1210运输顺槽机掘作业规程

1210运输顺槽机掘作业规程
第一章概况
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为1210工作面运输顺槽。

二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成工作面生产系统，满足采煤工作面的通风、行人、运料、运煤、管线敷设的需要。

三、巷道设计长度
巷道设计长度为1800m,现已掘900 m，还计划掘进900 m。

四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2010年4月3开工，于10月中旬初调整掘进方位延伸，预计12月份底竣工。

第二章地面相对位臵及邻近采区开采情况
第一节地面相对位臵及邻近采区开采情况
地面相对位臵及邻近采区开采情况表（表一）
巷道名称1210运输顺槽
地面标高1590-1635m 井下标高1300-1430m
地面相对位臵及
建筑物
对应地表为石仙岩沟东西两侧，地表为森林覆盖区，无建筑物、公路、水体等设施。

井下相对位臵及掘进时对地面设施的影响
井下对应位臵为1208回风顺槽北30m,北运输巷950m 处，因对应地表为森林覆盖区，无建筑物、公路、水体等设施，故对地面设施无影响。

走向西北～东南倾向西～东长度1800m
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距。

9+10#煤层位于太原组下段的顶部，厚度1.83～2.87m，均厚
2.35m，9号和10号之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10＃煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。

9+10#煤层顶板为K2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。

厚度为2.50～10.00m，平均厚7.05m。

抗压强度29.5～136.6MPa,均值32.2～53.9 MPa;抗拉强度0.85～4.70 MPa,
均值3.30～4.10 MPa;抗剪强度4.54～12.35 MPa，均值5.87～10.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。

局部K2石灰岩与煤层之间夹1.0～1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。

9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。

当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.5～73.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.04～4.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.366～5.73 MPa,均值5.50MPa。

附煤岩层综合柱状图（见图一）
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该煤层绝对CH4涌出量为2.73m3/min,相对CH4涌出量为4.38m3/t，绝对CO2涌出量为0.89m3/min，相对CO2涌出量为1.42m3/t，鉴定及批复均为低瓦斯矿井。

根据煤层煤样鉴定报告，9+10#煤层具有煤尘爆炸危险性，自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。

第三节地质构造
本工作面总体为单斜构造，西高东低，倾角为5～12º。

根据相邻的1208回风顺槽掘进时在820米遇到“陷落柱”构造情况来看，该巷在掘进中不会再遇到，预计在掘进过程中会出现落差0.3～1.2m的断层构造，走向一般呈东南～西北，同时在掘进过程中也可能会遇到Φ约10～30m的无碳柱，对工作面开采有一定的影响。

第四节水文地质
一、工作面充水性分析
1、含水层
根据各含水层的赋存特征，影响工作面开采的含水层主要为K2
石灰岩直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。

厚度2.50～10.00m，平均厚7.05m，石灰岩裂隙稍发育，局部较发育，钻进消耗量一般在1.00m3/h以下，区内未发现泉水出露，生产矿井调查资料，黄土坡、聪子峪等煤矿均采9+10#煤层，顶板裂隙出水，涌水量不大，约50m3/d,概算富水系数在1～2之间，但水质不好，SO4-离子较高，一年内即可将钢轨蚀穿成缺口。

2、导水断层
煤层顶板岩层含水性与裂隙发育有关，涌水量呈弱—中等，出现断层个别会有涌水，裂隙水与断层水均对开采有影响。

工作面掘进到100～250m处时为黄背岭向斜构造中部，顶板会出现淋水、渗水现象，需做好排水准备工作。

3、雨季防水
雨季时，顶板淋水受地表自然裂隙渗漏影响会增大，需做好防治水工作。

预计本工作面最大涌水量为2.5m3/h,正常涌水量为1.5m3/h。

二、防治水措施
1、建立畅通的排水系统，在顺槽内安装两路Φ69mm排水管，两台排水能力不低于3m3/h，扬程不低于40m的水泵。

2、做好清淤工作，设专人及时清理巷道中的淤煤、淤泥，保证巷道整洁。

3、一旦发生水淹巷道事故，要按既定避灾路线撤人，同时迅速向安全指挥中心汇报。

4、加强矿压观测和水文地质观测，做好预测预报。

第三章巷道布臵及支护说明
第一节巷道布臵
根据采区设计调整，在已掘的1210运输巷905m处开门，按磁方位185°掘进160m；再按磁方位255º，延伸掘进800m后按磁345°开切眼。

