413辅运巷掘进工作面作业规程.docx

陕西黄陵二号煤矿有限公司413辅运巷掘进工作面作业规程编号：掘202308号批准日期：二O二三年一月一日执行日期：二O二三年一月日陕西黄陵二号煤矿有限公司413辅运巷掘进工作面作业规程批准：总工程师：审批：生产副总经理：安全副总经理：机电副总经理：审核：副总工程师：调度室：安全监察部：机电部：通风部：信息化办公室：地质测量部：生产部：编制：编制单位：掘进五队单位主管：编制人员：编制时间：2023年8月24日目录第章概况1第二章地面相对位置及地质情况2第一节地面相对位置2第二节煤（岩）层赋存情况2第三节地质构造3第四节水文地质3第三章巷道布置及支护说明4第一节巷道布置4第二节IT压观测4第三节支护设计5第四章施工工艺10第节中线的标定与校核10第二节截割工艺10第三节支护工艺10第四节施工标准13第五节锚杆、锚索施工方式14第六节特殊地段的支护方式和技术要求15第五章生产系统16第节通风系统16第二节压风系统22第三节瓦斯防治22第四节油型气防治25第五节防尘系统26第六节防灭火27第七节供电系统30第八节排水系统34第九节辅助运输系统35第十节照明、保护和信号35第六堂劳动组织及主要技术经济指标38第一节劳动组织38第二节作业循环40第三节主要技术经济指标41第七章主要安全技术措施42第节施工准备42第二节一通三防42第三节防治水管理47第四节地质管理48第五节机电管理48第六节运输管理50第七节职业病危害防治54第八节预防大面积目顶安全技术措施57第九节预防片帮安全技术措施59第十节锚杆、锚索预紧力检测安全技术措施60第十一节掘进、支护安全技术措施62第十二节工作面机电设备日常检修安全技术措施69第十三节钻场施工安全技术措施74第十四节调车闹室及配电洞室施工安全技术措施76第十五节瓦斯抽采钻孔施工安全技术措施78第十六节煤层取样施工安全技术措施81第十七节巷道开掘安全技术措施82第十八节揭露地质构造安全措施83第十九节顶板离层仪安全技术措施85第二十节掘进工作面揭露（切孔）瓦斯钻孔安全技术措施86第八章掘进巷道安全避险六大系统89第一节监测监控系统90第二节人员定位系统92第三节通讯联络系统92第四节压风自救系统92第五节供水施救系统93第六节紧急避险系统94第九章煤质95第十章灾害应急措施及避灾路线96第一节灾害应急预案96第二节避灾路线99陕西黄陵二号煤矿有限公司413辅运巷掘进工作面作业规程编制说明一、规程说明陕西黄陵二号煤矿有限公司隶属F陕西陕煤黄陵矿业公司，位于陕西省黄陵县双龙镇，核定年生产能力800万吨，服务年限70年。413辅运巷掘进工作面位于井田四盘区左我，413辅运巷设计全长3389.6m（一联巷算起），本次掘进由三联巷向里施工至106Om处.预计在2023年8月上旬开工，2023年12月中旬竣工.413辅运巷掘进工作面作业规程内容涉及地质条件、施工工艺、支护参数、系统设计、人m分工、避灾等方面，为作业人m提供可靠的技术指导.二、编制依据本规程编制依据中华人民共和国安全生产法E煤矿安全规程及上级有关规范、文件规定，按照生产部提供的陕西黄陵二号煤矿四楸区瓦斯治理专用巷设计施工图（一）（图号H1.E-2021026）、6陕西黄陵二号煤矿四楸区瓦斯治理专用巷设计施工图（二净（图号H1.E-20210126）、四盘区瓦斯治理专用巷专项安全风险辨识评估报告地质测量部提供的掘进地质说明45、井上下对照图:通风部提供的通风系统布置图及同部通风机的选型；机电部提供的供电系统及设备选型、供排水和压风系统的布巴：信息化办公室提供的监测监控、人员定位及通讯联络系统的布置：调度室提供的煤质相关管理规定；并根据本工作面有关的会议纪要和安全生产标准化标准、本地区地质资料、相邻工作面目“压资料、有关设计变更等，并结合施工区队现有设备和工人的实际悚作水平而编制的。三、贯彻学习1 .作业规程的贯彻学习必须在工作面开工之前完成，由编制本作业规程的技术人员负责组织职工学习。2 .所有作业人员必须参加作业规程学习，经考试合格后方可上岗作业。3 .作业规程的学习和考试记录应注明考试成绩并附于规程后。四、作业规程复审要求1 .