11301回撤巷作业规程.docx

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11301回撤巷作业规程

第一章编制概况

第一节概述

一、掘进工作面名称：

本规程掘进的巷道为11301主、辅回撤通道。

二、掘进目的及用途：

11301综放工作面设备回撤。

三、巷道设计长度及服务年限：

11301综放工作面主、辅回撤通道设计掘进长度各200m，主、辅回撤通道之间每50m掘进1条联巷（共3条）45m，倒车硐室2个12m，卷带通道18.5m,总掘进工程量475m。

掘宽5m，掘进高度3.85m，掘进断面积19.25m2。

巷道顶板采用锚杆、钢带、菱形金属网联合支护，服务年限：

24个月。

四、预计开工竣工时间：

11301回撤通道计划自2014年8月10日开始施工，2014年9月10日竣工。

第二节编制依据

1、陕西省榆林市榆阳区千树塔井田地质勘探报告；

2、陕西省榆林市千树塔煤矿初步设计说明书及设计施工图纸；

3、11301回采工作面地质说明书；

4、《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

本工作面地面相对位置及井下四邻开采情况见附表。

附表一:

井上下对照关系表

水平、采区名称

一水平一盘区

工程名称

11301回撤通道

地面标高/m

1250—1310

井下标高/m

1110—1116

地面相对位置、建筑物、小井及其它

11301回撤通道掘进工作面位于主井井筒西北约1100m处，地面无农田、村庄、河流、湖波、水库等水体，无建（构）筑物，无小井和老窑,掘进对其无影响。

井下相对位置，对掘进的影响

11301回撤通道位于3号煤11301主运和回风顺槽之间，北部距11301综放工作面约1900m，西部11301辅运顺槽，东部为11301回风顺槽，南部为西翼辅运大巷，对本掘进工作面无影响。