该巷采用机掘工艺进行掘进。

附1210运输顺槽平面位臵图（见图二）
第二节支护设计
一、巷道断面
巷道沿煤层掘进，为矩形断面：断面为9.6m2：宽4.0m，高2.4m。

附巷道支护断面图（见图三）
二、支护方式：采用锚杆、锚索与锚梁正规支护；煤帮用双抗形塑料网、玻璃钢锚杆护帮。

㈠支护类型
1、石灰岩坚硬顶时：割煤后最大空顶距3.3米，支护排距1.5
米，锚杆支护后空顶距0.3米。

2、遇不坚硬、有自然裂缝石灰岩顶时：割煤后最大空顶距1.3米，支护排拒1.0米，最小空顶0.3米。

3、遇破碎小青顶时：割煤后最大空顶距0.9米，支护排距0.6米，锚杆支护后空顶距0.3米。

4、作业程序：割煤→顶板锚杆支护→煤帮锚杆上网支护→割煤。

5、顶板锚杆、煤帮锚杆作业顺序说明：顶板锚杆使用两台液压锚杆机进行支护，煤帮锚杆使用两台手持式风动锚杆钻机进行支护。

顶、帮锚杆紧跟掘进头进行。

即在掘进头顶、帮锚杆支护同时进行。

考虑到帮锚杆支护时，巷道底部成形不好及掘进机影响，先对煤帮顶部和腰部进行支护，以确保巷道成型良好，避免出现煤帮滚落伤人事故。

巷道煤帮底部锚梁支护可滞后掘进头3-5米，用风镐整平、整齐底部凸出部位。

6、遇特殊破碎小青顶时：按短掘短进、及时打设锚杆并铺设金属网与上锚梁控制进行作业，随后再架设4.0米工字钢加2.9m金属摩擦支柱棚架支护，钢梁棚棚距1.0m，架棚时棚梁上预先铺设四道拉杆，背紧打实。

㈡正规锚杆、锚索与锚梁支护理论计算：
1、锚杆支护计算参数
1.1按吊挂理论计算锚杆参数
1.1.1锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：L-锚杆长度； K-安全系数，一般取2；
H-冒落拱高度，m;
L1-锚杆锚入稳定岩层的厚度，取0.5m;
L2-锚杆外露长度,一般取0.05m。

其中：H=B/2f=4.0/2×4.2=0.47
B-巷道掘进跨度，m； f-普氏岩石坚固性系数，取4.2。

则：L=2×0.47+0.5+0.05=1.49m 施工时取L=2m
1.1.2 锚杆直径的确定：
根据材料力学计算锚杆直径为：
D=√4.4P/πJb=√4.4×105×103/3.142×410=18.9mm
式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取120KN；
Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。

施工时取D=20mm。

1.1.3 锚杆间、排距计算：
a=√Q/KHγ=√65.7/2×0.47×24.5= 1.69m
式中：a-锚杆间、排距，m;
Q-锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=65.7KN；
γ-被悬吊石灰岩的重力密度，取24.5KN/m3。

施工时取间距a=1.3m，排距a=1.5m,较为合理。

1.1.4 锚杆支护密度校核验算：
①沿巷道掘进方向煤层顶板选取3m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为1500mm×1300mm,则该范围内有3排9根锚杆（每根锚杆
设计锚固力为65.7KN），因此总锚固力：F总=9×65.7÷9.8=60.3t。

②该范围内2m厚吊围岩重量（该顶板为K2石灰岩，选取最大密度为2.5g/cm3）为：G围=3×4.0×2×2.5=60t。

③F总＞G围，故所选支护密度适合。

2、锚索支护参数计算：
根据围岩变化情况或在开门口、十字口及过断层时要采用锚索加强支护。

2.1 确定锚索长度：
L=L a+L b+L c+L d=1.66+2+0.1+0.1=3.86m
式中：L-锚索长度，m；
L a-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，m;
L b-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;
L c-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;
L d-锚索外露长度，取0.1m。

按GBJ213-90要求，锚索锚固长度L a按下式确定：
L a≥K（d1f a/4f c)≥2×(17.8×1860÷4÷10)=1662.84mm≈1.66m
式中：K-安全系数，一般取2；
d1-锚索钢绞线直径，17.8mm；
f a-钢绞线抗拉强度，取1860n/mm2；
f c-锚索与锚固剂的粘合强度，取10n/mm2。

