回风绕道进作业规程

第一章概况

第一节编写依据

1、《煤矿安全规程》（2016版）、《煤矿防治水细则》等安全生产

法律法规；

2、《二采区地质说明书》、煤矿地层综合柱状图；

3、《二采区设计说明书》；

4、《二采区巷道布置图》；

5、《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010）；

6、《煤矿井巷工程施工规范》（GB50511-2010）；

7、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-2019）；

8、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法》（2017年）；

9、泸州锦运煤业有限公司工种岗位责任制；

10、《煤矿安全生产技术操作规程》；

11、各种鉴定资料（含：矿井瓦斯等级鉴定结果、煤层瓦斯基础

参数测定报告）；

12、煤尘爆炸性鉴定结果、煤层自燃倾向性鉴定结果等）；

13、泸州锦运煤业有限公司《通风能力核定报告》、《生产能力核

定报告》（2020年度）、2020年度采掘接替计划；

14、泸州锦运煤业有限公司相关地测资料及-78m回风绕道掘进

地质说明书；

-1-

15、2020年度风险辨识评估报告；

16、-78nl回风绕道掘进工作面专项风险辨识评估报告（新开工）；

17、行业管理部门文件及会议精神。

18、四川省煤矿安全生产“红线”暨行政处罚“底线”暂行规定

的通知》（川煤监[2019]57号）、关于推进煤矿探放水、防突基准线

“两把锁”管理制度的通知（川煤监[2019]59号）、关于印发煤矿瓦

斯综合治理暂行办法的通知》（川应急函[2019]246号）以及近期其

它上级文件。

19、泸州市锦运煤业有限公司二采区布置方式及系统优化方案。

20、煤矿矿井风量计算方法（MT/T634-2019）

第二节概述

一、巷道名称

巷道工程名称：-78m回风绕道。

二、巷道掘进目的及用途

2124运输巷未贯穿2124瓦斯抽采巷前，2122运输巷沿空护巷回

风之用。

三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限

1、巷道设计长度：75m,属全岩巷掘进。

2、巷道掘进工程量：300nl）

3、巷道掘进方位角：第一段斜巷30m,方位角139°29'58〃；第

二段平行45m,方位角74°02'23\

4、巷道掘进坡度：第一段斜巷30m,坡度30°；第二段平行45m,

-2-

坡度+3%。。

5、服务年限：计划3年。

四、开竣工时间

2020年4月开工，预计竣工时间2020年5月。

附图一：-78m回风绕道掘进工作面平面布置图

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

一、井下位置及四邻采掘情况

全矿井划分为三个水平（±0m水平、-150m水平、一300m水平）、

三个采区开采（每个水平划分为一个采区），即±0m水平（一采区）、

—150m水平（二水平）、一300m水平（三采区）。

目前在二水平-5m〜-53m标高的龙骨炭煤层布置有2122采煤工

作面以及-53nl〜-102nl标高的2123采煤工作面共2个采煤工作面；

二水平龙骨炭煤层布置有2124运输巷、T25m中部车场和-78m回风

绕道3个掘进工作面。

-78m回风绕道位于-150nl水平（二采区），介于2124瓦斯抽采巷

与二水平回风下山之间，其上部为2122采煤工作面，下部为2124运

输巷掘进工作面，掘进巷道从二水平中部车场和二水平行人下山顶部

通过，在投影水平距离20m前必须编制专门的安全技术措施。

-78m回风绕道位于龙骨炭煤层顶部岩层中，岩石较坚硬。

二、井上下对照关系表

-3-

施工巷道井上下对照关系见下表。

井上下对照关系表

水平名称-150m水平米区名称二采区

地面标高（m）+278m〜+328m井下标高（m）-78m

地面的相对位置对应地表在青龙咀〜石滚湾一带山地。

