903进斜横川煤联巷上顺作业规程

东坡煤矿

903进斜横川、进斜、煤联巷及上顺作业规程

批准：

总I：

审批：

副总：

生产科:

地质科:

通风科:

动力科:

安质科:

施工单位:掘一队

单位主管:

编制:侯收理李亚前

日期：2011-10-04

审批意见:

审批:

副总:

生产科:

通风科:

动力科:

地测科:

安质科:

2

批准：

总工:

3

目录

一、概况：..................................................4

二、地质情况：..............................................4

三、巷道断面及支护：........................................6

四、掘进施工工艺流程.......................................13

五、局部通风设计说明.....................................21

六、运输和排水：...........................................21

七、机电设备和供电系统.....................................23

八、劳动组织及循环图表：...................................25

九、技术经济指标：.........................................28

十、避灾撤人路线：.........................................31

安全技术措施...............................................32

903进斜、横川、煤联巷及上顺平面图

120°

卜.顺溜煤眼

90350。

22370|120。29,51"

1292^29^51"

5

6\3

51397(5

溜煤眼进

风煤联巷

903

2

903进斜、横川、煤联巷及上顺

通风及避灾路线图

溜煤眼进

风煤联巷

903上顺溜煤眼

注：局扇面风筒:—I

探头⑦监测分站L

污风一

1、工作面发生瓦斯、煤

尘爆炸火灾事故正常通

600风，人员撤退路线：

扩

工作面-600扩大区进风

大

区巷一600大巷一味二进

进东大巷一人行井一地面

风符号:一*

巷

2、工作面发生瓦斯、煤

尘爆炸事故矿井反风或工

作面发生水灾，人员撤退

路线：

工作面-600扩大区进风

巷一＞横川600扩大区

回风巷，东二回一*东

总回2#风井一＞地面

符号:一，

3

一、概况:

工作面名称903进斜横川、进斜、煤联巷及上顺

工作面位置600扩大区

工作面用途通风、行人、运输

工程量横川：82.972m；进斜:54.042m；煤联巷：102.485m；

上顺：865m

巷道坡度进斜为18°上山；煤联巷上顺沿5-2#煤层底板掘进

巷道所处层位灰岩；穿层段；5-2"煤层

施工开口位置M66#测点向里48.8m处

巷道服务年限2年

开工时间2011.10

二、地质情况:

1.围岩特性：

1）煤层：5-2#煤层，位于太原组，第m旋回下部，煤厚2.5-3.0

米，含两层碳质泥岩。

2）顶板:

⑴老顶兄,为一组厚度为0.64-18.15度.9米,灰黑色灰色中粗

粒长石石英砂岩局部弱含水。F=6-8。

⑵直接顶：灰黑色砂岩或砂质泥岩、泥岩夹5T#煤，总厚度

1.38-9.05/4.03米,其中5-1#煤厚0.5T.52米。F=4-6。

4

3）底板降为灰色、灰黑色中细粒砂岩，中厚层状。厚度2.18-3.5/2.71

米，F=8-15.其上局部含有一层伪底，为黑色泥岩或砂质泥岩，厚度

0.1-0.2米，F=2-3o

2、水文地质：

据东坡煤矿600扩大区地质报告，本区域富水系数为1.79立方

米/吨煤。此值与矿区其他区域观测值相比较大，预计预计涌水量达

50立方米/小时，在掘进过程中，可能存在顶板淋水，底板渗水现象。

故需要有排放水设施。

3、瓦斯情况：

根据东坡煤矿精查地质报告，600扩大区地质报告及生产中收集

的资料所述，我矿属低沼气矿井，但随开采深度增大，瓦斯含量呈上

升趋势。，据2009年瓦斯鉴定结果，沼气相对涌出量为2.09M'/T/d,

二氧化碳相对涌出量为5.01M7T/do另外，本矿开采至今未发现煤

层自燃、发火现象。

4、预计主要地质构造：

从附近工作面所揭示的断裂构造中没有对该面造成影响的断裂

构造。

煤层顶底板起伏：从临近区已开采的工作面揭示，由于煤层顶底

板的局部起伏造成局部薄煤区，对开采造成一定的影响，究其本质为

顶板的层间滑动和底板的局部应力集中所造成。其中向为北东向或近

东西向。

根据区域断裂构造和综合分析903工作面，推采其构造如下：

⑴该区域位于马窑正断层（产状：N73°E（SE）Z70°）之南部,

受该断层影响，预计该面断裂构造走向呈北东向，其落差最大者在3

米左右，南北向断裂构造较小的构造态势，将对掘进和回采造成一定

影响。

⑵由于该区域位于白龙潭向斜之北部，此向斜由东向西延伸入本

井田1200-1300米，幅度70米，翼角8T0°。

5

三、巷道断面及支护:

1、903进斜横川、进斜灰岩段采用喷浆支护:

掘进断面:8.56m2

临时支护：利用岩石的自稳拱，严格执行“敲帮问顶”制度，及

时捣掉活砰活石。

永久支护：喷浆支护。

6

2、903进斜横川、进斜顶板破碎及穿层段采用锚喷支护:

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钢筋网

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匚3100一

掘进断面：8.56m"

锚杆排距：0.6m锚杆间距：0.7m

锚杆：620X2200,左旋螺纹钢，滚制丝扣，配M22T型螺母

木托板：40X250X350mm

铁托板：120X120X8mm

7

钢筋网：网目100X100mm

树脂药卷：1个K2360+1个Z2360

锚索：4）15.24X6000mm

特制工字钢：500mm

树脂药卷：1个K2335+2个Z2360

布置方式：1+0+1

最大控顶距：0.8m最小控顶距：0.2m

1）临时支护：金属前探梁配合板皮。采用两根吊挂前探梁（4m

长10#工字钢）作为临时支护。每根前探梁用三个吊链器固定并用木

楔楔紧，分别挂在距巷中700mm的锚杆上。

掘进工作面放炮后站在永久支护下进行敲帮问顶处理活研活石，

一人敲帮问顶一人监护顶板并保证退路畅通。待活砰活石处理完后，

将六个吊链器分别套在距离巷中700mm的第二、四、六排锚杆上，用

螺母上紧上牢。然后将前探梁穿过吊链器，并将托梁绑在前探梁前段,

平行移动两根前探梁移至工作面，前探梁一端必须紧贴工作面。最后

用板皮呈“#“型摆放接顶，并托起托梁至合适位置。吊链器中必须

用楔子将前探梁固定牢固，前探梁与顶板之间必须用板皮接实，防止

前探梁移动。

上吊链的锚杆必须留有40〜50mm的丝扣，以保证吊链的牢固。

吊链套入锚杆后，将螺母上紧上牢，要求螺母上全丝。

2）永久支护：先用液压锚杆机进行顶板眼施工，眼打够深后，

分别用锚杆体或锚索体将树脂锚固剂按要求顶入眼底，并且顶到实

8

处，然后用搅拌器搅拌，捣烂药卷，使其充分混合达到锚固效果。Z

后用“T”型螺母和锁具分别将锚杆和锁具上紧。

3、903进斜上平台及煤联巷采用锚网支护：

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巷

-K#铁丝锚杆.

1800

掘进断面:8.32m2

锚杆排距：0.6m锚杆间距：0.7m

9

锚杆：620X2200,左旋螺纹钢，滚制丝扣，配M22T型螺母

木托板：40X250X350mm

铁托板：120X120X8mm

树脂药卷：1个K2335+1个Z2360

铁丝网：12#铁丝，网目50X50,规格：：10000X1000mm。

锚索：4)15.24X6000mm

托梁:3.0mT型顶托梁

树脂药卷：1个K2335+2个Z2360

布置方式：2+1+2

最大控顶距：0.8m最小控顶距：0.2m

1)临时支护：先将“T”型顶托梁捆绑在铁丝网上，然后将铁丝

网与前一排网连接扭结成一体，再拉展铁丝网，升起玻璃钢单体支柱,

支撑起“T”型顶托梁进行支护。

2)永久支护：先用液压锚杆机进行顶板眼施工，眼打够深后，

分别用锚杆体或锚索体将树脂锚固剂按要求顶入眼底，并且顶到实

处，然后用搅拌器搅拌，捣烂药卷，使其充分混合达到锚固效果。之

后用“T”型螺母和锁具分别将锚杆和锁具上进紧，最后刷大断面，

施工帮锚杆。帮锚杆施工时一，先用煤电钻钻眼，眼深1800mm,眼孔

①40mm。眼打好后，安设锚杆。安装前把眼内的杂物用工具掏净，先

把锚固剂在水中浸泡，放入眼内后用炮棍送入眼底，锚固头必须全部

打入锚固剂内，等锚固剂完全凝固后，在眼口外背上板皮或废旧钢绳

(4)32X1600mm)并扎紧铁丝。

10

4、903上顺顶板完整时采用架棚支护:

掘进断面：9.435m-

最大控顶距:机掘0.8m,炮掘1.4m；最小控顶距:0.2m。

临时支护：金属前探梁配合板皮，使用4米工字钢两根分别用挂

环挂在第二、四、六排梁子上，距中心700nlm。

永久支护：工字钢架棚支护。严格按设计要求架棚，帮顶刹实背

严，顶部14块板皮，板皮均匀，铺网满帮满顶。帮锚杆施工：帮锚

杆施工时，先用煤电钻钻眼，眼深1600mm,眼孔①40mm。眼打好后,

安设锚杆。安装前把眼内的杂物用工具掏净，先把锚固剂在水中浸泡,

放入眼内后用炮棍送入眼底，锚固头必须全部打入锚固剂内，等锚固剂

完全凝固后，在眼口外背上板皮或废旧钢绳(632X1600mm)并扎

紧铁丝。

11

5、903上顺顶板破碎时采用锚杆架棚双支护:

Z

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巷

道

中

心

掘进断面：9.435

锚索布置方式：2-0-1-0-2,其他参照煤联巷支护。

最大控顶距:机掘0.8m,炮掘1.4m；最小控顶距:0.2m。

临时支护参照顶板完好时支护，永久支护参照903上顺顶板完好

12

时支护及煤联巷支护。

6、支护材料和结构选择依据：

依据围岩性质及支护材料性能。

四、掘进施工工艺流程

1、掘进方法：

钻眼爆破法掘进（903进斜横川、903进斜及煤联巷）综掘机掘

进（903上顺）

2、施工工艺流程说明：

喷浆支护：钻眼一装药f放炮f吹烟f装渣一清理f喷浆

锚喷支护：钻眼一装药一放炮一吹烟一临时支护一装渣一打锚杆

（锚索）一上托板一喷浆

锚网支护：钻眼一装药f放炮f吹烟f装渣f临时支护一打锚杆

（锚索）眼一上托板

架棚支护：综掘机割煤、装煤一转载机运煤一皮带运煤一临时支

护一架棚支护（锚杆、锚索架棚支护）

移耙斗时：装渣一铺轨道f移耙斗一清理

3、装药结构示意图：

13

说明：1、封泥长度不得小于500mll1。

2、各炮眼实际装药量及炮眼角度、深度详见本规程“炮眼及

装药量”。

（一）、903进斜横川及进斜:

炮眼布置图

ir

30

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1113

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1014

14

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36

7171819

40-46

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巷道有关参数

巷道名称掘进断面岩石硬度炸药名称雷管名称

903进斜横川8.56m2f=6〜8乳化炸药毫秒电雷管

及进斜

14

炮眼及装药量

炮眼眼深炮眼角度每眼药量爆破顺联线

眼号

名称(m)水平垂直(个)序方式

1-6掏槽眼1.568°90°3I

7-20辅助眼1.390°90°2II

串

21-39周边眼1.388°90°1III

联

40-46底板眼1.390°88°2III

Q=(6X3+14X2+19X1+7X2)X0.2=15.8kg

爆破技术参数

序名

序号名称单位数量单位数量

号称

1炸药消耗Kg/m13.177循环进尺m1.2

循环爆

2雷管消耗个/m38.38m310.272

破体积

3炮眼数个469炸药消耗Kg/m31.539

炮眼

4m6110雷管消耗个个34.474

总长度

炮眼平每眼爆

5m1.32611nf/个0.186

均长度破面积

炮眼

6%90.5

利用率

15

（二）、903进斜上平台及煤联巷:

炮眼布置图

巷道名称掘进断面岩石硬度炸药名称雷管名称

903进斜上平8.32m2f=6〜8乳化炸药毫秒电雷管

台及煤联巷

16

炮眼及装药量

炮眼眼深炮眼角度每眼药量爆破顺联线

眼号

名称(m)水平垂直(个)序方式

1-4掏槽眼1.570°90°3I

5-12辅助眼1.390°90°2II

串

13-24周边眼1.386°90°1.5III

联

25-30底板眼1.390°86°2III

Q=(4X3+8X2+12X1.5+6X2)X0.2=11.6kg

爆破技术参数

序名

序号名称单位数量单位数量

号称

1炸药消耗Kg/m9.677循环进尺m1.2

循环爆

2雷管消耗个/m258m39.984

破体积

3炮眼数个309炸药消耗Kg/m31.162

炮眼

4m39.810雷管消耗个个33.005

总长度

炮眼平每眼爆

5m1.32611nf/个0.277

均长度破面积

炮眼

6%90.5

利用率

17

（二）、903上顺:

炮眼布置图

巷道有关参数

巷道名称掘进断面岩石硬度炸药名称雷管名称

903上顺9.435m2f=6〜8乳化炸药毫秒电雷管

18

炮眼及装药量

炮眼眼深炮眼角度每眼药量爆破顺联线

眼号

名称(m)水平垂直(个)序方式

1-4掏槽眼1.570°90°3I

5-12辅助眼1.390°90°2II

串

13-21周边眼1.383°90°1.5III

联

22-28底板眼1.390°83°2III

Q=(4X3+8X2+9X1.5+7X2)X0.2=11.1kg

爆破技术参数

序名

序号名称单位数量单位数量

号称

1炸药消耗Kg/m9.257循环进尺m1.2

循环爆

2雷管消耗个/m23.38m311.214

破体积

3炮眼数个289炸药消耗Kg/m30.9804

炮眼

4m37.210雷管消耗个个32.497

总长度

炮眼平每眼爆

5m1.32811nf/个0.3334

均长度破面积

炮眼

6%90.36

利用率

19

五、局部通风的设计说明：

1、区域通风系统（通风方式、通风系统图）

通风方式：压入式通风

通风系统见附图

2、工作面风量计算：

1）按最多人数计算：

Q=4N=4X32=128m3/min

2）按一次爆破最大药量：

Q=25A=25X5.4=135m3/min

3）按沼气涌出量计算：

Q=100•q•k=100X0.18X1.2=21.6m3/min

4）按风速验算：

QNO.25X5X60=0.25X7.92X60=118.8m3/min

Q^4XSX60=4X7.92X60=1900.8m3/min

5）按风机吸风量算：

Q=Qf•Zf=200Xl=200m3/min

Q掘=Q吸掘+Q局巷

Q局巷=0.25X7.92X60=118.8m3/min

则:Q掘=200+118.8=318.8m3/min

所以：全风压供给该处的风量大于318.8m3/min,符合要求。

3、局扇选型、设置位置：

选用二台JBT—52—11型局部通风机，供风量318.8n?/min。安

20

设在600扩大区回风大巷距开口大于10米处。

4、风筒距工作面距离：

不大于5米。

5、综防系统、设施、位置设置（防尘、防瓦斯、防灭火等），使用要

求等：

1）每50米设三通阀门一个，定期冲洗巷道煤尘。

2）各转载点安设喷雾，巷道设净化喷雾两道。

3）各转载点备用20米洒水软管，冲洗机头前后。

4）瓦斯监控监测分站设于风机前，监测探头挂在距工作面不大

于5米处，并能断巷道内所有电气设备的电源，使用按规定执行。

5）通风设施：

局扇、抗崩风筒、阻燃风筒、断电仪。

六、运输和排水：

㈠运输：

903进斜横川、903进斜及煤联巷：

1、研石（煤）运输路线：

工作面f横川f600扩大区配风巷f一号横川f600进风巷f

590轨下-*东大巷一副井底一地面

2、材料运输路线：

地面一副井底一东大巷一590轨下->600进风巷一一号横川一

600扩大区配风巷一横川一工作面

3、运输设备选型、运输量：

21

It矿车配合5t蓄电池电机车一台运输，每小班供应空车30辆。

903上顺:

1、研石（煤）运输路线：

工作面一903上顺一903上顺溜煤眼一600扩大区进风巷一600进

风巷一东大巷一井底煤仓一地面

2、材料运输路线：

地面f副井底东大巷f590轨下600进风巷f一号横川f

600扩大区配风巷一横川一903进斜一903上顺一工作面

㈡排水：

排水设施：选用7.5KW潜水泵一台备用及2寸铁管30根；

排水路线：工作面一600扩大区进风巷一600大巷一水仓

22

七、机电设备和供电系统

机械设备配备表

序号设备型号规格型号单位数量备注

1局扇JBT—52—11台，2备用1台

2风钻YT—24台3备用1台

3煤电钻MZ—2.5台2

4综掘机EBZ—132公口1

5转载机QZP—160台1

6刮板输送机SGD—40T台1

7胶带输送机ST-44双向式台2

8绞车JD—11.4台2

9绞车JD—25台1

10锚杆机MQT—90/2.7台2

台

11水泵7.5KW2备用1台

12耙斗机ZTP—17台1

13开关KBZ—400台2

台

QCB3—120/804

23

903进斜、横川、煤联巷及上顺供电系统图

移变

55KW油泵100KW截割电机

17KW耙斗机25KW绞车40KW皮带

八、劳动组织及循环图表:

1、作业方式：三班掘进，“三八”作业制（炮掘）；三班掘进,

一班检修，“四六”作业制（机掘）。

2、各工序所需时间计算：据实测

劳动力配备表（炮掘）

合计零点班八点班四点班

序工

号种

在册出勤在册出勤在册出勤在册出勤

1班组长96323232

2放炮员129434343

3打眼工1512545454

4耙斗司机63212121

5推车工129434343

6电钳工96117411

7跟车工63212121

8验收员33111111

9装料工3333

合计7554221631222216

25

循环作业图表

时班次及时间

眼间

零点班捌点班备注

号。

246810121416

交接班20

11、正常掘进按零点班

1___

打眼150I1循环图表进行

装药联线25

放炮吹炮烟201、移耙斗机按捌点班

循环图表进行

装渣30LL

装渣210—

铺道120—

移耙斗120

!

验收10

劳动力配备表（机掘）

人

口计零点班八点班四点班检修班

序工

在出在出在出在出在出

号种

册勤册勤册勤册勤册勤

1综掘司机96323232

2皮带司机129434343

3打眼工99333333

4支护工129434343

5电钳工1311111111108

6清煤工66222222

7班组长8822222222

8验收员33111111

9装料工3333

合计75642017201721201210

26

架棚锚网支护循环图表

班次及时间

时

工序名称

间零点班捌点班备注

（分:

123456789101112

交接班

10-1

1、正常掘进

按零点班循

割煤、运煤55—

环图表进行

2、检修班按

支护110

捌点班循环

清理验收20图表进行

检修运料360

九、技术经济指标:

1、炮掘经济技术指标

序

名称单位指标

号

903进斜上平台及

1巷道名称903上顺

及横川煤联巷

2掘进断面m28.568.329.345

3岩煤硬度F3-81.5-31.5-3

5支护形式喷浆、锚喷锚网支护架棚、锚网架棚

6每循环进尺m1.21.2

7口循环个数个66

8月工作天数天3030

9循环率%8080

10实际循环数个144144

11月进度m115.2115.2

12在册人数人7575

13出勤人数人5464

14掘进工效m/日工0.1060.09

15炸药消耗Kg/m13.179.679.25

16雷管消耗个/m38.32523.3

28

2、机掘经济技术指标:

序

名称单位指标

号

1巷道名称903上顺903上顺

2掘进断面9.3459.345

3岩煤硬度F1.5-31.5-3

5支护形式架棚锚网架棚

6每循环进尺m0.60.6

7日循环个数个156

8月工作天数天3030

9循环率%8080

10实际循环数个360144

11月进度m216115.2

12在册人数7575

13出勤人数6464

14掘进工效m/日工0.11250.09

29

架棚支护循环图表

班次及时间

时

工序名称

间零点班捌点班备注

（分）

23，55789101112

交接班

10-1

1、正常掘进

按零点班循

割煤、运煤20

环图表进行

2、检修班按

临时支护10---]1

捌点班循环

架棚支护36——————图表进行

清理验收20—

检修运料360

十、避灾撤人路线:

1、工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故，正常通风时人员撤

退路线：

工作面f600扩大区进风巷一600大巷一东二进一东大巷f行人

井底f地面

2、工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故，同时又进行了矿井

反风，人员撤退路线：

工作面一横川一600扩大区配风巷一600配风巷一东二回一东总

回f2号风井f地面

3、发生水灾时人员撤退路线：

同“2”

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