新115回风巷掘进作业规程3.15(最终版)

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1、镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿 1151回风巷掘进作业规程镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿1151回风巷掘进作业规程编号：掘第202402号编制人： 审核人： 施工负责人： 总工程师： 矿长： 批准日期： 年 月 日 执行日期： 年 月 日 镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿 1151回风巷掘进作业规程目 录第一章 概况1第一节 概述1第二节 编写依据1第二章 地面相对位置及地质情况3第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况3第二节 煤（岩）层赋存特征3第三节 地质构造4第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护6第一节 巷道布置6第二节 巷道断面与支护设计6第三节 支护工艺12第四节 矿压

2、观测14第四章 施工工艺16第一节 施工工艺16第二节 掘进机截割作业16第三节 装载与运输17第四节 管线敷设及风筒吊挂18第五节 设备及工具配备19第五章 生产系统21第一节 通 风21第二节 瓦斯防治24第三节 综合防尘25第四节 防灭火 26第五节 安全监控27第六节 供电系统29第七节 排水系统30第八节 运输系统30第九节 照明、通信、应急广播和信号31第十节 压风自救、供水施救系统31第十一节 人员定位系统32第六章 劳动组织及主要技术经济指标34第一节 劳动组织34第二节 循环作业图表35第七章 安全技术措施37第一节 施工准备37第二节 一通三防37第三节 顶板管理40第四节

3、 防治水管理43第五节 机电管理44第六节 运输管理48第七节 高空作业安全技术措施50第八节 使用风镐安全措施51第九节 综掘机操作安全措施52第十节 其 它59第八章 灾害应急措施及避灾路线61第一节 灾害应急61第二节 避灾路线63II第一章 概况第一节 概述一、巷道名称该掘进巷道名称为1151回风巷。二、掘进目的及巷道用途开掘1151回风巷的目的，是为1151采煤工作面回采期间担任材料运输、回风及行人服务。三、巷道设计长度、方位、坡度及服务年限（一）巷道设计长度设计长度：1151回风巷设计长度487m。（二）巷道掘进方位及坡度1151回风巷在19#密闭退回8m处为中以方位角121735

4、朝巷道下帮开口掘进11m,到位后以方位角3959调向、坡度沿C5煤层顶板掘进487m后竣工，总工程量为487m。（三）服务年限巷道设计服务年限：1151采煤工作面回采结束。四、预计开竣工时间（一）开工时间：预计2024年3月下旬开工。（二）竣工时间：预计2024年7月上旬竣工。第二节 编写依据一、中华人民共和国安全生产法(2021年9月1日)。二、中华人民共和国矿山安全法(2009年8月27日)。三、煤矿安全规程（2022年版）。四、煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评分方法（试行）（2020年）。五、煤矿防治水细则（2018年版）。六、煤矿防灭火细则（2021年）。七、煤矿井巷工程质量验收

5、规范（GB50213-2010）。八、煤矿巷道锚杆支护技术规范（GB/T35056-2018）。 九、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2019）。十、煤矿作业规程编制指南（2017年版）。十一、镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿资源整合技改（一期工程30万t/a）项目初步设计说明书（2018年11月）十二、镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿资源整合技改（一期工程30万t/a）项目安全设施设计说明书（2019年6月）十三、XXX煤矿2024年度瓦斯综合治理“一矿一策、一面一策”。十四、1151回风巷掘进地质说明书。十五、XXX煤矿操作规程及有关安全生产管理制度、生产技术管理

6、规定等。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1151回风巷井上、下关系对照详见下表：表1工作面名称1151回风巷水平名称+1070m水平采区名称一采区地面标高+1475m+1560m。井下标高+1116m+1162m地面情况工作面地面相对应位置位于工业广场北部，巷道掘进区域内对应地面为高山地形，无建筑物和水体，与地面相对高差为313444m。井下四邻关系1151回风巷掘进工作面布置在原1151回风巷北侧、相距3.5m，巷道沿C5煤层的顶板掘进，巷道北面为原1151运输巷，南面为原1151回风巷，西面为回风斜井、主斜井；东面为原1151采面采空区。掘进对地面设施的

