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1、二采区26222工作面材料绕道施工设计说明书*煤矿生产技术室2014年3月审 批 栏单 位审 批 意 见签名及日期编 制生产技术室调度室机电管理室安全管理室通风防突办地测副总机电副总通风副总机电副矿长地质副矿长安全副矿长生产副矿长总 工矿 长第一章 编制说明及依据第一节 编制说明1、目的:11221回风巷伪斜运输下山施工目的:方便+2136m水平+2200m水平开切眼的材料运输、支架运输及安装工作。+2200m水平回风巷施工目的:+2136m水平+2200m水平11221工作面回风顺槽。2、内容:本方案主要对11221回风巷伪斜运输下山、+2200m水平回风巷施工位置、施工工程量、施工方式等主
2、要部分进行叙述。第二节 编制依据1、采矿工程设计手册。2、煤矿安全规程等相关技术规范及文件。3、新疆维吾尔自治区煤田地质局一五六队地质勘探队新疆艾维尔沟矿区精查(最终)勘探报告的补充勘探报告14勘探线剖面图4、新疆焦煤(集团)有限责任公司艾维尔沟焦煤2130煤矿采掘工程平面图第二章 地面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井上下对照关系情况表水平一水平工程名称11221回风巷采区二采区巷道开口标高+2240m地表的相对位置建筑物该工作面地面地形为高山沟壑地形地貌,地形南高北低。地面建筑物为+2238m水平地面广场及房屋,该工作面在掘进期间离地表的的标高较近,掘进期间加强巷道的顶
3、板支护工作。井下相对位置对掘进巷道的影响该工作面以东为+2238m水平材料井,以西为原1#煤层采空区及3组原1#煤层小眼;以南为原+2206m水平1#煤层运输巷,以北为未采动的实体煤,施工过程中在贯通原1#煤层小眼及原+2206m水平1#煤层运输巷期间,做好探眼及贯通安全措施。临近采掘情况对掘进巷道的影响该工作面以西为原1#煤层采空区及3组原1#煤层小眼;以南为原+2206m水平1#煤层运输巷,施工过程中在贯通原1#煤层小眼及原+2206m水平1#煤层运输巷期间,做好探眼及贯通安全措施。第二节 煤(岩)层赋存特征该巷道位于11#煤岩层中,11#煤层在该区域内赋存较稳定。煤层厚度为2.23.83
4、m,平均厚度为2.9m;煤层倾角为3439,平均为37。该煤层伪顶为0.18m厚的炭质泥岩。煤层直接顶板为3.58m厚的炭黑色薄层粉砂岩、肉红色中砂岩、灰白色粉砂岩,互层、层理发育而成。老顶为15.25m厚的灰黑色粉砂岩与铁红色细砂岩互层、层理发育而成,并且风化易碎。煤层底板以粉砂岩为主,个别为粗砂岩及细砂岩互层、层理发育而成,裂隙为钙质充填。第三节 地质构造施工范围内地质构造简单,无断层及褶 ,地层倾角在3439之间。该煤层底板为不稳定底板,煤层围岩多为粉砂岩、结构面为层理面,次为局部地段的节理及裂隙。第四节 水文地质该工作面地表为高山沟壑地貌,处于14及15#勘探线之间。该工作面掘进区段离
5、地表较近,在掘进过程中有地表水的影响,但影响不大。标高在+2200m水平段上部有原来1#煤层采空区,在掘进到该区段时要进行采空区探放水工作。该工作面主要水害类型为顶板裂隙水,预计最大涌水量为3m3/h,正常涌水量为1m3/h。第五节 瓦斯、煤尘及煤层自燃倾向性 瓦 斯根据【2011】102号文关于新疆焦煤集团有限责任公司2130平硐矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复,矿井为高瓦斯突出矿井,11221回风巷在掘进过程中离地表较近,斯含量较低,该巷道在掘进过程中的绝对瓦斯涌出量为0.24m3/min。煤的自燃倾向性1#煤层煤吸氧量0.28cm3/g,倾向性分类为级(不易自燃)地温危害无冲击
