第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置与煤（岩）层、相邻巷道的关系
（一）巷道名称：23302运输顺槽里段。
（二）巷道开口位置：巷道位于23302探巷末端测点T03点前114.6m。
（三）与煤（岩）层关系：在二1煤层中掘进，直接顶主要为中粒砂岩，（中夹薄层泥岩），直接底为炭质泥岩。
（四）相邻巷道关系：巷道下部为23304综采工作面（未施工），上部为23302轨道顺槽。
二、巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间。
（一）巷道用途：为满足23302综采工作面回采期间运输、通风、行人。
（二）巷道设计长度：299m
（三）巷道工程量：3289m3
（四）巷道坡度：沿煤层顶板掘进。
（五）巷道服务年限：3年
（六）预计开竣工时间：23302运输顺槽里段计划于2016年3月份开工，预计2016年7月份竣工。
附图1-1-1：23302运输顺槽里段巷道布置平、剖面图
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
《23302运输顺槽里段设计说明书》，批准时间：2015年10月25日。
二、地质说明书及批准时间
《23302运输顺槽里段掘进地质说明书》，批准时间：2015年10月1日。
三、矿压观测资料
观测巷道顶底板移近量和帮部移近量及顶板下沉等情况。
四、其它技术规范
（一）《中华人民共和国安全生产法》
（二）《中华人民共和国煤炭法》
（三）《中华人民共和国矿山安全法》
（四）《煤矿安全监察条例》
（五）《煤矿安全规程》（2016版）
（六）《防止煤与瓦斯突出规定》
（七）《煤矿防治水规定》
（八）《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法》（试行）（2013版）（九）《国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知》
（十）《国务院安委会关于深入开展企业安全生产标准化建设的指导意见》（十一）《煤矿采掘机电精细化管理标准》
（十二）《煤矿作业规程编制指南》
（十三）《云盖山煤矿二矿2016年度灾害预防和处理计划》
（十四）《各工种操作规程》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、地表状况：该掘进工作面地表多为低山丘陵、无建筑物。
二、井下位置及四邻采掘情况详见表2-1
表2-1 井上下对照关系情况表
采区名称23采区
地面标高（m）+450～+500m 工作面标高（m）+31.3～+42.1m 地面相对位置该掘进工作面地表多为低山丘陵、无建筑物。
掘进区域内的水体和建筑物对工程的影响
本掘进工作面区域内地表多为低山丘陵，无水体和建筑物，对本工作面无影响。
井下位置及与四邻关系
该工作面位于-60m水平东翼，上部为23302工作面实体煤，下部为23304综采工作面（未施工），东部为矿井薄煤带及矿井井田边界，西部为-60m皮带上山。
掘进前方老空及瓦斯对本工作面影响
根据地质资料显示本巷道掘进前方无老空、老巷，由于23302运输顺槽底抽巷施工穿层钻孔及水力冲孔有可能造成23302运输顺槽里段掘进范围内煤层出现松动形成瓦斯聚集的情况，因此掘进期间应加强工作面瓦斯防治工作。
第二节煤（岩）层赋存特征
该掘进工作面的煤层属于二叠系山西组下部二1煤，黑色，沥青光泽或强玻璃光泽，质软松散，粉末状，糜棱状，少量块状煤，煤质属贫瘦煤，符号PS。煤层厚度0.1-6.3m，平均厚度2.5m。二1煤层顶板为直接赋存在煤层之上的中粒砂岩（局部地点有泥岩夹矸），直接顶为中粒砂岩，基本顶为细粒砂岩，直接底为炭质泥岩及泥岩，基本底为粉砂岩（见表2-2、2-3）。
瓦斯赋存情况：矿井相对瓦斯涌出量6.39m3/t，绝对瓦斯涌出量5.45m3/min；2014年河南省工业和信息化厅批复为煤与瓦斯突出矿井。掘进工作面绝对瓦斯涌出量约为0.3m3/min，相对瓦斯涌出量1.9m3/t。矿井煤层自然倾向等级鉴定结果为Ⅲ类，属于不易自燃煤层，煤尘爆炸指数17.99%，煤尘具
有爆炸危险性。
表2-2 煤层赋存及煤质指标表
煤层名称二1煤煤层赋予情况较稳定平均厚度（m） 2.5 煤尘爆炸性危险性煤层结构简单煤的自燃倾向Ⅲ类（不易自燃）煤层倾角11°～17°绝对瓦斯涌出量0.26m3/min
品种贫瘦煤相对瓦斯涌出量 1.90m3/t
视密度 1.4t/m3地温22℃硬度系数（f）0.2～0.4 地压无
表2-3 煤层顶底板情况表
岩石名称厚度/m 特征
基本顶细粒砂岩2.53～13.18
浅灰色，中厚层状，成份以石英为主，次为长石，层面含炭膜及大量白云母片，中夹薄层中粒砂岩，分选性好，铁硅质
胶结，具水平层理，局部斜层理，上部偶见不规则泥质包体。
7.75
直接顶中粒砂岩1.6～9.78
灰白色，中厚层状，成份以石英为主，次为长石，层面含大量的大片白云母及炭质膜，次圆状，分选性好，硅质胶结，具
水平层理，底部含菱铁质碎块及燧石碎块，裂隙发育。
5.62
直接底
炭质泥岩
及泥岩0.44～6.59 褐黑色，鳞片状，性松软，含植物根部茎部化石碎片，质
软，遇水易膨胀。
3.24
基本底粉砂岩1.12～3.29
深灰色、灰色，块状，下部偶见植物化石碎片。
2.37
附图2-2-1：综合柱状图
第三节地质构造
根据目前地质资料显示，掘进区域无断层，陷落柱等地质构造。23302运输顺槽里段下部为F23断层，断层倾向128°～140°、倾角60°、落差0～36m，与23302运输顺槽里段距离约10～25m。根据二1煤层底板等高线形态分析，局部向斜发育，掘进期间煤层底板有局部地段欺负较大，对掘进有一定影响。
第四节水文地质
一、二1煤底板下伏的Ⅱ2、Ⅱ1、Ⅰ含水层均属底板进水的岩溶裂隙含水层，是主要来源，兹重点分述如下。
（一）寒武系上统白云质灰岩含水层(Ⅰ)
地表无出露，顶板埋深约800～200m，以白云岩、白云质灰岩为主，二矿范围内共有五孔见该层灰岩，钻孔可见峰窝状溶孔，两孔见有溶洞，最大高度1.30m。含水层厚度16.90～38.06m，分布在顶板以下30～60m范围内，为该含水层的富水带，向深部富水性变弱。钻孔单位涌水量0.505L/s2m，渗透系数5.30m/d，富水性极不均一，据本矿井下(SJ9)观测孔显示，现水位标高为+40m，水质类型为HCO3–Ca2Mg及HCO3SO4–Ca2Mg，为强富水含水层，上距二1煤层65.54～78.6m是二1煤底板间接充水含水层。
（二）石炭系上统太原组下段灰岩含水层(Ⅱ1)
地表无出露，顶板埋深约780～180m，含水层由L4—L1四层含燧石灰岩组成，总厚11.79～17.5m，平均14.56m，可溶性成分高，钻孔见有0.20～0.70m 溶洞，简易水文地质观测漏水率19.0%，漏水点标高多集中在+100～+200m范围内，因岩溶裂隙发育的极不均匀性导致富水性很不均一。根据相邻云盖山一矿2015年井下水文观测孔资料，矿井-46m实测水位标高为+68m，矿井-150m 实测水位标高为+27m。水质为HCO3～CaMg及HCO3SO4～CaMg型，含水层总体上富水性中等，上距二1煤层45.93～52.06m一般情况下对开采二1煤影响不大，为二1煤底板间接充水含水层。
（三）石炭系上统太原组上段灰岩含水层(Ⅱ2)
地表无出露，顶板埋深约750～150m，由L11—L8等四层石灰岩组成，据二
矿矿井范围内内揭穿该层的钻孔统计其平均厚度10.14m，其中L9与L8两层灰岩全区稳定发育。钻孔简易水文地质观测漏水率小于5%，勘探时期抽水试验单位涌水量0.00421L/s2m，渗透系数0.047m/d。经多年矿井排水，本层含水层水位已逐渐下降，经本矿井下揭露，未见出水。水质类型为HCO3–Na及HCO3–CaNa水。含水层富水性弱，属静储量水，无补给来源，易疏干。为二1煤底板直接充水含水层。
（四）二叠系下统山西组、下石盒子组底部砂岩裂隙含水层组（Ⅲ、Ⅲ2)砂岩裂隙含水层
地表无出露，顶板埋深约670～70m，由3～9层细中粒砂岩组成，总厚12.12～50.47m，平均32.8m，浅部风化裂隙较发育，为含水层的相对强富水部位，向深部富水性变弱至极弱。地面勘探期间钻孔单位涌水量0.0108～0.0739L/s2m，原始水位标高+278.42～+286.5m，水质为HCO3～Na。经矿井多年疏排，该含水层水位已大幅下降，为二1煤顶板直接充水含水层。
二、二1煤底板有三个隔水层组，隔水性能不一，现分述如下：
（一）太原组上段顶部隔水层
太原组L9灰岩至二1煤底板之间的泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，沉积不稳定，厚度5.41～26.94m，平均11.84m，抗拉强度一般2MPa，在开采条件下失去隔水作用。
（二）太原组中部砂泥岩段隔水层
