平煤吴寨矿矿井初步设计说明书.doc

毕业设计说明书院校：班级：姓名：编制时间：前 言一、毕业设计的意义与目的采矿工程专业毕业实习与毕业设计，是学生学完所有理论课程，完成实践教学任务以后，进行的最后一项实践训练教学环节。是对学员所学专业理论知识和实践技能应用于现场实际，解决具体问题能力的全面问题考察。是反映学员整体素质的综合性实践教学活动。毕业设计分为一般部分设计和专题论文。一般部分主要是对学员进行采矿方面基本技能训练。专业论文则是培训学员解决现场具体问题的能力。通过毕业设计，巩固所学专业理论知识，增强实践技能，使学员毕业后能够更好的适应煤矿采、掘一线生产管理和生产技术管理对人才的需要。二、毕业设计性质和要求毕业设计是学生所学专业理论知识和技能的综合应用。毕业设计一般部分是依据现场基本条件或设定条件，进行采区巷道布置和采煤工作面生产工艺设计。掌握矿井巷道及生产系统布置原则与基本形式。进行回采工艺设计，对工作面生产过程，工艺组织和设备配备有系统的理解，使学员进一步掌握现场生产组织和技术管理工作的技能。专题部分是结合现场生产中遇到的具体问题。利用所学专业理论知识，通过分析其规律性和特征，进行针对性的改进设计或提出治理措施。培养学员解决现场实际问题的能力。三、毕业设计的指导思想毕业设计中要注意培养学生树立正确的思想。要树立为煤炭事业作贡献的信心。立志从事采、掘一线工作。认真对待毕业设计工作。要以科学态度和严谨求实的学风按时完成毕业设计任务。在毕业设计中要把“安全第一”的观念贯穿始终，并以经济效益为主的观念从事整个设计工作。目 录（一）、一般部分设计第一章 矿井概况4第一节 矿井基本概况4第二节 矿井生产概况4第三节 矿井主要生产系统4第二章 采区基本条件6第三章 采区巷道布置设计6第一节 采区下山布置7第二节 采区车场设计19第三节 区段巷道布置20第四节 采区主要硐室布置25第五节 采区主要生产系统31第四章 工作面回采工艺设计32 第一节 工作面基本条件32第二节 采煤工艺及质量管理34第三节 安全生产系统37第五章 工作面生产技术管理41第一节 循环方式41第二节 劳动组织41第三节 主要技术经济指标42第六章 安全技术管理措施50第一节 采煤工艺安全技术措施51第二节 机电维修与操作安全技术措施58第三节 一通三防安全管理措施59第四节 其它安全技术措施61第五节 避灾路线与防治措施63（二）、专题部分设计老塘积水的探放67第一章 矿井概况 第一节、矿井基本概况平煤集团天力公司吴寨矿位于平顶山南麓脚下，东南约600米,距市区约2公里，吴寨村西50米。西临一矿，北临程平路，东临十矿。矿区地面交通便利，南有铁路，北有公路。我矿的煤主要供给河南本地的工业生活用煤，主要靠汽车运输为主。矿区气候属大陆性半干旱气候，雨季集中在夏季，地表无湖泊河流。第二节、矿井生产概况井田范围：南临己15煤层露头，东临十矿边界，北临一矿边界，西临一矿边界。我矿现为单水平双翼开采，主要（开采己组煤层），现分为东西翼两个采区，东翼己15、己16-17，己15煤厚为1.2-2.1m、己16煤厚为0.6m、己17煤厚为0.9m（夹矸0.3-0.8m），西翼开采己17煤层，该采区煤层变化大分别在1.2m-2.2m之间，两条下山上部煤层厚为2.2m，下部煤厚平均为1.3m，该采区地质结构复杂，煤层倾角变化不大。开采深度-298，矿井地温为26.5oC。根据资料调查己17下部上覆己15煤层无开发，但同样存在地质结构复杂，现矿设计开发己15煤层，以保证我矿生产能力。矿井储量1813万吨，可采1200万吨。2006年核定年产能力为45万吨。采煤方法采用走向长壁跨落式采煤法，采煤工艺为炮采，采煤工作面支护采用DZ-2.2、1.8单体液压支柱配铰接顶梁。掘进工作面采用11#工字钢梯形支护，开拓巷道采用锚喷锚索解决深层开采压力大的问题。东翼采区现布置有两个采煤工作面、一个掘进工作面，（即东翼采区煤柱采面、东翼I#采面、东翼II#面机巷巷），西翼采区现布置有一个采煤工作面和五个掘进工作面（己15总回风巷，己15总进风巷，西翼轨道巷，己17进风行人下山（上、下段），己17-11100（）采煤工作面）。