煤矿110“工法”设计说明.doc

XX煤矿XX工作面运输顺槽
切顶卸压自成巷无煤柱开采
设
计
说
明
新疆XX矿业开发有限公司
编制时间：2019年4月5日
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总 论
一、“110"工法的推行背景
为缓解XX公司所属煤矿采掘接续紧张局面、减少资源浪费,提高煤炭销售收入,XX公司党委、XX公司高度重视、具体部署,要求在XX煤矿、XX煤矿进行“110”工法采煤技术的可行性论证；为加快该技术的推进进度,于2018年11月13日—15日，XX公司总工程师张总带队，到鸡西城山矿进行了“110”工法的现场学习，利用2019年春节假期期间XX公司董事长再一次组织相关人员到双鸭山东荣二矿进行了“110”工法实地学习，进一步了解“110"工法的实际推行情况.
二、XX煤矿推行“110"工法的工作面概况
XX煤矿推行“110”工法的巷道为XX工作面皮带顺槽,该顺槽全长1550m，已于2017年12月份施工结束，巷道尺寸（净）4。0*3.0m，支护方式为锚网索联合支护。巷道顶板为煤岩互层的复合型顶板，顶板煤层累计厚度平均1.5m。巷道其它地质条件简单.该巷道若推行“110”工法要在2019年5月份就开始施工（进行顶板加强支护和预裂切缝眼施工）。
三、经济效益
（一)加强支护总费用1374022元,折合每米单价886。5元。
（二）施工切缝眼总费用1346440元,折合每米单价868.7元。
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(三)爆破材料总费用463476元，折合每米单价299元.
（四）挡矸设施及材料总费用3320311元（可回收3145471元),折合每米单价2142.1元.
(五）喷浆支护总费用178454元，折合每米单价115元/米。
(六）注氮总费用203904元，折合每米单价147元（暂不考虑灌浆）。
（七）人工总费用2015000元，单价1300元/米。
一次性投入总费用8697703元,若不考虑回收材料每米单价5611元，若考虑部分材料可以回收，消耗材料及人工费用总共3968816元(不包含灌浆费用)，折合每米单价2560元.
（八)与重新掘进一条巷道的价格对比：以我矿2018年与华美公司重新签订的合同为例：人工单价1460元/米，设备租赁费240元/米,管理人员工资300元/米，安全费用600元/米,合计2600元/米，经物流核算的材料费1318元/米，合计3918元/米。在不考虑设备租赁费、管理人员工资、安全费用等情况下每米费用可降至2778元。在不考虑黄泥灌浆、但考虑后期材料回收的情况下，“110”工法比单独掘进一条巷道节省费用218元/米,节约成本33。8万元。“110”工法多回收煤柱6.4万吨.按目前含税售价120元/吨计算,可增加销售收入768万元.
四、参考依据
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(一)龙煤鸡西城山矿现场学习及所提供资料。
(二）何满潮院士“110”工法的视频讲座.
（三)陕煤集团柠条塔煤矿“110”工法的推行经验介绍。
（四）川煤集团国内首次运用“110”工法的经验介绍。
（五）无煤柱自成巷110工法规范，T/CCCA 002—2018。
(六）龙煤双鸭山矿业公司东荣二矿现场学习及提供的资料
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目录
第一章 “110”工法（切顶卸压无煤柱自成巷开采技术)介绍 1
第一节 “110”工法的由来 1
第二节 无煤柱自成巷开采技术的具体形式 2
第三节 “110”工法与常规采煤方法的区别 3
第四节 “110”工法的具体实施步骤及实例说明 4
第二章 XX煤矿推广“110”工法的XX工作面情况介绍 8
第一节 概 述 8
第三章 地理位置及地质情况 11
第一节 05工作面运输顺槽相对位置及邻区情况 11
