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本规程所掘巷道以东主斜井，振兴矿界，以北为采空区，以南为实体煤田，以西为上社煤矿

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

邻近无其它采掘情况，矿周边均留有足够的煤柱，无任何影响。

井上下对照关系情况表

第二节煤层赋存特征

一、煤层情况

本规程所掘9#煤层，煤层厚度在0.85-6.00米之间，平均2.62米，一般0—4层夹矸，煤层倾角在3-10度之间，煤层结构属简单---复杂型，煤层颜色为黑—灰黑色，具金刚和似金刚光泽，有一定韧性，硬度3-4，条带状、线状结构，快状或层状构造，以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。

15#煤层含少量黄铁矿结核体。

二、煤层顶底板情况

9#煤层厚度0.85-6.00米，平均2.62米。

9#煤下层厚度1.05-2.10米，平均1.36米。

9#煤层煤属特低灰-中灰，特低硫，高-特高热值贫煤。

巷道顶板：

砂质泥岩、泥岩、砂岩。

巷道底板：

砂质泥岩、泥岩

煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析；

预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等情况.

煤层特征情况表

指标

参数

备注

煤层厚度（最大～最小/平均）m

0.85-6.00

平均厚度2.62

煤层倾角（最大～最小/平均）°

3-10

煤层硬度（f）

3-4

煤层层理（发育程度）

中等

煤层节理（发育程度）

自然发火期/d

6个月

绝对瓦斯涌出量/m3.min

13.8

相对瓦斯涌出量/m3.t

煤尘爆炸指数/%

有爆炸性

地温/℃

25

附：

煤层综全柱状图

第三节地质构造

井田范围内构造简单,主要为褶皱构造，倾向NS，倾角为3-10度之间，掘进方向为正西。

预计在掘进过程中有可能会遇到顶板破碎地段，对掘进有一定影响。

第四节水文地质及防治水

井田内河流主要为秀水河，为季节性河流，地表为山川沟谷地形，陈家沟与杨家沟村庄及公路均横穿本巷道，为一季节性河流，9#煤层盖山厚度最小埋藏深度在100米，最大埋藏深度在255米之间。

预计地表水对工作面正常掘进无直接影响。

9#煤层直接充水含水层为太原组上段灰岩含水层及砂岩含水层，根据本矿历年开采，上部含水层富水性不强，对本掘进无影响。

但是，在开采的过程中要加强对原采空区积水及上组煤水系的观察防范工作。

同时，施工作业时严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本规程所掘进工作面位于主斜井以西，所掘巷道沿底板布置，坡度为向南3-10度。

巷道掘进断面

第二节矿压观测

一、观测对象

9#煤层轨道大巷

序号

观测项目

观测内容

观测仪器

1

巷道围岩表面位移

顶底和两帮相对移近量

测枪、卷尺

2

巷道顶板部位移

顶板离层位移

ZBY-3型顶板离层仪

3

锚杆锚索载荷

顶、帮锚杆、锚索承载

YGS-16型锚杆测力计

4

锚杆锚固力锚索预紧力

顶、帮锚杆（索）预应力

MLJ-10/20型锚杆拉力计和KZB0.63/63型涨拉泵及配套千斤

5

巷道断面收缩及支护破坏情况

变形破坏程度

钢尺、宏观观测

二、观测内容

用MYC-18型锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用YCD—200型千斤顶检测锚索预紧力，用LBY—3型顶板离层仪观察顶板位移量，在顶帮标注观察点，用钢尺实测巷道表面位移，及顶、底板和两帮移近量。

具体观测内容见表。

三、观测方法

1、测点设置：

正常情况下巷道每100m设一观测点，遇顶板破碎地段每50m设一观测站。

每个观测站设2个观测断面并挂牌。

每个观测站仪器安装见表

观测站仪器安装

测力计

离层仪

锚杆巷道

全锚索巷道

同时进行表面位移

锚固、预紧力、扭矩测试

顶

加强锚索

矩锚索

2、观测办法：

巷道掘进按方案设点布置，安装仪表、仪器即日起开始观测记录，掘进期间30天之内每2天观察一次，30天后每星期观测一次。

四、观测要求

每300要锚杆检测一次锚固力，每次检测不少于5根，其中3根顶锚杆，2根帮锚杆；

每100根锚索检测一次锚索预紧力，每次检测不少于5根。

第三节支护设计

一、确定巷道支护形式

根据《初步设计》及《施工组织设计》9#煤层轨道大巷采用矩形断面，锚杆+网+锚索联合支护的方式，由于胶带大巷服务时间较长，使用W钢带，并且全断面采取喷射砼封闭，喷层厚度0.1米。

