B8运输巷综掘作业规程详解文档格式.docx
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/min，矿井相对二氧化碳涌出量为1.0m³
/t，绝对二氧化碳涌出量为2.36m³
/min，矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。
由于该巷道在煤层中掘进,且该巷道是长距离独头掘进，会产生聚集瓦斯，施工中要加强监控监测,并由专职瓦检员使用光学瓦斯检测器多次进行检测，加强工作面通风管理，防止瓦斯灾害的发生。
根据地质报告提供资料，井田内各煤层的火焰长度大于400㎜，扑灭火焰的岩粉量一般在65%-75%之间，各煤层均具有爆炸危险。
B8煤层属于不易自燃煤层。
已开采的几个煤层的自燃发火期均为3-6个月，因此，设计对B8煤层按自燃发火煤层管理。
在开采过程中还应及时清理井中残煤，封闭采空区，防止矿井发生火灾。
第三章巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
该巷道布置在+1250m水平B8煤层中，沿底板掘进，巷道总长度为1582m（见巷道布置平面图）。
该巷道为矩形断面，开口扩巷段掘进宽度为5.3m，高3m，巷道断面积15.9㎡；
顺槽掘进宽度4.8m，高2.8m，巷道断面积13.44㎡，具体形状和尺寸见+1250m水平B8工作面运输顺槽施工断面图。
第二节 矿压观测
1、观测对象：
+1250m水平B8煤层运输顺槽。
2、观测内容：
巷道顶板离层量，顶板相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。
3、测点布置：
该巷道从开口点向西30米起，开始布置观测站，测站间距200米，测量顶板相对移近量。
用MLJ－40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。
4、观测方法：
每一测站设置一个观测断面，用MLJ—40（T）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。
每个断面巷道正顶安装一个LBY—3型顶板离层仪，掘进巷道顶板压力显现状况分为早期、后期，对早期的锚杆受力及围岩位移情况每天观测一次，连续观测至少一周；
对后期的锚杆受力及围岩位移情况每10天观测一次，直到回采完毕。
第三节 支护设计
一、支护形式：
该巷道作为B8综采工作面回采通风、运输、行人等用。
为确保安全施工，两帮及顶部要求全部进行锚网支护，考虑在煤层中矩形断面掘进，顶部增加钢带+锚索联合支护。
二、支护材料规格
（一）正式支护材料及规格：
1、锚杆：
顶部和下帮用φ18mm×
2000mm圆钢锚杆，上帮用树脂锚杆，要求一头搓丝100mm；
2、托板：
150㎜×
8㎜的铁托板，φ18mm的螺母；
3、锚固剂：
选用Z28-35中速合成树脂锚固剂，直径28mm，长度为350mm。
4、金属网：
采用10号铁丝制作，网格60㎜×
60㎜。
（二）加强支护材料及规格：
1、钢带：
φ10㎜圆钢加工，长5800mm，宽80㎜。
2、锚索：
φ15.24㎜高强度钢绞线（1860N/㎜2）。
3、托板：
采用300×
300×
14mm的铁托板。
4、锚固剂：
φ28㎜×
350㎜合成树脂锚固剂，直径28mm，长度为350mm。
（三）安装锚杆要求：
1、顶锚杆、帮锚杆间、排距均为800mm。
2、锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。
锚固力：
顶锚杆不小于6０ＫＮ，帮锚杆不小于6０ＫＮ；
螺帽扭矩力：
顶锚杆不小于１００Ｎ．M，帮锚杆不小于100N.M
3、锚杆角度要求与巷道顶板、两帮垂直，最少不小于75度。
4、顶部及两帮必须使用2835型锚固剂各两根，用锚杆体顶住送到孔底，启动搅拌器（风动锚杆机搅拌），边旋转搅拌边匀速推到孔底，搅拌时间为15－25s.搅拌停止后，等待9０－180Ｓ，卸下搅拌器，上托板拧紧螺母。
5、锚杆间排距误差不超过±
100mm。
6、顶帮锚杆孔深2000mm，锚杆机使用风动锚杆机。
