巷道掘进施工组织设计

一、工程概况

(一)、采区设计说明书及批准时间

1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。 2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。

、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。巷道坡度为1°～9°，平均5°。

（二）、水文地质条件：

1、地面相对位置及邻近采区开采情况

该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。

该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。

该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。

2、煤（岩）层赋存特征

该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。煤层普氏硬度系数f=1.8。

、地质构造

据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤

* *

层走向变化较大。该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。断层情况详见下表：

断层情况表

构造名称 地 质 构 造 情况 F28 DF DF7 DF4-1 DF5 F7 4、水文地质 （1）水文地质情况

影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。

①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层

根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。据地质报

走 向 (° ) 54 45 95 47 54 57 倾向 (°) 144 15 185 17 144 147 倾 角 (°) 70 70 70 70 70 70 性 质 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 落 差（m） 对掘进影响程度 0~26 0~ 0~ 0~ 0~ 0~0 影响大 有影响 有影响 有影响 有影响 影响大 * *

告资料，单位涌水量0.0227～0.048 L/s.m，富水性弱易疏干。由于该面走向长度较大，预计在掘进中顶板淋水会较大。运输顺槽掘进时，顶板淋水最大为0m/h ，现已疏干。 ②、三灰

根据L4-2、L4-6等钻孔资料，三灰含水层厚度平均4.8m，上距煤层平均62.06m，属岩溶裂隙含水层，据地质报告，单位涌水量q=0.0121～0.18 L/s.m，富水性不均一，为弱至中等。据-708m水平三灰补勘资料，三灰单孔水量一般为1~0 m/h 。据目前采区施工的三灰观测孔来看，三灰水具有水压高、水量小、富水性不均一的特点。现运输顺槽三灰观49钻孔水压1.22MPa，水位-742. m，计算该面三灰“安全隔水层厚度”为：

t=L（√r2L2+8KpH-rL）/ 4Kp=7.7m t——安全隔水层厚度（m）；

L——采掘工作面底板最大宽度（m）； r——隔水层岩石的容重（t/m）； Kp——隔水层岩石的抗张强度（t/m2）； H——隔水层底板承受的水头压力（t/m2）

上式中各参数取值如下：L=5m；r=2.5t/m； Kp=40t/m2 ；H=206.7t/m2。 经计算，实际隔水层厚度（62.06m）远大于安全隔水层厚度（7.7m）除遇较大隐伏断层构造外，能满足掘进安全要求。

F7断层防水煤柱的留设：F7断层落差0～0m，计算F7断层防水煤柱宽度（据轨顺观49水压1.22Mpa，水位-742.m）：

L=0.5KM3PKp 式中：L------煤柱留设的宽度 m

K------安全系数 取5

* *

M------煤层厚度或采高 m 取2.77 KP------隔水岩层的抗张强度 t/m2 取40

P------隔水层底板承受的水头压力t/m2 取210（148+62） 计算得L=28m 。

依据矿井初步设计安全专篇，落差大于100m的断层，断层两盘各留100m的防水煤柱；落差50～100m的断层，断层两盘各留50m的防水煤柱；落差0～50m的断层，断层两盘各留0m的防水煤柱；落差小于0m的断层可不留煤柱。对工作面北部边界F7断层上盘留设0m防水煤柱。

巷道掘进至F7断层附近时，应超前探测断层位置，保证防水煤柱的留设。 （2）、涌水量预计

参照、工作面巷道掘进涌水量情况，预计该面巷道掘进正常涌水量50m/h，最大涌水量60 m/h。 （）、防治水措施

①、掘进期间加强顶底板的水情观测，特别是掘进至背斜轴部和遇构造、裂隙发育地段。

②、施工过程中按设计及时施工钻机房，对顶板砂岩含水层、底板三灰含水层及时施工钻孔疏放和观测。

③、巷道掘进期间特别是探放水时，巷道内要求安设排水能力不小于120m/h的排水设施。

④、对观49孔每10天观测一次，及时分析三灰水位变化情况。

⑤、及时清挖水沟保证水流畅通。

三、巷道布置

* *

皮带顺槽在煤中开门，自西翼集中回风巷S1导线点前10.8米（平距）位置处右帮开门掘进,方位角0°，巷道开门沿顶板掘进40m贯通西翼集中皮带巷后继续向前施工，直至揭露F28断层，然后按照12°起坡施工过断层后找到煤层底板沿煤层底板掘进，施工约1790m后向右调向施工切眼100m。总工程量1890m（平距）。

