王家塔煤矿2S204工作面切顶卸压沿空留巷作业规程 - 9.4

新能矿业有限公司王家塔煤矿2S204工作面切顶卸压沿空留巷
作业规程
项目负责人：
现场负责人：
施工队长：
编制日期：2019年9月5日
2S204工作面切顶卸压沿空留巷
作业规程会审记录
时间2019年9月5日地点四楼会议室
主持人组织单位生产技术科
施工单位北京中矿新峰科技有限公司编制人姜健
会审意见
参加会审单位及人员签字
生产技术科机电科通风工区安检队调度室总工程师安全矿长机电矿长生产矿长
目录
第一章工程概况 (1)
第二章工作面基本情况 (2)
第一节工作面概况 (2)
第二节工作面地质条件 (2)
第三节原巷道支护形式 (3)
第三章施工方案及工艺 (5)
第一节顶板预裂切缝 (5)
第二节恒阻大变形锚索支护 (9)
第三节巷道临时支护 (12)
第四节防漏风措施 (16)
第五节施工工艺 (16)
第四章检测监控 (20)
第一节监测目的及内容 (20)
第二节测站布置 (22)
第三节巷道顶底板移近量监测 (22)
第四节巷道顶板离层监测 (23)
第五节锚索受力及变形量监测 (24)
第六节巷道内液压单体支柱受力及缩量监测 (25)
第七节工作面液压支架压力监测 (26)
第五章工程质量标准及评估统计 (27)
第一节工程质量标准 (27)
第二节机电设备管理及文明卫生管理标准 (31)
第六章劳动组织 (32)
第一节劳动作业方式 (32)
第二节施工组织 (32)
第三节劳动组织 (32)
第七章安全技术措施 (33)
第一节一般规定 (33)
第二节安全管理组织及保证 (34)
第三节入井安全措施 (35)
第四节钻孔安全措施 (35)
第五节恒阻锚索施工安全技术措施 (38)
第六节锚固力试验安全措施 (39)
第七节爆破预裂切缝安全措施 (39)
第八节挡矸及顶板临时加强支护安全措施 (42)
第九节“一通三防”安全技术措施 (43)
第十节机电安全技术措施 (44)
第十一节辅助运输安全技术措施 (45)
第十二节节能环保及其他方面 (45)
第八章避灾系统 (46)
第一章工程概况
一、工程名称：
王家塔煤矿2S204工作面切顶卸压沿空留巷无煤柱自成巷工程。

二、工程量
留巷位置为王家塔2S204工作面胶运顺槽，计划留巷长度400m。

三、工期安排
2019.07～2019.07 工程地质力学调研、收集资料；
2019.07～2019.07 进行切顶控制爆破方法、高恒阻大变形锚索支护技术、施工工艺的确定、矿压监测等设计研究，提出支护参数，爆破，挡矸支护等关键参数设计方案；提出中厚煤层切顶留巷关键技术研究及应用设计方案；
2019.07～2019.07实施矿井切顶成巷进行相关物理模拟及数值模拟试验研究，建立力学模型并进行分析；
2019.08～2019.10提出设计方案和现场试验工程实施及技术服务指导；
2019.11～2020.12 分析、总结及优化，撰写验收报告，项目验收。

以上工期可根据矿井生产实际情况适当调整。

第二章工作面基本情况
第一节工作面概况
2S204工作面走向回采长度555~980m，倾向长度1923~2185m。

工作面开采煤层为2-2下煤。

工作面煤层厚度为3.2-3.99m，平均厚度3.46m。

工作面基本情况见表2-1。

2S204工作面胶运顺槽进行切顶卸压无煤柱开采施工，留巷长度400m，施工位置位于4#联巷与3#联巷之间400m长的巷道段，如图2-1所示。

表2-1 2S204工作面基本情况
煤层均厚/m 3.46煤层结构简单
自燃等级Ⅰ类可采程度局部可采走向回采长度/m1923～2185倾向长度/m239
2S204工作面
2S204胶运顺槽
4#联巷施工位置400m3#联巷2#联巷1#联巷WB06钻孔
图2-1 6103工作面切顶卸压无煤柱开采施工位置示意图
第二节工作面地质条件
根2S204工作面煤层上覆直接顶为9.5m的粉砂岩，灰色，中厚层状，含少量云母；基本顶为7.8m的砂质泥岩；直接底为5.77m的砂质泥岩；老底为1.95m的中粒砂岩。

