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第二节作业地点综合防尘措施71

第三节运输设备71

第四节局部通风71

第五节巷道卫生71

第六节施工图版72

第七节机电设备管理72

第八节顶板管理72

第九节质量标准化和工程质量验收72

第八章灾害预防及避灾路线73

第一节灾害预防73

第二节避灾路线74

附图表：

1、掘进机进刀示意图

2、掘进作业循环图表

3、9105回风顺槽支护断面图

4、9105回风顺槽开口30米支护断面图

5、9105回风顺槽掘进地质说明书

6、9105回风顺槽地质综合柱状图

7、9105回风顺槽巷道平面布置图

8、9105回风顺槽巷道通风布置图

9、9105回风顺槽机电设备布置图

10、9105回风顺槽供电图

11、9105回风顺槽监控系统图

12、9105回风顺槽避灾路线图

13、9105回风顺槽作业规程学习传达记录

第一章概况

第一节概述

1、巷道名称、用途及井上下位置：

本工作面所掘进的巷道为9105回风顺槽，巷道主要担负9105工作面运输、通风。

是该工作面的一个安全出口。

掘进期间作为主巷，与9107进风顺槽双巷掘进，是9105工作面的主要巷道。

本巷道位于胶带上山以南9105工作面西侧。

2、工程概况：

本巷道总工程量为1200米，与9107进风顺槽间距20米。

倾角（3—8°

），设计为矩形断面，采用钢带、锚网、锚索联合支护。

巷道净宽4500mm、净高2800mm。

根据以往资料显示该巷道在掘进过程中会遇到煤层变化（煤层厚度1.7米—3.7米），因此，在掘进时应根据具体情况及时修改补充支护方式、并制定相应的安全技术措施，确保安全。

第二节编写依据

1、根据机械化采煤升级改造《初步设计》和配套的《初步设计》9#煤层采区《顺槽布置施工图》。

2、本矿已掘巷道的观测资料。

3、《机械化采煤升级改造矿井地质报告》。

4、《煤矿安全规程》。

第二章地面相对位置及水文地质概况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

该巷道布置在9＃煤层中，相对高程1029米，沿煤层顶板掘进。

东邻9105采面。

地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物。

第二节煤岩层赋存特征

1、9号煤层：

该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，厚度1.20—3.50m，平均2.15m，偶含一层夹矸，结构简单，井田内赋存区稳定可采。

煤层顶板为黑色泥岩或砂岩，底板为砂质泥岩，井田北部有煤层剥蚀，可采性指数为1，厚度变异系数23.8%。

9105工作面所采煤层属高变质煤。

泥岩：

黑色，常相变为砂质泥岩，含植物化石碎片，平均厚度10.68m。

9号煤层：

分布稳定，全区可采。

厚度1.20m—3.50m，平均2.15m。

附：

煤层主要煤质特征表

煤层号

原煤

水分

Mad（%）

灰分

Ad（%）

挥发分

Vdaf（%）

全硫

St.d（%）

发热量

Qgr.ad（MJ/kg）

焦渣

特征

固定碳

Fc.d（%）

粘结

指数

GR.I

煤类

浮煤

9下

0.43～0.98

0.79

16．35～37.22

21.20

15.09～19.44

16.39

0.34～1.03

0.58

26.63～30.32

30.06

63.08

PS12

0.60～0.85

0.72

9.22～10.41

9.61

14.72～15.54

15.10

0.46～0.62

0.49

32.83～33.29

33.06

4～6

5

5～14

8

2、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

煤层瓦斯涌出量7.77m³

∕t

煤层瓦斯等级低瓦斯矿井

煤尘爆炸指数40%有爆炸危险

煤层自燃发火期自燃发火性为Ⅲ级，不易自燃。

第三节地质构造

1、地质构造

根据资料显示，该巷道位于井田中部向斜构造南翼，南部高，北部低，煤岩南北方向倾斜，自然坡度3°

—8°

巷道以向斜构造的走向方向布置，可能在巷道掘出一段时间后，由于受下滑力的作用，巷道南帮和顶部受挤压发生煤帮和顶板有少量变形现象，支护受压，局部出现受压显现。

3、水文地质情况

由于该巷道横贯一采区南北9＃煤层下，9＃煤层及底板岩层有局部渗水。

预计有少量涌水。

顶板一般无水，但必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取防、堵、疏、排、截的综合治理措施。

依据实际情况进行探放水，并编制专门探放水措施，防止对掘进工作面造成影响。

注意顶板的水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。

施工中要敷设好排水管路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、该巷道布置在9＃煤层中，相对高程1026米，沿煤层顶板掘进。