井下相对位置对掘进巷道的影响无

该巷道位于二水平行人下山与二水平回风下山之间的龙骨炭

顶部岩层中，其西翼为二水平行人下山、东翼为二水平回风下山，

顶部无采掘巷道，下部为二水平中部车场和二水平行人下山，开

邻近采区、煤层、巷道对掘进巷

掘巷道四邻150m范围内只有2124运输巷掘进工作面和2122采煤

道的影响

工作面，回风系统、运输系统等相互间无影响。

经二水平中部车场和二水平行人下山顶部通过，巷道掘进终

点贯穿为-78m回风联络巷，施工时搞好测量工作。

沿岩石顶板掘进见《-78m回风绕道平面布置图》

巷道

第一段斜巷30m,方位角139°29'58〃；；第二段平行45m,方

方位-78m回风绕道

位角74°02,23”。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数

本区内煤（岩）层为单斜构造。地层走向70°N,倾向160°,倾

角10〜13°,平均11°o

-78m回风绕道掘进施工过程中主要岩性为深灰色泥岩和粉细砂

岩、砂质泥岩、棕灰色泥岩、粉砂岩，泥质粉砂岩。

砂岩饱和单轴抗压强度一般20.3〜63.8MPa,泥岩天然单轴抗压

强度一般在14.3〜15.2MPa,砂质泥岩一般15.2〜19.6MPa；可溶盐

岩类岩溶不甚发育，岩石强度较高。

龙骨炭煤层顶板：主要为深灰色泥岩和粉细砂岩，其次是砂质泥

岩，厚度一般在2〜7nl左右，岩体完整性较好，节理裂隙不发育。

底板：主要为棕灰色泥岩，其次是粉砂岩、泥质粉砂岩。煤层坚

-4-

固系数f=1.07,岩层坚固系数f=2-6。

附地层综合柱状图。

工作面地层综合柱状图

地厚度

层(m)

柱状岩性描述

代

号.昼上平均

浅灰、灰白色厚层状细~中粒岩

收石英砂岩与下伏地层电中刷接

——30…1-------♦♦♦

39角虫。M22~39m,平均3Om。

----------------------------

-------.---------------------

••••••

-----------------------------灰色、深灰色砂质泥岩、细砂

-------------------

♦♦岩，砂质泥岩弓虽度较差，细眇岩

-------.---------------------发育槽状层理。

••■—

------.-------------------

---------=——=-----------

/独层了-煤层，黑色半暗型煤，玻

壬离光泽，参差状断口，内生裂隙

—__;_--_--_-_--_--_-_--_;_--_-_--_--------/:-

不发育，较硬，层状构造。结构

简单，煤厚平均O.33m。

————・-------1

——————

7O.JOoc父c

98.9985.80--------------------------------------

•------•-------•灰色、深灰色砂质泥岩、细砂

-----------------------------

.........................岩、粉砂岩，夹薄层状枯土岩，

-------------------.---------后片中1f目1页的可能。

-------------------

——

------♦---------------------

-------------------♦—

I龙骨炭煤层，平暗~半亮型煤，rh

TE

13Kj/亮煤组成，夹镜煤和暗煤条卅，裂

隙较发育，破壬离光泽。结构简单，

——,

煤厚平均O.40m0

-----1/灰色、深灰色眇质泥岩、细眇

--------------------

——__——/岩。为煤层的直接底板，砂质泥

岩遇水行羟微软化膨胀现象。

.......................

/浅灰、灰臼色厚层状细~中粒岩

---------------------------------屑石英砂岩，上部和中部夹薄层

------........——砂质泥岩及泥岩，交错层理发

T.»