同时，针对顶板条件差，两帮煤质松软的巷道也可采用半圆拱料石砌碹。

二、支护参数设计

（一）巷道断面选择

采用锚杆、网、钢带、锚索联合支护，矩形断面。

具体参数见表。

巷道断面尺寸

断面形状

断面尺寸/m

净断面/m2

荒断面/m2

净宽

毛宽

净高

毛高

轨道大巷

矩形

4.2

2.4

2.5

9.6

10.5

（二）支护形式及材料规格

根据《初步设计》及《施工组织设计》9#煤层运输顺槽顶板锚杆选用直径为20×

2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆，采用锚杆、网、钢带、锚索联合支护，5孔W钢带，锚杆间距为920mm×

800mm，帮锚杆选用直径为20×

2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆，三排矩形布置，锚杆间距为800mm×

800mm，最上一排距顶板为400mm，最下一排距底板为500mm。

顶板锚索选用为直径15.24mm的钢绞线，最小长度不低于7m，采用“三花眼”布置，每四排W钢带为一组，一组为三根，间距为1.6m，采取预留眼的方式交替进行。

托梁为14#槽钢，长1000mm，使用时槽口向下。

根据顶板情况必要时加注9m锚索，钢筋钢带直径12号,长度2000mm.

顶板锚杆锚固力岩石中不小于70KN，煤层中不小于30KN，扭力矩岩层中不小于120N.M，煤层中不小于60N.M，锚索预紧力不小于130KN。

1、支护形式

①巷道永久支护断面图

②运输顺槽顶板采用W钢带、锚杆、锚索、菱形网联合支护。

③运输顺槽两帮采用菱形网、树脂锚杆支护。

④巷道临时支护采用11#工矿钢铁棚支护，每架间距为0.8米规格，工作面最大控顶距不得超过0.8米，每架棚腿两帮，横梁顶部要用长1米，宽0.2米，厚0.1米的拉木或撑木撑实、背紧。

2、支护材料及规格

①锚杆：

直径20×

2000mm普通螺纹钢树脂锚杆

药卷：

顶用直径28×

600mm中速树脂卷，

菱形金属网：

顶用4200×

1000mm，帮用3000×

1000mm

W钢带：

运输顺槽为3800×

220×

3mm；

两帮钢筋钢带：

直径为12×

2000×

80mm

顶托盘：

100×

8mm

帮托盘：

150×

10mm

②锚索材料及规格

锚索：

直径15.24×

63mm钢绞线

直径28×

600mm中速树脂卷

托盘：

1000×

140mm（长×

宽）14#槽钢

垫片：

10mm铁垫片

③单孔锚具：

规格为OVM15-1型

④喷射砼：

强度C20级，喷层厚度为100mm

第四节支护工艺

一、支护工艺

（一）支护工艺流程

1、综掘机：

综掘机割煤、装煤、出煤（同时钻孔安装滞后的帮锚杆）→临时支护→钻孔安装顶锚索（钻孔安装上一排的帮锚杆并联顶、帮网）→下循环。

（二）临时支护工艺

1、机掘工作面临时支护工艺

锚网及锚杆巷道临时支护采用综掘机上的托梁器托一根2000×

170×

宽×

厚）的方木，方木上搭钢带、网临时管理顶板。

具体操作：

综掘机割出一排进度后，退出煤头不少于1.5m，放低截割头、停电、闭锁综掘机开关后，将方木、钢带、网放到托梁架上（网与钢带按排距捆牢），除司机外其它人员撤至综掘机以外的安全地点后，升起截割头，调好位置后托住顶板。

停电闭锁机组开关，人员站在安全地点用长柄工具处理掉顶帮的活煤、活矸、探头、伞檐，确无问题后，进行锚网支护。

（三）锚索、锚杆安装工艺

1、锚杆安装工艺

综掘机割出一排锚杆的进度后进行临时支护，然后钻锚杆眼及联网，每钻完一孔后，在锚杆体上套上托板，紧固螺母套筒连接锚杆和钻机，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，稍停钻机15～30s后启动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次循环进行，直至将顶锚杆全部锚注完毕。

