1601运输顺槽规程

第一章编制概况
第一节概述
一、巷道名称
1601运输顺槽
二、掘进目的及用途
目的：本巷道为回采巷道，主要用于工作面进风、运煤。

用途：满足矿井通风、运输、管线敷设的要求。

三、巷道设计长度和服务年限
设计长度：2100m。

（因1601工作面内包含三维地震预测的异常区，若实见异常区域或摸清异常区域构造，将顺槽长度调整为1300m。

）
服务年限：3年。

四、预计开工、竣工时间
本巷道自2015年3月下旬开工，预计2015年12月份竣工。

五、巷道平面布置
附图(一)：1601运输顺槽平面布置图；
附图(二)：1601运输顺槽剖面图。

第二节编写依据
一、设计说明书
设计说明书为《1601运输顺槽设计与地质说明》。

二、地质说明书
地质说明书名称为《1601运输顺槽设计与地质说明》。

三、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、《各工种操作规程》
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
本工作面为1601运输顺槽。

工作面东为未开拓区域；南侧为6煤一采区下部轨道大巷；西为6煤轨道上山下部车场与6煤胶带上山；北侧为1601工作面轨道顺槽。

工作面对应地表为风井东南侧山地。

地表标高+1197.4～+1234.1mm。

（表一）井上、下对照关系情况表
第二节煤（岩）层赋存特性
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数
本工作面沿6#煤层掘进。

6#煤层：黑色、灰黑色，条带状结构，层状构造，强玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆，易碎，断口呈参差状，硬度中等，容重1.38t/m3。

煤岩组份以亮煤为主，镜煤、暗煤次之。

工作面掘进范围内煤岩层走向3～150°、倾向93～240°、倾角0～10°，煤层平均厚度2.41m，煤层结构简单，顶板及底板均为粉砂质泥岩。

（表二）煤层特征情况表
二、煤层顶底板情况
6#煤层直接顶为粉砂质泥岩，灰黑色，性脆，节理较发育，整体性较差，局部含植物化石碎屑。

根据回风井、ZK-302钻孔及巷道实见，厚度0～2.04m，平均厚度1.30m。

老顶为细砂岩。

细砂岩：灰黑色、灰白色，成分以长石、石英为主，砂质结构，厚层状构造，性脆，质硬,分选性较好。

厚度7.75～19.50m，平均厚度13.6m。

底板由砂质泥岩、灰黑色细砂岩及0.2～0.3m厚的劣质煤。

砂质泥岩：黑色，性脆，节理发育，平均厚度5.85m。

（表三）煤层顶底板情况表
三、煤层瓦斯涌出量
依据6煤总回风巷掘进工作面瓦斯涌出状况，预计本工作面绝对
瓦斯涌出量0.7-2.79m3/min。

第三节地质构造
工作面掘进范围内东部为单斜构造，西部为一小型向斜。

根据三维地震勘探资料显示，工作面开口前75-155m范围内可能发育有X2号陷落柱，开口前240-350m范围内可能发育有X4号陷落柱，G6点前1280-1380m范围内工作面南侧（距工作面约20m）可能发育有X8号陷落柱。

X2号陷落柱长轴方向N37°W，长轴长度80m，短轴长度50m，断陷5#、6#、15#、16#煤。

X4号陷落柱近圆形，长轴长度60m，断陷5#、6#、15#、16#煤。

X8号陷落柱近圆形，长轴长度85m，断陷6#、15#、16#煤。

工作面开口前12.5-72.5m范围内可能发育有F4、F1号断层，F4号断层走向35～45°、倾向125～135°、倾角68°、落差约0-5m。

F1号断层走向40～50°、倾向310～320°、倾角65°、落差约0-6m。

但在底板岩巷掘进过程中未实见F1、F4断层。

工作面掘进范围内将经过ZK201钻孔警戒范围，掘进过程中应做好防、排水等相关安全措施，保证安全生产。

由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，工作面掘进范围内不排除有其它小型向斜或断层等地质构造发育，施工过程中如遇异常情况（帮顶淋水、瓦斯涌出量增大）时，应立即停止掘进，并向矿调度汇报。

