运输巷作业规程

贵州诚搏煤业有限公司

习水县庆华煤矿

11201运输巷掘进作业规程

编制单位：庆华煤矿生技科

编制日期：二。一九年三月

贵州诚搏煤业有限公司

庆华煤矿掘进作业规程

工作面名称：11201运输巷

编制人：

掘进负责人：

机电副矿长：

生产副矿长：

安全副矿长：

总工程师：

矿长：

批准日期：二O一九年月日

执行日期：二O一九年月日

会审意见表

职务姓名日期职务姓名日期

生产副矿长采掘副总

安全副矿长机电副总

机电副矿长安全科

安全副总通防科

生产副总机运科

通防副总调度室

地测副总编制人

会审意见：

总工程师意见：

签字：日期：年月日

矿长意见：

签字：日期：年月日

培训学习

组织培训人：培训时间：

参加学习人

II

目录

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

第一节编写依据.............................................................1

第二节巷道布置.............................................................1

第二章地质情况概述.............................................................3

第一节围岩特征.............................................................3

第二节掘进区域地质构造.....................................................3

第三节水文地质.............................................................4

第四节瓦斯等级、发火性、煤尘爆炸性.........................................4

第三章巷道断面及支护...........................................................6

第一节巷道断面..............................................................6

第二节支护设计..............................................................6

第三节支护工艺............................................................10

第四节矿压观测.............................................................15

第四章施工工艺................................................................17

第一节施工方法及工艺.......................................................17

第二节装载与运输..........................................................23

第三节管线及轨道敷设.......................................................24

第四节设备及工具配备......................................................25

第五章生产系统................................................................26

第一节掘进通风.............................................................26

第二节压风系统............................................................29

第三节综合防尘.............................................................30

第四节瓦斯防治............................................................31

第五节防灭火..............................................................31

第六节安全监控.............................................................32

第七节人员定位系统.........................................................34

第八节排水系统............................................................34

第九节供电系统............................................................35

第十节运输系统.............................................................37

in

第十一节照明、通信和信号..................................................38

第六章劳动组织及主要技术经济指标..............................................39

第一节劳动组织............................................................39

第二节作业循环............................................................39

第三节主要技术经济指标....................................................41

第七章安全技术措施..............................................................42

第一节施工安全措施........................................................42

第二节工程质量保证措施....................................................43

第三节“一通三防”安全技术措施............................................44

第四节防治水安全技术措施..................................................47

第五节顶板安全技术措施....................................................50

第六节机电安全技术措施....................................................52

第七节运输安全技术措施....................................................54

第八节爆破安全技术措施....................................................56

第八章灾害应急措施及避灾路线..................................................61

第一节灾害应急措施........................................................61

第二节避灾路线............................................................63

IV

附图

附图1：11201运输巷巷道关系平面图

附图2：工作面综合地层柱状图

附图3：11201运输巷断面及管路布置图

附图4：11201运输巷掘进工作面锚网支护平、断面图

附图5：11201运输巷掘进机断面截割轨迹图

附图6：11201运输巷放炮地点及警戒示意图

附图7：11201运输巷机电设备布置图

附图8：11201运输巷通风系统图

附图9：11201运输巷压风自救系统图

附图10：11201运输巷防尘及防灭火系统图

附图11：11201运输巷监测监控布置图

附图12：11201运输巷监测监控断电控制图

附图13：11201运输巷排水系统图

附图14：11201运输巷供电系统图

附图15：11201运输巷运输系统图

附图16：:11201运输巷通讯系统图

附图17：11201运输巷炮掘作业循环图表

附图18：11201运输巷综掘作业循环图表

附图19：11201运输巷避灾路线图

V

第一章概况

第一节编写依据

一、相关的技术规范

1、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》、

《煤矿防治水细则》。

2、批准的《习水县庆华煤矿煤炭资源储量核实及勘探报告》。

3、批准的《习水县庆华煤矿开采设计方案（变更）》。

4、批准的《习水县庆华煤矿安全专篇（变更）》o

5、《庆华煤矿C12煤层开采设计说明书》。

6、《11201运输巷掘进工作面地质说明书》。

7、有关规定、规范以及上级文件规定等编制。

8、现场实际情况及地质资料。

第二节巷道布置

一、巷道基本参数见表1-2-1

表1-2-1巷道基本情况表

工程名称11201运输巷工程量共420m

用途用于11201采面进风、运输、行人等煤岩类别半煤岩巷

施工掌握

坡度定向不定坡度左1.5m右2.5m

中线

起点标高+1093m终点预计标高+1082m

该掘进工作面布置于矿井二北翼C12煤层内。在11202运输石门与11202

具体

运输巷回风联络巷交叉处开匚1,巷道破底板掘进，巷道开口标高+1093m,方

工程量

位角29°32'34",沿C12煤J层顶板定向不定坡度掘进。11201运输巷长420m。

地面相对11201运输巷掘进区域地面位于窝窝头至杯儿山一带，对应地面范围内主

位置建筑要为坡地，无大的建筑物及大型水体。对应地面标高为+1250〜+1390m之间，

物及其它相对高差在160m以上，掘进后对地表并无大的影响。

1

采用综掘，前期煤（砰）采用人工装车，矿车运输：11201运输巷掘进工

作面（人工装车）-*11201运输巷（人力推车）-11202运输石门（人力推车）

~采区轨道上山（主提升）一底部车场（人力推车）一环形车场一主平嗣一

装运方式地面煤砰仓。

巷道掘进到25m后安装综掘机，采用皮带运输，11201运输巷掘进工作面

-11201运输巷一11202运输石门一采区运输上山一主煤仓一主平碉一地面煤

肝仓。

11201运输巷采用锚杆支护，在顶板破碎时，需架设梯形棚加强支护。

支护方式

11201运输巷服务年限3年，施工期约3个半月。

EBZ160掘进机1台，YT28凿岩机2台（1用1备）、16m3空压机2台（1用1

所需设备备），ZDY-1250型钻机2台（1用1备）、MQT-150/2.8锚杆机设备3套（2用1

备）,JD-1.6/25KW调度绞车1台。

预计开竣工日期预计自2019年3月下旬开工，2019年7月上旬竣工。

附图1:11201运输巷巷道关系平面图

2

第二章地质情况概述

第一节围岩特征

一、岩（煤）层产状、厚度、结构、坚固性系数

本井田位于桑木场背斜北西翼南段，基本形态为一单斜构造，地层走向NE,倾向近w,

倾角10~15°,平均倾角约12。。矿区内未发育断层及次级褶皱，总体地质构造简单。煤矿

含煤地层龙潭组（P31）厚80m,含煤5〜12层，含煤平均总厚7.65m,含煤系数9.5%；区内

可采煤层3层，即5、8、12号煤层，厚度平均5.57m,可采系数6.9机岩层产状变化不大，

掘进过程中需加强围岩观测和顶板的支护与管理工作。

11201运输巷布置于C12煤层内。C12煤层位于龙潭组（P3I）底部，上距C8煤层15〜22m

左右，下距茅口组灰岩约5m左右。顶板为灰、黄灰色薄层状泥岩与泥质粉砂岩互层，底板

为灰色铝土质粘土岩，局部含铁质。煤层厚度1.30〜1.53m,平均厚度为1.42m。厚度稳定。

煤层夹砰石一层，夹砰为粘土岩，厚0.05~0.10m。

二、煤层顶底板情况

表2-1-1煤层特征表

顶底板岩性

煤层煤层厚度（m）煤层平均容重

稳定性

编号平均厚度结构顶板底板倾角(t/m3)

