综掘一队1131002回风顺槽作业规程

bo品

中国石化长城能源化工（宁夏）煤业有限公司

1131002工作面回风顺槽掘进作业规程

编号：掘201801号

工作面名称：1131002工作面回风顺槽

编制人：

施工负责人：

施工队：综掘一队

提报日期：2018年月日

计划开工日期：2018年月日

实际开工日期：2018年月日

天地华泰审批意见

总工程师：

年月日

编制人地测科

生产技术

生产副经理

科

机电运输

机电副经理

科

通风科安全副经理

安全环保

项目经理

科

银星二号煤矿复审意见

总工程师：

年月日

生产经营科生产副矿长

机电运输科机电副矿长

通风地测科安全副矿长

安全环保科矿长

目录

第一章概况.....................................................5

第一节概述....................................................5

第二章地面相对位置及地质水文情况.................................6

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况............................6

第二节煤（岩）层赋存特征........................................7

第三节地质构造..................................................9

第四节水文地质..................................................9

第三章巷道布置及支护说明.........................................10

第一节巷道布置.................................................10

第二节支护设计及支护材料.......................................13

第四章施工工艺..................................................22

第一节施工方法.................................................22

第二节装载与运输...............................................26

第三节管线、管线及轨道.........................................26

第四节设备及工具配备...........................................28

第五章生产系统..................................................29

第一节通风系统.................................................29

第二节压风、供、排水系统.......................................34

第三节综合防尘系统.............................................35

第四节防灭火系统...............................................36

第五节安全监测系统.............................................37

第六节供电系统.................................................41

第七节运输系统.................................................46

第六章劳动组织及主要技术经济指标................................48

第节

一劳动组织.................................................48

节

第

二循环作业图表.............................................49

节

三

第主要技术经济指标.........................................51

第

七

曾

瞳安全技术措施..............................................52

节

一

第开工准备.................................................52

节

二

第一通三防..............................................52

节

三

第顶板.................................................56

节

四

第防治水...............................................67

节

五

第机电.................................................68

节

六

第运输.................................................78

节

七

第矿压观测.................................................86

含

第7

第煤矿井下安全避险六大系统及职业危害防治....................87

一

节

第

二煤矿井下安全避险六大系统.................................87

节

职业病危害防治...........................................89

第九章灾害的自救、互救及避灾路线................................90

第一节发生事故时矿工自救、互救及避灾方法.......................90

第二节避灾路线.................................................91

附1：1131002工作面回风顺槽铺设轨道技术措施.........................93

一、施工前准备...................................................93