2005年瓦斯鉴定结果吴寨矿绝对瓦斯涌出量为0.48m3/min、相对瓦斯涌出量为1.28m3/t，属低沼矿井。煤尘具有爆炸性，其爆炸指数为30%-40%。2005年鉴定矿区煤层具有自燃性，其自燃发火期为6-12个月。第三节、矿井主要生产系统一、供电、运输系统矿井采用6KV双回路供电，双回路高压电有总机厂和十矿供给到地面变电所，其变压器型号为S7-500/6(6/0.4kv)。井下设有中央变电所分别向东西两翼采区的各个采掘工作面及用电地点供电。井上一对主副斜井，主井井口标高为+90.731，井底标高为-98.8（西井斜长380M，倾角250下山）采用JK-2/30E提升机，用于提煤。副井（东井斜长480M，倾角220下山）以行人、下料为主。专用回风井垂深156米，（井口标高+91.666，井底标高-64.334）。 井下运煤采用SPJ-650/230型固定带式运输机（运输能力为200吨/小时），运料采用JBY-55绞车、JD-40绞车混合使用。东西井底采用人力推车现利用两个煤仓生产。西井煤仓储煤在60吨，东翼煤仓储煤在80吨，东翼共铺设皮带七部，铺设长度1910米，西翼共铺设皮带七部，铺设长度2100米，采煤工作面采用40S刮板运输机,掘进采用17型和22型刮板运输机。二、通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式东西斜井进风，专用回风立井回风，2台主要通风机型号为BDK-8-NO22，电动机为2250KW,总进风量为3976m3/min（西井2368m3/min东井1514m3/min）,总回风量为4007m3/min（西井2422m3/min东井1580m3/min）有效风量为85.3%。掘进工作面局扇型号为KDJ5.0、FBD-5.0、风筒直径600mm，局扇吸入风量为155 m3/min 。三、安全监测系统矿井完善了KJ4监测系统，主机型号为KJ4地面中心站设在安全生产指挥中心。井下中央变电所安设一个分站，各个采掘工作面及主要回风巷内均安设瓦斯探头，对其进行24小时不间断监测，实现瓦斯电闭锁。井下各个工作面均设有监控探头，与地面的安全监控指挥中心构成了矿井的安全监控系统。四、通讯系统矿井内部采用HJK-120型程控电话交换机，地面各生产区队、上井口、变电所、绞车房及井下变所、火药库、皮带机头、绞车机头、各个采掘工作面均装有程控电话。矿调度室与井上下及各要害部门、施工地点、区队办公室均可采用电话联系。调度室有两条外线可于公司及外部联络。五、排水系统矿井防治水方面：我矿水文地质条件简单，所开采煤层均为平煤集团公司大矿开采过的浅部残采煤柱和边角资源，井下涌水量不大，没有大的水患威胁。我矿正常涌水量为5-10m3/h,井下设有主副排水仓容量为600立方米2，流量为85立方米/小时，井下安装有100D456型水泵三台，电动机功率为110KW，流量为170m3/h，扬程270米。矿井排水设置均能满足矿井排水需要。第二章 采区基本条件该采区西临边界，东临十矿戊二风井，北临十矿边界。该采区，沿己17煤层布置，根据煤层柱状分析，巷道顶板较稳定压力小，下段顶板局部有破碎现象，巷道侧压小。该采区属于吴寨矿新的矿井改造重点采区。 煤层赋存条件采区煤层瓦斯情 况相对涌出量：1.28 m3/t，绝对涌出量0.34m3/min低瓦斯突出危险 性无突出危险性煤 尘爆炸指数：36%，自然发火期：6-12个月 地 质 构 造该巷围岩稳定，地质构造简单水 文地 质该面水文地质简单，无老空水第三章 采区巷道布置设计该采区的扩建属于吴寨矿矿井改造的重点项目。根据己17煤层基本开采条件，矿井改造项目的要求，以及采区行人、运输、通风的需要，现有的己17皮带下山和己17轨道下山已不能满足上面的需要。故要重新设计一条己17进风行人下山，为了尽快完成二期工程的扩建任务和设计要求，经过分析和比较采取上下段同时施工的方法进行施工。己17进风行人下山巷道布置设计如下：第一节 采区下山布置工程概况序号项目内容说明1巷 道布 置见平面图2工 期要 求预计6个月完成3巷 道用 途行人、进风4服 务年 限20年5工程量（m）主体工程1340米6工 程投 资由矿成本组核算7工程结构特点从己17轨道下山与己17回风巷交岔点处向东50.52米处以方位000000”向北帮沿己17煤层顶板开口掘进，总工程量1340米(上段670米)，开口下46米位置从己17运输巷下方穿过，层间距1米。