回风大巷作业规程 2

回风大巷作业规程

第一章基本概况

第一节井上下及煤层对应关系

回风大巷位于山西梅园永兴煤业井田中南部。主要用于矿井通风系统、行人

等工作。地面位置：位于梅园永兴井田中部，主斜井西北部。井下位置：东北距

轨道运输大巷30m,西北距回风立井大巷952m,西南距原采空区35m,东南接主

斜井（现回风斜井），巷道西北布置。附：回风大巷工作面风巷布置图1

回风大巷设计利用原回风上山巷道，对原巷道进行扩刷，扩刷巷道约400m,

方位角333。回风大巷巷与主斜井呈90°夹角（现回风斜井），向西北掘进。设

计长度约1352m。断面为矩形巷道，毛断面宽4.2mX高3.0=12.60?,净断面宽4m

2

X高3m=12mo

第二章煤层赋存及围岩地质情况

第一节煤层赋存及围岩特征情况

回风大巷延8#煤层底板开拓掘进，赋存于二叠系太原组地层下部，为沉积

旋回的海陆交互相含煤构造型沉积。煤层厚度稳定，中底部含二层夹砰，地层倾

角北部5-10°,南部一般10°,局部达25-30°,平均为16°。

表2T:围岩及其特征

顶底板石U-l石-T-厚度岩性特征

名称名称（）

层m

顶老顶中/细砂岩25.6“灰岩、钙质胶结、岩性坚硬

底

泥岩、砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、

板.直接顶5.6

粉砂岩局部砂质泥岩

情

泥岩

老底泥岩、砂质泥岩0.8-2.1

况砂质泥岩

附：煤层综合柱状图2

第二节地质构造情况

该煤层倾角为10°-22°之间，平均角度16°。从目前资料分析，尚未发

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现影响掘进回采的陷落柱存在，在巷道掘进到约850m有一个2m的正断层。

第三节瓦斯、火、煤层情况

1、瓦斯：煤层瓦斯相对涌出量为18.520?/t，属高瓦斯矿井。

2、煤尘：煤尘具有爆炸危险性。

3、煤的自燃：属自燃型。

4、地温：正常。

5、地压：正常。

第四节水文地质情况

本含水层组由LI、K2、L4、L5四层石灰岩组成，含灰岩层段厚30〜40m。

灰岩中以K2最厚，质纯，是本含水层组的最主要含水层；L1多为泥灰岩，L为

石灰岩，L5多为泥灰岩。同奥陶系一样，本含水层的岩溶发育带和强富水带，

也是沿边山断裂带展布，其范围基本同于奥陶系。位于边山断裂带的钻孔，自东

向西南如404孔、357孔、627孔,岩溶发育，单位涌水量1.3TL18L/s•m,

渗透18.15-86.57m/do而离边山断裂带500m的541号孔，单位涌水量明显减少,

为0.0492L/s・m,渗透系数0.71m/d。再离断裂带远一些的钻孔，单位涌水量为

0.00029-0.0248L/S•m,渗透系数0.0023-0.208m/do在平泉至西梁泉岭一带形

成自流。本含水层组水流方向在边山强富水带中基本是自东北向西南，标高

798.60-789.40m,坡度平缓。本含水层组矿化度为1.04T.53g/L,其变化规律

是在边山强富水带向西南逐渐增高，但递增平缓，平均每平方公里增加25mg/L,

总硬度为24.44-46.76德国度，水质类型为SO2-4-HCO-3-Ca2+-Na+型。

根据周边矿井涌水情况调查，在掘进过程中，可能会有少量底板出水，水顺

着巷道自流进井底车场水沟中，流至井底水仓。

工作面正常涌水量为3-5m3/d,最大涌水量10m3/d。

第三章巷道布置情况

第一节工作面巷道布置

回风大巷掘进工作面，在主斜井（现回风斜井）井底原回风上山位置，距主

斜井（现回风斜井）井底400m开始掘进，由地测科测定回风大巷中线，开始施

工。掘进至约1352nl与回风立井回风大巷贯通。贯通前腰提前通知地测科，给定

预透准确点，贯通前提前通知通风部，做好贯通后的通风系统调整。回风大巷沿

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煤层底板布置，随煤层顶板向西北掘进。设计长度1352m（原回风上山400m）,