1.30-1.53含夹砰一层，厚泥岩与泥质铝土质

12号稳定12°1.45

1.420.05-0.1m粉砂岩互层粘土岩

附图2：综合地层柱状图

第二节掘进区域地质构造

矿井在大地构造属于扬子准地台黔北台隆遵义断拱，毕节北东向构造变形区，和四川桑

木场背斜的北西翼南段。地层走向NE,倾向近w,倾角10〜15°,平均倾角约12°。矿区内

未发育断层及次级褶皱，总体地质构造简单。

根据《11201运输巷掘进工作面地质说明书》、采区进风石门和采区专用回风巷周边巷

道揭露分析，11201运输巷布置于C12煤层中，沿C12煤层破底板掘进。该巷道掘进区域地

质构造简单，无大、中型的构造破坏，围岩较为稳定，11201运输巷局部有可能遇到地质构

3

造带，对掘进有一定影响，在地质构造带掘进时需加强顶板支护管理。

第三节水文地质

矿区为溶蚀侵蚀中山地貌，沟壑较发育；地势总体上北高，中-东部低，最高海拔1493.0m

（矿区北部杯儿山山顶），最低海拔1020m（矿区东南角，3号拐点附近），相对高差473m,

矿区岩体部分裸露，地形坡角5°〜30°,一般15°〜20°,有利于地表水排泄，地表水由

矿区中部向周围溪沟流出矿区。

根据华东冶金地质勘查研究院2018年7月编制的《贵州省习水县马临工业经济区庆华

煤矿水文地质调查报告》，根据本矿区所处范围的地下水出露情况，确定矿区最低侵蚀基准

面标高为+1020.0m；11201运输巷掘进最低标高预计（+1083m）位于最低侵蚀基准面之上。

长兴组位于煤系地层顶部，C12煤层距上覆长兴灰岩为45m左右，中间夹岩性为砂岩、钙质

粉砂岩、泥岩、煤线等弱含水层，富水性弱，为相对隔水层，且距离较小，对开采该煤层时

充水的可能性较小。茅口灰岩位于煤系地层底部，距煤系地层底部的C12煤层约为5m,中间

为一层灰至灰白色铝土质泥岩，含黄铁矿结核，富水性较差，为相对隔水层，巷道布置在11202

运输石门北翼C12原生煤体中，有引发底板突水的可能性。在巷道布置期间要做好探放水工

作，掘进过程中严格执行“物探先行、钻探验证”的原则，加强探放水管理，防止茅口灰岩

岩溶水导通C12煤层，发生透水事故。

第四节瓦斯等级、发火性、煤尘爆炸性

一、瓦斯等级

贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2012]494号）“关于遵义市工业和能源委员会《关于

呈报2012年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告》的批复”，习水县庆华煤矿绝对瓦斯涌出量

4.8m3/min,相对涌出量17.46m3/t；二氧化碳绝对涌出量0.84n?/min,二氧化碳相对涌出量

2.70m3/t,鉴定结果为高瓦斯矿井。

2018年庆华煤矿矿井绝对瓦斯涌出量12.79m3/min,相对瓦斯涌出量21.16m3/t,二氧

化碳绝对涌出量1.08m3/min,二氧化碳相对涌出量1.79m3/to

二、瓦斯涌出量

根据《庆华煤矿C12开采设计说明书》采用《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）》

标准，利用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，本巷道布置于C12煤层内，根据C12煤

层瓦斯含量测定，C12煤层瓦斯含量较小，估计本掘进工作面瓦斯涌出量小于1.2m7mino

4

三、瓦斯含量测定

2018年11月5日贵州省矿山安全科学研究院习水实验室在采区进风石门距中央变电所

10m处穿层取+1118m标高C12煤层煤样，测得C12煤层原始瓦斯含量为1.722m7t,小于8m7t,

瓦斯压力0.177MPa,小于0.74MPa。

四、煤与瓦斯突出鉴定

2008年4月，矿方委托中国矿业大学（北京）对其开采范围内的C5、C8、C12煤层进行

了煤与瓦斯突出危险性鉴定，提交了《习水县天星煤业C5、C8及C12煤层煤与瓦斯突出危险

性鉴定》，并得到原贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字F2008J707号）一一关于遵义市

