410回风巷（东）作业规程.doc

煤峪口矿工程二队 410回风巷（东）作业规程 第一章 概 况 第一节 概 述 1、巷道名称 14层410回风巷（东）。 2、巷道位置 位于410盘区西南部，307盘区东南部。 3、煤层厚度 煤层厚度为1.101.37米，平均1.21米。 4、巷道用途 作为14层410盘区回风巷。 5、设计长度 14层410回风巷（东）设计全长约604米。 6、服务年限 14层410回风巷（东）服务年限为410盘区开采完毕。 7、开工时间 2012年 8月15日。 第二节 依 据 1、依照煤峪口矿14层410回风巷（东）掘进施工设计，2012年8月6日提交。 2、依照地质部门提供14层410盘区皮带巷、轨道巷、回风巷（东）工作面掘进地质说明书，2011年8月20日提交。 3、依照煤矿安全规程和操作规程的相关规定。 4、依照集团公司制定的作业规程编写指南。 第二章 地面相对位置及水文地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区情况 井上下对照关系表 表2-1 煤层名称 14层 水平名称 大巷900 采区名称 410盘区 工作面名称 皮带巷、轨道巷、回风巷（东） 地面标高（m） 1304.38--1324.7 工作面标高（m） 963.93984.1 地面位置 位于西三风井以西 井下位置及四邻情况 位于410盘区西南部，307盘区东南部，与410盘区轨道、回风、皮带巷相连。 走向长 （M） 604 倾斜长 （M） 面积 （M3） 第二节 煤层赋存特征 煤层特征情况表 表2-2 煤 层 情 况 煤层总厚（m） 1.10-1.37 平均1.21 煤层结构（m） 煤层倾角（度） 14 单一 2 该区域煤层稳定，煤厚1.10-1.37米，平均1.21米，煤层走向近似NESW；倾向近似N,煤层倾角1-4，平均为2 煤层顶底板情况表 表2-3 顶底板名称 岩石名称 厚度（m） 岩 性 特 征 老 顶 灰白色细砂岩 粗粒砂岩互层 1.10-1.20 1.15 成份以石英为主，次为长石、云母、分选不好。 直接顶 深灰色粉砂岩 1.07-1.20 1.10 胶结致密，较硬。 伪 顶 直接底 灰白色中粗粒砂岩 2.70-13.38 11.28 含有少量铁，岩石较硬。 老 底 第三节 地质构造 该工作面地质构造总体简单，煤层底板倾角1--4，平均2.根据11.12层揭露断层预测掘进至系统巷开口518米处遇正断层，落差1.8米，倾角75断层F1，落差1.8米，倾角75---80走向169，倾向79。 第四节 水文地质 1、（1）煤层本身微量含水。 （2）最大涌水量0.03（m3/min）、正常涌水量0.01（m3/min）。 2、影响掘进的其他地质情况 （1）瓦斯CH4----0.24 m3/min,CO2----0.32 m3/min （2）煤尘爆炸指数2632 （3）煤的自燃6---12个月 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 1、 层 位14层 2、 标 高963.93－984.1米 3、 工 程 量工程全长约604米。 4、 巷道断面为矩形断面，荒（宽高）4.03.0米，净（宽高）3.92.95米。 5、 开口位置巷道由工程队组在14层410回风巷（东）系统巷开口，沿煤层底板掘进，巷道具体布置见巷道平面图。 巷道断面技术参数表 表3-1 巷道名称 断面尺寸（宽高） 荒断面积 净断面积 设计长度 14＃层410回风巷（东） 荒4.03.0m 净3.92.95m 12m2 11.505m2 604m 第二节 矿压观测 1、观察对象 14层410回风巷（东）顶帮。 2、观察内容 （1）观察顶板离层监测仪的浅层、深层位移量。 （2）使用SDB1.8/7.870/1.0锚索拉拔仪测试锚索的锚固力是否符合要求。 （3）使用MLJ-20锚杆拉力器测试锚杆的锚固力是否符合要求。 （4）观察护帮锚栓有无松动现象，有无炸帮现象。 