7、影响掘进工作面对应地表为斜坡山地，多为荒山，无民房，无大型水体和建筑物，巷道相对地表埋深+313m+444m，预计巷道施工期间对地表设施无影响。附图1：1151回风巷掘进工作面巷道布置平面图第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤层赋存特征（一）C5煤层全层厚度1.331.62m，平均厚1.47m，平均倾角18，煤的坚固性系数（f）为0.31，结构简单，一般不含夹矸，属稳定型矿区北部全区可采的中厚煤层。（二）C6煤层全层厚度煤厚2.052.57m，平均厚2.34m，平均倾角18，煤的坚固性系数（f）为0.46，结构简单，一般不含夹矸，属稳定型矿区北部全区可采的中厚煤层。（三）C5煤层顶底板岩性：1.顶

8、板岩性：C5煤层顶板为泥岩及粉砂质泥岩，直接顶板为薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩，厚0.371.23m，岩体质量及稳固性差；间接顶板为厚约12m 的细砂岩，稳固性较好。2.底板岩性：C5煤层底板为泥岩及粉砂质泥岩，底板亦为薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩，厚0.732.45m，岩体质量及稳固性总体属稳固性中等偏差的底板。（四）C6煤层顶底板岩性：1.顶板岩性：C6煤层顶板状粉砂质泥岩及泥岩，顶板为薄中厚层状粉砂质泥岩及泥岩，厚1.352.53m，岩体质量及稳固性总体属稳固性偏差的顶板。2.底板岩性：C6煤层底板为泥岩、泥质粉砂岩及粉砂岩，底板为薄中厚层状泥岩，厚0.412.74m，岩体质量及稳固性差；间

9、接底板为泥质粉砂岩及粉砂岩，岩体质量及稳固性总体属稳固性中等偏差的底板。附图2：1151回风巷地层综合柱状图附图3：1151回风巷预想地质剖面图二、瓦斯情况根据XXX煤矿2010年度2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井最大相对瓦斯涌出量为5.02m/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.65m/min，最大相对二氧化碳涌出量为5.78m/t，最大绝对二氧化碳涌出量为0.72m/min，本矿井为低瓦斯矿井，不存在煤（岩）与瓦斯突出危险性。三、C5、C6煤层自燃发火倾向性及煤尘爆炸危险性根据勘探阶段云南省煤炭产品质量检验站对煤尘爆炸性和自燃倾向性检验报告鉴定结果，矿区可采煤层中C5煤层、C5+6煤层属自燃

10、煤层，C6煤层属不易自燃煤层。矿区可采煤层无煤尘爆炸性危险。第三节 地质构造一、根据原1151运输巷实际揭露的F30断层（F30:55,h=3m）资料分析，预计1151回风巷掘进工作面在掘进至123m处有可能会揭露该断层。根据原1151回风巷揭露的F31正断层（F31:316，55,h=3m）资料分析，现1151回风巷掘进从开口点起即受断层影响，预计受影响距离约为150m，故施工期间应根据巷道顶板的情况变化加强顶板支护。二、1151回风巷右帮为原1151回风巷，前方为原C6煤层2号采空区，隐蔽致灾普查报告采空区无积水，根据已揭露原1151回风巷道地质、水文地质资料综合分析，巷道上部、下部、右帮

11、水文地质情况清楚，施工期间加强地质、水文地质资料收集，为巷道施工提供真实有效的地质资料，确保安全掘进。掘进过程中应加强敲帮问顶和顶、底板管理。第四节 水文地质一、矿井水文地质类型根据镇雄县煤炭工业局出具的云南省昭通市水文地质类型划分报告评审备案表：镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿水文地质类型为中等。二、其它水文地质情况1.掘进工作面对应地表为斜坡山地，多为荒山，无民房，无大型水体和建筑物，巷道相对地表埋深313444m，预计巷道施工期间对地表设施无影响。2.老巷、采空区积水对掘进巷道的影响（1）根据采掘工程平面图，老窑主要分布在煤层露头，1151回风巷掘进工作面距离矿井采空区1最短平距164