3Kj-------------

--1____百。与下伏地层星7中刷接触o

二、掘进工作面煤层自然发火倾向及发火期、煤尘爆炸指数、地

温等。

根据2016年8月四川安全生产检测检验技术研究院（对龙骨炭

煤层检测）出具的《检验报告》，龙骨炭煤层自燃倾向性为HI类、属

不易自燃煤层，煤尘爆炸危险性结论为有煤尘爆炸性。因此，在回采

-5-

期间必须加强煤尘管理，严格执行综合防尘管理制度，杜绝煤尘爆炸。

区内属于地温正常区，根据我矿建矿后及邻矿开采情况，均未发

现地热异常，地温18-22℃左右。

该区域内根据已掘巷道情况表明，在掘进过程中无冲击地压影响。

第三节瓦斯地质情况

一、瓦斯、二氧二碳涌出量测定情况

根据乐山市五通桥区福源矿业技术服务有限公司编制的《泸州锦

运煤业有限公司朱洞煤矿2019年度矿井瓦斯、二氧化碳涌出量测定

报告》，矿井绝对瓦斯涌出量为9.253/min；绝对CO2涌出量0.78m3

/min。相对瓦斯涌出量36.292m3/t；相对CO2涌出量3.07m3/t,采面

最大绝对瓦斯涌出量1.48m3/min,掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量

0.77m3/mine矿井为高瓦斯矿井。

二、瓦斯压力、瓦斯含量及透气性系数测定情况

矿井于2016年8月委托四川煤矿安全监察局安全技术中心在

-150m水平进行了煤层瓦斯压力、瓦斯含量及透气性系数等参数的测

定，测定结果如下：

煤层瓦斯含量为6.8562-7.4318nl3/t、煤层瓦斯压力为0.45MPa,

原始煤层透气性系数为3.476〜7.759(m2/MPa2.d),钻孔瓦斯流量衰

减系数为0.039〜0.042(『)、煤体坚固性系数f为1.07、瓦斯放散

初速度4P为4.368、瓦斯吸附常数a为33.416mYt、吸附常数b为

0.985MPa-1o

矿井周边开采同一煤层的相邻矿井从未出现过动力现象，无突出

-6-

危险性。

三、影响瓦斯涌出量的相关因素

1、断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响

从以往地质资料及2124瓦斯抽采巷、2122运输巷等同类巷道掘

进情况统计分析，掘进区域内无大的断层等地质构造。但受矿井西翼

与堆金湾煤矿间大断层（矿井分界断层）影响，2124瓦斯抽采巷在

掘进至距边界约50m时，在施工探放水钻孔时，遇一小型地质构造,

根据探放水钻孔施钻情况采取相应管控措施后，未对掘进造成影响,

因此本掘进工作面在靠近矿井西翼时，可能遇到小的地质构造影响,

在施工探放水钻孔时加强资料收集，提前采取管控措施。

2、顶底板岩性对瓦斯赋存的影响

煤层顶板：直接顶为深灰色泥岩和粉细砂岩，其次为砂质泥岩,

厚度一般在2-7m左右，岩体完整性较好，节理裂隙不发育，为中等

冒落性顶板。但煤层有一层厚约0.1-0.3m的炭质页岩或泥岩伪顶，

随煤层回采垮落。煤层底板：直接底板为浅棕灰色泥岩，其次是粉砂

岩、泥质粉砂岩，未见底鼓现象，属较稳定底板，岩性无一般变化规

律，当直接底板为砂岩或泥质砂岩时，往往有一层厚约0.5m的灰色

砂质泥岩作为伪底。

本矿2121采煤工作面于2019年3月24日发生整个采煤工作面

及总回风巷瓦斯超限三级报警事故，后经调查原因为采空区顶板大面

积垮落，导致采空区内瓦斯大量涌出，造成瓦斯超限事故。瓦斯来源

主要为采空区积存的瓦斯，非顶板内涌出的瓦斯。因此煤层顶底板在

-7-

掘进过程中对瓦斯赋存基本无影响。

3、瓦斯涌出量与生产强度的关系