施工时取L=4m或L=6m
2.2 锚索倾角：锚索垂直巷道顶板安装布臵。

2.3 锚索数目的确定：
N=KW/P断=2×254.8÷353=1.44根
式中：N-锚索数目；
W-被吊岩石的自重，KN；
P断-锚索最低破断率，353KN；
W=B×Σh×Σγ×A=4.0×2×24.5×1.3=254.8KN
式中：B-巷道掘进宽度，取4.0m；
Σh-悬吊岩石厚度，取2m;
Σγ-悬吊岩石平均容重，取24.5KN/m3；
A-锚索间距，取1.3m。

施工时取N=3，锚索间距1.3m,排距1m。

3、通过以上对锚杆、锚索的选型计算，结合井下顶板软硬厚度不同，得出锚杆、锚索支护要求说明如下：
在K2石灰岩坚硬顶板情况下
3.1根据打锚杆眼时确定前2米为K2石灰岩，选用φ20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚杆间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到1.2米；
3.2根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上0.5-1.0米为软泥岩时，选用φ20mm、长度2500mm的等强度锚杆和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚杆间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到1.2米；
3.3根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上1.0-1.5
米为软泥岩时，选用φ17.8mm、长度3000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到1.2米；
3.4根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上1.5-2.5米为软泥岩时，选用φ17.8mm、长度4000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到2.4米；
3.5根据打锚杆眼确定前0.5米以内为K2石灰岩，往上软泥岩大于2.5米时，选用φ17.8mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到2.4米；
3.6根据打锚杆眼时确定前1.0-1.5米以内为K2石灰岩，往上0.5-1.0米为软泥岩时，选用φ17.8mm、长度3000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到1.8米；
3.7根据打锚杆眼时确定前1.5-2.0米以内为K2石灰岩，往上1.0-1.5米为软泥岩时，选用φ17.8mm、长度3000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到1.8米；
3.8根据打锚杆眼时确定前1.5-2.0米以内为K2石灰岩，往上1.5-2.5米范围内顶板忽软忽硬，或顶板淋水大产生水窜顶时，选用φ17.8mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶
板，锚索间、排距均为1300mm×1500mm，锚固长度必须达到2.4米。

在“小青顶”或顶板破碎情况下
3.1在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定小青顶厚度在1.5米以下）时，选用φ20mm、长度2500mm的等强度螺纹钢锚杆和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚杆间距1300mm、排距500-700mm，梁上铺经纬钢筋网，锚固长度必须达到1.8米；
3.2在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定“小青顶”厚度达到1.5-2米时）时，选用φ17.8mm、长度3000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间距1300mm、排距500-700mm，梁上铺经纬钢筋网，锚固长度必须达到1.8米；
3.3在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定“小青顶”厚度达到2-3米时）时，选用φ17.8mm、长度4000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间距1300mm、排距500-700mm，梁上铺经纬钢筋网，锚固长度必须达到2.4米；
3.4在遇“小青顶”或顶板破碎带（根据打锚杆眼时确定“小青顶”厚度大于3米时）时，选用φ17.8mm、长度6000mm的等强度锚索和长度为3600mm的锚梁支护顶板，锚索间距1300mm、排距500-700mm，梁上铺经纬钢筋网，锚固长度必须达到2.4米。

4、煤帮支护选用直径16mm、长1500mm的玻璃钢锚杆，直径14mm、长2200mm的锚梁，4×2.6m的双抗形塑料网护帮,采用平行眼形式支护，锚杆间距为1500mm，排距为1000mm,施工时锚网横着放，锚网上部距顶200mm，上部锚梁距顶300mm,底部锚梁距底200-400mm，锚梁
竖着铺设。

如果采用4×1.4m塑料网护帮时，网必须压茬连接，压茬宽度为100mm，相邻两块网之间的压茬每隔100mm用绑丝连接。

第三节支护工艺
一、锚梁支护
1、支护材料
1.1 锚杆、锚梁及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2000mm或2500mm;锚梁直径为16mm,长度为3600mm,顶板锚杆间、排距为1300mm×1500mm。

煤帮采用直径16mm、长1500mm 的玻璃钢锚杆，4×
2.6m或4×1.4m的双抗形塑料网护帮。

顶部每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1200mm。

锚杆必须出扣，外露长度≤50mm。

托盘为圆形钢板压制成弧形，规格为120mm ×120mm×10mm。

树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为600mm，型号为Z2360。

锚杆均使用配套标准螺母紧固。

树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。

严禁出现将锚杆锯短注入的现象。

1.2 锚网为双抗形塑料网，规格为4000mm×2600mm或4000×1400mm,孔径为5mm的菱形网。

2、锚杆安装工艺
2.1 打锚杆眼：
打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里、先顶后帮的顺序检查顶
帮，处理掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。