使用非力矩锚杆时，安装锚杆用专用甩杆，紧固螺母用紧固套筒。

若顶板平整，钻孔安装时，先安装两侧靠近两帮的顶锚杆或短锚索后，放下截割头然后安装中间的顶钻杆或锚索。

若局部地段顶板不平整时，可先安装顶板相对完好处的一根顶锚杆（短锚索）将钢带固定，将截割头降下并调至塌顶或超挖部位，升起截割头将钢带顶弯接顶后，依次锚注其它顶锚杆。

顶板采用风动钻机钻孔，钻头规格为∮25mm，钻杆为∮19mm的六棱空心钻杆。

2、帮锚杆安装工艺

在顶锚杆（短锚索）施工完毕后，进行帮锚杆安装，顺序由上向下。

根据锚杆布置图钻孔放入药卷，用杆体将药卷轻轻送入眼底，铺、联好网，上好锚杆托板，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌30～45s,达到规定要求，稍后15～30s后直接将螺母拧紧即可。

帮锚杆采用风煤钻钻孔、搅拌、安装，钻杆为∮27mm的麻花钻杆。

4、锚杆安装工艺

采用锚杆钻机钻孔，钻杆为1m长的∮19mm的六棱空心钻杆多根套接使用，钻头为∮25mm的专用岩石钻头。

锚索安装需三人配合，一人操作钻机，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，开钻搅拌，且钻机应缓慢下升，并保证锚固到眼底，锚索药卷搅拌时间为30～45s，搅拌完毕停下钻机，停止搅拌后保持钻机推力90～180s方可撤下钻机，上好托板（托梁）和锚具，30min后进行涨拉（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉）。

涨拉时，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顶紧力时必须在附近200mm处重新补打一个。

（四）锚杆、锚索施工技术要求

1、巷道不论采取何种工艺，必须坚持“掘一排，支护一排”上钢带，使钢带紧贴顶板。

2、顶锚杆（索）带铁托板贴紧钢带，帮锚杆带托板贴紧煤帮，加强锚索U型钢托梁槽口向下，平行于钢带布置于两排钢带中间，托梁用两道双股14#号铁丝与顶网拴察看，托梁下锚具用14#铁丝拴牢。

3、钢带不能接顶处，顶弯钢带接顶，如局部无法顶弯时，用两半木“井”字构盘接紧顶板。

4、锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力都必须达到设计要求。

具体要求见表。

锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力表

巷道类型

项目

锚索

顶锚杆

帮锚杆

锚固力/KN

≥70

≥30

扭矩/N·

m

≥120

≥60

预紧力/KN（MPa）

≥130

5、铺设金属网时，相互对接，每100mm联网一通，联网丝用14#铁丝，使用专用联网钩扭结不少于3匝拧紧。

6、锚索、锚杆角度必须符合设计要求。

7、正常情况下，锚索外露长度（自锚具下平面量起）应保留在150-200mm内，锚索外露长度超过500mm，必须重新补打。

8、锚索承载力应在320KN，预紧力应不小于169.6KN，即使用YCD-200千斤顶预紧时，压力表读数必须在45MPa以上。

9、托板（托梁）强度必须与锚索的承载力相适应。

10、锚索应尽量与岩层面或主要裂隙垂直。

11、如遇锚具、链固齐或涨拉千斤顶等出现问题，必须停止掘进、及时更换，并汇报上级。

12、钻锚索或锚杆眼时，应做好以下工作：

（1）检查开孔周围的顶板情况，应先择顶板完好地点开孔；

（2）检查钻机，打眼前所有控制开关应处于关闭位置，油雾器充满良好的润滑油；

（3）检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要清理干净，接头与钻机连接要牢靠。

13、钻锚索时，要两人进行，开钻进一人扶钻安眼，一人开钻。

开钻时，先开水再开风，最后开钻。

停钻时先停钻，再停风，最后停水。

严禁干打眼。

安眼时，要缓气腿，将钻杆接顶，安好眼时开钻，缓慢钻进50～10mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。

14、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套，当钻眼完毕钻机收缩时，手不要扶在气腿上。

15、接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。

16、钻孔完毕，用压水机将孔冲洗干净，回掉钻杆，放入锚固剂，用钢绞线将锚回剂轻轻顶入眼底，用搅拌器将钢绞线与锚杆钻机连接好，然后全速开钻将锚回剂充分搅拌，并将钢绞线顶至孔底搅拌30～45s,停止搅拌后保持钻机推力90～180s方可撤下钻机，上好托板（托梁）和锚具，30min后进行涨拉。

