巷道加固安全技术措施

巷道加固安全技术措施（通用8篇）

篇1：巷道加固安全技术措施

井下各巷道支护加固安全措施

1.根据上级公司对本整改方案批复后批准后，所有整改作业人员必须经过培训合格后方可上岗。

2.整改项目负责人必须跟班下井，现场指挥。项目负责人由富有实践经验和管理能力的专业技术人员或安全生产管理人员担任。

3.井下各整改作业现场必须配备专职瓦检、安监人员跟班。

4.井下整改过程中，严禁在一个地点单人作业。5.负责人、技术人员必须携带便携式甲烷报警仪和CO检测仪。

6.特殊工种作业人员必须持证上岗，执行工种岗位责任制。

7值班领导要准确掌握出勤人数和工作地点，交班后，如发现有人尚未出井，应立即报告调度室与有关部门，并及时查明原因。

8.必须组织管理水平高、技术素质好的队伍，以保证隐患治理工作的安全可靠性。

9.巷道支护加固维修时，确定由外向里的顺序依次进行。架设临时木棚时，在一架未完之前不得终止工作。

10.接班时，当班的带班管理人员和安瓦检人员必须先进

入工作面对顶板、各种气体进行全面检查，根据情况安排当班工作。

11.各工种在开工、作业前，必须先敲帮文问顶，确认安全后方可开工。

12.严格执行工程质量验收制度，干标准活、放心活，安全隐患要及时处理。

13.在拆除原支护前，应先加固临近支护、拆除原支护后，必须架设永久支护。

14.采用架棚支护时，且棚腿不得占巷道宽度，两帮加点柱时，点柱不得占巷道宽度。

15.交岔口支护时，材料规格要经计算后确定，交岔口必须采用双抬棚，插梁必须做口，且接触严密。

16.严格执行敲帮问顶制度，作业规程及操作规程的要求，棚架质量及支护形式要合理。

17.必须采取有效手段全力控制冒顶区域两侧巷道，使其冒顶波及长度不再扩大。

18.如发生冒顶事故，带班领导、班、组长立即向调度室汇报。附近工作人员如发现异常情况也要及时汇报。

19.冒顶区域内如有人员被困，要探明其位置，进行救治。20.如果事故严重时，立即发出警报，并及时撤出所有人员，沿预定的避灾路线出井。

21.必须保证作业地点有足够的新鲜风流。

22.所有安全、通风、防尘、防火、防水等设备和设施，不得毁坏或挪作它用。

23施工过程中防止瓦斯积聚及一切火源。

24履行出入井人员清点检身制度，严禁将点火物品带入井下。

25井筒内管路、电缆等吊挂整齐，清除杂物。26它末尽事宜，严格按《煤矿安全规程》和公司有关文件执行。

篇2：巷道加固安全技术措施

由于停产放假，导致煤巷部分地段出现笆片腐烂，漏顶，需对煤巷进行整改，为了在整改工作期间能安全顺利的完成工作，特编制此措施，望相关单位认真贯彻落实。

一、整改项目及工程量：

1、巷道笆片排材腐烂和漏顶的地方从新进行背杠。

2、对巷道变形支架进行维修。

3、对巷道水沟进行清掏。

二、施工要求及技术措施

1、对巷道笆片排材腐烂的地点进行重新背杠，必须背杠严实，巷道顶帮背接不够严实的地方必须进行有效背接且接顶必须严实可靠。

2、按巷道腰线对巷道进行沉底，必须满足规程坡度要求。

3、整改完成后对该巷道水沟进行清掏并清理巷道杂物。

4、整改作业必须由外向里单头进行整改，严禁多点同时作业。

三、安全措施

1、作业前，首先检查作业点范围内的围岩和支护情况，找净危岩活石，防止片帮、冒顶事故发生。

2、作业期间必须随时观察作业段围岩及活矸情况，如遇突发情况则立马将施工作业人员进行撤退，待隐患处理后方可继续进行施工。

3、该巷整改期间产生的煤、矸由运煤系统运出。

4、加强作业区域的支护安全，如发现工字钢支架有虚脚、变形等情况，必须对支护及时进行修复,防止因垮冒诱

导突出。

5、作业期间对顶帮背接不够严实的地方必须进行有效背接且接顶必须严实可靠。

6、必须确保支护有效，所有作业人员必须在支护完好的情况下进行作业。

7、提高支护强度，并保证其足够的支护强度后，方可作业，严禁空顶作业；顶板破碎段，必须用半圆木、排柴、竹笆等接顶。

8、支护背接作业时必须有专人看护安全；整改作业期间必须保证作业点至少有两人以上作业，严禁单独操作。

9、在作业期间，必须先对作业点后方10m所有支护进行加固以防止支护变形。

10、作业期间，在作业点必须备用找顶撬棍（1.0m、1.5m各一根）。

11、作业时不能伤及现有支护，对于不合理的支护必须立即进行整改，要确保现有支护的安全和强度。

12、做到“人走场地清”，工程完成后必须及时将作业环境里无关的工器具及材料运走或找一较宽不影响运输、行人、通风的地点规范堆码。

13、维修巷道期间，必须每班由安监科安排安排安监员现场跟班，矿级每班必须到现场检查维修作业地点的安全情况。

14、未提及之处，严格按《煤矿安全规程》、《1115机巷掘进工作面作业规程》等相关规程的规定执行。

四、组织措施

1、施工单位负责巷道维修作业人员组织、协调与措施学习，现场统一调度指挥，地面维修所需材料的准备、装车。

2、通维队长负责工作面每班瓦斯检查员安排，甲烷传感器的延伸，确保监控灵敏可靠，区域内瓦斯巡回检查和通风设施管理及维护等，确保巷道有效风量≮Q=120m3/min供给。