L4灰岩顶板至L8灰岩底板的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及夹少量细砂岩，厚21.44～24.77m，平均22.96m，层位稳定，一般情况下该隔水层可阻断太原组上、下段灰岩含水层的水力联系，一般条件下是良好隔水层段，但在断层附近会破坏其隔水作用。
（三）太原组底部铝土泥岩隔水层
寒武系顶部与太原组下段灰岩之间的铝土质泥岩，厚3.57～9.31m，平均6.34m。正常情况下，该隔水层可阻断L1石灰岩与寒武系灰岩含水层之间的水力联系。
三、工作面底板标高：+31.3～+42.1m ，矿井最高水位标高：+40m ，水压3.04MPa 。
四、涌水形式及水文地质情况：该工作面主要沿二1煤层顶板掘进。工作
面主要水源为山西组顶板砂岩水；根据矿井水文地质报告及相邻工作面情况预计，该工作面正常掘进时涌水量约为1～5m 3/h ，预计最大涌水量为10m 3/h ，排水设施应保证10m 3/h 以上的排水能力，23302运输顺槽里段后巷挖设临时水窝，铺设2003200mm 铁水槽，8吋排水管，23302探巷及23302轨道顺槽铺设2003200mm 铁水槽，4吋排水管，完善排水设施，保证排水能力。施工中，工作面出现异常情况及时与业务科室联系制定专项措施，保证安全生产。
五、根据矿井综合柱状图显示，现矿井含水层上面距煤层底板厚为74m 。
六、隔水层安全厚度计算
式中 t--安全隔水层厚度，m ；
L--巷道底板宽度，4.2m ；
r--底板隔水层的平均重度，0.0257MN/m 3；
K p --底板隔水层的平均抗拉强度，2.66MPa ；
p--底板隔水层承受的水头压力，3.04MPa 。
则t=0.41m ＜74m
因此，正常段掘进不受底板含水层威胁。
七、突水危险性验算
突水系数计算公式如下：
其中：T ——突水系数，MPa/m ；
P ——底板隔水层承受的水头压力，3.04MPa ；
M ——底板隔水层厚度，取74m 。
04.074
04.3===M P T ()
p P K rL p K L r L t 4-822+=
则T=0.04＜0.06，无突水危险。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道开口位置：巷道位于23302探巷末端测点T03点前114.6m。
二、巷道施工方位角及坡度：23302运输顺槽里段施工以218°12?41?方位角、沿煤层顶板掘进至设计位置。
三、巷道掘进层位与标高：二1煤层，顶板标高：+31.3～+42.1m。
四、工程量：3289m3
五、施工方法：巷道全煤或半煤岩（岩石较软）时采用人工掘进；全岩或半煤岩（岩石较硬）时采用爆破掘进。
六、巷道断面及支护形式：采用矩形锚网支护，巷道净宽4.0m，净高2.5m，净断面10㎡，巷道掘进宽4.2m，掘进高：2.6m，掘进断面11㎡。
七、开工前准备：保证支护材料到位，中、腰线已标定好，通风、供电、监控、运输、压风自救、供水施救等系统到位，作业规程学习考核到，经相关科室验收合格，并下发准许掘进通知单后方可开工。
附图3-1-1：开口大样图F
第二节矿压观测
一、矿压观测的原因：根据《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法》的要求，必须进行矿压观测。
二、煤巷锚杆支护顶板离层监测管理规定。
（一）所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪，对顶板离层情况进行监测，并用记录牌板显示，以便及时掌握顶板离层变化，监测巷道支护质量，确保掘进及回采期间的安全。
（二）所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌管理，牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深浅基点位置、观测责任人等内容。
（三）顶板离层仪应安设在巷道的中部或交岔点的中心位置，顶板离层
仪间距一般为30～50m，最前一个顶板离层仪距工作面迎头的距离不得超过50m（工作面需要爆破作业时对顶板离层仪进行保护）；巷道遇构造带、大断面（宽5.0m以上）及“丁字口”、“十字口”等处应增设顶板离层仪。
（四）选用LBY-2型顶板离层仪，深基点为8m，浅基点为2.2m；顶板离层仪深浅基点位置分别不低于锚索、锚杆的端头 200mm，并在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置。
（五）施工方法：用锚杆机在顶板上打孔至设计深度。用专用安装杆将上部锚固器推至钻孔上部（深基点位置），轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住，再将下部锚固器推至钻孔中设计监测位置（浅基点位置），检查确认孔口套管组件连接牢固，然后将其插入钻孔中，确保两个刻度指示环移动不受任何卡阻并确认孔口套管组件已固定在钻孔中，截去多余的细钢丝，将初始读数调“10”，并固定顶板离层仪，监测值准确性。
（六）巷道掘进期间顶板离层仪由施工单位技术负责人或经技术负责人培训合格的指定人员现场指导安装，并由施工单位安排人员负责观测和管理，确保顶板离层仪和牌板清洁、完好。巷道施工完毕进行移交时，连同记录牌板一并移交给接收单位（综采队），接收单位技术负责人应及时对接收的顶板离层仪读数、完好情况进行核查，确认无误后办理交接手续，并对离层仪牌板内容及时更新，继续做好离层仪监测与分析工作，每旬观测1次。
（七）顶板离层观测频度必须在作业规程中明确规定，由施工单位技术负责人或经技术负责人培训合格的指定人员负责观测并记录。正常条件下，掘进工作面顶板离层仪安装后，前10天每天观测一次，以后每10天观测1次。
（八）顶板离层仪观测记录实行现场记录牌、记录本、记录台帐三对照制度。巷道施工期间施工单位（或指定单位）技术负责人对顶板离层仪观测记录（数据）要定期分析.如顶板离层仪安装后10天内顶板下沉量≥50mm、下沉速度≥50mm/d或安装后50天内顶板下沉量≥100mm、下沉速度≥2mm/d 时，必须及时向矿井矿压观测领导小组汇报，加强观测，随时分析，及时采
取加强巷道支护措施，补打锚杆、锚索或加密、加长锚索等措施。
（九）掘进巷道所有采用的顶板离层仪，从巷道施工到报废都必须实行全过程观测和维护。
三、巷道顶底板及两帮移近量监测管理规定。
（一）测站布置：⑴掘进巷道开口5m范围内设置第一个，以后架棚巷道每50m布置一个巷道变形量观测站；工作面上下顺槽距切眼50m以内每25m 一个观测站、50m以外每50m一个测站（原则是不和顶板离层仪布置在同一处）；工作面巷道因扩修观测站被破坏，扩修后应及时在原巷道观测站位置重新布站观测；⑵巷道变形量观测站采用十字布点法，布站时首先确定4点，顶底板和两帮各一个（不允许设在支护棚子上），两帮测点连线与顶板测点垂线相交且与巷道掘进方向垂直。测点位置确定后，打眼楔入木楔并钉上测钉（木楔长度：煤层中不小于500mm，岩层中不小于200mm），挂牌管理；⑶两帮的测点距底板1.5m ，水平布置（当风筒、皮带及其它设施妨碍两帮测点布置时，可适当调整测点高度，但必须确保两帮测点水平）。
（二）测读方法：巷道围岩移近量采用钢卷尺或其它测量工具量测。观测时，先自顶板挂垂球至底板（或设定位置），然后量取顶底板距离及两帮移近量，填写记录，并建立台帐，并记录巷道变形特征。
（三）掘进巷道变形观测站安装后前10天每天观测一次，以后每10天观测1次。施工单位单位技术负责人或经技术负责人培训合格的指定人员负责测站的布置、观测和记录，并定期将收集的监测数据提供给矿井技术部门，对收集的监测矿压观测数据及时进行分析和处理。
（四）当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值（大于300mm）时，矿井总工程师（或分管副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取措施，并在观测记录注明。
（五）巷道进行移交时，连同记录牌板一并移交给接收单位（综采队），接收单位技术负责人立即对接收的移近变形站完好情况进行核查，确认无误后办理交接手续，继续做好巷道移近变形观测管理工作。
第三节 支护设计
一、巷道断面
（一）巷道采用锚网支护，巷道净宽4.0m ，净高2.5m ，净断面10㎡。
（二）锚杆支护设计：
锚杆参数的选型
1、顶部锚杆长度计算
L ＝KH ＋ L 1 ＋ L 2
式中 L ——锚杆长度, m ；
H ——冒落拱高度, m ；
K ——安全系数,K=1.2～2，一般取K ＝2；
L 1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.4m ；
L 2——锚杆在巷道的外露长度(岩石外),一般取0.1m 。
其中
H ＝B/2f ＝4.2/（234）＝0.525m
式中 B ——巷道掘进宽度,取4.2m ；
f ——岩石坚固性系数,砂岩取4～6，取4。
则 L ＝230.525＋0.4＋0.1＝1.4m,取2.2m 。
2、帮部锚杆长度计算