邻近采掘情况及对掘进的影响

11301回撤通道11301综放工作面约1900m，由于11301综采工作面为准备工作面未回采，对本工作面掘进施工无影响。

第二节煤（岩）层赋存特征

井田内侏罗系中统延安组（J2y）的3、4、6、9号煤层为区内可采煤层，各煤层均呈简单的层状产出，无分岔复合现象存在，层位稳定。

整体为向北西倾斜的单斜层，倾角小于1°。

3号煤层为厚煤层，是本矿主要可采煤层，4、6、9号煤层均为薄煤层。

3号煤层大部分可采，层位稳定，厚度大变化规律明显，结构简单，不含夹矸，属稳定型煤层。

倾向290°，倾角0.62°，厚度变化在9.75～11.21m之间，平均10.61m。

埋藏深度147.4—271.2m。

其直接顶以泥岩为主，粉砂质泥岩、粉砂岩次之，含少量粉砂岩、中粒长石砂岩，厚度0.46—14.78m。

底板以泥岩、粉砂岩、

粉砂质泥岩为主，粉砂岩、泥质粉砂岩次之，厚度0.95—14.97m。

附：

煤（岩）层赋存特征表。

煤（岩）层赋存特征表

指标

参数

备注

煤层厚度（最大～最小/平均）/m

9.75—11.21/10.61

煤层倾角（最大～最小/平均）/（°）

＜1/0.62

煤层硬度f

≥4.2

煤层层理、煤层节理（发育程度）

不发育

自然发火期/月

3～6

相对瓦斯涌出量/（m3·t-1）

0.61

煤尘爆炸指数/%

38—51，具有爆炸性

煤层自燃倾向性

易自然

煤的视密度（t·m-3）

1.31

矿井涌水量/（正常/最大，m3/h）

60/90

地温/℃

无地温异常现象

地震烈度/度

6

3号煤煤层顶底板情况表

直接顶板

基本顶板

稳定程度

评价

备注

岩性

厚度（m）

范围

岩性

厚度（m）

范围

泥岩、粉砂质泥岩为主，钙质泥岩次之

0.59-15.25

平均3.40

大部

细、中

砂岩为主,粉砂岩次之

9.23-38.09

平均22.66

全井田

中等冒落～难冒落顶板

直接顶板为钙质泥岩时,为难冒落顶板

直接底

基本底

粉砂质泥岩

6.98

大部

泥质粉砂岩

8.85

全井田

中等稳定

第三节地质构造

一、井田地质构造

（1）断层、褶皱及岩浆岩

井田位于鄂尔多斯盆地次级构造单元陕北斜坡中部，地质构造简单，区内未发现较大断裂、褶皱及岩浆活动痕迹，局部发育宽缓的波状起伏。

总体构造形态为一向北西缓倾的单斜层，倾向290°，倾角小于1°。

在井田内解释和推断有4个隐伏断（层）点，均为正断层，落差1.7～3.5m，由于断（层）点落差较小，3号煤层为特厚煤层，断（层）点对煤层无大的破坏作用，因此，断层对3号煤层的开采基本无影响。

（2）裂隙

区内的基岩，由于前新生代的风化作用，顶面起伏较大，自顶面之下普遍形成厚度20～40m风化裂隙带，导致岩石破碎，是地表水下渗的良好通道。

当煤矿采煤产生的冒裂带与风化裂隙带沟通时，可能造成矿坑涌水。

另外，井田东南部由于3号煤层自燃，其顶板烧变岩垮塌，造成岩石破碎，节理、裂隙发育，结构松散，成为地下水的良好通道。

第四节水文地质

1、地形地貌及地表水

本井田处于陕北黄土高原的北缘地带，地貌上表现为沟壑纵横、支离破碎，地形切割较深的黄土梁峁特征。

井田内东南部及西南部的沟流，其流量较小，旱季断流。

2、地下水含水层

井田水文地质条件受区域水文地质条件的控制，显示了与区域水文地质特征的统一性。

根据井田地下水的赋存条件及水力特征，将井田地下水划分为两种类型：

即第四系松散岩类孔隙及孔隙裂隙潜水、碎屑岩类裂隙水；五个含水岩层（组）。

3、隔水层

（1）新近系静乐组红土。

为第四系潜水与基岩风化裂隙水间良好的隔水层。

（2）泥岩类。

在基岩中，厚度较大且连续分布的泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及部分粉砂岩等泥岩类，与含水层相间分布，厚度一般为10～40m，为层间裂隙承压水的隔水层。

4、充水水源

（1）大气降水。

大气降水多从地表流走，小部分渗入地下成为松散岩类孔隙潜水，它通过井筒进入矿坑，成为矿床间接充水水源。

（2）地下水。

3号煤层之上砂岩含水层涌水量很小，富水性弱。

3号煤层之下岩石完整性较好，裂隙不发育，砂岩含水层厚度薄，含水微弱，渗透系数、涌水量很小，富水性弱。

第四系离石组孔隙裂隙潜水，全井田分布，富水性极弱，可通过井筒进入矿井，成为矿坑的间接充水水源。

火烧岩区孔洞裂隙水，分布于井田的东北部，当采掘面与其沟通时，便可成为矿坑的直接充水水源。

⑶矿坑充水通道

由于本区构造简单，无断裂及大的褶皱，故煤矿开采时对矿坑充水有较大影响的通道为煤层顶板冒裂带。

冒裂带是煤层开采后形成的冒落带及导水裂隙带，它沟通冒裂带内的不同基岩含水层使地下水直接进入矿坑，成为矿坑直接充水含水层的充水通道。

⑷涌水量预计：

预计本工作面正常涌水量3m3/h，最大涌水量5m3/h。

附：

地质及水文地质柱状图。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

11301主辅回撤通道布置在11301主运顺槽与回风顺槽之间，与11301主运、回风顺槽垂直布置，设计总长400m，布置在3号煤层中，从11301工艺巷开口、沿3号煤层底板掘进。