17、涨拉前做好以下检查工作：

（1）将油泵注好油，注入8L清洁N32或46号机械油，不得合用2种以上混合油；

（2）对油泵、千斤顶、电路、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再涨拉；

（3）现场组合的涨拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。

18、涨拉时应遵照下列规定执行：

（1）涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线；

（2）网绞线外露长度不足于使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷进行，应使千斤顶在较小推力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤重新涨拉，以防损坏紧楔器；

（3）一次涨拉行程不得超过150mm，两次超过规定行程不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一眼；

（4）涨拉时，操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计涨拉力或压力表指针应急促上移时，停止涨拉，油缸回位到底时，也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷；

（5）油泵应缓慢升压，严禁高压换向。

19、涨拉时除操作人员外，千斤顶5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；

回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防紧楔器磨损提前松脱。

现现紧楔器磨损，应及时更换。

20、将外露长的钢绞线切断遵守如下规定：

（1）切断器由总部技术组统一管理，各项目部不得配备，钢绞线需切割时，经技术组鉴定统一切断；

（2）钢绞线的外露长度不得影响巷道的正常使用及回采期间退锚，一般应保留150～200mm；

（3）切断钢绞线前，除操作人员外，周围5m范围内严禁站人。

切断时，操作人员一手把持切断器，一手握紧钢绞线，必要时由两人配合进行，以防意外。

21、锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索必须重新补打。

22、托板、托梁应紧贴顶板或巷帮，顶板工字钢托量安置应口向下。

23、锚杆外露长度（从螺母下平面量起）应不大于50mm，不小于10mm，如因片帮等原因外露长时，可垫一块木托板，如仍不能紧贴宽帮，必须重新补打，帮锚杆搅拌时间为25～30S。

24、巷道使用的锚杆、锚索、钢带等材料的质量严格按《矿井质量标准化标准》及有关规定执行。

25、巷道要保持良好的工业卫生，巷内无杂物、淤泥、积水，材料要码放整齐。

第四章施工工艺

第一节施工方法

巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷，刮板输送机、带式输送机运输正常情况下，要按综掘机截割流程图进行；

如遇煤层较软时，可先割上部，待顶板支护完毕后，再割底煤。

如遇无炭柱、断层等地质构造，综掘施工难以进行，施工方法采用人工爆破、综掘机装煤（岩），刮板输送机、带式输送机运输（具体施工措施另行编制）。

第二节凿岩方式

一、综掘施工方式

1、设备配备：

EBZ100E型综掘机一台。

2、工艺流程：

安全检查-标定中腰线-试车-进刀、割煤（装孔安装滞后的顶帮锚杆和锚索）-安全检查-及时支护-照好中线-钻孔安装顶锚杆（索）、中路锚索及帮锚杆-下一循环。

掘机截割流程图

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

（一）运煤：

9#煤轨道大巷采用掘进机载到SGB－420/22板输送机运至胶带大巷STJ800型带式输送机转载到主斜井皮带运至地面。

（二）装运料：

人工装卸车，采用2米提升绞车、JD-25绞车运输。

JD-11.4绞车运输。

（三）人员运输：

人员乘座进风斜井人车于9#车场，然后通过集中轨道运料大巷步行到工作面。

（四）运输设备：

2米提升绞车、JD-25绞车、JD-11.4绞车

二、运输设备的铺设

（1）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。

（2）刮板输送机必须铺设平直，杜绝出现弯曲现象。

机头、机尾距巷煤帮距离不小于700mm，中间部分距巷煤帮距离不小于500mm。

（3）辅助巷道绞车的安装：

绞车底座基础要牢固、可靠，必要时可以用直径为20×

2000mm的地锚进行牢固处理。

（4）轨道铺设要求平直、扣件齐全，紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，道枕间距不大于1米，轨道至人行道一侧不小于0.8米，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于700mm。

（5）严禁不同轨型钢轨混用，同时轨枕要垫实。

三、安全设施及要求

（1）斜巷运输“一坡三档”齐全有效，并且灵活可靠。

（2）斜巷运输，下部沿途车场必须设置躲避硐，同时车场声光信号齐全可靠。

（3）绞车钩头、插销，严禁使用自制或不合格的连接装置。

（4）绞车运输保险绳，车尾巴连接装置、信号等安全设施齐全有效

（5）运输沿线及上下平车场要求保持卫生清洁无杂务，并且要保证道岔使用灵活可靠。

四、运输系统

（1）运输系统图见附图

（2）运输系统：

出煤：

工作面煤头掘进落煤→由SGB-420/22板输送机→胶带巷→集中胶带大巷STJ800带式输送机→主斜井皮带→地面筛分楼→储煤筒仓

进料：

井上→进风下料斜井→集中轨道运料大巷→胶带大巷→工作面煤头

第五节管线及轨道的敷设

一、各类管线、运输设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、电缆、输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。