通过对本矿二水平中部车场、二水平行人下山、-78m回风联络

巷和2124瓦斯抽采巷等同类巷道掘进时的瓦斯观测数据统计，龙骨

炭煤层内吸附瓦斯占80-90%,游离瓦斯占10-20%。矿井曾在2122采

煤工作面机巷（未调整系统前）内沿煤层向上施工了10个顺层钻孔，

钻孔深度80m,钻孔间距3m,联网抽放时孔内起始浓度最高达95%,

抽放5min左右，孔内浓度降至1%以下，停抽后约12小时后，孔内

浓度又达80%以上，预抽效果极差。而采煤工作面生产时随着割煤机

割煤，采煤工作面回风侧瓦斯浓度会上升0.2%左右，割煤机停机后1

小时左右，瓦斯浓度降至正常水平。在掘进工作面放炮后，随着煤体

的破碎，其吸附瓦斯会随之涌出，因此，在放炮时要加强掘进工作面

通风管理，因放炮崩落的风筒等必须及时恢复，保持正常通风。

4、地应力对瓦斯的影响

通过对本矿二水平中部车场、二水平行人下山、-78m回风联络

巷和2124瓦斯抽采巷等同类巷道掘进时的瓦斯观测数据统计，在巷

道初掘及掘进末端，瓦斯涌出浓度无大的变化，地应力对瓦斯涌出量

基本无影响。

5、掘进工作面长度对瓦斯排放的影响

-78m回风绕道掘进长度不超过80m,远距离供风时受通风阻力小、

漏风小，局部通风机出口风量较稳定。所选用的FBD5.0/2x5.5KW局

部通风机后，其出口风量能满足掘进工作面用风需求，在掘进工作面

-8-

掘进过程中，应加强风筒管理，减小通风阻力和漏风率，确保掘进工

作面风量满足要求。

第四节地质构造

本区内煤（岩）层为一单斜构造，产状稳定，煤（岩）层厚度变化不

大。没有发现落差较大的断层，没有岩浆岩侵入。因施工所掘进区域

揭露情况，未发现有断层构造，地质构造简单，对掘进无影响，局部

岩层为砂质泥岩，对巷道支护影响较小，在施工和支护中加强顶板和

支护安全管理。

第五节水文地质

一、矿井情况

古佛山背斜为一相对独立的水文地质单元。由于本区地形坡度较

大，冲沟较发育，有利于地表水及地下水排泄。

区内地表水系发育，沟谷纵横，形成树枝状水网。因地形坡度较

大，地表水流畅通。地表水接受大气降水补给，沿背斜山脊向低洼处

的马溪河迳流，其中一部分沿裂隙渗入地下，补给地下水。

地下水主要接受大气降水的补给，地下水总的运动方向由北向南

迳流，一部分向深部渗透，另一部分在马溪河地带以泉的形式泄出地

表，最后汇入到小溪河中。

须家河组六段、四段为裂隙含水层，东岳庙段为岩溶裂隙含水层,

马鞍山段、珠冲组、须家河组五段、三段为隔水层。各含水层之间有

隔水层相隔，露头呈独立的补排关系，相互之间的水力联系不紧密。

-9-

地表径流畅通，排泄较好，无大的常年性水体。

二、掘面情况

本掘进工作面位于T50nl水平，采区巷道均设置有水沟，采区涌

水通过水沟流入T50nl水平井底水仓，通过机械方式抽排至±0m水平

井底水仓然后排至地面。掘进区域内来水主要为施工中防尘用水及施

工用水，预计本掘进区域涌水量0.02m3/h。

三、探放水情况

-78回风绕道掘进工作面上部为2122运输巷、顶部-78m回风上

山、下部2124运输巷、左2124瓦斯抽采巷、右二水平皮带下山运输

巷，在掘进之前均采用物探探测，钻探验证的方法探水作业；经钻探

验证该掘进范围内无水害威胁，故该掘进段可不必进行探水作业。

四、排水系统

掘进工作面自流一2124瓦斯抽采巷一二水平皮带下山（自流）

-150m水平井底车场（自流）--150nl水平井底水仓（自流）-150m

主水泵一±0m水平井底水仓一±0m主水泵一地面。

第三章安全风险辨识评估

一、风险辨识

2020年4月在安全技术专题会会议上，总工程师张召国组织生