3、安全管理科负责巷道维修期间的跟值班人员情况落实安排、统计；安全管理人员负责现场安全监督与检查。

4、机电运输科负责巷道维修期间的所用电气设备部署；机电运输人员负责监控设备的安装，电缆不失爆，不漏电，动力电源安全供电，压风、防尘、供水管道拆除安设延伸等工作。

5、通风防突科负责巷道维修前风量测定和调控风措施编制，局部通风管理，风量控制与调节，瓦斯检查，现场压风自救袋，防尘装臵和隔爆设施安设监管。

6、生产调度室负责日常汇报管理，登记、协调。

7、生产技术科负责维修措施编制和根据现场实际情况及时修定和完善措施。

篇3：动压巷道围岩加固技术研究

关键词：巷道,围岩,稳定性,煤层

0 引言

在我国的能源结构中煤炭一直占据着十分重要的地位, 在我国经济的持续快速发展的同时, 我国对煤炭的需求量依然很大。随着我国近几十年对煤炭资源的开发利用, 埋深较浅的煤炭资源已接近枯竭, 深部开采的矿井所产煤炭数量占全国煤炭总产能的比重日益升高。相关研究表明, 在我国生产矿井中, 垂深超过700 m已有几十处, 并且在龙煤集团内部分矿井的开采垂深已经大于1 100 m。我国矿井的地质条件复杂多变, 深部软岩矿井井下巷道的数量随矿井向下的延伸逐渐增加, 地应力高、巷道变形大、支护复杂成为目前巷道维护面的最主要问题, 以广西那龙煤矿二号井为例, 矿井设计能力为21万t/年, 用时8年建设完成, 但因生产过程中巷道维护困难导致矿井面临停产的窘境[1]。

随着开采深度的逐渐增加, 70%~80%的巷道受到采动影响, 同时浅部硬岩的岩层到深部后呈现为明显的软岩性质, 巷道内支撑压力逐渐升高, 巷道变形越来越严重, 如出现两帮移近量大、顶板下沉严重、底鼓等现象。因此, 动压巷道围岩稳定性的维护已成为制约煤矿安全生产重要灾害之一。现阶段, 国内外学者对煤矿深部巷道的动压围岩稳定性进行了深入研究, 并提出了一系列的实用控制措施和技术建议[2]。

以东北某矿为例, 该矿1115 (1) 工作面位于-750 m水平, 北二采区, 工作面标高为-730 m~-795.0 m, 地面标高为+25.2 m~+26.17 m。此工作面周围及其上下煤层均未开采。此工作面走向长为2 813.1 m~2 817.7 m, 平均2 815.4 m, 倾斜长235.4 m, 面积662 745.2 m2。工作面煤层赋存稳定, 工作面钻孔揭露11-2煤层厚度为2.7 m~3.84 m, 平均厚度为3.27 m, 倾角为4°~10°, 平均7°。煤层结构较为复杂, 一般含2层~3层炭质泥岩夹矸。

1 动压巷道围岩稳定性控制

随着松动圈支护理论的形成和发展, 围岩控制方法和技术针对不同的问题逐渐提出新的理论和技术, 如候朝炯的适用于软岩动压巷道的加固帮角控制软岩巷道底鼓;陆士良、王悦汉提出的软岩巷道支架壁后充填技术;何满潮耦合支护的力学原理与设计方法以及郑雨天等人的锚喷—弧板支护理论等, 目前巷道围岩稳定性的控制方法主要分为加固法、卸压法和联合法三类[3,4]。

围岩加固法是指通过支护等手段对巷道围岩进行加固, 控制深部巷道围岩的变形程度, 使巷道保持稳定的效果。现阶段, 我国煤矿主要采用的围岩加固方法可分两类, 即主动支护和被动支护。卸压法是现在我国煤矿井下采用的主动加固方法之一, 其主要应用对象为深部开采的大应力软岩巷道, 对于存在底鼓现象的软岩巷道应用效果更加明显。随着技术的逐渐提高以及现场经验的积累, 卸压法也逐渐增多, 目前主要的卸压法包括巷帮钻孔、松动爆破、卸压煤柱 (巷道) 等。当巷道的变形受到煤矿采动影响较大, 采用单一的巷道支护或加固形式不能够有效控制巷道的破坏变形, 因此必须同时采用上述方法中的两种或者多种方法来增加巷道的强度, 进而有效地控制巷道的变形, 防止其发生变形破坏。此种方法即是联合支护法。目前煤矿采用的联合支护方式主要包括锚喷+注浆+锚索、锚杆+网+锚索等。但采用联合支护加固巷道时, 由于同时采用多种支护方式, 致使巷道支护成本高于其他单一支护形式。

2 采动巷道围岩稳定性的力学分析

2.1 上覆煤层开采活动对动压围岩受力影响分析

当工作面沿走向方向向前推进时, 工作面前方沿工作面倾向方向的支撑压力随工作面推进而降低, 最终消失, 但工作面端头沿工作面走向方向侧向支撑力不会随工作面的推移变化而减弱, 将始终作用于其下方覆盖的巷道, 影响其围岩稳定。煤层底部巷道与其上覆煤层工作面边界位置的水平间距较大, 此时巷道主要受到工作面沿走向推进过程中前方支撑压力的影响, 而当上覆煤层的工作面采动完毕后, 工作面对下部巷道的影响作用将消失, 围岩趋于稳定;而下部巷道围岩同时受到上覆煤层工作面前方和工作面沿走向方向侧向压力的影响。

2.2 巷道围岩的远场应力分布

在垂直于工作面推进方向取单位厚度的半无限平面, 上边界为煤层工作面的水平面, 巷道位于离边界h高度处, 距煤层工作面端头的水平距离为b, 如图1所示为巷道围岩远场应力分析的力学模型, 该模型的材料视为均质岩体, 其弹性模量为E, 泊松比为μ。

