巷道水平B2皮带运输巷设计顺槽规程

1、目录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc325192058 第一章 概 况 HYPERLINK l _Toc325192059 第一节 概 述 PAGEREF _Toc325192059 h 1 HYPERLINK l _Toc325192060 第二节 编写依据 PAGEREF _Toc325192060 h 2 HYPERLINK l _Toc325192061 第二章 地面位置及地质情况 HYPERLINK l _Toc325192062 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 PAGEREF _Toc325192062 h 3 HYPERLINK l _T

2、oc325192063 第二节 煤岩赋存特征 PAGEREF _Toc325192063 h 4 HYPERLINK l _Toc325192064 第三节 地质构造 PAGEREF _Toc325192064 h 5 HYPERLINK l _Toc325192065 第四节 水文地质 PAGEREF _Toc325192065 h 7 HYPERLINK l _Toc325192066 第三章 巷道布置及支护说明 HYPERLINK l _Toc325192067 第一节 巷道布置 PAGEREF _Toc325192067 h 9 HYPERLINK l _Toc325192068 第三

3、节 支护设计 PAGEREF _Toc325192068 h 12 HYPERLINK l _Toc325192069 第四章 施工工艺 HYPERLINK l _Toc325192070 第一节 施工方法 PAGEREF _Toc325192070 h 22 HYPERLINK l _Toc325192071 第二节 凿岩方式 PAGEREF _Toc325192071 h 22 HYPERLINK l _Toc325192072 第三节 装载与运输 PAGEREF _Toc325192072 h 24 HYPERLINK l _Toc325192073 第五节 水沟的施工 PAGEREF

4、_Toc325192073 h 27 HYPERLINK l _Toc325192074 第五章 生产系统 HYPERLINK l _Toc325192075 第一节 通 风 PAGEREF _Toc325192075 h 28 HYPERLINK l _Toc325192076 第二节 压风自救系统 PAGEREF _Toc325192076 h 31 HYPERLINK l _Toc325192077 第三节 供水施救系统 PAGEREF _Toc325192077 h 33 HYPERLINK l _Toc325192078 第四节 通信联络系统 PAGEREF _Toc32519207

5、8 h 34 HYPERLINK l _Toc325192079 第五节 人员定位系统 PAGEREF _Toc325192079 h 36 HYPERLINK l _Toc325192080 第七节 综合防尘 PAGEREF _Toc325192080 h 40 HYPERLINK l _Toc325192081 第八节 防灭火 PAGEREF _Toc325192081 h 41 HYPERLINK l _Toc325192082 第九节 监测监控系统 PAGEREF _Toc325192082 h 43 HYPERLINK l _Toc325192083 第十一节 排 水 PAGEREF

6、 _Toc325192083 h 56 HYPERLINK l _Toc325192084 第一节 劳动组织 PAGEREF _Toc325192084 h 59 HYPERLINK l _Toc325192085 第二节 循环作业 PAGEREF _Toc325192085 h 60 HYPERLINK l _Toc325192086 第三节 主要技术经济指标 PAGEREF _Toc325192086 h 61 HYPERLINK l _Toc325192087 第五节 文明生产 PAGEREF _Toc325192087 h 62 HYPERLINK l _Toc325192088 第七

7、章 平安技术措施 HYPERLINK l _Toc325192089 第二节 一通三防 PAGEREF _Toc325192089 h 72 HYPERLINK l _Toc325192090 一、局部通风机管理平安技术措施 PAGEREF _Toc325192090 h 72 HYPERLINK l _Toc325192091 二、双风机双电源平安技术措施 PAGEREF _Toc325192091 h 74 HYPERLINK l _Toc325192092 三、瓦斯防治平安技术措施 PAGEREF _Toc325192092 h 75 HYPERLINK l _Toc325192093

8、四、掘进面停电、停风及恢复通风、送电平安技术措施 PAGEREF _Toc325192093 h 78 HYPERLINK l _Toc325192094 五、防尘、防灭火平安技术措施 PAGEREF _Toc325192094 h 80 HYPERLINK l _Toc325192095 六、综掘工作面供水作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192095 h 82 HYPERLINK l _Toc325192096 七、施工瓦斯探查孔平安技术措施 PAGEREF _Toc325192096 h 84 HYPERLINK l _Toc325192097 第三节 顶 板 PAGERE

9、F _Toc325192097 h 88 HYPERLINK l _Toc325192098 一、顶板管理平安技术措施 PAGEREF _Toc325192098 h 88 HYPERLINK l _Toc325192099 二、过顶板松软破碎地段平安技术措施 PAGEREF _Toc325192099 h 91 HYPERLINK l _Toc325192100 三、工作面过地质构造带平安技术措施 PAGEREF _Toc325192100 h 93 HYPERLINK l _Toc325192101 五、液压前探梁支护平安技术措施 PAGEREF _Toc325192101 h 97 HY

10、PERLINK l _Toc325192102 六、锚网支护平安技术措施 PAGEREF _Toc325192102 h 98 HYPERLINK l _Toc325192103 七、锚索支护平安技术措施 PAGEREF _Toc325192103 h 104 HYPERLINK l _Toc325192104 八、架棚支护作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192104 h 106 HYPERLINK l _Toc325192105 九、巷道维修作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192105 h 108 HYPERLINK l _Toc325192106 十、巷道离