结合WB06钻孔情况可知，顶底板岩性如图2-2和表2-2所示。

7.8m
9.5m
3.46m 5.77m 1.95m
柱状岩性厚度
2-2下煤粉砂岩砂质泥岩
砂质泥岩粉砂岩
图2-2 顶底板岩性柱状图（WB06钻孔）
表2-2 顶底板岩性情况表
顶、底板名称 岩石名称 厚度（m ）
基本顶 砂质泥岩 7.8 直接顶 粉砂岩 9.5 直接底 砂质泥岩 5.77 老底
粉砂岩
1.95
第三节 原巷道支护形式
巷道断面为斜矩形，净宽5.5m ，净高3.35m ；2S204辅运顺槽顶板采用锚杆-锚索-金属网-钢筋梯联合支护，锚杆采用Φ20×2400mm 左旋无纵筋锚杆，排距为1000mm ，每排配套使用Φ12×5200mm 钢筋梯;锚索采用Φ17.8×7300mm 钢绞线，矩形布置，每排2根，排距2000mm ；金属网规格1100×3000mm; 非采侧采用锚杆-金属网联合支护，锚杆采用Φ18×1800mm 全螺纹金属锚杆，排距1000mm ；金属网规格1100×3000mm; 采帮侧采用锚杆-塑料网-木托盘联合支护，锚杆采用Φ20×1800mm 玻璃钢锚杆，排距1000mm ；仅上部3根锚杆使用木托盘，下部1根不使用；塑料网规格2800×15000mm; 硬化厚度180mm,强度C30。

巷道支护图如图2-3所示。

350
800
800
800800
350800
200017501750800800
800300
300
180
800
65075
°
75
°
（a ）剖面图
2000
1000
（b ）平面展开图 图2-3巷道原支护方式
第三章施工方案及工艺
采用以“切顶卸压+恒阻大变形锚索支护”为主体的设计方案，通过预裂切缝爆破，在局部范围切断工作面顶板应力传递，减弱巷道顶板压力，且预裂爆破能够很好地保护巷道顶板完整性。

利用恒阻大变形锚索进行补强加固，控制顶板下沉，使所留巷道围岩能够最大限度地发挥自身承载作用，减少巷道变形，保证留巷效果。

工作面推进过程中，所留巷道会受到动压影响，需要对所留巷道采取相应的临时支护措施。

第一节顶板预裂切缝
采用双向聚能爆破预裂技术，将特定规格的炸药装在两个设定方向有聚能效应的聚能装置中，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定方向上集中受拉，依靠岩石抗压怕拉的特性，使岩石按设定方向拉裂成型，从而实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型。

该爆破技术是在对比研究多种聚能爆破和定向爆破方法的基础上发展起来的一种新型聚能爆破技术，施工工艺简单，应用时只需要在预裂线上施工炮孔，采用双向聚能装置装药，并使聚能方向对应于岩体预裂方向。

爆轰产物将在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，使预裂炮孔沿聚能方向贯穿，形成预裂面。

由于钻孔间的岩石是定向断裂的，爆破炸药单耗将大大下降，同时由于聚能装置对围岩的保护，钻孔周边岩体所受损伤也大大降低，可以达到实现预裂的同时又可以保护巷道顶板。

根据以往切顶卸压沿空留巷经验及《无煤柱自成巷110工法规范》，合理预
裂切缝深度（H
缝）设计一般大于2.6倍采高，即H
缝
≥2.6 H
煤
；
另外预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，一般通过如下方式确定：
H缝=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(k-1)
式中：ΔH1：顶板下沉量，m；
ΔH2：底臌量，m；
k：碎胀系数，1.3~1.5；
采空区顶板冒落煤矸石碎胀系数取1.3，在不考虑底臌及顶板下沉的情况下，
工作面采高H
煤为3.46m时，计算得H
缝
=8.9m。