12、m，不受老空区、老窑积水威胁；原1151采面采空区无积水，对巷道掘进无水害威胁。（2）1151回风巷掘进工作面对应地表无沟渠、河流、胡泊、水库等水体，不受地表沟渠、河流、胡泊、水库等水体威胁。三、断层、裂隙水1151回风巷掘进范围内可能受1151运输巷F30正断层（F30:55,h=3m）影响，顶板稳定性变差，施工期间可能会遇小型裂隙，但对巷道施工整体影响不大。四、涌水量根据地测部门提供1151回风巷掘进地质说明书:1151回风巷掘进工作面布置在宣威组上段（P2x3）地层下部、宣威组中段（P2x2）地层的顶部，属弱含水层，本掘进巷道区域内对应地表无大的水体；根据相邻巷道及原巷道实际揭露情况来看

13、，预测掘进过程会出现滴水现象,预测涌水量0.22m/h。五、防治水措施在掘进过程中必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”水害防治十六字方针，严格按煤矿防治水细则规定采取措施开展防治水工作，掘进施工前由矿地测部门编制1151回风巷掘进工作面探放水措施，对可能突水区域采取相应的预防措施，防止突水，确保安全生产。 5第三章 巷道布置及支护第一节 巷道布置一、巷道开口位置1151回风巷在19#密闭退回8m处为中以方位角121735朝巷道下帮开口掘进11m,到位后以方位角3959调向、坡度沿C5煤层顶板掘进487m后竣工，总工程量为487m。二、具体施工步骤1.巷道开口前，由机电科与通风

14、科等部门先将风、水管路、监测监控、人员定位及设施、设备安装到位，施工人员对开口点及附近10m范围内巷道支护进行加固，对巷内不可移动管线、设施进行保护，一切准备就绪，符合开工条件，经矿安全生产领导小组验收合格，方可开始开口作业。2.本巷道以中线控制方位，施工前，由地测科在现场标定具体开口位置和中、腰线。三、掘进方向及坡度控制施工中由地测科每20m吊设一组中线（3根），严格控制巷道掘进方向，掘出一定位置后安设激光指向仪，根据现场需要随掘进前移。第二节 巷道断面与支护设计一、巷道断面1.1151回风巷掘进断面设计为梯形断面，掘进宽度5m，掘进中高3.8m，掘进断面S掘=19.06m2； 净宽4.8m

15、、净中高3.6m，S净=17.28m2 。2.水沟布置在巷道面对迎头左帮，净宽300mm，净深200mm，S净=0.06。 二、支护方式（一）临时支护1.1151回风巷掘进时，临时支护采用内注式单体液压支柱协同长度为1.4m、厚度不小于0.2m、宽度为0.2m的方木作为临时支护，木方呈纵向（沿巷道掘进方向）放置。2.支设临时支护前，先挂好铁丝网（顶板不平整时采用方木协同接顶），锚网铺设在方木上方。临时支护必须牢固可靠，临时支护支设完成后，及时进行锚杆（索）。3.每循环掘进0.8m后，支设3根单体柱，临时支护距工作面迎头距离不大于0.2m，两组单体柱分别距两帮1.3m，两组单体柱距离1.2m，永

16、久支护完毕后，方可拆除临时支护。4.临时支护备用材料（1）4根内注式单体液压支柱、6块方木，（长宽厚：1400200200mm），其中1根备用单体液压支柱、3块方木备用。（2）临时支护材料及备用材料，必须统一存放，码放整齐，挂牌管理，存放距工作面不大于30m，严禁挪作它用。附图4：1151回风巷临时支护示意图（二）永久支护 1.1151回风巷永久支护采用锚杆+锚网+锚索+W钢带联合支护。（1）设计锚杆间排距800mm800mm，顶锚杆、帮锚杆均使用20mm2100mm的螺纹钢筋锚杆支护；托盘规格为150mm150mm10mm（厚）；每根锚杆使用3条MSCKb2335型树脂锚固剂，有效锚固长度不