打好眼后用压风吹尽煤岩粉，安装锚杆时必须用锚杆机紧固。
7、顶部锚杆采用边掘边锚方式，即“割一排，锚一排”，必须由外向里先打好顶锚杆后，再打帮锚杆，严禁空顶作业。
8、帮锚杆严禁滞后，必须和顶锚杆同时支护完成。
（四）锚索支护要求：
1、锚索支护形式：
根据设计图在巷道顶上布置。
2、打锚索使用风动锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。
3、锚索眼深为6m，药卷搅拌时间为１５－２５Ｓ.搅拌停止后，等待9０－180Ｓ，严禁随意截短钢绞线或减少药卷数量。
4、锚索承载能力应在240KN以上，张拉预紧力为120KＮ。
5、锚索应尽量与巷道轮廓线垂直布置，外露长度不大于３5０mm。
6、锚索施工滞后工作面迎头最大不得超过2０米，如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置，并紧跟迎头支设。
7、锚索长度为6m，间排距为2.1x2.8m，每排三根。
8、单根锚索锚固力不得低于200KN。
锚索与巷道基本轮廓的角度要求垂直，不得小于75度。
（五）联网要求：
顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷道铺设，相邻网必须搭接，搭接长度不小100㎜，用扎丝连接，拧紧不少于三圈。
第四节 支护工艺
（一）永久支护：
1、顶部锚、网支护：
顶锚杆采用边掘边锚，即“割一排、锚一排”，严禁空顶作业；
每割完一排后，必须停机，及时向前移动前探梁进行临时支护，再实施锚杆支护，工作面最大空顶距不超过1.2m，最小空顶距不超过0.4m。
顶部锚、网支护：
间排距800×
800mm，间排距误差±
100mm，每排7根锚杆，锚杆托板必须紧贴壁面，锚杆外露长度不大于50mm；
金属网必须保证单边搭接100mm，并且每200mm联一扣，用扎丝将网片联好。
2、顶部锚索、钢带支护：
锚索支护深度要求钻入硬顶深度不得少于2m，锚索间排距2.1×
2.8m。
锚索支护与锚网钢带呈“十”字型交叉联合支护。
锚索支护材料：
直径15.24mm钢绞线、快速Z2835树脂锚固剂,锚索长度为6m。
3、两帮支护：
两帮支护采用锚网支护，间排距为800×
800mm，误差±
100mm，每排两帮各打3根锚杆，底部锚杆距底板高度为400mm；
锚杆托板必须紧贴巷壁，锚杆外露长度不大于50mm；
帮锚应留够一个掘进机机身的距离，为了防止截齿割到网片。
（二）临时支护：
工作面支护前必须进行临时超前支护。
1、临时支护形式：
采用锚杆前探梁支护。
（1）前探梁制作：
选用φ18㎜×
2000㎜螺纹钢加工成锚杆，一头丝扣加长至15㎝用作固定前探梁（第2、5排锚杆专用）；
选用φ80㎜、壁厚6㎜、长4000㎜钢管加工成管梁，端头打固定孔，距端头每0.8米处打调节孔，端头处打孔用于固定，每1米处打孔用于上下调节；
选用40T刮板链环或φ108㎜钢管加工成管环，用作连接固定管梁。
（2）前探梁安装：
先在已支护好的巷道顶部选择合适的位置，布置并打六个对称锚杆眼（间排距1600㎜×
1600㎜），安装6根准备好的特制锚杆（2根28㎜×
350㎜树脂锚固剂），将链环固定在四个锚杆头上，再将两根制作好的管梁按巷道掘进方向穿进链环里，并向前伸出至规定距离（800㎜），用销子和楔子将管梁尾部和前端调整固定好，管梁上铺好木板，前探梁架设完成。
（3）前探梁使用：
在前探梁掩护下对巷道顶部进行打锚杆眼、布网、布钢带并安装锚杆，巷道顶部锚、网、钢带支护完成。
确定锚、网、钢带支护稳定有效，松掉销子和楔子取下木板，随即进行锚索支护和两帮锚、网支护，同时再距固定管梁前端的锚杆前方布置并安装一组特制锚杆（间排距1600㎜×
1600㎜），调松前探梁尾部销子，按照第一循环工序依次前伸管梁架设好前探梁，进行顶部锚、网、锚索支护及两帮锚、网支护。
第四章施工工艺
第一节 施工方法
本巷道采用EBZ200-型掘进机，顺煤层走向自东向西，按激光指向沿底板截割上部分煤层掘进。
第二节 掘进方式
一、施工顺序：
1、施工工艺：
该巷道采用EBZ200型掘进机掘进，锚杆、网、钢带加锚索支护，一次成巷。