巷道全部沿己17煤层顶板掘进,待与己17进风行人下段贯通后，反向施工己17进风行人反上山，并与西翼轨道巷贯通。8附近开采情况及影响该巷西临：己17皮带下山,南临：己17回风巷；东临十矿戊二风井和北临十矿边界巷道开口标高：-110.7，终点标高：终点-283.6。 地质情况概述序号项 目内 容 说 明1地质综合柱状地质综合柱状见附图2顶底板岩性特征顶板直接顶为灰白色，中粗砂岩，厚度2.27m,老顶为灰色中粗砂岩, 厚度6.7m.底 板底板为深色泥岩，夹灰色砂质泥岩巷道所处位置己17煤层之中3煤层赋存条件采区煤层瓦斯情 况相对涌出量：1.28 m3/t，绝对涌出量0.34m3/min低瓦斯突出危险 性无突出危险性煤 尘爆炸指数：36%，自然发火期：6-12个月 地 质 构 造该巷围岩稳定，地质构造简单水 文地 质该面水文地质简单，无老空水煤岩综合地质柱状图地层年代层 厚（m）岩 层柱 状岩 石名 称岩 状描 述石炭二迭纪最小最大平 均6.7灰白色中细沙岩砂质泥岩2.32夹 矸上部灰白色砂质泥岩，下部深灰色泥岩灰白色砂质泥岩1.6己17煤层2.8底 板灰色泥岩夹灰色砂质泥岩1涌 水涌水方式涌水地点涌 水 量2采 空 区积 水无无无巷道支护说明书 巷道压力情况及支护一、巷道压力情况：该巷位于己一采区，沿己17煤层布置，根据煤层柱状分析，巷道顶板较稳定压力小，下段顶板局部有破碎现象，巷道侧压小。二、支护形式（包括：临时支护、永久支护）：1、临时支护：采用在迎头放完一茬炮后及时对顶板打带帽顶柱，确定迎头顶板及两帮无危岩浮矸后，顶部打锚网梁、锚索联合永久支护，两帮打管缝式锚杆。2、永久支护：采用锚网梁、锚索联合支护，遇到构造段或顶板岩性变化不适应锚杆支护时，采用2.42.8m工字钢金梯支护。三、支护规格1、锚索：沿巷道中心布置1根，间距2.1m、锚索长度6.2m。2、锚杆布置：顶板202000mm树脂锚杆4根、锚杆间排距650700mm。两帮411500mm管缝式锚杆4根、间排距700700mm。3、网片： 顶板钢笆网采用8冷拔丝规格：3000900mm，网孔为4040mm；两帮钢笆网采用8冷拔丝规格2500900mm，网孔为4040mm。 巷道支护特征及每米巷道材料消耗量巷道特征巷道开口标高（m） -110.7巷道终点标高（m） -283.6巷道所处岩层层位及岩性为灰色泥岩夹灰色砂质泥岩、己17煤层之中及灰色中粗砂岩和灰色泥岩夹灰砂质色泥岩。掘进断面（m2）8.37净断面（m2）7.8每米巷道消耗量名 称规 格单 位数 量每米锚杆排数1.43锚 杆己17进风行人下山根/米18.5树脂药卷Z2335卷/米26钢 笆 网己17进风行人下山片/米4.28锚 索6200mm根/米1.4 施工方法及工作组织施 工 方 法施工顺序从己17轨道下山与己17回风巷交岔点处向东50.52米处以方位000000”向北帮沿己17煤层顶板开口掘进，总工程量1340米(上段670米)，开口下46米位置从己17运输巷下方穿过，层间距1米。巷道全部沿己17煤层顶板掘进,待与己17进风行人下段贯通后，反向施工己17进风行人反上山，并与西翼轨道巷贯通。施工方法采用炮掘：巷道全部沿己17煤层布置，采用人工打眼，装药爆破，人工攉煤，溜子或皮带运输，打注锚网梁、锚索进行永久支护。运输方式出碴人工攉煤，SGD-17/320型溜子配合650胶带运输机运料人工扛运施工工序接班检查打眼装药爆破临时支护出煤（出渣）打柱锚网梁、锚索。