煤炭局《关于请求对〈贵州省习水天星煤业有限公司煤与瓦斯突出危险性鉴定报告＞审查的报

告》的批复。报告中鉴定结论现摘录如下：

“根据习水县天星煤业有限公司煤矿提供的资料、鉴定机构现场勘查及煤与瓦斯突出鉴

定参数的测定结果认为：习水县天星煤业有限公司的C5煤层在开采+1087m水平以上时不具

有突出危险性，属非突出危险煤层；C8煤层在开采+1050m水平以上时不具有突出危险性，属

非突出危险煤层；C12煤层在开采+1035m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层。

综上所述，11201运输巷掘进最低标高预计在+1083m,位于C12煤层鉴定最低标高以上,

掘进区域无突出危险。

五、煤尘爆炸性

2011年4月22日贵州省煤田地质局实验室对庆华煤矿C5、C8、C12号煤层进行了煤尘

爆炸性鉴定，并提交了煤炭鉴定报告，本矿C5、C8、C12号煤层均无爆炸性。

六、煤的自燃倾向性

2011年4月22日贵州省煤田地质局实验室对庆华煤矿C5、C8、C12号煤层进行了煤炭

自然倾向等级鉴定，并提交了煤炭自燃倾向等级鉴定报告，本矿C5、C8、C12号煤层煤炭自

燃倾向等级为III类，属不易自燃煤层。

七、地温

根据本矿及相邻矿井开采情况，未出现地温异常情况。

八、冲击地压

本矿区以及相邻矿井均无冲击地压的历史。

5

第三章巷道断面及支护

第一节巷道断面

11201运输巷采用梯形断面,掘进断面10.5m"掘进宽4.2m,下墙高2.08m,上墙高2.92m,

中高2.5m）,净断面10m?,净周长：13.05m。水沟设置在巷道下帮，水沟宽：300mm,深：

200mm。在巷道低洼处设置水坑，对积水进行汇积并抽排。

附图3：11201运输巷断面及管路布置图

第二节支护设计

一、确定巷道支护形式

11201运输巷采用锚杆支护，顶板破碎带采用锚杆+梯形棚联合支护。

附图4：11201运输巷掘进工作面锚杆支护平、断面图。

二、永久支护参数设计

（一）采用类比法合理选择支护参数

1、锚杆选用020mmX2000mm的无纵筋螺纹钢锚杆，排距为800mm,顶锚杆间距为650mm,

帮锚杆间距为800mm,巷道顶部施工7根锚杆，巷道下帮施工3根锚杆，巷道上帮施工4根

锚杆。托盘规格为150mmm义150mmXI0mm；每根锚杆安装2支MSCK2335型树脂锚固剂，锚杆

眼深度应保证锚杆露出螺母长度10mm〜100mm（全螺纹锚杆）。

2、锚网采用8#铁丝编制成的菱形网，锚网的规格（长X宽）为5000mmX1000mm,网孔

规格为50mmX50mm。锚网搭接100mm,搭接处用15#铁丝连接固定，每200mm隔扣相连。

3、锚索规格为015.24mmX6000mm的钢绞线，锚索托盘规格为250mmX250mmX15mm的钢

板或长450mm的11#矿用工字钢自制托盘，锚索间排距为1600X1600mm,巷道锚索采用3-2-3

交替布置，每根锚索使用K2335树脂锚固剂2支、M2335树脂锚固剂2支，托板必须紧贴岩

面，锁具锁紧。

4、质量检验参数：

顶锚杆锚固力不小于60KN,扭力矩不小于150N-m,帮锚杆锚固力不小于50KN,扭力矩

不小于60N-m,015.24mm锚索预紧力不小于150KN,锚固力不小于230KN。

6

(-)采用计算法校核支护参数

1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L

与L+L2+L3

式中：L—锚杆总长度，m；

L一锚杆外露长度，L尸垫板厚度+螺母厚度+螺母外杆体长度，其取值为0.15m；

L2一有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深度c),m；

L3一锚杆的锚固段长度，锚杆按树脂锚固剂2支长度0.7m计算；

其中围岩松动圈冒落高度：

当f23时

2f

当fW2时

式中：B一巷道掘进巷宽4.2m；

H一巷道掘进巷中高2.5m(巷道左帮高2.98m)；

加一顶板岩石坚固系数，取为=4>3；

⑦一两帮围岩的似内摩擦角，0=arcta《/J=75.963；

L2=4.2/(2X4)=0.53m

c=2.98Xtan(45~75.963/2)=0.37m

依据上述公式计算：

顶锚杆长:L项=L,+L2+L3=0.1+0.53+0.7=1.33m,实际取2.0m。

帮锚杆长：L=L,+L2+L3=0.1+0.37+0.7=1.17m,实际取2.0m。

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆直径

锚杆的直径按杆体的承载力与锚固力等强度原则确定，即

d=35.52—=35.52XI—=15.97mm

\CT.V375

式中：d—锚杆杆体直径，mm；

Q—锚固力，按选取直径大于20mm的无纵筋螺纹钢锚杆和施工初期的锚固工艺

掌握程度，按50KN计算;

7

a一杆体抗拉强度，按选取锚杆的技术参数取为375MPa；

故锚杆的计算直径：d=15.97mm,实际锚杆直径取20mm,符合要求。

3、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距：

KL2r

式中：a—锚杆间排距，m；

G一锚杆设计锚固力，60KN/根；

L—锚杆的有效长度，顶锚杆取b,帮锚杆取c；

丁一被悬吊岩层的容重，取26KN/m：'；

K—安全系数，一般取K=2。

顶锚杆:a<—^―=1.49m,实际顶锚杆间距0.65m,排距0.8m,均小于设计间排距,

满足设计要求。

帮锚杆：a<=L55m,实际帮锚杆间距0.8m,排距0.8m,均小于设计间排距,

满足设计要求。

4、锚索通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：L2L+L+L,

式中：L—锚索总长度，m；

L一锚索外露长度（包括托板、锁具厚度），0.25m；

L一有效长度（锚索取围岩松动圈冒落高度b）,经计算b=0.6m；

L,一锚入岩层内深度，mo

1^=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差（锚固剂型号；K2335和M2335,共用数量:

4支，锚索直径：15.24mm,锚索眼直径：28mm）

带入公式得L3=l.34m

L2L+L2+L；=0.25m+0.46m+l.34m=2.05m,实际取6.0m。

5、锚索长度校核，应满足L=L“+Lb+L+Ld

式中：入一锚索总长度，m；

L一锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

LJKx牡

8

其中：K—安全系数，(取2)；

4—锚索直径，(15.24mm)；

力一锚索抗拉强度，N/mm2,(1426.05)；

,一锚索与锚固剂的粘合强度，N/mm2,(10)；

带入公式得L“\l.28m

4一需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.5m；(2.5m,经实际打眼，我矿顶板2.5m以上为砂

质页岩)

人一托板及锚具的厚度，m；

L—外露张拉长度，m；

Lc+Ld=0.25m；

带入公式L=La+Lb+Lc+Ld.L28m+2.5m+0.25m^4.03m

根据以上计算，11201运输巷选用锚索长度为6.0m,满足设计要求。

6、悬吊理论校核锚索间距：

根据地质钻孔状分析：该巷道岩性为铝土质泥岩、砂质泥岩。为防止巷道顶板岩层发生

大面积跨落，用015.24mm、L=6000mm的钢绞线。将锚杆加固的整体悬吊于岩层中，校核锚索

间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。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。