2、施工工序
（1）生产工序
安全检查→开机前准备→掘进机割、装、运上部分煤层→运料、清浮煤→掘进机出渣、清浮煤→临时支护→永久支护→下一个循环。
（2）检修工序
安全检查→检修前准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿→检修各部胶带输送机及延伸→下料、其他工作。
二、掘进机割煤工艺：
进入工作面后,各项检查工作完毕后启动掘进机。
先从巷道底部中心距截割头中心400mm处进刀，割一掏槽之后，扫行至巷道两帮，自下而上刷大断面至巷道顶部，最后修边成巷。
三、树脂锚杆安装工艺：
钻孔钻到需要的深度后，水冲钻孔，清除钻孔内岩粉、煤粉，检查锚杆在钻孔内是否能自由转动，钻孔深度2m，将树脂锚固剂塞入钻孔，用锚杆轻轻推入到孔底，然后驱动钻杆在孔内旋转约30秒，15分钟后树脂、固化剂完全固化，再上托板并使用扭力扳手拧紧螺丝。
四、施工机械设备
1、选用EBZ200型掘进机掘进。
2、掘进机后配第一运输机，接DSJ—1000可伸缩胶带输送机，至+1250m水平皮带运输巷石门固定式胶带输送机。
3、采用激光指向仪给向，控制巷道掘进方向，每50米设置一组中线。
4、打顶部锚杆眼及安装锚杆使用风动锚杆机。
5、打煤帮锚杆眼及安装锚杆使用风煤钻。
第三节 装载与运输
一、工作面采用掘进机星轮将煤或岩石扒入掘进机第一运输机，运输方式采用1米胶带输送机运输。
二、运送煤及材料路线：
（1）运煤路线：
+1250m水平B8煤层运输顺槽掘进工作面→+1250m水平西翼运输石门→主井煤仓→主斜井胶带输送机→地面
（2）材料运输路线：
副井井口→+1250m水平井底车场→+1250m水平穿河大巷→+1250m水平运输石门→+1250m水平B8煤层运输顺槽掘进工作面。
三、人员运送及行走路线：
上班：
副井等候硐室→乘坐人车→副斜井→+1250m水平车场→步行+1250m水平穿河大巷→+1250m水平运输石门→+1250m水平B8煤层运输顺槽掘进工作面。
下班：
原路返回。
第四节 管线及轨道敷设
1、各类管线、运输设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、电缆、带式输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。
2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂，风筒未端距工作面碛头不大于5m。
3、风管、水管捆绑固定在北帮锚杆上，每隔3～5m固定一道，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。
4、各类电缆必须悬挂在电缆挂钩上，每钩挂一根电缆，电缆钩1.5米一排。
5、轨道枕木必须铺在实体上，使用22kg/m单轨铺设，轨距0.6m,轨道至行人侧不小于0.9m，要求铺设平直、扣件齐全、坚固有效，两轨轨面高低差不大于3mm；
接头间隙不超过10㎜，高低和内错差不超过5㎜；
道枕间距不大于1m，且必须要垫实。
第五节 设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
名称
型号
数量
1250穿河大巷设备
1
通风机
FBD.NO7.1/2*45
2
3
馈电开关
KBZ9-200/1140（660）
4
双电源多回路组合开关
1250煤仓设备
5
KBZ-200/1140（660）
6
电磁启动器
QBZ-120/660（380）
1250B8运输顺槽设备
7
电表箱
DBS8-200/1140（660）
8
KBZ2-400/1140
9
本安交流软启动器
QJR-400/1140（660）
10
QBZ-200/1140（660）
11
KBZ-200/1140（660）A
12
照明信号综保
ZBZ-4.0M
13
可逆电磁启动器
QBZ-60/660（380）N
14
本安电磁启动器
QJZ-30/660（380）
15
自控液压报警装置
ZYL-500J
16
电磁启动器
QBC-60
17
综保
第五章生产系统
第一节 通风
一、通风方式及路线：