11、层观测作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192106 h 113 HYPERLINK l _Toc325192107 第十一节 掘进工作面卸压孔施工平安技术措施 PAGEREF _Toc325192107 h 115 HYPERLINK l _Toc325192108 二、卸压孔方案 PAGEREF _Toc325192108 h 115 HYPERLINK l _Toc325192109 第四节 凿岩 PAGEREF _Toc325192109 h 119 HYPERLINK l _Toc325192110 一、综掘机割煤平安技术措施 PAGEREF _Toc325192110

12、 h 119 HYPERLINK l _Toc325192111 二、探巷施工作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192111 h 124 HYPERLINK l _Toc325192112 三、施工水沟作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192112 h 125 HYPERLINK l _Toc325192113 五、爆破施工平安技术措施 PAGEREF _Toc325192113 h 130 HYPERLINK l _Toc325192114 六、巷道贯穿作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192114 h 137 HYPERLINK l _Toc325

13、192115 第五节 防治水 PAGEREF _Toc325192115 h 138 HYPERLINK l _Toc325192116 第六节 机电 PAGEREF _Toc325192116 h 141 HYPERLINK l _Toc325192117 一、刮板输送机安装作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192117 h 141 HYPERLINK l _Toc325192118 二、刮板输送机撤除作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192118 h 143 HYPERLINK l _Toc325192119 三、刮板机延长作业平安技术措施 PAGEREF _T

14、oc325192119 h 145 HYPERLINK l _Toc325192120 四、刮板机检修作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192120 h 146 HYPERLINK l _Toc325192121 五、综掘机检修作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192121 h 149 HYPERLINK l _Toc325192122 六、综掘机拆装与运送作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192122 h 154 HYPERLINK l _Toc325192123 七、综掘机主要部件更换作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192123 h

15、 156 HYPERLINK l _Toc325192124 八、供电设备安装作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192124 h 158 HYPERLINK l _Toc325192125 九、电器设备检修作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192125 h 160 HYPERLINK l _Toc325192126 第七节 运 输 PAGEREF _Toc325192126 h 162 HYPERLINK l _Toc325192127 一、材料运输作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192127 h 162 HYPERLINK l _Toc325192

16、128 二、刮板输送机运输作业平安技术措施 PAGEREF _Toc325192128 h 163 HYPERLINK l _Toc325192129 三、斜巷运输平安技术措施 PAGEREF _Toc325192129 h 165 HYPERLINK l _Toc325192130 第八章 灾害应急措施及避灾路线 HYPERLINK l _Toc325192131 第一节 灾害应急措施及避灾方法 PAGEREF _Toc325192131 h 167 HYPERLINK l _Toc325192132 第二节 各种灾害的自救、互救及组织抢救 PAGEREF _Toc325192132 h 1

17、70 HYPERLINK l _Toc325192133 第三节 事故处理措施 PAGEREF _Toc325192133 h 171 HYPERLINK l _Toc325192134 第四节 避灾路线 PAGEREF _Toc325192134 h 175第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称及规格本巷道名称为+522水平B2皮带运输巷,巷道设计为平顶圆弧拱形，掘进长度1210m，断面净高2900mm(掘进高度3000mm)，净宽3800mm(掘进宽度4000mm)；净断面积10.92m2,(掘断面积11.91m2),巷道掘进理论工程量为14208.63m3.二、巷道用途该巷道效劳于+5

18、22水平B1+2煤层综采工作面，为满足综采工作面平安通风、行人、物料运输、排水及管线敷设等需要。三、巷道性质该巷道为+522水平综采准备工作面巷道。四、巷道效劳年限及设计施工长度巷道设计施工长度：1210m。巷道效劳年限为：3 个月。预计巷道开工时间：2021年 月 日预计巷道完工时间：2021年 月 日第二节 编写依据一、经过审批的设计及批准时间本面所掘巷道的设计依据是?+522水平B1+2巷掘进地质说明书?及?+522水平B1+2准备工作面施工图?。批准时间为2021年5月。二、依据?+522水平B1+2准备工作面施工图?+522水平B1+2巷掘进地质说明书?20012年乌东煤矿南采区煤矿

19、矿井瓦斯等级鉴定报告?煤矿平安规程?最新版?井巷工程?矿井地质报告?矿山井巷工程施工及验收标准GBT213-90?神新公司?井巷工程管理规定汇编?神新公司关于煤矿作业规程编制标准化管理实施细那么的通知?神华新疆能源有限责任公司平安及质量标准化标准及考核评级方法?试行?神新公司乌东煤矿南采区煤矿风险管理手册?第二章 地面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神华新疆能源有限责任公司乌东煤矿南采区煤矿位于准格尔盆地南缘，天山山脉下坡中段, 位于乌鲁木齐东北部，距乌鲁木齐市中心33km，东西两侧分别与大洪沟煤矿、碱沟煤矿相邻，行政区域属乌鲁木齐市米东区。井田中心地理坐标：东经8746，

20、北纬4354。乌东煤矿南采区以Bs1煤层底板地表露头线以南200m为界，北以B23煤层顶板地表露头以北545m为界，西与原公安厅煤矿、神新公司碱沟煤矿为界，东与神新公司原大洪沟煤矿共界;井田东西走向长3.3km，南北宽约1.5km。矿区面积为4.337km2。矿区拐点坐标,详见?矿区范围拐点坐标一览表表1-1?。矿区范围拐点坐标一览表点 号坐 标(m)(m)148643202955837024865643295614283486449629562082448634502956032054863850295600146486334029559150矿区面积4.337km2矿区属博格达北麓的山前丘