2.3 巷道与煤层工作面垂直距离h的影响

巷道埋深H=750 m, 巷道与煤层工作面端头间的水平距离b=5 m时, 巷道处的水平应力δx, 垂直应力δy和剪应力τxy随垂直距离h的变化曲线如图2所示。

通过分析图2可得, 煤层工作面与巷道的垂直距离h越小, δy和τxy值均越大;当h=15 m逐渐变化到h=30 m时, δx的变化值约为0.5 MPa。

2.4 巷道与煤层工作面端头间水平距离b的影响

巷道埋深H=750 m, 巷道至煤层工作面垂直距离h=20 m时, 巷道围岩远场的水平应力δx、垂直应力δy和剪应力τxy随巷道与工作面端头间的水平距离b的变化曲线如图3所示。

通过分析图3可得, 随着b的逐渐增大, 巷道围岩的δy值和τxy值均呈现逐渐减小的趋势, 而δx则表现出先增大而后减小的变化特征, 约水平距离b=3 m处δx达到最大值, 可得此时工作面开采对巷道围岩水平应力的影响为最大。

2.5 巷道埋深H的影响

取巷道与工作面端头间的水平距离b=5 m、巷道至煤层工作面间垂直距离h=18 m时, 围岩的水平应力δx、垂直应力δy和剪应力τxy随工作面埋藏深度H的变化曲线如图4所示。

通过分析图4可得, 随着H的逐渐升高, δy, τxy和δx的值均呈正线性相关, 即巷道的埋藏深度H越深, 巷道围岩应力变化越大。

3 实施方案

20世纪80年代以后, 巷道围岩控制技术快速发展, 对于破碎围岩逐渐形成了“喷锚注”控制技术[5]。“喷”即喷射混凝土形成柔性支护保护层, “注”即注浆加固重新形成稳定的整体, “锚”即通过注浆锚杆增强锚固能力, 达到控制破碎围岩的效果。

针对该矿井, 在中间切眼至开切眼约300 m范围巷道两帮相对稳定, 变形量不大, 未出现大范围锚杆失效、炸帮等现象, 在八上层工作面开采前, 急需对该范围巷道进行喷浆, 防止围岩风化导致锚杆失效。将中间切眼以外巷道已经严重破坏变形、胀包处围岩剥落, 锚杆失效的重新补打锚杆及钢带, 之后进行喷浆, 喷浆厚度10 mm以上。喷浆后, 在顶板打设注浆锚杆, 进行注浆加固, 阻止顶板继续离层变形, 行距1.5 m, 排距1.0 m, 布置参数如图5所示。

4 加固技术效果研究

在皮带尾方向隔6 m布置1个, 布置2个, 开切眼每10 m布置1个, 布置4个, 共布置6个ZXY型在线测压表, 所得数据如图6所示。研究结果表明锚杆、单体受力不大, 说明支护方案可行, 围岩得到了有效控制。

5 结语

1) 从理论上探讨了骑跨采动压巷道围岩的应力与变形的变化规律, 研究得出巷道围岩应力与巷道埋深H、巷道距上部煤层工作面端头的垂直距离h、水平距离b间的耦合关系, 三者对巷道稳定性的影响都十分明显。

2) 提出了动压下巷道围岩控制技术方案, 进行现场施工后, 并利用MCJ-Ⅲ型锚杆测力计对该矿进行研究, 表明锚杆、单体受力不大, 说明支护方案可行, 围岩得到了有效控制。

参考文献

[1]麻凤海.岩层移动的时空过程[D].沈阳:东北大学, 1996.

[2]李向阳.采空场覆岩变形特性研究[D].武汉:武汉大学, 2004:45-56.

[3]郭振兴.大采高采场围岩控制及支架稳定性研究[D].西安:西安科技大学, 2010.

[4]侯凤才.新安矿大采高综采面矿压显现规律及围岩控制技术研究[D].哈尔滨:黑龙江科技大学, 2009.

篇4：浅谈巷道修复超前加固措施

【关键词】巷到修复；加固措施；安全

我矿巷道支护主要采取锚网支护或架棚支护，在巷道断面小于4平方米时，基本上满足不了生产的需要，就得及时进行巷道修复。在巷道修复前，应先对失修巷道进行简单的维护工作，如进行拉底、连网、帮顶刹背、紧固螺丝等工作，确保安全环境良好（有足够的操作空间，通风、运输断面，行人空间等）。各作业地点的条件不一样，采取的加固措施也不一样，所以，要根据现场的条件确定采取不同的加固措施，现就运输方式、支护的方式、巷道状况的不同分别进行论述：

一、轨道运输：首先必须考虑加固措施不能影响矿车的运输。

（一）巷道支护良好，压力小，采取在轨道边往外0.5米处打设两排木点柱进行加固，点柱间距为两架棚子或两块锚梁的距离；若修复前方无轨道时，则打设单排中心点柱加固。

（二）巷道支护良好，但压力大，采取在轨道边往外0.5米处打设两排木点柱进行加固，点柱间距为0.5米；若修复前方无轨道时，则打设单排中心点柱。

（三）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），但压力小，采取在轨道边往外0.5米处打设两排木托棚进行加固，点柱间距为1米；若修复前方无轨道时，则打设单排中心木托棚加固，托棚上方使用好道木维护顶板。

（四）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），且压力大，采取在轨道边往外0.5米处打设两排托棚进行加固，托棚采用1.2米铰接梁或工字钢梁和液压单体柱打设，铰接梁或工字钢梁上方使用好圆木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，单体柱间距为0.6或1米；若修复前方无轨道时，则打设双排托棚加固（托棚间距为1-1.5米）或单排中心托棚加固，托棚上方使用好道木维护顶板。

（五）若达不到轨道运输的要求，就得改变运输方式。

二、溜子运输：溜子铺设时，尽量靠边。

（一）巷道支护良好，压力小，采取在距溜子边不小于0.2米处，打设单排中心点柱进行加固，点柱间距为两架棚子或两块锚梁的距离。

（二）巷道支护良好，但压力大，采取在距溜子边不小于0.2米处，打设单排中心点柱进行加固，支柱间距为一架棚子或一块锚梁的距离。

（三）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），但压力小，采取距溜子边不小于0.2米处，打设单排中心托棚进行加固，支柱间距为1米，托棚上方使用好道木维护顶板。

