上顺槽二作业规程Word格式文档下载.docx
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巷道顶板开口标高（m）
-202.0
地面的相对位置建筑物及其它
位于诸葛镇韩村南的丘陵地区
井下相对位置及四邻采掘情况
该巷道东、北均为未采实体煤，西已2003上顺槽二联巷为界，南为2110回采工作面
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
对巷道掘进影响较小
第二节煤（岩）层赋存特征
2003上顺槽二（中段）掘进工作面二1煤层赋存稳定，煤岩类型为灰黑色，块状及粒状结构，以亮煤为主，煤层酥软，煤层厚度最大8.5m，最小1.9m，平均4.0m。
煤（岩）层赋存特征见附表2。
煤层顶、底板情况见附表3。
表2煤层特征表
指标
参数
备注
煤层厚度（平均）
4.0m
煤层倾角（平均）
21°
煤层硬度f
0.3～0.5
岩层硬度4～6
煤层层理（发育程度）
发育
煤层节理（发育程度）
自然发火期/d
Ⅲ类不易自燃
绝对瓦斯涌出量/（m3/min）
0.15m3/min。
煤尘爆炸指数/（%）
无煤尘爆炸危险性
地温/（℃）
无明显地温危害
地压（kg/cm2）
地压显现不明显
表3煤层顶、底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
直接顶
粉砂岩
2.79
深灰色，层面含云母片及黄铁矿结核，产丰富植物化石，夹薄层细粒砂岩，具缓坡状层理。
伪顶
砂质泥岩
0.83
灰黑色，滑面具叶腊石，断口平坦。
伪底
碳质泥岩
0.20
灰黑色、污手，疏松易碎。
直接底
细粒砂岩
1.49
灰～深灰色，主要成分为石英，含少量云母片及岩屑，偶见黄铁矿散晶，顶部为粉砂岩，缓波状层理。
附图2：
2003上顺槽二（中段）预想剖面图。
附图3：
2003上顺槽二（中段）综合地质柱状图。
第三节地质构造
2003上顺槽二（中段）大体为单斜构造，煤层厚度最大8.5m，最小1.9m，平均4.0m。
煤层倾角9°
～29°
，平均21°
。
根据《2003综采工作面掘进地质说明书》资料分析，该区域煤层厚度、倾角变化大。
2003上顺槽二（中段）施工期间，顶板易破碎，应加强顶板支护。
第四节水文情况
1、2003上顺槽二（中段）掘进过程中直接充水水源为二1煤顶板砂岩孔隙裂隙水，通常以顶板淋水的方式出现，对掘进影响较小。
2、工作面间接充水水源为L8～L7灰岩溶裂隙水、L2～L1灰岩溶裂隙水及寒武系灰岩水。
L8～L7灰岩溶裂隙水、L2～L1灰岩溶裂隙水富水性中等，局部裂隙发育，对工作面掘进有一定影响。
3寒武系灰岩水富水性强，对工作面掘进、回采威胁均较大，故对2003综采工作面进行底板注浆改造，现2003上顺槽二（中段）掘进区域已底板注浆改造结束，可安全掘进。
4因2003上顺槽二（中段）南部为原2110工作面采空区，对2003上顺槽二（中段）施工影响较小。
5预计2003上顺槽二（中段）掘进期间工作面正常涌水量约0～30m3/h，最大涌水量约50m3/h。
随着施工进度，在巷道内低洼位置处进行施工水泵坑并安装不小于60m3/h的排水设备。
第五节瓦斯涌出情况
1龙门煤矿属瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为3.63m3/min，相对瓦斯涌出量为3.72m3/t，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.15m3/min。
2二1煤尘无爆炸危险性，煤层为Ⅲ类不易自燃煤层。
第三章
巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
2003上顺槽二（中段）开口位置位于2003上顺槽二联巷16.3m处向东开中，以方位角73°
39′19″沿二1煤层底板掘进。