21、陵地带，地形总趋势为南西高，北东低，起伏不大，属低山丘陵平缓倾斜地形，自然坡度215，海拔+850+860m，井田内小型沟谷纵横交错，大型沟谷以南北走向为主。地表水系发育，主要有乌东煤矿南采区、中洪沟、芦草沟，河水流量不大，仅在春季融雪期夏季暴雨季节洪水流量较大。地面东部为山区丘陵地区,无沟谷和水系存在。井田地处中亚腹地，干旱少雨，蒸发强烈，蒸发量为降水量的近八倍，昼夜温差大，春季升温快，但极不稳定，夏季炎热，秋季降温迅速，冬季寒冷漫长，属典型的亚寒带大陆性气候。本工作面设计为乌东煤矿南采区+522水平B2准备工作面巷道，垂直标高+522m。地表为荒山，井下各水平回采后地表已垮落形成塌陷区。+

22、522水平B2准备工作面巷道井下四邻情况，南部是+522水平B2皮带巷顶板(原始岩层)，北部水平40多米是+522水平B2巷道(已施工完)。东部为B2设计巷道的原始煤层，西部为工业广场下的预留煤柱。其它无邻近巷道。井上下对照关系情况表工程名称+522水平B2皮带运输巷掘进工程煤 层 名 称B2巷道标高+ 522m地面的相对位置建筑物、公路及其他掘进工作面所在位置对应地表区域位置为乌鲁木齐市东山区中洪沟内,对应地表为荒山和塌陷区。井下相对位置对施工巷道的影响+522水平B2皮带运输巷掘进工作面,上部是+545水平B2巷道,垂高23m。下部是+500水平未开采巷道。第二节 煤岩赋存特征乌东煤矿南采

23、区井田处于八道湾向斜南翼，井田地质构造相比照拟简单。矿井在开采过程中遇见断层很少，井田里至今没有发现小型以上的断层，微小断层对矿井的正常开采没有大的影响。另井田内岩层层滑现象非常普遍，尤其在煤层内的层滑现象更加明显。乌东煤矿南采区井田内的主要可采煤层都属稳定煤层，结构简单，煤层稳定程度为类。煤层及岩层倾角为8789，产状稳定，无褶皱出现，只是在某些岩层局部发现挠褶现象，不影响生产。井田内无岩浆侵入体，也无岩溶陷落柱。地质构造复杂程度为类。掘进区域煤层产状近乎直立，煤层倾角在8789之间,平均为88,走向N 58 60之间,属于急倾斜煤层,煤层稳定，结构简单，全煤层范围内稳定可掘。井田内煤层变质

24、程度较低，挥发份较高，燃点低，裂隙较发育，与空气接触的外表积大，极易氧化而自燃，大局部属易燃煤，据以往开采经验，自然发火期为36个月，再加上一些人为的因素，最短的发火期为58天。根据?矿井瓦斯等级鉴定报告?，本矿井瓦斯绝对涌出量为0.20 m3/min；煤尘爆炸性指数为37.75,具有爆炸性。地温：根据普查、详查及邻区观测资料，本区地温为地温正常。允许开采深度无高温区，地压：压力较大，煤层较稳定第三节 地质构造乌东煤矿南采区井田处于八道湾向斜南翼，为一单斜构造，地质构造相比照拟简单。煤层及岩层走向自西向东N 58 60，倾向西北，倾角为8789。煤层产状稳定，无褶皱出现，只是在某些岩层局部发现

25、挠褶现象，但不影响正常掘进。煤层有伪顶、伪底，且容易垮落。井田内无岩浆侵入体和岩溶陷落柱。伪顶为炭质泥岩，直接顶为粉砂岩或砂质泥岩，老顶为粉砂岩，细砂岩或中砂岩，伪底为炭质泥岩或泥岩，直接底为粉砂岩。可采煤层总厚度的变化趋势是自西向东逐渐变薄。变化幅度很小。一、构造：1、断裂、褶皱：节理：+522水平B1+2煤层，不会有大、中型断层和褶皱，随着开采深度加大,煤层节理发育硬度明显降低，并伴有小断层，压力有增大的趋势。但结构简单，属稳定煤层，不影响正常掘进。2、岩浆侵入体：井田内无岩浆侵入体。3、岩溶陷落柱：井田内无岩溶陷落柱。4、地质构造复杂程度分类:地质构造复杂程度为类。二、顶底板：B1+2煤

26、层老顶为粉砂岩，厚度24.49m,直接顶为灰质泥岩,厚度2.15m,伪顶也为碳质泥岩,厚度3.21m,直接底为碳质泥岩,厚度1.35m,煤层老底为粉砂岩,厚度4.0m。附表：顶、底板岩性特征煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚 度 m 岩 性 特 征老 顶粉 沙 岩24.49岩性坚硬稳定,不随采动垮落。直 接 顶灰质泥岩2.15遇水膨胀,随采动后期垮落。伪 顶炭质泥岩3.21随采动而垮落。直 接 底炭质泥岩1.35随采动而垮落。老 底粉 沙 岩4.00岩性坚硬稳定,不随采动垮落。三、煤种：1、煤种分类乌东煤矿南采区井田范围内煤种共有两种，一组煤B1+2为长焰煤；二组煤B2+6为弱粘结煤；均为很好

