1153回风巷及回风联络巷掘进作业规程

《1153回风巷及回风联络巷掘进作业规程》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1153回风巷及回风联络巷掘进作业规程（69页珍藏版）》请在安全文库网上搜索。

1、镇雄县XXX煤业有限公司XXX煤矿1153回风巷及回风联络巷掘进作业规程编号：掘第202408号编制人： 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 1153回风巷及回风联络巷掘进作业规程目 录第一章 概况1第一节 概述1第二节 编写依据2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4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11第四节 矿压观测14第四章 施工工艺16第一节 施工工艺16

2、第二节 掘进机截割作业16第三节 装载与运输18第四节 管线敷设及风筒吊挂18第五节 设备及工具配备18第五章 生产系统20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 防治水管理43第五节 机电管理44第六节 运输管

3、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53第九节 综掘机操作安全措施54第十节 其 它61第八章 灾害应急措施及避灾路线63第一节 灾害应急63第二节 避灾路线65II第一章 概况第一节 概述一、巷道名称该掘进巷道名称为1153回风巷及1153回风巷回风联络巷（以下简称回风联络巷）。二、掘进目的及巷道用途开掘1153回风巷的目的，是为1153采煤工作面回采期间担任材料运输、回风及行人服务；回风联络巷作为1153回风巷掘进期间回风专用。三、巷道设计长度、方位、坡度及服务年限（一）巷道设计长度1153回风巷设计长度973.4m（其中，开口段20.5m，调向后952.9m)，

4、回风联络巷设计长度35.6m，合计掘进总工程量1009m。（二）巷道掘进方位及坡度1.1153回风巷K0+0mK0+20.5m段在1082运输石门20#密闭退回11m位置为中开口(开口坐标为X=3061925.408、 Y=35479018.779、 Z=+1068.5m)，先按方位角95725,坡度-3掘进20.5m进入C5及C6煤层。2.1153回风巷K0+0mK0+20.5m段到位后调向按方位角2373056,坡度-25掘进35.6m与八联络巷4#密闭位置贯通，作为1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段掘进的回风联络巷。3.回风联络巷形成后在1153回风巷K0+20.5m处为

5、中按方位角401530沿C5煤层顶板掘进1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段，工程量952.9m。（三）服务年限1153回风巷服务年限为1153采煤工作面回采结束。回风联络巷服务年限为1153回风巷掘进结束。四、预计开竣工时间（一）开工时间：预计2024年8月上旬开工。（二）竣工时间：预计2025年7月下旬竣工。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

6、防灭火细则（2021年）。七、煤矿井巷工程质量验收规范（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、XXX煤矿2024年度瓦斯综合治理“一矿一策、一面一策”。十三、1153回风巷及回风联络巷掘进地质说明书(2024年5月25日)。十四、XXX煤矿操作规程及有关安全生产管理制度、生产技术管理规定等。第二章 地面相对位置

7、及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况1153回风巷及回风联络巷井上、下关系对照详见下表： 表1.井上下对照关系表 工作面名称1153回风巷及回风联络巷采区名称一采区地面标高+1450m+1640m井下标高+1068.5m+1199m地面情况巷道掘进区域内对应地面为高山地形，无建筑物和水体。井下四邻关系1153回风巷掘进工作面布置在原1151运输巷北侧、相距10m，巷道沿C5煤层的顶板掘进，巷道北面为原生煤体，南面为原1151运输巷，西面为回风斜井；东面为原1151采面采空区。掘进对地面设施的影响巷道掘进区域内对应地面为高山地形，无建筑物和水体，掘进期间对地表无影响。附图1：1153

8、回风巷及回风联络巷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）无名煤厚度预计为0.5m，直接顶板为薄中厚层状泥岩泥岩，厚约0.4m，岩体质量及稳固性差；间接顶板为厚约3m的细砂岩，稳固性较好。底板亦为薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩，岩体质量及稳固性差。 （二）C5煤层预计厚度1.5m,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；底板亦为薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩，厚0.11.3m，岩体质量及稳固性差。（三）C6煤层预计厚度2.5m，顶板为薄中厚层状粉砂质泥岩及泥岩，厚0.11.3m，岩体质量及稳固性差。底板为薄中厚层状泥岩，厚0.412.74m

9、，岩体质量及稳固性差；间接底板为泥质粉砂岩及粉砂岩。附图2：1153回风巷及回风联络巷地层综合柱状图附图3：1153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据2011年1月26日云南省煤炭产品质量检验站出具的煤尘爆炸及煤层自燃倾向性检验报告现开采的C5煤层为类自燃煤层，C6煤层为类