开口处顶板标高为-202.0m。
第二节矿压观测
1观测对象：
2观测内容：
36U型钢棚宽度、高度等。
3观测方法：
巷道掘进期间，每隔50m设置一组观测点，每10天由验收员用卷尺对观测点巷道高度、宽度进行测量，并将数据记录台帐。
4数据处理：
当巷道高度、宽度与设计要求误差小于300mm情况下，及时安排人员对后巷进行松帮、清落，大于300mm时对巷道进行返修，保证巷道高度、宽度符合设计要求。
测试过程中，测试人员要及时填写所测数据，并妥善保管备查。
观测数据超过设计值时，应立即向矿有关科室进行汇报。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
1根据龙门煤矿20采区地质资料分析，2003上顺槽二（中段）沿二1煤层底板施工，煤层厚度最大8.5m，最小1.9m，平均4.0m，煤层酥软，煤层顶板为泥岩，平均厚度为0.83m。
因巷道沿煤层底板掘进，施工期间地质条件变化快，部分区段顶部有托顶煤施工现象，根据2003综采工作面上、下顺槽施工经验，该巷道掘进采用36U型钢棚支护（棚距600mm）能够满足支护强度。
2巷道断面为半圆拱形，巷道断面净宽4200mm，净高3500mm，掘进宽4800mm，掘进高3700mm，棚腿扎角4°
，柱埋深200mm，棚距600mm,S掘=14.3㎡，S净=12.8㎡。
附图4：
巷道断面及支护图
第四节支护工艺
一、永久支护形式及材料规格
1支护形式
1.1永久支护：
2003上顺槽二（中段）采用36U型钢棚配合塑编网+铁背板支护。
若遇煤层松软、煤体易片落则在塑编网上加荆芭闭护。
2支护材料规格
2.136U型钢棚规格：
共分三节，梁弧长4020mm，柱腿弧长3555mm，每根棚腿底座各有一个垫板，垫板规格为180mm×
180mm×
10mm。
2.2采用塑编网+铁背板做为护顶、帮材料。
塑编网规格为：
长×
宽=4000mm×
1300mm；
铁背板规格：
宽×
厚=750mm×
80mm×
10mm，铁背板打设间距为300mm。
2.3施工期间，每棚5副连接扣件，4副限位卡缆，限位卡缆、连接板螺丝必须拧紧上牢。
连接板位置：
卡缆向下400mm一道，第二道距第一道间距1200mm，巷道中心线偏下帮200mm处安设一道。
卡缆必须成线，棚梁与柱腿搭接长度400mm，卡缆位置偏差±
20mm，卡缆螺母扭矩≥240N·
m。
2.4网片采用阻燃联网绳系紧，孔孔相联并每隔200mm必须打一个死结。
支护材料规格表见附表4。
巷道特征表见附表5。
备用支护材料见附表6。
表4支护材料规格表
序号
项目名称
规格
单位
每米消耗量
1
36U型钢棚
梁弧长4020mm，柱弧长3555mm
架
1.67
2
塑编网
4000mm×
1300mm
m²
10.8
3
铁背板
750mm×
10mm
根
40
4
阻燃联网绳
1200mm
公斤
0.2
5
卡缆
36U型钢棚卡缆
套
6.7
6
连接板
600mm
副
8.3
表5巷道特征表
及单位
煤岩
类别
断面
形状
掘进
（m2）
净断面
巷道
坡度
净宽
（m）
净高
棚距
（mm）
煤
半圆
拱形
14.3
12.8
煤层坡度
4.2
3.5
600
表6备用支护材料
数量
16.7
m²
108
400
荆芭
500mm×
块
25
柱鞋
380mm×
150mm
个
10
66.8
7
83.5
8
超前骨架
1500mm
20
9
前探梁
4000mm
11
前探梁装置
3永久支护操作流程；
3.1施工前严格执行敲帮问顶制度，及时处理施工点的活矸、危岩；
然后打设超前骨架，之后采用风镐进行刷梁道至巷道支护设计尺寸，移动前探梁至煤壁，最后采用前探梁架设U型棚梁。
3.2根据巷道中心线调整U型钢梁位置，使其钢梁中心线与巷道的中心线成一条直线，用坡度规或水平管校正棚梁水平度。
紧固连接板螺栓、校正背板保证与巷道方向一致。
3.3顶梁架设好后，将迎面墙上半部采用塑编网配合管钎闭护。