第二节 05工作面运输顺槽范围内煤岩层赋存情况 11
第三节 地质构造及水文地质 12
第四章 施工工艺 13
第一节 施工顺序及工艺 13
第二节 设备配备情况 22
第五章 生产系统 23
第一节 通 风 23
第二节 压 风 26
第三节 综 合 防 尘 26
第四节 防 灭 火 27
第五节 安 全 监 控 33
第六节 供 电 34
第七节 排 水 34
第八节 运 输 系 统 34
第九节 照明、通讯 35
第六章 劳动组织及主要技术经济指标 36
第一节 劳 动 组 织 36
第二节 作 业 循 环 37
第三节 主要技术经济指标 39
第七章 工作面下端头支护设计及措施 44
第八章 安 全 技 术 措 施 49
第一节 施 工 准 备 49
第二节 通 风 49
第三节 锚索加强支护 50
第四节 爆破切缝孔和放炮 52
第五节 挡矸支护 54
第六节 喷 浆 55
第七节 机 电 57
第八节 其它措施 59
第九章 灾害预防、处理及避灾路线图 60
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第一章 “110”工法（切顶卸压无煤柱
自成巷开采技术)介绍
第一节 “110"工法的由来
2018年“5·12"汶川地震后，中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会专家组于2009年4月赴位于四川地震灾区的煤炭企业调研.作为专家组组长，何满潮带领一行人前往四川省煤炭产业集团芙蓉公司白皎煤矿调研。白皎煤矿事故多发，且事故多发生在回采巷道掘进过程中。当时，何满潮说，“我所在的深部岩土力学与地下工程国家重点实验室在这方面有一定的技术储备，于是初步确定了“110”工法的基本思路.随后，“110”工法在白皎煤矿2422综采工作面进行了首次现场工业试验。
白皎煤矿2422综采工作面长度165米,采高2.1米，煤层倾角8°至10°，试验段推进长度460米。试验时,第一步是利用恒阻锚索对巷道顶板加强支护，以保证随后预裂顶板、切顶时不影响自动形成的巷道质量；第二步是利用聚能爆破装置超前预裂顶板，在顶板形成裂缝;第三步是利用矿山压力在采场周期来压时沿顶板裂缝自动实现沿空切顶，将顶板切落下来，切落的顶板形成巷帮，同时借助岩石碎胀系数使岩石破碎后的体积增大为原来的1。3倍,压实并隔断采空区,从而自动形成下一条回采巷道。试验后所成巷道不仅变形量少,而且提高了安全保障能力，事故起数大幅减少，取得了显著的经济效益，每米成巷造价由试验前的3075元降低至试验后的2065元，试验段共节约46万元。另外，由于少掘一条巷道，试验段节约矸石运输与排放费182万元;由于是无煤柱开采，多回收的10米宽煤柱资源价值442万元;试验段节约防突钻孔施工费313万元。采用“110”工法的试验段为2422综采工作面带来经济效益900多万元（该矿煤层单一,采后没有残留煤）。
自2009年在白皎煤矿首次成功应用以来，“110”工法陆续在神华神东煤炭集团哈拉沟煤矿(1000万吨/年），中煤集团唐山沟煤矿、大屯煤矿,陕西煤业化工集团神南矿业公司柠条塔煤矿（1800万吨/年），河南能源化工集团永煤公司城郊煤矿，延安市禾草沟二号煤矿、龙煤集团鸡西城山矿(240万吨/年）、双鸭山东荣二矿(150万吨/年）等10多个煤矿得到了推广应用,取得了明显效果。
第二节 无煤柱自成巷开采技术的具体形式
采用“110”工法（如下图）对工作面 F1 进行回采时，巷道R1 并非提前掘进,而是采用系列关键技术及配套装备在工作面 F1 采煤的过程中一边采煤一边形成，并保留下来；当工作面 F2 进行回采时，巷道R1 作为一条回采巷道为工作面 F2 服务，同时在工作面另一侧采用同样的方法边采煤边形成另一条回采巷道 R2，并保留下来;如此往复直至整个采区回采完毕。
第三节 “110”工法与常规采煤方法的区别