27、的动力用煤。2、煤层物理性质及煤岩特征：肉眼观察颜色为黑色褐黑色，条痕以黑褐色、棕褐色为主，其次为黑色及灰色，煤岩成分以亮煤及半亮煤为主，暗煤次之，镜煤、丝炭少量。一、二组以光亮煤为主，而三、四组煤那么为光亮、半光亮，光泽一般为沥青、脂状光泽，多呈条带结构或均一结构，质硬性脆，比重、硬度中等，节理和裂隙较发育，断口以平坦断口为主，其次为贝壳状及参差状，阶梯状断口。显微组分以凝胶化物质为主，一般在80%以上，其次半凝胶化物质一般小于2%，丝炭、半丝炭物质小于1%，稳定组分一般小于5%，个别高达12.7%。煤岩层综合剖面图-1 图中单位：米 比例尺 1：300第四节 水文地质一、矿井水文地质特征及

28、含水层的划分乌东煤矿南采区井田属芦草沟和铁厂沟之间的一河间地段，两河冲积层厚710m，冲积层水主要顺煤层渗入井下。乌东煤矿南采区汇水面积达21km2，井田内有乌东煤矿南采区一条较长的冲沟，主要聚集融雪，降雨时的流水，平时乌东煤矿南采区由少量的生活污水及矿井排水。其次为斜穿井田东部的琛家沟河，主要为泉水，流量不大。另外，B1+2和B2+6两大槽煤已在地面形成塌陷条带，融雪、降雨后的汇入面积为0.4Km2，年降雨量按250mm计算，渗入土壤蒸发的局部按50%计算，其余渗入井下的大小槽分别约为5Mm3，水积于老塘，逐渐补给井下。主要含水层有：1、铁厂沟河冲积含水层：分布在井田东部大洪沟煤矿东界，层厚

29、为15m，孔井单位涌水量为4.16升/sm。2、芦草沟冲积含水层，分布在井田西部公安厅煤矿西界，层厚为13m，孔井单位涌水量为3.86升/sm。3、乌东煤矿南采区冲击含水层，是一条宽度不大的冲击含水层，第四系松散层含水微弱。4、采空区塌陷面积大，接受并聚集大气降水，为矿井主要充水源。二、矿井充水条件及水文地质条件分类由矿井水文地质特征可以看出，影响矿井开采的第四系含水层卵砾石层因地势较高及隔水作用，含水较小，乌东煤矿南采区河为季节性河流，对矿井充水影响也不大，琛家沟影响那么更小，仅大小槽在地面形成的塌陷区积水，逐渐补给井下是矿井充水的主要来源，其次，为灭火灌浆水，年约4.2Mm3，该水大局部取

30、自井下，为井下水的循环。根据井田含水层性质，矿井涌水量受水害影响程度及防治水工程的难易程度，乌东煤矿南采区煤矿水文地质条件分类属中等型。三、充水因素分析及涌水量预测1、涌水量情况乌东煤矿南采区煤矿矿井涌水量的构成主要有三局部：河流水井田东西两段地方矿截流未尽局部及乌东煤矿南采区间隙性流水补给。大气降水大气降水聚集于老塘再渗入井下和直接渗入井下的水，这一局部为矿井涌水量构成的主要局部。掘进巷道涌水预测现掘进+522m水平,目前准备在 B2煤层向东进行掘进,预计最大涌水量为0.043 m3/min，正常涌水量为0.023 m3/min，涌水量会随季节变化，一季度和四季度涌水量较大。二、三季度那么涌

31、水量较小，就目前掘进水平的涌水量情况来看，不会对平安生产构成威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道名称: +522m水平B2皮带运输巷。二、层位编号: B2煤层。三、标高: +522m水平。四、断面:设计断面为平顶圆弧拱形，掘进宽度4.0m，高度3.0m，掘进断面积11.91m2；净宽3.8m，净高2.9m。净断面积10.92m2。五、坡度: 3。六、工程量:1210m。本巷道设计在B2煤层中，垂直标高+522m。巷道名称为+522水平B2皮带运输巷。巷道开口位置在+522水平机轨合一石门,沿着B2煤层底板向东掘进。此段巷道设计为综采准备巷道.巷道布置平面图-2第二节 矿压观

32、测观测目的随着掘进工作面的不断推进,巷道受到不同程度的影响，在巷道掘进时，为了保证工程质量和掌握煤层矿压分布以及巷道围岩的变化情况，对巷道进行围岩变形顶部离层和帮壁移进量观测。观测对象+522水平B2皮带运输巷。序号观测内容观测目的测量工具1锚杆受力检测锚杆强度是否适宜，以调整密度LDZ100型锚杆拉力计2螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量扭力扳手3锚索受力检测锚索张拉力预应力张拉千斤顶4巷道围岩变化情况巷道顶/帮移近量ZKBY型项板离层监测仪观测内容及工具观测方法在巷道掘进30m后，开始布置测站，测站间距100m，全巷设N个测站，每个测点巷道顶安装一个顶板离层监测仪、一个帮移近量观测点。在巷道的两

33、帮布置测点,测点距底板11.5m，用煤电钻打眼,深度为300mm,打入木楔子,木楔子大头上打30mm钉子,作为平行的测量基准点。在煤层巷道每隔100m位置安装一个顶板离层指示仪,以巷道中心线的顶部向上打孔眼,送入锁定拉线两根，然后安装顶板离层指示仪,其中一根5m,另一根2m;安装固定前应把顶板离层拉力测定仪读数调为零。观测锚杆、锚索受力承载情况：巷道每打300根锚杆随即对巷道顶帮锚杆选点抽样检测一组，进行拉拔试验并进行记录；巷道每打5根锚索随即抽样检测1根。观测锚杆螺母拧紧力矩情况，可各班用扭力扳手随即对巷道顶帮锚杆进行检测。在安设好观测点后,即可进行第一天观测,以后两天进行一次观测，当围岩变