锚杆眼位臵要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。

打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。

2.2安装锚杆：
2.2.1安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。

2.2.2顶部锚杆安装时，先把2卷树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量，然后上锚梁，锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度。

2.2.3帮部锚杆安装时，先把1卷树脂锚固剂放入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，装上铁托盘，外端头套上螺帽，用转换套将锚杆拧紧上牢后，插在手持式风动钻机输出轴上，然后开始搅拌，直至锚杆达到设计深度。

2.2.4搅拌时间为10～15s，搅拌的圈数不得少于50圈，搅拌过程中不能停顿，要一次性搅拌完毕，停止搅拌后，要继续保持锚杆机或人推式风动钻机推力2min。

2.2.5锚杆打注5min后，用紧固扳手紧至新位臵，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，使锚杆锚固力不低于65.7KN。

2.3 质量要求：
锚梁必须贴紧岩面，锚杆应垂直于巷道轮廓线，与巷壁间的夹角不得小于75°。

锚杆必须横成排、纵成线。

锚杆托盘必须将锚梁压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。

二、锚索支护
1、支护材料：
锚索采用直径17.8mm的钢绞线配合托盘、锁头制作，锚索长度为4m或6m，外露长度≤120mm，锚索间、排距为1300mm×1000mm。

每根锚索锚固长度不小于1800mm。

锚索托盘用11mm×120mm×120mm 的钢板制作，并在上面钻一个直径为23mm的圆孔。

2、锚索安装工艺
2.1安装方法：
2.1.1当巷道断面规格符合设计要求后，用锚杆钻机配合中空六方接长式钻杆和直径27mm双翼钻头湿式打眼，眼深4m或6m，并用压风将眼内残渣吹净。

2.1.2两人配合用锚索顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

锚索下端装上专用搅拌器，再将搅拌器尾部六方头插入锚杆钻机上。

一人扶住机头，一人操作锚杆钻机，边推进边搅拌。

前半程用慢速搅拌，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在10～15s，确保搅拌均匀。

2.1.3停止搅拌后，必须继续保持锚杆钻机的推力延时约3min，然后撤去锚杆钻机，等5min后先卸下搅拌器，装上托盘、锚具并将
其托到紧贴顶板的位臵，用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，达到设计预紧力（≥65.7KN）或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。

2.1.4卸下张拉千斤顶（注意用手接住拿稳，避免坠落），完成锚索安装。

张拉千斤顶正下方严禁站人。

3、质量要求：
3.1锚索应在施工时与锚杆同时安装。

锚索要随打随安装，但可把当班安装的锚索集中一次张拉。

3.2锚索眼深误差控制在0～200mm，锚索外露长度≤120mm。

3.3锚索搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，要一气呵成，不能反复搅拌，以免破坏已开始聚合反应的树脂分子链，导致锚固失败。

3.4锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补打。

锚索锚固力不低于200KN。

三、特殊情况时使用工字钢棚架支护
1、支护材料
巷道采用4.0m工字钢梁加2.9m金属摩擦支柱矩形棚支护，钢梁外径长4.0m，支护内径长3.7m，楔子或拉杆用木料制作，护帮板用φ0.14m、长2.2m的半圆木制作，金属网规格4000×2300+6×6mm。

2、架棚工艺
2.1在割煤作业停止后，先由班长、安全员认真检查处理完毕顶、帮的活碳、活帮，确认无隐患后挖柱窝、架棚作业。

2.2特殊地段使用前探梁时应先铺钢筋网，网与网之间用绑丝连
接，网下和巷道垂直固定好锚梁再上四支拉杆，并用木楔打紧。

2.3支护时待清理完工作面的浮煤后，按中线、腰线、棚距选择棚腿位臵，根据支护高度挖棚腿窝。

2.4挖好棚腿窝后，把两帮的棚腿放入棚腿窝内，由班长指挥与中、腰线进行校对，合格后开始上棚梁。

2.5上好棚梁后，由班长对棚梁的中线进行校对，架棚人员进行左右小幅调整棚子，直至与中线重合后对棚梁下用四楔进行加固，两帮各用两块护帮板护帮。

3、质量要求：
3.1棚腿、棚梁接口严密，并与巷道顶板用4道木楔（木楔规格要求：长450mm，厚侧140～180mm，薄侧60～100mm）接顶背实打紧，不得出现歪斜，错口现象。