6、地压危害无第三章 设计说明第一节 工程概况1 巷道布置11221回风巷伪斜运输下山开口点坐标为(65344.145,35497.149)。该巷道沿1#煤层顶板布置,按方位角2625938施工,巷道长度为219m,坡度-10;该巷道施工至+2200m(底板坐标)处按方位角2831740施工至+2200m水平11221回风巷拐点处,巷道长度216.2m,坡度3,再按方位角2862736施工+2200m水平11221回风巷,巷道长度68.5m,坡度3,该巷道在施工过程中,每间隔300m在巷道下帮设置一个材料硐室。2 施工技术特征2.1 施工图纸附后2.2 技术特征表如下:11221回风巷伪斜运输下山
7、施工技术特征巷道参数备注1开口坐标纬距(X)65344.145经距(Y)35497.1492巷道方位角26259383开口标高/m+2140.090m顶板坐标4设计高度/m2.8m巷道中心点高度4设计长度/m219m5巷道断面净/m宽3.9m断面面积11.2m2梯形掘进/m宽4m断面面积11.49m2梯形6巷道支护锚索9000 mm锚杆直径16mm,长度2300 mm间排距1200mm*1200mm7巷道装备铺设风、水、排水管路,80皮带输送机,水沟300X300,按设计施工图组织施工。+2200m水平11221回风巷施工技术特征巷道参数备注1开口坐标纬距(X)65308.538经距(Y)35
8、208.5142巷道方位角28317403开口标高/m+2200.000m底板坐标4设计高度/m3m巷道中心点高度4设计长度/m284.5m5巷道断面净/m宽3.9m断面面积11.79m2梯形掘进/m宽4m断面面积12.09m2梯形6巷道支护锚索9000 mm锚杆直径16mm,长度2300 mm间排距1200mm*1200mm7巷道装备铺设风、水管路,80皮带输送机,水沟300X300,按设计施工图组织施工。第四章 施工方法第一节 施工方案施工方式:综掘11221回风巷伪斜运输下山按照方位角2625938,-10坡度掘进,掘进过程中按照中线施工。下帮开挖水沟,铺设300300mm铁水槽。顶部为
9、照明吊挂钩,水沟上方为108mm的水管、风管和排水管,上帮为电缆吊挂钩。巷道铺设胶带运输机(见施工断面图);该工作面自开口位置起掘进约219m至+2200m水平(底板),按方位角2831740施工至+2200m水平11221回风巷拐点处,巷道长度216.2m,坡度3,再按方位角2862736施工+2200m水平11221回风巷,巷道长度68.5m,坡度3,该巷道在施工过程中,每间隔300m在巷道下帮设置一个材料硐室。巷道掘进工作面采用“三八”工作制;按综掘正规循环作业方式进行巷道掘进,掘进与支护顺序作业,工作面临时支护、特殊支护以及永久支护方式,巷道支护紧跟工作面。第二节 支护方式一、1122
10、1回风巷伪斜运输下山11221回风巷伪斜运输下山选用锚网梁+锚索联合支护方式,巷道上、下帮、顶板锚杆选用直径16mm、2300mm长金属锚杆,巷道上帮最下根锚杆选用直径16mm、1800mm长金属锚杆,巷道顶板锚杆选用直径16mm、1600mm长金属锚杆,支护间排距为1200mm*1200mm,排列方式为“三花”; 巷道顶板锚索托梁选用2.5m长11#矿用工字钢加工而成的“一梁两锁”一字梁,锚索排距5m,顶板锚索选用原材料为5mm*7高强度、低松弛、粘结式钢绞线,15.24mm,锚深9m,锚索长9.3m;巷道上帮锚索托梁选用2.5m长11#矿用工字钢加工而成的“一梁两锁”一字梁, 锚索托梁排距
11、7.5m(11#矿用工字钢中对中),锚索选用原材料为5mm*7高强度、低松弛、粘结式钢绞线,15.24mm,锚深6m,锚索长6.3m,锚固剂选用ck2335型树脂锚固剂,锚网选用经纬金属网,每间隔20cm用12#铁丝捆紧。二、+2200m水平11221回风巷+2200m水平11221回风巷选用锚网梁+锚索联合支护方式,巷道上、下帮、顶板锚杆选用直径16mm、2300mm长金属锚杆,巷道上帮最下根锚杆选用直径16mm、1800mm长金属锚杆,巷道顶板锚杆选用直径16mm、1600mm长金属锚杆,支护间排距为1200mm*1200mm,排列方式为“三花”; 巷道顶板锚索托梁选用2.5m长11#矿用