L^nF2/[BHy-(2F,sin9)/Lj

式中L—锚索排距，m；

B一巷道最大冒落宽度，取4.2m；

H一巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.5m；

Y—岩体容重，25KN/m3；

L一锚杆排距，0.8m；

F1一锚杆锚固力，60KN；

锚索极限承载力，取230KN；

。一角锚杆与巷道顶板的夹角，20。；

n—锚索排数，取2。

LW2X230/[4.2X2.5X25-(2X60Xsin20)/0.8]=2.18m

9

通过上述计算结果，锚索排距L为1.6m,间距1.6m,所选锚索参数满足设计要求。

7、工作面顶部锚杆支护最大空顶距离：1.6m,上、下帮锚杆距工作面最大空帮距不得超

过5mo

三、临时支护

11201运输巷巷道掘进期间临时支护采用吊环式钢管前探控顶支护。

(1)临时支护挑杆：选用中50mm钢管，其长度按照本矿循环进尺和最小控顶距选用：

长度为3.0mo

(2)吊环为自制的前探支护可调吊环，并焊上与锚杆螺帽相适应的螺母，挑杆前后两点

固定。

(3)严格执行“敲帮问顶”制度，用长柄工具找掉浮煤、活石、碎肝。

(4)将2组吊环(一前一后，2个为一组)拧在最前2排顶部锚杆上，再用木板固定在

挑杆上背牢顶板。

(5)临时支护与工作面的最小控顶距离：0.3m,最大控顶距离：2.0m。

(6)挑杆之间的间距不大于3排锚杆的间距，每一循环永久支护结束后，必须将吊环式

钢管前探控顶支护向前移，临时控制顶板，否则严禁进入下一循环作业。

四、特殊支护

当巷道出现淋水、过断层、顶板破碎严重、有冒落险情、顶板岩性变化时，应缩小锚杆、

锚索间排距或架设梯形棚加强支护。

第三节支护工艺

一、支护材料及参数

1、锚杆、锚网、锚索支护，施工材料和支护参数具体如下：

(1)锚杆：

①顶锚杆：采用中20mm阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆杆体长2000mm,

孔深1900mmo

②左帮锚杆：采用①20nlm阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆杆体长2000mm,

孔深1900mm0

③右帮锚杆：采用①20四阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆杆体长2000mm,

孔深1900mmo

10

(2)锚固剂：使用树脂锚固剂，顶、帮锚杆采用每孔装MSCK2335(快速)2卷。

(3)托盘：锚索托盘采用250mmX250mmXI5mm的钢板或11#矿用工字钢切割成长450nlm

的铁托盘，锚杆采用150mmmX150mmX10mm的碟形钢托盘。

(4)锚杆间排距：顶锚杆的间距为650mm,排距为800mln；左、右帮的锚杆间距为800mm,

排距为800mmo

(5)锚固力：顶部锚杆预紧力为锚杆机转不动为止，帮部锚杆预紧力锚固工具转不动为

止。

(6)锚杆角度：顶部靠帮第一根锚杆与顶板成20。夹角，其它锚杆均与巷道的顶帮轮廓

线垂直布置，误差不超过±5°。

(7)锚杆托盘必须托紧岩面，螺母要拧紧，锚杆露出螺母长度10〜100mm。

(8)锚索：锚索选用规格为015.24mmX6000mm的钢绞线，支护间距为1600mm,排距为

1600mm,锚索垂直煤层顶板打设。在顶板破碎或遇地质构造带的情况下，根据现场顶板破碎

或顶板岩石层理情况，适当增加锚索的长度，合理的调整间、排距。现场必须根据顶底板岩

石的裂隙带的高度，及时调整锚索的长度，以确保锚索深入稳定岩层1.0m以上。

2、铺网

该巷道的顶帮均铺设金属网，金属网采用8号铁丝编制而成，其规格为ZOOOmmXSOOOnim

和lOOOmmX5000mm,网孔为50mmX50mm的菱形网，要求网与网之间的搭接100mm,每200mm

联一扣，每扣拧2〜3圈，联网丝采用15号铁丝。

3、锚杆(索)外露要求

锚杆露出螺母长度为10〜100mm,锚索露出锁具长度为150〜250mln,否则必须重新处理。

4、质量要求

严格按照表3-4T《锚杆支护工程质量规定表》要求执行

二、支护工艺

1、打锚杆眼

打眼前，首先按照中线和设计的施工层位严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求

时必须先对凸出部分进行清掉，打眼前要先敲帮问顶，仔细检查帮顶围岩情况，找掉活砰(煤)、

危岩，确认安全后，方能开始作业，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过±5。，锚杆眼

深度与锚杆长度相匹配，锚杆眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净；打眼时，必须在

前探支架或支护完好的顶板掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里按先顶后帮的顺序依次进

行。

2、安装锚杆、锚索

11

（1）安装锚杆：用风动锚杆钻机打完眼后，将MSCK2335（快速）2卷，一前一后首尾相

连装入钻孔，然后使锚杆顶住最后一卷锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，边搅拌边将锚杆推

入孔底，搅拌时间为20〜35s,等待90〜180s后操纵锚杆机拧紧锚杆螺母，锚杆预紧力不少

于150N.m。

（2）安装锚索：用风动锚杆机打完眼后，每根锚索使用K2335树脂锚固剂2支、M2335

树脂锚固剂2支，一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚索顶住最后一卷锚固剂，将锚固剂

缓慢送入孔底，边搅拌边将锚索推入孔底，搅拌时间为20〜35s,等待90〜180s后取下锚杆

机，用锚索张拉机将方形托盘、锚具拧紧。

①、掘进进度足1600mm时，作业人员必须在巷道顶部施工2排7根锚杆及2000mmX5000mm

金属网作为顶板支护，必须按永久支护安装锚索支护到位后，才允许恢复下一循环作业。

②、施工中，施工队发现磕头岩层层理紊乱、岩性变化等异常情况时，缩短锚杆和锚索

间排距，增加锚固长度。施工中，若遇地质条件发生变化或威胁人身安全时，必须立即停止

作业，及时撤出人员，并向调度室汇报，听候处理。

③、该掘进工作面必须配备1把二锤，以备急用。

12

表3-3-1锚网巷道支护工程质量规定

质量要求及允许误差

检查项目

合格/mm优良/mm

锚杆、网、螺母、托盘等材料的材质、

1符合设计、作业规程及规范规定

保规格、品种、结构、性能、锚杆强度

证锚固剂的材质、型号、规格、强度、

2符合设计、作业规程及规范规定

项锚固力

目托盘、锁具的规格、材质、性能，钢

3符合设计、作业规程及规范规定

绞线破断载荷

1巷道净宽-50〜200mm

2巷道净高-50〜200mm

3锚固力最低值不小于设计90%

基4锚杆施工质量安装牢固、托盘基本紧贴煤壁、无松动

本5锚杆、锚索预紧力最小值不小于设计90%

项符合设计、规程规定，金属网紧

6锚网、质量

目贴煤壁，网间压紧帮扎牢固，压茬好

7锚杆快速承载规定时间里，锚固力最低值不小于设计90%

符合设计、规程规定，托盘施加预紧力。

锚索施工质量

紧贴托盘

允许偏差项目允许偏差/mm

锚杆（锚索）间排距(-100mm~+100mm)