四、施工方法

（一）施工方法 1、施工方法

皮带顺槽在煤中开门，自西翼集中回风巷S1导线点前10.8米（平距）位置处右帮开门掘进,方位角0°，巷道开门沿顶板掘进40m贯通西翼集中皮带巷后继续向前施工，直至揭露F28断层，然后按照12°起坡施工过断层后找到煤层底板沿煤层底板掘进，施工约1790m后向右调向施工切眼100m。总工程量1890m（平距）。

（1）巷道断面为矩形，净宽4.4，荒宽4.6，净高.2m，荒高.m，巷道采用锚网、索支护。 （2）该巷道采用EBZ-150S型综掘机沿三层煤层顶（底）板施工，掘进破落的煤（岩）经掘进机刮板运输机配合掘进机转载机运出，经中间运输机运至三采区煤仓。

2、凿岩方式

（1）巷道采用EBZ-150S型掘进机割煤（岩）施工。

（2）打眼机具：采用MQB—50型风煤钻或YT－28型风动锚杆机打眼，锚杆打眼机钻头直径28mm，安注锚杆时使用MQB—50型风煤钻或MQT10J型风动锚杆机安装锚杆，风源来自地面压风机房。

、降尘方法

采用湿式打眼、水炮泥定炮、装岩（煤）洒水、冲刷岩帮、净化风流，各运输转载点安装使用喷雾，施工人员佩带好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。

* *

4、爆破作业

掘进过程中，若围岩硬度较大，掘进机破岩困难时，可采用放震动炮的方法松动围岩。 （1）炸药、雷管：使用煤矿许用二级乳化炸药、毫秒延期电雷管。 （2）装药结构：正向装药结构。

（）起爆方式：使用MFD-100/200型发爆器全断面一次起爆，连线方式：串连，脚线长度不得小于2m。

（二）辅助生产系统 1、通风系统

施工前应先在按规定安装好局部通风机，检查好运输设备是否合格、敷设好各种管道，各方面都准备完毕后，方可正式施工。施工过程中，采用压入式通风， 00西翼2#联络巷回风侧不小于0m全风压新鲜风流中，最长供风距离2000m。

2、压风系统

风源来自地面压风机房,该机房安装SA-250A型压风机台，经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、东大巷、轨道下山、北翼轨道下山、北翼2#联络巷、北翼轨道、西翼1#联络巷、西翼集中轨道巷、西翼2#联络巷、16皮带顺槽、西翼集中皮带巷分别用4寸钢管和1寸胶管接至各迎头。地面风压为0.6MPa，迎头风压最小为0.5MPa。

、防尘系统

1、巷道内防尘管路每50m设三通一个，并配备长度不少于20米的洒水软管，巷道每50米设一道净化喷雾，要求喷雾效果能封闭全断面。

2、转载点喷雾：

（1）各运输转载点必须安装自动喷雾设施进行消尘，并保证正常使用，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有流线性漏水。

* *

（2）所有喷雾必须位置得当并呈雾状。

、施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。

4、综掘机内外喷雾：综掘机必须安装水、电联动喷雾装置，并正常使用内外喷雾，喷雾能覆盖滚筒。内喷雾水压不得少于Mpa,外喷雾水压不得少于1.5 MPa。如果内喷雾的水压小于 MPa或无内喷雾，则必须增加外喷雾设施数量并保证正常使用，无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机。

5、巷道冲尘：对工作面及100米以内巷道（两帮、顶板、风筒）每班至少冲尘一次，对迎头100米以外巷道（两帮、顶板、风筒）每天至少冲尘一次，巷道要保持湿润，确保不出现积尘（巷道中煤尘堆积厚度不得超过2mm，长度连续不得超过5m）。

6、距工作面0～50米范围内必须安设一道能封锁全断面的净化水幕及捕尘帘，每天检查维修一次，保证正常使用。

7、距工作面0～50米范围内必须安设除尘风机，采用吊挂或垫高方式固定，高度不低于0.5米。

8、其他：

⑴带式输送机机头处必须设置专用的灭火水门、变头及洒水胶管。 ⑵煤巷、半煤岩掘进巷道距迎头60～200m必须按规定设置隔爆水棚： ①隔爆水棚总水量按巷道断面积计算，每平方米不小于200升；

