15101轨道顺槽.docx
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15101轨道顺槽
第一章编制概况
第一节概况
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为号煤×××××工作面轨道顺槽。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为解决本通风、运输、行人、管路敷设的问题。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度：
1616m。
服务年限：
服务至该工作面采掘结束。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2012年12月31日开工，预计2013年11月竣工。
开口坐标：
X=411×73.01；Y=19710816.11；H=+956.207（底板）。
第二节编写依据
本规程编写依据为煤矿三大规程、采区设计说明书为《山西煤炭进出口集团左权××××××××矿井兼并重组整合项目采区设计说明书》，批准时间为2010年6月；依据煤炭工业太原设计研究院《山西煤炭进出口集团左权××××××××矿井巷道支护设计说明书》设计时间为2010年10月。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面相对位置及临近采区开采情况
水平名称
××××米水平
工作面
××××××1工作面轨道顺槽
地面
×××××米
井下标高
+956.207米
地面相对位
位于狼垴梁、后河沟、西岭梁，荒山野岭无任何建筑物
掘进对地面影响
无任何影响
掘进长度
1616米
服务年限
该工作面采掘结束
临近采区开采
情况
该掘进面东临××运输顺槽，西部未开拓；上下尚不存在开采煤层。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层赋存特征及煤层顶底板情况
1、煤层赋存特征
煤层厚度/m
3.53—5.95/4.61
煤层结构
简单、较简单
煤层倾角/（°）
5°—16°
开采煤层
×#
硬度
2—3
煤种
贫煤
稳定
程度
稳定
煤层情况描述
该面煤层赋存稳定，煤层总厚度3.53—5.95m，平均4.61m煤层结构简单。
×#煤：
黑色条痕为棕黑色，玻璃光泽硬度2—3有一定韧性，贝壳状，参差状断口内裂隙较发育，多属半亮半暗型煤
2、煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石类别
厚度m
岩性
顶板
基本顶
细砂岩
4.38
灰白色细粒结构成分以石英、长石为主含云母和暗色矿物
直接顶
砂质泥岩
3.89
黑色、水平层理、含有植物化石
伪顶
底板
直接底
泥岩
3.88
黑灰色、中部含植物化石
基本底
泥岩夹细砂岩
5.85
深灰色泥岩、顶部夹薄层细砂岩、水平层理
二、预测瓦斯、火、煤层情况
根据山西省煤炭工业管理局晋煤安发[2007]2030号文，×开采×号煤层，矿井瓦斯等级鉴定结果：
2007年度矿井瓦斯绝对涌出量为2.66m3/min，相对涌出量为7.95m3/t。
根据山西煤矿设备安全技术检验中心，2010年2月3日对该矿×号煤层进行的煤尘爆炸及煤层自燃倾向性测试，结果表明：
×号煤尘火焰长度为×mm，加岩粉量30%，煤尘有爆炸危险性。
根据山西煤矿矿用安全产品检验中心，2007年4月25日对该矿×号煤层进行的煤层自燃倾向性测试结果：
×号煤层吸氧量1.0098cm3/g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
该掘进工作面不受热害威胁。
（附图1：
煤层综合柱状图）
第三节地质构造
井田受区域构造带控制，总体为一走向北东、倾向北西的单斜，地层倾角5°~16°，但井田内有次级起伏，局部形成开阔的向斜构造。
施工过程中，根据打钻情况和实际揭露情况，确定构造参数，要制定专项的安全技术措施。
第四节水文地质