迎面墙防护塑编网与迎头已支护的塑编网使用阻燃绳隔孔相连，连网间距200mm，阻燃绳必须捆绑牢固。
然后垂直迎面墙打设管钎，深度不低于1000mm，管钎托盘必须紧贴迎面墙。
管钎布置两排即：
棚梁向下500mm布置一排，每排打设3根管钎，管钎布置在巷道中心线处一根，距巷道中心线两侧1000m处各一根；
棚梁向下1000mm处布置一排，每排打设3根管钎，管钎布置在巷道中心线处一根，距巷道中心线两侧1200m处各一根（根据施工条件发生的变化，当巷道顶部棚梁向下300mm～500mm为岩石的情况下且岩石较硬无跨落现象，可不打设超前骨架）。
3.4迎面墙防护到位后，使用风镐进行裁挖至硬岩，然后进行打眼、爆破崩底。
爆破后再用风镐裁挖至设计毛断面，支设两侧柱腿与棚梁搭接400mm，用卡缆把两侧的弧形梁和柱腿固定好，然后安装连接板，帮部铺网连网，并使用风动扳手将螺丝拧紧，最后用铁背板将帮部背实背牢。
3.5架棚结束后，对迎头打设注水孔，注水孔打好后进行清理浮煤、保证工完料净场地清。
二、工程质量规定
1巷道工程质量验收标准
1.1保证项目
1.1.1支架及其材质和加工质量必须符合设计要求。
1.1.2支架装配附件必须齐全，螺纹部分有防锈油。
1.1.3背板和填充材料的材质、规格必须符合设计要求。
1.2基本项目
1.2.1净宽：
0～100mm
1.2.2净高：
-30mm～100mm
1.2.3水平巷道前倾后仰≤1°
1.2.4连接板的位置和数量
合格：
不符合设计要求的不超过两处
1.2.5铁背板安装应符合以下规定
全部背板背紧背牢，背板排列位置和数量基本符合设计要求
1.2.6支架柱窝深度
柱窝应到实底，其深度附合设计要求
1.3允许偏差项目
1.3.1搭接长度：
±
30mm
1.3.2耳间隙：
≤10mm
1.3.3卡缆螺栓扭矩：
≤5%
1.3.4支架间距：
≤50mm
1.3.5支架梁扭距：
1.3.6卡缆间距：
20mm
1.3.7柱窝深度：
三、临时支护形式及材料规格
1超前骨架支护技术要求
1.1巷道掘进前，施工人员必须先打设超前骨架对顶板进行控制。
超前骨架在迎头钢棚外缘以15°
迎角进行打设，间距300mm（误差±
50mm）。
原则上打设顺序为先中间后两肩，超前骨架打设不低于14根，超前骨架为长1500mm管缝锚杆或采用Ф25mm钢管加工而成，施工期间对迎头4棚后的超前骨架进行回收复用。
1.2根据施工条件的变化，当巷道顶部棚梁向下300mm～500mm为岩石的情况下且岩石较硬无跨落现象，可不打设超前骨架。
2前探梁临时支护技术要求
2.1掘进期间临时支护采用前探梁+36U型钢梁+塑编网临时支护，前探梁使用3根3000mm∏型钢梁。
2.2前探梁布置在巷道中心线处一根，剩余两根布置在巷道两肩距中心线间距各1000mm处，三根前探梁必须与巷道中线平行。
2.3每根前探梁使用2副前探梁装置，两个前探梁装置的间距为1200mm（误差：
≤50mm），且前探梁装置必须灵活可靠，易拆易装，前探梁落出前探梁装置长度不低于200mm且必须紧贴棚梁，若前探梁不贴棚梁必须支设木板且木板必须保证背紧、背牢，掘进工作面最大控顶距不得超过800mm。
2.4临时支护打设后，前探梁必须与棚梁用阻燃绳或12#铁丝双股捆绑牢固。
3开口无法使用前探梁做为临时支护时，可采用两根单体柱（木点柱）做为临时支护，施工期间先将棚梁放置在单体柱顶端卡槽内并采用操作手柄慢慢将单体柱升起保证棚梁至顶板，单体柱打设必须牢固紧靠，严禁出现松动。
单体柱与棚梁采用阻燃绳进行连锁，阻燃绳一端捆绑在单体柱上，另一端捆绑在后方架设好的钢棚棚梁上，阻燃绳必须双股系紧。
4掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两副前探梁装置。
临时支护具体参数见附表7
表7临时支护具体参数
参数名称
参考值
前探梁规格、型号
3000mm∏型钢梁
前探梁间距
