回风上山施工安全技术措施培训

回风上山施工安全技术措施培训勇于跨越追求卓越CONTENTS目录01工程概况与编制依据02地质与环境条件03巷道布置与支护设计04施工工艺与流程CONTENTS目录05主要生产系统保障06安全技术措施07质量控制与验收标准01工程概况与编制依据巷道名称及类别巷道基本信息

巷道名称为6煤回风上山（岩巷），属于采区准备巷道，服务年限30年，设计长度1156m，沿6煤层底板岩层掘进，顶板与煤层法距5-10m。掘进目的与用途

目的是形成6煤回风上山（岩巷），主要用途为满足矿井通风需求，并兼顾运输、管线敷设功能，是采区生产系统的重要组成部分。设计参数与位置

设计断面净面积12.22㎡，荒面积13.59㎡，开口位置坐标（4194315.85,6435），初始标高+503.640m，井下标高范围+499～+610m，地面相对位置为紫金煤业基建井工业广场北侧山地。周边巷道关系

井下位于风井北侧，与6煤胶带上山、6煤轨道上山相邻，临近采区及巷道对本掘进巷道无影响，详见附图（一）平面布置图、附图（二）剖面图及附图（三）井上下对照图。

掘进目的及用途掘进核心目的形成6煤回风上山（岩巷），构建采区独立回风通道，满足矿井通风系统建设需求。

主要功能用途承担矿井通风、运输、管线敷设任务，服务年限30年，设计长度1156m。

系统配套作用与6煤胶带上山、轨道上山形成协同系统，保障采区安全生产综合需求。设计参数与服务年限

巷道设计长度6煤回风上山（岩巷）设计长度为1156m，施工需严格按设计中腰线控制掘进方向与距离。

服务年限该巷道服务年限为30年，作为矿井永久回风系统的关键组成部分，需满足长期安全使用要求。

标高与坡度井下标高范围为+499～+610m，施工中应根据顶板探孔实际情况调整坡度，确保巷道顶板与6煤层底板法距保持5-10m。

断面规格采用锚网喷联合支护，设计净断面12.22㎡、荒断面13.59㎡，需严格控制施工断面尺寸误差在规范范围内。

编制依据与技术规范01核心设计依据以《6煤回风上山（岩巷）设计与地质说明》为基础编制依据，明确巷道布置、支护参数等核心技术指标。

02国家强制性安全规程严格遵循《煤矿安全规程》，规范施工全过程的安全操作要求，确保符合国家煤矿安全生产强制标准。

03行业作业指导规范依据《煤矿作业规程编制指南》制定详细作业流程，结合《各工种操作规程》明确岗位操作标准，保障施工标准化。02地质与环境条件地面相对位置关系地表地理位置本工作面位于工业广场北侧山地，地表标高约1152.0～1197.2m。井下相对位置工作面位于风井北侧，与6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山及6煤轨道上山相邻。井上下标高对照地面标高为+1152.0～+1197.2m，井下标高为+499～+610m，水平名称为+450m水平。临近开采影响临近采区、巷道对掘进巷道无影响。附图说明详见附图（三）：井上下对照图。井下位置及邻近巷道影响井下相对位置工作面位于风井北侧，与6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山及6煤轨道上山相邻。周边巷道关系回风上山作为采区生产系统的集中通道，与运输上山、轨道上山共同构成采区的主要巷道网络，承担通风、运输、行人及管线敷设等功能。邻近采区影响评估根据地质资料分析，临近采区、巷道对本掘进巷道无影响，施工过程中需保持对周边巷道的动态监测。地质构造特征分析

整体构造形态本巷道掘进范围内煤岩层整体为单斜构造，走向25～30°、倾向115～120°、倾角0～13°。

主要断层情况根据三维地震勘探资料显示，工作面掘进前方可能发育有F断层，断层落差为5-10m，倾角67°。

其他构造可能性由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，掘进前方不排除有其它小型向斜或断层等地质构造发育。

构造异常征兆施工过程中如遇异常情况（帮顶淋水、瓦斯涌出量增大）时，应立即停止掘进并向矿调度和地测防治水科汇报。

水文地质条件评估含水层分布特征工作面主要受二叠系下统山西组K8砂岩裂隙水（单位涌水量0.00963L/s.m）、石炭系上统太原组K2-K4灰岩裂隙岩溶水（单位涌水量0.002-0.02L/s·m）及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响，其中K8砂岩为直接充水水源，富水性弱。