第四节水文地质
工作面地层为石炭系上统太原组地层。

从区域上来看，工作面主要受二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含
水层与石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。

二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水主要为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。

含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大，但区内变化大，补给条件差，单位涌水量0.00963 L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。

在构造正常地段，该充水水源对工作面掘进影响相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。

石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水主要指太原组的K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，根据井田内抽水试验资料看，单位涌水量为0.00268 L/s.m。

另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量变化不明显。

K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m，水位埋深90.0-175.01m，单位涌水量0.002-0.02 l/s·m。

富水性弱。

奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层主要为奥陶系峰峰组与上、下马家沟组含水层。

井田内没有出露，属埋藏型；根据区域资料，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主，一般情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。

根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告》分析，6号煤层底板泥岩、砂岩、灰岩的Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa～4.8MPa。

Kp按最小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间的安全隔水层厚度为12.86m，按最大值4.8 MPa计算，得出的太灰含水层安全隔水层厚度为6.48 m。

Kp按最小值1.2MPa计算，得出的6号煤层到奥灰含水层之间的安全隔水层厚度为11.61m，按最大值4.8 MPa计算，得出的奥灰含水层安全隔水层厚度为5.85 m。

根据2010年山西地科勘察有限公司地质勘探中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间的隔水层在28.9~57.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间的隔水层厚度在141.1~176.7m之间。

因此，6号煤层实际最小隔水层厚度都远大于安全隔水层厚度。

综上所述，本工作面在不受断层、陷落柱等构造影响的地段，虽然存在突水威胁，但危险不大。

只有在断层、陷落柱等构造发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。

工作面掘进范围内奥灰水水位推测在770m左右。

突水系数T<0.06 MPa/m，根据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业有限公司基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术措施报告》划分为突水危险性小区，但在断层、陷落柱等导水构造，为突水危险区。

由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，工作面掘进范围内不排除有小型断层、向斜、陷落柱等地质构造发育。

掘进过程中，须严格执行“有掘必探、先探后掘”的原则，采用物探和钻探相结合的方法进行超前探测，同时建立完善的防排水系统，确保工作面不受水害的威胁。

附图（三）综合柱状图
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该巷道施工时沿煤层顶板掘进，从6煤胶带上山J2点前70.25m 处巷道向东开口，掘进方位角90°，初始标高为+450；该巷道设计长度2100米（因1601工作面内包含三维地震预测的异常区，若实见异常区域或摸清异常区域构造，将顺槽长度调整为1300m。

）。

附：巷道断面和技术特征及工程量表
表（四）巷道断面和技术特征及工程量表
巷道布置详见设计施工平面图及巷道断面图。

第二节矿压观测
一、观测对象：1601运输顺槽。

二、观测内容：
一）锚杆、锚索的载荷及锚固力。

锚杆预紧力随时进行检查，每300根锚杆或300根以下抽样一组（三根）进行检查，顶板锚杆拉拔不小于80KN，两帮锚杆拉拔不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN。

二）ZL-II顶板离层仪
1．掘进期间50m安装顶板离层仪一台。

2．离层仪安装于巷道顶板的中部,并严格按使用说明书进行操作。

3．安设顶板离层仪的钻孔深度必须达到7m以上，钢丝绳的固定端锚在深部7m、浅部3m。

4．保证顶板离层仪垂直于顶板，安装在巷道中间。

保持数据显示窗口的清洁以便于观测数据。

5．离层仪牌板需与离层仪同时安装，并安装在离层仪的近旁人行道侧帮部悬挂。

牌板要固定牢靠、不能设在淋水区，更不能影响行人安全。

安设时要求离层仪所在位置的顶板平滑。

6．确保钢丝线拉紧、螺丝紧固，确保安设质量及数据的有效性。

三、数据处理：采取边施工、边观测，及时对数据加以分析、判断，并把观测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。

第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
巷道顶板直接顶为砂质泥岩，老顶为粉砂岩及细砂岩组成，属较稳定岩层，停采线前采用锚网喷联合支护，过停采线采用锚网+锚索联合支护。