17、小于1.0m；锚杆外露长度为螺母外1050mm。 （2）设计锚索间排距1600mm1600mm，每排布置3根锚索，锚索规格为17.8mm6300mm；锚索托盘规格采用300mm300mm10mm（厚）钢板；每根锚索使用6条MSCKb2335型树脂锚固剂，有效锚固长度不小于2.0m；锚索外露长度为锁具外150250mm。2.当遇围岩不稳定、顶板破碎地段，架设29U型钢棚加强支护，棚间距中对中0.8m（遇特殊情况时另补专门措施）。3.巷道顶帮全断面铺设5mm锚网，网格100mm100mm，网长2000mm宽1000mm，网与网之间搭接长度为100mm，并使用双股16#铁丝对搭接处的两张网进行捆绑扎

18、牢，联网扣间距为200mm。4.锚杆（索）与巷道轮廓切线或层理面、节理面、裂隙面垂直，最小夹角不小于75。5.掘进过程中及时控帮、控顶，随掘随支，及时进行锚杆、锚索永久支护，永久支护支设完毕后距离迎头的距离最大不超过0.2m，临时支护支设完毕后距离迎头最大不超过0.2m。6.顶锚杆锚固力为80kN，帮锚杆锚固力为60kN，锚索预紧力120kN，锚杆（索）实际抗拉力不小于设计的90%。发现不合格锚杆（索），必须及时在其200mm的范围内补打。7.锚杆预紧扭矩不得小于120N.m,每班必须对上一班施工的锚杆进行二次紧固。三、永久支护设计验算（一）锚杆的理论计算法：1.锚杆长度的验算：顶锚杆通过悬吊

19、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：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度，m；L1锚杆外露长度，L1=垫板厚度+螺母厚度+螺母外杆体长度，其取值为0.1m；L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），m；L3锚杆的锚固段长度，锚杆按树脂锚固剂3支长度1m计算；其中围岩松动圈冒落高度： 式中：B巷道掘进巷宽5.0m；H巷道掘进巷高，3.8m（按巷道设计毛高计算）；顶板岩石普氏系数，取=4；两帮围岩的似内摩擦角，=71.57；b= 5.0/2+3.8tan(45-71.57/2) /4=0.78mc=3.8tan(45-71.57/2)=0.62m依据

20、上述公式计算：顶锚杆长：L顶 =L1+L2+L3=0.1m+0.78m+1m=1.88m，实际取2.1m。帮锚杆长：L帮 =L1+L2+L3=0.1m+0.62m+1m=1.67m，实际取2.1m。施工时使用长度为2.1m的顶锚杆，符合要求。2.锚杆直径的确定根据材料力学计算锚杆直径为：D= 式中：D锚杆直径，mm； P锚杆截面载荷，取102kN；Jb螺纹钢锚杆屈服点，取450MPa。则：D=0.0189m=18.9mm施工时取D=20mm，符合要求。3.锚杆排距计算：A=式中：A锚杆最大排距，m；锚杆最小锚固力，取72kN；K安全系数，一般取；冒落拱高度，取0.7；被悬吊砂岩的重力密度，取2

21、2.54kN/m。则：A=1.51m施工时取A=0.8m（间排距0.8m）1.51m，故锚杆支护排距选择合理。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0.8m的支护断面进行验算， 锚杆支护密度为0.8m0.8m，则该范围内顶板有1排锚杆（间距0.8m)共计7根，（每根锚杆最小锚固力为72kN）因此总锚固力如下：F总=772/9.8=51.43(t)；（2）该范围内3m厚悬吊围岩重量（该顶板多为泥质粉砂岩、粉砂泥质岩，选取最大密度为2.254t/m）为：G围=5.00.832.254=27.05t（3）F总=51.43tG围=27.05t，故选支护密度适合。通过以上计算，选用直

22、径20mm、长度为2100mm的螺纹钢筋锚杆，锚杆间、排距均为0.8m0.8m，能满足支护要求。（二）锚索的理论计算法：1.锚索长度的确定：X=X1+X2+X3式中：X1锚索外露长度及托盘厚度之和，取0.4m；X2潜在的不稳定岩层高度,取3.0m。X3锚索最大锚固长度，取2.0。则：X=X1+X2+X3=0.4+3+2=5.4m实际锚索长度取6.3m，符合要求。2.锚索间、排距校核L=NF2/BHr-（2Flsin）/L1式中：N每排锚索根数，3根；F1锚杆最小锚固力，72kN；F2锚索最小预紧力，108kN；B巷道宽度，取5.0m；r煤（矸）容重，取22.54kN/m；锚杆与顶板的夹角，取最