3、观测的方法 （1）、掘进前先在14层410回风巷（东）与14层410回风巷（东）通回风系统交岔点中部安设一个顶板离层监测仪，以后巷道每掘进100米安设一个顶板离层监测仪。施工队组每班设置一名观察员观察顶板离层仪深部与浅部的位移读数,并将观察的数据填写在现场的顶板离层监测记录牌版上和离层监测记录表上,并将数据表交给技术员,报技术科,定期将监测数据进行分析、总结,并及时整理、反馈,确保巷道支护安全和正常生产。 （2）、用锚杆拉力计、扭矩扳手对顶、帮锚杆的锚固力、扭矩实施抽查检测。 （2）、技术部门按规定定期对锚杆进行拉拔试验，并做好详细记录。 （3）、区队各班上岗干部在进入工作面时要沿路观察顶底板及两帮变化情况有问题时禁止作业人员进入，并及时向矿调度汇报。 4、顶板离层监测仪的观察时间 1、位于安装顶板离层监测仪处要悬挂顶板离层监测管理牌板，第一周每班由队组专人进行填写，第二、三周每天由队组专人进行填写，第四周每旬由队组专人观测并进行填写，要求内容齐全，文字清晰。 2、锚杆锚固力由技术科每300根锚杆抽查一组，每组不少于3根，抽查锚杆时相应对该段巷道锚索锚固力进行抽查。 5、数据处理 （1）、施工队组每班设置一名观察员观察顶板离层仪深部与浅部的位移读数,并将观察的数据填写在现场的顶板离层监测记录牌版上和离层监测记录牌版,并将数据表交给技术员,报技术科,定期将监测数据进行分析、总结,并及时整理、反馈,确保巷道支护安全和正常生产。 2、技术部门按规定定期对锚杆进行拉拔试验，并做好详细记录。 3、区队各班上岗干部在进入工作面时要沿路观察顶底板及两帮变化情况有问题时施工队组及时停止作业，撤出人员，及时向矿调度汇报通知相关部门现场查看并提出解决方案。 第三节 支护设计 根据14层410回风巷（东）的支护设计和矿压观测资料，并根据14层410盘区煤层赋存及顶底板岩性，采用工程类比法确定该巷采用锚杆、锚索套W型钢带支护，两帮挂金属网，网与网的搭接200㎜。 一、锚杆、锚索支护参数计算 1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算 （1）锚杆长度L的确定 Ll1l2l3 式中l1锚杆外露长度 l1取120㎜， l2锚杆有效长度。 l2 B巷道跨度。取4500㎜ f普氏岩石坚固性系数，由于顶为11.12合并层煤，取最小值4 l2≈563㎜ l3深入稳定煤体长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（）而得的公式估算 l3495㎜ 式中d锚杆直径，18㎜； σt杆体材料的设计抗拉强度，φ18螺纹钢锚杆设计抗拉强度为550Mpa。 τc锚杆与树脂药的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa。 锚杆长度Ll1l2l31505634951208㎜ 所以锚杆采用长度2000mm能够满足使用要求。 （2）按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d 锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P，由PQ得 式中Q按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t相当于70000N； σt锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa。 所以锚杆直径选择为18㎜，大于15.4㎜可满足支护需要。 （3）锚杆排间距 根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距（a）与排距（b）（通常ab），及锚杆悬吊岩石载荷（Ga2l2γ）等于锚杆的锚固力（Q）。在考虑安全系数（K）的情况下 a0.028d 式中a锚杆间距，m； K锚杆安全系数，一般取K1.5～1.8，取最大值1.8； γ岩石容重，KN/m3。由于悬吊的是14层岩层，取13.24 l2锚杆有效长度2-0.15-0.4951.355m。 