见11301主辅回撤通道平面布置图。

第二节矿压观测

一、根据《煤矿安全规程》及《锚杆喷射混凝土支护技术规范》的要求，对施工的巷道要进行顶板离层、顶板和两帮移近量、锚杆载荷监测，观测内容、目的及手段见表

矿压观测内容、目的及手段表

序号

观测内容

观测目的

测试手段

1

巷道表面位移

监测巷道相对变形，判断稳定性

测杆、测枪

2

顶板离层

监测顶板稳定状况，及时采取安全措施

离层监测仪

3

锚杆受力

检测锚杆强度是否合适，以调整密度

锚杆拉力计

4

螺母拧紧力矩

检查锚杆安装质量

扭力扳手

巷道掘进过程中，要求每班用力矩扳手和锚杆拉力计对锚杆安装质量逐根进行监测，保证顶锚杆扭力矩＞100N·m，拉拔力锚杆不小于70KN。

并将监测结果由队技术人员详细记入技术管理，台帐，以便备查。

二、顶板离层监测：

巷道掘进过程中，选用LBY-2型顶板离层监测仪，在巷道顶部每隔50m安设一台，监测巷道顶板下沉量。

第三节支护设计

一、巷道断面

11301主辅回撤通道及联巷、绞车硐室，设计断面形状均为矩形，掘宽5.0m，掘高3.85m（绞车硐室掘高3.6m），掘进断面积19.25m2，周长17.7m，采用锚杆、金属网、钢带联合支护。

二、支护方式：

（一）临时支护：

使用前探梁作为临时支护。

1、先用3寸钢管截6根0.3米长的短钢管，在每个短钢管上部钻一

个直径约30mm的园洞，在洞口焊接一个与锚杆螺帽相配套的螺帽，再截3根3.6米长的2寸钢管。

2、切眼掘进工作面综掘机截割后，用长把工具处理掉工作面迎头的

松动浮煤或裂茬的煤块，将迎头附近的锚杆重新加固一遍。

3、将3寸钢管上焊接的螺帽对上工作面最前2排锚杆的螺纹拧上。

锚杆露头一般为20—30mm，钢管上的螺帽拧紧至锚杆的托盘螺帽，并按巷道的前进方向排列好。

4、将2寸管插进3寸钢管，前探至工作面迎头。

5、在相邻两根探梁上铺设半圆木或木板，用排楔刹紧。

6、为了不影响正规锚杆的架设，前探梁必须向两边叉开，让出打锚杆眼和上托盘的位置。

7、钢管前探梁根据本工作面掘进宽度，先掘断面掘宽5m布置3排，后掘断面掘宽4m布置2排。

8、在有前探梁的基础上，人员可以进入工作面进行其它作业。

附：

临时支护图

（二）永久支护材料及支护参数：

1、支护材料规格型号

锚杆：

φ18mm×2000mm左旋螺纹钢锚杆；

钢带：

φ12—4000—5；

托盘：

100mm×100mm×8mm拱形钢托盘；

锚固剂：

MSZK—2360、MSCK2335树脂锚固剂；

金属网：

主回撤通道及联巷顶板采用60mm×60mm菱形金属网；

锚索：

φ17.8mm×6300mm钢绞线锚索；

锚索托盘：

300mm×300mm×16mm；锚固剂：

1根CK2335和2根CK2360

网片：

主回撤通道及联巷顶板采用60mm×60mm菱形金属网，10号钢丝编织。

以上材料必须有材料合格证及材质检验报告。

2、支护参数和技术要求：

锚杆间距1000mm、排距1200mm，锚杆外露长度不大于50mm。

每根锚杆采用1根MSZK2360树脂锚固剂。

锚杆拉紧力70KN，预紧力100N·m。

锚索：

锚索间距为1800mm，排距为2400mm，每根锚索采用1根K2335和2根Z2360树脂锚固剂，锚索外露长度不大于300mm。

锚索拉紧力100KN，预紧力250N·m。

菱形金属网用10号钢丝编织，主回撤通道顶板双层铺设（联巷及绞车硐室单层铺设），两帮铺设单层金属网。

附：

11301主、辅回撤通道及联巷、绞车硐室支护图。

三、支护设计

1、设计方法。

⑴工程类比法：

根据本矿安全生产情况，结合已施工巷道的经验，采用工程类比法进行锚杆支护设计。

⑵类比工程的选择与比较：

从已掘进的一盘区11300和11305综放工作面的主辅回撤通道及绞车硐室顶板支护效果看，整体状况良好，没有发生过冒顶事故，能够满足工作面设备回撤时安全和生产需要。

本规程掘进的一盘区11301主辅回撤通道与11300、11305综放工作面主辅回撤通道，位于同一盘区的同一煤层，煤层赋存情况一致，因此，支护设计的类比对象是合适的。