②隔爆水棚的排间距为1.2～.0米，间距必须布置均匀；棚区长度不得小于20米； ③隔爆水袋应横向嵌入式安装，各排的安装高度应保持一致，隔爆水袋距离顶梁（无

支架时为顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100毫米，距巷道轨面不小于1.8米；

④水棚应尽可能安装在巷道直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不

得小于50米；

* *

⑤水袋采用易脱钩布置方式，挂钩位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置（勾肩与

勾尖相对），挂钩使用4～8毫米的圆钢，挂钩角度为60度，弯勾25毫米。

⑥隔爆水袋实行挂牌管理，每旬检查一次，确保水袋的完好和规定的水量。 ⑶综掘工作面因特殊原因进行爆破施工时：

①距工作面10米范围内设置能覆盖全断面的放炮远程喷雾，并在放炮时正常使用； ②爆破前后，对工作地点0米附近巷道进行洒水降尘； ③煤与半煤岩炮掘工作面应实施短壁注水。 4、供电系统

根据皮带顺槽机电设备的使用和负荷分配情况，决定采用660V和1140V两种电压供电。具体的设备布置和电缆接线详见供电系统图。

负荷分配情况：

第一路：设备有掘进机、一部皮带机。采用1140V电压供电，电源来自北翼变电所60KVA移动变电站。

第二路：设备有25KW绞车、一部FBD5.6/2×0型局部通风机、18.5KW水泵、一部皮带涨紧绞车、信号照明综保。采用660V电压供电，电源来自北翼变电所60KVA移动变电站。

第三路：设备为备用FBD5.6/2×0型局部通风机、备用18.5KW水泵。 5、排水系统

根据地质资料：涌水量主要为顶板淋水及探放钻孔水，另外还有少量生产用水，预计正常涌水量50m/h，最大涌水量60m/h。施工中，在巷道低洼处及时施工水仓，并配备不小于60m排水量的排水设备和管路，及时排水。迎头水用风泵排到水仓内,然后由两路0kw水泵采用双排4寸管路经北翼水仓排至-816水仓水沟后经东翼轨道大巷水沟排至水平井底水仓。

* *

排水系统：迎头→西翼集中皮带巷→北翼皮带→北翼2#联络巷→北翼轨道下山→轨道大巷→-816水仓→东翼轨道大巷→永久水仓→井底中央泵房→副井→地面。

6、运输系统 （1）、主运输

掘进过程中，作业地点的煤（岩）均通过胶带输送机（刮板输送机）进行运输，运输路线为： EBZ-150S型掘进机中间输送机配合掘进机转载机出煤矸经00西翼集中皮带巷→西翼集中回风巷→北翼皮带→三采区煤仓→皮带下山→东翼强力皮带→主井煤仓→地面。

2、辅助运输

施工中使用的材料、设备等用1.5吨标准矿车、花车或平板车进行运输。

运输路线为：副井→井底车场→东大巷→轨道下山→轨道大巷→北翼轨道下山→北翼2#联络巷→北翼轨道→西翼1#联络巷→西翼集中回风巷→16皮带顺槽→西翼集中皮带巷→迎头。

7、通讯系统

本工作面安设的电话，能够直接和井底中央变电所、中央泵房、副井上下井口、副井绞车房、矿井地面变电所和地面压风机房、矿调度室、区队等联系。电话距迎头不大于100米。

8、安全监测系统

（1）、区长、跟班队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。

（2）、掘进机司机工作时必须携带便携式甲烷报警仪，在作业地点随时检查瓦斯浓度情况，发现瓦斯浓度超限必须立即停机断电，并汇报处理。

（）、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。

（4）、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进

* *

工作面5m范围内无风筒的巷道一侧，采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

（5）、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，超过0.5%，不得通电或检修。

（三）、皮带顺槽及切眼甲烷传感器的设置

我公司使用的是KJ95N监测监控系统，皮带顺槽及切眼共安设如下监测监控设备

名称 监控分站 电源箱 瓦斯传感器 远程控制开关 （内设馈电功能） 开停传感器 风筒传感器 信号线 型号 KJF16B KDW17 KGJ16B- 数量 1 1 2 单位 台 台 个 KDG15-660 1 个 KGT15 KG50 MHYV 1×4 2 1 个 个 米 * *