34、形量趋近于平稳后每10天进行一次观测。具体负责部门矿压观测数据由施工单位负责记录，生产技术办公室进行监督整理分析。数据处理根据测站的数据分析巷道的变形量及锚杆的受力情况，为相同地质条件下的巷道支护方式、支护参数的优化及巷道断面的优化提供依据。第三节 支护设计一、巷道断面根据巷道围岩特性及用途，巷道各断面设计为平顶圆弧拱形+522水平 B2皮带运输巷断面净高3000mm(掘进高度3100mm)，净宽3600mm(掘进宽度3800mm)；净断面积10.81m2,(掘断面积11.67m2)；+522水平B2皮带运输巷支护均采用锚网+钢带+锚索联合支护。断面支护图-3二、支护方式一临时支护掘进面严禁空

35、顶作业，根据掘进巷道煤岩层的软硬和破碎程度确定本工作面临时支护主要采用前探梁和超前锚杆支护两种方法。前探梁采用综掘机机载全液压伸缩式前探梁作为临时支护下附综掘机机载全液压伸缩式前探梁设计示意图，本前探梁采用S-100A型综掘机作为机载平台，焊接两个铰接装置，分别连接固定一套液压伸缩油缸，在伸缩油缸顶端固定一套翼状可伸缩式前探梁防护网，前探梁防护网采用12号槽钢和16号钢筋制作；在现场实际施工中，在掘进机截割的巷道煤岩断面到达设计支护断面的宽度、高度后，进行敲帮问顶后，即可操作液压伸缩式前探梁前升翼状前探梁防护网，再进一步操作伸缩油缸使前探梁网接顶牢固，前探梁支设完成后人员即可在前探梁防护网下方

36、进行其他作业。前探梁临时支护示意图-4超前锚杆支护，在煤层松软和破碎地段顶帮应用，在工作面迎头带75度角打注3至6根锚杆，使锚杆、长木托板拉住顶板，确定平安的情况下再进行其它作业，此3至6根锚杆专作临时支护，不做为设计支护。二永久支护全断面采用锚网+钢带+锚索联合支护.三、支护设计一设计方法根据目前情况，结合已施工块段锚网巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。二支护参数的设计1、锚杆间排距按悬吊理论计算锚杆间排距a=(Q/KL1) 1/2=60/1.8131.41/2=0.92m式中：a锚杆的间排距，m；Q锚杆的设计锚固力，一般取60KN；K锚杆平安系数，考滤软弱岩层的变化，一般

37、取K=1.5 1.8，取1.8；围岩的的容重，13kN/m3；L1 围岩松动圈厚度,1.4m。?乌东煤矿南采区急倾斜煤层松动圈测试报告?显示，B2煤层围岩松动圈约等于0.7m，围岩松动裂隙主要集中在1.4m范围内。为减少失效锚杆，保证巷道的支护质量我矿采用的锚杆间距为,顶部0.8m、帮部1.0m，排距为0.8m。2、锚杆长度选择按围岩松动圈支护理论，锚杆长度计算公式为：L=LP+L1+L2=1100+600+50=1750mm式中L1为锚杆锚固长度，取600mmL2为锚杆外露长度取50mmLP为围岩松动圈厚度，依据乌鲁木齐矿区各矿锚杆支护巷道取得的经验取1100mm。因巷道顶部煤层破碎容易垮落

38、，所以顶部锚杆长度选为2.5m的等强锚杆,巷道两帮采用1.8m金属锚杆.3、锚杆杆体直径选择锚杆锚固力根据工程类比经验，取巷道锚杆锚固力设计为Q = 60 KN，可以满足实际支护要求。锚杆钢材抗拉强度为490MPa，锚杆直径可以按照以下公式确定：d=35.52(Q/)1/2=35.52(60/490)1/2=16mm式中:d锚杆杆体直径，mmQ锚固力，60KN；杆体材料抗拉强度，490MPa;为保证巷道的支护质量，选取18mm的锚杆，以增加其锚杆抗拉强度。同时根据锚杆直径和施工条件确定锚杆眼直径为28mm。4、钢筋钢带、锚网、托板参数选择为了加强两帮煤体和顶部破碎煤体的维护，必须在每环锚杆支护

39、中加钢筋钢带，两帮根本护到底板，增加锚杆支护系统对破碎围岩“护的刚性，控制锚杆间的围岩移动和变形，增强锚杆系统的稳定性和完整性。钢筋钢带采用10mm的两条平行钢筋通过横筋焊接而成梯子状。钢筋钢带规格：宽度60mm，横筋间距300mm。对于破碎围岩，必须利用锚网使围岩保持原位，防止脱落。否那么，破碎围岩脱落后将导致锚杆形成的挤压承载圈变薄，甚至导致锚杆失效。本巷选用普通金属锚网。锚杆支护主要依靠锚固端的锚固力和托板的反力共同作用，才能保持设计锚固力。考虑到围岩变形量大的特点，选择规格为1201208mm的蝶形铁托板，中孔18.5mm。5、锚索间排距确定S=1/4B2rK=1230/43.321.