综合考虑上述计算结果，预裂切缝
孔深度设计为H
=9m。

缝
根据切顶参数及位置的不同，将切顶施工段分为四部分：（1）第一部分：为距离4#联巷35m~5m的总长度15m巷道段，此段巷道切缝孔布置于距离巷道副帮（非采帮）200mm处，切缝孔深度为9m，间距500mm，与铅垂线夹角为15°，倾向于非采帮一侧；（2）第二部分：为距离4#联巷5m处施工一排与巷道走向垂直的炮孔，炮孔深度9m，间距500mm，方向竖直向上；（3）第三部分：为距离4#联巷5m位置开始至留巷100m位置的巷道段，此段巷道沿着巷道正帮（回采侧）施工切顶孔，炮孔距离正帮200mm，炮孔深度9m，与铅垂线夹角为20°，倾向于回采工作面一侧，切缝孔间距为500mm；（4）第四部分：为留巷剩余300m，此段巷道沿着巷道正帮（回采侧）施工切顶孔，炮孔距离正帮200mm，炮孔深度9m，与铅垂线夹角为20°，倾向于回采工作面一侧，切缝孔间距为600mm。

施工位置如图3-1所示。

不同位置炮孔布置断面图如图3-2所示。

图3-1 炮孔布置平面图
切顶线@500×9000mm
中心线
非采侧
采帮侧
15°
500
单位：mm
200
非采侧
（1）第一部分切顶段炮孔布置图
切顶线@500×9000mm
中心线非采侧采帮侧
500
单位：mm
（2）第二部分切顶段炮孔布置图
20°
切顶线@500×9000mm
中心线非采侧采帮侧
200
500
单位：m m
采帮侧
（3）第三部分切顶段炮孔布置图
20°
切顶线@600×9000mm
中心线非采侧采帮侧
200
600
单位：mm
（4）第四部分切顶段炮孔布置图 图3-2 切缝钻孔布置剖面图
首先根据方案设计进行单孔试验，确定合理的装药量和封泥长度，再进行间隔爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况。

如两相邻装药孔间空孔裂纹未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，最终确定一次爆破孔数以及爆破方式等。

炮孔试验参数如图3-3。

500500500500
500500500
间隔爆破
一次连续爆破
500
500
装药孔空孔
单孔爆破
图3-3 炮孔参数试验方案
双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42mm ，内径为36.5mm ，管长1500mm 。

聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药，拟采用炸药规格为直径Φ32×200mm/卷，爆破孔口采用炮泥封孔。

具体装药参数需通过现场试验确定。

现现场试验时，聚能管安装于爆破孔内，每孔5根聚能管，首先采用4-3-3-2-1的装药方式（如图3
-4所示），但需要根据现场试验情况具体调整，爆破孔
口采用专业设备用炮泥封孔，封孔长度2m 。

表3-1 爆破试验方案
编号 聚能管（单根1.5m ） 装药结构 封泥长度 1 1.5+1.5+1.5+1.5+1 4+3+3+2+1 2m 2 1.5+1.5+1.5+1.5+1 4+3+2+2+1 2m 3 1.5+1.5+1.5+1.5+1 3+3+3+2+1 2m 4 1.5+1.5+1.5+1.5+1 3+3+3+2+2 2m 5
1.5+1.5+1.5+1.5+1
4+3+3+3+1
2m
炸药：2*200mm/卷炸药：3*200mm/卷
炸药：3*200mm/卷
炸药：4*200mm/卷聚能管：1500mm/根1000
20003000400050006000700080009000炮泥2.00m
炸药：1*200mm/卷
深度
装药结构
图3-4 定向预裂爆破装药结构示意图
第二节 恒阻大变形锚索支护
为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，在对巷道顶板进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强加固。

为使恒阻锚索在留巷的过程中发挥较好的悬吊作用，同时有效保护锚固端，因此恒阻锚索长度一般设计为H 缝+（1~2）m ，并确保锚固端位于较稳定岩层内。

恒阻锚索设计长度10m 。

恒阻锚索主要对两个部位进行加固，第一个部位为留巷顺槽内，从留巷起始位置开始，一直到留巷终止位置结束；第二个部位为4#联巷内，从2S204胶运顺槽与4#联巷交叉口开始向4#联巷内施工10m 。