帮部锚杆长度不小于间距的2倍，
则 L ＝230.7＝1.4m,取2m
3、锚杆间、排距计算：
锚杆间、排距计算：锚杆间距和排距可根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬吊的岩石重量大于（等于）锚杆的锚固力。可按间、排距相等原则排列，即：
式中 a ——锚杆间、排距，m ；
1.25.06.242105H K Q a =??==γ
K ——锚杆安全系数，一般取K=1.5～2，取K=2；
γ——岩体重力密度，砂岩的重力密度为24.6kN/m 3；
Q ——设计的锚固力，kN ；取105kN 。
根据矿井支护经验，取顶部锚杆间距0.9m ，排距为0.8m 。
锚杆间排距验算，锚杆间、排距不大于0.5倍的锚杆长度。
锚杆间距：d ＜0.5L ＝0.532.2＝1.1m ＜2.1m,符合要求。
锚杆排距：d ＜0.5L ＝0.532.2＝1.1m ＜2.1m,符合要求。
4、锚杆直径计算 σ
Q D 52.35= 式中D ——锚杆杆体直径，mm ；
Q ——设计的锚固力，kN ；取105kN ；
σ——杆体材料的抗拉强度，MPa ，矿井使用锚杆强度595MPa ，杆体选取Φ20mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆； mm 9.1459510552.35σ52.35=?==Q D
通过以上计算,顶部锚杆直径达到14.9mm 满足支护要求，因此顶部选用Φ20mm 32200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距900mm 3800mm ，可满足顶板支护要求，帮部选用Φ20mm 32200mm 的右旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距800mm 3800mm ，可满足帮部支护要求；为加强顶板支护强度要求正常情况下沿巷道中线每4m 打设一根锚索，如遇顶板破碎或地质构造带时，每2.4m 打设一组锚索，呈五花眼布置。
（三）锚索间距的计算：
L=L 1+L 2
L=0.2+7.8=8m
L ——锚索长度
L 1——锚索外露长度，一般取0.2m
L 2——锚索有效长度
锚索间距：根据锚索间距与锚孔之间的关系满足经验公式L 3/S ≥2的经验
公式，则锚索间距S，L3为孔深。
即L3/S≥2
8/2.4=3.33≥2
通过以上计算，锚索间距取2.4m，可满足顶板支护要求。
二、永久支护
（一）锚网支护
1、采用锚网+锚杆+W钢带进行支护，顶部采用Φ2032200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距9003800mm，帮部采用Φ2032000mm的右旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距8003800mm。托盘规格为：220312036mm；全断面采用钢筋网+钢带护顶、帮，钢筋网采用规格为：90031500mm，网孔为75375mm，钢筋直径6mm,钢网与钢网搭接长度不小于100mm，并使用14#铁丝四孔双排三花联接；W钢带规格：宽度220mm、厚度2.5mm，下帮使用2100mm、上帮使用3100mm的H钢带，顶部使用4400m的W钢带（长度根据现场顶板坡度变化进行调整）。另外23302运输顺槽里段施工期间正常情况下沿巷道中线每4m打设一根锚索，如遇顶板破碎或地质构造带时，每2.4m打设一组锚索，锚索允许滞后工作面10m。
2、顶部每根锚杆均使用2卷快速树脂锚固剂，帮部使用2卷中速锚固剂。
3、帮部锚杆按巷道高度和锚杆间排距从上向下依次打设，底部一根锚杆可滞后打设，滞后迎头的距离不超过10米。
4、施工期间严格按要求使用防片帮装置。帮部施工期间，可先打设锚杆控制帮部上部煤体。
5、由于巷道施工前，进行了前探工作，造成巷道帮部煤层松软、空帮，锚杆扭矩达不到设计要求。结合现场实际情况，巷道受前探影响地段，当锚杆扭矩达不到要求时，应采取加固措施，因空帮造成帮部最上部一根锚杆无法打设时，可将锚杆打入煤层顶板，锚杆打设角度不小于75°。
6、W钢带不贴岩（煤）壁的处理方法
（1）对于钢带不贴岩（煤）壁的巷道顶部使用铁托盘，巷道帮部使用木托盘衬垫在锚盘后的办法，遇地质变化带时顶板破碎的情况下可使用水泥沙浆灌实不贴岩壁的钢带。
（2）铁托盘规格1503150mm,厚10mm；木托盘规格2503250mm,厚度50mm。
7、巷道超欠挖处理方法
（1）煤巷顶板超挖直径没有超过500mm或深度没有超过巷道轮廓线200mm 的，可直接进行锚网支护。为了保证锚杆质量和巷道成型，锚杆托盘后可垫1～2块木托板，超挖部位可采用木背板填实。
（2）煤巷顶板超挖直径超过500mm且深度超过巷道轮廓线200mm的，应在超挖部分加密补打锚杆并挂网，然后再按设计进行锚网带支护。为了保证巷道成型，超挖部位可采用木背板填实。
（3）煤巷帮部超挖直径不超过500mm或深度不超过巷道轮廓线200mm的，可直接进行锚网(带)支护。为了保证锚杆质量和巷道成型，锚杆托盘后可垫1～2块木托板，超挖部位可采用不易风化的矸块、煤块或木背板填实。
（4）煤巷帮部超挖直径超过500mm且深度超过巷道轮廓线200mm的，必须采取双层锚网支护，首先贴近煤壁挂网、打锚杆，然后按照巷道设计断面的巷道轮廓线再补打一层锚网，为了保证巷道成型，超挖部位可采用不易风化的矸块、煤块或木背板填实。
（5）岩巷帮、顶超挖直径小于500mm或深度小于巷道轮廓线200mm时，可直接紧贴岩面进行锚网支护。为了保证巷道成型，超挖部位可采用木背板填实。
（6）岩巷帮、顶超挖直径超过500mm且深度超过巷道轮廓线200mm时，必须紧贴岩面进行初次锚网支护至设计掘进轮廓，然后进行二次锚网支护，为了保证巷道成型，超挖部位可采用不易风化的矸块、煤块或木背板填实。
附图3-3-1：支护断面图
三、临时支护
（一）锚网支护
1、采用“吊环+钢管+背板”临时支护，前探梁采用长度不小于3.6m，壁厚不小于6mm，直径不小于50mm的无缝钢管加工而成，23302运输顺槽里段使用5根前探梁，吊环采用8038mm扁钢焊制而成，长度300mm，螺母直径
20mm，厚度16.9～18mm。
2、每根前探梁必须使用二个在一条直线上的吊环悬挂（前探梁尾部超出吊环不少于100mm；前探粱距掘进工作面迎头距离不大于300mm，前探梁与巷帮距离不大于1200mm），沿巷道掘进方向居中平行布置，间距为1000mm，误差为±100mm；其中最前一排吊环必须安装在距迎头最近的一排锚杆上。
3、前探梁必须用背木背实楔紧，背顶材料使用厚50mm、宽200mm的松木板，长度不低于1.2m，使用木背板不超过2层，每棚使用两根背板，根据现场实际情况，可选配少量较小规格木板、木楔。
4、临时支护备用材料（前探梁、吊环、背木等）在工作面材料码放处按规定进行码放。
5、最大控顶距不大于1.9m，严禁空顶作业，临时支护后为永久支护，若迎头上部煤层发生片帮垮落出现空顶，应及时打设顶部锚杆，前移前探梁至迎头。
6、为保证前探梁吊环悬挂牢固可靠，吊环螺丝上满螺扣，用于悬挂吊环的锚杆外露长度不小于30mm，不大于50mm。
7、操作过程
（1）临时支护操作流程：工作面敲帮问顶→安装前探梁吊环→将前探梁钢管从吊环内穿过并伸至工作面迎头→铺设钢筋网并连网→使用背木背紧背实→打设顶锚。
（2）工作面每掘进一个循环后，首先由班组长和有经验的老工人（一人观察顶板、一人工作）站在已支护好的顶板下进行敲帮问顶工作；敲帮问顶时施工人员必须站在安全地点用专用工具捣掉顶板及两帮活矸，敲帮问顶工作必须坚持由外向里、由上而下的原则。
（3）在前探梁上铺设钢筋网，钢筋网使用14#铁丝进行连接。
（4）使用背木将前探梁背紧背实，背木间距均匀且不影响打设顶锚杆。
（5）顶部锚杆打设完毕后取下前探梁。
四、当巷道变更断面、变更支护、顶板起伏等情况，不能使用前探梁时，采用单体柱或木点柱作为临时支护，根据巷道断面使用1～3根支柱，使用时
必须用木楔楔紧、楔牢，确保临时支护安全可靠。
附图3-3-2：临时支护示意图
第四节支护工艺
一、施工工序
（一）锚网支护：交接班→安全检查、敲帮问顶→开工准备→煤层注水→人工掘进→移前探梁（敲帮问顶）→挂网、打设顶部锚杆→处理两帮→出矸（煤）→挂网、打设帮部锚杆→清理杂物，搞好文明生产。
（二）爆破掘进时：交接班→安全检查、敲帮问顶→开工准备→打眼放炮→移前探梁（敲帮问顶）→挂网、打设顶部锚杆→处理两帮→出矸（煤）→挂网、打设帮部锚杆→清理杂物，搞好文明生产
二、支护工艺
（一）锚网支护
1、顶部锚杆钻眼与安装工艺
（1）首先由验收员或班组长拉巷道顶部尺寸，待符合质量标准要求后，方可进行打设锚杆工作。
（2）打锚杆眼前，由验收员或班组长按照设计先点出顶部中线位置的锚杆，再采用锚杆机施工顶部第一根锚杆作为参照（也可称为导向锚杆），最后再按照设计间距点出其他锚杆眼位。
（3）标注锚杆眼位后，随之则进行顶部其他锚杆的施工。