10、不易自燃煤层。根据2011年1月26日云南省煤炭产品质量检验站出具的煤尘爆炸及煤层自燃倾向性检验报告及2023年11月24日贵州基安矿山技术服务有限公司出具的煤尘爆炸性检测报告，现开采的C5、C6煤层煤尘无爆炸性。第三节 地质构造根据1151运输巷实际揭露资料分析，1153回风巷掘进工作面在掘进至76.8m处会揭露一正断层，断层产状及编号为F30：倾向30，倾角55，落差5m；后段在掘进过程中不会揭露断层构造，煤层会有小的起伏，无较大褶皱。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

11、等。二、其它水文地质情况1.1153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。2.老巷、采空区积水对掘进巷道的影响根据采掘工程平面图，老窑主要分布在煤层露头，距离煤层露头最短平距640m,1153回风巷在掘进期间不受老窑积水威胁；1153回风巷掘进工作面距离矿井采空区2（原1151采空区）最短平距45m，根据1151运输巷在掘进期间探测以及实际揭露情况，该采空区无积水，对巷道掘进无水害威胁。三、断层、裂隙水1153回风巷掘进范围内可能受F30正断层（倾向30、倾角55、落差5m）影响，顶板稳定性变差，施工期间可能会遇小型裂隙，对巷道施工整

12、体影响不大。四、涌水量根据地测部门提供1153回风巷及回风联络巷掘进地质说明书:1153回风巷及回风联络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，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（一）加强对地质构造（断层）的分析、预报及探查工作。（二）掘进期间加强水情观测，及时分析、预报，发现异常及时汇报有关单位和领导，以便及时采取有效的防治水措施。（三）必须保证井下排水系统畅通，排水设施完好，排水能力满足要求。（四）采掘工作面或其他地点发现有挂红

13、、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突出预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。（五）对于巷道破碎和淋水段特别加强支护，巷道排水沟按规定设置并及时清理。 第三章 巷道布置及支护第一节 巷道布置一、巷道开口位置1153回风巷在1082运输石门20#密闭退回11m位置开口(开口坐标为X=3061925.408、 Y=35479018.779、 Z=+1068.5m)；回风联络巷在1153回风巷K0+20.5m处开口。二、具体施工步骤1.巷道开口前，由机电科与通风科等部门先将风、水管路

14、、监测监控、人员定位及设施、设备安装到位，作业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1.1153回风巷K0+0mK0+20.5m段设计为半圆拱断面，掘进宽度5.0m，掘进中高3.8m，掘进断面S掘=16.31m2； 净宽4.

15、8m、净中高3.6m，S净=14.8m2 。1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段设计为梯形断面，掘进宽度5m，掘进中高3.9m，掘进断面S掘=19.5m2； 净宽4.8m、净中高3.8m，S净=18.24m2 。2.回风联络巷掘进断面设计为半圆拱断面，掘进宽度3.2m，掘进中高3m，掘进断面S掘=8.49m2； 净宽3.0m、净中高2.8m，S净=7.43m2 。3.1153回风巷K0+0mK0+20.5m段及回风联络巷水沟布置在巷道迎头右帮，1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段水沟均布置在巷道迎头左帮，水沟净宽300mm，净深200mm，S净=0.06。 二、支护

16、方式（一）临时支护1.1153回风巷及回风联络巷掘进时，临时支护采用内注式单体液压支柱协同长1400mm宽200mm厚100mm的木板作为临时支护，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（顶板不平整时采用木板协同接顶），锚网铺设在木板上方。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）。3.1153回风巷每循环掘进0.8m后支设3根单体柱，回风联络巷每循环掘进0.8m后支设2根单体柱，临时支护距工作面迎头距离不大于0.2m，永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块木板（长1400mm宽200mm厚100mm

17、），其中1根备用单体液压支柱、3块木板备用。（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（1）：1153回风巷K0+0mK0+20.5m段临时支护示意图附图4（2）：1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段临时支护示意图附图4（3）：回风联络巷临时支护示意图（二）永久支护 1153回风巷K0+0mK0+20.5m段及回风联络巷永久支护采用锚杆+锚网+锚索+W钢带+喷浆联合支护;1153回风巷K0+20.5mK0+973.4m段永久支护采用锚杆+锚网+锚索+W钢带联合支护。1.设计锚杆间排距800mm800mm，顶锚杆、