此外需要在2S204胶运顺槽内构筑密闭墙，密闭墙紧邻垂直巷道走向切缝线布置，密闭墙厚度为2m 。

详情如图3-5所示。

图3-5 恒阻锚索加固段平面图
恒恒阻锚索补强支护密度一般为每米补打1~2根锚索，另外恒阻锚索主要布设于切缝侧对于顶板支护更为有利。

根据以往工程经验，结合巷道原有支护形式和参数，设计留巷顺槽内恒阻大变形锚索垂直于顶板方向布置，共布设3列，第一列恒阻锚索距留巷正帮600mm ，排距10000mm ；第二列位于巷道中线偏向于正帮方向布设，与中线距离为1000mm ，距第一列横阻锚索1150mm ，排距为2000mm ；第三列距第二列锚索2000mm 布置，排距为2000mm 。

第一列恒阻锚索相邻锚索之间用W 钢带连接，W 钢带平行于巷道走向。

如图3-6所示。

恒阻锚索@1000×10000mm
恒阻锚索
@2000×10000mm
1150
2000
单位：mm
中心线非采侧采帮侧
20°
切顶线@500×9000mm
（1）断面图
10002000
20001150
恒阻锚索
W钢带
单位：mm
（2）展开图
图3-6 留巷顺槽内恒阻锚索加强支护设计图
相比留巷顺槽内部而言，4#联巷内受动压扰动略弱，因此对4#联巷内补打两列恒阻锚索，锚索长度为10m ，矩形布置排距为2000mm ，如图3-7所示。

恒阻锚索@2000×10000mm
2000
单位：mm
中心线非采侧采帮侧
20°
（1）断面图
2000
2000
恒阻锚索
单位：mm
（2）展开图
图3-7 4#联巷内恒阻锚索加强支护设计图
恒阻大变形锚索直径取为21.8mm ，长度为10000mm ，恒阻器长450mm ，直径68mm ，恒阻值为30±2t ，预紧力不小于25t 。

恒阻大变形锚索直径取为21.8mm ，长度为13300mm ，恒阻器长450mm ，直径68mm ，恒阻值为30±2t ，预紧力不小于25t 。

沿巷道走向W 钢带长 2.4m ，扩3个孔，如图2-6所示。

托盘规格300mm×300mm×16mm ，中间扩孔直径100mm±1mm ，如图3-8、图3-9所示。

280
2400
直径100mm
1000
1000
200
200
200
图3-8 W 钢带规格图
300
300
圆弧直径100
单位:mm
图3-9 恒阻锚索托盘规格
留巷段的绞车硐室、材料硐室、注浆硐室及排水硐室等，位于回采侧时在回采前进行退锚处理。

硐室口及前后5m 范围内对顶板加强支护。

第三节 巷道临时支护
工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。

工作面超前段会受到超
前压力的影响。

工作面开采后，顶板开采垮落，且从垮落到稳定需要一定的时间，因此距工作面较近的架后区域不仅需要进行顶板支护，还需进行挡矸支护。

随着工作面继续推进，当巷道距工作面较远时，顶板运动基本会趋于稳定，此时可将架后临时支护的设备撤掉，只进行挡矸支护即可。

撤临时支护设备需要根据现场矿压监测的数据，等留巷段顶板稳定以后，才可以撤掉临时支护设备。

根据以往现场监测数据，将工作面附近划分为三个区：超前支护区（工作面前方30m），滞后临时支护区（架后0m-200m）和成巷稳定区（架后200m之后），不同分区根据需要采取不同的支护措施，分区如图3-9所示。

回采工作面
超前支护区
滞后临时支护区
成巷稳定区2 0 0 m 3 0 m
留巷顺槽
切缝线
采空区
图3-10 巷道不同位置临时支护
1）超前支护区（煤壁前方0-30m）
此段巷道位于工作面超前采动影响区，需要超前加强支护。

结合工作面现有设备条件，不再重新设计。

2）架后临时支护区（架后0-200m）
此段巷道位于工作面超后影响区，采空区顶板岩石垮落会对巷道顶板产生一定的摩擦作用，巷道受动压影响明显，顶板压力较大。

因此，在架后0~200m范围内，顶板需要临时加强支护，实际动压影响范围现场PU监测确定。

目前架后临时支护主要采用单体液压支柱配合花边梁进行超后支护，其中位
于切缝线与第一列恒阻锚索之间沿走向布置一列单体，单体距离切缝线200mm ，采用“一梁四柱”支护形式，π型梁沿走向架设，单体排距为1000mm ；此外垂直巷道走向布置一列单体，“一梁四柱”支护形式，第一列单体与紧邻切缝线单体距离为700mm ，第二列单体距离第一列800mm ，第三列单体距离第二列1000mm ，第四列单体距离第三列1700mm ，单体排距为1000mm 。