巷道断面为净4mX3m,全锚喷支护，喷浆厚度100mm,巷道全部为半煤岩巷，破底

约500mm。

第二节施工顺序

回风大巷掘进工作面--回风立井回风大巷。在巷道掘进到约850m处有一个

2m的正断层，遇到断层后要根据顶板情况加强支护。

第三节巷道中腰线

巷道施工前必须由地测科给线定位，巷道沿煤层顶板掘进，在掘进过程中，

要严格按照给定的中线进行施工。

第四章巷道支护

第一节支护设计结论说明

根据山西梅园永兴煤矿初步设计，开拓大巷均采用矩形断面一，树脂锚杆与喷

射碎支护方式（局部破碎地段喷射碎加金属网或增加锚索支护相结合的支护方

式）；各联络巷采用矩形断面，支护方式为锚喷；工作面顺槽断面形式为矩形断

面，顶板采用锚网加锚索支护，两帮采用锚杆支护方式，局部地段顶板破碎时采

用增加锚索加钢带支护方式。

锚网支护形式，回风大巷的支护方案如下：

顶板采用①20XL2000mm螺纹钢锚杆，树脂药卷加长锚固支护、铺经纬网和

钢筋梯子梁。该方案主要考虑如下：

1、顶板锚杆通过钢筋梯子梁和经纬网形成整体，防止破碎顶板冒落，共同约束

锚固区内煤体的变形和破坏。

2、为了有效控制顶板，每2.4米打设一根中15.24mmX6300mm锚索。

3、帮锚采用中18mlnXLl800mm圆钢锚杆，树脂药卷加长锚固支护、铺设经

纬网和钢筋梯子梁。该方案主要考虑如下：

根据山西梅园永兴煤业初步设计，回风上山大巷为全锚网喷支护。设计巷

道顶板5根中20XL2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mmX800mm,左右两边的两根

锚杆向外斜20°,铺设经纬网和中12mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，每隔2.4m在巷

道中线顶板加打一根①15.24mmX6300mm钢绞线锚索。设计左帮右帮各打设4

根锚杆，下边锚杆距底板300mm,最上边锚杆距顶板300mm并向上斜10°,铺设经

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纬网和钢筋梯子梁联合支护。巷道净断面12m2。

第二节临时支护的方式

1、护顶装置规格：采用两根3.5m长的3寸钢管作前探梁，用专用前探梁卡

（四个）固定于巷道第二和第五根锚杆上，用一块3500x150x50mm的优质松木

板进行临时护顶，用大木楔（规格为500x200x150mm）绞顶。

2、护帮装置规格：

构件一：使用长700mm的2.5寸钢管，在一端焊接厚度为8mm的钢板。

构件二：使用长1.5m的「寸钢管，在距端头300mm、1400mm处用直径10

mm的圆钢焊制挂钩，距端头40mm处打一直径16mm的联接孔。

构件三：使用1寸钢管焊制边框，将规格为3.5x1.5m菱形网片焊接在边框

中，边框中部焊制两根钢管加固，间距1.0m。

3、架设方法：

⑴、断面切割成形后，将掘进机停电并闭锁其隔离开关。

⑵、人员站在掘进机上前移前探梁卡，将前探梁卡扭接到永久支护中第二和

第五两根锚杆上，前探梁卡要满丝满口。

⑶、将掘进机退出工作面往外5m,停电并闭锁其隔离开关。

⑷、由班组长用专用敲帮问顶工具，由外向里进行敲帮问顶，找掉帮顶活煤

砰，确认无问题后，方可进行临时支护。

⑸、在最后一排永久支护下搭设工作台。架板搭设在梯子两侧，外露部分不

少于300mm。

⑹、将临时支护网片一边与永久支护网局部联网，左、中、右各联一处，每

处3扣以上。工作台上人员将绞顶大板放到前探梁上。此时，将护帮装置的菱形

网片的边框横挂于2寸弯管的外挂钩上，两人协作托起菱形网片同时将两个长

500mm的弯头分别插入前探梁管中。

（7）、前面两人将临时支护网用钢筋梯子梁推起，后面两人用钢筋梯子梁顶住

前探梁，将前探梁窜入空顶区直至将护帮装置顶住窝头迎头煤，工作台上人员将

手臂伸入空顶区，用大木楔绞实顶板，然后将临时支护网与永久支护网孔孔相联。

⑻、如顶板高低不平时，前探梁无法前窜时，可用专用铁链将前探梁吊于前

探梁卡上并绞死防止前窜或后窜，大链必须用马蹄环、螺丝满丝满口封口。

⑼、锚杆打设完毕后，前探梁后退200mm,卸下临时护帮装置避免影响下

一循环割煤。

附：临时支护图（1：50）

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第三节永久支护

一、回风大巷正常段支护

1、顶板支护

每排采用①20*L2000mm的高强度螺纹钢锚杆5根，锚杆排距为800mm,

间距800mm。顶角锚杆距帮300mm,顶角锚杆向两帮倾斜20°角打设。树脂药

卷加长锚固，每根锚杆采用（CK+Z）2360、Z2360型药卷各一支，铺设金属网

和①12mmx80mm圆钢焊制的长4000mm的双筋双梁钢筋梯子梁，采用

150x150x10mm的钢板托板。

锚索加强支护为每隔2.4m布置二根①15.24mm的大孔径预应力锚索，锚索

孔深度为6.0m,锚索长度为6.3m,每根锚索采用的树脂药卷型号为（CK+Z）

2360一支，Z2360二支，每根锚索配套使用一块规格为300x300x16mm的钢板,

锁具一•套。

2、两帮支护

两帮支护采用①18L1800mm圆钢钢锚杆，每帮4根，锚杆间距为800mm,

排距为800mm。树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用Z2335、Z2360型药卷各一支,