（4）安装锚杆前由验收员验收锚杆孔角度，确认无误后，方可安装锚杆。否则在距离锚杆钻孔200mm位置重新施工锚杆眼，直至锚杆孔角度符合要求。
（5）安装锚杆时先把2卷MSK2335快速树脂锚固剂送入孔中，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，然后用锚杆机专用套筒卡住螺帽，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌（搅拌时间10～15s），直至锚杆达到设计深度，锚杆机不卸压，1min后方可撤出锚杆机上好托盘，拧上螺帽。待30min后，再对锚杆螺帽拧紧一遍，使锚杆盘紧贴岩面，未接触部分必须使用垫铁，并上紧螺母。用力
矩扳手检查锚杆紧固情况，扭矩扳手读数不小于200N2m。锚杆不贴岩壁的要加垫铁，使锚杆打设质量符合要求。
（6）顶板岩石较稳定时，可连续打三个锚杆眼，再注入锚杆；若顶板岩石较破碎或过断层时，必须打一个锚杆眼注一根锚杆。
（7）顶部锚杆施工时必须按由外向里的顺序进行施工。
2、帮部锚杆钻眼与安装工艺要求
（1）工作面顶板锚杆施工完成，进行出煤（矸）、敲帮问顶、帮部钢网铺等工序结束后进行。
（2）打帮锚杆眼前，必须由验收员或班组长验收确定是否清理浮煤（矸）到基础位置，确认无误后方可进行帮部锚杆的施工。
（3）由验收员或班组长拉巷道帮部尺寸，看是否在优良品范围内，如果帮部出现欠挖，首先组织班组人员处理，待完全符合质量标准要求后，由验收员将顶板锚杆位置线延至巷道基础，并由上向下标定出锚杆眼位，方可进行帮锚杆孔施工工作。
（4）煤体段帮锚孔使用风煤钻，岩体段帮锚孔使用气腿式凿岩机，配合六棱钻杆、Φ28mm钻头施工，锚杆孔施工完，安装锚杆前必须先将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，若帮部为煤体时，可使用风煤钻打锚杆孔，由验收员或班组长验收锚杆孔角度，确认无误后，方可安装锚杆。否则在距离锚杆钻孔200mm上下位置重新施工锚杆眼，直至锚杆孔角度符合要求。
（5）安装锚杆时先把2卷MSZ2335中速树脂锚固剂送入孔中，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，然后用风煤钻专用套筒卡住螺帽，使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌（搅拌时间10～15s），直至锚杆达到设计深度，风煤钻不卸压，1min后方可撤出风煤钻上好托盘，拧上螺帽。待30min后，再对锚杆螺帽拧紧一遍，使锚杆盘紧贴岩面，未接触部分必须使用垫铁，并上紧螺母。用力矩扳手检查锚杆紧固情况，扭矩扳手读数不小于150N2m。帮部锚杆不贴（煤）岩壁的要加垫木托盘，使锚杆打设质量符合要求。
（6）帮部锚杆施工，煤体段必须按由外向里、从上向下的顺序进行施工；岩体段若岩石较稳定时，可里外同时施工，若岩石较破碎或过断层时，必须按由外向里、从上向下的顺序进行施工，能够挂网片时必须先挂网上好锚杆托盘并紧固至150N2m后，方可施工下部帮锚。
（二）打顶部锚索施工工艺
1、打设锚索眼时，要两人进行，开钻时一人扶钻定位，一人开钻。开钻时先开水，再开风，最后开钻。停钻时先停钻机，再停风，最后停水。定位时要缓慢升气腿，将钻杆接顶，定好位时开钻，缓慢钻进5～10cm后，在全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。钻孔完毕，回掉钻杆，放入锚固剂，用钢绞绳将锚固剂轻轻顶到眼底，再将钢绞绳与锚杆钻机连接好，然后全速开钻将锚固剂充分搅拌20s，等5分钟锚固剂凝固后，再将锚索与锚杆机分离，将锚固剂固化至少1～1.5h，将锚索托盘（使用U型钢加工）与索具上好，锚索外露长度控制在150～200mm。
2、锚索施工要求
（1）张拉机具与液压油泵的连接必须使用标准配套的液压油管，连接处使用标准销，严禁使用铁丝或其它物品代替。
（2）当班锚固的钢绞绳必须当班张紧，如遇张拉千斤顶等等设备出现问题，必须及时汇报修理。
（3）使用锚杆钻机钻孔完毕，撤出钻杆，用钢绞线将1卷快速锚固剂、6卷中速锚固剂轻轻送到孔底。为防止锚固剂在孔中间夹住、破碎、固化，可分根送到孔底。
（4）用搅拌器将钢绞绳与锚杆钻机连接好，开启钻机边搅拌边推进，前半程慢速旋转，后半程全速搅拌，全程搅拌时间20s。停止搅拌，保持钻机推力5min后方可收回钻机。
（5）上好托盘和索具，15min后方可进行张拉。
（6）张拉锚索时除操作人员外，千斤顶5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞绳咬合后也必须撤至安全位置，回撤千斤顶时，操作人员应
提前握持好千斤顶。
（7）张拉锚索时，张拉千斤顶的压力表读数不小于26MPa。
（8）锚索托盘应紧贴顶板，不贴顶处用铁楔子背紧、背实。
（9）锚索应根据工作面顶板破碎情况及时打设。
（三）质量标准及要求详见表3-4。
表3-4-1锚网支护质量标准评定表
检查项目（设计值）质量标准及允许偏差
保证项目锚杆体及配件、网、梁等支护材料的
材质、品种、规格、结构、强度
必须符合设计要求锚固剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求
基本项目净宽：中线至任一帮距离主要巷道（0～+100mm）/一般巷道（-50～+150mm）巷道净高
有腰线（分腰线上和腰线下：0～+100mm）/无腰
线（-50～+200mm）锚杆（索）安装
安装工艺合格，托盘紧贴金属网及壁面，垫木托
盘数量不超过规定
锚杆锚固力
（岩体、煤体≥105kN）
不小于设计的90% 钢带的安装质量符合设计，搭接良好，不弯曲，紧贴巷壁铺网质量
铺设、搭接、绑扎符合设计要求，喷浆时预留网
片搭接位置
允许偏差项目锚杆(索)间排距-100～+100mm
锚孔深度0～+50mm
锚杆(索)角度
与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂
直，最小不小于75°(与设计角度偏差不超过3°) 锚杆(索)外露
锚杆露出螺母10～40mm，锚索露出锁具150～
200mm
锚杆扭矩煤体≥150N2m，岩体≥200N2m
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
23302运输顺槽里段施工时，采用手镐落煤，人工装煤（矸），刮板输送机、胶带输送机联合运输。施工时，首先对工作面煤层进行注水，注水结束后，验收员和跟班队长要按照生产技术科给定的中、腰线，将中、腰线延伸到工作面，掘进工按照中、腰线扩刷巷道断面，扩刷时由上至下施工，刷好两排锚杆的位置后先敲帮问顶，确认安全后，再移前探梁、背网、打注锚杆、安装W钢带，顶部永久支护结束后，敲帮问顶处理隐患，进行出煤、刷帮，再打设帮部锚杆眼，安装H钢带、锚杆，锚索与锚杆同步施工，最后进行工程质量验收。
二、特殊情况下施工方法
若遇破碎带，造成顶板破碎压力大，有淋水等现象时，必须根据现场情况，及时缩小锚杆间排距，采用锚索进行加强支护。
第二节凿岩方式
一、23302探巷岩性较软（或全煤时）采用人工掘进。
二、23302探巷岩性较硬时使用爆破方式掘进，另行编制专项措施。
三、装岩（煤）路线
运煤（岩）路线：工作面→23302运输顺槽里段→23302探巷→23302轨道顺槽→+60m煤仓→皮带下山→主井煤仓→主井→地面。
第三节装载与运输
一、物料运输
采用轨道运输与人工辅助运输相结合。采用JWB-75J无极绳绞车将物料运至23302探巷，然后人工运至工作面。
二、煤（岩）运输
采用胶带输送机、刮板输送机联合运煤（岩）。
解决方案编号：LX-FS-A77412 运输顺槽过断层安全技术措施标准 范本 In the daily work environment, plan the important work to be done in the future, and require the personnel to jointly abide by the corresponding procedures and code of conduct, so that the overall behavior or activity reaches the specified standard 编写：_________________________ 审批：_________________________ 时间：________年_____月_____日 A4打印/ 新修订/ 完整/ 内容可编辑
运输顺槽过断层安全技术措施标准 范本 使用说明：本解决方案资料适用于日常工作环境中对未来要做的重要工作进行具有统筹性，导向性的规划，并要求相关人员共同遵守对应的办事规程与行动准则，使整体行为或活动达到或超越规定的标准。资料内容可按真实状况进行条款调整，套用时请仔细阅读。 一、工程概况 截止至7月10日早班已施工至顺槽开口328m 位置，预计沿13°下坡再向前掘进约28m将穿过断层，目前迎头位置为全岩，由于综掘机无法破碎，所以使用爆破破岩，综掘机装运的方法前进。为了确保过断层期间的施工安全及质量，特编制此安全技术措施。 二、施工方法 过断层期间，每循环进尺不超过1.4m，最大控顶距1.6m。顶板岩性破碎时，采用短掘短支，最大