作业规程内容无重大变化时每两月纪事次，规程内容发生重大变化时每月进行一次复审。2 .作业规程由区队技术员按照相关部室提出的意见进行修改，经相关部室审核无误后签字确认，报总工程师审批。3 .曳审完成后，由技术员组织全体作业人员学习，参与学习人员应在本规程的学习记录表上签名确认，并附于作业规程后。五、风险辨识成果应用£四盘区瓦斯治理专用卷专项安全风险辨识评估报告圈盖了与413辅运巷相关的井下所有区域、自然灾害、相关生产系统。共分析、辨识出主要安全风险31项，其中重大风险2项，较大风险16项、一股风险7项、低风险6项，与2023年度风险辨识评估报告内容致故此不另行增加戊大风险内容。为确保413辅运巷安全施工，把风险控制在隐患形成前，现将辨识结果落实各贡任岗位，作业前由现场“四员两长”进行风险排查确认，管控措施不到位，严禁组织生产。（后附：413辅运卷掘进工作面安全风险辨识评估表）六、本规程使用的计量单位及数字符号说明Ii1.ibm戛米，米nIDj平方米，立方米kg,t千克，吨m'/min,n7h立方米/分，立方米/小时kW千瓦MPa兆帕kN干牛C,摄氏度,度直径丸>,W,<%t/h大于或等于，大于，小于或等于，小干百分号吨/小时第一章概况一、巷道名称、位置及相邻关系1 .巷道名称：413辅运巷2 .巷道位置：陕西黄陵二号煤矿井下四盘区左翼。3 .巷道相邻关系：南部为409综采工作面，西北部为未开采区，东至北二一号辅运大巷。二、巷道用途413辅运巷主要用综采工作面网采期间通风、辅助运输及供排水压风管路安装等作用。三、巷道设计长度413辅运巷设计全长3389.6m（一联巷霓起），本次掘进由三联巷向里施工至1060m处.附图：413辅运巷平面布置图四、巷道基本情况服务年限:24个月以上开工时间：预计在2023年8月下旬开工竣工时间：预计在2023年12月下旬竣工支护方式：采用锚网索梁+高刚注索联合支护施工方式：采用综合机械化掘进第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置413辅运巷地面相对位置位于西沟附近，地表为中一低山林区。地面标高：÷1259m÷1384ff1.r工作面标高：+533m+61611u第二节煤(岩)层赋存情况一、煤层'顶底板情况1 .煤层情况表煤1情况煤层情况煤厚(m)55.5I结构简单帧角Oo2°掘进范国内煤层结构简单，厚度变化较桎定，煤层厚度55.5m,平均煤厚5.25m,煤层倾角0°2°,平均1°。2 .顶底板情况表2顶底板情况顶底板着右名称厚度(m)最小最大岩性特征老顶粉砂岩220灰黑色，含植物化石，中夹薄层细粒砂岩，易碎，易风化，水平层理。直接顶细粒砂岩2-2.3灰黑色，含云母片及植物化石，成分以石英为主，中夹薄层粉砂岩，分选性好，泥钙质胶结，板状层理。煤层2号煤层5-5.5黑色块状，条痕鼎色，弱沥青光泽，参差状断口，以暗煤为主，亮煤次之,丝炭少量，属半暗蟹煤，内生裂明发育.直接底泥岩2.53.5灰黑色,含植物化石，易碎，易风化。老底砂质泥岩25灰绿色，具滑面，中夹薄层细粒，砂岩，易碎，易风化.附图：煤岩乂综合柱状图第三节地质构造一、地质及构造情况413辅运巷所处区域为一宽缓向斜，倾向西北，地质构造较简单，煤层近水平发育，帧角为0°至2°,平均为1°。工作面中部发育有次一级背斜，轴向正北。二、影响掘进的其他因素1.瓦斯：根据通风部提供的瓦斯含量，2号煤层瓦斯含量1一2.5|八，平均i.75mjt,可燃质。部分区域瓦斯赋存含量可能较i,施工过程中，可能存在傀层瓦斯弁常现象。2 .煤尘：2号煤层煤生有爆炸危险性。3 .煤的自燃发火倾向性：属H类自燃煤层。4 .涌水量：正常涌水量为3m，/h,最大涌水量为511fh°5 .地温：本区无地温异常“6 .地压：本区无冲击地压。第四节水文地质矿井直接充水含水层为侏罗纪中统延安组（工y）煤层裂隙水和砂岩裂隙水，含水量较小，间接含水层为直罗组卜段弱含水层。413工作面区域内2号煤层距直罗组卜段间距在92m95m之间，根据矿井“三带”发育报告,采空区顶板裂隙带发育高度在661n70m,裂隙带未发育至宜罗组下段。