工作制度“三 八” 工 作 制 爆破说明书一、己17进风行人下山巷道（2-2断面）爆破作业图表（见爆破示意图）1、爆破条件：矿井瓦斯等级：低沼 钻眼机具：煤电钻巷道掘进断面：8.37m2 炮眼深度：1.6m岩石普氏系数：24 炮眼数目：29炸药种类：2#矿用安全炸药 雷管类别：瞬发电雷管2、爆破图表眼号眼名眼数装药量起爆顺序联线方式14掏槽眼406kg4串联512辅助眼8015kg81318帮眼606kg61923顶眼506kg52429底眼606kg63、爆破指标炮眼利用率85%循环炸药消耗量13.8Kg循环进尺14m循环炮眼长度46.41m循环实体煤（岩）量12.5m3每循环雷管消耗量29个二、己17进风行人下山巷道（4-4断面）爆破作业图表（见爆破示意图）1、爆破条件：矿井瓦斯等级：低沼 钻眼机具：煤电钻巷道掘进断面： 7.07m2 炮眼深度：1.6m岩石普氏系数：24 炮眼数目：46炸药种类：2#矿用安全炸药 雷管类别：毫秒延时电雷管2、爆破图表眼号眼名眼数装药量起爆顺序联线方式雷管段数16掏槽眼606kg6串联720辅助眼14015kg142139周边眼1906kg194046底眼706kg73、爆破指标炮眼利用率85%循环炸药消耗量21.3Kg循环进尺14m循环炮眼长度63m循环实体煤（岩）量10.69m3每循环雷管消耗量46个劳动组织图表人 工种数班次直接工(名)辅助工(名)其中： (名)跟班 工(班)长(名)合计（名）运输司机机电工看风机0点班51511215八点班515112154点班51511215合计1531533645 爆破作业循环表时间安项目 排时间(min)作 业 循 环 时 间12345678交接班安 检30开工准备30打眼60装药连线30放炮通风60临时支护30装运碴150运料150支护60自检30主要技术经济指标序号名 称单位指标备 注1工程总量M13402每米工程成本合计元/ m材料消耗元/ m按矿材料消耗人工工资元/ m成本考核其它元/ m3巷道日推进度m4.24全月出勤人数名1175月出勤工数按25天计算5掘进工数m/工0.186月循环个数个75全月按25天进尺考核局部通风系统设计通风路线说明（新风、乏风）新风：地面西井西井底进风斜巷、己17运输巷己17运输回风联络巷己17回风巷工作面乏风：工作面己17进风行人下山己17回风巷西翼总回风风井地面。（附：通风系统示意图）。风量计算序号项 目计 算1按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算Q=100q瓦掘k掘通=1000.342=68m3/min式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min，q-瓦斯平均绝对涌出量；k-一般取1.5-2.02按同时爆破的最大炸药用量计 算Q=(7.37-25) A=7.3711.4=84.018 m3/min式中：Q掘-同上；系数一次全面爆破取最小值,分次爆破取最大值；A-一次的最大炸药用量（kg）穿层段岩石巷为13.5 kg3按工作面最多人数计 算Q=4N=417=68m3/min式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min，N-掘进工作面同时工作的最多人数4按风速验算VS掘Q掘240S掘158.37Q掘2408.37125.55Q掘2008.8m3/min式中：S掘-巷道掘进断面；V-巷道允许最低风速；经计算掘进风量取125.55m3/min注：风量参照1994平煤第279号文件计算风机选型和风筒直径的选择风机选型：经验算该巷道选用KDJ5.0对旋式通风机2台供风一台备用，风筒直径600mm吸入风量150-260 m3/min符合要求。风筒及供风距离：600mm胶质阻燃风筒,供风距离 740m，风筒出风口距工作面不大于5m。局部通风方式：局部通风机采用压入式通风，双风机、双电源，自动导台。局部通风机安设位置：局部通风机安装在己17回风巷联络巷内吊挂在顶板上，距底板不小于0.4m。风筒吊挂在巷道的东上帮，风筒口距工作面不大于5m。 机电运输系统及管理供电系统简述供电电源来自六采变电所，经己17轨道下山，后通过己17运输下山联络一川外口进行配电，总开关、断电仪安放在一川外口的东侧。运输系统（出煤系统、运料系统）一、出煤系统： 工作面己17进风行人下山己17回风巷己17运输回风联络巷己17运输巷煤仓西井底西井地面 二、运料系统：地面东井东井底六采总回风巷一级轨道下山己17回风平巷己17进风行人下山工作面 机电运输管理1、所有机电设备要摆放整齐，开关上架，小件上板，电缆吊挂整齐，垂度符合规定。2、所有机电设备要实行包机制，责任到人，杜绝电器失爆，设备完好率达到90%以上。