二、技术要求.....................................................93

三、施工方法.....................................................93

四、巷道轨道铺设标准.............................................93

五、安全注意事项.................................................94

六、轨道幺隹修94

附2：机载谣时■护使用方法与安全技术措施............................95

（一）机载支护装置掘进施工中使用方法................................95

（二）使用安全技术措施..............................................95

（三）维护安全技术措施..............................................96

第一章概况

第一节概述

工作面概况表（表1-1）

满足1131002

工作面回采时

1131002工作面用途全长约

巷道名称行人、运料、设计长度

回风顺槽1789米

回风等需要

2018年7月

预计开工时间坡度平均坡度5.5°服务年限2年

10日

预计竣工时间2019年4月

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

井上、下对照关系表（表2-1）

该工作面为1131002工作面回

水平、采区工作面名称

一水平、113采区风顺槽

+1140.0m一

地面标高+1320m井下标高

+1212.0m

地面的相对位置建筑

该工作面对应地表主要为沙丘，有大量植被，无建筑物、小井及民宅。

物、小井及其它

本工作面位于回风斜井WN侧，WN至本工作面开切，并与DF10号

井下相对位置断层保护煤柱相邻。EN至本工作面，临近煤层风氧化带（留有85米

及四邻关系保护煤柱），ES至回风斜井，WS至本工作面胶带运输顺槽及轨道运输

顺槽。

1、由于1131001工作面为本采区首采工作面，且位于主、副井

右翼，其采空区对1131002综掘工作面不构成影响。

2、据1131001工作面实际掘进及回采过程中的涌水量情况观测，

预计1131002工作面掘进过程中正常涌水量为10m3/h,最大涌水量为

采空区及水、火、瓦斯15m3/h。因本区涌水量较大，必须坚持“预测预报、有掘必

等对工程的影响探、先探后掘、先治后采”原则，提前做好探放水及排水工作。

3、由于本煤层自然发火期为3〜4个月，易自然，掘进过程中做

好防灭火准备工作。

4、根据地质资料显示，本矿井为低瓦斯矿井，但掘进过程中应加

强工作面瓦斯管理。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

1、本工作面含煤地层为中生界侏罗系中统延安组，掘进煤层为10煤层，巷道自

1131002工作面回风顺槽开门，掘进过程中预计将揭露10煤，厚2.20〜3.10m。直接顶

为粉砂岩，厚2.56〜4.96m。直接底为粉细砂岩，厚2.21〜6.42m。

2、预计沿掘进方向0—397.05m,煤（岩）层倾角17°；397.05-840.75m,煤（岩）

层倾角18°；840.75~1003.05m,煤（岩）层倾角20°；1003.05〜1230.55m,煤（岩）

层倾角19°；1230.55〜1478.75m,煤（岩）层倾角17°；1478.75〜1704.35m,煤（岩）

层倾角15°；1704.35〜1789米，煤（岩）层倾角17°。

附：煤（岩）层综合柱状图

二、煤层瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数

根据地质说明书提供资料，10号煤层

相对瓦斯涌出量：0.351nf7t。

绝对瓦斯涌出量：1.33m：'/min。

煤尘爆炸性指数为27.36-31.96,属有爆炸性危险煤。

煤（岩）层综合柱状图1:50（附图2—1）

第三节地质构造

本工作面开切眼WS角临近DF10号断层，走向WN16°〜WS33°、倾向EN、倾角56°、预

计H=0〜20米。及回风顺槽EN侧临近煤层风氧化带（留有85米保护煤柱）

第四节水文地质

1、井田含水层按岩性组合特征及地下水水力性质、埋藏条件等，结合马家滩矿区详

勘资料，由上而下划分为以下四个主要含水层：第四系、古近系砂岩孔隙〜裂隙潜水含

水层（I）、侏罗系中统直罗组砂岩裂隙〜孔隙承压水含水层（II）＞侏罗系中统延安

组上段砂岩裂隙〜孔隙承压含水层（III）、侏罗系中统延安组下段砂岩裂隙〜孔隙承压

含水层（IV）。

2、侏罗系中统延安组上段砂岩裂隙〜孔隙承压含水层（III）

主要由三角洲平原相组成，岩性以灰、灰白色粉〜细粒砂岩为主，夹有砂泥岩互层,

岩性较致密，钙、泥质胶结，坚硬、颗粒支撑。含水层厚度24.93〜239.82m,平均厚度

133.23m,23勘探线以南，厚度一般大于100m,仅在积家井背斜轴部剥蚀外围，厚度有所

减小。该含水层为一复合含水层，各主要煤层顶板一般都有砂岩含水层，属层间孔隙裂

隙承压含水层，为煤层顶板直接充水含水层。

3、侏罗系中统延安组下段砂岩裂隙〜孔隙承压含水层（IV）

本含水组由三角洲平原相和河流冲积平原相组成。含水层厚度19.40〜75.93m,平

均厚度45.88m,其厚度变化规律表现为；自积家井背斜轴部向两翼逐步增厚，南部大于

北部。含水层岩性以灰、深灰色中、粗砂岩为主，分选性、渗透性中等，局部地段裂隙

发育，钻孔钻进时出现漏孔现象。

4、井田地下水补给来源，主要以大气降水为主。其次为含水层之间的越流补给。

5、按规范要求，结合本井田具体情况，勘探报告采用狭长水平巷道水动力学法对我

矿矿井的涌水量进行预算，矿井正常涌水量为550.28n）3/h,矿井最大涌水量采用大井法

的预算结果，即934.80m3/h。而根据周边矿井及1131001工作面实际掘进过程中的涌水

量情况，预计1131002工作面掘进过程中正常涌水量为lOnf/h,最大涌水量为15m3/h。

6、根据《煤矿防治水规定》（2018版）中矿井水文地质类型划分，矿井最大涌水

量600m3/hVQlW2100m3/h,我矿矿井水文地质类型暂定为复杂。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