地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物

第二节支护设计

一、巷道规格、支护形式。

9105回风顺槽设计为矩形断面，巷道规格为：

净宽×

净高=4500mm×

2800mm，净断面为12.6㎡；

采用锚杆、锚网、钢带、锚索联合支护。

2、支护参数校核

1、锚杆、锚索支护参数

（1）锚杆直径

式中，

（2）锚杆长度

2锚索支护参数的确定

1锚索长度的确定

式中：

La——锚索长度（m）；

La1——锚索外露长度（m）；

La2——锚索有效长度（m）；

La3——锚索锚固长度（m）。

（1）静压软岩巷道

在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。

同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度：

式中，a——巷道宽度（m）；

hi——稳定岩层下各层厚度（m）；

i——稳定岩层下岩层层数。

（2）动压软岩巷道

（3）当La2/a>

3时，则La2=3a。

2锚索排距的确定

锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。

每排布置一根锚索则其排距为：

式中，a——巷道宽度（m）；

——上覆岩层平均体积质量（KN/m3）

——单根锚索的极限破断力（KN）；

k——安全系数。

1锚杆长度的计算

L=KH+L1+L2

式中L——锚杆长度，m；

K——安全系数，取2；

H——冒落拱高度，m，是根据公式H=B/2f估算的；

B——巷道开挖宽度，一次开挖宽度4.2m，二次开挖宽度3.5m，取4.2m；

f——岩石（煤）坚固系数，f=2。

L1——锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取0.3m；

L2——锚杆在巷道中的外漏长度。

2锚杆间排距的计算

B——

；

Q——锚杆设计锚固力，8

9.8KN；

K——安全系数，去K=6；

H——冒落拱高度，H=0.955m；

r——被悬吊岩层的重力密度。

1锚杆间排距的计算

（1）顶锚杆间排距的计算

ab=Q/（KrLcos

）

a——锚杆间距，m；

b——锚杆排距，m；

Q——顶锚杆锚固力，取64KN；

G——悬吊岩石载荷，KN；

K——锚杆安全系数，m，取1.5m；

r——岩石容重，KN/m3，取23.5；

L——锚杆有效长度，m，取1.5m；

——岩层倾角，取30，

（2）帮锚杆间排距的计算

行帮支护所需提供的最大支撑力为

为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力

，则锚杆的间距为：

a1=Q/（b1K1

Q——帮锚杆锚固力Q，取40KN；

a1——帮锚杆的间距，m；

b1——帮锚杆排距，m；

r——煤的容重，KN/m3，取13.1；

d——巷道半宽，m，取1.5m；

H——巷帮高度，m，取高帮3.0；

——煤层内摩擦角，取25度；

f——煤层普氏系数，一般取2～3，取2；

K1——锚杆安全系数，一般取1.5～2，取2；

2锚索间排距的计算

锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2

L1=Nb

L——锚索长度，m；

L1——锚索孔内长，m；

L2——锚索外露长度，m，取0.3；

B——巷道跨度，m，取3；

n——经验系数，一般1.5～2，取2。

2锚索排距的计算

由于回采巷道跨度不大（3m）,锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。

3锚索间距的计算

由于顶板悬吊载荷为

因此，锚索间距可由下式计算

Q2——锚索预紧力，KN,100～120，取100；

r——岩石的容重，KN/m，取23.5；

f——岩石普氏系数，取2～4，取3；

h——载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度h=B/（2f）=0.5

——岩层倾角，30度。

1锚索排距的计算

需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为

B——巷道跨度，m；

——破坏区煤岩体容重，KN/m3

b——锚索排距，m。

——顶板破坏高度，m。

（2）潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f，即

u——内摩擦系数；

Ph——作用滑移面上的水平应力，KN;