锚杆孔深度0-30

锚杆与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面

锚杆角度裂隙面垂直，最小不小于75°,与设计值不得大于

5°

锚杆外露长度锚杆露出螺母长度10〜100mm（全螺纹锚杆）

锚索孔距土150mm

锚索深度0~200mm

13

锚索角度符合设计要求，误差不超过5°

锚索外露长度锚索露出锚具长度150〜250nlm

14

第四节矿压观测

一、矿压观测

1、安设及观测要求

(1)顶板离层仪安设及观测要求：巷道采用锚杆、锚网、锚索支护巷道交岔口5m范围

开始安设顶板离层观测仪，巷道每50m安设一个顶板离层观测仪，巷道顶板地质遇构造带时，

必须增设顶板离层观测仪，顶板离层仪安设间距缩短至每30m安装一组。安装时距工作面距

离不得超过60m。

(2)观测站安设及观测要求：巷道除了需要安设顶板观测仪外，距掘进工作面30m〜50m

安设一组巷道表面位移观测站，以后沿巷道每50m布置一组。

(3)在巷道顶板破碎采用架棚加强支护后，不安设顶板离层仪，建立巷道表面位移观测

站。

2、观测对象：11201运输巷顶板和巷道围岩。

3、观测内容：观测顶板离层仪初次安设深部离层位移量，浅部离层位移量和总离层量。

4、观测频度：安全员或班组长每天对掘进工作面50m范围内巷道顶板及围岩动态观测，

且每天必须对距掘进工作面50m内的顶板离层仪观测1次，距掘进工作面50m范围以外的每

周观测一次，并对观测情况进行记录。

5、观测方法：

(1)采用目测法观测掘进工作面50m范围内巷道顶板及围岩离层情况。

(2)采用读数法读取顶板离层仪初次安设深部离层位移量，浅部离层位移量和计算总离

层量。

(3)采用钢卷尺测量观测站巷道宽度和高度。

(4)采用目测法观测架棚支护材料变形情况。

(5)用LDZ200型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，锚杆抗拔拉力60KN,拉力计表读