2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂，风筒口距煤头不大于5米。

3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上，每隔3～5米捆一道，悬挂高度按巷道断面图内容布置，不低于0.5米，距工作面不超过20米。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只挂一根电缆。

5、轨道枕木必须铺在实底上，大巷使用24kg/m轨道铺设，枕木间距不小于1米，轨道至人行道一侧不小于0.8米，轨道水管路间距不小于700mm。

6、浇筑水沟的要求标准：

水沟尺寸参数:

荒高300mm，荒宽300mm。

浇筑厚度100mm。

其净高200mm，净宽200mm。

质量要求：

①水沟上沿与道渣面一水平，不得高于道渣面。

②浇筑材料选用C20混泥土，水泥：

砂子：

石子=1:

2:

③水沟施工必须拉线进行，其方向与井筒平行。

保证水流畅通，避免出现折弯。

第五章生产系统

第一节通风

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”。

3、风筒出口距煤头距离保证不超5m，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量。

4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。

损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足。

二、掘进实际需要风量计算

1、按掘进瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×

q掘×

K掘道

式中：

K掘道——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数炮掘取2；

q掘——掘进工作面风排的绝对瓦斯涌出量，m3/min,炮掘为0.93m3/min

则：

。

Q炮掘=100×

0.93×

2=186m3/min。

2、按炸药使用量计算

Q炮掘=127m3/min。

3、局部通风机吸风量计算：

根据上述计算，综掘工作面需风量为353m3/min、炮掘工作面需风量为186m3/min，采用直径800mm的软风筒送风，局部通风机的吸风量按下式计算：

Q扇吸=Q掘÷

（1-n×

a%）

Q扇吸——局部通风机的吸风量，m3/min；

n——风筒节数，按10m一节，巷道最远送风距离时有60节风筒。

a%——每节风筒的漏风系数，取0.1%。

炮掘工作面局部通风机吸风量为186÷

（1-6×

0.1%）=187m3/min

4、按局部通风机实际吸风量计算：

设计按上述计算结果进行局部通风机选型，选用FBDNO6.7/2×

30型对旋局部通风机，该局部通风机额定风量为420-600m3/min.

Q掘=Q局部通风机+（0.15或0.25）×

S扇×

60

0.15或0.25——掘进岩巷最低风速0.15m/s、掘进煤巷或半煤岩巷最低风速0.25m/s；

Q局部通风机——掘进工作面局部通风机额定风量，炮掘取600m3/min.

S扇——局部通风机安装处的巷道断面，m2,经计算,工作面Q综掘=771m3/min

5、按风速进行验算

按照《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面风速应满足：

15×

Sj≤Q掘头≤240Sj

Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2,巷道断面10.36m2。

Q掘头——掘进头的实际风量

综掘、炮掘：

600（1-6×

0.1%）=594m3/min

则掘进工作面风速验算为：

10.36=155.4≤594≤187×

10.36=1937.3

因此，所选局部通风机是合理的，按局部通风机实际吸风量计算掘进风量也是合理的。

三、局部通风机的选型及安装地点

风机及启动装置必须安设在进风巷中，置于距回风巷口不小于10m处，并支高300mm以上。

根据瓦斯涌出量及局扇通风距离决定选取FBDNO6.7/2×

30型号的风机。

第二节压风

掘进工作面的压风来自地面主斜井工业广场压风站，地面压风机房选用SA-250W型空压机，主管道直径为D219×

8的无缝钢管，管路由主斜井敷设至15#煤层井底，沿轨道大巷铺设压风管为D194×

6无缝钢管，掘进工作面压风管为D75×

4无缝钢管。

风管布置在巷道帮，管路悬挂点距底板高度为1m。

供风管（钢管）距工作面不超过30m、设三通，胶管紧跟工作面。

第三节综合防尘

一、防尘供水

防尘供水水源来自地面静压水池，水质要清洁水中悬浮物含量不超过150mg/L，粒径不大于0.3毫米。

二、防尘管路铺设：

防尘管路每隔50米设一个三通阀门，管路的接