铺设金属网和①12mmx60mm圆钢焊制的长3000mm的双筋双梁钢筋梯子梁，采

用150x150x10mm的托板。

二、巷道隐蔽工程质量控制和记录管理严格按照集团公司掘进质量标准化要求

进行

附：支护材料参数表

紧固钢筋梯子

杆体锚垫锚固剂网片网丝

装置锚梁

支

材材

材质规格规格规格力型号/材质规格规格

质质

孔

HY(CK

顶丘'“强150x1004000

B型+Z)1小格

板螺纹①150xl.OxX

20KN2360①

快速型金16#

支钢锚L2000钢10m以4.0m1260m

‘安装Z236属网铅

护杆板m上1阿m

器0丝

钢

两高强①18150x80K233小格l.Ox3000

M221

帮螺纹L1800150xKN5型金3.2mX

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支钢锚10m以Z236属网60m

1

护杆m上0m

第五章矿压监测

第一节观测对象

观测对象为：巷道老顶、直接顶离层及巷道围岩位移、锚杆载荷、锚杆锚固

力。

第二节观测内容

1、巷道表面位移测站

2、顶板离层测站

3、锚杆受力测站

4、深基点测站

5、锚固力抽查

第三节观测方法

1、巷道表面位移测站：

锚杆支护掘进至100米时设置第一个测站，隔100m设第二个测站，连续设

2组。岩性或锚杆支护参数发生变化均应设置测站观测。每个表面位移测站包括

在断面的顶、底板和两帮的中部各布置I个测点。测站安装在垂直于巷道壁的

①30mm,深450mm的孔，测站采用①20L500mm圆钢焊制，用树脂药卷锚入孔

中，用测枪或测杆量测顶底板和两帮的相对位移。

2、顶板离层测站：

掘进过程中每隔50m在顶板中部安设一个离层指示仪。离层仪深基点6.0m,

浅基点2.0m,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。

3、锚杆受力测站：

本队锚杆支护开始100m设置第一个测站，隔100m再设第2个，共设置2

个测站，每个测站16个测点，采用测力锚杆对顶板锚杆载荷进行观测，同时两

帮采用锚杆液压枕进行观测。

4、巷道开始掘进60米及120米处各安装一组深基点测站。

5、锚固力抽检

锚固力抽检时，要每300根锚杆为1组，每组测6根，顶板4根、两帮各1

根，抽检时只做非破坏性拉拔，拉拔至锚杆锚固力90%以上，即螺纹钢锚杆锚固

力顶锚杆大于90KN,帮锚杆大于72KN,达到上述要求后立即停止拉拔。若发

现不合格锚杆，要及时在附近补打锚杆。

6、预紧力抽检

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施工中，安排专人按不小于30%的比例和不大于两天的时间间隔用力矩扳手

对锚杆螺母预紧力进行抽测，预紧力达300N-m即为合格，否则该区域锚杆必须

重新拧紧。

第四节数据处理

1、锚杆支护技术参数检测要求：锚杆间排距，锚杆的安装角度，锚杆的外

露长度。（验收表上显示）

综合监测：顶板离层、巷道表面位移、锚杆受力状况

观测频度：每周观测1〜2次，若遇到特殊情况，适当增加观测次数，待顶

板稳定后可每月1〜2次。

日常监测：巷道表面位移和顶板离层

观测频度：顶板离层仪在掘进工作面50米内观察离层值，每班1次；在50m

以外，除非离层仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，改为观测两个

刻度坠的颜色，频度为每周一次。巷道表面位移观察频度同综合监测。

2、在观测过程中，若发现离层值进入警告区内时，要停止掘进，对该测站

前后20m范围进行补打锚杆或锚索进行加固，加固后再进行掘进工作。

3、在观测过程中，若发现离层值进入危险区时，应及时汇报掘进科采取相

应的安全措施。

4、在观测过程中，若发现地质条件变化时，针对观测的矿压数据，及时进

行锚杆支护参数的修改。

第六章掘进施工方式

第一节工艺流程

一、工艺流程

「割煤1

准备一十进料一＞■敲帮问顶一临时支护—「永久支护11r-循环。

L出煤」'一验收一J

大巷喷浆距工作面30m进行喷浆作业。

二、施工工艺

1、施工工艺过程：

⑴、割煤，根据设计的断面尺寸进行割煤，保证割煤成形，成形不好时人工

刷帮。

⑵、临时支护，前窜前探梁，上顶网、钢筋梯子梁，吊挂临时护帮装置。

⑶、打顶锚杆，按设计要求打设。

⑷、人工刷帮，确保帮锚杆托板贴帮。

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⑸、打帮锚杆，按设计要求打设，帮锚杆可滞后顶锚杆两架棚打设。