该工作面水文地质条件相对简雎，掘进期间主要水源为生产用水以及少量煤层裂隙水，根据四盘区工作面掘进情况，工作面掘进时可能会出现少量顶板砂岩裂隙水，最小涌水量为3h,最大涌水量为5mVh,第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、413辅运巷布置413辅运巷掘进工作面位丁四盘区左翼，南部为409综采工作面，西北部为未开采区，东至北二一号辅运大巷.工作面由3,联巷处向里掘进设计长度为1060m.413辅运巷掘进方位走向为266°,巷道设计中心及煤乂顶板掘进.二、巷道净断面的设计413辅运巷设计为矩形断面，掘宽4.8m,掘高3.8m,S»=18.24m,.第二节矿压观测一、观测对象413辅运卷三联卷以里。二、顶板离层传感器1.安装：413辅运桂使用山东尤洛卡研制的KJ593型顶板动态监测系统，实现了井下采掘工作面顶板在线实时监测和分析。对已施工的卷道，每60m在卷道顶板中线位置安装个顶板离层传感器，遇钻场、水仓、联卷口等断面较大区域安装个顶板离层传感器，顶板高层传感罂的安装滞后工作而迎头距离不超过50m。浅基点安装深度2.7m.深基点安装深度为7m。2 .观测内容：采用GID300型顶板高层传感胧观测顶板浅层和深层位移量。3 .观测方法：距掘进迎头100nI以内的顶板高层传感器每天至少巡查次：距掘进迎头超过100m的顶板离层传感器未出现报警情况下，每周至少巡查次：顶板高层监测仪出现报警情况时,必须立即查明原因，若是设备故障发生误报警，立即进行维护，若是顶板离层SS大发生报警，立即通知生产部，采取措施进行处理，并每班巡查次。每次巡查需要填写顶板离层传感器巡查牌板及台账。4 .数据处理：顶板离层传感器监测数据每周用系统自动生成报表，对观测数据进行分析,形成报告并报送生产部分管人员，针对变化情况采取措施进行处理。三、围岩位移1.围岩观测点的安设要求：安装困岩观测就近顶板离层传感罂前IOm进行布置围岩观测点，用锚杆机施工孔深200m,孔径30mm,用木楔了进行封堵，木楔子表面楔根氏50三K钉固定,固定后长钉预留2030mm,进行明显标注。5 .观测内容：顶底板相对移近量、顶板下沉量、底鼓员、两帮相对移近量和巷帮位移量。6 .围岩观测方法：用岩观测采用十字交叉法安设测站，每个测站应安设三个观测断面，观测断面间距应不大于1.5m.测点应安设牢固。每周进行闹岩观测一次，并填写记录牌板及台账。7 .数据处理：用岩观测数据每周利用钢卷尺人工测量次，计算出巷道用岩变化量，对卷道变化量进行分析，形成报告并报送分管人员，针对变化情况采取措施进行处理。附图：矿压观测布置图第三节支护设计根据支护设计，413辅运巷采用锚网梁索联合支护。一、支护参数选择依据1 .按悬吊理论计算蜻杆参数（1）锚杆长度计算1.>KH+1.,÷1.式中1.-锚杆长度，inH一目落拱高度，mK-安全系数，取21.-锚杆锚入稳定岩层的深度，取06m其中1.锚杆露出巷道轮廊外的长度，取012mH=0622f2×3=J式中B一卷道掘进宽度.取4.8mf一岩石坚固性系数，顶板为砂质泥岩，取3则1.>2×0.62+0.6+0.12=1.96m选取3.5m长锚杆满足悬吊理论要求.(2)锚杆直径计算按杆体承载力与锚固力等强度原则计算锚杆直径d=35.52R=20.28nun式中Q一锚杆的锚固力，取15OkNO-锚杆抗拉强度，取460NPa选取的<1>22mm锚杆满足支护要求。(3)按单体锚杆悬吊作用计算锚杆间持距Qkr1.y式中Q一锚杆锚固力，150kN:k安全系数，取2：丫一岩体容重，28kNm':1.一巷道顶板岩体破碎带高度，1.8m。11×28×1.8支护设计中锚杆间排距为650三X850三,间距、支距均小于1.22%所有设计锚杆间排距满足要求。2 .按悬吊理论计算错索参数(1)加强锚索长度校核，应满足1.=1.it+1./,+1.1+1.d式中心一锚索总长度，m：'"锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，阳:<4400.0218×I8604×24.8=0.82m其中：K一安全系数：4一锚索直径：上一锚索抗拉强度，取1860N/®'：八一锚索与锚固剂的粘合强度，取24.8Nmm)。