a0.028181.81m 为防止顶煤出现裂隙，故将锚杆排间距设计为900㎜1000㎜，能满足支护要求。 2、锚索参数设计 根据我矿施工经验，锚索支护使用的钢绞线长度应根据巷道顶板岩性特征来确定，以确保钢绞线锚固在稳定的岩层中。 （1）锚索长度的确定 为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用预应力锚索作加强支护，采用低松弛、高强度钢绞线，直径为17.8㎜钢绞线的最低破断载荷为345KN，应用悬吊理论进行参数计算 锚索长度Ll1l2l3 L－锚索长度； l1－锚索外露长度，取0.35ｍ； l2－巷道顶煤潜在破坏范围，取L24ｍ； l3－锚索伸入老顶长度，按l3计算 式中 ｄ锚索直径为17.8㎜ σt锚索钢绞线的抗拉强度，345KN的破断载荷作用在φ17.8㎜的钢绞线上相当于强度1387Mpa 所以σt取1387Mpa τc钢绞线与树脂粘结强度，取10Mpa 代入数据得L30.624ｍ。 计算得L0.3540.6244.974ｍ，设计长度为5.5米可以满足要求。 （2）按悬吊理论验算锚索间距 为防止巷道顶板煤层发生大面积整体跨落，采用φ17.85500mm的钢绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠锚索发挥悬吊作用，在忽略煤体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。 LnF2/[BHγ-2F1sinθ/L1] 式中 L锚索间距，m； B巷道最大冒落宽度，取3.5m； H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3m； γ煤体容重，13.54kN/m3； L1锚杆排、间距，1m； F1锚杆锚固力，70kN； F2锚索极限承载力，取345kN； θ锚杆与巷道顶煤的夹角，按最小角度取，85； n锚索排数，取1。 L1345/[3.5313.54-270sin85/1]7.96m 若巷道采用一排锚索，间距应不大于7.96m。 通过上述计算，得到14层410回风巷（东）锚索间距L＜7.96m时，即可满足要求，因此根据我矿实际经验，设计锚索间距为3m（每3米施工一对）就可满足顶板支护要求，在施工过程中锚索预紧时的预紧力必须达到100kN以上，遇裂隙或节理时，及时缩小锚索的间距，或对顶部进行吊工字钢梁支护，排距为2m。锚索线入岩石深度1.5米以上。 3、角锚栓及护帮锚杆参数设计 为保证51022巷掘进过程及回采安全,决定该巷在掘进过程中左右两帮随掘随打角锚栓及护帮，角锚栓采用2米长螺纹钢锚杆配合W型短钢带，排距为每1米打1排；另外该巷在掘进过程中左右两帮各打二排护帮并挂金属网，采用1.7ｍ长的麻花头锚杆配合砼托板，间距为1000㎜，上排护帮锚杆距顶板900㎜，第二排距上排1000㎜，并挂金属网。见断面图 二、支护形式 1、临时支护 采用前探梁作为临时支护，前探梁使用12号槽钢，4.0m长，及3根丝杠（12号槽钢）组成，安装时分别在每根丝杠两端及中间用3个框架吊挂在两端树脂锚杆上，在3跟丝杠上通过托槽架设前探梁。之后通过丝杠托槽下的螺杆将前探梁托起，以起到前探梁与顶板接顶目的。使用方法为先通过丝杠的前移，再进行前探梁的推移，之后再通过丝杠托槽下的螺杆将前探梁托起。要求放炮后，待吹清炮烟，处理掉顶帮零皮、活矸后，及时把前探梁推移到工作面顶住迎头。前探梁与顶板之间未接顶处用3米长的背顶木背紧刹牢，做到工作面不留空顶。全断面断面使用4根前探梁。 2、永久支护 永久支护顶板采用锚杆、锚索套W型钢带联合支护，锚杆选用树脂锚杆，规格为∮202000 mm，钢带使用长为3800mm、厚3mm的W型5眼钢带，钢带眼直径为40mm，钢带眼距850mm，排距为1000mm；每3米布置一对锚索，角锚栓每米打1排（见巷道顶板支护平面图）；两帮各布置2排护帮，锚杆采用规格为∮181700 mm的麻花头锚杆，间距为1000mm呈矩形布置，最上排距顶900mm，第二排距上排1000mm，并挂金属网，金属网垂直巷道掘进方向布置。