1、皮带顺槽及切眼甲烷传感器必须按下图设置：在皮带顺槽及切眼工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，在皮带顺槽及切眼回风流中设置甲烷传感器T2；

西翼集中皮带10~15m T2 T1 皮带顺槽及切眼 ≤5m 2、甲烷传感器T1垂直悬挂在皮带顺槽及切眼工作面混合风流处，，距顶板（顶梁）不大于00mm，距巷道侧壁不小于200mm，距工作面不大于5米，不得与风筒同侧。报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为皮带顺槽及切眼内全部非本质安全型电气设备。

、甲烷传感器T2垂直悬挂在皮带顺槽及切眼上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于00mm，距巷道侧壁不小于200mm，距轨道巷10～15米。报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.0%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为皮带顺槽及切眼内全部非本质安全型电气设备。

4、掘进机设置机载式甲烷断电仪。报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为掘进机电源。

皮带顺槽及切眼甲烷传感器的设置

* *

5、开停传感器卡在局扇开关的负荷侧电缆上。

6、风筒传感器设置在局部通风机的风筒上，距风筒末端0米处。 7、瓦斯传感器的标校

每隔7d使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次，并对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

甲烷传感器调校方法 1).使用器材

CH4校准气体、配套的减压阀、气体流量计和橡胶软管、空气样。

2).调试程序

1空气样用橡胶软管连接传感器气室。 ○

2调校零点，范围控制在0.00-0.0%CH4之内。 ○

3校准气瓶流量计出口用橡胶软管连接传感器气室。 ○

4打开气瓶阀门，先用小流量向传感器缓慢通入CH4校准气体，在显示值缓慢上升的过○

程中，观察报警值和断电值。然后调节流量控制阀把流量调节到传感器说明书规定的流量，使其测量值稳定显示,持续时间大于90s。使显示值与校准气浓度值一致。若超差应更换传感器，预热后重新测试。

5在通气的过程中，○观察报警值、断电值是否符合要求，注意声、光报警和实际断电情况。 6当显示值小于1.0%CH4时，测试复电功能。测试结束后关闭气瓶阀门。 ○

).填写调校记录，测试人员签字。

传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换。 （四）、其它

* *

1)当传感器发生故障时，现场必须立即停止生产作业，安排专职瓦检员进行瓦斯检查，保证瓦斯浓度在安全生产作业规程要求范围内时方可恢复生产，现场作业时严格执行矿指定的各项瓦斯管理制度及通风管理制度，并及时向调度室汇报现场瓦斯变化情况。监测队在接到或发现故障后，必须立即组织维修人员赶赴现场，及时制定行之有效的维修方案进行维修处理，并填写故障记录。

2)当传感器发生报警时，要立即汇报调度中心，并用瓦斯便携仪检查是否为气体超限。现场在接到调度中心停电撤人的命令后要立即停电撤人。瓦斯超限或断电后，要于当日组织区队盯值班干部、班组长、瓦检员、当班电工进行分析处理，明确现场情况，将分析记录备案，并汇报总工程师及生产副总经理。

五、施工技术措施

(一)、施工循环图表（见附表） （二）、支护方式和支护说明

1、临时支护

（1）、锚网巷道临时支护

临时支护采用金属前探梁。前探梁采用4寸的钢管4根，长度均不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为0.8m，吊环用直径18mm的等强螺纹钢焊制其强度不小于等强锚杆的强度，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度不小于0mm。安装吊环的锚杆锚固力不小于120KN/根。

机掘巷道割煤（岩）前临时支护到工作面的最大距离为0.m，割煤（岩）后最大距离为1.1m，割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头，在前探支架上先放好网，再在网下架好W钢带，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实。（板梁规格2600mm×200mm×60mm×2根）