一需要悬吊的不梗定岩层厚度，5m；“，一托板及锚具的厚度，取0.E：乙一外露张拉长度，0.15m；1.=O.82+5+0.1+0.15=6.07m选取8.3m长锚索满足支护要求。悬吊理论校核锚索排距：1.nFBH-(2F1sin)/1.1=1.×342(6×3.5×28-(2×!5O×sin750)/0.85=2.3m式中1.-锚索排距，0.85m；B一巷道最大日落宽度，取61n：H一巷道最大日落高度，取3.5m(最大取福杆长度)；丫一岩体容重，取28kWm'(包括顶煤+直接顶)；1.1锚杆排距，取0.85m：R一锚杆锚固力，取150kN:K一锚索极限承载力，取342kN:。一锚杆与巷道顶板的夹角，75°；n-锚索排数，取I。选取锚索排距为0.85m满足支护要求。3 .加强锚索数目的校核,应满足WNK×尸断式中Ar锚索数目；K一安全系数；取2%一锚索最低破断力，取360kN;W一被悬吊岩石的自重，kN：VV=B×J×y×D=4.8×0.83×28×1.8=2(X).8KN其中：B一一巷道掘迸宽4.8m：y悬吊岩石平均容重，取28kNm'度，取4.8m：D一一锚索间排距,取1.8m：h悬吊岩石熔度，取0.83m；7、C200.8N2×360选取锚索4.1根/m满足支护要求。二、顶部支护1.锚索布置特征：顶板锚索采用“三四三”布置，即“一梁三索”与“一梁四索”间隔布置，防腐锚索配合TMO钢带，一梁四索钢带规格为TMo-350Omnh一梁三索钢带规格为T140-2800mm,防腐锚索规格为<I>21.8X8300三,“梁三索”锚索间排距为1300×1700mm,“一梁四索”锚索间排距为1100×1700mm；每根锚索采用1卷MSK2850树脂药卷和3卷MSZ2850树脂药卷,锚索垫片120X150XIOrrmo2.锚杆布置特征：顶板锚杆规格为22-3500E螺纹钢锚杆，每根锚杆采用1节MSK2335型和2节MSZ2360型锚固剂进行锚固，卜.压T1.OOT1.OOmm钢带，间排距650×850mm,锚杆配合70×70×12mm钢托盘。三、帮部支护1 .煤柱侧耕部锚杆采用金属锚杆+自提锚注管联合布置，金属锚杆采用22一350Omm锚杆，锚深3400mm,外露100mnb每排5根，间排距800X850三,每根锚杆采用2卷树脂锚固剂，1卷MSK2360树脂药卷和1卷MSZ2360树脂药卷,锚杆垫片80X80X1.Omm,锚杆预紧力矩不得小于300Nm,注浆锚杆采用40-3000Mn锚注管,每排4根，间排距800X850mm,配合200X200X1211钢托盘,自旋锚注管旋转安装到托盘紧贴煤面。2 .采而侧帮部采用高刚注索布置，高刚注索规格MGSZ6223500三,每排5根,间排距800X850ran每根高刚注索采用1卷树脂药卷，即MSZ2360型1卷，高刚注索采用专用托盘。自旋锚注管和高刚注索采用注浆专用膨胀渗（水：ACZ-I型注浆剂：ACZ-2型膨,胀剂=1:2:0.5,ACZT型注浆剂=40kg袋ACZ-2型膨胀剂=IOkg/袋。每桶料为140kg,含水为40kg、含ACZT型注浆剂80kg,ACZ-2型膨胀剂20kg,每根采用水10kg,ACZT型注浆剂20kg,ACZ-2型膨胀剂5kg）,所有需要注浆的自旋锚注管和高刚注索必须注浆饱满至孔口返浆或是注浆压力达到5Mpa.四、网片1.顶部采用铁丝菱形网，规格为1200X6000三,横向铺设。网片搭接100mm.采用14#铁统绑扎，连网步曲100nuno3 .来而侧帮网采用纪合网，规格为1200X3600三纵向铺设。更介网采用311m尼龙绳绑扎，网片搭接100mm,连网步曲100mm。4 .煤柱侧帮部采用钢筋网片，规格为帮部用设网片规格为1700X2300三防腐钢筋网，采用144铁丝绑扎,网片搭接100mnh连网步距100mnu附图：断面支护图第四章施工工艺第一节中线的标定与校核1 .巷道掘进施工前，必须由地质测量部对巷道中线进行标定，中线必须标定在完整、稳定的顶板上，每组不少于3根。2 .施工过程中要根据施工进度及时联系地质测量部延长中线。3 .中线必须由地质测量部亲臼标定，中线一经地质测战部标定，人员严禁损坏或修改。4 .