（四）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），且压力大，采取距溜子边不小于0.2米处打设中心托棚进行加固，托棚采用1.2米铰接梁或工字钢梁和液压单体柱打设，铰接梁或工字钢梁上方使用好道木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，单体柱间距为0.6或1米；若单托棚不能有效加固时，则打设双排托棚加固（托棚间距为1-1.5米），铰接梁或工字钢梁上方使用好圆木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，单体柱间距为0.6或1米。

三、皮带运输：皮带铺设时，尽量靠边。

（一）巷道支护良好，压力小，采取距皮带边不小于0.2米处，打设单排中心点柱进行加固，点柱间距为两架棚子或两块锚梁的距离。

（二）巷道支护良好，但压力大，采取距皮带边不小于0.2米处，打设单排中心点柱进行加固，点柱间距为一架棚子或一块锚梁的距离。

（三）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），但压力小，采取距皮带边不小于0.2米处，打设单排中心托棚进行加固，支柱间距为1米，托棚上方使用好道木维护顶板。

（四）巷道支护不好（锚杆存在失效、有网兜、棚梁变形量大或有折断现象），且压力大，采取距皮带边不小于0.2米处打设中心托棚进行加固，托棚采用1.2米铰接梁或工字钢梁和液压单体柱打设，铰接梁或工字钢梁上方使用好道木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，单体柱间距为0.6或1米；若单托棚不能有效加固时，则打设双排托棚加固（托棚间距为1-1.5米），铰接梁或工字钢梁上方使用好圆木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，点柱间距为0.6或1米。

（五）若巷道断面影响，皮带只能铺设在巷道中间时，则打设双排托棚加固（托棚间距为1.5米），若巷道支护相对较好时，则采用木托棚加固；若巷道支护较差时，则采用1.2米铰接梁或工字钢梁和液压单体柱进行加固，铰接梁或工字钢梁上方使用好圆木维护好顶板，单体柱穿好柱鞋，单体柱间距为0.6或1米。

（六）若巷道前方采取措施加固后，因皮带、溜子等设备影响行人安全时，必须设置警戒牌，禁止通过，确需通过时，必须停止皮带、溜子的运行，并将开关闭锁，确认后方可通过。

（七）若巷道断面小，通过拉底后，还是打设不上点柱进行加固的话，是棚子支护时，必须使用2寸铁管（轨道）配合大链（8#铁丝）进行三道连锁；是锚网支护时，必须先打设点锚进行加固，快速修复结束。

篇5：巷道临时维修技术安全措施

1、找顶帮悬矸要站在相对高处用长把工具找下，防止悬矸随工具把滑下伤人，

2、如果开裂浆体或矸石较大，不得使用风镐或风镐找，要使用2m长的撬棍插入开裂浆体一侧将其找掉。在找的过程中，严禁其他人员通过，防止其落下伤人。

3、找顶工作应有2名经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。

4、找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。

5、找顶工作应戴手套。

二、打锚杆眼措施：

打眼前，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，锚杆与巷道轮廓线的夹角不得小于75°锚杆眼位误差不得超过100mm，锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须站在支护完整的地点或临时支护的掩护下操作。打眼的顺序，应按先顶后帮的顺序依次进行。

三、喷射混凝土

1、准备工作

(1)检查锚杆安装是否符合设计要求，发现问题及时处理。(2)清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。(3)检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。(4)喷射前必须用高压水冲洗岩面。(6)喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2、喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为：先墙后供，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。

喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要喷射的混泥土无无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，

3、喷射工作

喷射工作结束后，应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料：停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷枪射头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷嘴朝下。

4、喷射质量

喷射前必须清理岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。

四、设备管线的保护措施

1、所有受修复影响的电缆尽量放下并埋好，埋深不得小于0.2m。

2、不能落地的电缆、风水管和各种设备必须用木桩或旧皮带妥善遮盖，遮盖时不得留有空隙，以防损坏设备。

五、巷道修复时，尽量恢复原断面，如有特殊情况时，必须满足通风、行人、运输和管线敷设的要求。

六、运输管理

1、采用人力推车时，必须遵守下列规定：

①1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰时，不得小于30m：坡度大于7‰时，不准人力推车。

②推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。

③严禁放飞车。

2、处理掉道矿车必须遵守下列规定：

①有专人指挥。

②将矿车稳住，先抬一头上轨，后抬另一头复位。

③用铁轨、撬杠使矿车复位时，应注意自身及他人安全。

篇6：煤矿巷道掘进贯通安全技术措施

一．编制目的为防止二盘区运输巷与旧巷贯通时发生瓦斯、水、火等灾害。特编制本安全技术措施。

二．贯通时间

按照设计掘进进度，预计贯通时间为2012年2月25日晚班，但是在实际掘进过程中，由于人员、设备或其它情况无法正确估计，预计贯通时间与实际贯通时间可能不符，但不论贯通时间提前或推后，贯通时都按照该措施执行。

三．参与贯通管理的人员职责

一．跟班矿领导工作职责

1负责此次贯通工作井下现场工作安排和现场安全管理，在贯通作业时与当班班长在贯通地点观察顶板和矿压情况，贯通作业中顶板出现冒顶危险和其它可能危及工作人员安全的情况时，及时果断的制定安全处理措施或下达撤离工作现场的命令。