2、按悬吊理论验算锚杆支护参数：

①锚杆长度验算：

L＝KH＋L1＋L2

式中：

L——锚杆长度，m；

H——冒落拱高度，m；

K——安全系数，一般K＝2；

L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，m；一般按经验取0.4m；

L2——锚杆在巷道中的外露长度，m；一般取0.1m；

其中：

H＝B／2f＝5.0／2×4.2≈0.60m

式中：

B——巷道跨度，m，本规程掘进巷道宽度5.0m。

f——巷道围岩普氏系数，本巷道围岩为3号煤层，据地质报告中f≥4.2

则：

L＝2×0.6＋0.4＋0.1＝1.7m

在实际施工中为了安全生产，取2.0m。

②锚杆间、排距验算：

本巷道设计断面形状为矩形，令设计时间排距均为a，则：

a＝

式中：

a——锚杆间排距，m；

Q——锚杆设计锚固力，设计70KN/根；

K——安全系数，一般取K＝2；

γ——被悬吊煤（岩）层的重力密度，取13.1KN/m3；

a＝

＝2.11m

施工时为了安全生产，锚杆间距取1.0m，排距取1.2m。

③锚杆直径的验算

锚杆直径可按照下式计算

d＝

式中：

d——锚杆直径，mm；

L——锚杆长度,mm;

d＝

×2000＝18.18mm，取18mm。

④锚杆锚固力验算

Q＝KL2a2γ

式中：

Q——锚杆锚固力，t;

K——锚杆安全系数，一般取2；

L2——锚杆有效长度，取1.9m；

a——锚杆间、排距，m；取间排距的平均值1.1m；

γ——被悬吊煤（岩）层的重力密度，取1.31t/m3

Q＝KL2D2γ＝2×1.9×1.12×1.31＝6.02t＜7t（设计拉拔力为7t[70KN]）

3、锚索：

⑴锚索长度验算：

L＝La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到稳定岩层的锚固长度，m；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——上托盘及锁具的厚度，取0.2m；

Ld——需要外露的张拉长度，取0.3m。

按照GBJ86—2005要求，锚索锚固长度La按下式计算：

La≥K×

式中：

K——安全系数,取2;

d1——锚索钢绞线直径，取17.8mm；

fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2

fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2

则：

La≥2×

＝1999.385mm≈2.0m

L＝2.0＋2＋0.2＋0.3＝4.5m

锚索总长度，取设计长度6.3m。

⑵锚索倾角：

锚索垂直于巷道顶板安装，倾角取90°。

⑶验算锚索间排距：

L≤Nf2/[BHγ－2F1sinθ]

式中：

L——锚索间排距，m；

B——巷道最大冒落宽度，m；

H——巷道最大冒落高度，m；

Γ——岩石容重，KN/m3（包括顶煤+直接顶）

F1——锚索锚固力，取100KN;

F2——锚索极限承载力，KN，取320KN；

θ——锚索与顶板的夹角；取90°

N——锚索排数，取1排；

N＝K×

式中：

N——锚索数目；

K——安全系数，取2,；

W——被悬吊岩石的自重，KN;

P断——锚索最低破断拉力，KN;取≥360KN

则：

W＝B×∑h×∑γ×L

式中:

B——巷道掘进宽度，5m；

∑h——被悬吊煤（岩石）厚度，取7m，

∑γ——被悬吊煤（岩石）容重，取13.1KN/m3;