太原组是本井田的主要含煤地层之一，×号煤上部发育有K2、K3、K4石灰岩，三灰为本组主要含水层，K2平均厚度7.91m，K3平均厚度3.78m，K4平均厚度3.32m，其中K2灰岩含水层属弱富水含水层，其单位涌水量一般在0.0001～0.032L/s.m，渗透系数0.00267～0.678m/d之间。
因此各含水层对巷道掘进影响不大。
预计正常涌水量5m3/h，最大涌水量20m3/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
×101轨道顺槽采用矩形断面锚网索联合支护，设计长度1616米（该长度为队组图纸上测量，实际长度以地测部门实际测量为准），该巷道由×号煤集中胶带下山与×101运输顺槽交叉点往胶带下山方向20m开口，沿坡度4°35′59″掘进与×号煤集中轨道下山贯通，然后以0°坡掘进60m，找到煤层底板之后沿煤层底板掘进，掘进方位角为29°。
×101轨道顺槽净宽4.8m，净高3.0m，净断面14.4m2。
巷道断面尺寸
巷道名称
断面形状
断面尺寸/m
净断面/㎡
净宽
净高
×号煤×101轨道顺槽
矩形
4.8
3.0
14.4
第二节矿压观测
矿压设计观测：
1、观测对象：
×号煤×101轨道顺槽。
2、观测内容：
根据集团公司有关文件的要求，对巷道应进行顶板离层监测、锚杆和锚索载荷监测。
观测内容、目的和观测方法（见下表）
矿压观测内容、目的及手段
序号
观测内容
观测目的
观测方法及工具
1
巷道表面位移
监测巷道围岩相对变化量，判断巷道稳定性
使用钢尺、测量
2
巷道顶板离层
监测顶板浅部和深部稳定状况，及时采取安全措施
观测离层仪浅部、浅部数值变化量
3
锚杆受力
检测锚杆强度是否合适，以调整密度
使用锚杆拉力计
4
锚杆拧紧力矩
检查锚杆安装质量
扭力扳手
5
锚索受力
检测锚索强度是否合适，以调整密度
使用YCＤ－180型千斤顶
3、观测方法：
（1）测站布置
在巷道开口开始布站。
按规定，每50m设一观测站，如遇地质构造或顶板破碎压力大区域要适当缩小测站间距；巷道平交交岔点在巷道中线交岔点和距离各支巷交接口5m顶板处各安装一个顶板离层指示仪；通过断层时，在断层的上下盘距离断层面前后10m处各安装一个顶板离层指示仪；通过陷落柱时，陷落柱与正常区域的交接面前后10m各安装一个顶板离层指示仪；每个观测站设一组LBY-3型顶板离层仪，一块锚索压力表。
同一侧站内的各种仪器仪表尽量布置在5m范围内，矿压观测数据要集中在一块牌板上，并设置观测站编号。
（2）队组进行顶板离层监测，并用记录牌板显示，直接读取锚固区内、外顶板的离层仪值。
记录牌悬挂在行人帮距离底板1.5m处，要求固定端正、数据填写清楚。
（3）观测频数：
距工作面200m以内每天观测一次；200m以外每周观测两次，均由队组技术员观测，并留有记录。
4、顶板岩性探测：
（1）钻探间距要求：
煤巷每隔50m由队组负责用锚索钻探测一次顶板。
当巷道顶板岩性变化较大或遇地质构造顶板破碎时，非取芯孔加密到10～30m一个。
取芯探孔在巷道每隔300m施工一个，并留有记录。
（2）探眼深度为8.5m。
岩性探测孔管理：
所有无芯探测孔都要单独编号挂牌标注，牌板格式要统一。
无芯孔牌板按队组探测资料填绘。
所有牌板由队技术员负责填绘、悬挂，标志牌悬挂于巷道人行侧巷帮距底板2m以上。
5、数据处理：
验收员、跟班队干负责每班在井下观测矿压工作。
观测人员要仔细查看井下矿压显现情况，并做好记录，同时汇报值班室，上井后要认真填写矿压观测记录，不得虚报、瞒报。
技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析，如果遇到重大隐患时，要及时汇报队及有关科室，进行支护变更设计。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据邻近钻孔的柱状资料分析，×号煤顶板直接顶为砂质泥岩，厚度3.89米，属较稳定的岩层，适合锚网支护。
根据邻近巷道的矿压观测数据及支护经验，初步确定本掘进巷道采用矩形断面，锚杆+网+锚索+梯子梁联合支护。
二、支护参数设计
（一）、采用类比法合理选择参数