（2）、架棚巷道临时支护

* *

当顶板破碎及过断层时，锚网索支护达不到支护要求，必须采取锚网及架棚双重支护。 架棚巷道均采用前探支架做临时支护。前探梁采用不小于15Kg/m新铁路四根，长度均不少于4m，使用时轨底朝上，每根前探梁均用组40型溜子链条固定联接环螺丝固定在靠近迎头已架好的棚梁上，螺帽要满扣，外露2-丝，并用木楔打紧，严禁重楔，两根前探梁之间的距离为0.6m～0.8m。割煤（岩）后，及时将前探支架移至迎头并加固好，在前探支架上先放好4.0m开口的棚梁，并用板梁和小杆配合小楔接顶背实（板梁规格为：长×宽×厚=4000mm×200mm×150mm×2根，小杆规格1200mm×50mm×40mm×若干根）。

2、永久支护

（1）、煤层厚度小于4.0m时，巷道采用沿顶板施工的支护方式

顶板及两帮第一根锚杆采用高强预应力锚杆和锚索。每排6根锚杆，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，每根锚杆均用2块型号为K250树脂锚固剂固定。锚索施工在4.4mW钢带空档内，按照“2--2”进行布置，排距0.8m，每排三根时间距为1.1m，两根时间距为1.6m。锚索规格：直径为17.8mm，长度为6000mm。

巷道两帮除第一个锚杆以外采用等强锚杆、钢筋网加挂W钢带并加打锚索作永久支护。锚杆的布置方式为：间距为0.7m,排距为0.8m。第一根布置在顶板以下0.m处，并与巷帮成15°仰角，向下按0.7m间距依次布置，并垂直于巷帮，底角锚杆与巷帮成15°俯角。锚杆应横向成排，纵向成线。

（2）、煤层厚度大于4.0m时，巷道采用沿底板托顶煤施工的支护方式

顶板及两帮第一根锚杆采用高强预应力锚杆和锚索。每排6根锚杆，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，每根锚杆均用2块型号为K250树脂锚固剂固定。锚索施工在4.4mW钢带空挡内，每排布置三根，排距为0.8m,间距为1.1m。锚索规格：直径为17.8mm，长度为8000mm（托顶煤厚度超过4.0m时，锚索长度10000mm）。

* *

巷道两帮除第一个锚杆以外采用等强锚杆、钢筋网加挂W钢带并加打锚索作永久支护。锚杆的布置方式为：间距为0.7m,排距为0.8m。第一根布置在顶板以下0.m处，并与巷帮成15°仰角，向下按0.7m间距依次布置，并垂直于巷帮，底角锚杆与巷帮成15°俯角。锚杆应横向成排，纵向成线。帮部每间隔2.4m布置一根锚索，打在顶板以下2.0m位置处，呈15-0°仰角，两帮各布置一根。

当巷道过断层、穿煤层、顶板破碎时，顶部锚索按每排根布置，将锚杆排距缩小为0.6m；当两帮移进量大于0.m时，在两帮加打锚索梁进行加强支护。

为缓冲顶板压力，锚杆安装让压管。 ①锚杆长度计算

按加固拱原理确定锚杆参数

锚杆长度：L=N（1.1+B/10）=1.2×（1.1+4.6/10）=1.872m 式中：B——巷道或硐室跨度，m；

N——围岩稳定性影响系数，不稳定围岩：N=1.2 ②锚杆株距、排距计算 设株排距相等，均为a，则：a=

式中：a-锚杆株排距，m；

Q-.锚杆设计锚固力，120KN/根； L-锚杆有效长度，1.872m；

r-被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m； K-安全系数，一般取K=2。 a=1.122（m）

通过以上计算可知，施工时选用直径22mm、长度2400mm的高强预应力可变形让压

120Q=

21.87225.48KL3r* *

锚杆，锚杆排距800mm，间距顶板800mm，两帮700mm，能够满足设计要求。

、锚索加强支护

巷道施工过程中，为了增加巷道的支护强度，根据围岩变化情况或在施工交岔点及断层时要采用锚索加强支护，锚索间距1.1m、排距为0.8m。

（1）确定锚索长度：

L=La+Lb+Lc+Ld 式中 L—锚索总长度

La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m； Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.2m； Ld—需要外露的涨拉长度，取0.5m； 按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定： La ≥K ×

d1fa 4fc式中K—安全系数，取K=2；

d1—锚索钢绞线直径，取17.8mm；

fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合188.52N/mm2）； fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。 则 La ≥2×