3、井下供电要做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。4、所有机电设备必须挂牌，专人负责，定期检修。5、机电检修人员下井前必须带足备品备件。 6、检修前必须做好停送电工作，执行矿规定的有关停送电措施，挂停送电牌，设专人看守，严禁带电检修。 7、电器设备检修、维护和调整工作，必须由专职电工进行。检修时，至少两人以上，一人检修，一人监护。8、检修人员要认真，检查各台设备的零部件是否完好，发现问题及时处理，设备不得带病运转，检修设备要保持良好的运转状态。9、电器保护装置必须灵敏可靠，不准私自甩掉。10、电器设备不准超过额定值运行。各开关设备整定值按要求设定。11、一切容易碰到的裸露的电器设备及带动的机械外露转动和传动部分，都必须加装护罩或遮拦，以防触碰危险。12、不得带电作业或带电搬迁电器设备。13、电缆、信号线不准落地，不准用铁丝及其它易燃品吊挂，吊挂需用电缆钩或旧皮带，间距不得超过3米。14、刮板输送机司机必须经过专门培训，持证上岗。15、刮板输送机机头、机尾必须要有压柱，牢固可靠，严禁拉回头煤。16、每次开刮板输送机要试车两次，严禁一次开启。17、开溜工要集中精力，开溜位置在溜子一侧并能听、看到传递的信号，发现异常，立即停溜。18、其它按煤矿安全规程有关规定执行。其他掘进辅助系统 供水系统地面东井东井底六采总回风巷一级轨道下山己17回风平巷己17进风行人下山工作面供压风系统采用10M3空压机，位置安设在己17联络一川风门的西侧，供压风己17轨道下山己17回风巷己17进风行人下山工作面排水系统因该工作面水文地质简单，无涌水现象，但在掘进期间局水滴水现象的，故根据实际情况，在巷道一侧挖小水泵窝，用水泵将水排入中央水仓，然后排至地面。通讯系统在工作面安设直通调度室电话一台。 避灾路线附避灾路线图发生灾害时行走路线及相关要求（一）、例在工作面迎头发生火灾、瓦斯爆炸和煤尘爆炸，避灾路线如下：工作面己17进风行人下山巷己17回风巷己17皮带下山己17运输巷己一进风巷进风斜巷西井底西井地面（二）、如在工作面发生水灾时，避灾路线如下：工作面己17进风行人下山巷己17回风巷六采轨道下山六采总回风巷东井底东井地面说明1、发生瓦斯、煤尘爆炸时矿工避灾自救。井下发生瓦斯、煤尘爆炸事故，通常伴有强大的爆炸声和连续的空气震动。产生很强的高温和大量的有害气体，此时要沉着、冷静、不要乱跑，并迅速地背向空气震动的方向，脸朝下，头贴地卧倒，用湿毛巾捂住口鼻，用衣物等盖住身体，尽量减少肉体的暴露面积，在爆炸后的瞬间，立即戴好自救器，并沿着避灾路线尽快撤离，若道路被堵，破坏，就进入附近的避难硐室，等待救援。2、发生火灾时，矿工避灾自救首先戴好自救器，有组织地向火灾燃烧的相反方向撤退，迎头新鲜风流绕过火区，进入安全地点。当巷道中充满烟雾时，不要乱跑，应迅速先辨出火灾方向和风流方向，然后摸着铁管或铁道有秩序外撤，若实在撤不出，应躲进避难硐室并临时筑门。防止有害气体侵入，并设法和外界联系上等待救援。3、井下发生透水事故时，一般水势大，冲力大，在避开水头冲击后，一定要注意往高外走，沿上山进入上部水平，而后安全升井，若出路被水隔断，就要迅速找一最高，离井筒或大巷最近的地点，临时躲避，同时发出呼救信号等待救援，为防止从老空区涌出的大量有害气体伤人，应佩带自救器。第二节 采区车场设计由于我矿年实际生产能力不大及采区的通风运输能力，采区上、中、下车场的布置比较简单，以能满足实际需要为准。我矿西翼采区的车场大部分采用单开道岔式平车场。一、采区上部平车场工作方式为：利用上部绞车将重车提至上变坡点平台处，然后摘下绳钩，人工将重车推入平车场主道，接着挂钩有另一部绞车提出。人工再将另一部绞车送下的料车推入上变坡点平台处，最后挂上钩将其送到采区各料场。二、车场支护形式根据设计要求，巷宽4000mm，半圆孔高2000mm。顶板采用挂金属网打树脂锚杆支护，间排距700700mm，打注锚索，间排距14001400mm，两帮打管缝式锚杆，间排距700700mm。（附采区上部车场平面示意图） 第三节 区段平巷布置本人设计的是西翼采区己17-11100（II）工作面，采用单巷布置，其风机巷的设计基本一样，所以以机巷为代表，只设计机巷的布置。