根据同煤层邻近巷道的支护经验，×101轨道顺槽顶锚杆采用采用Φ20×2400的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚，顶锚杆间距为900㎜，排距为900㎜；帮锚杆：
采用规格为Φ20×2000mm螺纹钢锚杆和玻璃钢锚杆，锚杆间距850mm，排距900mm；锚索采用规格为Φ17.8，1×7股、L=10300mm钢绞线，排距1.35米，间距2.0米；
（二）、采用计算法校核支护参数
1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中L——锚杆总长，m；
L1——锚杆外露长度（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.02—0.05m，顶锚杆取0.07m,帮锚杆取0.×m）,m；
L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；
L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m；
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45o-w帮/2）]/f顶
式中B、H——巷道掘进宽度和高度，B=5.0m，H=3.2m；
f顶——顶板岩石普氏系数，f顶取3；
w帮——两帮围岩的内摩擦角，w帮=arctan（f顶）=71.57o。
b=[5000/2+3200tan（45o-71.57/2）]/3=1005mm
c=3000×tan（45o-71.57/2）=482mm
依据上述公式算出：
顶锚杆长L顶≥1.812m；帮锚杆长L帮≥1.232m
所选锚杆长度均能满足要求。
2、校核顶锚杆间、排距：
应满足
a＜
式中：
a——锚杆间、排距，m；
G——锚杆设计锚固力，（顶锚杆取110KN/根，帮锚杆取70KN/根）
K——安全系数，一般取2
L2——有效长度（顶锚杆取b）
R——岩体容重，R=26.7KN/m3
顶锚杆a<
=1.07m，实际取顶锚杆间距900mm,排距900mm
帮锚杆a<
=1.03m，实际取锚杆间距850mm,排距900mm
3、校核锚索间距：
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ17.8mm，1×7股，L=10300mm钢绞绳，间距2000mm,排距1350mm；
可用下式计算锚索间距：
L=nF2/[BHR-（2F1sinß）/L1]
式中L——锚索间距，m
B——巷道最大冒落宽度，5.0m
H——巷道冒落高度，最严重冒落高度取2.0m
R——岩体容重，R=26.7KN/m3
L1——锚杆排距，0.9m
F1——锚杆锚固力，70kN
F2——锚索极限承载力,取310kN
ß——角锚杆与巷道顶板的夹角，78o
n——锚索排数，取1
通过上述计算，L=2.×m，选锚索间排距为2.0m×1.35m。
所选锚索参数满足设计要求。
第四节支护工艺
一、支护材料及支护参数
（一）临时支护
工作面掘进采用不少于2根3寸钢管（钢管长度不小于4.0m）做前探梁配合专用前探梁爪（每个前探梁用不少3个12mm钢板制的前探梁爪）固定于工作面永久锚杆下进行临时支护，如果顶板高低不平，前探梁无法前移时，可用30D煤溜大链将前探梁吊于前探梁爪上，大链必须用马蹄环联结，螺母满丝紧扣、封口。
具体操作顺序为：
敲帮问顶——铺顶网、前窜前探梁、绞顶板临时支护。
1、敲帮问顶：
敲帮问顶由班组长进行，并严格执行敲帮问顶的有关安全措施。
2、铺金属网、敲帮问顶后，视顶板情况暂无危险时，及时对工作面新暴露的顶板铺挂网，同时在网片对接的左中右部各联结三扣。
3、前移前探梁，勾顶临时支护顶板，人员站在掉落的煤体上前移前探梁爪，将前探梁爪扭结到永久支护巷中的两根锚杆上，前面两人用梯子梁将网片推起，后面两人用梯子梁顶住前探梁移进空顶区，然后将绞顶木板及梯子梁横放到前探梁上，用大板木楔绞实顶板后将网片扣扣相联并梳成鞭。
4、掘进工作面临时支护循环使用。
5、作业期间，必须设专人现场监护，发现问题及时处理。
6、作业人员作业期间，必须时刻保持退路畅通。
（二）永久支护
×101轨道顺槽锚网支护：
采用锚网索联合支护形式。
1、顶板支护：
顶锚杆：
采用Φ20×2400的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用两支锚固剂，一支S2360型（孔底）、一支Z2360型，各长600mm。
顶锚杆每排6根，要求锚杆拧紧扭矩力不小于180N·m，抗拔力不小于110KN，间排距为900×900mm。
锚索：
采用规格为Φ17.8，1×7股、L=10250mm钢绞线锚索，采用三支锚固剂，其中一支S2360型（孔底）、两支Z2360型，各长600mm，要求抗拔力不小于×0KN，间排距为2.0×1.35m，（附支护图）。
一套锚索包括10250mm长钢绞线一根，0.4m长的16＃槽钢一块，100×100×8㎜的钢板一块、锁具一套，一支S2360型、两支Z2360型锚固剂。
梯子梁：
采用直径φ14mm的A3圆钢焊接，顶梯子梁长4.7m。
托盘：
采用×0××0×10mm矩形托板。
网片规格：
采用金属网护顶，金属网为10#铅丝编制的金属菱形网（网孔规格为50×50mm），网片规格为5000×1000mm。
网与网搭接不小于100mm，联网用16#铅丝，铅丝长300mm，每100mm一个扭结，扭结不低于两圈。
2、巷帮支护：
帮锚杆：
回采侧采用Φ20×2000的玻璃钢锚杆，另外一侧采用Φ20×2000的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用两支锚固剂，其中一支S2360型（孔底）、一支Z2335型，各长600mm、350mm。
帮锚杆每排8根，每帮4根，要求锚杆拧紧扭矩力不小于×0N·m，抗拔力不小于70KN，间排距为850×900mm。
（回采线以内煤帮一侧使用玻璃钢锚杆，其它支护形式不变）
梯子梁：
回采侧使用木托盘，木托盘长宽厚为300mm、200mm、50mm；煤帮木托盘垂直于巷道底帮支护。
巷道另一帮采用φ14mm的A3圆钢焊接的梯子梁，长2.75m。
托盘：
采用120×120×10mm矩形托板。
网片规格：
回采侧使用阻燃钢塑网护帮（网孔规格为50mm），规格为3100×1000mm；巷道另一帮采用10#铅丝编制的金属菱形网护帮，网片规格为3100×1000mm，网与网搭接不小于100mm，联网用16#铅丝，铅丝长300mm，每100mm一个扭结，扭结不低于两圈。
为了防止杂散电流影响巷道，每掘进50m网片变为阻燃塑料网（网孔规格为50×50mm））支护一排，支护方式为顶板使用双层阻燃塑料网，两帮每帮使用单层阻燃塑料网，其余支护形式不变。
3、锚网巷道支护工程质量规定：
①锚杆质量要严格按公司制定的《掘进质量标准化设施标准》中的“锚杆支护巷道质量标准”和国家煤矿安全监察局和中国煤炭工业协会制定的《煤矿安全质量标准化标准及考核办法》进行验收。
②巷道超高300㎜，两帮各补打一根帮锚杆，巷道超宽300㎜补打一根顶锚杆（与该位置的顶锚杆在同一排），补打锚杆的位置与帮的距离、锚杆角度和原设计相同。
锚网巷道支护工程质量规定
检查项目
质量要求及允许误差
合格/mm
优良/mm
保证项目
1
锚杆、网、梯子梁、螺母、托盘等材料的材质、规格、品种、结构、性能，锚杆强度
符合设计、作业规程及规范规定
2
锚固剂的材质、型号、规格、强度、锚固力
符合设计、作业规程及规范规定
3
托盘、锁具的规格、材质、性能，钢绞线破断载荷
符合设计、作业规程及规范规定
基本项目
1
巷道净宽
合计
0~+100
2
巷道净高
0~+100
3
锚固力
最低值不小于设计90%
最低值符合设计要求
4
锚杆施工质量
安装牢固、托盘紧贴煤壁、无松动
5
锚杆、锚索抗拔力
最小值不小于设计90%
最小值符合设计值
6
铺网、梯子梁质量
符合设计、规程规定，钢带、金属网紧贴煤壁，网间压接绑扎牢固
7
锚杆快速承载
在规定时间里，抗拔力最低值不小于设计90%
8
锚索施工质量
符合设计、规程规定，托盘施加预紧力，紧贴顶板
允许偏差项目
允许偏差/mm
1
锚杆间排距
-50~+50
2
锚杆孔深度
0~30
3
锚杆角度
符合设计要求，误差不超过5°
4
锚杆外露长度
露出螺母10~40
5
锚索孔距
±100
6
锚索孔深
0~200
7
锚索角度
符合设计要求、误差不超过5°
8
锚索外露长度
×0~250
二、锚杆、锚索安装工艺
1、打眼
打锚杆眼：
在临时支护可靠的前提下进行打锚杆眼，打顶锚杆眼采用ZQJ-×0/2风动锚杆钻机，打帮锚杆眼采用MT/T994-2006风动锚杆钻机。
打锚杆眼前要敲帮问顶，处理活矸、危石。
根据设计要求测量巷道规格，按间排距定出眼位，用油漆或粉笔做出标记，在钻杆尾部用红油漆指示锚杆眼深度。
打好眼后要将眼内煤粉和积水等杂物吹干净,打眼的顺序，应由外向里按先顶后帮的顺序依次进行。
打锚索眼：
打锚索孔采用MT/T994-2006风动锚杆钻机以压缩空气为动力，配合中空六棱接长式钻杆打眼。
打锚索钻孔前，要先敲帮问顶，清除活矸，按设计要求测量巷道规格，按间排距定出孔位，做好标记，同时将打锚索的气动锚杆（锚索）钻机稳好，接通风管和水管，并检查供气、供水系统，一切正常后开始打锚索孔。
钻机上装好钻杆、钻头，一人操作钻机，一人扶稳钻机，将供气阀打开把钻头顶推至岩面，打开供水阀，随即操纵马达阀，将马达扳手压下，同时打开水控制旋钮，开始进行钻孔作业，调节马达阀和气阀的控制，使转速和推进速度逐渐上升达到合适匹配；钻孔完毕后，先关闭支腿气源，然后关闭水源，同时在支腿回落过程中使马达慢转，这样有利于钻杆随钻机下降。
依次接钻杆重复上述动作，直至达到锚索孔深度，便钻好一个锚索孔。
钻孔过程中，钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前，要控制钻机推进力，另外，还要根据岩性变化调整钻机速度，以免钻杆弯曲或折断伤人。
2、安装锚杆、锚索
安装顶部锚杆：
用锚杆钻机打完眼后，将一支S2360和一支Z2360三支药卷按一前两后首尾相连装入钻孔，锚杆杆尾通过钎尾安装在搅拌器上，然后使锚杆端头顶住最后一支锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，然后启动搅拌器搅拌锚固剂，搅拌应连续进行，不得中断，搅拌时间为30~45s，搅完后立即在眼口将杆体楔牢，防止固化过程中杆体发生位移。
待1～3min锚固剂充分固化后，再上托板、紧固螺母，托板要紧贴岩面，操纵锚杆钻机拧紧锚杆螺母，锚杆拧紧扭矩力不小于180N·m。
安装锚索:
采用QYB-0.45/70型气动油泵，在安装锚索前，应检查树脂锚固剂是否硬化、过期、损坏等，发硬的锚固剂禁止使用，同时将锚索的锚固端用棉纱擦干净，防止沾上杂物，影响锚固力，待一切准备好开始安装。
将锚索下端装上专用搅拌器，驱动搅拌器尾部安装在锚杆钻机上，2人配合用锚索顶住锚固药卷，缓缓送入孔内，但不能反复抽拉锚索，确保药卷全部送到孔底。
然后一人扶住机头，一人操作锚杆钻机，边推进边搅拌，搅拌应连续进行，不得中断，搅拌时间25～30s。
停止搅拌后，要连续保持锚杆钻机的推力约3min，然后方可缩回锚杆机。
5～×min后对锚索进行张拉，涨拉锚索前，应先检查张拉千斤顶，油泵各油路接头处是否有松动，若发现有松动现象应及时拧紧。
先在锚索上装上槽钢、钢板、锚具，然后将张拉千斤顶用手托住套到锚索上，打开油泵进行张拉。
油泵工作时压缩空气通过进气阀进入叶片气动马达推动马达旋转，马达带动与其相连在同一轴上的摆线转子泵和柱塞泵工作，高压油经手动换向阀进入执行机构，系统配备的安全阀可确保泵的最高压力不超过其许用值，气动泵的输出压力通过溢流阀调整。
涨拉时，千斤顶正下方严禁站人，当气动油泵压力表读数达到×0KN时千斤顶行程结束，并迅速换向回程，卸下张拉千斤顶，用手扶住，避免坠落，完成锚索安装。
安装锚索时，可把当班安装的锚索集中一次张拉。
安装帮部锚杆：