40、31.3=3.12m式中:单根锚索的极限破断力通常使用的锚索为230Kn；B 巷道设计净宽度，3.3m；r 煤的容重，1.3； K 平安系数，1.3；锚索长度选取计算La=La1+La2+la3=0.35+4+1.75=6.1m式中：La 锚索长度，La1 锚索外露长度一般取0.35m;La2 锚索有效长度，m；la3 锚索锚固长度,取1.75m；因巷道压力较大顶部破碎易冒，所以锚索长度选为6.5m为了减少巷道的变形量，增加巷道在回采过程中对采动影响的承受，巷道设计每排1根锚索，沿巷道中线施工，排距为3m，锚索长度取6.5m。所选锚索参数满足设计要求。6、 特殊条件下的支护上述设计仅对煤层在稳

41、定情况下进行理论计算,由于巷道的松动圈受到地质、掘进松动、冲击性地压和巷道淋水等诸多因素的影响.因此在巷道施工过程中,必须根据围岩变化的实际情况,对巷道支护参数进行局部调整,如在大断面(巷道交汇处),可缩小锚杆的间排距,增加锚杆数量;对顶板破碎区域,在加强支护的同时,可调整锚杆支护的间排距,并对巷道采用金属支架进行支护;当帮部遇到坚硬岩石时,可对锚杆的长度减少;帮部较松软时,可调整锚杆排距,增加锚杆数量。三主要支护参数确实定1、材料:顶部18mm2.5m等强锚杆5根, 两帮18mm1.8m金属锚杆6根,钢筋钢带10mm9.7m，普通金属锚网0.95m9.7m，铁托板120mm120mm8mm，

42、树脂锚固剂23mm350mm型，锚索6.5m，锚索托盘30030012mm。2、巷道受地质变化锚杆支护参数：当巷道掘进煤体破碎或煤帮壁松软时,锚杆支护排距可缩短或个别部位补加打锚杆。3、锚索锚固长度不小于1.5m，锚固力不小于80KN，锚索露头长度350mm。锚索安装48小时后要检测预紧力，如发现预紧力下降，必须及时进行补打锚索。4、锚杆间距:顶部0.8m、两帮1.0m；锚杆排距：0.8m。锚索排距:3m。5、控顶距:最小控顶距为0.3m，最大控顶距为1.1m。第四节 支护工艺施工顺序：平安检查瓦斯、顶板、工程质量、探头位置等综掘机切割敲帮问顶打临时支护施工锚杆眼安装锚杆加锚网收尾整理工程质量

43、进入下一循环。一、锚杆支护工艺1、掘进落煤、出煤，掘进循环进尺0.8m。2、安装顶板及两帮的锚杆：用尺子量好眼位并做好记号。1进行临时支护，打临时锚杆。2施工顶部锚杆孔，用煤电钻沿着眼位按规定的要求向里钻进，顶部孔深为2.4m和两帮的孔深为1.7m。3送树脂药卷：用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底，每孔装树脂药卷2节。4搅拌树脂：用搅拌接头将锚杆机与锚杆的螺母连接起来，搅拌15-25秒后停钻。5用同样的方法安装两帮的锚杆。3、铺网、压钢带、上铁托盘和螺母：1网子搭接长度100mm，用14铁丝联网。2钢带规格：宽度60mm，横筋间距300mm, 长度为9.7m。3钢带压在锚网上，铁托盘压在钢带上

44、，最后上紧螺母。锚杆外露螺母外长度50mm。4、施工锚索1施工顶板锚索孔，用锚杆机沿着眼位按规定的要求向里钻进，顶部的孔深为不小于6.5m。2送5节树脂药卷和一根6.5m的钢绞线。3搅拌树脂15-25秒停钻。4上锚索托板用12mm铁板加工制作和锁头。二、锚杆支护工艺要求安装锚杆前，应正确使用好前探梁，临时支护一定到位，严禁空顶作业。施工锚杆时必须严格按照施工图施工。打眼前应用喷漆在围岩上做好标志。锚杆眼的方向按照施工图施工。安装锚杆前，应先检查锚杆孔布置形式，孔距、孔深、角度以及锚杆质量，不符合规定的要进行处理和更换。安装前，用钻杆推拉几下将眼孔内的煤岩粉屑清理干净。安装锚杆时必须先用杆体测量

45、孔深和孔直度，顶部锚杆孔深不小于2.1m,帮部金属锚杆孔深不小于1.7m，再将树脂锚固剂放入孔内，并用杆体将锚固剂缓推至孔底，每孔使用CK2335型树脂锚固剂2卷。在金属杆体尾部上好连接头，用煤电钻连续搅拌，搅拌时间不小于15秒。锚杆安装后，先铺锚网，再上钢带，最后上铁托板和螺帽，托板要紧紧压钢带。网子搭接长度在100mm，网子必须压在钢带之下。钢带和网子要形成一体。安装锚杆必须认真操作，托板要紧压钢带，不得有松动现象,并保证紧贴煤壁。锚杆安装后，要定期按规定进行锚固力检测，由生产科与施工单位每周测定一次，20m一组，每组测三段，每段测三点即两帮和顶，金属锚杆锚固力不小于60KN。所测数据列表

46、进行记录。三、施工质量标准巷道施工完成以后，工程质量必须符合以下规定。锚网巷道工程质量验收标准： 单位：毫米根本工程检验工程标准规定类别合格优良巷道净宽主要巷道0+1500+50一般巷道-50+1500+200无中线测全宽-50+200-50+200巷道净高主要巷道0+1500+100一般巷道-50+1500+150无中线测全宽-50+200-50+100锚固力合格最低值不小于设计的95%优良最低值符合设计值允许偏差工程巷道坡度合格50米内2%优良50米内1%锚杆间排距-100+100网间压茬+50+100锚杆长度0+150锚杆外露长度露出托板5050失效锚杆合格每50米巷道不多于6根优良每5