——内摩擦角，（。

则

（2）求锚索的排距。

根据锚索的屈服载荷Y1，按每排安装n根锚索考虑，有

nY1=W-Ff

Y1——锚索的屈服载荷，KN。

帮锚杆锚固力不小于50KN（或5吨）

公式计算：

拉力器上仪表读数（MPa）×

4=锚固力（KN）

锚固力（KN）÷

10=承载力（吨）

例：

13MPa（拉力器上仪表读数）×

4=52KN（锚固力）

52KN（锚固力）÷

10=5.2吨（承载力）

顶锚杆锚固力不小于70KN（或7吨）

18MPa（拉力器上仪表读数）×

4=72KN（锚固力）

72KN（锚固力）÷

10=7.2吨（承载力）

Ф15.24锚索锚固力不小于120KN（或12吨）

3.044=锚固力（KN）

40MPa（拉力器上仪表读数）×

3.044=121.76KN（锚固力）

121.76KN（锚固力）÷

10=12.176吨（承载力）

Ф17.8锚索锚固力不小于169.6KN（或16.96吨）

3.768=锚固力（KN）

45MPa（拉力器上仪表读数）×

3.768=169.56KN（锚固力）

169.56KN（锚固力）÷

10=16.956吨（承载力）

Ф21.6锚索锚固力不小于250KN（或25吨）

4.55=锚固力（KN）

55MPa（拉力器上仪表读数）×

4.55=250KN（锚固力）

250KN（锚固力）÷

10=25吨（承载力）

型号为：

YCD22-290型预应力张拉千斤顶

备注：

使用扭力矩扳手检测，帮锚杆扭力矩不小于120KN,顶锚杆扭力矩不小于150KN。

3、特殊地点支护形式

1.开口位置和交岔点使用锚索加强支护、开口处前3排必须全部使用锚索进行支护锚索间排距为:

800mm×

800mm，交岔点。

其他顶板破碎的地段根据实际情况加强支护。

（详见加强支护措施）。

第3节施工工艺及要求

一、支护工艺、工序及要求

（一）临时支护工艺、工序及要求

1、临时支护的数量，规格、形式

采用3.0m长的12＃槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U”型卡用螺帽固定在钢托板下面。

“U”型卡用Ф20mm圆钢和10mm厚钢板制成，前探梁可在“U”型卡内前后移动，前探梁采用数量为3根。

2、使用前探梁临时支护时工艺、工序要求

掘进机割出一个循环后，退出掘进机，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关，并使用皮带等盖好截割头，。

然后操作人员站在正式支护下，用长柄工具处理干净顶帮活矸（煤），并进行敲帮问顶。

确保无问题后，人员站在永久锚网支护下，在迎头最里挂联一片顶网，将钢带和网联好后，在紧靠迎头锚杆上上好前探梁卡子，施工人员及时顶起网，前移前探梁，前移前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。

使用方木和木楔接顶，方可由外向里，找准眼位打眼，固定锚杆。

3、工作面端头与临时支护，与永久支护间的最小和最大距离

工作面与临时支护最小距离为0.2m,最大距离为1m。

工作面与永久支护最小0.2m，最大1m。

工作面与护帮支护最小距离0.8m,最大距离为1.6m。

附图4：

临时支护平、剖面图。

（二）、永久支护工艺、工序及要求

1、永久支护材料：

锚杆：

帮锚杆、顶锚杆Φ20mm×

2000mm高强度金属锚杆；

锚索：

Φ17.8mm×

8300mm低驰驰预应力钢绞线；

锚杆托盘：

120mm×

10mm铁托盘；

锚索锁具：

Φ17.8mm锚索专用锁具；

锚索托盘：

长300mm，14#槽钢；

钢带：

顶钢带采用W钢带，长度4300mm，眼间距800mm，6眼/每根，边眼距钢带边150mm，帮钢带采用Φ14mm圆钢筋焊接成梯子型钢带，钢带长度2800mm，由二条主筋和中间的横筋焊接而成；