2000mm
前探梁之间平距
前探梁装置数量
6个
前探梁装置间距
前探梁数量
3根
36U型钢梁
4020mm
U型钢梁弧长
最大控顶距
≤800mm
5临时支护的操作过程：
工作面掘进前，先敲帮问顶，然后施工人员采用风镐进行破煤刷梁道至巷道支护设计尺寸（刷梁道期间前探梁要随刷随移，始终保持前探梁一端紧跟煤壁墙，严禁空顶作业），再采用前探梁架设U型棚梁并按照中线校正U型棚梁，之后铺网连网，塑编网铺设好以后，及时使用铁背板进行背顶，安装顶部连接板。
附图5：
2003上顺槽二（中段）临时支护示意图
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道施工方法
1巷道开口加固施工方法
1.1巷道开口加固方法：
2003上顺槽二（中段）掘进前，采用36U型钢棚+轨道进行加固。
即在2003上顺槽二（中段）开口位置两侧各架设两棚（宽×
高=3400mm×
3000mm，棚距600mm），然后穿入4根24kg轨道（轨道间距200mm，轨道与棚梁间隙用背木打设牢固）使用专用U型卡对轨道与U型钢棚进行固定，架设的U型钢棚与原支护钢棚帮、顶间隙使用背木进行背实。
1.2巷道开口施工方法：
巷道开口位置加固后，按照2003上顺槽二联巷断面轮廓线上部打设超前骨架，超前骨架间距300mm，深度不低于100mm，数量不低于14根；
然后使用风镐开刷浆皮并使用倒链将开口位置U型棚柱逐根拔出；
使用风镐将第一棚位置开挖至设计毛断面后，采用单体柱将梁慢慢升至顶板，支设两帮柱腿并使用卡缆进行固定。
架棚结束后对交岔点每隔300mm使用穿枇或者管钎配合塑编网控制顶板。
1.3依次架设5棚后按正规循环进行施工掘进。
2正规循环施工方法
2003上顺槽二（中段）掘进前严格执行敲帮问顶制度，及时处理施工点的活矸、危岩；
然后施工人员采用风镐进行刷梁道至巷道支护设计尺寸（刷梁道期间施工人员必须在支护下进行施工，前探梁要随刷随移，始终保持前探梁一端紧跟煤壁墙，严禁空顶作业），再采用前探梁架设U型棚梁并按照中线校正U型棚梁,安装顶部连接板、铺网连网，使用铁背板进行背顶；
之后打眼爆破崩底，人工清底煤（打眼、清煤前，采用塑编网对巷道迎面墙进行闭护，塑编网连接必须紧密），使用风镐开挖柱窝支设两侧柱腿，安装卡缆把两侧的柱腿与U型棚梁固定好，安装帮部连接板，铺设帮部网、连网，最后采用铁背板将帮部背实背牢。
32003上顺槽二（中段）正常掘进每循环进尺600mm，永久支护要紧跟工作面。
42003上顺槽二（中段）在施工期间，留设煤鼻长度不超过3棚（及1.8m），挖柱窝时留设站人宽度不得低于0.8m。
5掘进期间遇到断层或地质条件变化时，必须及时汇报生产科，确定施工方案并编制专项安全技术措施后方可施工。
二、施工工艺流程
正规循环施工流程
交接班→安全检查→延长溜槽→刷梁道→移动前探梁（上梁）→铺网连网背顶→钻眼爆破崩底→出煤（掏挖两侧柱窝）→支设棚腿→连网背帮→清理浮煤。
第二节掘进方式
一、施工方式
1原则上以风镐裁挖为主，打眼爆破为辅的方法施工。
2钻眼爆破工艺流程
安全检查→钻眼前准备工作→钻眼→吹孔→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→开喷雾→撤人警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→敲帮问顶→架棚支护。
二、运输方式
1物料采用轨道运输与人工运输相结合方式。
2掘进煤运输采用SGB-420/40T刮板输送机转载至2003上顺槽二联巷搪瓷槽子，通过2003上顺槽二联巷搪瓷槽子至2003岩中巷胶带输送机进行运输。
二、设备布置
附图6：
2003上顺槽二（中段）设备布置示意图
第三节爆破作业
一、钻眼工艺
1选用YT-28型风钻钻眼，钻杆型号：
B28mm×
1000mm，钻头型号：
Φ43mm。
2钻眼要求
2.1钻眼时必须坚持湿式钻眼。