１．通风方式：
压入式通风。
采用FBD-2-№7.1型对旋压入式局部扇风机供风（YBF200L1-2电机，2×
45KW）。
２．通风路线：
新风：
地面→副井→+1250m水平穿河大巷对旋压入式局部通风机→+1250m水平B8煤层运输顺槽工作面。
乏风：
工作面→+1250m水平B8煤层运输顺槽→B8联络上山→+1310m水平回风巷→+1310m水平回风石门→风井→地面。
二、风量计算和通风设备的选择：
（一）掘进工作面风量计算：
１、按井下工作面同时工作的最多人数计算：
Ｑ＝４Ｎ＝４×
20＝80m3/min
其中：
Ｑ－工作面所需风量，m3/min；
Ｎ－工作面同时工作最多人数20。
4—每人每分钟供风量不得小于4m3/min。
2、按工作面绝对瓦斯涌出量计算：
Ｑ＝100ｑ瓦．Ｋ＝100×
1.53×
1.7＝260.1m3/min
其中：
Ｑ－工作面所需风量，m3/min
ｑ瓦－综掘工作面最大断面瓦斯涌出量,m3/min;
Ｋ－瓦斯涌出不均衡系数,一般可取1.5～2.0。
3、按工作面绝对二氧化碳涌出量计算风量：
Ｑ＝100ｑ二氧化碳．Ｋ＝100×
0.49×
1.7＝83.3m3/min
Ｑ－工作面所需风量m3/min；
ｑ二氧化碳－工作面的绝对二氧化碳涌出量,m3/min;
Ｋ－二氧化碳涌出不均衡系数,取1.7。
4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q掘=Q局×
I（m3/min）=550×
1=550（m3/min）
其中：
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
Q局机—局部通风机实际吸风量（额定风量值×
功效），m3/min；
5、按风速进行验算：
按最低风速进行最低风量：
Ｑmin≥0.25×
60×
14＝210m3/min
按最高风速进行最高风量：
Ｑmax≤4×
14＝3360m3/min
说明：
根据《煤矿安全规程》，掘进中煤巷和半煤岩巷容许风速最低0.25m/s,最高4m/s.
计算结果表明，巷道内实际需风量为450m3/min,符合《煤矿安全规程》要求,故＋1250m水平B8煤层采区运输顺槽掘进工作面风量取450m3/min，风速0.6m/s符合《规程》要求。
（二）局部通风机的选择：
1、阻燃风筒供风损失，风筒风量损失系数按下述公式计算：
P=（1/3L/Mdk√R+1）²
式中：
P——风筒风量损失系数；
d——风筒直径，米；
k——风筒接头漏风系数，阻燃风筒k=0.003-0.004；
L——风筒总长度，米；
M——每一节风筒长度，米；
R——风筒全部通风阻力，R=6.5ɑL/d5；
ɑ——风筒阻力系数，阻燃风筒ɑ=0.00025-0.00035；
R=6.5ɑL/d5=6.5×
0.00025×
1650÷
0.85=8.2
√R=√8.2=2.86，代入P式中，得P=（1/3×
1500/10×
0.8×
0.003×
2.86+1）2=1.27
对旋式风机作功能力提高8%，效率提高10%，风量损失系数实际为：
f=1.27（1-0.08）×
（1-0.1）=1.05
根据风机通风参数资料，FBD-2-№7.1型对旋式风机，电机功率90KW（2×
45kw），配用电机YBF-200L1-2），额定风量550-800m3/min（平均400），全压900-5600Pa，效率80%以上。
按以上供风风量损失系数，计算工作面最大实际需风量：
Qs=风机额定风量Qe/风机风量损失系数f/60
Qs=343÷
1.05÷
60=5.4m3/S能够满足《煤矿安全规程》要求。
根据风机通风参数资料介绍，这种风机只要风筒接头质量好，漏风率在规定值内，双机运行，在6-12㎡的掘进断面内，送风距离可达1800m。
FBD-2-№7.1型对旋式风机有关技术指标见下表。
附表5FBD-2-№7.1型对旋式风机有关技术指标
风量
全压
全压效率
功率
m3/min
Pa
%
KW
200～600
900-5600
≥85
FBD-2-№7.1
2×
45
额定电压
额定电流
外型尺寸（长×
宽×
高）
重量
V
A
㎜
㎏
380/660