（一）采用无煤柱自成巷开采时，相邻工作面之间无区段煤柱留设；(二）无煤柱自成巷开采工作面留巷侧无需提前掘进回采巷道。（三）无煤柱自成巷开采与留煤柱护巷开采还有一个重要区别，即顶板结构不同.无煤柱自成巷开采技术的核心在于利用顶板定向切缝技术切断采空区一定范围内的顶板和巷道顶板之间的联系，将传统开采状态下形成的长臂梁顶板结构变为短臂梁结构，同时最大限度地利用切落岩体自身碎胀特性，使其垮落碎胀后充满采空区，并形成对上覆岩梁的支撑结构。
第四节 “110”工法的具体实施步骤及实例说明
“110”工法的具体解释是“1个工作面、1条巷道、0个煤柱”;它的关键在于“拉得住、切得开、下得来、护得住”，即恒阻锚索能拉得住上覆岩层基本顶，聚能爆破装置预裂顶板时能切得开顶板形成裂缝，采场周期来压时顶板能沿着预裂顶板时切开的裂缝下来，自动成巷后巷道能护得住。（如下图)
“110”工法在煤矿使用中的支护原理图
“110”工法的主要施工步骤
恒阻锚索支护原理图（实例）
双向聚能爆破顶板预裂切封技术原理图（实例）
切顶爆破施工图(实例）
“110"工法的顶板切缝、支护、档矸断面示意图
挡矸支护图（实例)
留巷后单体支护图（实例）
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防止采后漏风着火喷浆图(实例）
巷道顶板检测布置示意图
巷道顶板检测布置图（实例）
第二章 XX煤矿推广“110”工法的
XX工作面情况介绍
第一节 概 述
一、推行“110”工法工作面情况
XX煤矿XX工作面（以下简称“05工作面”)处在一采区中段,是我矿建成投产后的第二个工作面。工作面走向长度1550m，工作面长度150m，平均倾角8°，走向坡度2°，可采储量70万吨,05工作面布置有一条皮带顺槽和一条回风顺槽，工作面标高+2990m～+2643m。如下图（计划在05工作面运输顺槽推行“110”工法）。
XX工作面平面位置图
二、推行“110”工法巷道情况
本次推行“110"工法的巷道为XX工作面运输顺槽，巷道已于2017年12月15日掘进完成,井下标高+2650m巷道尺寸（净）4.0＊3.0m，支护方式为锚网索联合支护，锚索规格φ17。8＊5.3m的钢绞线，间排距1.6*3。6m（每排两根）,锚索梁采用14#槽钢加工而成，梁长2。0m;顶锚杆规格φ18＊2.0m的等强螺纹钢锚杆，间排距0。8*1m;全断面挂网支护。该顺槽走向长度1550m,走向坡度2°，巷道开口标高+2643m~+2680m。
巷道原支护平面图
巷道原支护剖面图
巷道原支护断面图
三、推行“110"工法的目的及用途
主要是推行国内先进的“110”工法技术，减少掘进队组,增加资源回收率。该巷道主要用于下一个工作面的回风顺槽使用，减少巷道再掘进，减少依据常规采煤方法而造成的资源浪费。
四、设计长度及服务年限
设计长度1550m，服务年限22个月。
五、预计开竣工时间
计划于2019年5月份开工，主要进行加强支护、施工爆破切缝眼等，在XX工作面回采结束时竣工。
第三章 地理位置及地质情况
第一节 05工作面运输顺槽相对位置及邻区情况
XX工作面运输顺槽，西部为该工作面回风顺槽相距150m，目前正在掘进；南部与开切眼相接,紧靠未彻底揭露的DF1断层；东部为未采动的06工作面；北部为一水平一采区运输上山；与地表垂直距离305m，地表为隔壁荒漠区,无建筑物。
第二节 05工作面运输顺槽范围内煤岩层赋存情况
从05工作面在掘进期间及04工作面回采期间得出的实际煤岩层素描看,工作面所处范围内共有煤层三层,自上而下依次为A3、A2（A2—2、A2—1）和A1煤层。其中：A3、A2-2、A1煤层平均厚度分别为0.44米、0.65米和0.40米，为不可采煤层。05工作面所采煤层为A2煤层的A2-1层，平均厚度2。48m，含夹矸数层，较稳定，全区可采.工作面顶板为复合型顶板，顶板无伪顶，直接顶自A2—1煤层顶板往上0—1m段为粗砂岩;1-2m段为A2-2煤层；2—3。5m段为细砂岩；3。5-4m段为A3煤层，往上为粉砂岩基本顶。如下图（巷道掘进期间实际揭露的平均值）。
05工作面所处范围综合柱状图
第三节 地质构造及水文地质