一、 工程概况序号项目内容说明1巷 道布 置见平面图2巷 道用 途运煤、进风、行人3服 务年 限一年4工程量（m）主体工程330米5工 程投 资由矿成本组核算6工程结构特点巷道方位角000，进风巷长330米，沿己17煤层底板布置。7附近开采情况及影响该巷南临：西翼己-11100机巷，东临：己轨道下山，巷道标高：开口-218，终点标高：到切眼-256。二、地质情况概述序号项 目内 容 说 明1顶底板岩性特征顶板直接顶为灰白色，中粗砂岩，厚度2.27m,老顶为灰色中粗砂岩, 厚度6.7m.底 板底板为深色泥岩，夹灰色砂质泥岩巷道所处位置己17煤层之中2煤层赋存条件采区煤层瓦斯情 况相对涌出量：1.28 m3/t，绝对涌出量0.34m3/min低瓦斯突出危险 性无突出危险性煤 尘爆炸指数：36%，自然发火期：6-12个月 地 质 构 造该巷围岩稳定，地质构造简单水 文地 质该面水文地质简单，无老空水三、道支护说明书巷道压力情况及支护（1）、巷道压力情况：该巷位于西翼采区中部，沿己17煤层顶板施工，巷道受顶板压力和侧帮力。（2）、支护形式（包括：临时支护、永久支护）：（1）临时支护，架棚支护时,采用前探梁两根，用长度不少于3.6m的轻轨，用3道专用卡子固定在顶梁上,进行临时支护。（2）永久支护：采用木梯支护。（3）、支护规格： 木梯支护1、 梁2.2m160 mm圆木2、 腿子2.0 m160 mm圆木3、 棚距:700 mm(中中)；4、下扎角：130150（即每下垂1米向外230 mm270 mm）5、四道帮、四道顶，布置均匀，刹实背严，楔子加固。6、撑木4道：刷头各一道，腰中各一道。7、顶板破碎时，棚梁以上背竹笆,或金属卷网。四、施工方法及工作组织施 工 方 法施工顺序在西翼己-11100机巷向西175m处向北开口，按00方位角沿己17煤层顶板掘进330m，最后与切眼贯通。支护形式为木梯支护，进风巷工程量为330m，总工程量为330m。施工方法采用炮掘：沿底掘进，人工打眼，装药爆破，人工攉煤，溜子和皮带运输，人工架棚运输方式出碴人工攉煤，SGD-17/320型溜子或皮带运输运料人工扛运施工工序接班检查打眼装药爆破临时支护出煤 人工架棚。工作制度“三八”工作制局部通风系统设计通风路线说明（新风、乏风）新风：地面西井西井底集中运输巷己一采区运输巷己一采区皮带下山己-11100机巷己-11100()进风巷迎头乏风：迎头己-11100()进风巷己17-11100机巷切眼己17-11100（I）机巷（I）切眼己-11100（I）风巷己-11100风巷己一采区轨道下山己一采区总回风风井地面风量计算序号项 目计 算1按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算Q=100q瓦掘k掘通=1000.342=68m3/min式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min，q-瓦斯平均绝对涌出量；k-一般取1.5-2.02按同时爆破的最大炸药用量计 算Q=(7.37-25) A=7.377.05=51.6 m3/min式中：Q掘-同上；系数一次全面爆破取最小值,分次爆破取最大值；A-一次的最大炸药用量（kg）3按工作面最多人数计 算Q=4N=417=68m3/min式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min， N-掘进工作面同时工作的最多人数4按风速验算VS掘Q掘240S掘155.4Q掘2405.481Q掘1296 m3/min式中：S掘-巷道掘进断面；V-巷道允许最低风速；经计算掘进风量取81 m3/min注：风量参照1994平煤第279号文件计算风机选型：经验算该巷道选用KDJ5.0局部通风机1台供风，风筒直径500mm吸入风量150-230 m3/min符合要求。风筒及供风距离：500mm胶质阻燃风筒,供风距离 1000 m风筒出风口距工作面5m。局部通风方式：局部通风机采用压入式通风，双风机、双电源，自动导台。