3.2立棚腿前要挖30～50mm深的柱窝见硬底板，不得支在浮煤上；棚腿成一线后方可上梁，上梁应以中线为准。

3.3 煤帮用长2200mm的半圆木背板进行护帮，每帮每架不少于2块，并垫木楔背实打紧，然后用8～10#铁丝和棚腿绞紧起到加固联锁作用。

3.4当掘进遇到破碎小青顶时，棚距0.6米。

架棚时，棚子必须背严背实，吃劲有效，棚梁上加设不少于4道拉杆，分布均匀。

3.5遇到顶板淋水、小青顶离层、棚梁承受不住顶板压力时，出现响声、棚梁压弯时，严禁强行再支护。

必须及时放顶后再进行锚杆支护，支护要求来格按第三章第二节“支护设计”标准进行。

3.5架棚时必须由6人配合进行，2人扶棚腿、3人上梁、1人统一指挥。

四、安装顶板离层仪
1、在锚杆支护巷道每隔50m安装一个顶板离层仪，在顶板破碎带、三叉口、十字口可另安装。

每个顶板离层仪跟一个记录牌，及时记录原始数值。

2、顶板离层仪深度为6m，钻眼按照锚索钻眼进行操作。

3、钻好眼后，用锚索把离层仪长短线端头分别投入眼底，然后拔出钢绞线，拔出锚萦时应尽量顺着眼孔方向，以防锚索拔出伤人，然后上好托盘，调整好刻度，刻度数值记录在牌板上。

4、离层仪安好后要每班对顶板离层情况进行观察，记录好数据，持续观察一周后，在每隔一周观察一次，一旦发现顶板有离层现象时，必须及时增补锚杆或锚索加强支护。

五、支护材料每米用量
锚杆：锚杆排距为1500mm，每排用锚杆3套，每米用量2套。

锚固剂：顶部每支锚杆用2卷锚固剂，计6卷，帮部每支锚杆用1卷锚固剂，计3卷，则每米所需锚固剂用量10卷。

锚梁：锚杆排距为1500mm，每排用锚梁1套，每米用量0.67套。

塑料网：巷道毛高2600mm，每帮上下使用2块网，每米用量为1.34块。

π型钢梁棚：棚距1500mm,每米用量0.67架。

木楔：棚距1500mm,每架4个，每米用量2.7个。

护帮板:棚距1500mm,每架4个，每米用量2.7个。

钢筋网：钢筋网规格为2000×1000mm，每米用量1块。

拉杆：棚距1500mm,每架4根，每米用量2.7根。

施工中备用材料不得少于2天的备用量，并在专用料场挂牌管理，码放整齐，施工现场必须备有至少10架工字钢梁棚。

第四章施工工艺
第一节施工方法
1210运输顺槽开门施工方法：
1、开工前地测部门必须提前标定开门位臵及巷道中、腰线，施工单位严格按线施工。

2、开工前，通风科必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业；安全监控室必须提前按设计要求，安装好瓦斯监测监控系统，并保证系统正常运行。

3、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到附近料场分类堆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。

第二节破煤方式
1、该工作面采用机械割煤法，使用SE100型掘进机，配套使用DZP—160型转载皮带和SJJ—80型皮带输送机，组成机械化作业线，完成工作面的割煤、装煤、运输工作。

2、掘进机根据设计断面采用先底部掏煤，自开缺口，直接进刀的方式进入，自下而上完成中部的切割，然后进行刷帮、扫顶。

3、采用MQB-50型气动手持式风钻进行打锚杆眼护帮，风源来自地面压风机房。

采用MYT-125/400型液压锚杆钻机打锚杆（锚索）眼及安装锚杆（锚索），液压泵由掘进机耙爪液压泵站接出。

第三节装煤与运输
工作面煤由掘进机耙爪扒进小溜再溜入配套DZP—60型转载皮带，经1210运输巷道各部80型皮带运到北运输巷皮带，北运输巷各部皮带转载入东运输巷皮带运至煤仓，再经给煤机由主井皮带运至地面煤场。

第四节管线及道轨敷设
顺槽铺设18kg/m的轨道，轨距600mm，道木规格为长1000mm、宽150mm、厚120mm，道木间距为1m，每块道木用4颗道钉加固，道轨靠帮800mm铺设，净高不低于2.2米。

