盘区掘进作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本掘进巷道名为6#顺槽，位于7#层西盘区南翼轨道上山140米处，东、南均为实体煤，北接轨

道、皮带、回风三条上山，西邻西盘区8#顺槽.

二、巷道用途

7#层西盘区6#顺槽服务7#层西盘区综采工作面，当综采工作面回采时，6#顺槽作为机轨合一巷,

而西邻地8#顺槽作为工作面回风巷.

三、巷道性质

7#层西盘区6#顺槽沿下分层煤层见底挑顶掘进，为回采巷道.

四、设计施工长度及服务年限

7#层西盘区6#顺槽设计长度870米.

服务年限：5个月.

五、工程量

掘进工程量：10962米3.

六、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2012年6月开工，预计2012年11月竣工.

六、巷道布置平面图

巷道布置平面图：见图1-1-1(1:2000)

第二节编写依据

一、安全专篇：大同市吴官屯煤业有限责任公司水平延深接替安全专篇，批准时间为2007年3

二、7#层西盘区6#顺槽地质说明书，批准时间为2012年5月18日.

三、矿压观测资料：参考本煤层本盘区18#、2()#、16#、14#顺槽有关矿压观测数据分析结论.

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1-1.

表2-1-1地面相对位置及邻近采区开采情况

水平二水平

工程名称6#顺槽掘进

盘区西盘区

地面标高/m1202-1180井下标高/m978-1006

本工作面地表位于本公司主井筒西北地大片荒地,地势较

地面地相对位置建筑物、小井及其他

平坦，地表无建筑物.

本工作面位于7#层西盘区南翼，西邻8#顺槽，北接轨道、

井下相对位置对掘进地影响

皮带、回风三条上山，东、南为实体煤.

西为本盘区8#顺槽，对本巷无重大影响.

邻近采掘情况对掘进巷道地影响

走向10。〜37。倾向E/W长度/m870

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2-2-2

表2-2-2煤层特征表

指标参数备注

煤层厚度（最小-最大/平均）/m0.5—4

1.3

煤层倾角（最大-最小/平均）/度6。一2。

3°

煤层硬度f2-3

煤层层理（发育程度）不发育

煤层节理（发育程度）不发育

自然发火期/d180

绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.187

相对瓦斯涌出量（m3/t）4.414

煤尘爆炸指数/%33.71

地温/七260

表2-2-3煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性

灰色，厚度变化大，西北部最薄，

基本顶砂质泥岩6

东南部最厚.

顶板

直接顶粉砂岩6灰色，含植物化石

伪顶无

灰色，偶见灰白色粗砂岩，灰黑

直接底砂质泥岩6

色泥岩.

底板灰色，底部多为炭质泥岩，厚度

基本底粉砂岩6变化较大，中西部最薄，西南部

最厚.

综合柱状图:

埴层单位,改及网*

累深

11大~总小

界系统组岩性特征

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第三节地质构造

本掘进工作面所在区域为单斜构造无较大变化.

第四节水文地质

本掘进工作面所在区域地表为大片旱地，地势较平坦.

井田内主要含水层有寒武系石灰岩含水层，含水性微弱；煤系地层层间裂隙含水层组，含水性

弱；侏罗系云岗组粗砂岩带含水层，处于疏干阶段；风化壳含水性弱；第四系冲积-洪积层含水层.

6#顺槽所在区域最大涌水量为0.17m3/h,正常涌水量为0.13m3/h.

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、6#顺槽布置在7#层西盘区南翼，与8#顺槽中至中126米.为综采工作面地机轨巷，巷道长度

870米，采用单巷掘进，巷道宽4.2米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高度3米.

2、6#顺槽回风绕道口位于6#顺槽东，与6#顺槽中至中16米.

巷道开口大样图见附图：图3-1-2

图3-1-2

第二节巷道施工顺序

1、在轨道上山南侧、距6#顺槽口往东中至中16米处，以方位角180o向南掘回风绕道1段，掘

进长度为25米.掘到规定位置后，然后在7#层轨道上山、皮带上山交叉处架设风桥.

2、从6#顺槽口，以方位角180o掘6#顺槽，掘到25米时，停止向前掘进以方位角90。，掘回风

绕道2段，将6#顺槽与回风绕道贯通，形成通风系统.

5、回风绕道规格为宽3.0米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高2.5米

6、形成通风系统后，6#顺槽继续向前掘进，当6#顺槽掘到60米形成机窝时，搬迁综掘设备.