12、工字钢加工而成的“一梁两锁”一字梁,锚索排距5m,顶板锚索选用原材料为5mm*7高强度、低松弛、粘结式钢绞线,15.24mm,锚深9m,锚索长9.3m;巷道上帮锚索托梁选用2.5m长11#矿用工字钢加工而成的“一梁两锁”一字梁, 锚索托梁排距7.5m(11#矿用工字钢中对中),锚索选用原材料为5mm*7高强度、低松弛、粘结式钢绞线,15.24mm,锚深6m,锚索长6.3m,锚固剂选用ck2335型树脂锚固剂,锚网选用经纬金属网,每间隔20cm用12#铁丝捆紧。(一)、锚杆支护作用原理1、悬吊作用:用锚杆将直接顶悬挂在坚固的老顶上。2、组合梁作用:是把层状岩体用锚杆连接并紧固,锚杆把数层薄的岩层
13、组合成类似铆钉加固的组合梁,提高了岩层的整体抗弯能力。3、挤压加固拱作用:锚杆通过锚头和垫板对围岩产生压应力,形成加固拱。说明:以上几种理论对于锚杆来说,只有在产生拉应力的前提下才起作用。因此在施工中一定要将螺丝上到垫板紧贴实顶,产生一定的拉应力。(二)、巷道支护参数的确定(1)、锚杆支护参数设计:1、锚杆长度计算:L=KH+L1+L2式中:L锚杆总长度,m;L1锚杆锚入稳定煤岩层的深度,m;(取0.5m)L2锚杆在巷道中的外露长度,m;(一般取0.05m)K安全系数,(一般取K=1.5);H冒落拱高度,(H=B/2f;B=4.0m巷道宽度,f普氏系数:顶板f取2.5得H=0.8m,上、下帮f
14、取2计算得H=1.0m)锚杆长度LKH+L+L21.50.8+0.5+0.05=1.75m锚杆长度LKH+L+L21.51.3+0.5+0.05=2.05m施工中,考虑到顶板局部可能有脱层现象或围岩的不稳定性,顶板的锚杆长度取2.3m,上下帮的锚杆长度也均取2.3m。2、锚杆间、排距参数的确定:要求每根锚杆支护所承受重量要小于或等于锚杆的设计锚固力:a=/(KHrX1.5)1/2=60/(1.50.662.49.81.5) 1/2式中:a锚杆的间、排距,m;Q锚杆的设计锚固力,60KN/根(根据现场拉拔力实验得);K安全系数,一般取1.5H冒落拱高度,m(H=B/2f;B=4.0m巷道宽度,f
15、普氏系数: 取3.0,计算得H=0.66m)被悬吊煤(岩)层密度, (岩取2.40t/m3);a=1.31m。根据以上计算,考虑局部可能有脱层现象或围岩的不稳定性,为了提高安全性和加强支护效果,将锚杆间、排距定为1.2x1.2m。3、锚杆直径的确定锚杆直径根据经验公式d=1/110L L-锚杆长度, mmd=1/110L=18.18mm根据现实情况,采用A3钢筋,取16mm圆钢作为锚杆制作的基本原料。即根据锚杆支护参数设计可得:11221回风巷掘进施工时,采用直径16mm,2300mm长金属锚杆进行支护,间排距取1.2m1.2m,(见附图)。(2)、锚索支护:1、确定锚索支护密度保证锚索有能力
16、承担其承载范围内的潜在的冒落岩层的重量。先计算巷道顶板潜在冒落高度:H=B/(Kf)式中:H为潜在冒落高度m;B为巷道宽度4.0m;K为顶板岩性系数,查得K0.35;f为直接顶硬度系数,取f4.5有:H=4.0/(0.354.5)2.53m潜在冒落面积为:S=(4/3)(B/2)H=6.75m2巷道每m长度范围内冒落岩石重量为:T=S16.752.4116.19t; 式中:为岩石容重2.4t/m3锚索破断载荷为Q=876.12KN=89.4t,则单根锚索所能承担的冒落宽度为:W=Q/T=89.4/16.19=5.52m;施工中顶部的锚索排距取5.0m,可以满足支护要求。2、锚索锚固长度:按GB
17、J86-86要求:La=(KD1Fst)/4Fcs式中:La为锚索锚固长度,mm;K为安全系 数取1.5;D1为锚索钢绞线直径,其为15.24mm;Fst1860 KN/mm;Fcs 为锚索与锚固剂的设计粘结强度,Fcs10 KN/mm;则有:La(1.515.241860)/(410)1062.99mm考虑到1#煤层软的性质,施工过程中上帮锚索要加强锚固,选用5卷ck2335型锚固剂,直径28mm的钻头打眼,其实际长度为1750mm大于1062.99mm。3、锚索长度确定:L=La+Lb+Lc+Ld,式中La为锚索锚固长度,取1750mm;Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度,取5000mm;Lc