产、技术、机运科、安全科、通风科、调度室、掘进队等相关业务科

室、队，针对-78m回风联络巷设计前，开展专项辨识评估，通过经

验判断法，重点对辨识范围内地质条件、瓦斯、水、火、煤尘、顶板、

-10-

运输系统、爆破等容易导致群死群伤事故的危险因素开展安全风险辨

识，共辨识出主要安全风险八大类102个安全风险点。

1、掘进工作面顶板事故风险

2、掘进工作面瓦斯事故风险

3、掘进工作面运输事故风险

4、掘进工作面水害事故风险

5、掘进工作面机电事故风险

6、掘进工作面火灾事故风险

7、掘进工作面煤尘事故风险

8、其它事故风险

9、地质条件安全风险

二、风险评估

根据辨识出的八大类共102个安全风险点，采用作业条件危险性

分析法逐个进行评估，其中重大安全风险点7个，较大安全风险点

20个，一般安全风险点26个，低安全风险点49个。根据风险评估，

针对每个安全风险点制定相对应的风险管控措施，落实风险管控责任

人及责任科队。(详见-78m回风绕道专项辨识评估报告)

三、管控措施

1、瓦斯防治

(1)强化矿井瓦斯综合治理，建立健全“通风可靠、抽采达标、

监控有效、管理到位”的工作体系，可靠控制风流，保证掘进工作面

风量充足，能稀释掘进工作面的瓦斯，保证巷道中的最低风速。

-11-

(2)加强瓦斯地质预测预报，严格按照预报内容进行瓦斯管理。

(3)掘进工作面过地质构造带、瓦斯异常带时，应做好地质预

测预报，编制专项安全技术措施并严格按措施施工。

(4)掘进工作面采用双风机双电源供风，必须确保设备正常连

续运转，严禁随意停开局扇，有计划或无计划停风时必须编制安全技

术措施。

(5)加强掘进工作面回风管理，严禁瓦斯超限作业，一旦预警，

必须立即处理。

(6)加强掘进工作面风筒管理，接头必须反压边，逢环必挂，

严密不漏

(7)严格按照《掘进工作面作业规程》作业，防止瓦斯超限，

减少瓦斯对生产的影响。

(8)加强电气设备管理，杜绝各类电气设备失爆。

2、粉尘防治

粉法防治主要是防止粉尘积聚及职业健康防护，掘进工作面放炮、

出砂、各转载点易产生粉尘，巷道内风速低易导致煤尘积聚，针对以

上问题采取以下措施：

(1)按照《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》(AQ1020-2006)

的相关规定建立完善的防尘供水系统；

(2)刮板输送机巷道的防尘管路上每隔50m设一个三通及阀门,

其他地点每隔100m设一个三通及阀门，阀门要完好，设在巷道行人

侧，并编号管理。

-12-

(2)在掘进过程中对工作面进行爆破洒水降尘，减少粉尘危害。

加强各转载点、放炮时、出砂时喷雾洒水和风流净化水幕的管理工作,

发现不能正常使用的应及时维护，降低生产环节产尘量。

(3)加强煤尘防治与管理，严格落实综合防尘措施，未采取隔

绝煤尘爆炸措施的，不得生产作业。

(4)放炮采用湿式打眼，爆破使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁，

洒水降尘和净化风流等综合防尘措施，严禁干打眼。

(5)在掘进工作面利用2124瓦斯抽采巷的洒水喷雾装置，和风

流静化水幕，水幕要灵敏可靠，使用正常，并能封闭全断面，做到喷

头不堵塞，接口处不漏水。

(6)必须落实粉尘监测制度，按照《煤矿安全规程》的要求，

对掘进工作面的总粉尘浓度，每半个月测定一次；呼吸性粉尘每月测

定一次，为采取有效的降尘措施提供依据。

3、火灾防治

外因火灾是由于外来热源引起的火灾，主要是井下电焊作业、运

输、电气设备使用环境差及带病运转引起的火灾。应采取以下措施:

(1)完善工作面消防管路系统，并配齐各种消防器材；刮板机

头等处都必须配备足够的灭火器材，以备火灾时使用。

(2)井下严禁存放汽油、煤油、变压器油。

(3)加强油脂管理，井下设备使用的液压油、齿轮油必须存放

在油脂库；油桶必须上架、挂牌，其周围无可燃物，存放地点至少配

备2台8Kg的干粉灭火器。

-13-

(4)正确安装和使用井下电器设备，禁止过负荷运转。

(5)杜绝违章电气焊等产生明火的现象，杜绝违章放炮(放时

炮、糊炮、使用动力电缆放炮、炮泥不足或未使用水炮泥等)现象。

(6)井下电缆按规定盘放，防止引起电缆火灾。

(7)易发热的电器设备，运行时必须有降温措施，杜绝设备高

温运行。

(8)及时清理设备、电缆上的浮煤和积尘，防止设备运行高温

导致自燃发火。

(9)井下的各种机电设备严禁出现失爆，要求所有机电设备、

电缆、开关等必须定期进行检修，确保所有电气设备完好，不发生电

气火灾。

(10)工作面严禁私自打开矿灯，严禁带电打开开关盖，严禁随

意停、送电，严禁带电拆、接线。

4、顶板事故防治

掘进工作面采用炮掘方式掘进，临时支护采用前探梁+木板的方

式对顶板进行支护，永久支护使用锚杆支护，顶板破碎或断面较大时

采用锚网支护。掘进工作面控顶距不得大于800nlm。

(1)加强工作面顶板管理及临时支护工作，防止工作面空顶作

业。

(2)加强矿压观测工作，掌握顶板来压规律，以便采取针对性

措施，从源头上控制顶板事故的发生。

(3)加强技术管理，在制定施工措施时，必须结合现场实际，

-14-

使措施能起到指导生产、保证安全的作用。

(4)加强职工入矿管理和培训工作，提高职工队伍素质。

(5)严格支护材料的选择和培训工作，并把好现场施工质量关，

不得让不合格的支护材料进入生产现场，给安全生产埋下事故隐患。

(6)加强现场监督检查，及时发现隐患并进行处理，把好最后

一道关。

(7)严格要求临时支护的掺设，工作面放炮检查安全后，将顶

板及帮壁上的活活砰刁干打净后，使用前探梁对空顶区进行临时支护,

前探梁上必须使用木板接顶，严禁空顶作业。

(8)严格要求永久支护的质量，锚药搅拌时间符合作业规程要

求，网片搭接合理，严禁空顶。

(9)掘进工作面必须准备不少于10套锚杆、10块网片及20块

木板作为备用材料，码放在2124瓦斯抽采巷车场内并挂牌管理，严

禁挪作他用。

(10)掘进工作面斜巷段坡度较大，达30度，在施工时，必须

搭设遮盖全断面的钢架掩体；在钢架前用废旧皮带进行遮挡，防止上

部肝石下滑伤及下方人员，下部人员经过或者要上行必须采用电话或

者其它联络方式与上部作业人员进行联络，上部作业人员停止下放砰

石后，方可允许人员通行。

5、水灾事故的防治

掘进工作面严格进行物探及钻探,控制距离符合《煤矿安全规程》

规定，均无水害影响，综合相邻巷道掘进时收集的数据，在掘进工作

-15-

面进行掘进时无水灾影响，但仍应保持水沟断面，2124瓦斯抽采巷

水沟必须保持畅通。

6、运输事故的防治

掘进工作面砰石运输倾斜段采用搪瓷溜槽自溜入2124瓦斯抽采

巷，溜入该巷皮带转运二水平下山运输皮带，经在次转运出井；材料

运输采用矿车运输至2124瓦斯抽采巷车场，人工运输至掘进工作面,

针对运输设备提出以下措施：

(1)加强设备检修力度，定期巡视设备重点部位；

(2)加强对运输设备司机等工种的操作技能及安全知识培训，