正邦煤业有限公司 掘进工作面作业规程 工作面名称：150201运输顺槽 编制人： 施工单位：综掘二队 编制日期: 2008 年 8 月 24 日 执行日期: 2008年 9 月 1 日
矿审批卡通风科长： 技术科长： 安全科长； 机电科长： 调度主任： 技术矿长： 安全矿长： 机电矿长： 总工： 矿长：
作业规程学习和考试记录 负责人：传达人：班次： 在册人数：考试人数：补考人数：
第一章概况 第一节概述 一、巷道名称、位置及相邻关系 本巷道150201运输顺槽位于该矿的北侧，150201运输顺槽南侧为150201回风顺槽，150201运输顺槽西侧为北翼回风大巷。150201运输顺槽东侧为矿界边，本巷道通过路线相对地面为丘陵山区，无任何建筑物。 二、巷道用途 本巷道服务150201综采工作面，本巷道担负150201综采工作面运料、进风、行人等任务。 三、巷道性质 巷道掘进时沿15#煤底板掘进，为煤巷，锚网支护巷道，保证巷道净高符合设计要求。 四、设计施工长度、服务年限 本巷道设计长度为600m，与150201回风顺槽间距为150 m。巷道方位角为76°，服务年限为8个月。 五、巷道平面布置 巷道平面布置图见附图1 第二节依据 一、经过审批的设计及批准时间 掘进巷道施工的依据是由正邦煤业有限公司技术部设计的《150201运
输顺槽断面、支护》。 第二章地面相对位置及地质水文情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 150201运输顺槽地面为山区，地面最低标高为+1410 m，最高标高为+1560 m。 第二节煤岩赋存特征 1．煤层赋存情况 150201运输顺槽的煤层为太原组的15#煤层，工作面内煤层起伏变化不大，煤层倾角8°～12°，平均8.5°；煤层底板标高＋1050～＋970，平均＋1000，可采厚度5.02～5.8m，平均厚度5.5m，煤层中不含夹矸，煤实体溶重为1 .40T／m3 2．顶底板情况 老顶：灰色，生物屑结构，隐晶质，层面含炭质，具细小裂隙，被方解石脉充填，具缝合线构造，坚硬。厚度为6.94m。 直接顶：深灰色，上部偶见植物化石，层理不明显，具垂直节理，具挤压现象，中部夹砂泥层质，岩芯较完整。厚度为8.87m。 底板：灰色——浅灰色，含铝土质，含丰富植物化石，偶含砂质，岩芯较破碎。厚度为2.48m。 附综合地质柱状图 第三节地质构造 该矿主采15#煤层，煤层厚度为5.5m左右。煤质属贫煤、黑色，多呈粉末状，少量块状，具有玻璃光泽阶梯状断口，条带状结构、层状、块状
{工作规范制度}上顺槽巷道施工作业规程
第二节煤（岩）赋存特征 1111上顺槽布置在二1煤层中，预计煤层厚度在0～6m，局部夹泥岩夹矸，煤层为近东西向的单斜构造，滑动构造发育，煤层以粉末状为主，煤的原生结构遭破坏，呈现经层间挤压、揉搓的构造煤特征：偶夹块煤，亦为煤粉压固而成，表现为滑面发育，强度极低，f值较小，指压即碎，遇水则产生大量煤泥。煤的容重达1.6t/m3。煤层较松软，易发生冒落。二1煤层直接顶板多为砂质泥岩或泥岩，局部为细砂岩；直接底板多为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩，局部地段仅以薄层炭质泥岩与太原群上部灰岩相隔，下距灰岩0.39～34.51m，间距变化甚大。 1111上顺槽巷道设计标高为+19～＋25，根据河南理工大学为泰山煤矿所做的突出危险性鉴定报告，此所处二1煤层不具备突出条件,属于高瓦斯矿井。根据矿井初步设计掘进工作面瓦斯涌出量采用邻近矿井二1煤层掘进时实测值1.5～2.5m3/min。煤层不易自燃、煤尘无爆炸危险性。但由于巷道正处于荥巩煤田的瓦斯逸散区向瓦斯富集区变化的过度区，因此存在煤层瓦斯赋存多变的可能，加之瓦斯赋存极不均衡、地质条件多变等原因，更增加了瓦斯赋存的复杂性，故掘进中应加强通风管理和瓦斯监测、抽放，也需做煤与瓦斯突出的预测工作。 第三节地质构造 1111上顺槽所处岩层构造复杂程度属简单构造，位于秦岭纬向构造带北亚带嵩山大背斜的北翼。总的构造形态为一走向280～290o，倾向10～20o，倾角7～14o,单斜构造，区内褶皱不甚发育，巷道所经范围内无落差1m以上断层。也无火成岩侵入体及陷落柱。 第四节水文地质 1111上顺槽附近无老窑等地下水体，但在掘进过程中应当做好充水条件分析预报和水害评
***矿业有限公司***煤矿采煤工作面作业规程 工作面名称：****工作面 编制人：*** 安全副矿长：*** 矿总工程师：*** 矿长：*** 编制日期:二〇一*年*月*日
公司会审综合意见.....................（附公司批文）
准采证矿井名称：
目录 第一章概况 (3) 第一节工作面位置及井上下关系 (3) 第二节煤层 (3) 第三节煤层顶底板 (4) 第四节地质构造 (5) 第五节水文地质 (5) 第六节影响回采的其它因素 (5) 第七节储量及服务年限 (6) 第二章采煤方法 (6) 第一节采煤方法及巷道布置 (6) 第二节支护设计 (7) 第三节采煤工艺 (8) 第四节设备、材料配置 (10) 第三章顶板管理 (11) 第一节工作面顶板管理 (11) 第二节工作面上、下顺槽及端头顶板管理 (12) 第三节矿压观测 (12) 第四章生产系统 (12) 第一节运输 (12) 第二节“一通三防”与安全监控 (13) 第三节排水 (14) 第四节供电 (15) 第五节压风、通讯、照明 (15) 第五章劳动组织和主要技术经济指标 (15) 第一节劳动组织 (15) 第二节主要技术经济指标 (16) 第六章煤质管理 (17)
第七章安全技术措施 (17) 第一节一般规定 (17) 第二节顶板 (18) 第三节防治水 (18) 第四节爆破 (18) 第五节一通三防 (19) 第六节运输 (19) 第七节机电 (20) 第八节其它 (20) 第八章应急措施及避灾路线 (20) 附件： 1、矿及公司相关部门及相关领导会审意见（编制部门存档附此件） 2、作业规程附图 3、作业规程贯彻、复学登记表 4、作业规程考试成绩登记表 5、作业规程（措施）发放登记表 6采煤工作面投产前验收表 7、地质说明书 8、防突措施、探放水措施、工作面初采初放、过断层或老巷、串联通风等专门安全技术措施 9、其他
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 运输顺槽挑顶安全技术措 施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-9822-71 运输顺槽挑顶安全技术措施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 一、工程概况 041602工作面距挑顶段坡底位置50m，需要挑顶段的巷道顶板的高度不够，使转载机机头无法通过。为保证转载机能够顺利地通过，需对这段巷道的顶板进行挑顶作业。挑顶长度100m，宽度3.5m，厚度0.5m。为保证挑顶作业安全、顺利的完成，特制定此本安全技术措施。 二、施工工艺 041602运输顺槽巷道宽5.3m×高3.0m，巷道的岩性为煤和半煤岩，原支护方式为锚杆+金属网+锚梁+喷浆联合支护方式。采用爆破方式落煤，挑顶作业由坡顶开始向坡底下行推进，挑顶步距为1m。 1、原巷道顶板已喷浆加上是半煤岩巷所以采用风动凿岩机打眼。
2、采用光面爆破设计，爆破时必须严格执行多打眼、放小炮的原则。做好人员、设备和管路的防护工作。 3、临时支护：放炮后及时找尽顶板的浮矸危岩，对于顶板及肩窝处找不尽但有裂缝的危岩必须进行超前支护。点柱必须打在硬底上，并牢固可靠。在顶板完整的情况下可以采用带帽点柱做临时支护，最大控顶距不超过1m，在临时支护的掩护下进行支护作业；在顶板破碎的情况下要多打点柱。 4、挑顶完成后用钢锯或液压剪处理失效的锚杆和锚索后在重新支护，锚网梁网支护完成后，再进行槽钢和锚索支护。 5、支护方式：锚杆+金属网+锚梁+槽钢+锚索联合支护。锚杆采用φ16mm×1800mm左旋圆钢锚杆；金属网采用8#铅丝编制的菱形金属网；锚梁倾向布置；槽钢采用3.5m槽钢；锚索采用15mm×7500mm（1×7股）钢绞线；锚杆的排距1m，间距1m；槽钢间距1m，垂直于巷道走向布置；锚索间距1m；槽钢打在两排锚杆之
( 操作规程 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 顺槽连续牵引车操作规程(新 版) Safety operating procedures refer to documents describing all aspects of work steps and operating procedures that comply with production safety laws and regulations.