每次开工前，必须由验收员检杳核对中线，发现三点不成一线时，要及时联系区队联系地质测量部歪新标定。第二节截割工艺根据设计要求，413辅运巷掘进工作面满足掘进机掘进条件，采用EBZ-200型掘进机进行全断面一次掘进，截割作业在巷道断面的中卜方进刀，底部留F30Omm厚的底煤，左右摆动截割，每水平住动截割一次，两梢预留200300mm厚的边煤，每循环威深800mm,每次抬高8001000mm,截割至巷道顶板。按照截割轨迹图连续投动截割至初步成形，然后修整周边达到设计要求，最后进行扫底出煤。413辆运巷三联巷向里80m范国内采用30EFB型防爆装载机配合胶带运输机出煤，掘进80m后，由掘进机配合胶带运输机自行完成装、运煤工作。巷道中线控制采用激光指向仪定向。三联巷向里30111范困内采用前移前探梁临时方式支护，三联巷向里30m以外采用Z1.J2X1040/28/42型临时支护装置。最大控顶距2.55m,故小控顶距0.2m。附图：截割貌迹图第三节支护工艺一、支护顺序1.交接班及安全检查一开机检查一期进机截割出煤f掘进机后退f被帮问顶一前移临时支护装置一安装钢带、铺网一施工顶板锚杆。5 .从上至下施工帮锚杆一铺网一紧固锚杆一扫底进行下循环。6 .安装T140钢带、锚索支护紧跟临时支护支架，与迎头掘进、支护平行作业。7 .顶板锚网支护：检查工作面顶板、设备安全状况一铺网一安装钻杆一开水阀、启动钻机一打眼至规定深度一停水退站料一安装树脂锯固剂T安装钢带一安装顶板锚杆T启动钻机一推至眼底并搅拌药卷一索固螺母一完成锚杆安装。8 .帮衲铺网支护：检查工作面帮部安全状况一安装站杆一启动钻机一打眼至规定深度一退钻杆一安装树脂锚固剂一安装箱锚杆一启动钻机一推至眼底并搅拌药卷一挂帮网一安装T1.OO钢带一紧固螺母一完成铺杆安装，9 .锚索支护：定眼位一安装钻杆一开水阀一启动钻机打眼至规定深度一停水一退钻杆T安装树脱锚固剂一安装锚索一开钻一推至眼底并搅拌药卷一搅拌完成停钻机一安装钢带一安装锚具一张拉锚索一完成锚索安装作业。二、临时支护及永久支护操作方法及步骤1 .掘进机割煤后，施工人员进入工作面，站在永久支护下，用被帮问顶专用工具（长度2.5m、如、3.5m备把）破帮问顶，清除顶帮活煤危岩。2 .做帮问顶后，及时前移临时支护装置，严禁空顶作业。3 .铺网、安装钢带（1）连网并用长把工具挑至顶部铺设平整，（2）把桂道支护的钢带放在顶梁架上（为防止钢带滑下伤人，可用细扎丝先绑扎住，支护后及时拆卸扎丝）。（3）升起前梁,待钢带距离顶板100mm时，调隹钢带间排距,然后继续升前梁，将钢带和网压案到卷道顶部。4 .顶部铺杆施工（1）采用风动锚杆钻机进行打眼，分别由两名锚杆机司机进行操作。打眼前必须先敲帮向顶，仔细检查顶帮困岩情况，清理顶帮部活肝活煤，确认安全后方可开始工作。（2）在施匚锚杆时眼位置要准确,眼位误差不得超过50三,眼向误差不得超过15°。（3）打眼时，作业人员必须站在支护完好或者有临时支护的顶板下,两人施工，人监护并准备材料，防止顶板掉肝伤人。5 .帮部锚杆施工（1）施工锚杆、高刚注索孔：采用ZQS-50/1.7S型手持式气动钻机按照由上向下施工的顺序，使用长度为350Oran粘杆施工至设计深度，孔深为3500mm,（2）安装帮锚杆：安装前先将孔内煤岩粉清理干净，然后用锚杆顶住锚固剂至孔底，利用相匹配的套筒进行搅拌,边搅拌边推进，待锚固后再铺设网片，固定T1.oO钢带，然后进行锚杆紧固,完成安装。6 .锚索施工（1）注锚索前，首先检查所使用的锚固剂及锚索型号、长度是否符合要求，严禁私自截断锚索，如有失效、损坏的锚固剂以及型号、长度不同的锚索律严禁使用，确认可以正常使用后再将树脂药卷放入眼内，用锚索顶住再送入眼内，待到达预定深度后，扶好钻机开始搅拌，锚固后放下钻机施工下根锚索。（2）安装锚索必须使用限位器：首先将锚索限位器套在锚索上。将钻机稳设好，然后将锚索和限位器装在钻机上。匀速、稳定推进，待锚索限位器上部接顶时，停止钻机运行。取下锚索限位器安装锚索托盘、锁具。（3）锚索锚固后套上锁具,利用风动锚索张拉机具进行张拉。同时做好当班施工记录，填写当班验收台账。7 .注浆施工（1）注浆泵站安设在离注浆处附近，利用注浆管路（19mm高乐胶管）连接到注浆位置.