π型梁长度为4.2m 。

恒阻锚索
@1000×10000mm
恒阻锚索@2000×10000mm
20°
切顶线@500×9000mm
200
70010001700900单体
π型梁
中心线
800
（1）临时支护断面图
恒阻锚索W钢带
5500
1000
π型梁
单体
（2）临时支护展开图
图3-11 架后临时支护区支护设计（架后0-200m ）
挡杆采用可伸缩29U 型钢采用上下两节可缩性搭接，U 型钢长2.5m （可根据巷道高度适当调整），采用两副卡兰连接，卡兰上下沿距 U 型钢搭接端头各50mm ，搭接长度大于 1m ，相邻U 型钢间距500mm 。

29U 型钢棚埋入底板以下不少于200mm ，相邻可伸缩29U 型钢采用连接杆连接，以增加整体稳固性。

U 型钢后铺设金属网，钢筋网采用直径为 6mm 的钢筋焊接网，顶板钢筋网捆扎在一起，钢筋网尺寸为 1750mm ×1100mm ，钢筋网与钢筋网之间重叠100mm 并用铁丝捆扎，钢筋网与原支护的金属网搭接。

若出现较严重漏矸，钢筋网里边可增添菱形金属网加强挡矸支护。

为防止漏风现象发生，采取在矸石与钢筋网之间挂设风筒布，高度取3.95m ，上下各超出30cm ，超出部分分别固定到顶底板，并进行有效封闭。

风筒布搭缝处宽度30cm ，固定后亦进行封闭处理。

500钢筋网卡兰连接杆
可伸缩性U型钢
卧底200mm
500
500500500500
图3-12 架后临时支护侧视图
3） 成巷稳定区（架后200m 之后）
此段巷道受采动影响很小，根据矿压监观测结果，当顶底板移近量及顶板锚索受力趋于稳定时可认为该区域顶板已趋于稳定状态，可将临时支护的液压单体支柱撤掉，只保留可伸缩U 型钢进行挡矸支护，如图3-13所示。

根据瓦斯监测及通风风量监测情况，待矸石垮落稳定后可对碎石帮进行喷浆（高分子化学材料）材料处理，喷射厚度视材料和施工工艺而定。

中心线
恒阻锚索
@1000×10000mm
恒阻锚索
@2000×10000mm
20°
切顶线
@500×9000mm
图3-13 成巷稳定区支护设计（架后200m之后）
第四节防漏风措施
1）风筒布防漏风
留巷后根据漏风量观测结果确定是否需要实施防止漏风措施。

防漏风措施一般包括挂设风筒布和喷浆。

留巷初期（滞后工作面60m）在挡矸金属网和矸石之间挂设风筒布，高度取2.9m，上下各超出30cm，超出部分分别固定到顶底板，并进行有效封闭。

风筒布搭缝处宽度30cm，固定后亦进行封闭处理。

2）及时喷浆防漏风
留巷后根据漏风量观测结果确定是否需要进行碎石帮侧喷浆处理。

根据以往留巷矿压观测统计，架后0~60m区段为顶板运动剧烈阶段。

在滞后工作面距离大于60m后，围岩运动减弱，可进行初次喷浆，厚度40mm，根据现场矿压监测情况，待巷道围岩运动基本稳定后（预计滞后工作面160m）进行复喷，喷浆厚度为60mm。

喷浆材料可选用煤矿用快速密闭喷涂材料或者混凝土喷浆材料。

混凝土喷浆时，必须清除墙脚的岩渣、堆积物，并对受喷面进行冲洗，然后调节好风水压和水灰比(水灰比为1：0.5)，先凹后凸的顺序喷浆，喷嘴距岩面0.8～1.2m 均匀喷射，喷射后以表面光泽，无干斑、下坠为宜。

第五节施工工艺
1）恒阻大变形锚索安装工艺
首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚索的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于2°。