局扇安设位置：局扇安装在己-11100()进风巷开口以东m以外的己-11100机巷上帮吊挂在顶板上，距底板不小于0.4m风筒吊挂在巷道的东上帮，风筒口距工作面不小于5m。 局部通风机供电系统在己17-11100机巷2部皮带QCZ83-200开关上外接DW80-350开关上连接，风电闭锁另设QCZ83-200开关并与另接QC83-80风机开关连接达到风电闭锁。五、机电运输系统及管理供电系统简述供电电源来自己17临时变电所，经己17运输下山，后通过己17-11100机巷进行配电，总开关、断电仪安放在回风巷开口东侧。（全部供电线路及配电开关均在进风流巷道位置安设） 运输系统（出煤系统、运料系统）出煤系统：迎头己-11100() 进风巷己-11100机巷己17运输下山己17运输巷西翼回风巷煤仓西井底东井地面运料系统：地面东井东井底六采回风巷六采轨道下山己17回风平巷己17轨道下山己-11100风巷切眼己-11100机巷己-11100()进风巷迎头六、其他掘进辅助系统供水系统自西翼己-11100机巷铺设供水管路己-11100()进风巷供压风系统因采用木梯支护不使用空压机，供压风系统不考虑。排水系统因该面基本无涌水，故不设排水系统，如有少量顶板淋水，在巷道一侧挖小水泵窝，用水泵将水排入西翼临时水仓,再排入中央水仓，然后排至地面。 第四节 采区主要筒室设计西翼采区下部水仓的设计：一、工程概况序号项目内容说明1巷道布置见平面图2巷道用途采区储水、排水3服务年限永久4工程量（m）预计110米5工程结构特点工程开口位置如平面布置图，主水仓开口方位74059、夹角1050，按给定中心腰线施工主水仓至吸水井硐室并与之贯通，工程量73.035m；然后副水仓以方位99059、夹角250，按给定中心腰线施工副水仓至吸水井硐室并与之贯通，工程量39.076m，总工程量112.11m。最后对主、副水仓帮顶喷砼。6附近开采情况及影响该主、副水仓位于己六采区中下部，北临己17未开发轨下，南临己一采区变电所、水泵房，东临己17轨下未开发施工，西临己一采区车场，巷道标高：开口-281.5，主、副水仓终点：- 287.5二、地质情况概述序项 目内 容 说 明1顶底板岩性特征顶板直接顶为灰色砂质泥岩及深灰色泥岩，厚度2.27米，老顶为灰色中粗砂岩，厚度6.7米.。底 板底板为深色泥岩，夹灰色砂质泥岩巷道所处位置深灰色泥岩、己17煤层及灰色泥岩夹灰色砂质泥岩之中。2煤层赋存条件采区煤层瓦斯情 况相对涌出量：1.28 m3/t，绝对涌出量0.34m3/min低沼突出危险性无突出危险性煤 尘爆炸指数：36%，自然发火期：612个月 地 质 构 造该巷围岩稳定，地质构造简单水 文 地 质该面水文地质简单。无老空水，由于西临矿区边界，己17煤层开采情况不明，必须提前掌握准确资料为探放水做准备。三、巷道支护说明书巷道压力情况及支护1、巷道压力情况：该面位于己六采区中下部，布置在己17煤层上部和下部，按中心腰线施工，巷道受顶板压力和侧帮力。2、支护形式（包括：临时支护、永久支护）：（1）临时支护：锚网、锚索联合支护时，采用在迎头放完一茬炮后及时对顶板打带帽顶柱，确定迎头顶板及两帮无危岩浮矸后，顶部打锚网、锚索联合永久支护，两帮打管缝式锚杆（2）永久支护：采用锚网、锚索联合支护。3、采用锚杆要按煤巷锚杆支护规范进行参数选择计算。 4、支护规格：（一）主水仓支护规格1、锚索：沿巷道中心布置，排距1.4m、锚索长度6m2、锚杆布置：顶板202000mm树脂锚杆5根、锚杆间排距700700mm。两帮411500mm管缝式锚杆3根。3、网片：顶部8冷拔丝2100900mm钢笆网，网孔为4040mm；两帮为8冷拔丝1500900mm钢笆网。（二）副水仓支护规格1、锚索：沿巷道中心均匀平分布置，间距1.4m、排距1.4m、锚索长度6m。2、锚杆布置：顶板202000mm树脂锚杆6根、锚杆间排距680700mm。两帮411500mm管缝式锚杆2根。3、网片：顶部8冷拔丝2000900mm钢笆网，网孔为4040mm；两帮为8冷拔丝1300900mm钢笆网。四、施工方法及工作组织施 工 方 法施工顺序先从己一采区车场15.8m处，以74059方位、夹角1050向东北掘进水仓至水泵房吸水井硐室贯通；再以99059方位、夹角250向东南掘进施工副水仓于水泵房吸水井硐室贯通。