18、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，有效锚固长度不小于1.0m；锚杆外露长度为螺母外1050mm。 2.巷道顶帮全断面铺设5mm锚网，网长2000mm宽1000mm，网格100mm100mm，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牢，联网扣间距为200mm。3.1153回风巷设计锚索间排距1600mm1600mm，回风联络巷设计锚索间排距1600mm2400mm，每排布置3根锚索，锚索规格为17.8mm6300mm；锚索托盘规格采用300mm30

19、0mm10mm（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。4.W钢带规格为长3800mm宽300mm，孔距1600mm,钢带紧贴岩面协同锚索支护顶板。5.1153回风巷K0+0mK0+20.5m段及回风联络巷喷浆采用复合硅酸盐水泥PC325，纯净的石粉（硬岩砂）、粒度不大于10mm，按配比为水泥：砂=1：3的重量比均匀搅拌而成，混凝土标号为C20，喷浆厚度100mm，喷浆后必须将巷道帮顶全部封闭。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：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效

20、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（按1153回风巷掘进宽度计算）；H巷道掘进巷高3.9m（按1153回风巷掘进中高计算）；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+3.9tan(45-71.57/2) /4=0.78mc=3.9tan(45-71.57/2)=0.63m依据

21、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+0.63m+1m=1.68m，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

22、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

23、直径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

24、最小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-（2F1lsin）/L1 =3108/5.0322.54-（272sin75）/0.8=1.97m实际工作面锚索间距1.6m，排距取1.6m1.97m，符合设计要求。（三）特殊支护1.当巷道遇地质构造、顶板破碎、顶板淋水、顶板涌水、围岩易片帮冒落时，先采取加强支护措施，缩小锚杆间排距为600mm800mm，每眼加装一条树脂锚固剂，同时将锚索间排距缩小为1200mm1600mm。若围岩松软破碎严重，则采取增加锚杆长度至3000mm，增加锚索长度至8300mm，每眼再加装1条锚固剂。2.采取前一条措施不能满

25、足安全要求时，采用U29型钢棚架棚支护，巷道净断面尺寸不变，棚间距(中对中)0.8m，帮顶用背柴、木板加金属网片背接严实。3.掘进过程中若遇地质构造和煤（岩）层顶板变化严重时，根据实际情况另行编制具体的专项安全技术措施。（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。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。附图5（1）：1153回风巷K0+0mK0+20.5m段永久支护断面图附图5（2）：1153回风巷K0

26、+20.5mK0+973.4m段永久支护断面图附图5（3）：回风联络巷永久支护断面图（五）巷道开口点及岔口支护设计及要求巷道开口及岔口处巷道跨度较大，在施工前必须对开口及岔口处10m范围内的巷道进行加固，具体方法如下：1.顶板正常时采用锚杆+加长锚索+锚网+W钢带联合支护：锚杆间排距为800mm800mm，锚杆长度2100mm，锚杆眼每眼装3个锚固剂；锚索间排距为1600mm1600mm，增加锚索长度至8300mm穿3.8m钢带支护，每3根锚索穿1块W钢带，锚索眼每眼装6个锚固剂。2.顶板不稳定时采用加密加长锚杆（索）+锚网+（锚索梁）：将锚杆间排距缩小至600mm800mm，增加锚杆长度至3

27、000mm，锚杆眼每眼装4个锚固剂；锚索间排距缩小至1200mm1600mm，增加锚索长度至8300mm穿长5m的11#工字钢，每3根锚索挂1根托梁，锚索距托梁端头900mm，锚索眼每眼装7个锚固剂。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、

28、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，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

29、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 表2.1153回风巷及回风联络巷工程质量一览表 检查项目质量标准备注优良合格巷道宽巷道中线至任一帮距离0100mm100150mm巷道高巷道顶底距离0100mm100150mm锚杆间、排距允许偏差100mm顶板、两帮顶锚杆规格20mm2100mm螺纹

30、钢锚固长度不小于1m帮锚杆规格20mm2100mm螺纹钢锚固长度不小于1m外露长度1050mm螺帽以外部分角度75锚杆与巷道轮廓线夹角顶锚杆锚固力80kN最低不小于72kN帮锚杆锚固力60kN最低不小于54kN锚杆螺帽扭矩120Nm最低不小于108Nm距工作面迎头距离0.2m网片与岩面接触距30mm搭接长度100mm锚索间、排距允许偏差100mm锚索规格17.8mm6300mm钢绞线锚索预紧力120kN不小于108kN外露长度/mm150250mm锚具以外部分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。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