回风绕道见附图：图3-2-3

善

回

包

之

*

一

耳

二

10#顺槽jnn

8#顺槽

一礴］一痼旗翩段［匚

回风贯眼1区L

7#层6#顺槽回风绕道示意图

图3-2-3

生产系统：(一)未形成通风系统前

1、运煤系统：

(1)回风绕道1段落煤-7#层轨道上山-7#层皮带上山-7#层皮带大巷-7#煤仓

(2)6#顺槽.回风绕道2段落煤-6#顺槽40型跨巷刮板输送机-7#层皮带上山T7#层皮带大巷-7#

煤仓

2、通风系统：

(1)新风风机46#顺槽回风绕道1段乏风_L7#层轨道上山

(2)新风风机46#顺槽回风绕道2段乏风_k7#层轨道上山

(二)形成通风系统后

(1)运煤系统：6#顺槽落煤_____L40型跨巷刮板输送机_____k7#层皮带上山______L7#层皮带

大巷____L7#层煤仓

(2)通风系统：新风风机46#顺槽工作面乏如_L6#顺槽回风绕道_____k7#层回风上山

_____k7#层回风大巷____k水泉回风暗斜井_____k水泉风井_____k地面

支护方式：

顶板支护方式为三排眼，锚杆间排距l.Oxl.0m,横竖要成行，每隔5米打一组锚索进行支护,

局部烂顶处或压力增大处要缩小锚杆间排距或采用锚索铺金属网支护.

回风绕道支护见附图：图3-2-4

7#层6#顺槽回风绕道支护示意图

锚索317.3mm

/L=4000mm\

：।

---------锚杆M8m

)?00cnm

5001000：500

3000mm

斗

图3-2-4

第三节矿压观测

1、观测对象：7#层西盘区南翼6#顺槽

2、观测内容：巷道顶板离层量，顶、底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆(索)地载荷及

锚固力.锚杆螺母地拧紧力矩.

3、观测方法：7#层西盘区6#顺槽掘进50m后开始布置测站，测站间距50m.每一测站设置一个

观测断面，标设测点，用钢尺检测顶底板地相对移近量，两帮地相对移近量.在测站巷道地正中及两

侧安装ZKBY-2型顶板离层指示仪，检测巷道顶板地离层情况.用锚杆（索）拉力计检测锚杆（索）

地载荷，用力矩扳手，逐根检测锚杆螺母地拧紧力矩.观察时间为每天一次，直到开始回采为止.

4、数据处理：矿压观测数据必须现场及时量测，出井后认真加以分析得出顶锚杆最大荷载为

70kN,顶锚索最大荷载为25t,锚杆螺母地拧紧力矩为120N.m,把以上量测地结果反馈到设计和施工

中去，用以指导作业规程地编制改进支护设计，指导施工实践.

表3-3-4

顶板离层指示仪ZKBY-2

力矩扳手J-003-173

顶板离层仪安装见附图：图3-3-5

图3-3-5

第四节支护设计

确定巷道支护形式:

根据山西天德安全技术有限公司、山西大同大学采矿工程研究所对大同市吴官屯煤业有限公司

煤巷锚杆支护鉴定.6#顺槽掘进采用锚杆支护.每隔5米打一组锚索支护.局部顶烂处要铺金属网.

支护示意见附图：图3-4-6

7#层6#顺槽支护示意图

锚索617.8Mm

□□L=4000min

锚杆/18mm

/L=]?00mcn

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m

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60Omen]OOOcnm]OQOoioi|]0006660066

4200mir.』200mm7

图3-4-6

一、支护参数设计

(-)采用支护参数：

(1)6#顺槽支护型式为四排锚杆支护，间距x排距=1.0xl.0m,横竖要成行，采用1.7米圆钢

锚杆，锚固力不小于70KN.每隔5米打一组锚索支护.

(2)6#顺槽掘到820米处，向巷道西帮开始进行扩帮，扩帮和掘进同时进行.即在掘进过程

中将巷道宽度从4.2米扩至5米，要求一次成巷.将原有四排眼变成5排，每个5米打一组锚索配合

4m钢梁加强支护.

(3)局部压力增大处缩小锚杆间排距或改用锚索铺金属网支护，遇到局部巷壁破碎时，采用

锚杆铺金属网支护，间距2.2米，排距1.5米.

巷壁支护见附图：图3-4-7

7#层6#顺槽帮锚杆支护示意图

4出索7.3mm।

L=4000mm

2200mm

锚杆修18mm

JL«]70Oaten

600<noi]oo,Oaten)OOOoMn]OOpaMn600o>a>

O，锚索司17.8mm

?L=4000mm

420()nun、

r

图3-4-7

扩帮后支护见附图：图3-4-8

7#层6#顺槽扩帮支护示意图

日EZZ]

E

LZ]日

日LZJ日

曰三日日日

Bs=

EJJLZJEJJESEV]

J)OOOUMUJ]OQQaioiJJOOQoiaiJJOOOoioiJ

500a>a*'5AOAOaim

500Omm

图3-4-8

（二）支护参数.

1、顶板锚杆整体锚固结构体厚度应满足:

KKpP,

t=0.612B——U=1.29m

V0〃07

计算得，巷道整体锚固结构体地有效组合厚度约为1.30m；

式中：t…整体锚固结构体厚度，m;

B--整体锚固结构体厚度跨度，回采巷道取4.2m;

K--安全系数，掘进机掘取2〜3,取3；

KP--软岩或动压巷道围岩荷载最大系数，回采巷道取

2〜3,取3；

中--与整体锚固结构体有关地系数，取0.65；

丁-岩体平均试验抗拉强度折减系数，取0.65；

cL-岩体平均试验抗拉强度，计算取5.21MPa;

Pi—整体锚固结构体载荷，根据不稳岩层高度计算确定巷道取60kN/m2.