（2）严格按照设计注浆材料比进行配浆,自旋锚注管孔注浆压力必须达到IMpaa（3）施工期间，将注浆巷道设计成每30m为个注浆段。（4）开始注浆前对注浆用水、ACZT型注浆剂及ACZ-2型膨胀剂等材料准备情况进行确认，注浆泵用风管接通，将球阀与高压管、回浆阀等设备进行连接，对连接处进行密封检查。（5）注浆系统检查一孔口管耐用试验一初始浆液配制确定一注浆一终止注浆一冲洗管路。附图：临时支护图第四节施工标准一、操作标准1 .所有钻机打眼必须使用滉式打眼，且必须在操作过程中先开水后开钻。2 .要按规定使用锚固剂，严禁锚杆（索）锚固剂混用。3 .根据锚固剂搅拌及凝固时间，适当搅拌并等待。4 .加强施工过程控制，严格执行工程质量验收制度，螺纹钢锚杆螺母一次预鬟使用气动帮锚钻机预案到位，二次使用扭矩扳手补偿预案，使锚杆预案力矩达到300Nm以上。由验收员对每班施工锚杆的预紧力矩用扭矩扳手进行检测，确保每一个螺母预紧力矩达到规定要求。5 .顶、帮锚杆采用树脂锚固剂进行端部锚固，要求螺纹钢锚杆预紧力达到150kNi锚索使用张拉机具一次预紧到位，预紧力达到260kN.采用锚杆拉拔器和锚索张拉机具进行锚杆和锚索顶紧力测试，确保锚杆、锚索的锚固质量符合要求，否则，应及时补打锚杆或锚索。6 .锚杆拉拔和锚索预紧必须在锚固剂充分凝固后进行。表3树脂锚固剂使用要求说明表规格特征搅拌时间（三）等待时间（三）颜色标识使用位置MSK285O快速20-3590-180蓝锚索MSZ2850中速20-35480白锚索MSZ2360中速20-35480白顶帮锚杆MSK2335快速20-3590180蓝顶帮锚杆二、质量要求1 .巷道规格巷道规格为：4.8X3.8m0巷道宽度净宽误差为QToOn1.nb净高误差为-50200nm2 .巷道平整度要求桂道平整度要求为：沿煤层顶板掘进。如遇较大起伏出现割顶或割底现象以及揭露构造等情况，另编专项措施。3 .锚索施工质量要求（D顶锚索眼深8m,锚索外露长度为150250三（锁具下端至锚索端头）。（2）顶锚索预紧力达到260kN.4 .锚杆施工质量要求（1）预紧力：螺纹钢锚杆锚固力达到150kN.（2）预紧力矩：螺纹钢锚FF预紧力矩300Nm以上。（3）螺纹钢锚杆外露为1050m0第五节锚杆、锚索施工方式1 .顶锚杆及帮部上四排锚杆必须按设计支护到工作面正头，帮部最下一排锚杆可以滞后至超前支护装置后3011h距离超前支护装曾.尾部30m范围以外的锚杆必须全部施工到位。2 .超前支护装置的圉内不进行锚索支护；超前支护装置尾3011范圉内巷道每排施工2根锚索（一梁四索的每根钢带上两侧1、4施工，中间2、3滞后）；超前支护装置机尾30m的围以外巷道滞后的“一梁三索”及“一梁四索”锚索支护必须按设计施工到位。第六节特殊地段的支护方式和技术要求1.遇断层破碎带、应力集中区等特殊地段时,必须缩小循环进尺,逐排掘进，逐排支护。采取缩小锚杆排距，加密锚索等措施，并及时根据现场情况补充安全技术措施。2 .在构造带内，因局部顶板破碎、掉砰等原因造成顶板不平整，临时支护装置纵梁着力点较少前移困难需采取：(1)适当减小移动步距，加快移架速度，及时支撑破碎顶板，尽快完成铺网，并进行永久支护。(2)在纵梁与顶板之间垫道木、板皮或木托板等给予纵梁更多的若力点，从而使临时支护装置支撑有力，有效控制顶板，第五章生产系统第一节通风系统一、参数计算依据通风参数依据中华人民共和国煤炭行业标准MT/T634-2019煤矿矿井风员计鲸方法进行计算。二、掘进工作面全负压需风量计算及局部通风机选择3 .413辅运巷掘进工作面需风量（1）按瓦斯绝对涌出量计算QM=100XqMXKM式中Q掘一单个掘进工作面漏风量：，m7min:q"一掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，根据前期探孔及413轴运卷掘进期间瓦斯绝对涌出量为依据，瓦斯绝对涌出量为1.3m7min;K1.掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数,应根据实际观测的结果确定（掘进工作而最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）,通常,机掘工作面KX=1.52.0,100一工作面回风流中甲烷浓度不超过1.0%所换算的常数。