23、小75；L1锚杆排距，为0.8m；H巷道冒落高度，严重地段取3m。则：L=NF2/BHr-（2Flsin）/L1 =3108/5.0322.54-（272sin75）/0.8=1.67m实际工作面锚索间距1.6m，排距取1.6m1.67m，符合设计要求。（三）遇地质构造、顶板破碎加强支护1.当巷道遇地质构造、顶板破碎、顶板淋水、顶板涌水、或局部顶板离层大于4550mm时，需立即停止掘进，先采取加强支护措施。2.遇地质构造发生变化时，可采用单体带帽点柱、架设29U型钢棚等进行加强支护，确保施工安全。3.掘进过程中若遇地质构造和煤（岩）层顶板变化带时，根据实际情况另行编制具体的安全技术措施，严格按

24、措施规定组织施工作业。（四）永久支护与临时支护距迎头距离1.工作面采用永久支护紧跟迎头，永久支护完毕后距离迎头的距离最大不超过0.2m，临时支护支设完毕后距离迎头最大不超过0.2m,因本巷道工程量较短，故整段巷道施工完毕后在整体进行喷浆。2.正常掘进时，一个循环进尺为0.8m，每班2个循环，每截割0.8m后及时支设临时支护，最后及时进行永久支护控制顶板。3.若遇顶板淋水、顶板破碎、断层等地质构造时，临时支护控制顶板距离最大为0.8m，锚网索支护更改为U型棚支护及时进行永久支护控制顶板。附图5：1151回风巷永久支护及施工断面图（五）巷道开口点及岔口支护设计及要求1.巷道开口前，必须对岔口进行加

25、固支护。2.支护方式要求（1）岔口支护设计：半径5m范围内采用“锚杆+锚网+锚索+W 钢带组合联合加密加强支护。（2）使用材料设计锚杆采用20mm2100mm，锚杆施工间、排距为800mm800mm；锚网采用5mm锚网，网格100mm100mm；锚索采用17.8mm6300mm的钢绞线配合长宽3800mm300mm的W钢带，间、排距为1600mm1600mm布置，锚索梁沿巷道断面横向布置。第三节 支护工艺一、锚杆安装工艺（一）打锚杆眼1.先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后，进行临时支护。2.按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；锚杆眼的

26、位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于5。3.锚杆（索）眼深度应与锚杆（索）长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆（索）长度打眼。4.锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。5.进行永久支护作业时，必须在临时支护的掩护下操作。6.打眼的顺序，应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。（二）安装锚杆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.用铁钩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。3.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，

27、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内，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为815s，等待时间为1060s，必须严格按照锚固剂说明书执行，开动锚杆钻机拧紧螺帽，再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。4.当班施工前，必须对上一班施工的锚杆进行二次紧固，确保锚杆托盘紧固牢固。（三）支护材料备用量1.必须在掘进工作面配备不小于两天的支护材料，锚杆不少于200套，锚索不少于20套，锚网不少于70张，锚固剂8箱，作为备用。2.备用支护材料储存在工作面100m范围内宽敞位置，按规定分类码放整齐，挂牌管理。二、巷道工程质量规定 1151回风巷工程质量一览表 表2 检查项目质量标准部位巷

28、道规格优良合格巷道宽巷道中线至任一帮距离0100mm100150mm毛宽（mm）5000净宽（mm）4800巷道高巷道顶底距离0100mm100150mm毛高（mm）3800净高（mm）3600锚杆间、排距/mm100顶板800800顶锚杆规格20mm2100mm全长2100mm帮锚杆规格20mm2100mm全长2100mm外露长度/mm1050mm顶板角度75顶板夹角顶锚杆锚固力/kN80直接顶80kN/根帮锚杆锚固力/kN60煤层60kN/根锚杆扭矩/Nm120锚索预紧力/kN120kN/根距工作面距离/m永久支护紧跟迎头文明生产巷道无杂物、无淤泥、无积水，材料工具按规定码放整齐，挂牌管理