主筋间距为80mm。

锚网：

菱形金属网；

锚固剂：

MSCK2360型；

2、永久支护方式

锚杆、锚索、钢带、锚网施工方法

（1）、采用锚网索钢带永久性支护。

顶锚杆采用Φ20×

2000mm的金属锚杆，帮锚杆采用Φ20×

2000mm的金属锚杆，锚索采用Φ17.8×

8300mm的低松弛预应力钢绞线,钢带规格:

采用¢

14mm圆钢焊接，锚网采用菱形金属网，通过铁托盘、钢带压紧金属网，锚杆间排距800×

800㎜，锚索间排距1600×

800㎜，锚杆用力矩扳手拧紧，锚杆托盘规格为120×

120mm，金属网搭接长度100mm，每150mm连一扣，联网丝采用双股14#铁丝，每扣拧圈不低于两圈，剩余部分弯到铁丝网里头。

顶部锚杆用MSCK2360型锚固剂两支，帮部锚杆用MSCK2360型锚固剂一支，锚索用MSCK2360型锚固剂三支。

锚杆的锚固力帮锚杆不低于50kN，顶锚杆不低于70kN。

锚杆的外露长度，不大于50mm。

（2）、锚索间排距1600×

800mm，呈三花眼布置，每排2根/1根；

锚索托盘采用长300mm，14#槽钢，每根锚索用MSCK2360型锚固剂三支，锚固力不小于230KN。

具体布置方式见附图五。

第4章：

施工工艺

第一节：

施工方法

一、施工工艺

施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用30KWx2局部通风机压入式通风，风筒使用直径800mm“双抗”胶质风筒。

局扇实行双风机、双电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，皮带运输。

2、施工顺序：

交接班→安全检查→割煤→敲帮问顶→挂网临时支护→永久支护→收尾（整理工程质量标准化）。

3、支护质量要求

（1）、9105回风顺槽为矩形巷道，净断面：

宽4.5m×

高2.8m，净断面积：

12.6㎡，采用锚网钢带联合支护，锚杆采用Φ20×

2000mm的金属锚杆，锚杆托盘采用10mm厚120×

120mm的铁托盘，托板采用3mm厚4300×

220mm的W钢带，采用K2360型树脂药卷进行锚固，保证锚固力帮锚不小于50KN、顶锚不小于70KN，锚杆排间距800mm×

800mm；

金属菱形网规格10×

1米，网孔大小30×

30㎜的菱形网，菱形网搭接长度不小于100mm，每隔200mm采用14#钎丝双股绑扎，扭结不少于3圈。

锚索Φ17.8mm,每组间排距1.6×

0.8m，布置方式为二、一、二排列，每组2根/1根，长度8.3m,打到9#煤层顶板白砂岩层内1.2—1.5m为宜。

（3）、采用φ20×

2000㎜的金属锚杆和φ20×

2000㎜高强度金属锚杆，锚杆凿眼机为帮锚杆钻机风动手持钻机，顶锚杆眼为MQT—85锚杆外钻机。

（4）、临时支护采用3.0m长的12＃槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U”型卡用螺帽固定在钢托板下面。