未经培训合格的人员严禁作业。

(3)掘进巷道内必须设置溜砰道及人行道，溜砰道与人行道之

间用木板隔开。

(4)人行道侧帮壁上应每隔2m施工一个挂桩眼，插入钢管固定,

然后挂上保险绳，人员上下时必须抓住保险绳行走。

(5)掘进工作面出肝时，严禁无关人员进入-78m回风绕道开口

处前后15nl范围内、，防止飞肝伤人；在2124瓦斯抽采巷落平点处设

置及信号，需要通过2124瓦斯抽采巷落平点时，用信号与掘进工作

面联系好后方可通过;在2124瓦斯抽采巷落平点外10m设置拦阻绳、

警戒标志，防止人员误入发生事故。

7、爆破事故防治

(1)严格执行“一炮三检”制度和“三人连锁”放炮制度，加

强放炮时的安全管理工作及放炮警戒工作，杜绝爆破事故的发生。

-16-

(2)爆破后，安全员、爆破工、当班带班队长必须按作业循环

时间进入爆破地点，确认炮烟散尽且检查无片帮、危岩、支护破坏和

盲炮等情况后方可进行下一工序的作业。

(3)加强工作面火工品的管理，火工品必须按规定装箱上锁，

严禁炸药和雷管混存。

(4)当班未使用完的火工品，必须按规定退库，严禁在井下存

放。

(5)爆破作业前，必须对临近的设备设施、锚网、传感器、缆

线进行遮挡，防止放炮损坏。

(6)放炮距离、引药装配、放炮警戒等必须按《煤矿安全规程》

和作业规程规定执行。

(7)检身房加强检身工作，严禁偷拿火工品。

8、其它

(1)加强入井检身工作，对有精神不振、疲劳过度、饮酒、情

绪不稳定、睡眠不足等情况的作业人员，禁止入井。

(2)搞好文明生产，材料堆码有序，挂牌管理；及时清收流砂、

杂物、淤泥。

(3)强化班前会培训，按时参加班前会。

(4)加强地质工作，及时预测预报，杜绝地质灾害。

四、安全风险辨识成果应用

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依据辨识评估成果，-78m回风绕道掘进工作面在制定安全生产

工作重点时，应根据辨识出的重大风险项目进行风险管控，严格落实

风险管控措施。

-78m回风绕道掘进工作面重大风险点有以下几个：

1、临时支护不到位，前探梁使用不规范，造成空顶，顶板垮塌

造成事故。

2、巷道永久支护质量差，网片漏接，螺帽未拧紧，未进行拉拔

力试验等，易造成顶板大面积垮塌，造成顶板事故。

3、瓦斯超限作业，无计划停风引起瓦斯超限，易造成瓦斯爆炸

事故，导致群死群伤。

4、未严格实行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度，警戒安设

不到位或提前撤除警戒、火工品不按规定管理，易造成爆破事故。

5、溜肝道及人行道未分开，肝石溜下伤人；其它非作业人员通

过下部车场时未联系好，被工作面下溜砰石砸、碰伤。

6、作业人员架子搭设不合理，作业过程掉下受伤；作业人员上

下时未抓住保险绳，掉下受伤；作业人员作业过程中未挂保险绳，掉

下受伤。

综合分析以上重大风险点，主要集中于顶板管理及瓦斯防治、爆

破三个方面，针对以上重大风险点，掘进工作面作业时必须加强以下

方面的管理：

1、加强顶板管理，严格按作业规程要求进行临时支护及永久支

护，临时支护及永久支护质量达标。

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2、加强瓦斯防治工作，杜绝无计划停电停风事故发生，有计划