L——锚索排数，取1排；

则：

W＝5×7×13.1×1＝458.5KN；

N＝2×458.5/360＝2.54根

L≤2.54×320/[5.0×7×13.1－2×100×1]＝3.14m,

为保证安全生产，根据设计，锚索间距取1.8m,排距取2.4m。

经过上述验算，11301主辅回撤通道支护参数符合设计要求，能够满足安全生产需要（验算公式来自于《中国煤矿安全生产网》）。

附：

主、辅回撤通道及联巷、绞车硐室支护图。

第四节支护工艺

1、施工顺序：

本规程掘进的巷道按照以下顺序进行：

安全检查（顶板、通风、瓦斯、延伸中腰线、工程质量）→综掘机切割落煤→敲帮问顶→架设临时支护→施工锚杆→收尾。

2、掘进落煤、出煤：

采用EBZ160掘进机割煤，掘进循环进尺，顶板完好时2400mm，顶板破碎时1200mm。

掘进一个循环支护一次，最大空顶距离不得超过5000mm。

3、安装顶锚杆及挂金属网

⑴进行临时支护。

使用前探梁作为临时支护。

严禁在空顶区域行走或逗留，更不得因顶板稳定而违反规定掘进。

⑵施工顶板锚杆孔：

采用2台MYT-128C型液压锚杆机打眼，麻花钻杆，￠28mm钻头。

由巷道两帮向中间施工锚杆眼，巷道顶板锚杆孔深为1950mm。

连网：

网间搭接不小于100mm，并用12#铁丝双股每3孔连1道。

⑶送树脂药卷：

穿过钢带孔眼向锚杆孔装入1根MSZK2360树脂锚剂，用装好托盘螺母的锚杆慢慢将树脂锚固剂推入孔底。

⑷搅拌树脂锚固剂：

用搅拌接头将锚杆机与锚杆螺母连接起来，然

后升起锚杆机推入锚杆，当锚杆机升到顶板锚杆孔底时，停止升钻机搅拌20—30s后停机。

⑸紧固锚杆：

60s后再次启动锚杆机边旋转边推进，托盘快速压紧顶板，使锚杆具有较大的预紧力，最后在掘进头采用人工加扭的方法将扭矩增加至100N·m以上。

4、安装帮锚杆：

⑴巷道两帮连接金属网。

网片间搭接100mm，并用12#铁丝双股联网。

⑵按设计部位施工巷道帮锚杆孔。

采用MZ—1.2型煤电钻、φ28钻头、1500mm煤钻杆打1.45m深钻孔。

⑶送树脂药卷。

穿过网孔将1根MSZK2360树脂药卷，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。

⑷搅拌树脂药卷。

用连接套将锚杆螺母连接起来，将锚杆轻轻推入孔底，然后启动煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s后停止。

⑸安装托盘。

30s后再次启动煤电钻，将螺母拧紧，托盘津贴巷道帮壁，安装完毕。

然后采用人工加扭的方式将扭矩增加至设计值。

5、施工锚索：

⑴施工顺序：

安全检查（敲帮问顶→检查巷道断面尺寸→搭设工作平台）→使用MYT—125/330Ⅱ和φ30mm、六棱钢、长度1000mm的钻杆施工锚索眼→用锚索将1根CK2350和2根ZK2360树脂锚固剂推入眼底并搅拌→使用MS18—200/60（手动）锚索张拉机安装托盘、使锚索达到设计预紧力→收尾（清理工作现场）。

⑵施工方法：

①经严格的敲帮问顶、确认无片帮冒顶危险、检查巷道断面尺寸符合设计要求后，使用使用MYT—125/330Ⅱ型液压锚杆机配合φ22中空六方接长式钻杆和φ30双翼钻头打眼。

为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色油漆标出终孔位置，眼深6m，并将眼内的的残渣吹净。

②安装锚固剂前首先要检查其质量是否合格，（以手感柔软为合格，不合格的树脂锚固剂严禁使用）。

③用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等檫干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚杆连结定位。

④两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。

安注药卷时必须快凝复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。

⑤锚索下端装上JQS18/B19搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。

⑥一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20—30s，确保搅拌均匀。

⑦停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。

⑧10min后先卸下专用搅拌器，装上托盘，锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。

⑨两人一起用MS18—200/60张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。

然后开始张拉，并注意压力表读数，达到设计预紧力时，停止张拉。

⑩卸下锚索张拉机（注意用手托住，避免坠落），完成锚索的安装。

⑪清理工作现场的工具、杂物，搞好文明施工。

第五节工程质量管理

一、质量标准与检验。

见附表

质量标准与检验表

项目

设计尺寸、数量

允许偏差

巷道净宽/mm

5000

合格

0—＋150

优良

0—＋50

巷道净高/mm

3850

合格

0—＋150

优良

0—＋50

锚杆扭矩/N.m

顶

100

符合设计

锚索扭矩/N.m

顶

250

符合设计

锚杆间排距/m

顶

1.0×1.2

合格

－100—＋100

优良

-50—+50

锚索间排距/m

顶

1.8×2.4

锚杆角度/°

≤±15

锚索角度/°

≤±3

金属网

紧贴壁面，无“网兜”