⑹、顶锚杆全部打设完毕后，方可进行下一循环。

2、锚杆、锚索施工工艺：

⑴、顶锚杆施工工艺

①标眼位：临时支护将顶背实绞牢后，搭好工作台，按照设计位置要求标定

眼位，并用洋镐将眼口刨平，煤层节理发育时，钻孔角度与节理面垂直或斜交。

②打眼：掌钎工用左手抓住处于直立状态的锚杆钻机护绳板，右手将1.2m

钻杆插入钻机夹盘内，操作者抓紧锚杆钻机T型把手，然后顺时针旋转支腿控

制钮，直到钻尖对准眼位，然后慢慢给马达控制板加压，当钻尖钻入顶板后，操

作者用右手拇指逆时针旋转水控制阀，钻杆同时溢水冲刷清孔，钻孔到位后，下

缩钻机并关水。照上述操作程序完成2.0m钻杆打眼。（顶锚杆孔深为2000mm）

③安装锚杆：先把锚垫、半球垫、快速安装器套在锚杆上，再把树脂药卷依

次装入钻孔并用锚杆将药卷送到孔底，并将专用搅拌器插入钻机夹盘内，然后边

搅拌边推进，直到将锚杆送入孔底，搅拌时间不少于40s。

④紧固锚杆：等待1分钟，待验收员量取中线合格后，开动钻机旋转螺母，

确保锚杆的托板紧贴巷壁，紧固锚杆直至锚杆预紧力达到230N-m。然后在钻机

上安装倍增器，利用倍增器将锚杆紧固至300N-m。

附倍增器紧固锚杆时的使用方法：

①在顶锚杆使用前，先将钻机竖起并使钻机头落下，钻机轴线与锚杆轴线一

致，再将倍增器输入端套入钻机输出端内，靓啊钻机升起使倍增器输出端套入待

紧锚杆螺母上，然后把反扭矩机构的链条逆时针方向拉展，将挂钩挂在顶部的金

属网上。

②紧固作业，开始紧固时，钻机钻速不可过快，当倍增器反扭矩机构链条预

紧后方可逐步加快转速，进入正常紧固作业。

③紧固到位后，钻机将处于失速状态，停止钻机。

④紧固后，人工将扭矩限制机构手把顺时针方向回转--下，使链条松动，摘

下挂钩，落下钻机头，取下倍增器。

（2）、帮锚杆施工工艺

①联网：先用洋镐敲掉两帮活煤肝，搭好工作台，铺网并将帮网与顶网及上

一排帮网孔孔相联。

②打眼：验收员标出眼位，一人将钻杆对准眼位，并把钻杆插入风钻内，然

后放开钻杆，同时开水冲孔，另一人操作风钻将帮眼打设至规定位置，当煤层节

理发育时，钻孔角度与节理面垂直或斜交。（帮锚杆孔深为1750mm）

③安装锚杆：刨平眼口并将搅拌器、锚垫及半球垫套在锚杆上，再把树脂药

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卷装入钻孔内，安好梯子梁后用锚杆将药卷送入孔底，然后将搅拌器插入风钻内

边推进边搅拌，直到将锚杆送入孔底。

④紧固锚杆：卸下搅拌器，等待1分钟，锚杆必须用风动扳手或扳手拧紧，

确保锚杆的托板紧贴巷壁，利用风动扳手或扳手将锚杆紧固至预紧力为230N-m。

再使用倍增器将锚杆紧固至预紧力为300N-m。使用倍增器紧固帮锚杆时，先将

倍增器输出端套入锚杆螺母上，然后逆时针方向把钩挂在帮网上，再将钻机头输

出轴套在倍增器输入轴上，开动钻机紧固即可。紧固完毕，线撤出钻机头，在撤

下倍增器。

⑶、锚索施工工艺：

①钻孔，采用风动锚杆钻机完成，搭设好工作台，钻孔时要保持钻机底部不

挪动，以保证钻孔成一直线，一人在工作台上扶钻杆，接长钻杆，一人在工作台

下扶钻机，第三人负责操作钻机，其它无关人员均应远离至钻机半径2m以上范

围之外，接钻杆时，任何人身体不得正对钻孔或站在钻孔下方。钻到预定孔深后

下缩锚杆钻机，同时清孔。

②锚固，采用树脂药卷锚固，孔底一支为(CK+Z)2360,外面两支为Z2360,

按先后顺序用钢绞线轻轻将树脂药卷送入孔底，用搅拌器将钢绞线和钻机连接起

来，拧紧载丝，两人扶钻，保持钻机与钻孔成一直线，边推进边搅拌，搅拌30

秒，同时将钢绞线送入孔底，等待2分钟，回落钻机，卸下搅拌器。

③涨拉，树脂药卷锚固至少40分钟后，再装托梁、托板、锁具，并使它们

紧贴顶板，挂上涨拉千斤底，开泵涨拉，观察压力表读数，超涨拉到预紧力20T

以上即停止涨拉，卸下涨拉千斤顶。

④涨拉前，两人上至掘进机上配合安装涨拉千斤顶，安装好后，微动油泵至

压力表读数为2MPa,停止涨拉，人员全部撤至被涨拉锚索下方半径5m以外后，

负责开泵人员方可继续涨拉。若涨拉千斤顶行程不够，必须停止涨拉，两人扶住

千斤顶，开泵将千斤顶回零，按本条规定继续涨拉至少三次，当顶板较为松软时

必须按本条规定继续涨拉至少5次。

⑤为使锚索达到规定锚固力，涨拉锚索需使用风动涨拉泵，涨拉时为保证风

量、风压，禁止工作面内其它用风作业。

⑥涨拉过程中，若发现锚索受力异常，要停止涨拉，重新补打锚索。

⑦钢绞线外露不大于300mm,超长后重新补打锚索。

⑧锚索安设的间距误差不得超过设计值土100mm。

⑨每200米安设一组锚索测力计，前一周每天观测一次，•周后每四天观测

一次。

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第二节施工设备

1、回风大巷掘进采用EBJ—l20Tp型掘进机，配套使用JZP-100A型转载皮

带机、SSJ80-2X75可伸缩胶带输送机组成机械化作业线，完成工作面的割煤、

装煤和运煤工作，同时使用底皮带运料。KDFN0.6.3-15X2局部扇风机、

MYT-134V型锚杆机、JD—25型调度绞车以及除尘器、探水钻机、小水泵等设

备。

2、施工机具：

A、MQT-134风动锚杆机，B19mm＞长1.2m和2.4m钻杆,①30mm合金刚

钻头、搅拌器、紧固器。

B、帮风动锚杆机、2.0长干式麻花钻杆及①30mm钻头。

C、锚索施工工具：风动锚杆机、Bl9mm、①30mm合金刚钻头、专用搅拌

器、专用油泵、紧固器，及液压剪。

第三节作业方式

一、掘进机进刀方式：

掘进机采用底部掏槽，自开缺口，直接进刀的方式，进刀后自左而右，完成

左部切割，再自右而左，完成右部切割，然后再进行刷帮扫顶，整理成型。

二、特殊条件下掘进机进刀方式：

岩石易破碎的，应在巷道断面顶部开始掘进，断面为半煤岩，应在煤岩结合

处的煤层开始掘进。司机要按照正常的截割方式操作，并注意以下事项：

1、掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石。

2、一般情况下，应从工作面下部开始截割，先切底掏槽。

3、切割时必须考虑煤岩的层理，截割头应沿层理方向移动，不应横断层理。

4、切割全煤时，应先四面刷帮，再破碎中间部分。

5、对于硬煤，采取自上而下的截割程序。

6、对较破碎的顶板，应采取留顶煤或截割断面周围的方法。

第四节循环进尺

1、掘进过程中，遇顶板完整、无片帮、煤层层理、节理不太发育时，循环

进尺为0.8m,最大控顶距1.1m,最小控顶距0.3m,永久支护端头顶锚杆距工作

面最大1.1m,最小0.3m,帮锚杆可滞后工作面2架棚打设，最大空帮距不超过

1.9m。

2、在顶压较大、岩性不好、煤层层理、节理发育和出现高顶时，循环进尺

必须控制在0.6m及以下，最大控顶距在0.9m及以下，最小控顶距为0.3m,帮

锚杆要紧跟窝头打设。

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第五节运煤方式

一、运输系统

工作面煤——EBJ-120TP型掘进机——JZP-100A型转载皮带机——SJ-80II

型皮带输送机运出。

二、设备配备及技术参数

EBJ—160掘进机技术参数

项目参数项目参数

截割头“径750mm

外型9800x2550x1700mm

整机功率250kw

最大截割宽度5500mm最大截割断面21m2

适应巷道坡度±16°最大卧底量250mm

行走速度0〜15m/min割煤能力100t/h

最大截割高度4000mm整机重量51.5t

铲板宽度3000mm截齿总数33个

油泵工作介质兰炼N68#抗磨油工作电压1140v

SJ—8011可伸缩皮带运输机参数

输送能力500t/h机身尺寸1027x719mm