数不小于17MPa；用YDC型张拉千斤顶检测锚索抗拔力90KN,锚索张力机压力表读数不小于

25MPa；每300根锚杆为1组进行测试，锚杆每组检测9根、锚索每组检测1根。

二、数据处理

1、目测巷道顶板明显有裂隙、顶板弯曲、巷道帮壁变形、巷道底鼓、棚架变形严重、锚

杆锚索及托盘变形或开裂等，必须立即停止工作面作业，撤出作业人员，向调度室汇报巷道

15

情况，矿生产技术科及其他科室主要人员现场会诊，确认处置措施后落实进行处理。

2、顶板离层仪总离层量超过100mm及以上时，及时向生产和安全部门汇报，并落实采取

补打锚杆、锚索、点柱、加密支护、复棚等措施。

3、在遇到地质构造带、顶板破碎时，生产技术科及时作出预报，并通知掘进队，提前做

好预防工作。

4、巷道每300根锚杆为一组，对锚杆锚固力和锚索抗拉拔力进行测试，锚杆每组检测9

根、锚索每组检测1根，并记录存档。

16

第四章施工工艺

第一节施工方法及工艺

一、准备工作

1、施工前地测部必须提前标定开口位置及中、腰线，施工单位严格按照所标定中、腰线

施工。

2、开口前，必须将开口附近各种管线落地并保护好。

3、生产部门组织好施工人员，准备好支护施工工具和支护材料。

4、通防部门根据巷道施工要求，落实局部通风机和各种传感器安设到位。

二、施工方法及施工方位、倾角、距离

1、巷道施工方法：11202运输巷开口至25m段采用炮掘，25m至420m段采用掘进机落

煤，装煤，皮带运输煤肝的施工方法

2、在11201运输巷回风联络巷和11202运输石门与11201运输巷交叉点前后20m范围内

巷道进行加固支护。

3、施工方位，倾角及距离：在11202运输石门与11201运输巷回风联络巷交叉处开口，

巷道沿C12煤层破底板掘进，巷道开口标高+1093m,方位角29°32,34",定向不定坡度掘

进。11201运输巷长420m,完成11201运输巷掘进工程。

三、施工工艺流程

1、开口至25m段凿岩方式

（1）采用普通钻爆法施工掘进。

（2）采用YT-28型凿岩机钻眼。工作面凿岩机配备3台，2台同时运用，1台备用。压

风来自副平胴空压风机房内，经0108mm压风主管和080mm压风干管送到工作面30m范围内，

工作面30m范围内采用016mm高压软管供风

2、炮掘工艺流程

爆破工艺流程：安全确认一标定中腰线、定炮眼眼位一打眼一清孔一瓦斯检查一装药连

线一瓦斯检查一放炮一等炮时间一安全确认并检查瓦斯一敲帮问顶、清刁浮煤（砰）一临时

支护一清刁浮煤（肝）一永久支护（出煤、肝）

3、掘进机切割

11201运输巷采用EBZ160型掘进机截割落煤方式完成巷道断面施工作业，掘进机割煤时,

17

严格按照地测部门标注的中线全断面施工，沿C12煤层顶板破底掘进，只能割C12煤层和C12

煤层底板满足设计断面要求，一般情况下严禁破坏煤层顶板，遇地质构造或者其它特殊情况

需破顶时，另行编制安全技术措施后实施。

附图5:11201运输巷掘进机断面截割轨迹图

4、支护

（1）临时支护

①临时支护挑杆：选用650mm钢管，其长度按照本矿循环进尺和最小控顶距选用长度不

小于3.0mo

②吊环为自制的前探支护可调吊环，并焊上与锚杆螺帽相适应的螺母，挑杆前后两点固

定。

③严格执行敲帮问顶制度，用长柄工具找掉浮煤、活石、碎肝。

④将吊环拧在最前2排顶部锚杆上，将前探挑杆穿在吊环内。

⑤在前探梁上铺设木板构成临时前探支护，木板铺设间隙不大于200mm,厚度不小于

100mm,作业人员必须站立在临时前探支护掩护下进行永久支护。

⑥要求临时支护的条数不少于2根。挑杆之间的间距不大于相应锚杆的间距。

⑦临时支护与工作面的最小控顶距离：0.3m；最大控顶距离：1.6m。

（2）永久支护

永久支护采用锚杆支护。