该工作面布置在113采区北翼，煤层走向方位14。〜58。，倾向为SW—WS,倾角15。〜

24。。东北方向为回风斜井、主斜井及副斜井，南面为1131004设计工作面，西面为DF10

断层保安煤柱，北面为风氧化带。（过风氧化带另报补充措施）

巷道布置平面图（附图3—1）

巷道布置剖面图（附图3—2）

第二节支护设计及支护材料

一、施工方案

1131002工作面回风顺槽现掘进位置以里553米，沿平均坡度5.5°上山掘进。之后

掘送248米平巷。剩余988米沿平均坡度5.1°下山掘进（详见巷道布置平面图）。当煤

层倾角发生变化时，采帮侧高度不得低于2.5米、中高不得低于3.0米。

二、巷道断面

1131002工作面回风顺槽巷道设计为异形断面，S施=13.33m2,S^=13.02m2,净宽4.2

米，平均巷道中高=3.1m。

三、巷道支护方式

1、临时支护

（1）支护方式

本工作面现采用ZLJ-20型机载临时支护装置作为临时支护。

（2）使用方法

综掘机截割后永久支护前，掘进机司机操作二位三通阀使液压油由掘进机油路切换

至机载支护装置油路，使掘进机液压系统处于不供液状态，并将截割闭锁。将掘进机后

退10米，锚网铺放在前伸顶架上,使用随机配带的强力磁铁将锚网与前伸顶架牢固吸实,

防止锚网从前伸顶架上滑脱。将掘进机前进10米，司机通过操作机载支护装置的摆动

油缸和支持油缸液压控制手柄，使站套和支护顶架由折叠状态慢慢平稳打开，再通过操

作伸缩油缸使支护顶架升起，将锚网拖至顶板后停止。掘进机司机操作机载支护装置的

前挡板油缸液压控制手柄，将前挡板打开并贴实迎头墙壁，防止墙壁片落煤肝伤人。在

机载支护装置完成临时支护后，施工人员使用专用工具进行敲帮问顶，确认无危险后，

进行永久支护。永久支护施工完毕，撤出掘进机前方施工人员，掘进机司机操作前挡板

油缸控制手柄将前挡板向上折叠，再操作伸缩油缸控制手柄将支护顶架下降到最低位置,

将前伸油缸缩回，最后操作支撑油缸、摆动油缸控制手柄折叠支护顶架，直到支护顶架

下落至掘进机上为止，操作二位三通阀将机载临时支护装置的供油油路切换到综掘机所

需的油路。

2、永久支护

1）锚杆支护参数的确定

L=KH+L,+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H-冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

L.-锚杆锚入稳定煤层的深度，一般按经验取0.5m；

L2-锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m；

其中：H=B/(2f)

式中：B—巷道开掘宽度，取4.3m；

f一顶板(粉砂岩)坚固性系数，取4。

H=4.3/(2X4)=0.54(m)

L=2X0.54+0.5+0.1=1.68(m)

通过以上计算，取顶锚杆使用长度为2.2米。

2)帮锚杆的长度计算：S=S,+S2+S3

式中：Si---锚杆外露长度，取为0.1m；

S2——锚杆的有效锚固长度，m；

S3---锚杆的锚固长度，取为0.3m；

帮锚杆的有效锚固长度S2,按以下经验公式计算：

S2=(1+f)/(1+2f)+(B-l)/(B+l)

=(1+3)/(1+2X3)+(4.3-1)/(4.3+1)

=0.57+0.62

=1.19m

S=Si+S2+S3=0.1+1.19+0.3=1.59m

通过以上计算，取帮锚杆使用长度为2.2米。

3)锚杆直径计算

按公式d=35.52XJQ/B

dJ^=35.52X80/500=14.2(mm),取20mm；

d^=35.52X60/500=12.3(mm),取20mm；

式中：d---锚杆直径，mm；

Q---锚杆锚固力，顶80kN、帮60kN；

Fi---锚杆抗拉强度，500MPa

4)锚杆锚固长度L计算

按公式：

L3=KdF,/4F2=2X20X500/(4X16)

=313mm

即U=0.313m

顶锚杆锚固长度0.5m、帮锚杆锚固长度0.4m

式中：K---锚杆的安全系数，取2;

d---锚杆直径，取20mm；

Fi---锚杆抗拉强度，500MPa；

F2---锚杆与锚固剂粘结强度，16MPa

5）锚杆间排距计算

按公式A=jQ/KTL

式中：A——锚杆间排距，m；

Q——锚杆的锚固力，顶取80kN、帮取60kN；

K------锚杆的安全系数，取2；

Y——煤岩体积力，取23.46kN/nA

L2------锚杆的有效锚固长度,m;