该块段所处范围为单斜构造，构造简单，在工作面末端为DF1断层,由于断层落差较大，04工作面回风顺槽及皮带顺槽以及05工作面运输顺槽均没有通过此断层，但对断层进行了钻探施工，未探明。所有掘进工作面在该断层处都停止了掘进，但该断层对05工作面推行“110"工法不产生影响。
05运输顺槽从掘进期间及04工作面的回采期间看，均无井下水，水文地质条件简单，推行“110”功法期间不受水的影响。
第四章 施工工艺
第一节 施工顺序及工艺
总体顺序：一、锚索超前加强支护→二、施工预裂爆破孔→三、预裂爆破形成切缝线→四、紧跟1#架施工挡矸墙及滞后段加强支护→五、顶板稳定后对巷道进行整形、喷砼→六、矿压观测及采空区有害气体监测
一、工作面回采前对准备留设的巷道进行加强支护（第一步）
（一）上下帮加强支护锚索：在巷道回采帮侧施工一排锚索，锚索规格φ17.8＊9.3m的钢绞线（比原支护加长4m,均能进入稳定基岩2m以上)，间距1。2m，锚索梁更换为“W”钢带（宽275mm、3眼)配合350＊350mm托盘（20mm厚钢板），即每根长度4m，锚索梁靠巷帮的一边距巷帮300mm，误差±50mm，下帮加强锚索暂不施工,根据顶板压力情况确定,若顶板压力大,在下帮按照上帮施工锚索的方式进行加强支护锚索，每根锚索梁不进行压茬链接。
加强锚索长度长度可按下式计算:
LH=HF+2。0≈9。0m
LH——锚索长度，m；
HF-—预裂切缝高度，根据公式HF=2.6Hc计算,m；
Hc——工作面采高，按2.7m计算。
（二)巷道中心加强支护锚索:在原两根锚索梁之间施工两排锚索，锚索梁（“W”钢带）长2。0m,孔间距1.2m,排距1。2m，采用三花布置，其它与第一条加强支护的锚索规格相同。
（三）其它技术要求：
1。本次加强支护只是施工锚索，施工锚索眼深度为9.0m.向孔内装入4节Z2350树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔.用搅拌接头将锚索钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20s后停机。10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为60kN。
安装完毕,进入下一个循环.加强支护应在工作面开采前提前施工结束。
锚索加强支护平面图
锚索加强支护断面图
锚索加强支护剖面图
二、施工聚能爆破切缝眼(第二步)
（一）钻孔设计
2019年7-8月开始在回采帮紧贴巷道帮顶板处从切眼硬帮开始沿回采方向施工爆破切缝眼，前50米以内每隔0。3m打设一个预裂爆破孔，50m往外沿工作面推进方向每隔0.5m打一个预裂爆破孔,孔深均为7m（采高的2.6倍,2.6＊2.7=7m），孔径∮48mm（ZDY2—300LM型煤矿用履带式全液压坑道钻机)，沿与铅垂方向向回采帮偏15°角施工炮眼。（如下图)
预裂爆破孔平面图
预裂爆破孔断面图
（二）技术要求
1。留巷开始位置和停采线应采取特殊的爆破参数，宜采用半扇形钻孔进行爆破。
2。顶板定向预裂切缝距巷帮的距离应不大于200mm。
三、爆破作业（第三步）
爆破作业超前工作面20米至30米进行放炮,也可以超前放炮。爆破采用双向聚能管(拉裂爆破管)装药爆破，聚能管(拉裂爆破管)采用PVC管材加工而成，双向聚能管（拉裂爆破管）外径为42mm，内径为36.5mm，管长1.6m.炮孔内装3根长度为1。6米的聚能管，引爆方式长脚线+电雷管。聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药,药卷规格Φ32mm×300mm,眼底第一根管装药5卷,第二节装3卷，即不间隔装8卷药，使用2个雷管，第一节聚能管放一个,第二节放一个；第三节聚能管内放置水炮泥并固定好，第三节管以外2。5m范围采用炮泥封实;爆破孔末端0。5m不封炮泥，以防爆破时炸毁巷道顶板.
双向聚能管实例图
装药结构示意图
注：1。每次放炮时一般情况下多个炮眼一起放炮,最多不超过10个,但当顶板不好时适当减少爆破炮眼数量.
2.封孔长度宜为1.5—2.5m，且应符合现行《煤矿安全规程》.
3.拉裂爆破管参数应符合下列规定:
（1）拉裂爆破管外径为42mm,内径为36。5mm；
（2）拉裂爆破管总长度可按下式计算:
LJ=LF—LK=2。6＊2.7-2。4=4.62m
式中: LJ——拉裂爆破管总长度,m；
LF-—切缝炮孔深度，m；
LK——封孔长度,m。
四、巷道挡矸支护（第四步）
（一）码袋墙支护施工方法。挡矸支护采用编织袋装货码墙、29U型钢、Φ6mm冷拔丝网片（网格100*100mm，长*宽=2＊1m）联合支护;墙体中心线与回采帮铅垂线重合，袋墙宽0。5—0.6米,接顶接硬底、袋墙应码实拍平,码后留茬长度1—1。5米。码墙前，先提前在U钢顶端焊接δ20mm,尺寸200*200mm的柱帽，柱帽上面焊接Φ30*长200mm的圆钢，U型钢立柱用卡兰固定好（两道)，将U钢立柱直立后将圆钢插入爆破后的炮孔内，并用单体柱打好戗柱.在U型钢立柱里侧紧贴U钢挂好钢筋网（按全高挂），袋墙贴钢筋网码砌，靠采空区侧用废旧的锚杆、钢管等夹好并用铁线与U型钢立柱绑牢。
（二)码袋墙的时间.采用“110”工法时工作面下端头没有端头支架，并且1＃支架下边在工作面内与回采帮相距1m.保证在拉1#支架时将后方挡矸墙施工完成（码至1#支架切顶线处），严禁在拉1#支架时进行码墙，并且在码墙时严禁操作5＃以下支架，不得拆除端头密集支柱.严禁滞后码袋墙，即必须在可靠的支护下进行作业.
挡矸支护剖面布置图
（三）支护要求
1.挡矸单体液压支柱距切缝线距离宜为100-150mm,单体液压支柱间距宜为600—800mm；
2.金属网宜采用直径不小于6mm的高强焊接钢筋网;
3.工字钢支柱宜采用11号矿工钢，间距600-800mm，沿切缝线与单体液压支柱间隔布置；
4.U型钢支柱宜采用型号不小于29U型钢，间距600—800mm，沿切缝线与单体液压支柱间隔布置；
5.巷道变形稳定后锚杆扭矩力不小于100N。m；
6。帮部每排可布置2—3根,锚杆间排距宜为1000*1000mm,误差不超过±200mm；
7。锚杆安装完成后杆体外露长度不超过50mm。
8.挡矸支护滞后支架距离应不超过1000mm，U型钢可缩性支护（工字钢支柱）埋入底板深度应不小于300mm。
五、留设后的巷道加强支护（第五步）
巷道滞后段采用单体液压支柱在采空区冒落稳定前加强支护,支柱必须打齐、排柱距均匀,初撑力要够、迎山合理,支护强度达到90KN（∮100缸径）。待周期来压后,工作面后方200m以外，在顶板垮落并稳定后方可撤除单体柱,但始终要保证工作面切顶线后方有200m的单体支护;单体液压支柱每排四根，（靠回采帮的一根为戗柱)，单体支护排距根据实际情况打设，必须保证成排成线，柱距1。2m。
根据现场监测结果，巷道基本稳定后，在架后120—200m段,可采用“隔一排撤一排”的方式回撤单体液压支柱和切顶护帮支架.
采用“隔一排撤一排”的方式回撤后，若回撤区域连续三天内的顶板下沉速率小于3mm/d，可采用“隔一排撤两排”的方式继续回撤巷道内临时支护的单体液压支柱;若回撤区域连续一周内的顶板下沉速率小于1mm/d，可回撤剩余全部单体液压支柱。
六、巷道整修、喷砼及防止采空区自然发火（第六步)
XX煤矿A2—1煤层顶板为复合型顶板，顶板A2-2和A3煤层总厚度为1。5m左右,当工作面采空区顶板跨落后采空区将有大量的煤炭积存，存在自然发火危险，自然发火期为3-6个月。主要采取的措施是：在工作面顶板稳定后，滞后工作面200m返修维护、喷砼,喷砼厚度80—200mm，混凝土强度C20，覆盖25U型钢2/3以上，防止采空区漏风。持续巷道顶板及挡矸墙情况，确保后方顶板不对挡矸墙造成破坏，尽可能减少漏风，若顶板压力大时再采取加强支护。
喷浆料在05工作面下巷运输，在下巷重新铺设轨道,喷浆料都用编织袋盛装,每次运输只能是两辆车。（具体漏风防治措施详见第五章）
七、顶板压力观测
为了有效的掌握巷道顶板压力变形情况，设计在留设巷道内重新施工直读式顶板离层31组(每50m一组);锚索压力监测仪31组；直读式监测顶底板位移计5组（每300m一组）。工作面液压支架上不计划安设压力检测装置。
第二节 设备配备情况