18、为锚索梁及锁具的厚度,取200mm;Ld需要外漏的张拉长度取350mm。则有L=1750+5000+200+3507300mm,取锚索长度为7.5m可以满足支护要求。为了使顶板锚索锚固至基岩,顶部锚索钢绞线长度取8.0m,使用11#工字钢加工成一字形锚索梁,长度为2.5m,一字粱使用一梁两锁型。在沿顶板掘进时,上帮锚索钢绞线长度取6.5m,每掘进5.0m在巷道上帮支护一组锚索梁,(锚索梁的间距中对中为7.5m),高度由底板往上2.0m;同样使用2.5m长一梁两锁型的一字粱(锚索梁眼距为2.3m)。(3)、支护材料(材质、规格、性能)等参数1、锚杆的选型巷道顶部及两帮支护均选用2.3m长的金属锚
19、杆,锚杆直径为16mm,锚固端长度为400mm,并压扁加工成反麻花状,外露端加工50mm丝扣。锚固方式:采用树脂药卷端头锚固。2、锚杆其它附件及选型:a、锚固剂:顶板、两帮:选用型号为CK2335合成树脂锚固剂(超快),其直径是23mm,长度为350mm。要求一个眼装2根锚固剂。b、金属网:选用8#铁丝编制成的网孔为1010的经纬金属网,网片的规格为100001200mm。在挂网前,先把眼周围的煤岩铲平,垂直巷道前进方向用托板螺母上紧,使网紧贴煤帮或顶板,网与网搭接不小于100mm。c、托板:金属托板规格为100mm100mm,中心孔直径为18mm;木托板规格为200mm200mm,中心孔直径
20、为18mm。(三)、每米巷道支护材料消耗表:锚杆支护金属锚杆铁托板木托板锚固剂锚网21.621.621.643.32张(四)、支护质量标准保证项目1巷道支护技术要求符合设计和作业规程2支护材料及配件的材料、品种、规格强度符合设计要求允许偏差项目检验项目设计值允许偏差1锚杆间距顶1200,帮12001002锚杆排距12001003锚杆外露长度50504锚杆方向与井巷轮廓线角度90155托板是否紧贴紧贴第三节、管线敷设在掘进施工中所敷设的电缆、水管路、风筒等均应按断面设计位置要求吊挂牢固整齐。一、电缆铺设(一)、照明电缆铺设于顶板顶部,其余电缆铺设于巷道西帮,电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序
21、自上而下分档吊挂,信号及低压电缆垂度不超过2cm,动力电缆垂度不超过5cm,线路必须悬挂成一条直线。(二)、巷道电缆钩吊挂距离风筒位置不小于0.2米,距离巷道底板不小于1.5米的位置;(三)、电缆吊挂要求直线段每2m一个电缆钩;(四)、在电缆上方有淋水时,要及时遮挡保护。(五)、铺设电缆时,电缆必须悬挂于统一的电缆钩上。二、风水管路吊挂(一)、风水管路及排水管吊挂在巷道的下帮。(二)、风水管路及排水管采用108mm的钢管(三)、在进行风水管路吊挂时,按照供水管、压风管、排水管顺序自上而下;(四)、供水管应吊挂在距离巷道底板不小于0.4m的位置,各管间距不得小于0.1m;(五)、每隔3m在巷道下
22、帮打注风水管路吊挂眼,吊挂点采用16mm钢筋,长度1.0m的专用锚杆,锚固长度不得小于0.3m,锚杆距巷道底板:1.5m。(六)、风水管路采用扁铁加工的包箍进行吊挂,要求包箍必须每三米进行吊挂,安装包箍时必须按照包箍长短连接杆统一安装。第四节、设备及工具配备设备工具配备表序 号名 称单 位型 号数 量备 注1综掘机台EBZ132CZ型12刮板输送机台SGB520/3013带式输送机台DST80/40/2X7514局部通风机台DBKJNO6/322KW25气动帮锚杆钻机台MQS-45/1.4C22一台备用6凿岩机台YT282一台备用7激光指向仪台18真空开关台QJZ-20039真空开关台QJZ-