将q=1.3m7min,KM=2代入式中得:QM=100XI.3X2=260m'min（2）按照二氧化碳涌出员计算Qw=67×qw×Kw式中q灯掘进工作面中回风流中平均绝对二氧化碳涌出星m'min,取0.04m7mi11:K=一掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数（正常生产连续观测个月,最大绝对二氧化碳涌出盘与平均绝对二氧化碳的比值）,最大绝对二氧化碳涌出量取0.08mimin,所以k=2；67一按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5$的换算系数。Q掘=67X0.04×2=5.36n7min（3）按工作人员数量计算Qm4N式中：N一掘进工作面同时工作最多人数.N取18。则Q=4X18=72m'min.综上计算巷道内所需风量为按瓦斯绝对涌出量计算出的风量260n7min,（4）按防爆柴油车辆数计算根据£煤矿安全规程第一百三十八条，使用煤矿用防爆型柴油动力装置机车运输的矿井,行驶车辆的巷道的供风量还应当按同时运行的最多车辆数增加巷道配风量,配风量不小于4n7minkff.QE冢4NP<n7min）式中：N-矿用防爆柴油车的台数：P矿用防爆柴油车的功率，PHZ80kW；4一每千瓦每分钟应供给的最低风量，m7min,根据掘进工作面的掘进进度以及材料消耗量可知，同时运行的无轨胶轮车数量最多为1台，则掘进工作面需风量为QH=4×1.×80=320117mino综上所述，掘进工作面所需风量为：取瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员数量计算中取最大值260m'min,并按照规定要求增加防爆胶轮车配风量320m'min,则413辅运巷掘进工作面最小需风量为QM=260n/min+320m7min-580m,/min。（5）局部通风机工作风量Q1=Q,P式中：Q1.局部通风机工作风量，m'/rnin；Q1.掘进工作面需要风量，m'/min：按以上计算最大需凤量取值，取580m'min:P一风筒总漏风调整系数，取1.25I.45,此处取1.25。Q,=Q,P=580×I.25=725m7min4 .局部通风机选型为满足上述工作面通风风量，选用两台2X45kK局部通风机，一用一备，2X45kK局部通风机每台供风量为500-750m7min>725m7min,满足使用需求。表4局部通风机参数表额度功率额定转速电压风量风压2×45kW2970r/min660/1HOv500-750tn,Zmin8506300Pa5 .安装局部通风机巷道铁岩巷、煤巷和半煤岩巷掘进计算全风压常旻风量无瓦斯涌出的岩巷Q=qMX+60×0.15S.有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷QH=q*XI+60X0.25Sh.式中：q“一局部通风机实际吸风量，堆位为立方米每分钟（mYnin）.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吸入口至掘进工作面之间的风速岩巷不小于0.15ms.煤巷和半煤巷不小于0.25ms,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：1一掘进工作面同时通风的局部通风机台数：015一无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速：m/s0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速：m/sSh一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，21.28nV；QH一局部通风机全风压需要风量。工作面有瓦斯涌出，按式计算将q*725m'min,1=1,S*21.284代入式中得:Qw=qw×I+60×0.25Sw=725×1.