17.81883.52=1676.28mm=1.68m

410取La=2m，则 L=2+2+0.2+0.5=4.55m。 设计取锚索长度为8000mm。

（2）锚索倾角：锚索垂直巷道顶板安装布置。 （）锚索数目的确定：

* *

N=K×

W P断式中N—锚索数目；

K—安全系数，一般取2； P断—锚索的最低破断力，5KN； W—被吊岩石的自重，KN； W=B×Σh×Σr×D

式中B—巷道掘进宽度，取最大宽度4.6m进行计算 Σh—悬吊岩石厚度，取2m； Σr—悬吊岩石平均容重，26KN/m。

D—锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取4m。

则W=4.6×2×26×4=957KN，N=2×957/5=5.4根

通过以上计算：巷道布置锚索时，锚索间排距为4m范围内布置5.4根即可满足要求，此巷道顶板锚索布置为：间排距0.8m范围内布置根锚索。故锚索布置完全满足设计要求。

4、架棚巷道永久支护

施工中，当顶板压力大或过断层时，锚网索支护达不到支护要求，采用锚网索支护下同时套支净4.0m开口的梯形铁棚作永久支护（复合支护），棚距0.6m，扎角5度，铁棚使用12＃矿工字钢焊制，棚梁净里长4.0m，棚腿长.25m，棚腿上端焊12＃槽钢，防止棚梁因受压滑落，规格与棚梁相配套，下端焊制钢板，防止棚腿受压下沉，规格与棚腿相配套， 6根小杆背顶， 小杆均匀布置，靠近两帮的小杆要压肩，相邻支架间必须用拉钩固定，当巷道坡度大于10°时，迎头向外10m范围内相邻支架之间安设防倒器，防倒器位于棚口下0.8m，撑棒每帮各三根，第一根位于棚口处的棚架上，第二根位于棚口以下0.m处，第三根位于棚口以下1.5米处，顶部用小杆加实背牢，不能有重楔，工字钢棚要与巷道坡度一致且迎山有

* *

力。

（三）、质量标准及保证工程质量的技术措施（附工程质量标准表）

锚网支护巷道工程质量标准 表 五

项目 净宽 质量标准 0～+150mm 部位 中线至左帮 皮带顺槽（mm） 2200 * *

中线至右帮 净高 坡度 锚杆间距 锚杆排距 锚杆孔深 锚杆外露长度 锚杆锚固力 托盘与壁面 金属网 锚杆角度 锚索排距 锚索孔深 锚索锚固力 顶锚索角度 帮锚索角度 工业卫生0～+150mm ±100mm ±100mm 0～50mm 15～50mm 120KN／根 2200 2200 沿煤顶（底）板掘进 顶部800 帮部700 800 250 测力扳手检测 用角度尺测量 800 5800 液压测力计检测 用角度尺测量 用角度尺测量 巷中 中～中 中～中 实测 实测 实测 观感实测 观感实测 与岩面夹角 中～中 实测 实测 与岩面夹角 与巷帮夹角 密结壁面 绑结牢固连接压茬好 ≥75° ±100mm 0～+00mm 00KN/根 ≥90° 上仰15~0° 巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐

六、施工安全技术措施

本工程可能发生的灾害事故主要有：水灾、火灾、瓦斯、煤尘爆炸和冒顶事故。 （一）水灾的预防和处理

* *

1、掘进期间，对地质复杂区域，采取边探边掘的措施。

2、迎头掘进期间，在巷道迎头配备排水水泵及相应排水管并保持完好，以利排水。 、施工过程中，施工至大断层及封孔质量怀疑的钻孔前，要按防治水规定超前探放。要加强巷道管理及水情监测，遇有出水征兆如：雷鸣声、煤岩壁挂汗，淋水突然加大，水质变浑浊，水流承压喷射或正常涌出水处异常加大等要由现场班组长及安监员及时汇报调度室，并清点现场人数，组织人员按避水灾路线撤离。

（二）火灾的预防和处理

1、掘进期间，浮煤必须清理干净。

2、掘进迎头要安装管径不小于1寸的防火水管，并备有不少于50m的软质水管。 、不准乱丢棉纱、纸屑，不准乱堆放易燃物品。

4、加强通风管理，防止局部通风不良，积聚高温及采空区漏风。

5、加强电缆和机电设备的管理，经常检查，杜绝漏电或失爆，设备必须达到台台完好。 （三）防止瓦斯煤尘爆炸事故的措施 1、加强通风管理，通风设施保持齐全可靠。 2、盲巷、老峒及时封闭，并设警标。

、掘进迎头的要设水管，定期冲刷巷道，各运输转载点要设喷雾降尘。

4、掘进期间，供风距离长，为保证迎头有足够的风量，可采用混合式通风，并加强通风设施管理，防止漏风。

5、完善矿井安全监控系统，在防止瓦斯方面，掘进头应安装使用瓦斯报警断电仪。掘进工作面在掘进巷道内安设，探头距迎头小于5米。瓦斯报警断电仪报警浓度为0.8%，断电浓度为1.5%，复电浓度小于1%，掘进迎头断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。

6、掘进工作面班组长、爆破工随身携带甲烷报警仪，时时处在常开状态。

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（四）冒顶事故的预防和处理

1、加大支护强度。巷道支护都要严格按作业规程的规定执行；不能随意改变支护方式及降低支护强度。

2、加强工程质量管理。必须按质量标准进行施工。掘进工作面的锚杆角度、密度、锚固力等都必须严格按质量标准执行，防止因施工质量低劣造成冒顶。

、加强巷道检查，锚网巷道有坠网等要及时进行维修，防止因支护效果差引发冒顶事故。 4、严格执行矿及集团公司制定的顶板管理文件，巷道的维护、扩修等都要严格按文件及作业规程的规定执行。

（五）避灾路线

若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：

1、工作面发生水灾自然灾害时，按以下路线撤离： （1）水灾避灾路线

①迎头→西翼集中皮带巷→16皮带顺槽→西翼2#联络巷→西翼集中轨道巷→西翼1#联络巷→北翼轨道→北翼2#联络巷→北翼轨道下山→轨道大巷→回风下山→东翼皮带巷→风井→地面。

②迎头→西翼集中皮带巷→16皮带顺槽→西翼2#联络巷→西翼集中轨道巷→西翼1#联络巷→北翼轨道→北翼2#联络巷→北翼轨道下山→轨道大巷→回风下山→东大巷→井底车场绕道→副井→地面。

（2）火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线

迎头→西翼集中皮带巷→16皮带顺槽→西翼2#联络巷→西翼集中轨道巷→西翼1#联络巷→北翼轨道→北翼2#联络巷→北翼轨道下山→轨道大巷→轨道下山→轨道上部车场→东大巷→井底车场绕道→副井→地面。

（六）施工安全措施

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1、施工准备

①施工前由区（队）长负责组织，由技术人员负责传达比准的《掘进作业规程》，并考试、签字。不合格要进行补考。

②开始施工时按测量给定的施工线，施工单位严格按线施工。

③施工前，应提前按设计要求安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。 2、一通三防管理

①加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证正常运转，其他人员不得随意停开

②采用湿式钻眼，潮料喷浆、扒装洒水、水炮泥、水幕等综合防尘措施。 、顶板管理

①掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护在爆破前必须检查。 ②掘进中，施工人员应坚持每15分钟敲帮问顶一次的制度，敲帮问顶应有2名有经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人侧后面，并保证20m退路畅通。

③施工过程中，在交岔点、过断层、巷道开宽、淋水区、顶板压力较大的地点，采用增打锚索加强支护。

锚杆应与岩层的层面垂直或与巷道轮廓线垂直，最小不得小于75°。 4、爆破管理

①爆破工作必须由专职爆破人员担任，严格执行放炮“三保险”， “三防尘”，“一炮三检”和“三人连锁” ，“三参数”放炮制度。火药、雷管分别存放于坚实的木箱内，及时上锁。

②封泥长度要符合《煤矿安全规程》的规定。

* *

③严禁明炮、糊炮和短母线爆破，严禁使用固定母线。处理拒爆《煤矿安全规程》的规定进行。

④放炮时使用水泡泥、远程水射流喷雾。 5、防治水管理

低洼处安设水泵要及时开泵，有淋水时要穿好雨衣雨裤。发现挂红、挂汗、空际变冷，出现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，鼓起或产生裂隙渗水等突出预兆时，必须停止作业，采取措施，向有关部门汇报，进行处理，情况危机时，迅速按避灾路线撤离。

6、运输管理

①各类司机必须经过培训、考试合格后持证上岗。

②本巷道掘进施工中，采用人力推车，1次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，严禁相向推车，坡度大于7‰时，严禁人力推车，并在遇行人或拐弯时大声呼喊，不得放飞车。