2指导、监督贯通作业人员的现场工作，及时制止贯通工作中的各类违章作业、违反劳动纪律情况，杜绝安全生产隐患的出现。

3在贯通作业中出现不曾料及的情况或措施中没有健全的问题时，在有确凿把握的情况下，根据工作地点现场情况，布置、安排现场工作，完善安全措施。

4严格执行本安全技术措施规定，不得违章指挥。

5提前将贯通所需的各类物资安排人员运输到作业地点，保证贯通时所必须的支护材料、构筑通风设施的材料或其它安全物资。

二.班长职责

1.在跟班矿领导的指挥下，履行自己的组织、指挥、协调、处理职责。组织好贯通作业中必须的人力；指挥本班的贯通工作；协调、处理好各项工作关系，保证贯通工作顺利开展。

2.在贯通作业时与跟班矿领导在贯通地点观察顶板，贯通作业中出现顶板冒顶预兆或其它可能危及工作人员安全的情况时，及时果断的采取防治措施或下达撤离工作现场的命令。

3.自己不违章指挥他人，杜绝他人违章作业、违反劳动纪律。同时具有危险情况及时组织本班人员紧急撤离和拒绝他人违章指挥的权力。

4.积极配合值班领导搞好本班的安全生产工作。

5.严格执行本安全技术措施。

三.井下电钳工职责

1.在跟班矿领导的指挥下，对本班的机电管理工作负责，认真执行机电工操作规程，杜绝违章作业。

2.负责井下机电设备的正常运行，听从值班领导安排，积极完成值班领导布置的各项工作任务。

3.认真检查局部通风机及检测系统的运行情况，确保监测监控设施设备和通讯系统的正常运作。

4.严格执行本安全技术措施。

四.瓦斯员职责

1.负责本班的瓦斯检测、通风管理、瓦斯报警处置工作，严禁瓦斯超限作业，对本班的瓦斯检测工作负全责。

2.在贯通作业时，与通风技术员保持紧密联系，听从通风技术员的工作安排，保证贯通地点瓦斯、二氧化碳和其它有害气体的浓度符合规定。

3.积极完成矿领导布置的通风管理、瓦斯检测或其它工作任务。

4.负责构筑通风设施时的工程质量监管工作。

5.严格执行本安全技术措施。

五.技术员职责

1.及时掌握联络巷的掘进情况，在距贯通5m前，书面通知跟班矿领导和掘进相关人员做好贯通前的准备工作，并停止掘进作业工作，撤出作业人员。启封旧巷与回风巷的密闭。

2.由跟班矿领导、队长、班长、瓦斯监测员进入启封巷内进行观察顶板及气体检查。并做好贯通点记录。

3.及时修补贯通安全技术措施，并报技术负责人审批。

六.通风技术员职责

1.预先测定矿井各地点风量，掌握贯通前风量，预算贯通后风量及布置通风路线。

2.计划贯通时构筑通风设施的各种材料，并将计划结果书面告知矿领导，由队长安排预先运输到所需地点。

3.贯通后及时根据贯通地点的瓦斯涌出和风速情况，结合《煤矿安全规程》有关于通风管理的规定，调整巷道风速和准确分配各地点的风量。

七．现场施工人员工作职责

1.在跟班矿领导、队长、班长的指挥领导下，负责贯通工作，严格按照安全技术措施实施贯通作业。

2.服从当班领导安排，积极完成值班领导布置的各项工作任务。

3.杜绝自身的违章作业行为，有权拒绝矿领导的违章指挥。

4.严格执行本安全技术措施。

四、贯通措施

（一）巷道贯通前的安全技术措施

1.掘进技术员：掘进技术员向矿技术负责人报告，并做好地质测量工作，掌握好贯通巷道附近及贯通地点的地质构造，顶底板稳固性和水文地质等情况。同时要通知掘进队。

2.技术科应做好正常通风工作，保证两端的巷道内不积存瓦斯，并做好贯通时调整风流的准备工作。绘制贯通巷道两端附近的通风系统图，图上标明风流方向，风量和瓦斯涌出量。明确贯通时调整风流设施的位置、数量及要求，并做好布置有关人员的准备施工等工作。在停止工作的工作面巷道口设置栅栏和警标，保持风筒完好及正常通风，经常检查工作面和回风流中瓦斯浓度，保证瓦斯不超限，瓦斯超限时必须立即处理。

（二）贯通时的通风管理

1.在贯通前一班，技术员指定需要构筑通风设施的地点，由矿领导安排人员在需要构筑通风设施的地点构筑好通风设施，在未正式贯通前，通风设施处于开启状态；

2.贯通时，应逐渐扩大贯通地点的巷道断面，同时，在没有做通风调整之前，不得关闭掘进头的局部通风机；

3．瓦斯员在贯通地点及其贯通两巷道间检查瓦斯情况，通风技术员用风表测定风量和掌握风流方向，确定风流方向确实向贯通地点流动，且风速、风量能将贯通地点的瓦斯稀释到安全浓度，贯通巷道瓦斯小于0.5％，并至少保持10分钟。

7.在贯通时，应预先电话通知采煤工作面瓦斯检查员做好瓦斯检测工作，通风、瓦斯情况有较大变化应及时取得联系，制定措施进行处理；

8.通风路线的调整

1.贯通前的通风路线：掘进工作面—总回风—风井

2.贯通后的通风路线：1掘进工作面—联络巷—区段回风巷—总回风 —风井

3.为保证掘进工作面的风量需适量调整局部通风机的风量。

（三）贯通时的支护管理及灾害观测

1.严格执行敲帮问顶制度。贯通地点的作业人员必须随时用手镐敲击作业地点顶板，声音清脆说明顶板状况良好，如有空声音说明顶板离层，必须及时做支护处理或将离层顶板用手镐挖下，防止矸石冒落砸伤作业人员。

2.观测贯通地点和其他地点有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、顶板来压、淋水加大、有臭味等透水预兆时，应当立即停止作业，报告调度室，撤出人员，在原因未查清、隐患未排除前，不得进行任何采掘活动。