+60×0.25×21.28=1044.2m7min4.413辅运巷抠进工作面风量验算<1)按风速进行验道验算最小风垃无瓦斯涌出的岩巷Qm60×0.15S8.有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷、煤巷Qm60×0.25S.工作面有瓦斯涌出，按式计算QQ60X0.25S*=60×0.25×21.28=319.2tn7min验尊最大风量Qw60×4.OS460X4.0X21.28=5107.2m'/Inin根据计算结果，413辅运巷工作面风量Q取值范围为319.2mmin<580m3min<5107.2m7min综上所述413辅运巷工作面需风址为580"/Inin,湎足要求.(2)按照风压进行验算风筒沿程摩擦风阻R产6.5a1.di式中：R摩一风阻Nsi7m'a-摩擦阻力系数，0.003Pas2m11.一风筒长度,此处为m,取2000d一风筒直径，此处为m,取1R摩-6.5a1.<15=6.5×O.003×2000/15=39Ns7nf局部风阻Rn=n1<2gs*)+ns/(2gs')=Ns7mf式中：n,风筒接头个数，取200：n”风筒转弯个数，此处为2个；8*风筒局部阻力系数，0.34g”风筒局部阻力系数，杳表取0.18丫一空气比重，1.29kgm"g一力加速度,9.81.mS2S一风筒断面积，此处为/RH=n1.y/<2gs,)+n2,/(2gs2)=200×0.34X1.29/(2X9.81XO.7852)+2×0.18×1.29/(2×9.81×0.7852)=5.72Ns7m"出i风阻R111=0.818/(gd,)=Ns7m,d一风筒直径，此处为ImR1.1.i=O.818/(gd')=0.818/(9.81×14)=0.08Ns7ra局部通风机工作风压的确定压入式局部通风机的全压近似计算：2(Ri,+Rm+R.u)QjQ,式中：h压入式风机全压，Pa：Q,一工作面需风量：58Omynin=9.7m7s;Q,一通风机工作风量，725m'min=12加's;h=(R,+Rk+R)QQ,=(39+5.72+0.08)×9.7×12,1.=5258Pa850Pa(局部通风机最小风压)<5258Pa<6300Pa(局部通风机最大风压)经验打，根据工作面需风量及风筒承受风压可知，选用2X45kR'局部通风机可满足需求。5 .局部通风机安装要求1 .压入式局部通风机必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于50-60m。2 .全风压供给该处局部通风机的风量必须大于局部通风机的吸入风地。3 .局部通风机安装地点到回风口间巷道中的最低风速必须不得小于O.25ms.4 .安装使用的局部通风机必须吊挂或垫高，岗地商度大于0.3m。5 .1号风机和2号风机切换的交叉风筒接头采用铁制的“Y”字形自动分风器，自动分风器长度5m,接口和风筒接口直径均为100Omm,要求平直牢靠。6 .局部通风机安装地点前后IOm范围内巷道支护完好，无淋水、枳水、淤泥和杂物。7 .在两台风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启同部通风机。6.风曾连接要求风筒吊挂在巷道采面侧，选用直径为100Oe的软质阻燃风筒供风，风筒沿顶板使用6e塑套钢丝绳吊挂，风筒末端距离迎头不大于5m：风筒严格按照安全生产标准化要求进行管理，凤筒编码挂牌管理。三、通风系统和通风方式的确定1 .通风系统新鲜风流：地面T副一（二）斜井一井底五联巷一中央一（二）号辅运大巷T北二一号辅运大巷一413胶带斜巷T局部通风机（三联巷向外70m处）-413三联巷一413辅运巷一工作面。乏风风流:工作面一413辅运巷一413回风联巷一北二回风大巷一中央回风大巷一一号回风斜井一地面。2 .通风方式、设施方式：采用压入式通风方式。设施：2X45kW局部通风机两台，安装在413胶带巷：.联巷向外70m处.使用1000的阻燃风筒，风筒使用钢丝绳进行悬挂,逢环必挂，风筒接头处铁丝掴扎不得少丁两道,同时要坚持风筒反