巷道断面规格：
S=5m×3.2m=16㎡
二、支护方式
（一）临时支护
一）顶板超前接顶临时支护装置
1、煤巷顶板超前接顶临时支护
由3根长4m 的3寸钢管组成，钢管用钢套固定在锚杆上，钢套用4寸钢管加工，并且在钢套加上螺母；掘进两排临时支护时，将钢套紧固在工作面第一排锚杆和工作面后排锚杆上，钢管穿过钢套，并且前后木板接顶。

当钢套螺母不能紧固在锚杆上时可利用溜子链将钢套拴在锚杆上。

2、迎面护帮装置
迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的金属网进行保护，防止掉矸伤人。

（二）永久支护
巷道永久支护方式停采线前采用锚网喷联合支护，过停采线采用锚网+锚索联合支护，顶、帮支护使用左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆。

支护参数确定如下：
（一）锚杆支护参数
锚杆间距为800mm，排距为800mm，与巷道中心对称布置。

锚杆材质：Φ22mm，长度2000mm左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆
托盘：150×150×8mm铁质正方形托盘
锚固剂用量：两支Z2360
纯外露长度（锚杆从螺母外算起）：锚杆外露10～40mm。

锚固力：顶（拱）部锚杆不小于80KN，帮锚杆不小于60KN，锚索不小于120KN。

螺母扭矩：帮部、顶（拱）部锚杆均不小于100N·m。

（二）锚索支护参数
支护间排距1600×1600mm，每排2根
锚索材质：φ17.8mm，L=4200mm钢绞线
锚固剂用量：3支Z2360
托板规格：300×300×15mm弧形钢板
锚索施工10-15 min后进行预紧，锚固力不小120KN。

锚索机油泵压力表显示不小于37MPa
锚索纯外露长度（从锁具外算起）：150mm～250mm。

（三）金属网支护参数
金属网采用φ6mm钢筋焊接而成的经纬网，规格为2000×1000mm，网片搭接长度100mm，每隔300mm用14#铁丝绑扎。

（三）按悬吊理论计算锚杆参数
以5m宽断面为例，计算锚杆参数
1、锚杆长度计算： L= KH + L1 + L2
式中： L ——锚杆长度，m；
H ——冒落拱高度，m；
K ——安全系数，一般取K=2；
L1——锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.4米；
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.14米。

其中：H = B/(2f)
H = B/(2f) = 5/(2×5)＝0.5m
式中 B——巷道开掘宽度，取5m；
f——岩石坚固性系数，砂岩取5。

则：
L = 2×H + 0.4 + 0.14 = 2×0.5+0.4 + 0.14=1.54m 通过以上计算，巷道顶锚杆选用直径 22 mm、长度 2000 mm的螺纹钢锚杆，巷道帮锚杆选用直径22mm、长度2000mm的树脂锚杆能够满足计算要求。

（附图四）
锚 杆 悬 吊 作 用 示 意 图
2、锚杆间、排距计算：设计时令间距、排距均为a，则 a =( Q/KHγ)1/2
式中： a——锚杆间排距，m；
Q——锚杆设计锚固力，64KN/根；
H——冒落拱高度，根据计算取：0.5m；
γ——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；
K——安全系数，一般取K = 2 。

a = [64/（2×0.5×19.992）] 1/2≈1.79m
通过以上计算，确定顶锚杆间排距800mm×800 mm、帮锚杆间排距800mm×800mm满足支护需要。

（四）锚索加强支护
施工过程中对巷道采用锚索加强支护，每排两根锚索，锚索间排距1.6m。

1、定锚索长度： L = La + Lb + Lc + Ld
式中 L ——锚索总长度，m；
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2 m；
Lc——托盘及锚具的厚度，取0.07 m；
Ld——需要外露的张拉长度，取0.25 m；
按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：
La ≥ K×（d1 ƒa/ 4 ƒc ）
式中 K——安全系数，取K = 2；
d1——锚索钢绞线直径，取17.8mm；
ƒa——钢绞线抗拉强度，N/ mm²（1920MPa，合1883.52N/mm2）；
ƒc——锚索与锚固剂的粘和强度,取10N/ mm2；
则 La≥ 2×（17.8×1883.52/4×10）≈ 1.76m；取La =1.76 m，则 L =1.76 + 2 + 0.07 + 0.25= 4.125 m 。