金属网要用钢带两边压紧，伸入钢带不小于450 mm，网与网对接为200 mm，网与网对接处要用护帮托帮压紧，未压处要用14铅丝链紧。（见巷道支护断面图）。金属网每100米用塑料隔断，使用托梁（W型钢带）套锚杆必须符合以下条件，如有一项不符，及时调整巷道支护 a、与1112层层间距≥6米。 b、上覆1112层采空区无积水，顶板无水软化岩石现象。 c、顶板层理结构赋存状况好。 d、巷道顶、底板和巷帮无明显压力显现。 3、临时、永久支护距工作面的距离 （1）前探支护放炮前必须顶住工作面迎头最大距离不超过0.3m，放炮后距工作面的最大空顶距1.8米，放炮后，必须及时把前探梁串入工作面顶住迎头并背紧刹牢，严禁超控顶作业。 （2）永久支护锚杆支护必须紧跟工作面，放炮前距工作面的最大控顶距0.5m，放炮后距工面的最大控顶距2.0m，两帮护帮锚栓距工作面最大距离不超过2米，放炮后锚杆必须及时紧跟工作面。锚索距工作面的最大距离不得超过3m。 第四节 支护工艺 一、支护材料 树脂锚杆 1、顶锚栓∮20mm L＝2000mm螺纹钢 5根/米 2、W型钢带L3800mm D3mm 1根/米 L350 mm D3mm 2根/米 L450 mm D3mm 6根/米 3、角锚栓∮20mm L＝2000mm螺纹钢 2根/米 4、护帮锚栓∮18mm L＝1700mm，端头固定式麻花头6根/米，左右各3根。 5、钢带锚栓垫（长宽厚）15015010mm 5块/米，钢带使用 6、角锚栓托板W型钢带L350mm2块/1米 7、护帮托板（长宽厚）4501453mm 6块/米，护帮使用 8、锚栓小垫（长宽厚）808010mm 13块/米，顶5块，角锚栓2块，护帮6块 9、锚索托板（长宽厚）35035010mm；中间眼为∮20mm，2块/3米，吊梁使用 10、8金属网12003600mm 11、锚索∮17.8 mm L＝5500mm 12、树脂锚固剂 MSZ2330 ∮23mm300mm （中速） 6卷/米，顶锚栓、角锚栓使用 MSK2360 ∮23mm600mm （快速） 6卷/米，顶锚栓、角锚栓使用 MSZ3535 ∮35mm300mm （中速） 4卷/米，护帮使用 当顶板发生变化，以上支护材料不能满足支护要求时,为及时维护顶板，必须在合适的地点存放备用料。 （1）备用料存放位置存放于14层410回风巷（东）内距工作面200m的行人侧，码放整齐，分类存放，要求存放地点顶板完好，支护齐全，搬运物料路线清洁平整，行走畅通。 （2）备用物料种类、数量3.8长11工字钢梁20根，并在两端距端头300mm处各打一个孔径为20mm的孔，5.5米和7.0米的钢绞线各20根，背顶木100块，木楔100个，道木30根，1.23.6的金属网20卷，350mm大垫40块，异形U29棚10架。 （3）备用材料使用后必须及时进行补充。 二、支护工艺 1、伸前探梁及打锚眼 打顶锚眼使用MQT－120型气动锚杆钻机，护帮采用MQS－12型煤电钻或风锚头打眼，当工作面爆破完毕后，由两人对顶部、两帮进行敲帮、问顶工作，将零皮、活矸、马棚、伞檐不安全隐患处理掉，其中一人用不小于2m的长撬棍站在永久支护下进行处理，另一人站在永久支护下进行顶帮观察，此两人必须是由上岗干部委派的有经验的老师傅进行，确保安全无误后，提前将W型钢带放到前探梁之上，立即在永久支护掩护下将前探梁伸到工作面，通过丝杠托槽下的螺杆将前探梁托起，以起到接目的，未接顶部分必须用背顶木和木楔子将前探梁刹紧背牢。打锚杆时将相应的前探梁退后一根，打完后将前探梁推至工作面，再将相邻的前探梁退后，周而复始将锚杆支护支设距工作面不大于0.5米。 2、锚杆、钢带、金属网的安装方法 1）、锚杆孔钻好后，将一个∮23mm600mm树脂药轻轻送入眼内，然后再将一个∮23mm300m树脂药用锚杆推入眼内，用风动钻轻轻推至眼底，再进行搅拌，搅拌时间为20S5S，凝固15min。 2）、当一排钢带眼打好后，按照钢带规格和眼距，对应在顶板上打好锚杆后，先将W型钢带套入锚杆内，之后在每根锚杆上一块150mm150mm和80mm80mm的钢垫，最后用螺母双螺母紧固拧紧，要求W型钢带与顶、帮表面贴紧，确保支承效果，避免与顶板离层。 