工艺流程为：敲帮问顶→定眼位→准备钻具→点锚索眼→打锚索眼→扩恒阻器安装孔→装锚固剂、钢绞线→充分搅拌锚固剂锚固锚索→安装W钢带→安装锚索托盘→安装恒阻器→安装锁具→施加预紧力→清理现场。

①标定锚杆眼位置：根据测量给定的巷道中线，按照设计要求标出锚索安装位置。

②准备工具：将钻机、钻杆、吹管、风水管及手镐、铁锨等工具运至施工地点，钻机接通好风水管路后，靠巷道一侧摆放整齐，工具必须完好能够正常使用。

③施工人员将锚索机调正，打眼时点眼工协助锚杆机操作工将钻具支设好，将钻头对准眼窝并顶紧。

然后点眼工撤到锚杆机操作工后部负责观察。

锚杆机操作工缓慢开动钻具钻进，钻头直径32mm，待钻进30～50mm后加大风量钻进，到达设计深度10000mm后，减小风量使钻具低速运转，缓慢退出钻杆后关闭风水，停止钻具运转。

④更换MS-SY45/95型恒阻器安装孔导向扩孔钻头，直径为95mm，沿着锚索钻孔导向对钻孔表面进行扩孔，扩孔深度500mm。

⑤用树脂锚固剂进行锚固，锚固长度不小于 1.5m，锚固剂逐条装入锚索眼内，然后用长度为10300mm钢绞线将锚固剂轻轻顶入孔底。

⑥开动锚索钻机带动锚杆旋转，边旋转边推进，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间15～20s后停止搅拌，等待2～3min(具体搅拌时间和凝固时间务必以实际使用的锚固剂型号为准)后撤下钻机。

一般情况下，恒阻锚索外露180～300mm 为宜。

⑦安装W钢带，规格为2400 mm×280mm×5mm。

⑧安装锚索托盘，规格为300mm×300mm×16mm。

⑨安装恒阻器。

⑩安装锁具，并使用TMQ22-520型锚索张拉机进行预紧力施加，预紧力不小于25t。

要求最终锚索锚固力≥42t。

2）顶板预裂爆破钻孔施工
按照设计要求，顶板预裂爆破钻孔施工巷道长度共 426 米。

使用专门设计的 无煤柱自成巷液压钻车或者锚杆钻机进行切缝孔的施工，施工的主要工艺流程 有：
① 按照设计要求，以巷道中线为基准，沿采煤侧巷道顶板准确标出各钻孔 位置，钻孔表面布置在一条直线上，钻孔间距符合设计要求。

② 调整钻机位置，使钻机钻臂（即钻杆）在三维空间上与水平面成相应角 度， 与上述钻孔连线垂直；
③使用直径为 48mm 的专用钻头，按照上述角度，在巷道顶板钻孔标注位置 准确定位，并进行钻进施工，钻进深度为 9000mm，准确操作钻机，保证成孔平 直度。

3）顶板预裂切缝爆破施工
顶板预裂切缝爆破采用专利化聚能拉张切缝爆破方法，按照设计要求，进行 单孔及多孔联孔爆破对顶板进行预裂爆破试验施工，根据联孔爆破试验提供的最 佳参数进行顶板预裂爆破施工，具体工艺流程如下：
①在施工完的爆破钻孔中安装 BTC-1500 型聚能管，外径 42mm，内径 36.5mm，管长 1500mm，每钻孔安装 5 根聚能管，聚能管捅到孔底。

②在聚能管中放置矿用三级乳化炸药，装药量以试验结果而定，初定每孔 13 卷，药包外径 Ф32mm，长 200mm，炸药及雷管由矿方免费提供。

每个聚能 炮孔在装药前，先在巷道内按照爆破装药设计参数从孔底聚能管开始连续装药， 并安设雷管和引线，然后将引线穿过第二根聚能管，并将第二根聚能管与第一根 聚能管用专用连接件连接，然后在第二根管内开始连续装药并安设引线，重复按 照上述方法，依次完成全部聚能管装药，每个聚能管设置一个雷管，未装药聚能 管则不需雷管。