电机功率40KWx2输送距离750m

皮带规格800><3(3+5)mmxlOOm储带长度100m

托辑尺寸①108L560mm皮带速度2m/s

机头尺寸5710x1961x1472mm传动滚直径①500mm

机尾尺寸16296x1394x655mm涨紧车功率4KW

设备配备情况

设备名称型号用途单位数量

掘进机EBJ-120割煤台1

胶带输送机SJ-80II运煤部2

转载机JZP-100运煤部1

风动锚杆机MQT-134打眼台2

局扇FBD通风台2

移变KBSGZY-630/6变电台1

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风动锚头ZMS30打眼台2

信号综保ZXZB-4信号台1

专用综保ZXZB-4监测监控台1

小绞车JD-11.4KW运料台1

开关BQD-80N绞车台1

开关QBZ-80A/660局扇台2

掘进机馈电开

开关BKD-400台1

关

开关BKD-400掘进机总开台1

开关QJR-125/1140/660皮带开关台2

煤溜40T运煤部1

第六节过特殊区段施工方式

巷道掘进过程中，会进行两次过断层、一次贯通和修巷作业，在此特殊地段

需进行加固，采用单体液压支柱大板棚及原设计锚网支护参数联合支护进行加

固，施工方案根据现场情况确定。

第七章生产系统

第一节一通三防系统

一、巷道通风

（一）、风量计算及局扇和风筒选型：

1、按瓦斯和C02涌出量计算，根据通风科提供数据，瓦斯的绝对涌出量为

大于C02涌出量，故按照瓦斯涌出量计算。

3

Qffl=q«XKK/C=17.54x1.8/0.8%=25.26m/min

式中：Q掘一掘进工作面实际需要风量，mVmin；

q*L-掘进工作面瓦斯绝对涌出量，17.54m3/min（该数据为安全专篇提供）；

KL-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8（该数据为安全专篇提供）；

C一掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度，取0.8%；

2、按人数计算：

Q掘=4N=4x30=120m'/min

式中：QKL-掘进工作面实际需要风量，n?/min；

4一每人每分钟供给的最小风量，m3/min；

N--掘进工作面实际工作的最多人数，取30人（注：交接班时人数最多：

生产班组共有25人，外加安全员、瓦斯员等检查人员共5人）；

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3、按风速进行计算：

Q栅min=Vmin.S=18><12=216m3/min（取216m3/min）

3

QHmax—Vmax-S—240x12=2880m/min

式中：Vmin--最低允许风速m/min,取18m/min

Vmax---最高允许风速m/min,取240m/min

S—掘进工作面的净断面积17.5m2o

4、局部通风机的供风量计算

Q.=1.2Q1.2「315=378m^/min

式中：Q捆一掘进面（正头）的需风量，取315m3/min

1.2--风筒最大漏风率15%时的系数。

5、掘进工作面最小全压需风量计算：

Q全=Q^+18S=378+18xl2=594m3/min（取594m'/min）

式中：Q屁一局部通风机的吸入风量在262〜496m3/min,取378m3/min；

18--局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速，m/min；

S一局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道净断面积，12m?；

通过以上验算，本工作面实际全压配风量594m'/min,工作面风量不小于

315m,/min。符合《煤矿安全规程》规定的范围，选择2BKJ型2xl5KW对旋式

风机，配备①800mm胶质双反边风筒即可满足掘进通风要求。

（二卜通风设备、设施及通风线路

1、通风设施：用局部通风机两对FBD型2X15KW对旋式风机（一台主风机、

一台副风机）配①800mm柔性橡胶双反边阻燃风筒进行压入式通风。风机采用双

风机双电源自动切换装置，风筒吊挂距地面高度不得低于1.5m,用铁丝吊挂在

梯子梁下，逢环必挂，主副风机吊挂高度一致，主副风机风筒连接处使用“Y”型

风筒。风筒窝头20m范围内由本队管理。

2、通风路线：新鲜风一副斜井大巷一轨道上山一联络巷一回风大巷-掘进

工作面污风一回风大巷一主斜井井底一主斜井大巷---地面。

（三卜通风管理

1、风机实行“双风机、双电源”管理，主风机为2X15KW,副风机为2xl5KWo

为了保证工作面的通风，其中主风机运行，副风机带电备用，一旦主风机停电，

副风机能够立即自动切换启动，杜绝发生无计划停风事故。

2、风机实行专人挂牌管理，风机供电实行“三专两闭锁”，开关处悬挂专用

设施标志牌，严禁无计划停风。

3、掘进开口200m内风筒出口到工作面不大于12m,200m后风筒出口到工

作面不大于10m,500m以内风机开单电机供风，500m后双电机供风。

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4、因检修、停电等原因停风时，必须先撤出人员，后切断电源，恢复通风