3、锚索的安装方法 1、锚索锁具采用FDBO.63X63矿用气动油泵和YCD型矿用张拉千斤顶。 2、施工眼深度为5250mm，并用压风将眼内的残渣吹净。 3、安注树脂药锚固剂前检查其质量是否合格，不合格的严禁使用。 4、两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底，然后用锚索钢绞线顶住树脂药轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂药影响锚固质量。 5、锚索下端装上搅拌驱动器，再将其尾部六方头插入锚索钻机上。 6、一人扶住机身、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20-30S，确保搅拌均匀。 7、15分钟后先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。 8、使用FDBO.63X63矿用气动油泵前应空载运行预热10-15分钟排除液压油路中的空气后方可使用。 9、两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，张拉预紧力必须大于7吨以上。 10、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。 11、对每班所施工的锚索必须每个都进行张拉预紧力，并由当班上岗干部填写详细锚索记录。 4、支护技术要求 1、放炮后，必须及时把前探梁串入工作面顶住迎头，严禁超空顶作业。 2、放炮打坏的锚杆必须立即更换或处理。 3、打一个锚眼，上一个锚栓，严禁全部打出后再上。 4、锚杆角度应与井巷轮廓的角度或层理面、节理面裂隙面垂直。 5、锚杆安装必须带帽并拧紧，要求锚杆外露为螺母外10－40mm，做到铁托板及刚带紧帖顶板，一垫两帽紧固有效。 6、端锚杆锚固力必须达到5吨以上，加长锚杆锚固力必须达到7吨以上，不合格必须重新补打。 7、紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手或风动扳手，拧紧力矩不小于120N.m 8、顶部锚杆锚固长度80CM，上两个树脂药锚固。（树脂药∮23㎜L﹦600㎜1卷∮23㎜L﹦300㎜1卷，上药顺序为先上长后上短） 9、顶部锚杆安装间距误差为100mm。 10、巷道高度超过2.8米时必须在巷道两帮进行挂网，在巷道顶角处帮网与顶网不得搭接，必须铺设整体金属网，金属网必须铺平、铺展、紧贴顶帮，对（搭）接合理， 链接时必须孔孔相连，双丝双扣，绑扎牢固。绑死扭结不少于3圈。 11、锚杆必须按规定每隔300米巷道进行一组锚杆拉力试验，（由技术科）并用红油漆做好标记，锚杆抗拔力最低值不得小于70KN。 12、锚索锚固上3个树脂药，（树脂药∮23㎜L﹦600㎜2卷∮23㎜L﹦300㎜、1卷，上药顺序为先上长后上短）安装间距误差不超过150MM。锚索锚固力必须达到100KN。 13、安装锚杆、树脂药卷搅拌时间在20S5S秒，15分钟后方可将托盘拧紧。锚索树脂药卷搅拌时间在20-30S，15分钟后方可将托盘托紧. 14、锚索上好后，外露长度为150--250mm。 15、锚杆巷道净高要求为-50200mm。 16、锚杆巷道净宽要求0100mm。 17、锚杆抗拔力、锚索预应力最低值不小于设计值的90。 18、锚杆（索）孔深度锚杆允许误差（050）mm，锚索允许误差（0200）mm. 19、角锚杆锚眼必须斜向巷道苦腮弧面，角度为6575度。 20、角锚杆采用∮20mm，L2000螺纹钢锚杆，托板采用长350mm的钢带和808010 mm及15015010 mm铁垫。 21、角锚杆安装必须带双帽拧紧，要求锚杆外露为螺母外10－30mm，铁垫压网且紧固有效。 22、金属网必须铺平，紧贴煤岩面，用钢带或托板压紧，伸入钢带下不小于450mm，金属网必须铺平、铺展，紧贴壁面，对接200mm，联网要使用14铅丝孔孔相连，双丝双扣，绑扎牢固，绑死扭结不少于3圈。 