23、200N310馈电开关台KBZ-400211馈电开关台KBZ-630112风机开关台QBZ2X120FS113照明信号综合保护台ZBZ-4.0114皮带保护套KTC101115声光组合信号台KXJZ16-127型816矿用本质安全型组合扩音电话台KTK10123第五章 生产辅助系统第一节、通风系统一、通风方式:局通压入式通风。二、通风路线:新风:局部通风机+2238m水平材料井工作面。乏风:工作面+2238m水平材料井地面。三、风量计算和通风设备选型:1、按照瓦斯涌出量计算:Q掘1=100q掘K掘=1000.241.5= 36m3/min。式中:Q掘单个掘进工作面需要的风量,m3/minq掘掘
24、进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量(正常生产条件下,连续观测一个月,取月平均日瓦斯绝对涌出量),m3/minK掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数(正常生产条件下,连续观测一个月,日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。2、按施工时最多人数计算:每人供风量:4 m3/minQ掘34N=430=120 m3/min式中:Q掘单个掘进工作面需要的风量,m3/minN同时工作面的人数为30人(交接班时)3、按照风速、温度计算掘进工作面需要的风量:Q掘2=60V掘S掘maxK温=600.2512.01 =180m3/min 式中:Q掘单个掘进工
25、作面需要的风量,m3/minV掘局部通风机供风巷道内最低允许风速,m/s(煤巷、半煤岩巷V掘0.25m/s)S掘max局部通风供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层,高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外),m2。K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数,取1。4、按照二氧化碳涌出量计算:Q掘=67q掘K掘通式中 Q掘工作面需要风量,m3/min;q掘工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min;K掘通工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测一个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,取K掘通=1.5-2.0。67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应
26、超过1.5%的换算系数。Q掘=67q掘K掘通=670.12m3/min1.5=10.05m3/min5、按风速进行验算:根据以上风量计算,按照风速、温度计算掘进工作面需要的风量最大:取Q局=180 m3/min煤巷掘进最低风量:Q掘=180 m3/min 15S掘max=1512.0=180 m3/min煤巷掘进最高风量:Q掘=180 m3/min 240S掘min=24011.19=2685.6m3/min式中:Q掘单个掘进工作面需要的风量,m3/minS掘max局部通风机供风巷道的最大净断面积,m3S掘min局部通风机供风巷道的最小净断面积,m36、按局部通风机实际吸风量计算:Q掘=Q通I
27、+600.15m/sS式中: Q通工作面局部通风机实际吸风量,m3/min;I工作面同时通风的局部通风机台数;0.25岩巷的最低允许风速;S局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,m2。11221回风巷工作面的供风风机安装在地面,因此不再按照风机吸风量进行计算。综合上述风量计算,按照风速、温度计算掘进工作面需要的风量,取Q局=180 m3/min2)、根据最大风量选用合适的通风设备型号规格: 巷道风速计算得:V1=180/(12.060)=0.25m/s。V2=180/(10.7260)=0.279m/s。工作面需要的风量为180m3/min,考虑到风量的损失,工作面实际需要的风量取为2