隔水层安全厚度分析6号煤层至太原组灰岩隔水层厚度28.9~57.15m，至奥陶系峰峰组顶板隔水层厚度141.1~176.7m，均远大于安全隔水层厚度（太灰最小6.48m，奥灰最小5.85m），正常地段突水危险性小。

构造导水风险评估掘进范围内存在F断层（落差5-10m，倾角67°）及可能发育的陷落柱，此类构造可能沟通含水层，形成突水危险区，需重点防范。

防治水原则与措施坚持"预测预报，有掘必探，先探后掘，综合治理"原则，施工中需做好临时水仓及排水系统，遇帮顶淋水、瓦斯涌出异常时立即停工汇报。03巷道布置与支护设计

巷道布置方案

巷道布置位置本工作面为岩掘巷道，布置在6煤层底板岩层中，顶板与6煤层法距5-10m，按设计给定中腰线进行掘进。

巷道开口位置及坐标从6煤轨道上山G20点右前方6m位置开口，初始标高为+503.640m，开口处坐标（4194315.85,6435）。

巷道设计长度及坡度调整该巷道设计长度1156m，根据每循环打顶板探孔的实际情况自行适当调整底板岩巷的坡度，使巷道顶板与煤层底板保持5-10m间距。

巷道断面和技术特征采用锚网喷支护形式，荒断面13.59㎡，净断面12.22㎡，坡度0°，工程量1156m。

断面规格与技术参数01巷道断面尺寸回风上山掘进段设计断面规格为宽×高=3.6m×2.4m，掘进断面面积8.64㎡，净断面面积12.22㎡（锚网喷支护后）。

02巷道坡度与长度巷道沿煤层顶板施工，坡度根据实际地质情况调整，以保持巷道顶板与煤层底板5-10m法距；设计掘进长度约1156m，服务年限30年。

03标高与坐标参数巷道开口位置坐标（4194315.856,435），初始标高+503.640m，井下标高范围+499～+610m，地表相对位置为工业广场北侧山地，地表标高1152.0～1197.2m。顶板支护方案永久支护设计采用“锚杆＋‘W’型钢带＋金属菱形网＋锚索＋铁托盘”联合支护。顶板锚杆选用Φ22×2400mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800×900mm，每排5根矩形布置；锚索采用Φ14.5×6000mm钢绞线，间排距1600×2700mm，配套200×200×10mm钢制托板，垂直顶板打入。两帮支护方案两帮采用Φ16×1800mm可回收塑料胀壳锚杆配合木托板（400×200×50mm）及金属菱形网支护，间排距800×900mm，每排3根矩形布置。上排锚杆距顶板300mm，下排锚杆距底板500mm，上排锚杆仰角15°，其余垂直巷帮。支护材料规格与参数顶板金属网为3600×1000mm的14#铁丝编制菱形网，锚杆配套130×5mm铁托盘，每根锚杆用2节MSK23400树脂锚固剂；锚索用4支MSK23400树脂锚固剂，锚固力不小于120KN。两帮金属网规格2400×1000mm，联网丝采用12#铁丝，搭接100mm，每200mm联一扣。

临时支护方案吊环式前探梁支护采用Φ3寸钢管和板梁支护，配备2块长2.5m板梁、3根长4m前探梁（含1根备用）。每根前探梁配3个活性吊环（厚12mm钢板焊制），2个用于吊挂，1个交替移梁使用。前探梁伸入空顶区，上置3块背板并背实迎头顶板。

圆木点柱支护可选用Φ140—160mm圆木作为临时支护点柱，用于辅助或替代前探梁支护，具体使用需结合现场顶板条件灵活选择，确保空顶区域安全防护。

临时支护操作要求放炮后立即架设临时支护，前探梁第一块方木距工作面第一排锚杆200—300mm，第二块距第一根锚杆为排距的1.4倍。人员在临时支护下进行敲帮问顶、出渣作业，施工顶部锚杆眼前需将前探梁后移至原支护完好区域。

支护材料选择与规格顶板锚杆材料及规格采用Φ22×2400mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800×900mm，每排5根矩形布置，配套130×5mm铁托盘，使用两节MSK23400树脂锚固剂，锚固力不小于80KN。