A顶=^Q/KYL=、/80/2*23.46*0.5

A顶二L8m,取0.8X0.8m;

A帮—Q/K-=780/2*23.46*0.4

A帮=1.6m,取0.8X0.8m。

通过计算锚杆完全能够满足理论计算要求。

顶部、非采帮侧采用左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆端头锚固，锚杆规格：*20X2200mm,

锚杆间排距800X800mm,每根锚杆使用一卷CK-2360型锚固剂。顶锚杆锚固力不小于

80kN,扭矩力100N・m,非采帮侧锚杆锚固力不小于60kN,扭矩力80N•m,锚杆托盘规

格为：长X宽X厚=120X120X10mm蝶形托盘，并配球形垫圈和阻尼垫。网片采用“6.5mm

钢筋网片，网格100X100mm,压茬100mm,压茬处用14*铁丝双股双排扣绑扎连接，网扣

间距200mm,顶网规格：900mmX4000mni,非采帮侧帮网规格：900mmX3500mmo锚杆打在

网片压茬外侧100mm处，连网搭接。采帮侧采用玻璃钢锚杆端头锚固，锚杆规格：620

X2200mm,锚杆间排距800X800mm,玻璃钢锚杆托盘为配套托盘，并配配套球形垫圈和

阻尼垫，每根锚杆使用一卷CK-2360型锚固剂，锚杆锚固力40kN,扭矩力40N-m。网片

采用塑料网片（带钢丝阻燃），网格lOOXIOOmm,压茬100mm,压茬处用双股16"铁丝双

股双排扣绑扎连接，网片规格：900mmX2500mm。锚杆打在网片压茬外侧100mm处，连网

搭接。锚索规格：617.8X5000mm,锚索间排距2000X2400mm,每根锚索使用三卷CK-2360

型锚固剂。锚索预紧力不小于120kNo

巷道支护断面图1:50（附图3—3）

巷道支护俯视示意图（附图3—4）

四、顶锚杆支护工艺

1.选用支护工具：采用MQTT30/3.2型锚杆机完成顶板锚杆的定位、打眼、安装、

紧固工作。锚杆支护作业顺序为：定位、钻眼、安装锚杆、紧固锚杆。

2.打眼：打眼钻头为中28mm,B19钻杆（接钎），打眼工作必须在临时支护的掩护

下进行，作业前必须敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活肝、危岩，确认安全后，

方可开始工作；打眼前按照顶锚杆设计间排距定出眼位；锚杆眼必须打设在网片搭接孔

内。打眼时先点好眼位并低推进度钻眼，待进入煤岩体50mm左右后再慢慢增加推进度至

正常钻进速度，当锚杆孔深度达到设计深度后停止钻进，并把锚索孔冲洗干净。

3.安装锚杆：先用锚杆探明锚杆孔深度，超深的部分，应多加锚固剂进行充填；安

装锚固剂时，锚固剂的规格及数量要满足设计要求，人工把锚固剂装进锚杆孔后，用锚

杆顶住药卷并轻轻送至锚杆孔底；搅拌前，锚杆外露端安装上锚杆搅拌器后，套上钻机

准备搅拌；搅拌锚固剂时，要边推进边搅拌（CK-2360锚固剂搅拌时间为10〜18s）,搅

拌充分后，停止搅拌约30s,待树脂锚固剂凝固后慢慢将钻机退下；顶板预先铺好网片

的，搅拌时，锚杆上预先安装好锚杆和托盘，利用锚杆机钻机搅拌的同时，完成锚杆的

紧固工作，保证托盘压紧、压正网片，使网片紧贴巷道煤岩表面。

4.锚杆支护作业原则：由外向里，先顶板后两帮，顶板先中间后两边。

5.工艺流程：临时支护-＞核实巷道尺寸一定眼位一打眼一装药卷搅拌一凝固一安

装托盘并紧固。

五、帮锚杆支护工艺

帮部采用ZQS-50/1.7S完成定位、打眼、安装工作，人工紧固。打锚杆时要严格按

照操作规程作业。锚杆支护作业顺序为：定位、钻眼、安装锚杆、紧固锚杆。

1.定位：根据设计锚杆的间、排距，将要打锚杆的位置预先标好。

2.钻眼：打眼钻头为中28mm,钻杆为①28mmX2500mm麻花钎，装好钻杆，使钻头刚