31、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。6.1153回风巷及回风联络巷掘进期间，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），帮锚杆锚固力不低于54kN（设计值60kN），锚索预紧力不低于108k

32、N（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：1153回风巷。2.观测内容：巷道顶板离层变化情况。3.安装位置：从1153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：巷道顶板垂直7.5m和3.0m范围以内。5.顶板离层仪安装方法：（1）

33、用锚杆钻机28mm钻头垂直顶板施工7.5m深的孔；（2）用锚索把深基点锚头送至7.5m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3.0m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，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，

34、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10m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1153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

35、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1153回风巷及回风联络巷采用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，每向前推进0.8m，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

36、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）开口严格采用“短掘短支”方法施工，循环进度不得大于0.8m，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。（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

37、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6：1153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0.8m，每班完成2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0.6m。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

38、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

39、式：采用皮带输送机运输。（二）运输路线：1153回风巷及回风联络巷工作面迎头1153回风巷1082运输石门1082运输石门（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1082运输石门1153回风巷工作面迎头。第四节 管线敷设及风筒吊挂一、管路敷设（一）排水管吊挂：排水管为DN89无缝钢管，吊挂在巷道右帮，距巷道底板0.6m，使用专用挂钩进行吊挂，吊挂间距34m，管路之间使用配套法兰盘螺丝连接，管接口要严密，不得出现漏水现象，各排水点处安装一个三通。（二）供水管吊挂：供水管为DN89无缝钢管，吊挂在巷道右帮，位于排水管上部0.3m位置

40、，使用专用挂钩进行吊挂，吊挂间距34m，管路之间使用配套法兰盘螺丝连接，管接口要严密，不得出现漏水现象，每间隔50m安装一个三通，水管距工作面迎头20m范围内使用高压胶管，保持管路与巷道坡度一致，要随工作面推进及时跟进，以备工作面正常使用。（三）压风管吊挂：压风管为DN108无缝钢管，吊挂在巷道右帮，位于供水管上部0.3m位置，使用专用挂钩进行吊挂，吊挂间距34m，管路之间使用配套法兰盘螺丝连接，管接口要严密，不得出现漏风现象。每间隔50m安装一个三通，风管距工作面迎头20m范围内使用高压胶管，要随工作面推进及时跟进，以备工作面正常使用。二、缆线敷设1.在巷道中心线偏左600mm顶板位置安装钢

41、绞线，钢绞线上每隔1.5m悬挂一个电缆钩，每个钩子只能挂一根电缆，电缆距离顶板大于300m,电缆垂度不超过50mm。2.电话线、监测监控线等弱电线缆均布置在电缆钩最上方位置，与动力电缆间距不小于0.3m,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。三、气动单轨吊的安设（一）吊车型号及相关参数吊车选用DQ50/0.5型气动单轨吊车1部；整机采用两台6吨气动葫芦，增加起吊梁，额定吊重12吨。（二）轨道配置及安装要求 轨道由每根长度L=2.4m ，24.5kg/m的I140V重型轨道连接而成；轨道中心线距离巷道上帮1500mm，距离皮带边沿1200mm,轨道距巷道顶板不大于1

42、200mm,通过锚链与上方锚杆相连接，锚杆选用规格为202500mm的螺纹锚杆，锚链选用规格为1864mm单轨吊链条。单轨吊换装车场在1020材料石门风门往里5-10m位置，卸车点距离掘进工作面迎头30-50m,轨道随工作面推进延伸。四、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左上方的钢绞线上，风筒距离下帮0.3m,距巷道底板高度不低于2.2m，风筒出风口距离迎头距离不大于5m。附图7：1153回风巷及回风联络巷管线布置图第五节 设备及工具配备1153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：表3.1153回风

43、巷设备配备情况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EBZ160265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ZDY420055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118隔爆电滾筒皮带机WD80-3737台119带式输送机DSJ80/40/2*55255台120气动单轨吊DQ50/0.5台1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式1153回风巷及回风联络巷掘进期间，采用FBD8.0/245kW局部通风机压入式通风。二、风量计算及验算（一）风量计算及验算1.按瓦斯涌出量计算: Qhf=100qhfkhf=1000.652=130（m3/min）式中: qhf根据根据XXX煤矿20102012年瓦斯等级鉴定结果，矿井最大