帮部锚杆材料及规格选用Φ16×1800mm可回收塑料胀壳锚杆，间排距800×900mm，每排3根矩形排列，上排距顶板300mm，下排距底板500mm，配套400×200×50mm木托板及金属网。

锚索材料及规格采用Φ14.5×6000mm钢绞线锚索（7×5mm钢绞线），间排距1600×2700mm，每根使用4支MSK23400树脂锚固剂，配套200×200×10mm钢制托板，锚固力不小于120KN。

金属网与钢带材料金属菱形网采用14#铁丝编制，规格3600×1000mm（顶板）及2400×1000mm（两帮）；顶板配套220-3-3600-5-800型W钢带，垂直巷道掘进方向安装，网间搭接100mm并每200mm联扣。04施工工艺与流程01施工准备工作现场环境与设施保护对开口位置前后5m范围内的电缆、风筒、设备等进行保护，电缆加长落地后使用14#槽钢掩盖；管路采用废旧皮带双层吊挂保护，防止施工过程中受损。02生产系统构建安装40刮板输送机形成出渣运输系统，搭接至213皮带上山皮带；架设双局扇双电源压入式通风系统，配备监测监控系统及净化水幕，确保通风与运输能力满足施工需求。03材料与工具准备提前将锚杆、锚索、锚网、锚固剂等支护材料运至临时料场归类码放；准备MQT－110/2.5C型气动锚杆钻机、ZOS—60/2.4气动手持式钻机等施工工具，放置于开口处备用。04技术与安全准备提前放定中腰线，确保按设计方向掘进；组织作业人员学习贯彻作业规程及安全技术措施并考试存档，施工前严格执行敲帮问顶，清理活矸、活煤及顶板离层部分，测定瓦斯浓度，确认安全后方可开工。掘进作业方式炮掘施工工艺采用炮掘施工，使用ZQS—60/2.4气动掌上型钻机，Φ45mm钻头打眼；MFB—50型发爆器起爆，2级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用8#瞬发式电雷管正向起爆。炮眼布置方案采用楔形掏槽，掏槽眼位于巷道正中央偏下，辅助眼在掏槽眼与周边眼之间；周边顶眼仰角4°、眼口距顶板200mm，底眼俯角3°、眼口距底板200mm，帮眼向帮倾斜5°、眼口距帮300mm。出矸运输系统人工攉煤至刮板输送机，经回风上山巷、联络巷转运至皮带上山；材料设备经副立井、井底车场、轨道上山巷及联系巷运至施工地点。特殊地段掘进要求开口前5米采用风镐、手稿掘进，大于5米后可爆破作业；严格按中腰线施工，打眼前量尺画眼，依据爆破图表参数执行钻爆作业。爆破作业参数与要求钻眼设备与工具规格采用ZQS—60/2.4气动掌上型钻机，配套2000mm钻杆、Φ45mm钻头进行炮眼施工；使用MFB—50型发爆器起爆，确保钻孔精度与起爆可靠性。炸药与雷管选择标准选用2级煤矿许用乳化炸药、煤矿许用8#瞬发式电雷管，采用正向起爆方式；单循环总装药量6.7kg，炸药核定消耗3.7kg/m³，符合瓦斯矿井爆破安全要求。炮眼布置参数规范采用楔形掏槽，掏槽眼深2.0m、倾角85°（水平）/6°（垂直）；辅助眼深1.8m、垂直布置；周边顶眼仰角4°、底眼俯角3°、帮眼外斜5°，眼距600mm，控制围岩完整性。装药与封泥技术要求掏槽眼装药量2卷/眼、封泥长度1.4m；辅助眼1.5卷/眼、封泥1.5m；周边眼1卷/眼、封泥1.6m；严禁少装药、短封泥，确保爆破效果与施工安全。联线方式与起爆顺序采用分组串联联线方式，起爆顺序为掏槽眼（Ⅰ段）→辅助眼（Ⅱ段）→周边眼（Ⅲ段）；严格执行爆破图表参数，现场可由带班长、爆破工依据实际调整，保证破岩效果。

装岩与运输系统装岩设备选型与应用根据巷道倾角选择装岩方式：倾角小于10°的煤上山采用装煤机装煤；倾角小于30°时，岩石和半煤岩上山使用耙斗装岩机装岩；倾角大于35°时，煤和矸石可沿溜矸间底板自重溜下。施工中需防止崩倒支架并加强通风，确保装岩作业安全高效。