设计取锚索长度4.2m。

2、锚索倾角：锚索垂直于顶板安装。

3、锚索数目的确定： N = K×W/ P断
式中 N ——锚索数目；
K ——安全系数，一般取2；
P断——锚索的最低破断力530KN；
W ——被吊岩石的自重，KN。

W = B ×∑h ×∑γ× D
按5m宽断面度计算锚索根数；
B ——巷道开掘宽度，取5m；
∑h ——悬吊岩石厚度，取2m；
∑γ——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；
D ——锚索间排距，取1.6m。

W = 5×2×19.992×1.6 ≈ 320KN
N = 2×W/530 ≈ 1.21根
通过计算：巷道安注锚索时，取2根即可满足要求。

巷道断面图及巷道支护详见附图：
第四节支护工艺
一、支护材料
1、Φ22mm，长度2000mm左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆
2、每根锚杆使用Z2360型锚固剂两卷。

3、锚杆托盘均采用150mm×150mm×10mm的铁托盘。

4、锚索选用Φ17.8mm，长为4200mm钢绞线（以实际施工过程中工程技术科下发的联系书为准）。

5、锚索托盘采用300mm×300mm×10mm的铁板制成，并在托盘中
心位置钻一个Φ20mm的圆孔。

6、锁具：KM18锚索锁具。

每根锚索使用Z2360型锚固剂三卷。

7、采用Φ6mm钢筋加工的金属网，规格尺寸：1.0m×2m，网格
距100mm×100mm。

（表五）支护材料规格表
二、临时支护工序及要求
1、顶板临时支护工序及要求
（1）煤巷顶板临时支护工序：
①、作业人员站在永久支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理顶板、两帮及迎面的浮石、险块。

敲帮问顶时，要由外向里、由两侧向中间进行。

作业时，设专人监护顶板。

②、作业人员在永久支护掩护下，将超前接顶用的钢套，使用锚杆螺母拧在工作面第一排锚杆和工作面后排锚杆上，然后将超前接顶钢管穿过钢套。

钢管两端用木板接顶，拧紧螺母使钢管托起木板，形成超前接顶临时支护。

（2）顶板临时支护的要求：
1）煤巷顶板临时支护的要求：
①、安设超前接顶杆的螺母必须拧满扣，超前接顶的锚杆外露40—60mm。

②、超前接顶杆要接实顶板，接顶不实处必须使用木板垫实。

2、迎面临时支护工序及要求
（1）迎面临时支护工序：
①、作业人员站在临时支护下，首先用不小于2.0m撬棍处理迎面的浮石、险块。

作业时设专人监护顶板。

②、在迎面打护帮眼，护帮眼施工完毕后，挂1～2片Φ6×1000×2000mm的金属网进行保护，防止掉矸伤人，锚杆螺母必须拧满扣。

（2）迎面临时支护要求：
要求护帮锚杆布置均匀，打在迎面的中上部或煤岩松散易发生片帮的部位，特殊情况下，可视迎面煤壁状态适当调整护帮锚杆的位置及数量，确保有效护帮。

三、永久支护工序及要求
（一）锚杆安装工序及要求
1、永久支护工序：
（1）打锚杆眼前必须标定锚杆间排距眼位，打顶（拱）部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，先施工完中间锚杆后，再依次由中间向两侧交叉施工。

打帮锚杆时按从上到下的顺序进行。

帮顶（拱）锚杆施工严格按巷道支护布置图要求进行施工。

（2）锚杆安装工艺流程：帮、顶（拱）处理浮石→顶板临时支护→测量宽度，定中心眼位→施工中心眼→装药卷→安锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。

（3）顶（拱）部锚杆与帮锚杆施工顺序：先施工顶（拱）部锚杆，
煤巷帮锚杆滞后顶（拱）部锚杆不超过2排。

（4）顶（拱）部锚杆采用MQT-85锚杆机施工，使用Φ27mm的钻头。

煤巷帮锚杆采用ZMS-30风煤钻施工。

2、永久支护的要求：
（1）打锚杆眼：打眼前，首先严格按中心检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，处理活矸、危岩，确认安全后方可作业。

锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100 mm。

顶（拱）部锚杆采用锚杆机施工，岩巷帮锚杆采用凿岩机施工，钻头使用Φ27mm的钻头，煤巷帮锚杆采用风煤钻施工，钻头使用Φ27mm的钻头。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼。

打眼应按由外向里、由中间向两侧，先顶后帮的顺序依次进行。

打锚杆时，可分两组在两侧同时施工，但两组施工人员应保持1m以上的距离，施工人员必须在临时支护下施工顶（拱）部及上部帮锚杆。

（2）安装锚杆：先把树脂锚固剂送入眼中，随后将锚杆插入锚杆眼内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾，锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。

开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30s，锚固时间为1-2 min，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。

（3）顶（拱）部锚杆垂直顶板布置，打顶（拱）部锚杆时必须按从中心到两侧的顺序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。

（4）帮锚杆排排平行且垂直岩面布置，打帮锚杆时必须按从上到
下的顺序进行，锚杆间距为0.8 m，排距为0.8m，帮锚杆可滞后工作面6排安装。

施工中如发现两帮围岩松软、易碎时，帮锚杆紧跟工作面。

（5）联网要求：金属网搭接100mm，相邻网每隔300mm用14#双股铁丝连接一道，网扣拧紧不少于3圈。

（二）锚索安装工序及要求
当地质构造复杂围岩破碎时，锚杆支护不能满足安全要求时，要补打锚索。

1、安装工序：
（1）当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼。

（2）安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的或过有效期的严禁使用。

（3）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。

装锚固剂时，用锚索顶住树脂锚固剂轻轻送入。

注意不要用力过猛更不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

（4）锚索下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。

（5）一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间不小于30s，确保搅拌均匀。

（6）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约1-2min，然后收回锚杆机。

（7）操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉千斤顶行程结
束，换向回程，继续进行张拉，张拉时注意观察压力表读数达到设计预紧力后（压力表读数达到37MPa），迅速换向回程，卸下张拉千斤顶。

（8）卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。

2、技术要求：
（1）掘进施工中如发现顶板岩层松软易碎，易发生片帮、掉顶时，及时补打锚索进行加强支护。

（2）锚索孔深误差控制在0～30mm。

（3）锚索外露长度150-250mm。

（4）锚索施工10-15 min后进行预紧，锚固力不小120KN。

锚索机油泵压力表显示不小于37MPa。

（5）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打锚索重新锚固。

（6）实际施工过程中锚索长度、间排距根据工程技术科下发的补强支护联系书为准。

四、巷道工程质量规定
（表六）施工质量标准
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工准备
1、完善局部通风及供电系统；
2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统；
3、安装调试刮板运输机、胶带输送机及综掘机；
4、按设计给定中线、层位进行掘进。

二、施工方法
巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷。

如遇断层、火成岩等地质构造，或综掘机无法正常工作等情况，综掘施工难以进行时，另行编制安全技术措施。

第二节施工工艺
一、采用综掘机破煤作业，利用综掘机自身装运系统及顺槽的运输系统进行出渣。

二、掘进施工时，循环进尺1.6m，最大空顶距1.9m，最小空顶距0.3m；施工中如果顶板破碎，根据现场制定专项措施进行施工。

三、工艺流程
（一）机掘施工方式工艺流程
1、生产工艺流程
开机前准备→综掘机割、装、运→临时支护→锚杆（锚索）支护→下一个循环。

生产工艺流程图：
2、检修工艺流程
检修前准备→检修综掘机各部位、加油、更换截齿，检修带式输送机及延伸→试运转→检修完毕。

检修工艺流程图：
3、综掘机截割工艺
（1）综掘机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道一侧，由巷道断面上部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，进刀深度以0.8米为宜，待截割完毕且打完顶帮支护锚杆后再进行下一个循环，往复进行。

（2）工作面煤及岩石同时存在时，要先截割煤，然后再截割岩石，做到煤、岩分割、分装、分运。

截割顺序见附图（八）：综掘机截割顺序示意图
第三节装载与运输
一、装载与运输方式
1、装、运煤：
综掘由综掘机装载部自行装煤，通过综掘机第一运输机、桥式转载机、6煤胶带上山皮带运至溜煤眼，然后装车经6煤轨道石门外运。