设备名称
型号
数量
用途
备注
锚索钻机
MQT-85
15
锚索支护

炮泥机

1
搅拌炮泥

湿式喷浆罐

2
喷浆作业

施工爆破孔钻机
ZDY2-300LM
2
施工爆破孔
煤矿用履带式全液压坑道钻机
第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方式及供风距离
XX工作面回采期间采用一进一回“U"型通风方式,即XX运输顺槽为入风巷道，回风顺槽回风。工作面自开切眼向外回采，采用切顶卸压自动成巷技术对XX运输顺槽进行切顶留巷，计划留巷长度1550m，留设巷道滞后段考虑到巷道维护、单体柱回撤需要局部通风。
二、通风系统
回采工作面风流路线:运输上山→05工作面运输顺槽→工作面开切眼→05工作面回风顺槽→05工作面回风顺槽车场→车场与回风上山联络巷→回风山上→立风井→地面
留巷滞后段风流路线:运输上山局部通风机→05工作面运输顺槽→留巷滞后段→工作面开切眼→05工作面回风顺槽→05工作面回风顺槽车场→车场与回风上山联络巷→回风山上→立风井→地面
三、滞后段局部通风系统
05运输顺槽采用切顶卸压自动成巷过程当中，码石墙、打支护及巷道喷浆作业需要在采后进行,因此需要利用局部通风机对作业地点进行通风,保证施工作业期间人员安全需要。
XX运输顺槽采用切顶卸压自动成巷过程当中,码石墙、打支护及巷道喷浆作业需要在采后进行，因此需要利用局部通风机对作业地点进行通风，保证施工作业期间人员安全需要。
XX运输顺槽切顶卸压自动成巷作业地点实际需要的风量
1、按作业地点同时工作的最多人数计算
Q掘＝4×N＝4×8＝32m3/min＝0.53m3/s
式中：Q掘——作业地点实际需要的风量，m3/s；
N——作业地点同时工作的最多人数，8人。
2、按瓦斯涌出量计算需要风量:
Q=100q掘k＝100×0。09×1.5= 13.5m3/min=0。23m3/s
式中：Q：作业地点实际需要的风量m3/min
   q作：作业地点的瓦斯绝对涌出量，该数值取0。09m3/min
k：作业地点的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(取1.5)
3、按作业地点最低与最高风量验算:
最低风速:Q作≥0。25×60×S作＝15×12.6＝189m3/min＝3.15m3/s
最高风速：Q作≤4×60×S作＝240×12。6＝3024m3/min＝50.4m3/s
S作： 掘进工作面最大断面12.6m2
确定作业地点供风风量:通过风速校验，确定作业地点实际需要出口风量为189m3/min
4、按作业地点所需风量计算局部通风机所需吸入风量：
Q吸= Qmin /φ=189m3/min /0.78=242.3m3/min=4。04m3/s
式中：Q吸：局部风机需要吸入最小风量
Qmin：作业地点所需最小风量
φ：风筒有效风量率，（取78%）
因一台2×22KW的压入式局部通风机，其额定风量为250-550 m3/min，而250m3/min＞242。3m3/min.所以XX运输顺槽切顶卸压自动成巷作业地点风机选取2×22KW的压入式局部通风机。
按选取局部通风机FBDNo5.6/2*22的额定风量计算
Q实=Q吸+60VS=250m3/min+60×0.25 m3/min×13。8m2 =457m3/min=7.62m3/s
式中:Q实：作业地点全风压需要的风量 m3/min
  Q吸:作业地点局部通风机额定风量250m3/min
  S：作业地点风机至回风巷最大断面13.8m2
  V：作业地点风机至回风巷最小风速0.25m/S
经计算掘进全风压配风量取457m3/min，掘进风机外备用风量为207m3/min经过以上计算， XX运输顺槽切顶卸压自动成巷作业地点实际需要的风量取最大值7.62m3/s。
第二节 压 风
风源来自地面压风机房，地面压风为0.6MPa,通过井下供风管网送至工作面，风压不小于0。6MPa。
压风系统：轨道上山→05工作面运输顺槽车场→05工作面运输顺槽
第三节 综 合 防 尘
供水管网内水压符合设计要求，并能正常使用，巷道内及时清除浮煤。距加强支护及施工爆破孔地点50m范围内安设3道净化水幕，施工时正常开启、水压不小于4MPa。在据进巷道内安设一组隔爆水概，第一列水距施工地点距离不小于60－200m，水量不小于2001L／m3,水袋总数不少于63个;概间距1。2－3。0m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足。并且05运输顺槽切顶卸压自动成巷作业需要进行支护及喷浆作业，回风需经过05采煤工作面及回风顺槽，因此对支护及喷浆作业地点防尘工作需更加重视。防尘主要技术措施如下：
1、支护及喷浆过程必须采用湿式作业，即水打眼和湿式喷浆.
2、支护及喷浆过程中，严格按照要求使用净化水幕,充分降尘，防止粉尘随风流进入采煤工作面,造成粉尘飞扬污染风流、工作面作业环境恶化。