好顶在打眼的位置上，锚杆眼必须打设在网片搭接孔内。然后轻轻给进，使钻头顶到帮

上，稍微给进，钻出小孔，接着均匀给进。

3.安装锚杆：将锚杆放入搅拌器，将树脂锚固剂放入眼内，然后用锚杆顶住药卷，

用锚杆机将树脂锚固剂送到眼底开始转动，进行搅拌，搅拌时间为10〜18s,同时，并

等待30s。

4.紧固锚杆：待树脂锚固剂凝固后，安装托盘并紧固锚杆。

重复如上操作，进行下一根锚杆的支护。

六、锚索支护工艺

1.选用支护工具：采用MQTT30/3.2型风动锚杆钻机完成顶板锚索的定位、打眼、

安装工作，在用锚索张拉机具预紧锚索。

2.打眼：打眼钻头为中28mm,B19钻杆（接钎），先找掉顶网上的碎煤砰，确认安

全后，方可开始工作；打眼前按照锚索设计间排距定出眼位；打眼时先点好眼位并低推

进度钻眼，待进入煤岩体50mm左右后再慢慢增加推进度至正常钻进速度，当锚杆孔深度

达到设计深度后停止钻进，并把锚索孔冲洗干净。

3.安装锚索：先用锚索探明孔深情况，使得孔深比锚索长度少200-250mm之间，超

深的部分，应多加锚固剂进行充填；安装锚固剂时，锚固剂的规格及数量要满足设计要

求，人工逐块把锚固剂装进锚索孔后，用锚索顶住药卷并轻轻送至孔底；搅拌前，锚索

外露端安装上专用搅拌器后，套上锚杆机准备搅拌；搅拌锚固剂时，要边推进边搅拌（锚

固剂搅拌时间为10〜18s）,搅拌充分后，停止搅拌约30s,待树脂锚固剂凝固后慢慢将

锚杆钻机退下（搅拌时，锚索上预先安装好锚索托盘及锁具的，退钻机前，停止搅拌的

时间要适当增加），然后安装锚索托盘、锁具，及时预紧锚索至设计要求。锚索距工作

面不得大于5米。

4.锚索支护作业原则：由外向里进行支护，每循环锚索支护完毕，锚索空顶距不得

超过设计规定。

5.工艺流程：安全检查一定眼位一打眼一装药卷一搅拌一凝固一安装托盘、锁具一

预紧。

七、铺网

1.掘进工作面铺网工艺：后退掘进机，人员必须站在永久支护下将网片固定在机载

临时支护上方，前移掘进机升起机载临时支护，将此网片与后排网片之间搭接100mm,

并采用14,铁丝双股双排扣绑扎连接，网扣间距200mm。

2.人员需站在掘进机上进行连网、挂网期间掘进机必须停机，切断电源并闭锁，切

割头落地，上好防护罩，如掘进机需要调整位置时，掘进机上作业人员必须离开掘进机

后进行操作。司机严禁离开掘进机，防止误操作伤人。作业人员严禁站在掘进机炮头上

作业。

1131002工作面回风顺槽支护设计参数表（表3—1）

巷道名称支护形式支护材料规格尺寸

顶部采用左旋无

纵筋高强螺纹钢020X2200mm

锚杆

托盘（配球形垫圈120X120X10mm蝶形托盘（配球形垫圈和阻尼

和阻尼垫）垫）

锚固剂每孔一卷CK-2360型锚固剂

钢筋网①6.5mm,规格900X4000mm,网格100

网片

X100mm

网片压茬100mm

锚杆间排距800X800mm

非采帮侧采用左

旋无纵筋高强螺020X2200mm

纹钢锚杆

锚网托盘（配球形垫圈120X120X10mm蝶形托盘（配球形垫圈和阻尼

1131002

和阻尼垫）垫）

工作面锚固剂每孔一卷CK-2360型锚固剂

回风顺槽钢筋网①6.5mm,规格1300X3000mnb网格100

网片

X100mm

网片压茬100mm

锚杆间排距1200X1200mm

采帮侧采用玻璃

020X2200mm

钢锚杆

托盘（配球形垫圈

玻璃钢锚杆配套托盘（配球形垫圈和阻尼垫）

和阻尼垫）

锚固剂每孔一卷CK-2360型锚固剂

网片塑料网片（带钢丝阻燃），规格1800X5000mm

锚杆间排距1200X1200mm

锚索017.8X5000mm

托盘（配压力碗）300X300X16mm（配压力碗）

锚索

锚索间排距2000X2400mm（顶部每排两根）

锚固剂每孔三卷CK-2360型锚固剂