顺槽连续牵引车操作规程(新版) 一、上岗条件 第1条、操作人员必须熟悉绞车的构造，性能及工作原理，掌握绞车的维修和操作技能，经考核合格后，方可持证上岗。 二、操作检查及操作 第2条、无极绳绞车的检查及操作 1、开车前应检查各处情况是正常，如电气线路是否正确，开关等有无缺陷，各连接处螺栓是否紧固，手闸是否在松闸位置及灵活可靠，轴承及减速器内润滑油是否充足，变速箱档位是否到位、正确、自锁等，在检查各处情况正常后方可开动电机进行空运转，在检查电液制动闸正常和绞车无异常后方可加上负荷。 2、75KW双速无极绳绞车变速时必须是先停车后换档，在运行中严禁换档。换档手柄必须在慢速位置或快速位置，严禁挂空挡开车。
换档时如不能顺利挂档，允许盘转电机联轴器。 3、手闸的使用必须是在关闭电机电源后方可进行，不许在电机通电期间进行刹车，以免损坏绞车机件和电机。 4、轴承的润滑油使用黄油，每月至少加油一次，最好每三个月清洗一次轴承，但在新绞车第一次运转后5~6天即应清洗一次，轴承温升超过70摄氏度时应立即停车查明原因，并检查其磨损情况，如发现磨损过甚，则应查明原因进行修理或更改。 5、减速器或变速箱的润滑油推荐用粘度E50=11度的润滑油，油面的高低须经常进行检查，油量不足时应随时补充，根据润滑油的光泽、粘度和有无污染杂质的情况等更换新油，建议以每3~6个月换油一次，但第一次运转后，5~6天即应对滚动轴承及齿轮等进行清洗检查并更换新油。 6、开式大小齿轮可以从齿轮罩处加入机油或黄油，经常保持其润滑良好。 7、电液闸Ed推动器在出厂前已加好液压油，可直接使用，在维修时，可加注磷酸脂难燃油4613。
上分层运输顺槽及开切眼作业规程 第一章概况 (1) 第一节概述 (1) 第二节编写依据 (1) 第二章地面位置及地质情形 (1) 第一节地面相对位置及邻近采区开采情形 (1) 第二节煤（岩）层赋存特点 (2) 第三节地质构造 (5) 第四节水文地质 (5) 第三章巷道布置及支护说明 (5) 第一节巷道布置 (5) 第二节支护设计及工艺 (7) 第三节支护工艺 (12) 第四节矿压观测 (17) 第四章施工工艺 (19) 第一节施工方法 (19) 第二节凿岩方式 (20) 第三节装载与运输 (22) 第四节管线 (22) 第五节设备与工具配备 (24) 第五章生产系统 (24) 第一节通风 (24) 第二节压风 (31) 第三节瓦斯防治 (32) 第四节综合防尘 (34)
第五节防灭火 (38) 第六节安全监控 (38) 第七节供电 (41) 第八节排水 (44) 第九节运输 (45) 第十节井上、下通信 (48) 第十一节照明及信号 (49) 第六章劳动组织及要紧技术经济指标 (49) 第一节劳动组织 (49) 第二节循环作业 (50) 第三节要紧技术经济指标 (51) 第七章安全技术措施 (53) 第一节一通三防 (53) 第二节顶板 (60) 第三节防治水 (64) 第四节机电 (65) 第五节运输 (72) 第六节其它 (74) 第八章灾难应急措施及避灾路线 (75) 第一节安全避险系统 (75) 第二节各种灾难预兆 (78) 第三节灾难应急措施 (80) 第四节避灾路线 (84)
第一章概况 第一节概述 3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面为单巷掘进，要紧担负3403上分层回采工作面进风、运输等任务，设计运输顺槽掘进长度444m，开切眼掘进长度141m，设计总掘进长度585m（运输顺槽已掘进70m，剩余374m未掘进），工程设计掘进量7220m3，掘进煤量10613.4吨；巷道坡度1°—5°；设计服务年限4个月；本掘进工作面估量开工时刻2020年2月上旬，估量竣工时刻2020年6月中旬。 （附：巷道布置平面位置图） 第二节编写依据 《煤矿安全规程》、《山西阳城阳泰集团西冯街煤业兼并重组整合矿井地质报告》、《西冯街煤业巷道锚杆支护设计方案》及《煤矿质量标准化评分标准》等。 第二章地面位置及地质情形 第一节地面相对位置及邻近采区开采情形 一、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面相应的地面位置：位于何庄村中部以东900m处，搬迁村庄鹿角岭下部，地面标高从+630m到+687m；掘进区域内无河流、水池、水井，无建筑物，对采掘工程无阻碍。 二、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤顶板掘进，前方为实体煤，掘进时必须加强瓦斯治理，确保安全施工。 三、3403上分层运输顺槽及开切眼掘进工作面范畴煤层不易自燃发火，对采掘工程无阻碍。
目录 第一章概况 (1) 第一节概述 (1) 第二节编写依据 (2) 第二章地面相对位臵及地质情况 (3) 第一节地面相对位臵及邻近采区开采情况 (2) 第二节煤（岩）层赋存特征 (3) 第三节地质构造 (3) 第四节水文地质 (4) 第三章巷道布臵及支护说明 (5) 第一节巷道布臵 (5) 第二节支护设计及说明 (6) 第三节支护工艺 (7) 第四章施工工艺 (8) 第一节施工方法 (8) 第二节管线布臵 (11) 第三节设备及工具配备 (12) 第五章生产系统 (13) 第一节通风 (13) 第二节压风 (14) 第三节瓦斯防治 (14) 第四节综合防尘 (15) 第五节防灭火 (15) 第六节安全监控 (16) 第七节供电 (17) 第八节供排水 (17) 第九节运输 (18) 第十节通讯 (18) 第六章劳动组织与主要技术经济指标 (18) 第一节劳动组织 (18) 第二节作业循环 (19) 第三节主要技术经济指标 (19) 第七章安全技术措施 (20) 第一节施工准备 (20) 第二节前探钻孔施工 (20) 第三节一通三防 (21) 第四节顶板 (24) 第五节爆破 (26)
第六节防治水 (30) 第七节煤与瓦斯突出的防治 (31) 第八节机电及其运输管理 (31) 第七章灾害应急措施及避灾路线 (36) 第八章其他 (38) 第九章典型案例分析 (39) 附： 安全质量标准化具体内容 (42) 巷道平面示意图 (44) 煤层综合图 (45) 地质预想剖面图 (46) 1601运输顺槽回风联络巷支护断面图 (47) 临时支护图 (48) 通风系统图 (49) 避灾路线图 (50) 放炮撤人站岗图 (51)
单位：姓名：分数： 一、填空题：（每空 3 分，共51分） 1.8102运输顺槽：4-4断面矩形断面，掘进断面规格：宽*高=（） 2. 顶板金属网长边垂直于施工方向平行于顶板挂设，人员不可进入没有支护的区域。顶、帮金属网用14#铁丝联接，网与网搭接不小于（）mm,每（） mm联一扣，每扣拧2?3圈。 3、顶锚杆为右旋等强螺纹钢锚杆①（）mm，帮锚杆为右旋等强螺纹钢式锚杆①（）mm,锚杆托盘规格：100X 100X8mm 4、锚索为?（）mm右旋钢绞线，锚索托盘规格：300 X 300 X 10mm 5、树脂锚固剂：CK2360型树脂锚固剂，每根锚杆均使用（）根CK2360树脂锚固剂固定，每根锚索均使用（）根CK2360树脂锚固剂固定。 6、两帮的帮锚杆矩形”布置，间排距为（）mm,最上排托盘上端距顶板不大于（）mm，最下排帮锚杆必须压住帮网。 7?锚杆外露长度从螺母算起（）mm ;锚固力：顶锚杆不小于（）KN,帮锚杆不小于（）KN。锚杆扭矩：顶、帮锚杆均不小于（）NM。 8. 锚杆方向应垂直于顶板或在（）之间，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面，帮锚杆垂直巷帮布置，托盘垂直于顶板。 9. 锚杆间、排距误差不大于±（）mm。 10. 采用压入式通风方式，局部通风机及其启动装置必须安装在进风巷道的新鲜风流中，距掘进巷道回风口不得小于（）米，风机实行挂牌管理。 二、判断题：（每题 2 分，共20分） 1 、局部通风机吸风口至掘进工作面回风口的巷道风速不得低于0.25m/s。（）2、局部通风机安装地点的风量，应大于局部通风机的最大吸风量，并保证该
处巷道的风速满足安全生产要求。（） 3、新鲜风流：主斜井（副斜井） -西运输大巷（辅助运输巷）-13#煤运输大巷（13#煤轨道大巷）—一采区轨道上山（一采区运输上山）—德源运输大巷- 8 1 02运输顺槽局部通风机 -8102运输顺槽迎头（） 4、供排水管路：采用机08管路铺设在巷道前进左帮，距离迎头不超过30 米（）6、瓦斯检查点分别设在:工作面迎头、工作面回风流与全风压风流汇合处 以里10-20 米处。（） 7、工作面迎头瓦斯检查牌板应设置在距工作面迎头50m 范围内，工作面回风流瓦斯牌板设置在工作面回风流与全风压风流汇合处以里10-15米处，检查结果要及时填写，并及时向调度室、通防科进行汇报。（） 8、掘进工作面迎头必须吊挂便携式甲烷检测报警仪，便携式甲烷检测报警仪悬挂距迎头不超过10m 风筒出口的异侧。（） 9、掘进工作面风流中甲烷浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面体积大于0.5m3 范围内，积聚的甲烷浓度达到 1.6％时，附近20 米内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。（）10、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20 米范围内检测甲烷浓度，甲烷浓度达到0.8%时，不得通电或检修。（） 三、问答题：（共29 分） 1、本地区避水灾路线是什么？（9 分） 2、本地区避瓦斯、火灾路线是什么？（9 分） 答： 3、防治顶板事故的措施：？（11 分） 答：
4103运输顺槽超前探放水设计方案
4103运输顺槽超前探放水设计方案 根据《煤矿安全规程》规定以及行业管理的标准要求，对井下作业地点必须坚持“有疑必探，先探后掘”“每掘必探，探放结合”的探放水原则，结合本矿的实际地质情况特制定此探放水设计方案。 一、组织机构 组长：刘敏 副组长：张明 探水副总：严国芳 探水科长：李保成 探水队长：赵有珍 探水技术员：李永锋 探水成员：刘艳文武彩玉张利兵秦旋 二、设计依据 1、根据《煤矿安全规程》。 2、根据《煤矿各工种操作规程》。 3、根据《煤矿防治水规定》。 4、根据山西省地方文件“有掘必探，先探后掘”的规定。 5、工程项目：4103运输顺槽超前探放水设计。 6、用途：为4103运输顺槽掘进安全提供依据。 三、施工地点概况