47、0米巷道不多于3根金属网紧贴煤岩壁，铺设平整，压茬符合要求托板、螺母、钢带规格符合设计值，铺设符合设计值第四章 施工工艺第一节 施工方法总体施工方法巷道采用综掘机施工。根据我矿生产接续情况，巷道设计坡度、巷道断面，煤的硬度，供电要求及地质条件等综合考虑，巷道掘进采用S100A掘进机全断面一次成巷方法，掘进与支护按顺序作业。巷道永久支护为:锚杆、锚网、钢带、锚索联合支护临时支护采用综掘机液压前探梁进行临时支护.金属网支护紧跟工作面，锚索支护距工作面不能超过20m。各班组应严格按照地测站给定的中、腰线施工，遵守“随掘随支的原那么，严格掌握空顶距，严禁空顶作业。各施工班组实行工作面现场对口交接班。第

48、二节 凿岩方式巷道使用总功率为145kw的S-100A型掘进机全断面一次成巷的方式掘进。巷道支护循环进度0.8m。1、+522水平B2皮带运输巷道采用S-100A型掘进机掘进,安装综掘机配套转载机及皮带输送机。2、使用皮带输送机生产工艺流程：开机前准备延带调整皮带掘进机割、装、运运料、清浮煤临时支护锚杆支护下个循环。3、检修工艺流程：检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其他工作正常掘进。4、掘进机截割工艺：说明：一般情况应从工作面下部开始截割。首先切割底掏槽对与不同性质的煤岩，确定最正确的截割方式： eq oac(,1)、掘进半煤岩巷道应先割

49、煤后割岩，即先软后硬的方式。 eq oac(,2)、切割全煤按切割顺序图示进行。 eq oac(,3)、对于硬煤采取从下向上的截割顺序。 eq oac(,4)、对于较破碎的顶板应采取留顶煤或截割断面周围的方式。 eq oac(,5)、截割过程中，严格按照地测部门给定的中、腰线施工。掌握准确的截割范围，防止出现超挖欠挖现象。为保证割出的断面能到达质量要求，应在巷道两帮留出20-30厘米的修理位置。 eq oac(,6)、根据不同性质的煤岩，必须确定不同的截割方式以及适宜的进刀深度。 eq oac(,7)、截割过程中，严格按照地测科给定的中、腰线施工。掘进机截割顺序图-5S100A综掘机主要技术参

50、数表生产能力m3/h200掘进断面积m221切割高度m4.5m切割宽度m5.1m切割硬度系数f6适应坡度16接地比压MPa0.13最小转弯半径m质量t27切割部切割头型式纵轴式电机功率kw100/60转速r/min46/55装运部刮板机速度m/s0.817铲板宽度m2.8行走部电机功率kw17*2液压马达行走速度m/s0.13电机功率总功率kw145电压v660第三节 装载与运输装载与运输方式：掘进机在巷道内掘进时，由掘进机装载部自行装煤，通过S-100A掘进机第一运输机、桥式转载机将煤装载到皮带机运输工程煤。运输：在其综掘机后部安装胶带输送机运输工程煤,经机轨合一石门巷道刮板机运输到+522

51、水平B6运输巷的皮带机，经+522水平+568水平联络巷刮板输送机转运至+568水平下山皮带机,再经+578+568溜煤眼,由主皮带运输机通过+568-+590水平皮带运输下山运至+590水平主井煤仓,再由主井提升至地面。工程煤的运输采用刮板机和皮带机联合运输。 设备参数表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离1掘进机S100A1+522B2巷自动装载8m2桥式转载机ZD1随掘进机转载15m3皮带机SJ6501+522B2巷转载随工作面延长4皮带机8001+522B6运输巷转载252m5刮板机40T1+522联络巷转载15m6刮板机40T1+522机轨合一石门转载45m运输系统布置图-6

52、第四节 管线敷设巷道使用600mm柔性风筒供风，风筒吊挂在巷道北帮，高度不低于1.8m。风筒吊挂要平、直，逢环必挂；风筒接口严密手距接头0.1m处感觉不漏风、无破口、无反接头，风筒接头、反边符合要求；拐弯处应使用弯头。巷道采用钢管供水，水管吊挂在巷道南帮，高度不低于1.2m。巷道中每隔50m设一个三通供洒水消尘。电缆应使用阻燃性移动式橡套电缆，采用电缆钩吊挂，电缆钩间距不大于3m，高、低压电缆间距不小于0.3m.管线敷设图-7第五节 水沟的施工施工水沟的材料使用玻璃钢水沟模具，规格为：长度3000m,高度200mm,宽度220mm，玻璃钢水沟模具的厚度为5mm。水沟在施工过程中一般比掘进速度要

53、慢，掘进过程中用石子镐在巷道一侧的底板刨出宽260mm,深200mm的水沟，长度不低于模具的长度，然后将模具放置挖好的水沟内，用煤沫子将水沟模具两侧的空隙填实。施工下一组水沟时两个水沟模具的搭接宽度为50mm。水沟可在滞后工作面30m后开始施工，施工水沟时注意搭接处要平，严禁出现上翘现象。水沟的位置宽度深度要符合要求，看上去要直，水沟要保持一定坡度3，能让水自动外流。附图-8水沟模具如以下图所示，图中标注尺寸单位为mm第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况施工机具配备表：机 具 名 称规格单位数量机具名称单位数 量掘进机S-100A台1十 字 镐把2转载机ZD桥式台1铁 锹把5可伸缩式胶带输