（四）贯通后的支护

篇7：巷道加固安全技术措施

一、概况：

自*月*日我矿停止一切井下采掘及整改活动，只进行通风和排水工作。由于长期停产放假 ，致使矿井巷道失修严重，需要翻修三采风井筒-80—-235m**米、-15—-145联络巷20米、+70m回风巷**米、+25—±0m回风上山**米。为了施工的安全，特编制此《巷道翻修安全技术措施》，并要求各参加施工人员必须严格执行。

二、安全技术措施：

1、翻修施工时，必须保证矿井主扇风机正常运转，不间断的向井下供新鲜风流。

2、翻修巷道施工时，必须坚持“先上后下、先外后内、先顶后帮、先支后拆”的原则。

3、独头巷道翻修时，严禁两头同时翻修或翻修地点以里有人作业。

4、严格按设计的巷道支护尺寸施工，支护材料为U钢，正常情况棚距0.8米，如遇顶板破碎压力较大地段，可适当缩小棚距。

5、翻修前必须先检查翻修地点前后的帮顶和支护情况，发现隐患，及时处理，压力大地段需备临时棚，打顶柱，必要时可先备棚，再打顶柱，安全后方可翻修。

6、坚持先挑顶，后扩帮的顺序进行施工，挑顶时必须把拌子固定牢固，要一面一面地挑，不准空顶下作业、大撒手施工，顶挑严实后再扩帮，翻修地点附近的棚子必须打好撑木。并保证有发生冒顶堵塞井巷人员能撤退的出口。

7、翻修过程中如发生冒顶需要打挑杆子时，必须打严、打密，严禁任其冒货。挑杆子强度要够，如需打木垛时，必须备齐物料待顶板稳定后由跟班矿长或安全员专人监护现场指挥组织人员打木垛。发现险情，马上撤人，不得强行作业。

8、架设和拆除支架时，需要打前探刹杆的地点必须先打好前探刹杆后方可拆除旧支架。拆除旧支架时只准拆除一架，严禁多拆支架进行翻修。

9、在一架未完工前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行，不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，同时要先检查翻修地点及接茬处有无新变化，确保无隐患。并将本班翻修下来的浮货及时运走，严禁堆放在巷道的两侧，以免影响行人、运输、通风，确保工作地点的安全。

10、翻修作业时，要保护好附近的设备、设施、电缆风筒等。每班翻完后，要出净浮货，接茬部分要刹严、刹实，不准留空顶。

11、在翻修绞车道、井筒等倾斜巷道时，施工地点的上、下5米以内棚子都应打反戗顶子，而且反戗顶子必须是双的、对称的。

12、在翻修绞车道、井筒等倾斜巷道时，如果拆除支架冒货较多，打反戗顶子也没把握时，可以用油丝绳或手拉倒链把最下部棚子固定在5米以上比较牢固的棚子上。

13、在翻修主井绞车道、副井等倾斜巷道时，必须在翻修地点下部设好档木，并只准一处进行作业，严禁分段进行作业。翻修地点必须设有点铃及打点器。翻修下来的浮货装吊车时，人员站在矿车的两旁，严禁站在矿车下部，大块矸石装在矿车底部以防提升时滚落。

14、在翻修绞车道、井筒等倾斜巷道时，必须停止拉放车，拉放车时人员必须到躲避硐所内，严禁人员蹬车。

15、翻修交叉口时，要认真检查交叉口周围的安全情况，确认安全后，方可翻修。

16、翻修过程中如果巷道断面狭小需要放炮扩面时，必须严格按设计的爆破说明书规定执行，炮眼须用炮泥封满，严禁放糊炮;放炮时要放好警戒，直线放炮距离不小于100米，弯道距离不小于70米，并将设备、设施、电缆、管路等掩盖好防止放炮蹦坏。

17、在翻修独头巷道或已冒严的非独头巷道时(即：无负压通风的地点)，必须设置局扇进行供风;并有瓦斯检查员跟班上岗，严格按规定检查瓦斯，严禁脱岗、漏检及假检;当瓦斯浓度超过1%时，立即停止翻修撤离人员，杜绝瓦斯超限作业。

18、保证翻修施工地点有足够的新鲜风流。

19、翻修平巷出货推车时，一次只准推一辆车，不准推串车或一人一手推车，一手拉车，严禁在矿车两侧及前面推车;同方向推车时，巷道坡度小于或等于5‰时两车的间距不得小于10m，大于5‰时两车间距不得小于30m;推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，以及接近风门、弯道、巷道口、硐室口时，推车人都必须及时发出警号，严禁放飞车，巷道坡度大于7‰时，不准人力推车;不准蹬矿车滑行，不得在自动滑行的坡道上停放车辆，确需停放时，必须用可靠的阻车器将车辆稳住。

20、其它未尽事宜按《煤矿安全规程》中有关规定执行。

扩展阅读

更换流矸筒安全措施

一、说明

随着160亚五掘进一队施工工程的进展，所需物料及设备也在增加，运输量逐步增大。我队负责160总回平台至亚五的运输工作，由于近期工作增大，运输任务严峻，为了保证矿领导交给我队的任务，并保证安全生产，特制定以下措施：

二、成立安全运输领导小组

组 长：金西安 安东海

副组长：李喜正 柯振亭 张根闯 屈红凯

何 璐

成 员：员中安 李春杰 王俊喜 李丙戌

刘建伟 白殿伟 范建忠 陈国群

王合亭

三、运输路线

运输路线：160平台→160水坑→抬棚→亚五

第一段：大巷至水坑，在75KW绞车提升时，由于坡度大，在运输时，要慢上满下。为了保证此段的运输安全，在此放置有工作经验，技术水平高的工人，以保证安全运输。

第二段：本段为160水坑至台棚处。在这一段运输时，需要25KW和40KW绞车相互配合使用，在配合使用时，两个绞车司机要相互结合，并由专人指挥。

第三段：台棚至亚五处，此段运输的优势为巷道坡度不大，但巷道环境比较恶劣，断面比较小，运输时要注意巷道两帮，避免碰到巷道帮。在运输此段时，严禁绞车不送电放空车。

四、绞车拉力分析

各部绞车经过拉力演算，全部满足运输要求。钢丝绳安全系数符合规程规定。

(拉力演算看附表)。

五、安全工作

1、抓好现场管理工作，落实干部跟班制度，指挥在前，与职工同上同下，各班抽调运输支架人员必须听从指挥，坚守工作岗位，坚持工作制度。信号工、把勾工必须持证上岗，机修工、轨道工带齐工具，对当班出现的问题要及时处理，除特殊问题外，能处理的问题不得遗留给下个班