铺设的轨道必须符合《掘进安全质量标准化标准》中临时轨道的规定，轨距误差不大于10mm，内外错差不大于5mm。

轨道接头处若错开道木位臵，则应在接头处加一块道木。

轨道构件齐全、紧固有效。

风管、水管、监测线、电缆布臵在巷道人行道一侧，风袋布臵在巷道皮带侧。

监测线靠帮固定在距顶0.4m处，电缆靠帮固定在距顶0.6m处，并用电缆勾吊挂，每隔1.5m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。

风管靠帮固定在距底0.6m处，静压洒水管靠帮固定在距底0.4m处，排水管靠帮固定在距底0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。

风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外风管使用二寸专用风管和排、洒水铁管，并随掘进头的推进及时延伸。

风袋
靠帮吊挂在距顶0.3m处，风袋出口距掘进头不得超过5m。

第五章生产系统
第一节通风系统
一、掘进工作面需要风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100×q掘×K掘=100×0.32×1.8=57.6m3/min
式中：q掘—取1208回风巷瓦斯绝对瓦斯涌出量，取0.32m3/min。

K CH4—瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。

2、按人数计算：
Q=4N=4×18=72 m3/min
式中：N—工作面交接班时的最多人数。

3、按气候条件计算：
Q=60〃V掘〃S=60×0.42×7.56=190.51m3/min
式中:S—掘进巷道测风时的净断面积，取7.56m2。

V掘—掘进工作面温度与风速数据表中查得工作面温度＜15℃时，取0.42m/s。

根据以上计算，取Q=190.51m3/min为掘进工作面所需风量。

二、设备选型：
1、选择风筒，确定有效风量率：
工作面选用直径600mm胶质双反边抗静电阻燃风筒供风，每支风筒长20米，通过实测漏风率不大于3%,确定有效风量率不小于97%。

局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头规格：与
局扇连接处不小于800mm，与风筒连接处不小于600mm，风筒内装有自动切换装臵。

安设时吊挂平直，与风机连接处捆绑牢固严密，确保不漏风。

2、计算局扇前风速
V扇=Q/P有效=190.51÷97%÷60=3.27m3/s
式中：V―掘进工作面所需风速m3/s，P有效－风筒的有效风量率。

3、确定风筒风阻
该掘进工作面使用2×15KW局扇供风，风筒长度为1520米，该风筒百米风阻为15.88N.S2/m8，确定风筒总风阻为R=15.2×15.88=241.37N.S2/m8。

4、计算局扇全风压
H扇全=R〃V扇〃V=241.37×3.27×3.18=2509.9Pa
式中：R―风筒总风阻；V扇―局扇前风风速；V―掘进工作面所需风速。

5、局扇选型
根据井下实际供风距离和h扇全和Q扇通风参数确定选择为局扇为FBD№-6/2×15KW局扇，局扇最大吸风量为370m3/min。

6、局扇前配风
Q局=Q吸+60•V•S=370+60×0.25×7.56=483.4m3/min
式中：Q局—局扇前配风m3/min
Q吸-局扇前最大吸风量m3/min，2×15KW局扇取370m3/min。

V-安装局扇巷道至局部通风机处的最低风速m/s，取
0.25m/s。

S-安装局扇巷道断面7.56m2。

通过以上计算1210运输顺槽局扇前配风最小配风483.4m3/min。

三、风速验算：
1、工作面风速验算：
V=Q/S=190.51÷7.56÷60=0.42m/s
0.25<0.42<4，符合《规程》要求
2、局扇前风速验算
V=Q/S=483.4÷7.56÷60=1.06m/s
0.25＜1.06＜4符合规程要求
综合以上计算：1210运输顺槽工作面所需风量190.51m3/min，局扇前最小配风483.4m3/min。

四、局部通风机安装地点和通风系统：
1210运输顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机安设在距回风口大于10m的新鲜风流中。

掘进期间若掘进工作面瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时，通风科必须根据现场实际情况更换局扇或及时进行风量调节或调整局部通风机安设位臵并编写补充措施，确保局部通风机供风满足生产需要。

通风系统：新鲜风：主井与安全行人斜井→东运输巷→北运输巷→1210运输巷→局扇与风筒→掘进工作面。

污风：掘进工作面→1210运输顺槽→1210回风巷→北回风巷→。