1、工作面对应地面位置 工作面对应的地表大部分为荒山，有少量耕地，沟谷地段平时干涸，只有雨季有水流过。 2、工作面井下位置及四邻采掘情况 掘进工作面位于井田东部，北部与4102运输顺槽相邻，距4102回风顺槽210m；南部与4108运输大巷相邻，距4108运输大巷200m；西部与4#煤一采区轨道大巷相邻，东部与三兴煤矿相邻。 3、掘进工作面概况 掘进工作面施工掘进煤层为二叠系下统山西组，掘进巷在矿界东部盘区内，经调查了解原来开采4#煤层的老工人及水文地质数据显示，本巷无积水，地面无河流、湖泊。 4102运输顺槽设计走向长度：540m。 巷道为矩形断面：宽×高＝4.8×2.6m。 煤层底板标高：500—590m。 煤层厚度为：1.2—2.1m。 煤层的抗拉强度0.8Mpa。 四、区城水文地质 1、井田内及周边矿井采（古）空区、小窑积水情况。 4#煤层在井田中部已形成较大面积的采空区。井下充水水源主要为顶板砂岩裂隙水及采空区积水。井田中南部采空区相对位置较低，在此处存在积水面积约为36.39k（㎡），积水量约为5837
2354-2工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼 掘进作业规程 第一章巷道布置及用途 一、工作面范围、概况 2354已回采至一切眼位置, +37溜子道下部还未采, 需另行布置2354-2, 一切眼及其往南部分暂不进行回采, 2354-1采至一切眼附近位置时进行收尾放顶。2354-2工作面煤层走向为北偏东20度, 沿倾向斜长约为50米, 为了便于运输, 必须保证2354-2运输顺槽布置在高于2354+30运输顺槽2米左右, 即+33水平, 在施工作业过程中, 可能会因顶板变化, 工作面倾向长会发生一些变化; 回风顺槽从2354一切眼+33水平开门沿煤层走向布置, 长约95米; 运输顺槽长约100米。 二、工作面布置: 1、先从一切眼+33水平开门做回风顺槽, 掘28米, 再往正西方向开门做二切眼( 平巷) 与+30运输顺槽贯穿。 2、继续往正西方向掘二切眼, 遇顶板无法继续往西掘进后, 沿煤层走向跟顶板掘运输顺槽。 3、运输顺槽和回风顺槽间歇作业。 4、掘至变溥带后, 掘边切眼贯穿运输顺槽和回风顺槽。 ( 见图4 2354-2巷道布置平面示意图) 第二章地质概况 1、煤层情况: 2354-2工作面所采煤层为V煤, 煤层厚度为0.3~5米, 平均厚度2.5米, 煤层倾角10°~30°, 平均为25°。受地质构造影响, 该区域煤层走向变化较大, 大致为南偏东30°方向, 在掘进施工过程中要注意控制好巷道掘进方向。V煤为银灰色, 沿走向较稳定, 沿倾向有小背斜变化, 煤层厚度变化大, 局部夹矸, 煤层容重为1.38t/m3。 2、顶底板岩性: 煤层老顶为中细砂岩, 厚度15~20米, 直接顶为砂质泥岩, 厚度9~16米, 伪顶为泥岩, 局部存在。直接底砂质泥岩, 厚度为2.0~4.0米, 老
第一章编制概况 第一节概述 一、巷道名称 1601运输顺槽 二、掘进目的及用途 目的：本巷道为回采巷道，主要用于工作面进风、运煤。 用途：满足矿井通风、运输、管线敷设的要求。 三、巷道设计长度和服务年限 设计长度：2100m。（因1601工作面内包含三维地震预测的异常区，若实见异常区域或摸清异常区域构造，将顺槽长度调整为1300m。） 服务年限：3年。 四、预计开工、竣工时间 本巷道自2015年3月下旬开工，预计2015年12月份竣工。 五、巷道平面布置 附图(一)：1601运输顺槽平面布置图； 附图(二)：1601运输顺槽剖面图。 第二节编写依据 一、设计说明书 设计说明书为《1601运输顺槽设计与地质说明》。 二、地质说明书
地质说明书名称为《1601运输顺槽设计与地质说明》。 三、其它技术规范 1、《煤矿安全规程》 2、《煤矿作业规程编制指南》 3、《各工种操作规程》 第二章地面相对位置及地质情况 第一节地面相对位置及临近采区开采情况 本工作面为1601运输顺槽。工作面东为未开拓区域；南侧为6煤一采区下部轨道大巷；西为6煤轨道上山下部车场与6煤胶带上山；北侧为1601工作面轨道顺槽。工作面对应地表为风井东南侧山地。地表标高+1197.4～+1234.1mm。 （表一）井上、下对照关系情况表 第二节煤（岩）层赋存特性 一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数
本工作面沿6#煤层掘进。6#煤层：黑色、灰黑色，条带状结构，层状构造，强玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆，易碎，断口呈参差状，硬度中等，容重1.38t/m3。煤岩组份以亮煤为主，镜煤、暗煤次之。 工作面掘进范围内煤岩层走向3～150°、倾向93～240°、倾角0～10°，煤层平均厚度2.41m，煤层结构简单，顶板及底板均为粉砂质泥岩。 （表二）煤层特征情况表 二、煤层顶底板情况 6#煤层直接顶为粉砂质泥岩，灰黑色，性脆，节理较发育，整体性较差，局部含植物化石碎屑。根据回风井、ZK-302钻孔及巷道实见，厚度0～2.04m，平均厚度1.30m。老顶为细砂岩。细砂岩：灰黑色、灰白色，成分以长石、石英为主，砂质结构，厚层状构造，性脆，质硬,分选性较好。厚度7.75～19.50m，平均厚度13.6m。底板由砂质泥岩、灰黑色细砂岩及0.2～0.3m厚的劣质煤。砂质泥岩：黑色，性脆，节理发育，平均厚度5.85m。
贵州发耳煤业有限公司 掘进工作面作业规程 工作面名称：10103运输顺槽 编制人： 技术负责人： 区长： 施工单位：掘进二区 编制日期: 2010 年月日
会审单位及人员签字 矿建室：年月日地测科：年月日通防科：年月日机电科：年月日调度室：年月日安监科：年月日副总工程师：年月日总工程师：年月日
矿审批意见 目录
第一章概况 (1) 第一节概述 (1) 第二节编写依据 (1) 第二章地面相对位置及地质情况 (2) 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (2) 第二节煤（岩）层赋存特征 (2) 第三节地质构造 (3) 第四节水文地质 (3) 第三章巷道布置及支护说明 (3) 第一节巷道布置 (3) 第二节支护设计 (4) 第三节支护工艺 (6) 第四章掘进施工工艺 (8) 第一节施工方法 (8) 第二节凿岩作业 (8) 第三节爆破作业 (8) 第四节装、运岩方式 (9) 第五节管线及轨道敷设 (10) 第六节设备及工具配备 (10) 第五章劳动组织及主要技术经济指标 (11) 第一节劳动组织 (11) 第二节循环作业图表 (12) 第三节主要技术经济指标 (12) 第六章生产系统 (13) 第一节通风系统 (13) 第二节压风系统 (15) 第三节供水系统 (15) 第四节安全监控系统 (16) 第五节供电系统 (17) 第六节排水系统 (17) 第七节运输系统 (17) 第八节通信、照明、信号系统 (18) 第九节压风自救系统 (18) 第七章灾害分析及避灾路线 (19) 第八章安全技术措施 (20) 第一节施工准备 (20) 第二节开口施工 (20) 第三节“一通三防”管理 (21) 第四节顶板管理 (24) 第五节凿岩管理 (26) 第六节爆破管理 (28) 第七节机电管理 (32) 第八节耙装机及运输管理 (36) 第九节刮板输送机管理 (42) 第十节防治水管理 (45) 第十一节其它 (45)
1210运输顺槽机掘作业规程 第一章概况 一、巷道名称 本《作业规程》掘进的巷道为1210工作面运输顺槽。 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是为形成工作面生产系统，满足采煤工作面的通风、行人、运料、运煤、管线敷设的需要。 三、巷道设计长度 巷道设计长度为1800m,现已掘900 m，还计划掘进900 m。 四、预计开、竣工时间 本掘进工作面自2010年4月3开工，于10月中旬初调整掘进方位延伸，预计12月份底竣工。 第二章地面相对位臵及邻近采区开采情况 第一节地面相对位臵及邻近采区开采情况 地面相对位臵及邻近采区开采情况表（表一） 巷道名称1210运输顺槽 地面标高1590-1635m 井下标高1300-1430m 地面相对位臵及 建筑物 对应地表为石仙岩沟东西两侧，地表为森林覆盖区，无建筑物、公路、水体等设施。 井下相对位臵及掘进时对地面设施的影响 井下对应位臵为1208回风顺槽北30m,北运输巷950m 处，因对应地表为森林覆盖区，无建筑物、公路、水体等设施，故对地面设施无影响。 走向西北～东南倾向西～东长度1800m 第二节煤（岩）层赋存特征 一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距。
9+10#煤层位于太原组下段的顶部，厚度1.83～2.87m，均厚 2.35m，9号和10号之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10＃煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。 9+10#煤层顶板为K2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.50～10.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5～136.6MPa,均值32.2～53.9 MPa;抗拉强度0.85～4.70 MPa, 均值3.30～4.10 MPa;抗剪强度4.54～12.35 MPa，均值5.87～10.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部K2石灰岩与煤层之间夹1.0～1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。 9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.5～73.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.04～4.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.366～5.73 MPa,均值5.50MPa。 附煤岩层综合柱状图（见图一） 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 该煤层绝对CH4涌出量为2.73m3/min,相对CH4涌出量为4.38m3/t，绝对CO2涌出量为0.89m3/min，相对CO2涌出量为1.42m3/t，鉴定及批复均为低瓦斯矿井。根据煤层煤样鉴定报告，9+10#煤层具有煤尘爆炸危险性，自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。 第三节地质构造