前，必须先检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯

浓度都不超过0.5%时（开启局部通风机条件），方可人工开启局部通风机。

5、每班风机管理人员必须在班后向通风调度汇报当班风机运转情况并严格

执行现场交接班制度。

6、无论有计划停风或无计划停风，风机管理人员必须及时向队值班室和通

风调度汇报停、送风情况。

7、如风筒脱节时，必须立即处理，保证工作面供风量，杜绝微风作业。

8、为保证局部通风机安全运转，每月检修一次风机。

9、运料时，严禁同时打开两道风门，也不得长时间打开一道风门，风门前

后5m,不准堆放任何物料。

10、风机实行包机责任制，要加强日常检修和维护，保证双风机双电源自动

切换装置的可靠动作，决不允许带病运行。

（四卜有计划停风措施

在掘进工作面有计划停风情况下，为保证掘进工作面人员安全，特制定此措

施：

1、局部通风机停风前的安全措施：

局部通风机停风前，跟班队干负责将停风区的人员撤至全风压供风通道处，

并安排专人进行警戒，设置明显标志，防止人员进入。局部通风机停电、停风后,

局部通风机管理人员要立即向安全通风调度进行汇报。

2、局部通风机恢复通风前的安全措施：

①停风在十分钟以内，局部通风机及其开关附近10m范围内瓦斯浓度不超

过0.5%时，局部通风机管理人员可以直接开启局部通风机恢复供风，瓦斯浓度

超过0.5%时，由瓦检员重新检查，征得瓦检员同意后方可恢复供风。

②巷道恢复通风后，经瓦检员检查该巷道工作面和回风流瓦斯浓度不超过

1%,二氧化碳浓度不超过1.5%时，经瓦检员许可后，方可向工作面送电，恢复

生产。

③局部通风机使用单位要加强对局部通风机及其供电系统的管理，严格按规

定进行检修与维护，确保局部通风机正常运转。

附：通风系统示意图。（见图8）

二、综合防尘

1、巷道敷设一趟4寸静压水管，每50m一个三通阀门，外接25m长软管，

用于巷道冲洗和消防备用。

2、距工作面30〜50m处安设一道净化水幕，喷嘴6个，逆风流方向成45°

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角。

3、掘进机安装内、外喷雾装置，转载皮带、皮带机头安设喷雾灭尘装置。

4、水门要设在便于开关的位置，坚持煤干开水，煤湿停水，喷雾装置要雾

化效果好，不能形成水线。

5、工作面50m范围内的巷道必须班班进行冲洗（包括掘进机），距工作面

50〜100m的巷道每天冲洗一次，距工作面100m以外的巷道每周冲洗一次，以免

出现煤尘大的现象（用手指能划道出现痕迹为煤尘大的现象）。

6、各运煤转载点前后20m范围内的巷道每班进行冲洗，避免煤尘堆积。

7、掘进机正、副司机在割煤时，必须佩戴防尘口罩。

三、防治瓦斯

（一）、瓦斯监测

1、风机开关附近安设一部监控综保分站（KJ66N-F）。在距工作面5m范围内

和车场、回风斜巷口往里10—15m范围内各安设一台瓦斯传感器（GJC4（B））。

吊挂位置：传感器距顶不大于300mm,距帮不小于200mm的回风侧。

2、跟班队干、班组长、井下电钳工、掘进机司机随身携带便携式瓦检仪，

并正确使用。当以上等人随身携带便携式瓦检仪与瓦斯传感器两者读数有误差

时，若误差在允许误差范围内时，以读数大者为依据；若误差超过允许误差，需

及时通知自动化科。

3、掘进机上配备机载式瓦斯断电仪。

附：监测监控布置示意图（见图9）

（二）、瓦斯管理

1、每班必须正确吊挂好瓦斯传感器，挂牌管理，按时填写瓦斯传感器说明

牌，并实现瓦斯电闭锁。说明牌要吊挂在传感器后方2m范围内1.6m高的巷道

帮上。

2、瓦斯传感器出现故障时，要及时向调度室和自动化科汇报，以尽快采取

措施处理。

3、工作面的瓦斯传感器：报警浓度20.8%,断电浓度21.2%,复电浓度V

0.8%。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。距回风巷口10-15m

的瓦斯传感器：报警浓度20.8%,断电浓度20.8%,复电浓度＜0.8%。断电范

围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

4、工作面及其他作业地点、电机及开关附近20m内风流中瓦斯浓度达到

1.2%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，进行处理，待

恢复正常后方可作业。

5、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原

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因，制定措施，进行处理。

6、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止

工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

7、对因瓦斯超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到设定值

以下时，方可人工送电。

8、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停

风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高CO2浓度不超过1.5%,且符合局部通风

机开启条件（局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过

0.5%时），方可人工开启局部通风机，恢复正常通风，否则必须制定排放瓦斯或

CO2措施。

9、临时停工时，不得停风，否则，必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，

禁止人员进入，并报告矿调度。

10、工作面瓦斯传感器要随掘进逐段向里延伸，延伸前必须向自动化科值班

室进行汇报，汇报后方可延伸，延伸接线时各接头的接线按同色芯线相联。

11>掘进机上机载式断电仪预警浓度20.8%,断电浓度N1.2%,复电浓度

<0.8%,断电范围为掘进机电源。掘进机上机载式断电仪报警时，必须先停电查

明原因，经瓦检员检查确认瓦斯浓度不超限时，方可开机作业。

四、防火防爆

（―•）、防火设施

在皮带机头、机尾和移变附近各配备2个灭火器，在皮带机头、移变处各配

备1个砂箱和专用铁锹，并保证砂箱有0.5n?的存砂量和足够数量的砂袋。

（二）、防火管理

1、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采

取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿生产调度。

2、电气设备着火时，应先切断其电源，在切断电源前，只准使用不导电的

灭火器材进行灭火。

3、经常检查灭火器完好情况，保证使用有效。

4、加强对易燃物品的管理，严禁将废油、剩油泼洒在井巷内，用过的棉纱、

布、纸等必须放入在盖严的铁桶内。

5、移变附近5m范围内不得堆放可燃物。

6、皮带采用阻燃皮带，皮带托滚，撑杆安设齐全，跑偏保护要有效使用，

皮带跑偏时及时调整，各种保护装置齐全有效。

7、严禁带电检修和搬运电气设备。

8、井下不准私自拆开矿灯，以防引起爆炸事故。

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9、在皮带机头，机尾附近15m以内分别设置一个三通阀门以备消防。