29、。三、锚杆（索）锚固力检测（一）锚杆（索）施工质量要求1.锚网必须贴紧岩面，不得出现兜网。2.锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75。3.锚杆必须横成排、纵成线。4.锚杆托盘必须将锚网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。5.锚网支护紧跟迎头。6.1151回风巷掘进期间，每300根锚杆抽取一组做拉拔力试验，每组锚杆9根（顶锚杆5根、两帮锚杆各2根）、锚索测试数量取总量的5%，要求拉力测试合格率达到100%。（二）检验顶帮支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。（三）抽检指标为：锚杆（索）实际抗拉力不小于设计的90%，顶锚杆锚固力不低于72kN（设计值80kN），帮锚杆锚固力不

30、低于54kN（设计值60kN），锚索预紧力不低于108kN（设计值120kN）。（四）发现不合格支护时，必须及时在其周围200mm的范围内补打合格锚杆（索），并随机再抽取一组进行检测，如发现仍有不合格支护时，将300根范围内的所有支护全部进行检测，对剩余全检不合格的支护及时在其周围200mm的范围内补打合格锚杆（索）。第四节 矿压观测一、顶板离层观测 （一）矿压观测方式1.观测对象：1151回风巷顶板。2.观测内容：巷道顶板离层变化情况。3.安装位置：从1151回风巷开口处开始安装LBY-3型顶板离层指示仪，随着巷道向前掘进施工，自开口点起每50m安装一组，并挂牌管理。4.观测范围：巷道顶板垂

31、直6.3m和2.5m范围以内。5.顶板离层仪安装方法：（1）用锚杆钻机28mm钻头垂直顶板施工6.3m深的孔；（2）用锚索把深基点锚头送至6.3m（与锚索同高）稳定岩层内，送入时拉紧测绳；（3）再用锚索把浅基点锚头送入2.5m（与锚杆同高）岩层内，送入时拉紧测绳；（4）安装好套管，固定好测绳，测绳固定时，把卡头从套管侧面拉出来，用梅花螺丝刀把卡头固定在测绳上，测绳固定后初始值控制在12刻度之间；（5）记录好深基点与浅基点初始读数。（二）数据管理及处理分析1.生产技术科对顶板离层情况进行观测并建立观测台账。2.对安装的顶板离层观测仪进行数据收集，填写现场观测牌板。3.对收集矿压观测数据进行分析，

32、形成分析报告。4.顶板离层观测仪数值变化最大范围为200mm，顶板离层变化超过50mm，必须停止掘进，另行编制专项安全技术措施进行加强支护措施，并对观测点前后5m范围内巷道进行加强支护，且在进行加强支护后支架附近采用锚网索支护段，分别布置1组顶板离层仪重新进行观测。5.对新安装的顶板离层仪，刚安装时连续7天进行顶板离层观测，然后每7天进行一次顶板离层观测，每次观测必须把数据填写在管理牌上并做好相应记录。二、围岩观测（一）在1151回风巷开口点、转向点附近在支护结束后，各设置一个围岩观测点，并挂牌管理。（二）每7天对巷道顶、底板移近量及巷道两帮移近量进行一次观测，并建立台账，同时每次观测必须把观

33、测数据填写在管理牌上。（三）生产技术科每月对巷道顶、底板移近量及巷道两帮移近量观测数据进行一次分析形成报告。围岩观测数据变化范围过大时，应根据实际编制加强支护的安全技术措施。 15第四章 施工工艺第一节 施工工艺一、破岩方式1151回风巷采用EBZ160型成套掘进机切割一次成巷，掘进机进刀方式为巷道中上部进刀，一次切割成巷。二、运输方式采用皮带输送机运输。三、巷道开口及施工要求（一）必须严格按照地测科给定的中、腰线组织施工。施工前将中、腰线引至迎头，按设计高度、宽度画出巷道轮廓线，严格执行画线施工。（二）永久支护为锚杆、锚网、锚索支护，工作面单体带帽点柱作为临时支护，永久支护紧跟迎头，每向前推