最后对主、副水仓巷道喷砼，厚度100mm。施工方法采用炮掘：按中心腰线破顶、破底掘进施工，人工打眼，使用光面爆破，YT25型风钻打眼，毫秒延期电雷管起爆，2煤矿硝铵炸药爆破。人工攉煤，溜子运输，打注锚网、锚索。运输方式出碴人工攉煤，SGD-17/320型溜子或650皮带运输运料人工扛运施工工序接班检查打眼装药放炮临时支护出煤打注锚网、锚索工作制度“三八”工作制五、掘进辅助系统通风系统新风：地面西井西井底集中风巷己17运输转载巷己17运输巷己一采区新变电所己一采区车场迎头乏风：迎头己一采区车场己17轨道下山己17回风巷己六总回风东井底东井地面局部通风设计序 号项 目内 容 (一)局部通风方式 局部通风机压入式通风，双风机、双电源、自动导台。 (二)局扇安设 位 置局扇安装在己一采区水泵房与己17皮下交岔口处以南15米以外处。 (三)风筒及供风距离500mm胶质阻燃风筒,供风距离 1000 m风机选型计算序 项 目计 算1按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算Q=100q瓦掘k掘通=1000.342=68m3/min式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min， q-瓦斯平均绝对涌出量；k-般取1.5-2.02按同时放炮的最大炸药用量计 算 Q=(7.3725) A=7.378.4=61.9m3/min 式中：Q掘-同上；系数一次全面爆破取最小值, 分次爆破取最大值；A-一次的最大炸药用量（kg）3按工作面最多人数计 算 Q=4N=417=68m3/min 式中：Q-掘进工作面需要的风量，m3/min， N-掘进工作面同时工作的最多人数4 按风速 验算 VS掘Q掘240S掘158.18Q掘2408.18 122.7Q掘1963.2 m3/min 式中：S掘-巷道掘进断面（取副水仓）； V-巷道允许最低风速； 经计算掘进风量取105.6m3/min。5 风 机 选 型 经验算该巷道选用KDJ5.0局部通风机一台供风，吸入风量150-230 m3/min符合要求。其它系统运煤出碴：迎头己一采区车场己一采区变电所己17皮带下山己17运输巷己17运输转载巷西井煤仓西井地面运料：地面东井东井底六采总回风巷六采轨道下山己17回风巷己17轨道下山己一采区车场迎头。供水：自己17轨道下山铺设供水管路己一采区主、副水仓。该面基本上无涌水，掘进中会遇到顶板少量淋水，此时在巷道迎头设置潜水泵，将水排至己17轨下临时水仓，再将水排入中央水仓，然后排至地面。通讯：在工作面外口安设直通调度室电话一台。防尘系统：铺设供水防尘管路，距迎头10米设自动喷雾一道，各转载点设喷雾降尘装置，每隔50米设三通洒水闸门。六、质量及文明生产标准工程质量标准及要求锚网支护1、巷道宽度：主水仓2600mm 误差0- +150mm 副水仓3000mm误差0- +150mm2、巷道净高：2800 mm 误差0- +200 mm；主副水仓拐曲线后按设计高度。3、间排距：主水仓700700 mm 误差100mm 副水仓680700 mm，顶部700700 mm 误差100mm4、锚杆角度：帮顶锚杆垂直岩面夹角大于75度。5、锚固力顶部不少于6.5吨/根。帮不少于2吨。6、扭斜不大于100mm。7、帮锚杆采用木托盘，且紧贴岩面，顶锚杆外露长度不大于50 mm。8、两帮锚杆各三根，锚杆全部打在煤壁上，主、副水仓拐曲线后高度增加，两帮外露部分补打锚杆。9、锚杆施工质量杆体托盘均不得松动，锚杆预引力不小于0.5吨/根。10、钢笆相互搭接：不小于50 mm每隔200 mm用扎丝扎紧。11、锚杆眼深度：顶锚杆2000+50 mm0mm，帮锚杆1550+50 mm0mm12、树脂药卷2335树脂药卷3卷锚索施工质量标准（1）主、副水仓按巷道中心布置1根，排距140050mm。（2）锚索长度600050mm。（3）锚固力20t。（4）锚盘必须紧贴顶板，涨拉、预应力不小于10t。（5）钻孔角度：垂直顶板不小于750。（6）树脂药卷2335树脂药卷6卷（7）锚索外露200 mm文明施工标准及要求1、巷