③小绞车运输时，司机精力要集中，在听清开车信号且无曲绳的情况下方可开车。 ④小绞车联系信号必须灵敏可靠，音响清晰，严禁绞车司机兼把钩工，严格执行“行人不行车”制度，严禁蹬坐滑头。

⑤严禁用手拨弄正在运行中的钢丝绳，平斜巷车辆发生掉道时，严禁用机车或小绞车硬拉复位，必须采取复轨设施和其他措施原地复轨。

⑥斜巷水平车场防跑车装置要齐全，巷道上部车场必须安设挡车棍和卧闸。 7、机电管理

①机电设备要台台上架，电缆吊挂整齐。 ②井下不得带电操作，检修及搬运电气设备。

③电缆不应悬挂在风管及水管上，不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物件。 ④严禁甩掉停用井下各种电气保护，非专业人员严禁操作检漏继电器。

* *

⑤严格执行停送电制度，停电必须挂牌。

⑥严格执行机电系统“三专两闭锁”的有关规定。

七、增产节约措施

1、提高工效措施

组织正规循环，无特殊情况不得随意变更，巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，早班14:00～16:00为检修时间。循环进尺0.8m。（附综掘正规循环图表）

2、材料管理

支护小材料分到班组管理。现场每个班组都配备了铁、木两个工具箱，上锁管理，区队仓库也给各班组配备了材料箱，月底奖惩兑现，降低了材料消耗，实践证明是行之有效的办法。

八、组织领导及管理组织

1、组织形成

①工作制度“三八”作业制，即每小班八小时，分夜、早、中三班。

②循环方式：每天早班个循环，中班、夜班各4个循环，循环进尺0.8m，每日进8.8m，月单进264m。每天2个小时集中检修时间。

③劳动配备及出勤率实行综合工作一工多能，出勤率不低于90%。 2、劳动力配备（附劳动组织图表）

九、技术经济指标

附：经济技术指标表

十、附表

附：设备工具配备表

* *

十一、附图

附：工作面平面、剖面图(1:2000)

《设备及工具配备表》

单位 台 部 部 部 序号 设备工具名称 型号规格 功率 数量 备注 1 2 4 局部通风机 掘进机 风煤钻 风钻 FBD5.6/2×0KW 2×0KW EBZ-150S MQB-50 YT-28 150KW 2×75KW 2 1 2 2 备用一部 5 皮带 DSJ80/2×75KW 部 6 7 8 9 风动锚杆机 扭力扳手 风动泵 风镐 MQT-10 FWQB-2 GT10P 台 把 台 部 2 2 2 备用一部 备用一部 * *

10 11 12 1 14 15 16 17 18 19 20 锹 锤 镐 扒子 锚杆测力计 锚索涨拉仪 绞车 扒矸机 激光指向仪 刮板输送机 吊挂皮带 ML-20 MQ18-200/50 JD-25 P-60B YBJ-1 SGW－40T SP-800

25kw 40KW 2×0KW 张 把 把 把 台 台 部 部 台 部 台 8 2 4 6 1 1 7 1 1 2 1 劳 动 组 织 表

出 勤 人 数 工 种 生产一班 （包括检修班） 生产二班 生产三班 合计 * *

掘进机司机 支护工 皮带司机 风筒工、防尘员 2 10 1 1（兼） 11 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 2 10 1 1（兼） 1 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 2 10 1 1（兼） 1 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 6 0 （兼） 1 （兼） （兼） （兼） （兼） （兼） 机电维修工 局扇司机 小绞车司机 水泵司机 卫生工 验收员 跟班队长（工长） 合计：

2 2 2 6 26 16 16 58

* *

《技术经济指标表》

序号 1 2 4 5 6 7 8 9 11 12 1 14 15 16项目 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进尺 效率 月循环次数 月进尺 循环率 锚杆 锚固剂 经纬网消耗 W钢带 锚索 让压管 单位 人 人 ％ M M/工 个 M % 根／m 块／m m2／m 套／m 根／m 个／m 指标 100 90 90% 0.8 0.16 0 264 90 20 55.84 1.2 1.25 .96 20 备注 按0天／月计算 油脂 桶／月 4 * *

17 截齿 个／天 1