3、支护及喷浆作业结束后，将作业地点50米范围内进行全面洒水降尘。
防尘系统：轨道上山→05工作面运输顺槽车场→05工作面运输顺槽.
第四节 防 灭 火
工作面所采煤层为A2-1煤层，自然发火等级为Ⅱ类，属自燃煤层,自然发火期3-6个月,有爆炸危险性。
05工作面自然发火危险性分析：根据04采煤工作面施工过程中的情况可知，04采煤工作面顶板上部有A2—2煤层，随采动影响冒落、破碎，遗留在采空区内,增加了煤层自燃发火的隐患，如果采空区内持续供氧,采空区内遗煤发生氧化反应积蓄热量，持续一段时间后煤层就会自燃。所以控制采空区漏风和隔绝煤的氧化反应是防治采空区发火的必要措施。
切顶后自动形成巷壁的碎石间空隙为05工作面采空区漏风提供了通道，留巷内与工作面回风口间的气体压力差为05工作面采空区漏风提供了动力来源.在通风压差的作用下，造成采空区漏风，在风速适宜的情况下,还会造成采空区的遗煤自燃。由于采空区漏风的复杂性,造成采空区漏风的不稳定,给防灭火带来极大的困难.
一、针对采空区漏风的防治手段
1、利用减风降压减少采空区漏风
利用减风降压即在回风巷及回采工作面保证安全生产前提下,尽量减少回采工作面的供风量，以减小回采工作面的风速及上、下巷两端的风压差，从而达到减少向采空区内的漏风量。
2、利用隔风堵漏减少采空区漏风
对切顶后自动形成巷壁采空区侧进行喷浆作业,喷浆厚度应大于80—200 mm，以减少采空区漏风通道。在上隅角位置进行临时风障与分段密闭相结合,以减少工作而后部采空区的漏风量。
二、利用注氮的方法进行自然发火防治
工作面注氮是我矿控制煤层自燃的主要手段，利用在05运输顺槽预埋的注氮管路对采空区注入氮气,使其充填采空区域,通过氮气的窒息性，控制煤层氧化进程，从根本上解决煤层自燃问题。
采用固定式碳分子筛制氮机,对采空区实施预防性注氮，将纯度为98％的氮气注入采空区，注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%。
1、注氮量计算按以下三种方法计算，并取其中最大值：
（1)按产量计算
QN=[A/（1440ρtn1n2）]×(C1/C2—1）
式中　　QN——注氮流量，m3/min；
A—-矿井年产量,0。7Mt/a；
t—-矿井年工作日，270d；
ρ-—煤的密度，1.44t/m3；
n1——管路输氮效率，取80％;
n2—-采空区注氮效率,取70%；
C1-—空气中的氧浓度，取20。1%；
C2--采空区防火惰化指标，取7％。
QN1=700000÷（1440×1。44×270×0.8×0.7）×（20.1÷7-1）
=4.19m3/min
(2）按吨煤注氮量计算
QN＝5AK/270×60×24
式中　　A-—矿井年产量，700000t;
K——工作面回采率,取0。9.
QN=5×700000×0。9÷(270×60×24)=8。10m3/min
（3）按瓦斯涌出量计算
QN=QcC/(10—C)
式中　　QC——工作面通风量，设计工作面配风量为700m3/min。
C--工作面回风流中的瓦斯浓度，1%。
QN=700×0.01÷(10-0.01）=0.7m3/min;
按以上三种方法计算后取最大值：QN＝8。10m3/min。
考虑1。3的安全备用系数
8.10×1。3=10.53m3/min=631。8m3/h。
三、 预防性注浆进行自然发火防治
利用05采煤工作面回风顺槽敷设注浆管路，对采空区进行灌浆作业，浆液被输送到采空区后，固体成分进行沉淀，充填于浮煤缝隙之间，形成隔绝空气的包裹体，防止浮煤进一步氧化。浆液中的水分能够降低浮煤的温度，对已经氧化生热的浮煤还能冷却散热，抑制浮煤自热氧化过程的发展。
(一）灌浆系统工艺流程：加压供水、拌制泥浆、灌浆及井下脱、排水五个过程。
（二）灌浆方法为随采随灌。
(三)灌浆站工作制度与煤矿工作制度一致.
(四)采用预防性灌浆措施,井下灌浆有关参数计算如下:
1、日灌浆所需土量
Qt2＝K（G/r）=0.1×（2592。59/1.44）＝180。04m3/d
式中　　G—-矿井日产量，G＝2592。59t。
　　 K——灌浆取土系数，K＝0.1.
　　 r——煤的容重，r=1.44t/m3。
2、日灌浆实际开采土量
Qt3＝α·Qt2＝1。1×180.04＝198.04m3/d
式中　　α——取土系数
3、灌浆泥水比的确定
根据国内类似矿井的经验数据，取为1：3。但是，根据该矿井实际情况调整灌浆泥水的比例。
4、每日制浆用水量
Qs1＝Qt2·δ＝180.04×3＝540.12m3/d
式中　　δ——灌浆泥水比的倒数，δ＝3。
5、每日灌浆实际用水量：
Qs2＝Qs1×K水＝540。12×1。2＝648。14m3/d
式中　　K水—-用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数.
6、每日灌浆量：