34、进1.6m，及时支护，随掘随支，永久支护到位后进入下一循环截割，严禁超循环进度掘进。（三）开口作业前，必须对开口点及附近能移动的设备移至安全地点，不能移动的各种管线、安全设备进行可靠、有效保护，不得损坏任何安全设施、设备及管线，特别严防监控预警、报警和断线。（四）开口作业前，必须对开口点及附近采用锚索配合长钢梁加强支护，必要时进行抬棚支护，抬棚采用双梁双腿支护。（五）开口采用“短掘短支”方法施工，循环进度不得大于1m，严禁超高超宽开口，增加支护难度。第二节 掘进机截割作业一、施工方式（一）采用EBZ160型履带式掘进机掘进，操作顺序为：开动油泵电机开动第二运输机开动第一运输机开动耙爪开动截割头

35、。（二）截割时，采用左右循环从上向下截割,然后根据巷道中心线或激光束将巷道修正到设计断面，完成整个断面截割后进行顶板支护。附图6：1151回风巷综掘机掘割轨迹图二、循环进度循环进度：巷道顶板完整，循环进尺1.6m，每班完成1个循环，班进尺为1.6m，当巷道顶板破碎时，视现场情况将循环进尺缩小到0.8m。三、生产工艺流程开机前准备掘进机割、装、运运料、清浮煤临时支护永久支护安全检查下一循环。四、检修工艺检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿、检修各部皮带输送机。五、掘进机施工要求及施工注意事项（一）掘进时必须沿激光给定的施工方向沿顶板掘进，掘进断面符合本规程的规定，严禁超挖和欠挖。（二）施工

36、过程中严格按巷道规格施工，确保巷道成型。（三）每掘进1个循环，在永久支护前，必须严格进行“敲帮问顶”，清除顶帮悬矸后及时进行临时支护，在临时支护掩护下再进行永久支护，严禁空顶作业。（四）掘进机停止工作和交班时，掘进机司机必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源隔离开关。（五）交接班后，掘进机司机应配合班组长认真检查工作面围岩和支护、通风、瓦斯及掘进机周围情况，保证工作区域内安全、整洁和无障碍物。（六）切割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。（七）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（矸），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎台阶，防止履带

37、前进时越垫越高。第三节 装载与运输一、煤（矸）运输方式（一）运输方式：采用皮带输送机运输。（二）运输路线：工作面迎头掘进机装煤（矸）1151回风巷皮带+1115m联络巷煤仓主斜井皮带地面。二、材料及设备运输方式（一）运输方式：矿车、副斜井绞车。（二）运料路线：地面副斜井+1115m联络巷1151回风巷工作面迎头。三、轨道铺设（一）钢轨型号及轨距30kg/m钢轨，轨距600mm。（二）道枕规格使用木轨枕，规格为：长宽厚为：1200200200mm。（三）其它材料参数其它轨道设施、道岔等需要与轨型一致。（四）铺设轨道要求 1.轨道铺设作为1151回风巷掘进期间材料运输使用，采用30kg/m钢轨。2

38、.钢轨轨距为600mm，轨间距误差不大于-25mm，轨道接头间隙不超过5mm，高低内错差不大于2mm，扣件齐全、牢固，与轨型相符。3.轨道中心线为巷道中心线。钉道要求平直、构件齐全（构件包括道钉、道夹板、螺栓、弹簧垫以及平垫和胶垫）。4.轨枕间距（中对中）不大于800mm，接头处轨枕间距不大于400mm。5.道床应经常清理，无杂物、无浮矸、无积水。6.轨道的延伸随掘进机的移动而延伸，距工作面大于20m，小于60m。7.轨道在使用期间，应加强维护。第四节 管线敷设及风筒吊挂一、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1.5m一个，电缆垂度不超过50mm。二、管