1131002工作面回风顺槽巷道工程质量规定表（表3—2）

名称检验项目设计值（mm）标准（mm）

杆体及配件的材质、品种、规格、强度、

符合

锚杆结构

符合设计

锚索

锚固剂材质、规格、配比、性能符合

钢筋材质、规格、品种、和焊条质量符合

符合设计

网

主网格焊接、压接、并在使用前除锈符合

控

安装质量密贴楔紧密贴楔紧

项锚杆

II抗拔力符合设计不小于设计值的90%

安装质量密贴楔紧密贴楔紧

锚索

预应力符合设计不小于设计值的90%

宽度（偏中线到任一帮）见断面图一50〜+50mm

巷道

高度（顶板到底板）见断面图-50~+50mm

规格

铺网紧贴、牢固紧贴壁面压（绑）牢固

间排距符合设计±100mm

锚杆孔深2150mm0~+50mm

角度90°275°

外露长度10-50mm露出螺母10-50mm

般

项锚杆螺母扭矩符合设计符合设计

目2000X2400

间排距（每排两根）±100mm

mm

锚索外露长度150-250mm150mmW外露〈250mm

角度90°不大于设计值的3°

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法及作业方式

1、施工方法

（1）巷道中腰线：技术人员标定施工中线、激光指向仪指示巷道方向。

（2）破岩方式：EBZ-160型悬臂式掘进机掘进，最大空顶距1.9米，最小空顶距0.3

米。

（3）运输方式：掘进机后配套第二运输机、DSJ80/40/2X55胶带输送机、

DSJ100/80/2X160胶带输送机配合出渣。

（4）临时支护方式：使用机载临时支护。

（5）永久支护方式：MQT-130/2.8型锚杆钻机配B19钻杆、巾28mm钻头打设顶部锚

杆及锚索，采用ZQS-55/2.5S钻机，钻头为①28mm,钻杆为①28mmX2500mm麻花钻杆，

支护帮部锚杆。

（6）挂网：顶帮锚杆眼打设完毕后，人工依次挂网连网，然后搅拌锚杆，上紧锚

杆帽，利用锚杆托盘压紧网茬。

（7）矿车辅助运输。

2、施工工艺流程

交接班及安全检查准备工作一查偏中线和标志层一截割（出煤）一敲帮问顶一临时

支护f永久支护（锚网支护）一锚索永久支护f机械检修（文明生产）。

（附：工艺流程图）

安全检查f查偏中线fISS一敲帮问顶f

和标志层|（出煤）

临时支护|一永久支护-I机械检修

|（文明生产）

二、截割与支护

（一）截割、临时支护

综掘机司机截割前，除作业人员外，其他人员撤离至安全区域。综掘机司机按设计

要求截割出巷道轮廓（正常情况下每次截割两排，每排0.8m,最大控顶距1.9m、最小控

顶距0.3m。如帮、顶破碎、出现特殊地质构造带等其它情况，每次截割一排并缩小帮顶

间、排距至0.6米/排），使用机载临时支护进行支护顶板，然后班长带人员进入，执行

“敲帮问顶”制度后在进行永久支护。（机载临时支护使用方法祥见：附2）

（二）永久支护

1、永久支护时，顶板锚网、锚索规格不变。顶板锚网、锚索必须紧跟至工作面迎头。

采帮侧帮锚网支护在帮顶完整且无构造的情况下最多允许滞后工作面25米。非采帮侧帮

网支护上部第一根锚网必须紧跟至工作面迎头，下部两根帮锚网在帮顶完整且无构造的

情况下最多允许滞后工作面25米。如帮顶破碎、出现特殊地质构造带、伪顶及顶板离层、

出现冒顶片帮征兆，当出现以上情况及征兆时必须短掘短支，锚网、锚索支护必须紧跟

工作面，及时缩小锚杆、锚索排距进行加强支护，严禁空顶作业，严禁任何人进入空顶

范围内。最后对支护质量检查确认无问题后，进行下一循环作业。

两帮支护变更后锚网支护规格

①巷道掘进452米后，采帮侧锚杆由3根变更为2根，支护材料采用玻璃钢锚杆端头锚

固，锚杆规格：20X2200mm,托盘为配套托盘，锚杆间排距1200X1200mm,锚杆使用