Q浆＝(Qs1＋Qt2）×M＝（540.12＋180.04）×0。91＝655。35m3/d
式中　　M-—泥浆制成率,M＝0.91。
7、灌浆材料要求：
颗粒小于2mm，粘土占60％～70%，塑性指数为9～11，含砂量为25%~30％（粒径为0。5～0。25mm以下)，容易脱水和具有一定的稳定性。
四、采煤工作面综合防灭火措施
（一）按照《煤矿安全规程》的规定，开采易自燃和自燃煤层时，在采区开采设计时，必须明确选定自然发火观测站或观测点的位置,并建立监测系统和自然发火预测预报制度。利用束管监测系统，进行数据分析，从而预测、预报煤层自然发火，使其在萌芽状态就能采取措施加以消灭。
(二）回采工作面按照规定位置和规格，构筑好防火门套，以及封闭防火门套所用材料，以近码放整齐，指定专人负责，发现损坏或丢失及时更换和补充。在发现工作面煤层自然发火后，可以立刻封闭火区，使封闭区域内形成缺氧窒息环境，进而达到工作面灭火的目的。
五、防瓦斯
05采煤工作面属一进一回的“U”型通风回采工作面，在工作面进风巷和回风巷的风流压差作用及切顶后自动形成巷壁的碎石间空隙为05工作面采空区漏风提供了涌出通道，在治理过程中，需要进行堵漏、控风等手段,加大采空区通风阻力，减少采空区域内的瓦斯随风流移动，闭面上隅角位置积聚瓦斯。
六、注氮及注浆路线:
(一）注氮防灭火:地面制氮机房→副斜井→轨道上山－05工作面运输顺槽→采空区.
（二）灌浆防灭火：地面制浆站→地面至中部循环车场钻孔管路→轨道上山→运输上山与轨道上山联络巷→运输上山→05工作面回风顺槽。
第五节 安 全 监 控
一、05工作面运输顺槽巷道内安设2台甲烷传感器，T1处在滞后段单体支护的末端3m处，T3距工作面下口1＃支架与回采工作面汇风点处。
二、断、复电瓦斯浓度及断电范围：
1、断电值：T1≥1。5%CH4，T3≥0.5％CH4
2、断电范围:T1、T3---留巷工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备.
3、复电值：T1＜1％CH4，T3＜0.5％CH4。
4、报警值：T1≥1％CH4，T3＞0。5％CH4.
三、监控设施管理措施
1、甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300m，距巷道侧壁不小于200mm。
2、甲烷传感器必须安设在坚固的支护处,防止冒顶及其他损坏。
3、甲烷传感器只有监控人员有权标校，每15d用标准气样标校一次，日常若有故障，应及时处理。
4、据进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电锁，通风区负责安设瓦斯电闭闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。
5、因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
6、留巷工作面T3传感器由施工单位负责随采前移，严禁将传感器放在风筒处直吹.
7、洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。
8、每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。
第六节 供 电
05工作面运输巷专供电源来自该顺槽车场配电点,其高压侧电源引自井下中央变电所.
第七节 排 水
工作面内无涌水及顶板淋水,巷道内水源主要为巷道的喷雾洒水，可自行在巷道内消失。
第八节 运 输 系 统
05工作面运输顺槽为沿空留巷巷道，留巷期间单纯的巷道留设不存在煤炭运输,少量的煤炭或处理巷道的煤或矸石均可依靠巷道内的回采皮带来运输.本次主要介绍运料系统。
运料系统：地面→副斜井→+2600m井底车场→轨道上山05工作面运输顺槽与轨道上山联络巷车场→05工作面运输顺槽→工作面
第九节 照明、通讯
一、照明。主要依靠05工作面运输顺槽开口处的照明综保，电压127V。
二、通讯。依靠矿井通讯网络，与矿井各个地方相连。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳 动 组 织
“110”工法的施工方法为分阶段施工，巷道加强支护、施工爆破切缝眼、爆破可提前施工，施工挡矸墙、喷浆支护滞后段加强支护等与采煤平行作业，每道工序严格执行现场交接班制度，也采用“三八”工作制，所有职工必须持证上岗.
劳 动 组 织 表
工序
工种
班次
加强支护
施工爆破切缝眼
爆破
施工挡矸装置
喷浆支护
滞后段加强支护
备注
班长
一
1
1
1
1
1

二
1
1

1

三
1
1

1

打眼工（包含支护）
一
5
3

二
5
3

三
5
3

爆破工
一

3

码砌挡矸墙兼做滞后段加强支护
一

6

与挡矸墙、巷道维护交叉作业
二

6

三

6

喷浆作业
一

6
包含运料
运料工
一
2

3

人员小计