2、材料及设备运输：材料及设备装车由副立井运至井底车场，利用电机车运至6煤轨道石门，利用绞车运输到轨道石门措施巷、6煤胶带上山、最后到达工作面。

3、人员运输：人员乘坐副立井罐笼到达副立井井底车场，步行
到工作面。

二、运输设备的铺设及安全设施
（一）运输设备的铺设
1、带式输送机的铺设
（1）输送机机头距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮不小于500mm。

（2）带式输送机机头使用8根（每侧4根）Φ22×1.6m等强全螺纹锚杆固定在底板上，固定皮带机尾使用4根等强全螺纹锚杆固定在底板上，要求锚入深度不小于1.4m，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂；可缩皮带机尾使用40T刮板链固定在巷帮支护锚杆上。

2、绞车的安装
调度绞车的固定采用地锚固定，经锚杆锚固力核算，地锚采用六根Φ22mm×1.6m 等强全螺纹锚杆，绞车基础座上四根，基础座的正后方两根，每孔用一卷Z2360树脂锚固剂，并使用Φ14cm圆木打好戗压顶子，经验收合格、试运转无问题后方可投入使用。

（二）安全设施及要求
1、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效，并且灵活可靠。

2、矿车的插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用自制的或不合格的连接装置。

3、斜巷运输时，一列车（包括单车）必须使用首尾连接的防跑车保护绳，保护绳的绳径必须与调运所使用的绞车的钢丝绳径相匹配，保护绳扣插接的长度必须大于或等于绳径的30倍。

如使用绳卡
子固定，则首、尾端绳卡子分别不少于3道。

第四节管线与轨道敷设
一、管线布置及要求
1、压入式风筒、供风管路、供水管路、排水管路、电缆、瓦斯抽排管按设计要求布置。

2、风筒靠近帮、拱部锚杆外端吊挂平直，做到逢环必挂，出风口末端距工作面不大于5m。

3、管路构件齐全，无漏水、漏风现象，供水、排水管路末端距工作面不超过30m，供风管路末端距工作面不超过30m。

4、动力电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆；细电缆吊挂在拉直的铁丝上，并用绑线编排绑好。

5、使用标准的挂钩（直径20mm以上的钢筋）吊挂供风、供水、排水管路。

6、管路间距均匀一致，最下部管路距巷道底板不小于500mm。

7、吊挂点应在巷帮打专用吊挂锚杆，吊挂间距为3m。

8、吊挂的管路必须每吊都均衡受力，管路必须落在每一个相应的吊钩上，吊挂必须平直。

二、轨道布置及要求
1、该工作面轨道铺设，轨道距设备距离不小于400mm，要求铺设平直、构件齐全紧固有效，接头间隙不超过5mm，内外及高低错差不超过2mm，轨距为600mm，轨枕间距800mm，并且轨枕必须垫实。

2、运输沿线及上下车场要保持清洁，并且要保证道岔使用灵活可靠。

三、管线及轨道敷设标准
（表七）管线及轨道敷设标准
第五节设备及工具配备
（表八）设备及工具配备见表
第五章生产系统
第一节通风
1、通风方法与通风距离
通风方法采用压入式通风，最长通风距离为2100m。

2、通风路线及局部通风机安设位置要求
（1）通风路线：
新鲜风流：主立井→6煤上仓胶带机巷→局部通风机及压入式风筒→掘进工作面
乏风流：掘进工作面→掘进巷道→6煤胶带上山→6煤总回风巷→风井→地面，工作面区域通风路线见通风系统示意图。

（2）压入式局部通风机及其开关等附属设备设置在6煤上仓胶带机巷新鲜风流中，风机吊挂在顶板处。

3、局部通风机选型
1）、掘进工作面需要风量计算：
（1）按瓦斯涌出量计算：Q=125qk=125×1×1.8=225（m3/min）式中：
Q----掘进工作面实际需要风量, m3/min。

125----单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值。

q----掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，实测掘进期间实际最大绝对瓦斯涌出量，1m3/min
k----掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，k=1.8。