停电停风时必须制定好安全技术措施并严格按措施执行；通风部门加

强局部通风管理，保证掘进工作面风量充足，按旬测配风，杜绝循环

风及微风出现；加强风筒管理。

3、加强火工品管理，严格按爆破说明书作业，严格执行“一炮

三检”、“三人连锁放炮”制度。

4、掘进工作面一旦出现瓦斯超限，必须立即断电撤人，根据措

施进行处理，只有将瓦斯浓度降到允许标准后方可重新作业。

5、掘进工作面掘进斜巷段时，搭设溜开道及人行道，人行道侧

必须挂保险绳，防止人员上下时滑倒受伤。

6、掘进工作面打眼时，必须架设封闭全断面的架子，架子必须

架设牢固、可靠。

7、掘进工作面出肝时，必须在斜巷开口两侧设置拦阻绳、警戒

牌及联络信号，防止无关人员进入下部车场。

第四章巷道布置及支护说明

第一节巷道设计及施工顺序

1、-78m回风绕道：开口后为全岩巷道掘进。

2、施工顺序：倾斜巷道一水平巷道

3、工程断面设计及工程量（见下表）

工程断面设计及工程量

设计断面（Itf）设计坡度

名称掘进工程量备注

毛净支护形式（°）

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斜坡巷道段4.04.0锚杆30m120m330°

水平巷道段4.04.0锚杆45m180m3+3%o

第二节断面及支护

一、巷道断面（详见断面及永久支护图）

掘进宽2.OmX高2.0m,毛断面积：4.（W,净断面积：4,0m20巷

道形状为矩形。

附图二：-78m回风绕道巷道断面及永久支护图

二、支护方式

临时支护：采用前探梁支护，严禁空顶作业。

巷道永久支护：采用锚杆支护。

1、临时支护

每班产生的新进尺由当班立即进行前探梁临时支护，前探梁应平

行巷道中心线设置，左右各一根前探梁，前探梁之间的控顶距离不大

于梁长的1/2,梁长不小于4m。每根前探梁至少2个专用吊环，专用

吊环固定在顶板锚杆上。吊环螺帽必须拧紧（外露不少于1丝），不

得有滑丝现象。后端固定处前探梁外露长度不少于200mm,前端距磺

头不大于200mm,并连接牢固可靠。前探梁、吊环变形、螺帽滑丝或

存在其它影响安全使用的情形，必须及时更换。

前探梁上采用木板间隔背顶，木板间隔距离不得大于50mm,木

板规格：长x宽x高=1800X200X50mm。

附图三：-78m回风绕道掘进工作面临时支护示意图

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2、永久支护

永久支护采用锚网支护，锚杆间排距为800X800mmo每根锚杆

采用1卷树脂锚固剂锚固，顶帮破碎地段采用锚网支护，锚网采用网

孔规格为80mmX80mm的金属锚网加固支护。

三、支护设计

（一）设计方法

根据矿井目前的情况，结合已施工的锚杆巷道的经验数据，采用

工程类比法进行该面锚杆支护设计。

（二）类比工程选择与比较

2122运输巷及2124瓦斯抽采巷、-78m回风联络巷等巷道均采用

锚杆支护，目前巷道整体状况良好，能够满足安全及生产需要。-78m

回风绕道与2122运输巷及2124瓦斯抽采巷、-78m回风联络巷岩性

基本一致，所以选择-78m回风联络巷等巷道作为类比对象是比较合

适的。作为-78m回风绕道支护设计有重要的参考价值。

（三）-78m回风绕道支护设计

1、锚杆选型设计

锚杆长度:L=N（1.1+B/10）=1.2X（1.1+2/10）=1.56m（为

便于购置和统一使用，设计取锚杆长度L7m）；

锚杆间、排距：D^O.5L=0.5X1.7=0.85m；

式中：B——巷道跨度：2m,

N——围岩稳定性影响系数，V类围岩取系数1.2o