2、要求轨道工提前把轨道线路认真检查维护一遍，各处轨距水平、方向、接头、轨缝、扣件齐全，道岔完好，使轨道线路达到合格标准，确保运输安全。

3、要求机修工提前把调度小绞车、声光信号系统、钢丝绳、钩头、绳扣、边环等工具认真检查。并且再每次使用前还要做详细检查，出现问题必须整改，不整改不得工作。

4、斜巷上、下山信号，把勾工，严格执行交接班制度，认真落实斜巷运输有关规定，严格执行“行人不行车，行车不行人”规定，由信号、把勾工负责具体落实，当班工、班长监督。

5、使用合格的连接装置，严格按照规定连车，并按照挂车规定数量挂车，确保安全运输。

6、参加运输人员要相互配合，工作时要积极努力，在工作中，不得嬉戏打闹。

7、参加运输人员要严格按规定入井，精神不正常，或者没有休息好的，可以请假休息，避免注意力不集中造成事故的发生。

8、绞车司机操作时精力集中，严格按信号指令行车，做到慢起慢停，严禁放飞车。

9、绞车在运行时突然停电时，绞车司机要保持冷静，按规定停车，不得惊慌。

10、信号和把勾工要使用好挡车器、插销、边环。使用边环时丝扣必须上满，确保无误后发送起车信号。

12、绞车司机与跟车工密切配合，连车要牢固，听从跟车工指挥，绞车司机听清楚信号后，先送红灯，慢速行驶，行车要稳定，跟车工发现异常，立即停车处理，隐患不排除不准运输。

13、处理掉道车时，必须由专人统一指挥，注意顶板及棚梁情况，对掉道车辆不得硬拉复位，掉道车辆下方及两侧严禁站人，钢丝绳涨力区内严禁站人，设专人观山。

14、每班运输前必须对轨道线路检查一遍，对绞车声光信号系统，挡车器、钩头、刹车情况进行检查，有一项不正常严禁运输，待处理后方可运输，发车和接车时做到目接目送。

15、教育职工做好自主保安，做到“三不伤害”。

16、班前会反复贯彻此措施及安全注意事项。

篇8：深部高应力影响变形巷道加固技术

三河尖煤矿南翼采区-980区域受深部地应力、多巷道交叉、工作面超前支撑压力共同作用,围岩活动剧烈,巷道变形明显。其中巷道失修最严重的地点是南二采区7煤回风上山下段,该巷道位于南二采区中东部,上限标高-913m水平,下限标高-980m水平,巷道倾角12°-16°。施工于2005年5月至7月,煤巷全长265.1m,矩形断面13.52m2。直接顶为泥岩,厚度3m;老顶中砂岩,厚度3m;底板砂泥岩,厚度26m,具体位置如图1EF段。

巷道原支护方式为锚梁网联合支护,采用Φ20mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆、Φ16mm圆钢钢带、菱形金属网联合支护,金属网网孔50mm×50mm,8#铁丝编织。锚杆间排距750mm×700mm。外覆喷混凝土厚度100mm,强度等级要求不小于C18。

1.1 巷道变形与初期维护

南二主系统先后受72201、72202、72204工作面超前支撑压力的交替影响。从微震系统的监测结果看,南翼深部工作面,特别是目前正在回采的72204工作面最初的100m,直接顶是超过10m厚的中砂岩,难以断裂垮落,造成老塘大面积悬顶。工作面超前支撑压力较大,老顶断裂下沉过程中释放的最大动压能量超过1.0E*105J,属中等偏强的冲击信号,直接对工作面及其外围巷道的破坏明显。而在南二主系统区域发生的所有可分析震动信号均小于1.0E*103J,为弱冲击信号。震动的深度区间一般在煤层顶底板上下各200m范围之内,直接对巷道的破坏不大,但深部软岩持续的蠕动变形,已对巷道产生破坏,再加上工作面回采频繁传递的弱冲击信号的扰动,使得巷道变形加剧。由于受区域采动和深部地压影响,巷道应力显现十分明显,围岩一度出现力学状态失衡的迹象。具体表现在:动压频繁煤炮多、顶板离层、锚杆断裂、底鼓、两帮收敛等情况。且顶板离层已超过临界值,底鼓严重,影响采区通风断面和安全生产,矿投入力量采取卧底、锚网加固等措施进行巷道修复,但巷道变形速度未能得到有效控制。具体支护方式是:采用Φ20mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆、Φ16mm圆钢钢带、菱形金属网联合支护,锚杆间排距800mm×700mm。

1.2 维护不成功的原因分析

南二采区7煤回风上山巷道直接顶与直接底均为软岩,单轴抗压强度小于25MPa,比该处的煤体还软,巷道受压后,其底板没有支护,容易率先变形。巷道直接顶泥岩厚度3m,受压变形后,其整体效果不好,疏松离层。采用围岩固化理论,进行锚杆加固,显然达不到要求。根据悬吊理论,3m厚的直接顶,采用2m长的锚杆,根本起不到支护效果。