①进进度足1.6m,必须锚杆支护到位后，才允许恢复下循环作业；有其他原因未能掘到

1.6m时，进度满足0.9m时，选用规格为1000mmX5000mm,网孔为50mmX50mm的菱形网进行

永久支护。

②钻顶部锚杆眼、安装顶部锚杆、联顶布网。

③使用双钻机打顶眼：一台钻机负责先打顶中部眼及一侧的锚杆，另一台钻机可在远离

第一台钻机的位置处打设锚索及另侧的锚杆，施工时钻机必须支设牢固且保证钻机间距。打

眼时先用1.0m短钻杆，后换2.0m长钻杆，采用①28mm钻头，钻孔时，锚杆机升起，使钻头

插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为2000±30mm,并保证钻孔

角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。

④安装锚杆：利用锚杆杆体将二支MSCK2335树脂药卷轻推送到顶眼孔底。锚杆杆体套上

托板、螺帽及带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起并开动钻机搅拌树

脂药卷，搅拌过程要连续进行。搅拌时间为15〜30s,中途不得间断，使化学药剂充分与孔

壁和杆体胶结凝固成一体，并使安装的锚杆初次预紧。停机后，使用开口扳手将搅拌螺帽拧

18

下，用专用扳手将锚杆螺帽最后拧紧。

⑤联网：顶网采用对接形式联结，使用15#铁丝双扣孔相联。

（3）钻两帮锚杆眼、安装帮锚杆、锚网：

①先人工采用手镐把待支护两帮进行刷齐、刷平（片落形成的塌陷随平）。

②操作凿岩机按设计角度及位置打设帮眼，眼深2000±30mm,采用①28mm钻头，打眼时,

一人操作风钻一人在一侧用管对准眼位洒水消尘。

③铺上网片，利用锚杆杆体将二支MSCK2335树脂药卷轻推送到帮眼孔底，锚杆杆体套上

托板、螺帽及带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与风煤钻连接，开动风煤钻搅拌树脂药卷,

搅拌过程连续进行。搅拌时间为15〜30s,中途不得间断，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶

结凝固成一体，并使安装的锚杆初次预紧。

④停机后，使用开口板手将搅拌螺帽拧下，用专用扳手）将帮锚杆螺帽最后拧紧。

⑤铺锚网：网片采用搭接形式连结，使用12#铅丝双丝双扣孔孔相联。

（4）锚索施工

①锚索打设于锚杆架间。

②两人利用锚杆机和中22mm双翼钻头按设计位置钻孔，孔深控制在6000±30mm内。

③利用锚索将四支MSCK2335树脂药卷轻推送入孔底。

④锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索插至孔底后，搅拌时

间为15〜30s,确保搅拌均匀。停止搅拌，下缩钻机卸下搅拌器。

⑤张拉锚索：装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索到17MPa之后卸下千斤顶。

⑥锚索露出锁具长度150mm-250mm。

（5）撤出工作面人员、机具进行下一循环。

四、爆破参数的确定（开口至25m段）

1、单位岩体炸药消耗量（kg/m3）和单位岩体雷管消耗量（发/n?）

根据井巷掘进炸材消耗定额，该巷道为半煤岩巷道，煤岩硬度等级f=3〜4,断面积S插

=10.5m2,单位岩体炸药消耗量取1.94kg/m3,雷管消耗量取2.02发觉。

2、炮眼直径

使用炸药直径为32mm，炮眼直径取38mm。

3、炮眼深度

11201运输巷布置在C12煤层中，开口至25m段采用人工打眼，采用爆破施工作业。预

计炮眼利用率为90%,每循环进尺达到1.6m,炮眼深度为1.8m,现场使用的Y『28型气腿式