23、光面爆破眼痕率煤巷、半煤岩巷不准出现超、欠挖3处（光面上不得出现直径大于500mm，深度顶大于250mm，帮大于200mm）。 支护质量参数表 表3-2 巷 道 规 格 净 宽 允许误差（mm） 检查部位 标准0--100 中线至任一帮 净 高 允许误差（mm） 检查部位 标准-50--200 全高 锚杆间排距 允许误差mm -100--100 锚杆孔深 允许误差（mm） 0--50 锚杆抗拉拔力 大于70KN 最低值不小于设计值的90 锚杆外露长度 螺母外1040mm 锚索间排距 -100--100 锚索孔深 0--200 锚索预应力 大于100KN 最低值不小于设计值的90 锚索外露 不大于150--250mm 第四章 施工工艺 第一节 施工顺序及施工方法 一、施工顺序 A---------------B（604m） 二、施工方法 所施工巷道14层410回风巷（东）为半煤岩巷，采用打眼、放炮沿煤层底板掘进，耙岩机装载和皮带运输。在掘巷当中，必须严格按照中、腰线施工，一次掘够设计断面，所掘巷道采用两个班进行掘进，同时进行锚杆、锚索配合W型钢带支护。 第二节 打眼方式 掘进打眼岩石部分采用7655型气腿式凿岩机，实煤打眼采用MQS－12型煤电钻。顶锚栓，锚索打眼采用MQT-120型气动锚杆、锚索钻机，所掘巷道打眼及打锚眼均采用湿式作业。 第三节 爆破作业 爆破采用三级煤矿许用粉状乳化炸药及铜质毫秒管，引爆采用MFB-200型安全发爆器，放炮母线展开长度不得小于75m。掏槽方式采用楔形掏槽，周边眼布置按光面爆破要求进行布置,全断面均采用正向装药，除光爆眼外，必须一次装药，一次全部起爆。如断面炮眼布置多，可采用先打掏槽眼装药进行起爆，之后再打辅助眼装药起爆，最后起爆光爆眼。巷道掘进过程中，放炮员必须在距工作面75米以外的躲避硐室内给电放炮，并且在距放炮地点75m以外能够进入放炮地点的通道口设置警戒。 炮眼布置图和爆破说明书见附图 第四节装煤与运输 掘巷时稳设P-60B型耙岩机和SJ80皮带运输机，工作面爆下的煤P-60B耙岩机由直接往SJ80皮带运输机上耙煤，SJ80皮带运输机将煤转载至系统巷皮带运至307集中溜煤眼卸掉。 耙岩机芯稳设固定时，首先将双向绞车底座用地锚紧固，地锚眼数4个，深1.2米，要求地锚眼必须打在实底上。地锚采用树脂锚杆，将地脚树脂锚栓插入眼中并稳设耙岩机芯，使耙岩机芯与地锚紧固，要求地锚紧固有效、构件齐全。 1、运料系统运料由307第一材料斜井→14层410轨道巷→14层410皮带巷（东）→14层410回风巷（东）→人工运入工作面。 2、出煤系统工作面爆下的煤→由SJ80皮带运输机→系统巷SJ80皮带运输机（总计3部）→307集中溜煤眼。 第五节 管线的吊挂 1、管子安装 施工期间，在巷道左手巷顶离巷帮0.2米处每隔6米打一根1.0米长的锚栓作为吊挂管路的专用锚栓，掘进采用四趟管路，供水采用2趟2寸钢管,一趟为静压水，另一趟为净水（饮用水） 供风、排水采用4寸钢管，喷雾采用1寸胶管。供水管在上，供风、排水管在下，管路间隔100mm-200mm。最下面管子距底板不小于2.0m，掘进期间，进水管按50m出一“三通阀门”进风管和排水管按100m出一个“三通阀门”。 2、电缆吊挂 电缆吊挂高度不得低于1.8m。用专用挂钩挂在右手帮的一排顶锚栓上。 巷道内电话线，信号线，干线电缆在同一侧时，必须设在动力电缆的上方，但至少应距动力电缆100mm-300mm。 