2、顶锚杆长度：

根据Lm=Ll+t+L2=0.10+1.30+0.3=1.70m

式中：

Lm---锚杆长度，m：

Ll--锚杆外露长度,取0.10m；

L2--锚固段长度，取0.3m；

t-整体锚固结构体有效组合厚度，取1.30m.

计算巷道顶锚杆长度为：1.70m.

3、锚杆间排距:

取锚杆间排距相等，a=aI=a2,则间排距为：

IQI70

a=--------=1-----------------------=1.04m

'KL2yV2x1.071x24.7

式中：Q—锚杆锚固力70kN/m3;

L2—锚杆地有效长度1.30m；

Y一不稳定岩层平均重力密度24.7kN/m3.

间距取1000mm,排距取1000mm.

锚索长度：

依据顶板岩层特性，按悬吊理论计算：L=L0+A=3.75

式中：L0-顶板不稳定岩层高度，根据钻孔窥视结果无板不稳定岩层高度2.05m,△-锚索锚固

长度与外露长度之和，取1.7m.

确定巷道锚索长度4m.

锚索间排距：

每排布置2根锚索时排距为：

Q・$+nQ,25+3X7

B=in.==4.6

卜&1X10

计算得锚索间距为4.6m,取5m.

式中：Q$-锚索锚固力取25t；Qm-锚杆取锚固力7t;Qc根据冒落岩层高度计算得回采巷道10t/m.n-选

调作用锚杆根数，取3；k-安全系数，取1.

联合锚索支护理论和实际支护断面确定：巷道锚索间距为2m,排距为5m.要求锚索间排距偏

差在±100mm以内，钻孔深度允许偏差0〜+200nm1,锚索外露长度超出托板W350mm,锚索锚固力达

到25t.

第五节支护工艺

一、支护形式及材料

1、支护形式

6#顺槽顶板支护形式为四排眼，其间排距均为1.0米，要求横竖要成行，每隔5米打一组锚

索支护，最大控顶距2.3米，最小为0.3米，局部顶烂处或压力增大处要缩小锚杆间排距或改用锚索

铺金属网支护.

控顶距见附图：图3-5-9

图3-5-9

2、支护材料

表3-5-5

材料规格型号

麻花锚杆(pl8x1700mm

树脂药卷k3530型(p35x300mm

水泥托板600x160x100mm

垫片70mmx70mm孑L径：q)20mm

螺母M18

钢绞线(pl7.8x4000mm

工字钢10#3000mm

金属网30x30mm

口型吊环160x140x116mm

木板3200x150x50mm

3、安装锚杆要求

(1)锚杆杆体、锚固剂、托板、螺母、垫片等质量要合格，有产品合格证.

(2)锚杆孔要打到设计深度，托板不松动，紧贴顶板，托顶下上紧双螺母，托板下外露长度不

大于5cm.

(3)锚固力达到7吨.

(4)锚杆间距、排距、控顶距符合规程要求，托板地长度方向与工作面前进方向垂直.

二、支护工艺及要求

（一）临时支护

1、割煤够一排锚杆距离一退机后用长把工具处理顶帮活砰、活煤，并进行敲帮问顶一临时支

护一打锚杆

2、锚杆间距、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求.

3、巷道超挖超过300mm时，必须在其旁边补打锚杆.

4、保持锚杆材质地清洁卫生，锚杆杆体螺母、垫片要清洁光亮无锈蚀，锚杆头螺纹部分或麻花

体更要清洁卫生，不得有氧化皮，保证锚固质量.锚固剂要注意包装质量，严禁混入其他杂质、降低

锚固力.

第四章施工工艺

第一节施工方法

6#顺槽掘进工作面采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺槽皮带转

载到皮带上山溜入7#层溜煤眼运出.

第二节凿岩方式

一、机掘施工方式

1、6#顺槽掘进采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺槽皮带转载到

皮带上山溜入7#层溜煤眼运出.

2、生产工艺流程

安全与有害气体检查一工作面探水一开机前准备一掘进机割装运煤—运料、清浮煤一临时支

护T锚杆支护T下一个循环（安全与有害气体检查要贯穿生产工艺全过程）.

3、检修工艺流程

检修前准备一检修掘进机、锚杆钻机、探水钻机各部位、加油、更换截齿一带式输送机各部

位及延伸皮带、各种保护装置、信号系统一下料、其他工作-正常掘进

4、掘进机截割工艺

掘进机采用横向往复式截割：先使锥形螺旋截割头沿巷道底板钻进500mm,然后摆动截杆按

照由下向上进行往复截割，进刀深度0.5米，截割完毕后要退出掘进机进行支护，支护完毕后再进

行下一循环，往复进行.

进刀示意图