54、机SJ-650台1连接头个2刮板机SZB-630/40台2敲帮问顶工具根4湿式锚杆机MYT120C3台1钻 杆根3煤电钻ZMZ12D台2撬 棍根1液压锚杆测力计060MPa台1扭力扳手把1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式+522水平B2皮带运输巷道工作面将采用双风机、双电源、压入式通风，一台运转，一台备用、且能够自动切换。二、+522水平B2皮带运输巷工作面风量计算、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100qk=1000.22=40m3/min。式中：q工作面瓦斯的绝对涌出量，经实际测定为0.2m3mink工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2. 按二氧化碳绝对涌出量计算QJr100qcKjt1000

55、.1121.1512.88 m3/min式中：qc 掘进面二氧化碳绝对涌出量实测为0.112m3min。jt二氧化碳涌出不均衡通风系数。正常生产条件下,连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均二氧化碳绝对涌出量的比值，实测为1.15。、按人数计算：Q=4N=415=60m3/min。式中：N工作面可能同时存在的最多人数，取N=15人。、按风速计算、以最低风速演算：Qmin0.2511.6760175.05m3/min、以最高风速演算：Qmax411.67602800.8m3/min根据以上计算，经比拟取最大值，+522水平B2皮带运输巷综掘工作面最低需风量确定为175.05m3/min

56、。. 按局部通风机实际吸风量计算QJQjs Ii(400200)1400200m3/min式中：Qjs 211KW局部通风机吸风量400200m3min。Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数。根据最大风量选用适宜的通风设备型号根据以上计算，最终确定工作面需要风量为175.05m3/min,选211KW对旋式局部通风机吸风量可以满足要求，风筒选用直径600mm的阻燃、抗静电的柔性风筒可以满足要求。三、局部通风机安装：. 局部通风机安装位置局部通风机安装在+522水平车场巷道的新鲜风流中,接直径600mm的阻燃、抗静电的柔性风筒向+522水平B2皮带运输巷掘进面供风；在不影响通风的情况下，局部

57、通风机下安装台架, 风机距底板高度不得低于0.3m。. 风筒吊挂要求风筒吊挂用钢丝绳，要求风筒吊挂整齐，逢环必挂，不漏风。. 风筒口距工作面迎头要求根据风筒距迎头的距离计算公式L45S计算值，风筒口距掘进面迎头距离为6.88.5m，考虑到掘进工作面是综掘，为了提高平安系数确定风筒口距迎头煤壁距离为8m，迎头风筒不能落地。四、+522水平B2巷通风路线新风：地面 副斜井 +660水平井底车场 +660水平上部车场 +660+500水平B10轨道下山 +522水平车场 +522水平分层石门巷道(局部通风机)+522水平B2巷掘进工作面乏风：+522水平B2巷掘进工作面 +522水平机轨合一石门+5

58、22水平B6运输巷 皮带下山联络巷 +578+500皮带下山 +578+590回风井 +590660水平回风上山 +660水平总回风巷 风井 地面。通风系统图 -9 第二节 压风自救系统一、压风方式工作面风源来自地面的压风机房,机房内采用空气压缩机向井下各水平的工作面,以管路的形式进行压风。压风自救装置必须布置在距离工作面迎头50m范围内。工作面供风管路总长度约为1400m，使用钢丝绳沿巷道帮部吊挂敷设。每隔200m安设一个三通及阀门。二、管线布置地面压风机房接出， 由地面到井下+590水平，在通过+590 +568水平B2回风井 +568 +545水平B6回风井 +545 +522水平B6回

59、风井，在+522水平B6回风井出口处接出一趟支管，接到+522水平B2巷掘进工作面。压风管路采用钢丝骨架聚乙烯复合管材，主管路采用直径110mm的风管，支管采用直径63mm风管。在压风管路的端头接一套ZYJ(A)型矿井压风自救装置，每套自救装置共有六个呼吸接口。根据工作面作业人员数量确定压风自救装置。压风自救装置技术参数表型号ZYJ(A)呼吸供气范围3055L/min系统压力0.30.7MPa噪音85Db(A)呼吸调节压力范围0.050.1MPa外形尺寸800*370*160mm三、压风自救系统使用方法当井下发生煤与瓦斯突出危及在场人员生命或发现有煤与瓦斯突出预兆时，或瓦斯严重超标，对工作人员

60、有严重威胁时、现场工作人员要以最快的速度翻开压风自救装置的箱门，再翻开气动阀，带上面罩进行呼吸，等待救援。具体使用如下:1拉出手柄，把盖拉开。2顺时针旋转翻开进气阀，观测压力显示：如发现压力显示异常时压力上升，向上拉出调压旋钮，顺时针旋转，压力上升，逆时针旋转，压力下降。调整至所需压力，见表压力到达0.5 0.7Mpa为宜，然后将调压旋钮按下呈锁定状态。3取出呼吸面罩，戴在口鼻上，进行自然呼吸，等待救援。4在取出面罩时，不能猛力拉拽面罩，以防将输气管的接头拉开或将导管粒断。压风自救系统图-10第三节 供水施救系统一、供水方式乌东煤矿南采区煤矿的供水方式为集中供水方式，24小时不间断供水，以管路