锚杆（索）外露长度/mm

顶

锚杆≤50

锚索≤300

合格

锚杆﹤50，

优良

锚杆＜30

二、工作面工程质量管理

（1）综掘机工作面工程质量必须达到《掘进工作面工程质量验收标准》规定

①宽度：

中线至任一帮距离允许偏差0～+150mm；

②高度：

允许偏差0～+150mm

③坡度：

沿3号煤层底板掘进；

④掘进时必须保证顶、底板和两帮平整一致，没有明显的大的凹凸，成型好。

严禁出现台阶；煤壁要保持平直，不得留有伞檐，欠挖、超挖量符合质量标准。

⑵施工放线要求：

按导线点严格进行，三点一线，每组中线相距80～100m；巷道每掘进80～100m由测量人员检核一次中线，发现偏差或掉线，要及时进行处理。

⑶管线敷设：

电缆、供水管敷设在巷道右帮，悬挂平直、整齐，高度符合规程要求，电缆钩每2m吊挂1个，管钩每3m吊挂1个，水管每60m安装一个洒水闸门。

⑷风筒吊挂：

风筒吊挂必须平直，环环必挂，紧贴巷道左帮顶板，风筒接头采用反压边联接，破洞要及时粘补，无漏风现象，风筒出口距工作面不得超过5m。

⑸巷道清理：

巷道路面浮煤当班要清理干净，积水及时排放。

⑹文明生产：

巷道无淤泥、无积水、无杂物；设备摆放整齐、材料集中码放，挂牌管理；设备上无积尘，巷道顶帮每周冲洗一次。

⑺锚杆支护：

锚杆支护应达到工程质量验收评定合格标准，即：

①锚杆（索）、托板、树脂药卷必须保证质量，其规格、型号、性能符合设计要求；

②锚杆安设应垂直巷道顶板，角度允许偏差±15°；锚索≤±3°.

③注锚杆时，树脂药卷必须经过充分搅拌，达到规定时间；

④安装锚杆时，托板紧贴顶板，螺母必须拧紧，抗拔力不小于设计要求，当班锚杆必须进行二次紧固；

⑤锚杆间、排距允许偏差±100mm，孔深允许偏差+50mm，锚杆外露长度不大于50mm；

⑥发现失效锚杆要及时处理，重新补打。

⑵质量保证措施

2光指向仪及时延设，使用正常，以控制巷道掘进方向。

②综掘机应设一名司机，带班队长负责当班工程量的检查验收，对不符合质量要求的地方，现场及时处理。

③建立健全质量验收制度，明确责任，分级负责，严格把关。

质量不合格，不予验收。

④建立严格的工程质量奖惩制度，杜绝质量不合格工程。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、回撤通道开口施工方法

1、11301工艺巷掘进到设计的第三措施巷后，开始掘进下山25m到3号煤层底板，再沿煤层底板掘进10m平巷，由矿地测科标定11301主回撤通道的开门位置和中心线，掘进机向11301主运顺槽掘进主回撤通道，与11301主运顺槽贯通，并在主回撤通道内安装一台SGB—620/40T型刮板机运输机，将溜子机头搭接在11301主运顺槽皮带机头上，用20型防爆铲车将掘进机切割的煤炭装入溜子，转载到11301主运顺槽皮带运输机，运输到西翼主运大巷二部强力皮带机，形成完整的煤炭运输系统。

然后掘进机调头掘进，与11301回风顺槽贯通，完成主回撤通道的掘进工程。

辅回撤通道，从主回撤通道掘进。

先从主回撤通道掘进主辅回撤通道联巷20m，再由矿测量科标定辅回撤通道的开口中线，按照上述方法，完成辅回撤通道的掘进工程。

2、开门前，必须对11301工艺巷开口处、11301主运顺槽、回风顺槽贯通处10m范围内的支护进行认真检查、加固，对失效、锚杆拉拔力达不到设计要求和托盘松动的锚杆重新进行补打。

并在所有三岔口处前后10m范围内打锚索加强支护，锚索采用φ17.8×6300mm钢绞线，锚索间距1800mm、排拒为2400mm，托盘规格为300×300×16mm,锚索外露长度不大于350mm，锚固剂为1根MSCK—2360和2根M