用风动锚杆钻机打完眼后，将S2360和Z2360两支药卷按一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚杆端头顶住锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，边搅拌边将锚杆推入孔底，搅拌时间为20～25s，然后等待10～×s后操纵风动帮锚杆钻机拧紧锚杆螺母，托板紧贴岩面，锚杆拧紧扭矩不小于×0N·m。
3、吊装锚杆：
瓦斯管路需吊挂在专门打设的吊装锚杆上，吊装锚杆距左帮600mm,距顶500mm，吊挂间距2000mm。
4、叉点支护：
叉点支护时，需要在前后5m处补打锚索，加强支护。
在巷道内打设钻场时，需在开口处打设不少于3根的封口锚索。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、巷道施工方法：
使用EBZ160型综掘机截割煤体并自行装煤，刮板输送机配合胶带输送机出煤至煤仓。
2、钻场施工方法：
采用光爆施工，人工攉煤至胶带输送机出煤。
3、工艺流程
安全检查→延伸煤溜（皮带）→割煤（出煤、备料）→检查→临时支护→安设顶锚杆→安装帮锚杆→打设安装顶锚索→验收合格后进入下一循环
EBZ160型掘进机技术参数
项目
参数
项目
参数
外型
9.4×2.48×1.6m
截割头直径
0.94
整机功率
183KW
最大截割宽度
5.6m
最大截割断面
26㎡
最大截割高度
4.7m
整机重量
45t
适应巷坡度
±18°
最大卧底量
0.206m
行走速度
0.08m/s
截齿总数
48个
铲板宽度
2.9m
截齿形状
镐形
油泵工作介质
N68﹟抗磨油
工作电压
660/1140V
第二节凿岩方式
×101轨道顺槽采用使用EBZ160型综掘机割煤的方法破煤，钻场采用打眼放炮的方法破煤（钻场规格：
5×5×3）。
1、打眼工具：
采用QJ-×0/2风动锚杆钻机打顶锚杆和锚索，采用打MT/T994-2006风动锚杆钻机打帮锚杆眼，配套Ф19mm、长1.2m的六棱空心钻杆，配套Ф28mm合金刚钻头、搅拌器、紧固器。
。
2、截割方式：
一般情况下综掘机司机把掘机截割头摆放到工作面右下角的位置，利用综掘机自身的推进及左右摆动开始进刀水平截割，左右各摆动一次为一个行程，两个半行程为一个循环进度，炮头割煤至预计巷边200mm左右，人工用风镐刷帮至设计断面，循环进度0.9m。
（附截割顺序图）
3、打眼放炮时，严格按照爆破图表进行打眼、装药、爆。
第三节爆破作业
巷道内所有钻场采用放炮作业的作业形式。
炸药使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，雷管使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管；联线方式为串联联线，钻场放炮采用正向装药结构。
打眼放炮时，严格按照爆破图表进行打眼、装药、爆破。
附：
×101轨道顺槽钻场炮眼布置图
第四节装载与运输
一、装岩（煤）方式
1、巷道掘进施工中，用掘进机自行装煤。
2、钻场施工中，采用人工攉煤至胶带输送机上装煤。
二、运输方式
1、运煤：
×101轨道顺槽掘进工作面→掘进机煤溜→二级皮带→×号煤集中轨道下山皮带→行人平巷皮带→（旧）集中胶带下山皮带→煤仓→（旧）主斜井皮带→地面。
2、运料：
副斜井→×号煤集中轨道下山→×101轨道顺槽各用料点。
第五节管线及轨道敷设
1、掘进工作面的瓦斯管、风水管路悬挂在左手帮，顶板往下500mm吊挂瓦斯抽放管，瓦斯管路吊挂在制定的吊装锚杆上；风水管路需悬挂在巷道底板往上不低于1.0m的位置，管路间隔100~200mm，风管采用2寸，静压排水管为2寸，排水管为3寸，引管用Φ25mm的高压胶皮管，风管、水管用专用管钩吊挂，每5m一道管钩，并依次排开。
2、风筒吊挂靠右手帮、在顶帮棚梁上拴好8#铅丝，之后把风筒吊挂在铅丝上、做到逢环必挂，保证风筒平直，不影响运输和行人。
主风筒和副风筒并排，风筒出口到工作面的距离不超过5m。
3、监控线、电话线、信号线、动力电缆需挂在巷道的右手帮，底板往上不小于1.5米的位置，依次悬挂监控线、电话线、信号线、动力电缆，按照电缆钩从上到下排列，电缆钩的间距为1.
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