一根CK-2360型锚固剂，锚杆锚固力30KN,扭矩力40N.m,网片采用塑料网片（带钢丝阻

燃），网片规格：1800X5000,网格100X100mm,压茬100mm,压茬处用双股14”铁丝双

股双排扣绑扎连接。底部锚杆400mm以下可以不挂网。

②巷道掘进462米后，非采帮侧锚杆由4根变更为3根，支护材料采用左旋无纵筋高强

螺纹钢锚杆端头锚固，锚杆规格：“20X2200mm,托盘为配套托盘，锚杆间排距1200X

1200mm,托盘规格为：长X宽X厚=120X120X10mm蝶形托盘，锚杆使用一根CK-2360型

锚固剂，锚杆锚固力60KN,扭矩力80N.m,网片采用规格66.5mm钢筋网网片规格：1300

X3000,网格100X100mm,压茬100mm,压茬处用双股14*铁丝双股双排扣绑扎连接。底

部锚杆200mm以下可以不挂网。

2、永久支护时，打注锚杆及打注顶锚索平行作业时应注意以下几点

1）操作风煤钻（帮部锚杆钻机）作业人员与操作锚杆钻机作业人员应相互配合，施

工人员在打注锚杆、索时观察好周围施工人员，防止锚杆、索伤人。

2）风煤钻（帮部锚杆钻机）风、水软管与锚杆钻机风、水软管不得缠绕，风动工具

使用完毕后，截止阀及时关闭。

3）作业人员严禁背对迎头施工。

综掘机截割轨迹断面图（附图4—1）

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第二节装载与运输

1131002工作面回风顺槽装煤由EBZ160型综掘机完成f第二运输机f胶带运输机f

溜煤眼一主斜井运输机一地面。

第三节管线、管线及轨道

1、管路及轨道型号

(1)压风管路在回风顺槽开门口以外采用巾89X4mm无缝钢管供风，开门口里采用小

108X4.5mm无缝钢管供风，供水管路采用4)108X4.5mm无缝钢管供水，排水管路采用6

140X8mm无缝钢管排水，管路均布置在巷道非采帮侧并放置在专用托架上，压风管路

100m设置一组三通闸阀，供水管路50m设置一组三通闸阀，每200米设置一组总闸阀。

(2)轨道型号为30kg/m,轨距900mm,轨枕间距700mm。

2、管线吊挂

(1)电缆必须用吊挂钩悬挂，电缆悬挂要与巷道坡度一致，各电缆要保持平行，不能

急起、急落。电缆钩统一标准配置，每隔1.2□一个，垂度不超过50mm。

(2)信号、通讯等小型电缆与动力电缆敷设在巷道同一侧时，必须敷设在动力电缆的

上方并按规定吊挂。

(3)动力电缆与风、水管路在同一侧敷设时，必须敷设在管子上方并按规定吊挂。

(4)管路吊挂平直、牢固，风水管路过巷道三岔门时必须设专用龙门过架，管路及电

缆紧跟巷道成巷处,采用加工好的钢管或高压管，悬挂和固定规范可靠。工作面临时风、

水管和电缆沿帮吊挂整齐牢靠，风管在迎头40m范围内使用025inm(<Z19mm)高压胶管,

水管在距迎头40m范围内使用。10mm高压胶管。

(5)电缆不得挂在风管或水管上，不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物件。

(6)标准的电缆吊挂可滞后迎头100m,施工期间滞后段采用临时电缆钩吊挂，竣工后

必须补齐。

(7)标准电缆钩吊挂后，为吊挂电缆专用，严禁吊挂其它设备。

3、轨道铺设

(1)轨道中心线偏差0〜50mm,轨道轨距误差-5〜10mm,两股钢轨水平误差不大于

10mm。轨道接头间隙不大于5mm,内错及底板高低差不大于5mm,不应有硬弯。

(2)所有轨道应铺设平直，接头高低一致、平正，按线敷设，要放平，轨道夹板、螺

丝、垫圈等部件必须齐全紧固有效。

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(3)轨道铺好后，轨枕下部必须填实整平，浮煤不超过轨枕上平面。