山西xx集团xx煤业有限公司 运输顺槽过断层施工设计及安全技术措施 我矿xx运输顺槽在掘进期间，遇一正断层，断层走向北偏东26°，预计落差为2.5m左右。经矿委研究，决定硬过该断层。为贯彻执行“安全第一，预防为主”的国家安全生产方针，确保矿井安全生产，现特编制本巷道过断层安全技术措施，请认真组织学习并严格遵守执行： 一、组织机构 矿成立了领导小组，负责对过断层所有事务的指挥领导。 组长：由施工队长担任。 副组长：由安全员、技术员、班组长组成。 成员：每班工人、瓦斯员、电钳工、其他跟班科队长等组成。 二、主要负责人职责 组长 是整个领导小组的总指挥，全面负责组织协调本工作面的人、财、物等各方面的关系。 副组长 安全员：是整个工作的安全指挥者，负责全部现场工作的安全和相关的方案和技术措施的安全审查。 班组长：是领导小组的现场指挥者，负责现场组织协调指挥，随时解决现场出现的问题。
技术员：是本工作面的技术助手，在矿总工的领导下组织制定有关的方案和技术措施并督促执行。 三、施工设计： 1、根据探煤情况，设计本工作面按-11°坡度掘进直至见煤，具体由当班技术员负责标定巷道腰线。 2、过断层采用气腿式凿岩机打眼，使用矿用许可三级乳化炸药，1-5段毫秒雷管引爆，MFB-100型隔爆电容式发爆器起爆，采用正向连续柱状装药，串联连线方式，全断面一次起爆，炮眼深度为1.8m。必须采用分段放炮，以震动炮为准。 3、当巷道顶板完整，层理明显的情况下，支护方式按《xx运输顺槽掘进作业规程》执行；当巷道顶板破碎、层理不显时，可适当缩小锚杆间排距为0.6m，每网打设1对锚索，可适当增加锚索长度为8m，确保锚索锚入坚硬岩层内2m左右。必须确保支护安全、可靠，不得存在无效、失效锚杆（索）。 4、必须按照作业规程规定使用前探梁做为临时支护，必须将前探梁与顶板使用木楔、沟杆楔紧、背牢；如前探梁使用不理想时，放炮后，可在永久支护的掩护下使用2支耐压式支柱进行临时支护。 二、特殊情况下支护： 1、当巷道顶板破碎，出现冒高时，采用锚索加网片进行补强支护；当巷道成形不好时，出现锚杆网片不接帮现象，必须加打锚杆。 2、顶锚杆锚固力（抗拉拔力）不得小于40MPa（100KN），扭力矩不得小于150N.M；帮锚杆锚固力（抗拉拔力）不得小于30MPa
运输顺槽局部挑顶安全技术补充措施示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
运输顺槽局部挑顶安全技术补充措施示 范文本 使用指引：此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 一、说明 9103运输顺槽在900m处遇断层，落差约5.3m为确 保回采顺利进行，退回34m进行挑顶找煤，由于受断层影 响煤层散软风化，过断层时需架棚补强支护。为确保施工 的安全顺利进行，编写本措施如下； 二、施工方法 挑顶从断层起后退25米处开始以8°坡度对巷道进行挑 顶，挑顶后垮落的矸石直接垫在巷道的底板上，保证巷道 净高不小于3m。按照地测科给定的中、腰线进行挑顶找煤 层顶板。 三、支护方式
1、挑顶处顶部采用高强度锚杆、锚索、W钢带（270×5000mm）、配合菱形网（1200×6000mm）支护。锚杆规格Ф20×2000mm，间排距900×800mm，每根锚杆使用K2360和Z2360树脂锚固剂各1支。锚索施工在W钢带中间，锚索采用Ф17.8×8300mm的钢绞线，间排距1800×1800mm，2-2布置，每根锚索使用1支K2360和2支Z2360树脂药卷。 2、临近断层时采用25U型钢棚，巷道净宽 5000mm，净高3000mm，腿窝深200mm，棚距 800mm。 四、施工工艺 1、W钢带按巷道中线居中排列,安装托盘、钢带要与顶板接触严密，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆预紧力要达到50KN，外露长度30-50mm，锚索预紧力不小于 100KN，外露长度150-300mm。
第一章工程概况 一、巷道名称及施工工程量 1、巷道名称： 甘肃万胜矿业有限公司甜水堡二矿1303运输顺槽。 2、工程量： 1303运输顺槽开口至切眼位置全长3653.022米。 二、工作面位置、标高 1303运输顺槽口坐标：X=4107213.733，Y=363911989.590, H=1381.590(底板标高)，其方位α=343°06'30"。 三、编制作业规程的依据 1、《煤矿安全规程》 2、《煤矿技术操作规程》 3、《煤矿安全质量标准化及考核评级办法》 4、《二〇〇七年十一月份地质及水情水害预报》 5、《甘肃万胜矿业有限公司甜水堡二矿矿建三期巷道掘砌工程》投标文件（技术部分）。 6、甘肃万胜矿业有限公司甜水堡二矿《1303运输顺槽平、剖、断面图》
第二章地质及水文地质情况 一、地质水文情况 （一）地理位置 甜水堡二矿位于甘肃省环县西北部甜水堡煤矿区的南部，其西北部与宁夏回族自治区的吴忠市辖区接壤，行政区划属甘肃省环县甜水堡镇管辖。 井田向南距环县93km，西峰251km，西安523km，北距吴忠117km。向北经吴忠距包(头)兰(州)铁路的青铜峡车站159km，井田内有简易公路与国道G211线相通，交通比较方便。 （二）地形、地貌、自然条件 矿区地处陇东黄土高原，地表大部分被第四系黄土所覆盖，多为黄土梁峁沟谷，地势高低不平，地势西南高北东低，山脉走向呈北西向，北端为平原浅滩区，南部属丘陵低山区—中低山地形，海拔一般标高一般在1500m～1560m，海拔最高1914m，最低1500m，相对高差一般为60m，最大400多米。南部区地形切割剧烈，冲沟较发育，冲沟垂深10～30多米的不等，一般直立陡峭。 （三）工程地质特征 1、井田地层 井田基本被第四系黄土所覆盖，仅在沟谷内切割较深地段出露新近系地层。钻孔揭露的地层从下至上有上三叠统延长群（T3yn）、
顺槽胶带机操作规程 一、上岗要求 1、为了保证机运队顺槽胶带运输机的正常运行，确保操作人员 的人身安全和设备安全，特制定本规程。 2、所有操作人员必须经过专业技术培训经考试合格后，取得上 岗操作证，方准上岗操作，试卷存档保管。 3、操作人员必须掌握整个设备的结构、性能、工作原理，并做 到会操作、会维护、会保养、会排除一般故障。 4、操作人员必须熟悉整个矿井的运输系统，以及各胶带机之间 的连锁方式和通讯联系方法。 5、操作人员必须认真学习掌握并严格执行本规程，遵守劳动纪 律，正确佩戴劳动保护用品。 二、操作前准备工作 1、检查各部位紧固件，连接件是否齐全、牢固，各转动部位是 否灵活可靠。 2、检查驱动滚筒、导向滚筒有无开焊或开胶，有无轴向窜动， 润滑是否良好，有无浮煤或杂物堵卡，如有应立即清理。3、检查CST减速器油位是否符合规定，CST及其辅件有无漏油， 连接部位是否可靠。 4、检查上下托辊有无缺失、脱落和损坏。 5、检查带面是否完整，带扣是否符合标准。
6、检查各部清扫器有无缺损和磨损超限，与滚筒或胶带的接触 面不小于70%。 7、检查卸载部漏煤斗及其辅件焊缝有无开焊情况。 8、检查张紧部钢丝绳完好情况，电控箱旋钮应打在“自动”位 置，并检查储带仓游动小车轨道上是否有杂物堵卡。 9、检查组合开关的两个隔离及辅助隔离开关是否全部合上(手 把指向启动位置)，控制用127V电源是否送电，液晶显示器各项参数是否正常，LED运行指示灯是否指示正常。 10、检查天津华宁主控器屏幕显示是否正常，是否打在“集控” 位置，检查各部位通信等连线连接是否可靠。 11、检查华宁皮带保护系统动作是否可靠、灵敏。 12、系统一切正常、各岗位人员到位并取得启车许可命令后方 可启车。启车前必须通知综采“马蹄尔”岗位工到位并通过喊话器预警三次。启车后必须及时汇报调度室及队部。 三、胶带机启车与停车 1、在正常情况下，胶带机的启车和停车应由系统操作人员进行 操作。 2、在具备系统启车条件下，首先按下CST控制柜“复位”键 进行复位，再按天津华宁主控器“取消”键进行复位，然后按华宁皮带控制器界面上的“1”键，系统开始预警，张紧系统得到命令开始检查皮带张力并张紧，CST将自动按照1#CST油泵→1#CST风扇→1#CST→2# CST油泵→2#CST风扇
文件编号：GD/FS-2343 （解决方案范本系列） 运输顺槽过综采压力区安全技术措施详细版 A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编辑：_________________ 单位：_________________ 日期：_________________
运输顺槽过综采压力区安全技术措 施详细版 提示语：本解决方案文件适合使用于对某一问题，或行业提出的一个解决问题的具体措施，过程包含确定问题对象和影响范围，分析问题，提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，最后执行。，文档所展示内容即为所得，可在下载完成后直接进行编辑。 一、概况 因15101综采工作面已回采约200m，即将与15103运输顺槽掘进工作面水平相对相交，考虑到交汇时回采压力较大，影响到15103运输顺槽巷道安全，经矿委领导研究决定，15103运输顺槽即将交汇处必须加强巷道支护，特制订本安全技术措施。 二、加强支护方式 1、如图所示从回采面延推进方向A区长度不少于20m。 如图所示从回采面向采空区方向B区长度不少于100m。
2、A+B区采用DZ28（32、35）/100型单体支柱进行支设，在距皮带架200mm处支设单排，柱距为1.0m。 3、C区采用补打锚索支护，与原锚索间距错开，在原锚索中间位置补打两根φ17.8×5300mm的锚索，锚索间距2.0m。 4、单体支柱与锚索要相衔接，一定要做到先补打锚索支护，后回柱。决不可出现巷道未加强支护，提前回采。（详见附图） 三、安全技术措施 （1）超前支护不少于20m，超前支护以外的巷道若出现坠顶变形时应及时外延超前支护。单体支柱要使用好防倒绳，防止倒柱伤人。 （2）运输顺槽的支柱应支设于底板坚硬处，并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于