因此选用FBD-2-№7.1型局部通风机（最大吸风量800m3/min）和直径800mm的柔性风筒可以满足通风困难期的要求。
2、风机安设位置：
风机安装在+1250m水平穿河大巷内，距B8煤层运输顺槽开口点10米以外的地方。
3、局部通风机安设要求:
⑴风机距地板高度不得低于0.4m；
⑵风筒悬挂在巷道北帮，距顶板0.2m～0.5m的位置；
⑶风筒必须拉主筋,主筋采用8＃铁丝；
⑷风筒主筋必须做到平直,风筒逢环必挂；
⑸风筒出风口距工作面迎头不能超过5m，且不能落地。
第二节 压风
一、压风管路的铺设路线
该工作面风源来自矿井地面压风机房,经+1250m水平运输石门压风支管路分接到+1250m水平B8煤层运输顺槽掘进工作面。
二、铺设位置和要求：
1、压风管铺设在巷道下帮距底板0.8m处；
2、压风管选用Φ108mm的钢管。
第三节 瓦斯防治
瓦斯防治主要措施
一、合理确定工作面通风系统和风量，综掘工作面的通风系统和风量的确定是工作面瓦斯治理的基础。
选定通风系统和风量时，除考虑经济合理外，主要是考虑瓦斯治理、自然发火防治、防尘和创造良好作业环境4个方面的综合平衡和现场条件许可。
二、稳定工作面风流
稳定风流的实施办法目前主要有以下几方面：
1、定期测定工作面风量。
综掘工作面风量按规定每10天至少测定1次，每次测定结果记录在工作面进、回风顺槽设置的测风牌板上。
2、在B8运输顺槽回风联络上山口以外2米布置一道木质的调风设施。
第四节 综合防尘
一、防尘洒水管路的铺设路线
铺设路线：
+1250m水平运输石门支管→+1250m水平B8煤层运输顺槽→+1250m水平B8煤层运输顺槽掘进工作面。
1.防尘供水管铺设在巷道下帮距底板0.8m处；
2.水管选用Φ108mm的钢管。
3.在距巷道底板1.6m高，每隔3.0m打吊挂锚杆，用Φ6mm钢丝绳吊挂。
4.每50m设一个“三通”，工作面水管安装一个“四通”，并安装阀门，以便用于风钻供水、喷雾、洒水灭尘用。
另外必须准备两条25m长的胶管，以用做巷道洒水灭尘用。
水管距工作面迎头的距离不得超过20m。
水管接头及洒水阀门严禁出现漏水。
三、水幕的安设
1、+1250m水平B8运输顺槽必须设三道喷雾装置，一道与迎头不超过50m，400m处装置一道，距回风口不超过20m处装置一道，整个掘进过程中要保证正常使用。
2、巷道水幕喷雾器的水压不得低于0.4MΡa，每个喷嘴的流量不得低于2L/min。
四、隔爆水袋棚的安设
1、掘进巷道内必须吊挂隔爆水袋棚，首列隔爆水袋棚距工作面的距离必须保持在60—200m；
水袋区内的巷道断面应与其前后各30m长的断面一致，并设在直线部分。
2、本巷道隔爆水袋总用水量按辅助隔爆水袋棚安设要求计算，巷道每平方米不得小于200L水量，200×
14=2800L；
隔爆设施要求悬挂说明牌板，并有专人负责，当水袋内混入煤尘时，应换水，有坏袋必须及时更换。
隔爆安设采用集中吊挂式。
3、隔爆安设标准：
隔爆间距10cm，排距1.2m，每排安设3个隔爆袋，每个隔爆每袋装水60L。
水袋吊挂选用Φ25mm的钢管，横向水平拉紧凿孔穿入巷壁固定紧，在钢管上面紧固吊挂钩，按安设标准吊挂水袋即可。
4、各转载点要安设机头喷雾，做到开机开水。
同时将两道水幕打开。
5、喷雾洒水设备要求专人管理和维护，不得任意拆除。
第五节 防灭火
B8煤层为不易自燃煤层，但必须势执行以下措施：
1、带式输送机巷道中应每隔50ｍ设置洒水支管和阀门。
2、巷道内带式输送机机头前后两端各20ｍ范围内，都必须用不燃性材料支护。
在胶带机头、机尾至少各备有2个灭火器和1个砂箱。
3、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱。
4、井下使用的变压器油、抗磨液压油、润滑油等必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点、剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。
5、井下使用的棉纱、布头和纸等，
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