运输系统配置出煤路径：人工攉煤至刮板输送机→回风上山巷→回风上山与皮带上山联络巷→皮带上山→煤库。材料及设备运输路径：副立井→井底车场→轨道上山巷→联络巷→施工地点。采用40刮板输送机出渣，搭接至皮带上山皮带，形成连续运输系统。

运输安全技术措施刮板输送机运行前检查传动装置、链条、刮板等部件完好性，确保防护罩齐全；运输过程中严禁人员在设备运行区域逗留或跨越，设置警示标识；物料装载均匀，避免超载或偏载导致设备故障；定期对运输系统进行维护保养，保证设备正常运转。05主要生产系统保障通风系统布置通风方式选择采用双局扇双电源压入式通风，确保掘进工作面有持续稳定的新鲜风流供给，满足瓦斯稀释、人员呼吸及降温需求。局扇安装与保护局扇安装在进风巷道中，距掘进工作面回风口不得小于10m；安装局扇保护装置，防止设备损坏影响通风。同时，配备监测监控系统实时监测风量、瓦斯浓度等参数。风筒管理要求风筒选用抗静电、阻燃风筒，吊挂平直、无破口，接口严密不漏风，风筒出风口距工作面的距离应符合《煤矿安全规程》规定，保证有效风量到达作业面。净化水幕设置在掘进工作面进风侧及距工作面一定距离处设置净化水幕，开机时正常喷雾，降低粉尘浓度，改善作业环境。

供电系统配置生产电源配置生产电源需满足掘进设备用电需求，从副立井经井底车场、轨道上山巷至联系巷，最终引至施工地点，确保供电稳定可靠。

局扇专供电源局扇采用双电源供电，保证通风系统不间断运行，防止因单电源故障导致工作面无风、微风等现象，保障施工安全。

供电线路保护措施对开口位置前后5m范围内的电缆，采用14#槽钢掩盖保护，防止施工过程中电缆受损，确保供电线路安全。

排水系统设置排水系统设计原则坚持"预测预报，有掘必探，先探后掘，综合治理"的防治水原则，提前做好水害预报和排放水准备工作，包括做好临时水仓、安装敷设好水泵及排水管路等。

水泵选型与安装根据巷道涌水量情况，选择合适流量和扬程的水泵，确保排水能力满足施工需求。水泵安装应稳固，并有可靠的固定措施，同时设置备用水泵，保证排水系统的连续性。

排水管路敷设要求排水管路应沿巷道一侧敷设，管路连接紧密，无漏水现象。管路架设高度和固定方式应符合规程规定，便于维护和检修。排水管路的直径应根据排水量进行计算确定。

临时水仓设置在巷道适当位置设置临时水仓，水仓容量应满足巷道涌水量的存储要求。水仓应定期清理，保持其有效容积，确保排水系统正常运行。06安全技术措施

瓦斯防治措施施工前瓦斯检查与通风保障施工前必须对巷道内瓦斯浓度进行测定，确保瓦斯浓度在安全范围内。保持巷道正常通风，防止出现无风、微风现象，若瓦斯浓度超限，立即停止所有工作并进行处理。

瓦斯监测监控系统安装与使用安装完善的监测监控系统，实时监测工作面瓦斯浓度。安排专人负责系统的运行与维护，确保数据准确、传输及时，发现瓦斯浓度异常升高时，立即发出预警并采取相应措施。

异常情况处理流程施工过程中如遇帮顶淋水、瓦斯涌出量增大等异常情况，应立即停止掘进，及时向矿调度和地测防治水科汇报，待查明原因并采取有效措施处理完毕后，方可恢复施工。

顶板管理措施01敲帮问顶制度施工前必须进行“敲帮问顶”，使用长柄工具将活矸、活煤及顶板离层部分全部清理干净，确保施工期间无危岩、活岩威胁。

02临时支护要求采用“吊环”式前探梁支护，使用Φ3寸钢管和2.5m长板梁，前探梁数量3根（含1根备用），长4m，每根配备3个活性吊环；也可采用Φ140—160mm圆木点柱作为临时支护，前探梁第一块方木距工作面第一排锚杆200—300mm。

03永久支护参数顶板采用“锚杆+‘W’型钢带+金属菱形网+锚索”联合支护，锚杆规格Φ22×2400mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800×900mm，每排5根；锚索规格Φ14.5×6000mm钢绞线，间排距1600×2700mm，垂直顶板打入，锚固力不小于120KN。