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备表 序号 设 备名 称 规格型号 数量 备注 1 耙 岩 机 P-60B 1 30KW 2 皮带运输机 SJ－80 4 240KW 3 绞 车 JD-11.4 2 11.4KW 4 局 扇 YBT－30 1 30KW 5 气动锚杆钻机 MQT-120 2 6 煤 电 钻 MQS-12 1 2.5KVA 7 水 泵 2DA-85 2 18.5KW 8 总 开 关 QBZ -200 1 300A 9 皮带运输机开关 QBZ-200 4 225A 10 绞车开关 QBZ-80N 2 80A 11 水泵开关 QBZ-80 2 80A 12 皮带拉紧开关 QBZ-80 4 4KW 13 煤电钻综保 ZBZ-4M 1 4 KVA 14 照明综保 ZBZ-2.5Z 1 2.5 KVA 15 风机切换开关 QBZ-80/660SF 1 280A 16 凿岩机 7655 2 17 18 19 20 第五章 生产系统 第一节 通 风 14层410盘区回风巷（东）掘进期间局部通风设计 一、14层410盘区回风巷（东）概况及其施工顺序 根据矿工掘衔接安排，由工程区工程二队掘进14层410盘区回风巷东，该巷为矩形断面，全长604m，断面积为12m2，采用锚杆、锚索、钢带、金属网、角锚杆联合支护。 二、14层410盘区回风巷东掘进通风方式、局部通风机选型及其安装 一、通风方式 根据规定及14层410盘区回风巷东实际情况，该巷在掘进期间通风方式采用局部通风机进行压入式通风。 二、掘进期间供风量计算 根据集团公司“一通三防”管理规定中矿井配风、风量计算标准并结合14层410盘区回风巷东的施工设计，该巷在掘进期间供风量计算如下 根据配风标准规定要求掘进工作面实际需风量按CH4、CO2涌出量、炸药用量、人数、巷道风速等分别计算。取其中最大值，然后选定局部通风机，根据其实际吸风量进而确定该掘进工作面全风压供风量。 １、按CH4、CO2涌出量计算 ⑴、Ｑ掘＝125qCH4K掘通 m3/min ⑵、Ｑ掘＝67qCO2K掘通 m3/min 式中 Ｑ掘 ──掘进工作面的实际需风量 m3/min qCH4 ──工作面的平均绝对瓦斯涌出量 m3/min qCO2 ──工作面的平均绝对二氧化碳涌出量 m3/min K掘通 ──瓦斯涌出不均衡通风系数根据“一通三防”管理规定，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，但取值不能小于2.5。按二氧化碳的涌出量计算该巷所需要的风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。 参考14层410盘区51004巷掘进期间CH4、CO2涌出量的实际情况，日最大CH4、CO2绝对涌出量分别为qCH4＝0.37m3/min，qCO2＝0.43m3/min ；月平均日CH4、CO2绝对涌出量分别为qCH4＝0.24m3/min，qCO2＝0.32m3/min，则日最大CH4、CO2绝对涌出量和月平均日CH4、CO2绝对涌出量的比值为KCH4掘通＝1.54，KCO2掘通＝1.34，根据计算结果，日最大CH4、CO2绝对涌出量与月平均日CH4、CO2绝对涌出量的比值均小于2.5，故按规定K掘通取值为2.5。 Ｑ掘＝125qCH4K掘通＝1250.242.5＝75m3/min Ｑ掘＝67qCO2K掘通＝670.322.5＝54m3/min ２、按炸药量计算 Ｑ掘≥10A m3/min 式中 A ── 掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg。 则Ｑ掘≥10A＝1015＝150m3/min 3、按人数计算 Ｑ掘＝4N人 m3/min 式中 N人 ── 工作面同时工作的最多人数 人 则Ｑ掘＝4N人＝427＝108m3/min ４、按考虑风筒漏风满足工作面最低风速，风机所必须提供的风量计算 Ｑ吸（掘）＝VSP 式中 V ──巷道允许最低风速，岩巷取9m/min，煤巷或半煤岩巷取15m/min S ──巷道断面积 m2 P ──局部通风机风量比，为局扇风量与工作面风量之比。