39、缆线敷设：（一）供水管敷设：供水管管径为DN108，水管接口要严密，不得出现漏水现象。吊挂在巷道面对迎头左帮，靠巷道壁左帮距底板0.8m以上位置，管路之间使用配套法兰盘螺丝连接，间隔50m安装一个三通，吊挂间距34m，保持管路与巷道坡度一致。水管距工作面20m范围内使用高压胶管，20m外使用DN89铁管，要随工作面推进及时跟进，以备工作面正常使用。（二）压风管吊挂：压风管管径为DN89，风管接口要严密，不得出现漏风现象。吊挂在巷道左帮距供水管路上部0.3m位置，连接吊挂方式同供水管，间隔50m安装一个三通。风管距工作面20m范围内使用高压胶管，20m外使用DN100铁管，要随工作面推进及时跟进

40、，以备工作面正常使用。（三）排水管吊挂：排水管管径为DN89，管接口要严密，不得出现漏水现象。吊挂在巷道左帮距供水管路下部0.3m位置，连接吊挂方式同供水管，各排水点处安装一个三通。（四）管路敷设要求：必须整齐平直、不交叉、不落地、无漏水、漏气。（五）电缆、监测监控线等敷设要求：在巷道左帮距风管0.3m以上安设电缆钩吊挂牢固整齐，挂牌管理。1.电话线、监测监控线布置在电缆钩最上方位置，敷设要求做到有一定弧度，无电缆盘圈、交叉、进出线盒不敷设在淋水位置。2.监控电缆布置在动力电缆上方，与电话线和监控线距离大于0.3m，电缆钩间距1.8m，敷设要求做到有一定弧度，无电缆盘圈、交叉、进出线盒不敷设在

41、淋水位置。三、风筒吊挂：风筒采用800mm抗静电、阻燃胶质风筒，用油丝绳吊挂在面对巷道迎头的右上方，高度不低于1.8m。附图7：1151运输巷管线布置图第五节 设备及工具配备1151回风巷掘进工作面采用局部通风机压入式通风，采用掘进机掘进施工，使用设备、工具配备如下表所示：1151回风巷设备配备情况 表3序号设备工具名称型号规格功率/kW单位数量备注1掘进机EBZ160256台12局部通风机FBD8.0-245245台2备用1台3变压器KBSGZY-500台24混凝土喷射机JPS61-L7.5台15钻机ZDY125022台16锚杆钻机MYT-150S台2备用1台7激光指向仪YBJ-500台2备

42、用1台8照明综保ZJZ-4.04.0台19矿用隔爆电磁启动器QJZ-120台310矿用本质安全型馈电开关KJZ-400台111矿用本质安全型馈电开关KJZ-630台112矿用隔爆电磁启动器QJZ-2120SF台113锚杆拉力计LDZ-300台114抗静电阻燃风筒800m9015凿岩机YT-28台216单体液压支柱DW35-200/110根4备用1根17扭矩扳手0300N.m台1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式1151回风巷掘进期间，采用局部通风机压入式通风。二、通风设备布置在1082运输石门安装两台对旋式局部通风机（一台工作，一台备用），并实行挂牌管理。两台局部通风机都必须安装风电闭

43、锁装置，且能自动切换。风机必须实行三专（专用变压器、专用开关、专用线路），风筒采用800mm抗静电、阻燃胶质风筒，两台局部通风机自动切换的交叉风筒接头，采用800mm的风筒加工制成，必须在风机切换时能自动连接。风筒拐弯时必须使用硬质风筒或专用拐弯骨架风筒，破损的风筒及时粘补，同时还必须安装风筒传感器，确保掘进工作面有足够的风量。三、风量计算及风机选型（一）风量计算1.按瓦斯涌出量计算式中: q根据根据XXX煤矿20102012年瓦斯等级鉴定结果，矿井最大相对瓦斯涌出量为5.02m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为0.65m3/min，1151回风巷掘进期间的最大绝对瓦斯涌出量Q瓦掘为0.65m/min；k掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，最大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出的比值，参照类似巷道实际，取k=2。100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1的换算系数。2.按照二氧化碳涌出量计算Q掘=67QhcKhc式中:Q掘工作面实际需要风量，m/min；Qhc根据根据XXX煤矿20102012年瓦斯等级鉴定结果，矿井最大绝对二氧化碳涌出量0.72m3/minKhc工作面二氧化碳涌出不均衡的备用风量系