。

2、缩小支架间距中对中800mm,允许偏差±100mm,支架与顶帮空

隙用木打石渣充填严实，严禁用可燃物充填。

3、永久支护到工作面迎头后，方可下一循环打眼放炮。

4、装煤期间加强敲帮问顶、临时支护和永久支护坚固可靠。

第四章、施工工艺

第一节、施工方法

一、掘进工艺

1、破煤方式：采用光面爆破掘进，风镐或十字镐扩刷巷道四周。

2、支护形式：工作面临时支护为前探梁，永久支护为11号工字钢

或锚网。

3、运输方式：工作面煤（肝）运输采用矿车电瓶车运输，人工装

渣，后期采用40型刮板机+二运转载机装渣。

二、交岔点安全要求

开口掘进交岔点断面大，顶部煤（岩）层暴露的面积随着增大，

在施工过程中严格执行敲帮问顶，工作面迎头使用前探梁临时支护，

每循环永久支护与临时支护不得大于1.5m,支护达到坚固可靠，防止

顶板煤（岩）冒落。

三、掘进断面质量标准

1、按一般巷道合格标准坡度应一致，控制在+3%。左右，允许偏差

24

±1%0,施工中不得随意增大或缩小坡度。

2、按顺煤层走向见底板掘进，不设中线，由技术员每10m设置1

组腰线控制掘进坡度；随着掘进进度在巷道顶部每隔50m,由掘进技术

员用里程牌标注巷道长度。

3、净断面积为5.9m2,施工中不得任意扩大或缩小断面，在要求高

宽度尺寸基础上，允许偏差-30mm〜+50m。

第二节、凿煤(岩)方式

一、爆破掘进

打眼采用2-3台YT-28型风钻或采用ZQS-30/2.5型风煤钻，钻头

直径为中42mll1,钻杆长度为2000mm,钻炮眼达到深度使用钻杆在炮眼

内推拉几次，清理干净炮眼内煤(岩)粉，确保装药不造成卡堵，配

622nlm中空六角钢钻钎，642mm一字型钻头凿岩打眼。严格按照打眼

操作规程，并采用分区、定人、定眼位打眼。钻眼工作的好与坏直接

影响爆破效果、循环进尺和工程质量。所以，必须严格按照爆破图表

进行，特别要注意掌握好巷道掘进的方向和坡度。

准备工作：包括工作面安全检查：凿岩设备及风水管路的检查和准

备；巷道的定向工作等。

操作要点：

(1)开钻时，必须使钎头落在实岩上，如眼位处有浮肝，则应先

处理好后再开眼；

(2)绝对不允许在残眼内继续钻眼；

(3)开钻时，给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再全部开

25

足风门；

(4)为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不在横向加

压；

(5)由于凿岩机震动大，一定要注意把胶皮风管和凿岩机接头接

牢，以防脱落伤人；

(6)缺水或停水时，应立即停止钻眼；

(7)钻底眼时，应注意清除眼口附近的碎石，钻完的底眼要善妥

保护好；

(8)工作面全部炮眼钻完后，要把工具清理好并撤至规定的安全

存放地点，胶质风、水管也要拖离工作面盘起来保护好。

(9)采用湿式打眼、装岩前洒水、装岩过程中开放水幕的方法降

尘。

(一)工艺流程

1、爆破工艺流程：钻眼前准备一标定腰线一钻眼一检查瓦斯和降

尘一装药一检查瓦斯一警戒一爆破一撤人一通风排烟一检查瓦斯、通

风、支护、爆破效果和洒水降尘。

2、顶板管理工艺流程：处理顶帮一支护准备一运送支护材料一临

时支护f永久支护。

3、检修工艺流程:停钻停风一准备工具一检修机械一正常运行。

(二)、炮眼布置

1、布置炮眼前，将腰线引至工作面，按腰线确定掏槽眼、辅助眼

和周边眼；为达到爆破效果，采用分组爆破，打眼分为3次，先掏槽

26

眼，再辅助眼，后周边眼，分3次装药，1组装药必须1次起爆。

2、1和2炮眼为斜眼掏槽,两眼距底板的高度为1.2m,炮眼深度超

过底板，便于铺设钢轨，两眼的间距为1.4m,向工作面上夹角为66°,

向下俯角24。，1和2炮眼深度均为1.6m,炮眼底部之间距离不得小

于0.5mo

3、掏槽炮眼爆破后,形成自由面,炮眼最小抵抗线不得小于0.5m。

4、辅助眼6、7、8、9和周边眼3、4、5、10、11和12,炮眼与

巷道方向和坡度平直,不平直产生炮窝子或凸凹影响巷道质量,炮眼深

度均为1.5m,炮眼布置距离巷壁约为0.2m。

5、爆破后，采用风镐和十字镐将巷道断面扩刷平直平整，在一般

巷道合格标准高宽度尺寸基础上允许偏差-0.03m〜+0.05m,不得随意

扩大或缩小。

6、炮眼深度、最小抵抗线、装药量和封泥长度参照爆破说明表,

卧底、刷帮、挑顶确实需要浅眼爆破，有现场安全措施,眼深不得小于

0.6m,封泥长度不得小于眼深

一半，炮眼底和顶水泡泥各1节

7、正向装药结构示意图（1）（2）（3）（1）（4）（5）

（1）、水炮泥（2）、炸药（3）、瞬发雷管（4）、炮泥（5）、脚线

（附：齐克勒克煤矿+1960m水平配风巷炮眼布置图、连线图及爆破

技术参数表）。

（四）、爆破

27

1、在本煤层+1960m水平主平胴内，或距工作面100m外起爆，根

据工作面气体的情况，必要时可撤出地面进行爆破作业，组装引药距

离放炮地点至少80m,由爆破员装配引药，不得在其它地点装配引药,

避开电气设备和导电体，防止杂散电流引起爆炸事故发生。

2、由工作面瓦检员负责瓦斯检查和放炮全过程安全监督工作，每

班检查至少3次，严格“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。

3、放炮前，由班（组）长提前通知工作面内不参加放炮作业全部

人员撤离工作面安全距离至少100m外或地面，放炮前必须先清点人

数，做好警戒工作，保证爆破安全。

4、由班（组）长提前亲自布置警戒人员，警戒设置地点为本煤层

+1960m水平配风巷距离放炮地点至少200m或其它有可能人员进入的

巷道口。

5、在本煤层+1960m水平回风巷距离爆破工作面100m以外安全地

点，由放炮员采用FD100型发爆器进行放炮。

二、风镐

1、采用风镐扩刷巷道四周，平直平整，先检查工作面确定巷道断

面高、宽度。

2、将压风管（胶管）与主干风管连接好，缓慢开启阀门向无人处吹

风，排除压风管内杂物，然后再接上风镐，拧紧风管接头，风镐在使

用前及使用中加油适当。

3、在较软弱煤层中层理或节理较发育处掏槽，先从中间开槽，形

成自由面，深度为0.6m,也为一个循环，再凿两帮达到宽度，从下到上

28

凿煤（岩）达到高度。

4、作业时，一手握镐柄，一手托住镐体，用力向煤（岩）壁推进,

推进时不得猛压，用力适当，保持风镐正常工作，风镐与掘进煤（岩）

壁斜凿，不得与煤（岩）壁成90°。

5、风镐向上、下凿煤（岩）时，握镐体的手臂应靠近身体以增加

力量，达到力量均衡，煤层中有夹研应以夹研厚度为分界线，分开进

行掘进落煤，夹肝分别装运，确保煤炭质量。

6、操作时应站稳，随时注意风镐顶部弹簧、滤风网、横销及接头

的松紧，防止脱落，压风管不得绕成锐角或折曲，使用时放直或形成

慢弯，镐尖卡住时一，可摇动风镐周围煤（岩）松动后再拔出，落下煤

（研）及时装运，防止堵塞断面。

7、按工作面腰线扩刷巷道四周，保持煤壁平直平整，停机时，关

闭压风管阀门，工作结束时，关闭主干压风管上的阀门，卸下软压风

管，拆下风镐，堵好进风口，盘好压风管，运送到指定地点存放整齐。

三、工作面施工设备

（一）、电气设备布置

1、地面2X30局部通风机，通过副平瓶I—经过联络巷一到主平胴

再向配风巷供风，（附：通风系统图）。供电的KBZ-400型总开关和

ZBZ-2.5型综合保护装置各1台安装设在副平洞井口外30m处。

2、在一采区通风系统形成后，采用YBT52-2-11KW型局部通风机和

QBZ—80型开关各2台，安装在+1960m水平主平胴（或联络巷）进风

侧10m外。采用短距离压入式供风。

29

3、QBZ-250型总开关、监控分站KJ90-F16型、甲烷断电仪和

QBZ-80+80型自动切换开关各1台，安装在+1960m水平主平胴中配风

巷口外。

4、工作面为风钻或风煤钻打眼爆破，必须装甲烷、风电两闭锁装

置。

5、工作面和回风流安装KG9701A甲烷传感器各1台，距离工作面

约为5m,安装KTH型电话，随着工作面进度，由监控维护工向前移。

（二）、施工设备

1、工作面打眼爆破采用ZQS30-2.5型风煤钻或YB-28型风钻，扩

刷巷璧采用G10L型风镐，各为2台，1台备用。

2、爆破落煤秆采用人工擢煤装KFV1.1-6型矿车，5吨电瓶车推车。

7、施工设备表

序号机械、钻具名称型号单位数量备注

1风镐G10L台2备1台

2压风管①80mmm2327

3风钻YT28台4备用2台

4风动煤钻ZQS30—2.5台2备1台

5降尘管⑦50mmm2327

6压风和供水施救装置ZYJ(A)台1

7风筒①600mmm1000

8局部通风机YBT-52-30Kw台2备1台

9甲烷传感器KG9701A台2接3号分站

10总开关KBZ-250台1

11局部通风机开关QBZ-80台2

12自动切换开关QBZ-80+80台1

30

13电话KTH部2

14矿车KFV1.1-6辆12工作面2辆

15电瓶车5T辆2备1辆

第三节、装载与运输

一、装载

工作面爆破落煤（砰）采用人工装KFV1.1-6型矿车，掘进煤和岩

石分别爆破，分开装运，不得混装。

二、运输路线

工作面人力推一+1960ni水平工作面临时车场，电瓶车牵引-*+主

平胴一+1960m水平副平胴一地面。

三、轨道铺设

1、本巷与+1960m水平主平硒交岔口和临时车场完成，每掘200m

施工一个临时错车场。

2、+1960m水平配风巷铺设钢轨22kg/m,在同一区段内铺设同一型

号钢轨,根据质量标准异型钢轨长度小于50为杂拌道。

3、按腰线铺设钢轨坡度一致为+3%。，允许偏差±1%。。

4^轨距为600mm,允许偏差大于5mm,不小于5mm,永久钢轨与临时

钢轨铺设的距离不得大于9m,为减少重复安装枕木等工序，临时钢轨

按永久钢轨铺设。

5^枕木规格：长度至少1200mm,高、宽度至少150mm。

6、枕木最小间距1000mm,最大间距1500mm,底板挖槽，距离巷璧

为600mm,枕木放在槽内稳固平整，枕木在钢轨两侧长度安装合适，

不得歪斜放置。

31

7、钢轨接头放在同一枕木上或安双枕木，接头采用夹板穿螺杆戴

帽拧紧；为便于拆卸，螺杆向外安装，连接件齐全紧固。

8、在每1根枕木中一般采用4颗道钉将钢轨固定牢固，即外侧为

1颗，内侧为1颗，过多容易使枕木钉坏。

9、巷道拐弯半径的弯轨弯度要均匀，内侧比外侧低2mm。

10、