通过实测确定，也可参考以下值选取 风筒长度 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000 P 1.08 1.14 1.19 1.25 1.30 1.35 1.39 1.43 1.48 1.52 风筒长度 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 2600 2800 3000 P 1.60 1.68 1.75 1.82 1.88 1.94 2.00 2.04 2.08 2.10 根据巷道设计，14层410盘区回风巷东全长为604m， 根据该掘进工作面实际情况，该掘进工作面风筒长度至少为610m，根据配风标准规定要求，故该掘进工作面局部通风机风量比取值为1.39，即P＝1.39，则14层410盘区回风巷东掘进工作面局部通风机所必须提供的风量应不少于 Ｑ吸（掘）＝VSP＝15121.39＝250 m3/min 根据上述综合计算，14层410盘区回风巷东掘进工作面实际需风量不少于150m3/min，局部通风机吸风量不少于250m3/min。 根据以上各项计算结果，选取最大值作为局部通风机风量，然后按风筒风阻计算局部通风机风压，最后根据局部通风机风量和风压选择局部通风机类型。 风压计算公式为 H＝RＱ工Ｑ吸掘 式中 H ──局部通风机风压 Pa R ──风筒风阻 NS2/m8 Ｑ工 ──风筒末端风量 m3/s Ｑ吸 掘──局扇吸风量 m3/s 根据风筒风阻计算局部通风机风压 R＝R100L/100 NS2/m8 式中 R ──整套风筒风阻 NS2/m8 R100 ──风筒百米风阻 NS2/m8 L ──整套风筒长度 m 参考实测的风筒百米风阻值，直径为Φ800mm风筒的百米风阻（10m一节）为13NS2/m8。 则 R＝R100L/100＝13610/100＝79.3NS2/m8 H＝RＱ工Ｑ吸掘 ＝79.32.54.17＝826Pa 三、局部通风机选型 根据综合计算出的局部通风机风量和风压结果，14层410盘区回风巷东掘进工作面选择局部通风机类型为YBT-30型，其功率为30Kw，采用直径为Φ800mm风筒。 四、局部通风机的安装 根据规定及14层410盘区回风巷东生产条件实际情况，局部通风机安装在14层410皮回联络横硐，开关稳放在风机前5m处，具体详见14层410盘区回风巷东掘进期间通风系统示意图，根据配风标准规定要求，掘进工作面配风应按照局部通风机实际吸风量计算需要风量 岩巷掘进Q掘＝Q扇Ii＋600.15S m3/min 煤巷掘进Q掘＝Q扇Ii＋600.25S m3/min 式中 Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机的吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷和半煤巷不小于0.25 m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。 I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。（I1 该面同时通风的局部通风机台数为1台） Q掘＝Q扇I1＋600.15S m3/min 式中 Ｑ掘 ──掘进工作面全风压供风量 m3/min Ｑ扇 ──取局部通风机实测最大吸风量 m3/min S ──局部通风机安装位置距回风口之间的巷道断面 m2 则Ｑ掘＝Ｑ扇＋600.25S＝250＋600.2511（风机稳装位置断面）＝415m3/min 所以14层410盘区回风巷东全风压计划配风为415m3/min。 三、14层410盘区回风巷东掘进期间监测装置的配备 二0一一年矿井瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，矿井瓦斯绝对涌出量为21.04 m3/min，相对涌出量为3.95 m3/t，矿井二氧化碳绝对涌出量为52.78 m3/min ，相对涌出量为9.91 m3/t； 14层410盘区瓦斯绝对涌出量为0.11m3/min，相对涌出量为5.45 m3/t，14层410盘区二氧化碳绝对涌出量为0.26m3/min，相对涌出量为12.88m3/ t。因此，根据通风安全监测管理规定14层410盘区回风巷东掘进工作面应安设两台甲烷传感器，其中一台甲烷传感器安设在距工作面不大于5m处，且无