③孔口用水炮泥封孔，封孔长度不低于 2000mm。

④按照煤矿安全施工操作规程规定设置安全放炮距离，组织爆破工作。

⑤爆破后由设计方组织人员及时对爆破效果进行监测、分析，保证顶板裂缝 率在 75%以上，具体评价方法如下： 对每个炮孔编号，并对每个炮孔在预裂爆破切缝后进行炮孔裂缝评估统计， 建立炮孔统计档案。

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1.检测方法 采用“表面—孔内探测相结合”的方法，对炮孔表面裂缝、孔内裂缝进行检 测。

2.检测仪器和设备 （1）防爆相机进行巷道表面照相，检测定向预裂缝表面联通情况 （2）钻孔自动成像仪：钻孔内部探测成像，检测定向预裂缝孔内扩展情况 （3）检测步骤及评价指标 第一步：成孔后预裂爆破前，钻孔编号，钻孔自动成像仪探测成孔效果和裂 隙情况。

角度误差率：K1=α 设计-α 实际/α 设计≤10%；钻孔平直率： K2=L 坑洼/L 钻孔≤10% 第二步：钻孔自动成像仪内部探测，检测定向预裂缝孔内扩展情况。

孔内裂缝率：K3=L 孔内裂缝/L 有效钻孔长度≥75% 第三步：闭合临界距离评估，架后到完全垮落处距离。

架后到完全垮落处距离： K4≤20m 4）工作面采空区内留巷段巷道支护及挡矸措施 1、2S204 胶运顺槽留巷段架后 0～200m 范围内巷道加固及挡矸措施 1）为了防止架后动压冲击及采空区垮落岩石冲入巷道，工作面支架后方 200m 范围内采用钢筋网、可缩性挡矸 U 型钢、混凝土墩柱及单体支柱组成的联 合挡矸及顶板临时支护形式；支架后方 200m 范围外保留可缩性挡矸 U 型钢和混 凝土墩柱护帮。

2）可缩性挡矸 U 型钢按 500mm 间距布置，可伸缩 U 型钢支护用木楔子固 定，处于同一直线上，钢筋网采用直径为 6.0mm 的钢筋焊接网，顶板钢筋网捆 扎在一起，钢筋网尺寸为 1750mm×1100mm，钢筋网与钢筋网之间重叠 100mm， 并用铁丝捆扎，钢筋网与原支护的金属网搭接。

当单体支柱支护达到 200m 后， 顶板基本稳定时撤除单体支柱，并将撤除的单体移动至支护段的最前方。

3）为防止漏风现象发生，拟采取在矸石与钢筋网之间铺设风筒布，上下各 超出 30cm，超出部分分别固定到顶底板，并进行有效封闭。

风筒布搭缝处宽度 30cm，固定后亦进行封闭处理。

4）巷道稳定后，对垮落不充分地方进行填充，撤除单体，根据矿压观测情
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况对巷道进行整形、维修等处理，及时进行喷浆封闭，满足使用要求，待下一工 作面使用。

5）注意事项 （1）现场施工时要严格按照上述施工顺序及施工工艺进行作业。

（2）确保施工参数与设计参数一致，确保锚索预紧力达到设计要求。

若遇 特殊情况需要局部修改支护，具体支护方案经设计研究小组视现场情况讨论后方 可实施。

（3）要保证锚索、切缝施工质量。

（4）务必要坚持及时设点进行长期矿压观测，若出现异常现象及时向项目 领导小组汇报。

（5）遇到瓦斯抽放口，关闭瓦斯抽放口阀门。

根据现场实际情况和矿上相 关规定，切缝孔和恒阻锚索孔可做适当调整。

第四章 检测监控
第一节 监测目的及内容
（一）监测目的
PU 监测系统是对所监测位置压力及位移监测，通过对 PU 监测系统监测数 据分析目的在于：
1）掌握巷道围岩动态及其规律性，为巷道支护进行日常动态化管理提供科 学依据；
2）为检验支护结构、设计参数及施工工艺的合理性，修改、优化支护参数 提供科学依据；
3）监控施工质量，对支护状况进行跟踪反馈和预测，及时发现工程隐患， 以保证施工安全和巷道稳定；
4）为其它类似工程的设计与施工提供全面的参考依据； 5）通过监测资料，可作为判断巷道工程的质量检查和验收的标准。

（二）监测内容
（1）巷道表面位移监测 通过巷道表面位移监测数据可较好地判定巷道围岩的运动情况，分析围岩是
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