2.2钻眼前必须由验收员按照炮眼布置图定置眼位，眼位要准确，距帮200mm，距底200mm，炮眼间距400mm～700mm，钻眼工要根据炮眼布置图的深度、角度进行定位钻眼。
棚距600mm时，炮眼深度为800mm；
棚距800mm时，掏槽眼深度为1200mm，辅助眼、周边眼、底眼深度为1000mm。
2.3施工期间炮眼数量严格按照规定执行，根据地质条件变化情况，若煤岩层若发生变化，可适当调整炮眼数量。
3使用风钻钻眼时，机身、钻杆与钻眼方向要保持一致，推力要均匀适当，不要过大，以防断钻杆、夹钻杆。
二、爆破基本参数
1装药结构：
装药采用正向装药。
2炸药、雷管：
炸药采用煤矿许用二级乳化炸药（Φ32mm×
200mm），每卷重0.2kg，雷管选用矿用毫秒延期电雷管，放炮器为FD-150D型。
3起爆方式：
一次起爆。
4连线方式：
串联。
5根据《煤矿安全规程》第三百二十九条规定封泥长度要求：
炮眼深度0.6m～1m，封泥长度不小于炮眼长度的1/2，且必须使用水炮泥，每眼使用水炮泥数量为1个。
6爆破方式以松动爆破为主，正常情况下放炮时只放底部眼，上部采用风镐开挖，在煤层中最小抵抗线不低于500mm，在岩层中最小抵抗线不低于300mm。
三装药工艺
1钻眼爆破前，由背药工将黄土泥捏成炮泥，并摆放整齐，水炮泥由背药工负责携带。
2爆破眼打好后，首先用压风管吹净炮眼内煤（岩）粉，然后严格按照炮眼布置图进行装药，装药期间，先在药卷的末端绑上阻燃胶带，露出炮眼长度300mm～500mm，然后将带雷管的起爆药卷装入炮眼，雷管底部朝炮眼眼底，先装入100mm的粘土炮泥后，再装入水炮泥，最后用专用炮棍缓缓装入所要求的粘土炮泥，炮泥长度不低于400mm。
装药后雷管脚线必须收起悬空并扭结。
四连线工艺
装药结束后，由经过专门培训的班组长协助爆破工进行连线，使所有脚线依次串联，留出首尾两根脚线。
脚线连接母线，沿线检查和放炮工作必须由爆破工一人操作，其它无关人员必须撤到警戒线以外地点，装药结束，爆破工最后一个撤出工作面。
附图7：
2003上顺槽二（中段）炮眼布置图
断面爆破原始条件表
名称
单位
数量
数量或型号
掘进断面
m2
正常涌水量
m3/h
0～30
普氏系数（岩）
f
4～6
炸药类型
kg
煤矿许用二级
乳化炸药
CH4
m3/min
3.63
雷管类型
枚
毫秒延期电雷管
眼
号
炮眼
名称
角度（°
）
眼数
（个）
眼深（m）
每孔装药量
合计
封泥
长度
装药
方式
雷管型号
水炮泥
连
线
起爆顺序
垂直
水平
卷
12-16
辅助眼
0.8
1.0
≥0.4
正
向
16
串
联
一次性爆破
1-8
底板眼
90
76/90
1.6
9-11
周边眼
0.6
3.2
炮眼布置及装药量
预期爆破效果
炮眼利用率
%
75
每米巷道耗药量
kg/m
5.33
每循环进尺
m
每循环炮眼总长
每循环实爆煤岩体
m3
2.8
每m3煤岩体耗雷管
个/m3
5.71
每立方米煤岩体
炸药消耗
㎏/m3
1.14
每米巷道耗雷管
个/m
26.67
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
1装载与运输方式
1.1物料
采用轨道运输与人工运输相结合，装载所需物料由运输队负责运输至20采区第三中部车场并转交给开拓三队，然后通过2003岩中巷电瓶车运到2003上顺槽二（中段）料场处进行卸载并码放整齐、挂牌管理，然后人工运到掘进工作面。
1.2掘进煤
掘进煤运输采用SGB-420/40T刮板输送机转载至2003上顺槽二联巷搪瓷槽子，通过2003上顺槽二联巷搪瓷槽子至2003岩中巷胶带输送机进行运输。
二、装载、输送机械及其配套设备
1刮板输送机技术参数
1.1型号：
SGB-420/40T
1.2电机功率：
55kW
1.3运输能力：
100t/h
1.4槽子长度：
1.5槽子宽度：
420mm
1.6运输长度：
82m（2003上
升级会员 