工作面与护邦支护最小距离0.8m,最大距离为1.6m。

（5）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。

（6）、锚杆的锚固长度不小于300mm,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。

锚索的锚固长度不小于800mm锚固力不小于230KN。

第三节掘进作业

一、掘进工艺

本项目工程采用EBZ135综掘机破煤施工，全断面一次成型。

二、掘进工艺流程

交接班→安全检查→检查瓦斯→割煤→检查瓦斯及成型效果→临时支护→永久支护。

三、锚网、索支护要求

（1）施工所用锚杆和树脂药卷必须购买专业生产厂家产口，产品必须有合格证，对不符合标准的锚杆和无合格证的锚杆树脂药卷坚决不用。

（2）药卷与锚杆孔和锚杆必须配套。

使用前发现变质和超期的药卷不许用在工程中。

（3）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。

（4）、锚杆的锚固长度不小于300mm,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。

（5）、锚网采用菱形网，搭接长度0.1m,用14＃铁丝每200mm联网一处。

（6）、煤巷帮网使用网眼30㎜×

30㎜的菱形铁丝网。

（7）、交岔点支护

交岔点前后5m范围内加强锚索加密支护，即排距不变的基础上，每排布置3根加强锚索，补强间距1.4m,靠工作面侧锚索距帮800mm。

丁字口、十字口开口处加一排（两根）锁口锚索。

（8）特殊地段的支护方式和技术要求：

①掘进工作面过松软岩层，破碎带地段时，巷道交岔点应立即缩小钢带间距增加锚索数量及时挂网锚喷支护。

巷道开口处增加三根锁口锚索，巷道交岔点处锚索数量以1.2m2控制面积实施补强。

②加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并有备用支柱（优质木材）、锚杆，菱形铁丝网要有足够数量码放到迎头50m处。

③在巷道特殊地段，永久支护完成时同时安装顶板离层仪，对顶板下沉量进行监测。

④在掘进过程中如遇断层、无煤柱等特殊地质构造时，要改变支护方式，加强顶、帮支护。

严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶”。

采用少装药、放小炮的方式，减小炮眼装药量，特别是周边眼。

严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，并制定专项安全技术措施。

加强通风管理，防治瓦斯大量涌出造成瓦斯浓度变大，如瓦斯浓度超限，应立即撤人。

放炮时要对附近20米范围内风、水管路和电气设备加强保护，全部人员要撤到安全区域，（直巷100米，拐弯巷道70米。

）撤出最后一名人员必须是安全员。

（9）锚索、锚杆安装工艺

1）、顶锚杆安装工艺

割煤后先进行通风，排放有害气体，然后洒水降尘，清理掉顶、帮危岩再进行临时，支超前支护，同时将顶网、钢带整平，然后联顶网，钻锚杆眼，每完一孔后，紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操作锚杆钻机将锚杆药卷送入眼底，按规定时间搅拌药卷后稍停机15—30秒后开动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次循环进行，直至将顶锚杆全部注完毕。

每排顶锚杆钻眼安装应先中间后两帮，按规定间排距定位再钻。

2）、帮锚杆安装工艺

在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装与出煤平行作业，采用手持式风动煤钻机带动Ф26mm的麻花钻杆打锚杆眼，根据锚杆布置图，先打上部帮眼然后将金属网上边与顶网联好，用锚杆体将锚固树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌30—45秒，达到规定要求，稍后直接将螺母拧紧即可。

为了避免回采割煤钢制帮锚对和滚筒产生碰撞接触危险，在采帮一侧采用高强度树脂锚杆锚固。

3）、锚索安装工艺

采用锚杆钻机钻孔、钻杆为1m长的Ф19mm的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为Ф25的复合片钻头。

锚索安装需三人配合，一个操作钻机，两人拆换钻杆。

钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好连接套，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为50—60秒，搅拌完毕停止钻机，等待180秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤涨拉锚索（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉）。

涨拉时，先戴上托梁（或铁托板）、锚具，然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉，油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150mm时立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时，必须在附近200mm处重新补打。

4）、加强锚索施工工艺

9105回风顺槽顶板钢带锚杆与锚索一同打注，每班必须全部跟到工作面迎头。

每割一个循环进度0.8米，停止截割，开始打钢带、锚索，完成支护后再开始第二次割煤。

5）、平行作业工艺

9105回风顺槽打帮锚杆可与割煤平行作业，滞后于综掘机后，紧跟综掘机锚固。

6）、支护工艺要求

①根据现场顶板情况和实际岩层强度，“掘一排、支护一排”。

②为保证巷道工程质量，在每一循环之前都要检查中线情况，如有偏差及时调整。

③迎头掘出一排距离后，人员在外边有支护下用长柄工具敲帮问顶。

处理顶帮活矸、活煤，然后人员站在永久支护下，铺好顶网，打好临时支护，照好中线竖好钻机打注顶锚杆（索）。

第五章生产系统

第一节通风

一、局部通风设备选型：

本工作面采用局扇压入式通风，配备2BKJ-6.0/22型（功率2×

22kw）局部扇风机。

双电源供电，一台工作，一台备用，吸风量为250—456m3/min。

选用800mm柔性胶质风筒，保证工作面风流稳定连续。

二、通风系统：

1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源。

2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”