04支护质量控制锚杆间排距误差±10mm，顶锚杆扭矩力不小于250N·m，帮锚杆不小于200N·m；金属网搭接100mm，每200mm联一扣，拧2—3圈；喷浆厚度不小于设计90%，初喷不少于50mm，复喷成巷后养护期不小于7天。

05矿压观测措施每300根锚杆抽样一组（3根）检查锚固力，拱部锚杆拉拔不小于80KN，巷帮不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN；边施工边观测数据，及时反馈调整支护设计。

爆破安全措施爆破参数与器材要求采用ZQS—60/2.4气动掌上型钻机，2000mm钻杆，Φ45mm钻头打眼；使用MFB—50型发爆器，2级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用8#瞬发式电雷管正向起爆。岩石普氏系数f=4—6时，炸药核定消耗3.7kg/m³，总装药量6.7kg/循环。

炮眼布置与装药规范采用楔形掏槽，掏槽眼布置在巷道正中央偏下部位，眼深2.0m，装药量2卷/眼；辅助眼布置在掏槽眼与周边眼之间，眼深1.8m，装药量1.5卷/眼；周边眼顶眼仰角4°、底眼俯角3°、帮眼倾斜5°，眼深1.8m，装药量1卷/眼。所有炮眼封泥长度不小于1.4m，采用分组串联联线方式。

爆破前安全检查施工前测定瓦斯浓度，确保不超限；进行“敲帮问顶”，清理活矸、活煤及顶板离层部分；检查支护完好情况，处理不合格锚杆等支护；保护好开口位置前后5m范围内的电缆、风筒、设备，电缆用14#槽钢掩盖，管路用废旧皮带双层吊挂。

爆破作业安全操作严格按爆破图表打眼、装药、联线，装药前用高压风吹净眼内岩粉；爆破工必须持证上岗，执行“一炮三检”和“三人连锁爆破”制度；起爆前撤离所有人员至安全距离，设置警戒岗哨，发出爆破信号后等待5秒方可起爆；爆破后检查瓦斯、顶板、支护情况，确认安全后解除警戒。支护材料选用标准支护施工安全要求

顶板采用φ×L=22×2400mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800×900mm，每排5根矩形布置；两帮选用φ×L=16×1800mm可回收塑料胀壳锚杆，间排距800×900mm，每排3根矩形布置；锚索采用φ17.8mm钢绞线，长度8000mm，排距3000mm，2-1-2布置，锚固力不小于180kN。临时支护作业规范

采用“吊环”式前探梁临时支护，使用3根4m长Φ3寸钢管，配备2块2.5m长板梁，每根前探梁设3个活性吊环；也可选用Φ140—160mm圆木点柱支护；放炮后必须立即架设临时支护，前探梁前伸至空顶区，背板勾实迎头顶板。永久支护施工要点

顶板实施“锚杆+‘W’型钢带+金属菱形网+锚索+铁托盘”联合支护，金属网搭接100mm，每200mm联一扣，拧2～3圈；喷浆厚度不小于100mm，强度等级C20，初喷厚度不少于50mm，耙矸机后复喷成巷，喷后表面平整度1m²范围内≤50mm。支护质量检测标准

锚杆预紧力顶锚杆不小于250N·m，帮锚杆不小于200N·m；每300根锚杆抽样3根检查锚固力，拱部锚杆拉拔不小于80KN，巷帮不小于60KN，锚索拉拔不小于120KN；锚杆间排距误差±10mm，外露丝10～40mm，托板紧贴岩面。应急处置预案

瓦斯超限应急处置施工前测定瓦斯浓度，保持正常通风，防止无风、微风现象。瓦斯浓度超限时，立即停止一切工作，撤离人员并向矿调度和地测防治水科汇报，待处理合格后方可恢复作业。顶板事故应急处置施工前严格执行“敲帮问顶”，清理活矸、活煤及顶板离层部分。若发生顶板冒落，立即停止作业，撤离人员至安全区域，设置警戒，汇报矿调度，由专业人员制定支护方案进行处理。突水事故应急处置掘进中若遇帮顶淋水异常，立即停止掘进，检查是否有突水征兆。确认突水后，迅速撤离人员，按照避灾路线逃生，并汇报矿调度。同时启动排水系统，采取堵水、排水措施控制水情。爆破事故应急处