（三）隔爆设施

在工作面往外60〜200m范围内吊挂一组隔爆水袋，以后每隔200m设置一组

隔爆水袋，总容水量按巷道断面计算（不少于ZOOL/n?）,该巷净断面积12m2,

则需总水量3500升，水袋容量30L/个，120x30=3600L。考虑到水袋容量不能全

额达到故在该巷挂隔爆水袋数量为120个，每排4个，排距L5m,共30排，棚

区长度45mo

（四）隔爆设施管理

1、隔爆水袋采用易脱钩的布置方式，挂勾角度60。±5。，挂水袋要平直不脱

钩，严禁用铁丝捆绑。

2、隔爆水袋要设专人负责挂牌管理，保证隔爆水袋无破损，无短缺。每组

隔爆水袋的数量都相同，隔爆水袋说明牌只在第一组吊挂，其它组隔爆水袋不再

吊挂隔爆水袋说明牌，只吊挂组数牌。

3、隔爆设施的管理人员至少每旬对隔爆水袋补充一次水，要始终保持隔爆

水袋充足的水量。

第二节辅助运输系统

一、轨道运输：

工作面使用的支护材料由运搬二队带料放至62下山轨道，我队负责进车到

6202车场进行卸车，材料分类堆放在6202车场两侧。我队使用安装在62下山

轨道和6202运巷车场交叉口附近的小绞车。

运料路线：62下山轨道——6202车场——6202底皮带——工作面

附：辅助运输系统示意图（见图11）

二、小绞车运输：

1、使用JD—11.4小绞车时，钢丝绳采用6#绳，牵引长度92m。采用混凝土

底座固定，且小绞车最突出部分，距轨道不小于0.5m,绞车护绳板后必须留有

0.7m以上的操作空间。施闸后，闸把在水平线上30—40°即应闸死，严禁打至

水平位置。

2、牵引钢丝绳必须用专门的卡绳装置卡牢，不得系在滚筒上。绞车工作时,

松绳至服务终点，滚筒上至少有三圈不得放出，收绳后滚筒边沿高出最外层钢丝

绳不少于2.5倍绳径高度。小绞车护绳板采用框架式固定方式，长度须达滚筒上

方中心线位置。

3、牵引钢丝绳绳头必须上护绳皮，绳头卡绳长度不小于600mm,绳卡不少

于3道，间距均匀，打绳卡时应一反一正，间距200mm。

4、小绞车控制按钮、信号按钮安装在操作盘上，操作盘应固定于司机易操

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作的合适位置。声光信号发光装置必须设在便于司机寮望的位置。车场服务终端

安设可靠的声光电笛。在轨道终端3m处设一对常闭卡轨器，卡轨器前横放•根

道木，用双股8#铅丝绑好，作为轨端阻车装置并挂牌管理。

5、放车时，绞车必须带电作业，严禁放飞车。挂车数量：重车每钩一车，

空车每钩最多两车。

6、小绞车司机坚持持证上岗操作，作业时必须坚持“行车不行人、行人不

行车”的原则。

7、运料期间，严禁与运搬队平行作业。

8、施工前要重新检查小绞车固定、轨道质量。经运输科、安全部门验收合

格后，签发使用许可证后方可正式使用。

9、运料时信号规定一声停，二声正开（松绳），三声反开（收绳）。为确保

运料安全，在绞车操作板上，里、外车场口，风门外各设一道信号，运料期间设

专人看信号。

10、运搬队将材料车放至井底车场，进车时两辆绞车同时带住车辆，车场内

2#绞车紧绳，轨道巷1#绞车松绳，将车拉至变坡点附近支车，摘2#绞车绳钩之后，

用轨道巷1#绞车拉住车，打开卡轨器，将车放至指定地点。出车时，两部绞车同

时带住车辆，轨道巷1#绞车紧绳，车场2#绞车松绳，将车拉至变坡点处支车，

摘掉车场内1#绞车绳钩，再用2#绞车将车放至轨道巷。进出车作业时，两部绞

车必须同时带电作业。

11、绞车出绳必须从滚筒下方出绳，严禁上方出绳。绞车收绳时，必须要有

人拉住牵引钢丝绳绳头，以防钢丝绳挂住其它物件。

12、其它执行《矿井运输安全技术管理规定》与《梅园永兴煤矿辅助运输管

理办法》及补充办法。

三、材料堆放：

1、车场交岔点风门前后5m,绞车附近2m范围内，信号下不准堆放任何物

料。

2、物料堆放整齐，挂牌管理，细小物料见方成形，堆放高度不超过1.2m,

物料最突出部位距轨道不小于0.4m。锚杆必须丝口朝上堆放，水管要放一层，

支一层。

3、其它执行《矿井运输安全技术管理规程》有关规定。

四、底皮带运料运输

1、皮带司机必须是专职司机持证上岗。

2、底皮带必须安设专门上、卸料台，上、卸料处各安设声光信号及急停装

置。

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3、底皮带运送材料包括锚杆、网片、钢筋梯子梁、撑杆、托根、水管、电

缆等，上料间距不小于15m；

4、运送锚杆时，必须先将杆体（5根一捆）用铅丝捆绑牢固，丝口靠后。

5、上料时，发现皮带跑偏，接口损坏时必须先处理后上料。

6、卸料作业时，必须有专人看护信号，观察底皮带运料情况，发现异常及

时停机处理。

7、运料完毕，运料人员要沿途检查皮带运行情况，发现皮带不完好或掉料

时要停机处理。

8、其它严格执行机电科制定的《底皮带运料措施》及补充规定。

第三节供电系统

一、供电系统

掘进施工用电由井下变电所直接引入供电，局部通风机的供电执行“三专两

闭锁”及“双风机双电源''供电方式。

附：供电系统示意图（见图12）

巷道设备布置图（见图13）

二、供电设备及设施的管理要求

1、设备管理采用个人包机制，并挂设包机牌，完好标志牌，整定牌和各开

关停送