(4)铺道前必须拉线点眼，确保底板平直，严格按中腰线铺设轨道，安全间隙必须符

合要求。枕木垂直于轨道，两侧外露长度保持一致，机件齐全，紧固有效。

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第四节设备及工具配备

设备及工具配备表（表4—1）

序号名称规格型号单位数量备注

1综掘机EBZ-160台1完好设备

2潜水泵BQS10-100/2-7.5/BA5完好设备

3局扇FBD7.1/2X45台2完好设备

4气动手持式钻机ZQS-50/1.7S台6完好设备

5一部胶带输送机DSJ80/40/2X55部1完好设备

6二部胶带输送机DSJ100/80/2X160部1完好设备

7照明综保ZBZ-4.0M/1140(660)台4完好设备

8锚杆风动钻机MQT-130/3.2A4完好设备

矿用带式输送机通讯

9KTC102套2完好设备

控制系统

QJZ-2X120/1140

10风机双电源开关台1控制风机

(660)

11隔爆真空磁力启动器QJZ-120/1140(660)台1控制胶带

12隔爆真空磁力启动器QJZ-400/1140(660)台1控制胶带

13隔爆真空磁力启动器QJZ-80N/1140(660)台5控制JD-25绞车

14隔爆真空磁力启动器QJZ-30N/1140(660)台3控制潜水泵

15隔爆真空磁力启动器QJZ-80N/1140(660)台2张紧绞车

16隔爆真空磁力启动器KJZ-400/1140(660)台1控制开关

17钢丝绳4)15.5mmm2500JD-25绞车用

18调度绞车JD-l.6(JD-25)台5完好设备

19排沙泵BQS30-150/2-37/N台2完好设备

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第五章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式及供风距离

1.通风方式

(1)采用局部通风机压入式通风方式，通过61000mm风筒将新鲜风流送入掘进工

作面，局部通风机实行“双风机，双电源，自动切换”。

(2)通风系统要合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，每人供风量不得小于4

m3/min,巷道内风速不得低于0.25m/s,不高于4m/s,巷道内任何地方有害气体和瓦斯

浓度不得超限。

(3)局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫，并装有消

音器。

2.供风距离

根据1131002工作设计，本工作面回风顺槽1789m,开切眼长度236m,本工作面最

大供风距离为2200m。

二、掘进工作面需要的风量计算

掘进工作面所需风量计算：按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作人员以及局部通风机的

实际吸风量、掘进工作面允许风速所需风量等规定分别进行计算，并选其最大值。

1.按瓦斯涌出量计算

Qia=100XqXK(m'7min)

式中：Q招一掘进工作面迎头实际需要的风量，m3/mino

q—参照《初设》章节里通风与安全，此掘进工作面q取0.124m7mino

K一掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0,此处取1.8。

Qffl=100XqXK=100X0.124X1.8=54(m7min)

2.按照二氧化碳涌出量计算：

Q掘=67XqjgXK(m7min)

式中：q掘一一掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，(m'/min)。

K一一掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1

个月，最大绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳涌出量的比值，一般可取1.5〜

2.0,此处取1.40

67一一掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。

Q掘=67X0.24X1.4=22.5(mVmin)

3.按人数计算

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Q掘24XN(m7min)

式中：4一一每人每分钟不低于4n?的配风量。

N——掘进工作面同时工作最多人数，此处N=32。

QG4XN=4X32=128(m7min)

4.根据以上计算及有关配风的规定，按允许的最高、最低风速进行验算

(1)验算最小风量

掘进中的半煤岩巷和煤巷。

QB60X0.25S=60X0.25X13.13=196.95(mVmin)

(2)验算最大风量

QM^60X4.0S=60X4X13.13=3151.2(m7min)

式中S一掘进工作面巷道的断面积，m2o

根据计算，掘进工作面风量取以上计算值196.95n?/min,符合要求。

三、掘进工作面实际需风量计算

按局部通风机吸风量加局部通风机所在巷道保证最低允许风速所需风量之和计算。

1.局部通风机吸风量计算

(1)按柔性风筒允许漏风率计算风机吸风量

Q^Qs4-tl-(nXn漏)]XK(m7min)

式中：Q吸一一局部通风机吸风量。

Q«-----工作面需风量。

n一一巷道百米数；此处巷道设计长度为1789米，开切眼设计长度为236,供风距

离为2200米，取n为20。

n漏一一柔性风筒的百米漏风率；通风距离1000〜2000米，①1000mm风筒百米漏风

率小于2%。

K——通风调整系数，K取1.5。