1.3 巷道保护及修复技术研究

从保护主系统的角度考虑,采区及所属工作面的布置显然没有大的问题。比如,当72204工作面剩余长度约260m时,就已开始频繁影响南二主系统及对过的72203外面,最远波及到13-3#钻孔,但由于震动能量小,对已掘巷道影响也较小。因此在区域采掘安排上,应主要把握各工作面的停采线位置,确保工作面的超前压力不直接深度影响系统巷道。其二,重点研究系统巷道的支护参数,确保软岩在一次支护条件下,蠕动变形及受外压失去弹性后,对其补强加固要在可控范围,即二次支护及时、强度满足要求、具体地点要参照围岩剖面选择支护参数。关于对支护参数的要求。对于巷道顶板的支护,应采用锚索加固,布置Φ15.24mm高强度锚索加强支护,确保锚固端在围岩松动圈以外,对于两底角应打设底角锚杆支护,重点防底鼓。在南二采区7煤回风上山巷道修护施工中,应用了预应力锚索补强加固支护技术,取得了良好的支护效果和经济效益。

2 预应力锚索支护施工工艺及特点

2.1 钻孔

钻孔采用锚杆钻机,连接B19或B22钻杆Φ28mm旋转式钻头,在钻孔时保持钻机底部不挪动,以免钻孔轴线不在一直线上。

2.2 锚固

将1根CK-Z2370型和1根Z2380型树脂锚固剂送入孔内,且CK-Z2370型锚固剂快速端朝向眼底,用钢绞线轻轻将树脂锚固剂送入孔底,用搅拌连接器将钢绞线和钻机连接起来,开动钻机,边搅拌边推进,搅拌推进时间30s,同时将钢绞线送入孔底,钻机停转不回落,等待2min,回落钻机,卸下搅拌连接器,完成锚索的内锚固。

2.3 配套张拉机具

小孔径锚索采用锚杆钻机就可方便地进行钻孔作业,树脂锚固剂锚固约1h后,再装托盘、索具,并使它们紧贴顶板,挂上张拉千斤顶进行张拉,达到设计预紧力100kN~120kN,停止张拉,卸下千斤顶。

根据工作面每次安装锚索量大、要求安装时间短的特点,采用了重量为12kg、张拉行程为150mm的张拉器。当油泵的输出油压达到30MPa时,张拉器可产生100kN的张拉力,钢绞线的外露长度不小于150mm时即可进行张拉,钢绞线的最终外露长度不大于250mm。

3 监控测量参数及仪表

3.1 巷道围岩变形量:采用活动测尺进行十字布点法测量。

3.2 巷道顶板离层量:采用巷道顶板离层仪(双基点)观测。离层指示仪安设在巷道中部,每100m安装一个。双基点离层指示仪的深基点固定在锚杆上方较稳定的岩层内(深6m),浅基点固定深度与锚杆端部位置深度相同(深2m),顶板离层临界值为100mm。

4 锚索支护设计方法

锚索支护参数确定:预应力锚索加固支护设计方法采用工程类比法和理论分析法,借助矿井类似条件下的实践经验并进行了支护参数设计。

4.1 经验设计法

(1)长度(L),根据围岩弱化高度确定。(2)间排距(D),按D≤2/3L,加固带厚度H=0.6L。(3)设计载荷(N1),根据承载要求分配或以预应力控制,N1≤0.95PtkA。

4.2 支护参数设计法

按广义悬吊作用进行锚索加固设计,保证锚索有能力承担承载范围内潜在冒落岩层的重量。巷道基本参数如表1所示。

(1)计算巷道顶板潜在冒落拱高度:H=B/Ksf式中:B-巷道宽度,4.4m。Ks-顶板岩性系数,取0.45;f-直接顶普氏系数,取4.0。计算得H=2.44m。(2)潜在冒落拱面积为:S=4/3×4.4/2×H=7.16m2。(3)巷道每米长度范围内潜在冒落岩石重量:G=S×1×ρ=7.16×1.9×1=13.6t。(4)锚索破断载荷Nt,由式Nt=A×η×Ptk,式中:A-预应力锚索的截面积,mm2;η-锚具效率系数,取0.9~0.95;Ptk-锚索强度标准值,1860MPa。计算得Nt=230kN。(5)双锚索所能承担的冒落长度为:L1=2Nt/G=3.38m。(6)锚索密度D:由L1=3.38m,锚杆排距700mm,取D=2.8m,即每4排锚杆间布置2根锚索。(7)锚索锚固长度La:根据实践经验,选用1根CK-Z2370和1根Z2380树脂药卷做锚固剂,采用Φ28mm钻头打眼,则实际锚固长度为:La=1438mm。(8)确定锚索长度L:L=0.75B+La+Lb式中:Lb-锚索外露长度,一般为0.3m,则:L=5.02m。考虑巷道顶板离层后的平整度,故确定锚索长度为5.2m。

5 锚索加固支护效果

在预应力锚索加固前后进行对比观测,观测数据见表2。

采用锚索加固支护与全螺纹钢等强锚杆支护体系相比较,两帮位移速度和顶底板移近速度均大幅度降低,顶板离层量仅为6mm,远小于临界值100mm,说明巷道围岩已基本趋于稳定,支护方式完全可行。

6 预应力锚索加固支护经济效益

全锚梁网修护巷道支护每排支护费用321.61元,即每米支护费用459.4元。而采用预应力补强加固支护,一套锚索单价119元,每米巷道支护费用85元。比全螺纹钢等强锚杆支护系统减少巷道维修费374.4元/m,见表3。

7 结论

7.1 采用锚梁网支护体系修复受动压和深部地应力影响的巷道不能有效地控制围岩的位移变形,而且支护成本高。

7.2 在深部煤巷中采用预应力锚索补强加固支护是成功的,可有效地控制巷帮和顶底板的位移,使巷道围岩基本趋于稳定,支护方式完全可行。

摘要：采用预应力锚索加固支护深部高应力影响变形巷道与螺纹钢等强锚杆支护体系相比较,两帮位移速度和顶底板移近速度均明显降低,顶板离层量远小于离层临界值,说明巷道围岩已基本趋于稳定,支护方式完全可行,经济效益十分明显。