28、00 m3/min。选择型号为FBDYNo.6.0型322KW风机的局部通风机,查表得,该型号局部通风机开两级时风量为200400 m3/min,可以满足工作面风量要求。故选用两台DBKJNO6/322KW局部通风机,一台工作,一台备用和直径为600mm的柔性风筒。局部通风机位置:风机安装在+2238m水平广场,距临时配电室30m的位置,风机距底板高度不得低于0.3m。风筒吊挂:风筒口距迎头不大于5m,迎头风筒不得落地。四、风筒悬挂要求:1、风筒接头位置采用反压边。2、风筒吊挂在巷道上帮沿顶板吊挂,距顶200mm,距巷帮300mm的位置进行吊挂,风筒吊挂要拉主筋,主筋每3.0m固定一次。第二节
29、、压风系统1、压风线路:顺着+2238m水平材料井压风管路,连接到11221回风巷压风管路上,靠下帮吊挂,每50m设一?108mm三通及阀门,每200m设一总阀门。2、工作面开始施工前,在距开口25-40m的范围内安装两组压风自救装置,每组压风自救装置的数量为8台,之后保持距工作面25-40m的范围内安装一组压风自救装置,当工作面发生煤瓦斯事故时,可采取就近原则使用压风自救装置。第三节 防尘系统一、供水线路:顺着+2238m水平材料井供水管路,连接到11221回风巷供水管路上,靠下帮吊挂,每50m设一?108mm三通及阀门,每200m设一总阀门。二、个体防护:作业人员佩戴矿井配发的防尘口罩。
30、三、喷雾、洒水管路:1、供水管距迎头不得超过30m。安装水管的时候,在供水管路上每50m安装一个?108mm 三通,并安装阀门,每个三通阀门处备一根19mmx20m的洒水胶管,用做巷道洒水灭尘。2、该巷道施工过程中,设两道全断面喷雾,一道在距本巷道迎头20m处;另一道在距工作面开口处5m,所有转载点必须设转载喷雾,以降低粉尘。详见防尘系统图第四节 防灭火1、严禁带烟火及穿化纤衣服入井。2、在胶带输送机机头、机尾、油料码放地点分别设置消防沙箱,灭火器,铁锹等消防工具。3、电缆要保证完好,不能出现短路、失爆现象4、发现井下有火源时,立即采取直接灭火,并迅速汇报调度。现场的队长、班组长按矿井灾害预防
31、和处理计划的规定,通知所有受火灾威胁的人员撤至安全区域,并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。5、搬运(矸)煤前要进行洒水降尘。第五节 安全监控1、工作面共设置瓦斯传感器两台,搭接在1#分站上。其中一台布置在距迎头不超过5m处,另一台布置在巷道开口以里10m15m范围内。探头挂在巷道中间距顶不大于30cm。2、瓦斯传感器报警浓度为1.0%,断电浓度为1.0%,当瓦斯降到0.9%以下时方解除闭锁恢复送电。4、在+2238m水平地面临时配电室内安装瓦斯断电仪一台,控制进入掘进面的馈电开关。当巷道风流中的瓦斯浓度达到1.0%或局部通风机停止运转时,能够自动切断供风范围内所有非本质安全型电气设备
32、的电源。局部通风机处设置智能停开传感器一台,对风机运行情况进行24小时监控。4、井下工作人员要保护好安全监测设备。探头距迎头不得大于5米。5、非监控管理人员,若发现监控系统有问题,应立即向调度室进行汇报。6、当发现探头报警时,应立即停止作业,撤出人员,并向调度室进行汇报。7、供电总电源安设风电、瓦斯断电闭锁装置。8、当瓦斯传感器发生报警断电时,任何人不能强行送电,由调度通知变电所值班人员进行送电。9、监控供电线路:2238地面1#分站+2238m水平材料井工作面。第六节 供 电1、动力电源路线:+2238m水平地面临时配电室+2238m水平材料井工作面。 2、风机供电线路: +2238m水平地面临时配电室局部通风机第七节 排水系统排水线路:工作面+2238m水平材料井地面。排水方式:通过制作临时水仓,使用气动隔膜泵将水排至原11221回风巷水沟。第八节 运输系统一、运(矸)煤系统:工作面综掘机桥式转载输送机刮板输送机80带式输送机V型矿车+2238m水平材料井(电机车配合V型矿车)地面落地煤仓。二、运料系统: 地面+2238m水平材料井工作面。第六章 施工工期序号巷道名称掘进断面/工程量掘进体积/m3附图: