巷道掘进作业规程

1、第一章巷道布置及其技术特征1.第一节巷道布置 1.第二节巷道技术特征1.第三节支护设计校核5.第二章地质概况 9.第一节地质构造 9.第二节水文地质情况9.第三节煤层及其顶底板岩性性质1.0第四节瓦斯、二氧化碳、其他有害气体1. 1第五节煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性 1.1第六节其它地质情况1.1第三章施工方法 1.2.第四章掘进施工作业1.4.第一节工艺流程 1.4.第二节施工作业 1.4.第五章支护作业 2.1.第一节临时支护 2.1.第二节永久支护 3.0.第六章支护施工质量检测及矿压监测 3.8第一节检测及监测内容3.8第二节检测及监测方法3.8第七章生产系统 4.5.第一节供风量的计算

2、4.5第二节通风系统 4.7.第三节综合防尘系统4.9第四节供水系统 5.3.第五节排水系统 5.4.第六节供电系统 5.6.第七节运输系统 7.0.第八节照明系统 7.7.第八章六大安全避险系统7.9第一节安全监测监控系统7.9第二节压风自救系统8.2第三节紧急避险系统8.3第四节供水施救系统8.4第五节通讯联络系统8.5第六节 人员定位系统8.7第九章 主要安全技术管理措施8.8第一节一般规定 8.8.第二节预防顶板事故技术管理措施9.1第三节预防瓦斯事故技术管理措施9.8第四节预防火灾事故的技术管理措施 1.02第五节预防辅助运输事故的技术管理措施1. 03第六节预防透水事故的技术管理措

3、施 1.07第七节主要掘进设备使用安全技术管理措施1. 09第八节爆破安全技术措施1.16第九节机电设备完好及操作安全技术措施1. 16第十节其他安全技术措施1.22第十一节 灾害应急措施及避灾路线1.25第十章 提高原煤质量的措施1.31第一节提高原煤块率的措施1.31第二节降低原煤灰分的措施1.31第三节降低原煤水分的措施1.31第四节提高原煤质量的管理措施1.31第十一章工程质量标准与文明生产 1.32第十二章职业病危害与预防1.34第十三章双重预防管理1.3. 6第一节 安全风险的分级管控 1.36第二节事故隐患排查治理1.37第十四章劳动组织及主要经济技术指标 1.38第一节劳动组织

4、 1.3. 8第二节循环作业 1.3. 9第三节主要经济技术指标表1.40第一章 巷道布置及其技术特征第一节 巷道布置一、地面相对位置1、地面位置：寺河村西北 1750-4000mi地面标高：702-1066ml2、巷道底板标高：471-574 盖山厚度：230-5043、掘进区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等：该巷道上方地面无河流、水库等水体，无建筑物，对本巷道掘进无影响。二、井下位置及四邻采掘情况1、巷道的布置方式：与9#煤北胶带大巷方位一致，沿9#煤底板掘进。2、掘进穿过的煤岩层：沿9#煤底板破顶掘进。3、巷道与相邻煤（岩）层、临近巷道的层间关系：上部3#煤为寺河矿二盘区采空区。东为

5、已掘大巷、南为实体煤、西为实体煤、北为9#煤北胶带大巷。4、巷道附近的采掘情况及其对工程的影响：该巷道附近未进行采掘活动，对本巷道掘进无影响。附图一：巷道布置平、剖面示意图三、巷道用途巷道性质：该巷道为半煤岩巷。巷道用途：9#煤* 巷道担任9#煤北部运输、进风任务。四、服务期限服务期限：97 个月。五、施工期限2019年 11 月至 2020年 10月。第二节 巷道技术特征一、巷道设计长度9#煤*巷道设计长度2600m其中开口系统已掘40nl本次掘进长度2560m开 口位置位于9#煤北胶带大巷正前，方位角为 296。45' 7占9#煤底板掘进，巷道坡度 为 2 15°，平均倾

6、角5°。沿巷道中线掘进。、施工断面9#煤*巷道：矩形，宽X高=5.5mx 3.2m。施工长度2560m （中至中）。9#煤*巷道技术特征表：目名据术、断面尺寸支护 方式顶锚杆 间排距（m帮锚杆 间排距（m锚索 间排距（m宽度 （m»高度 （项(nf)锚梁 锚索 网 联合 支护间距排距间距排距间距排距毛断面5.53.217.61.01.21.21.22.52.4净断面5.33.116.43三、支护方式及参数（一）锚杆支护1、9#煤*巷道锚杆支护（1）顶板支护1）锚杆（锚索）型号和规格：锚杆型号为 MSGLW400/2O2000,20左旋无纵 肋螺纹钢树脂锚杆，长度 2000m

7、m杆尾螺纹 M22锚索型号为 SKP22-1/1720, 21.8-8000mm高强度低松驰钢绞线锚索，长度 8000mm直径21.8mm2）钢筋托梁及托盘：钢筋托梁型号为T5100X 100/12 100 X100,采用12mm的钢筋焊接而成，纵向短筋间距为100mm长度5100mm锚杆托盘采用金属拱型高强度托盘，规格为：150X150X8 （mrm；锚索托盘采用金属拱形高强托盘，规格为： 300X 300X 16 （mrm。3）铺网要求：顶板铺设经纬金属网，型号 JW10/50 X 50-（1400 X 6000）（经纬 金属网，规格6000X 1400mm网孔50X 50mrm。搭接方式

8、：前后网片压荏搭接，搭 接长度：不小于200mm采用双股16锋丝联接牢固，条丝扭结圈数不少于 3圈，联 网间距100-150mm网片铺设要求拉直拉紧，顶网必须与帮网联接牢固。4）锚杆布置方式：平行排列布置，锚杆排距 1200mm间距1000mm每排6根 锚杆，距帮250mm锚固方式：采用加长锚固；锚周长度：1308mm安设角度：锚杆垂直顶板安设，靠近巷帮的锚杆如安设不方便，最大允许与顶板法线夹角不超过5° ;锚固剂数量及型号：采用两支树脂锚固剂，一支规格为MSK2335 一支规格为MSZ236；0锚固剂安放顺序：先放入 MSK233纵速树脂锚固剂，再放入 MSZ2360中速树脂 锚固

9、剂；预紧力矩及锚固力：预紧力矩不小于 300NJ- m,锚固力不小于100kN15）锚索布置方式：巷道中心线两侧 1250mm&布置一根，锚索间距为2500mm锚索排距为2400mm；锚固方式：采用端部锚固；锚固长度：1494mm；安设角度：垂直顶板安设，最大允许与顶板法线不超过10°；锚固剂数量及型号：采用三支树脂锚固剂，一支规格为MSK2335两支规格为MSZ236；0锚固剂安放顺序：先放入 MSK233纵速树脂锚固剂，再放入 MSZ2360中速树脂 锚固剂；设计预紧力：预紧力应达到 250kN 以上。6）顶锚杆、顶锚索必须紧跟工作面，不得滞后。（ 2）帮部支护1）锚杆型

10、号和规格：锚杆型号为 MSGLW400/2O2000,20左旋无纵肋螺纹钢 树脂锚杆，长度2000mm杆尾螺纹M222）钢筋托梁及托盘：钢筋托梁型号为T2500X 100/12 100 X100,采用12mm的钢筋焊接而成，纵向短筋间距为100mm长度2500mm锚杆托盘采用金属拱型高强度托盘，规格为：150X 150X 8 （mm。3）铺网要求：帮部铺设经纬金属网，型号 JW10/50 X 50-（1200 X 4600）（经纬 金属网，规格4600X 1200mm网孔50X 50mm。搭接方式：前后网片压荏搭接，搭 接长度：不小于200mm采用双股16锋丝联接牢固，条丝扭结圈数不少于 3圈

11、，联 网间距100-150mm网片铺设要求拉直拉紧，帮网必须与顶网联接牢固。4）锚杆布置：平行排列布置，锚杆排距1200mm间距1200mm每排每帮3根锚杆，距顶300mm胆锚高度500mm锚固方式：采用加长锚固；锚固长度： 867mm；安设角度：锚杆垂直巷帮安设，靠近顶底板的锚杆如安设不方便，最大允许与帮部水平夹角不超过5°；锚固剂数量及型号：采用一支树脂锚固剂，规格为MSZ236；0锚固剂安放顺序：放入MSZ236叶速树脂锚固剂；设计预紧力矩及锚固力：预紧力矩达到200N-m,锚固力不小于85kN。5）帮锚杆可滞后一排补打，帮部底角锚杆可滞后3 排补打。2、工作面掘进过程中，围岩

12、涌水主要为上覆岩层岩溶裂隙水的渗入，预计最大涌水量30m3/h, 正常涌水量5m3/h 。 ，工作面配备BQS80-60-30/N 型水泵（一用一备，功率30kWf或BQS40-50-15/N型水泵（一用一备，功率15kW, 一趟？ 108mm勺排水 管路，利用水泵排至盘区水仓。3、巷道开口处、拐弯时，必须提前施工锁口锚索。锁口锚索沿巷道轴向支设，布置位置距开口巷道巷帮300mm-500mm根据拐弯巷道宽度均匀布置 3根锚索，锚 索间距、距巷帮不大于1.8m,如巷道拐弯开口大于设计宽度时，按设计要求进行补 打锁口锚索。4、巷道拐弯、开口处帮部采用20nm,长度2000mm的玻璃钢锚杆或左旋无纵

13、肋螺纹钢树脂锚杆进行支护，玻璃钢锚杆预紧力矩不小于50N m,左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆预紧力矩不小于200N m,锚杆间排距等其他参数与正巷相同，不铺设 经纬金属网。现场满足巷道拐弯、开口条件时必须及时进行拐弯施工。巷道开口处 帮部严禁空帮作业。巷道开口拐弯后，超宽部分顶板按照巷道锚杆间距及时补打超 宽锚杆。5、交叉口补强支护要求巷道在遇十字交叉口或丁字交叉口时，为有效控制管理顶板，需对交叉口处顶板进行补强支护，具体为：在以巷道交叉口外延1 排范围内，每排施工2 根锚索，锚索距帮为1.5m,锚索排距2.4m。锚索型号为SKP22-1/1720,21.8-8000mm高强 度低松驰钢绞线锚索，长

14、度8000mm直径21.8mm(二)、锚喷支护：本规程中不涉及锚喷支护。(三)、架棚支护：本规程中不涉及架棚支护。(四)、其它支护：本规程中不涉及其它支护。附图二：断面支护示意图第三节支护设计校核按9#煤*巷道断面悬吊理论计算半煤岩巷锚杆支护参数1、锚杆支护参数计算(1)锚杆长度计算L=Li+kL2+L3式中：L-锚杆长度，mfL1-外露长度，取0.1m；L2-锚杆有效长度，mi按照普式免压拱高计算，不小于不稳定岩层的厚度；L3-锚杆深入顶板稳定岩层长度，按经验取 0.5m。k-安全系数，取1.5 ;其中L2按下式计算：L2=B/ (2f) =5.5/ (2X3) =0.9(m)式中：B-巷道

15、宽度，5.5m；f-巷道顶板的普氏岩石坚固系数，根据我矿编制的9#煤大巷掘进地质说明书， 工作面巷道直接顶为粉砂岩，粉砂岩普氏岩石坚固系数取3,下同。L=0.1+1.5 X 0.9+0.5=1.95 (nj)根据计算结果，考虑一定的安全系数，结合工程类比，锚杆长度取2m(2)材质、直径选型结合工程类比及经验数据，选用执行MT146.2-2002标准的MSGLW400/202000 左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆。极限抗拉强度 570MPa屈服弓S度400MPa破断力 为161kN,延伸率方15%(3)锚杆间距、排距计算，通常按间排距相等计算，取 a：式中：a-锚杆间距，mfQ-锚杆破断力，小20mm

16、s纹钢树脂锚才f设计破断力161kN;L2-锚杆有效长度，按照普式免压拱高计算，0.55m；Y -被悬吊岩体的重力密度，根据河南理工大学能源科学与工程学院岩体力学研究实验室编制的*集团*二号井岩石物理力学参数试验报告，工作面巷道直接顶为粉砂岩，粉砂岩重力密度取25kN/m下同。=2.79m )K-安全系数，根据计算结果,结合工程类比法，设计顶板锚杆间排距取1000x 1200mm每排6根，帮锚杆间排距1200X 1200mm每排每帮3根。50(4)按杆体破断力与锚固力等强原则验算锚杆直径d 1.13式中：d-锚杆直径，mmQ-锚杆破断力，161kN;(H-杆体材料的设计抗拉强度,MSGLW40

17、0/202000型左旋无纵筋螺纹钢杆体设计抗拉强度为570MPaQ 一。161 103、贝 Ud 1.13= 1.13 J=19( mm)t .570计算所需锚杆直径19.0mm< 20.0mm因此，所选 MSGLW400/202000左旋无纵 筋螺纹钢树脂锚杆满足要求。2、按9#煤*巷道断面锚索支护参数计算(1)锚索长度计算L=L1+kL2+L3式中：L-锚索长度，mL1-外露长度,取0.25m；L2-锚索有效长度，由按照普式免压拱高计算，不小于不稳定岩层的厚度；L3-锚索深入顶板稳定岩层长度，按经验取 1.5m。k-安全系数，取1.5 ;其中L2按下式计算：L2=B/ (2f) =5

18、.5/ (2X3) =0.9(m)式中：B-巷道宽度，5.5m；f-巷道顶板的普氏岩石坚固系数，粉砂岩取 3。L=0.25+1.5 X0.9+1.5=3.1 (nm结合工程类比法及考虑一定的安全系数，设计锚索长度取8000mm(2)材质、直径选型结合工程类比及经验数据，选用直径为21.8mm长为8000mm抗拉强度为1720MPa的SKP22-1/1720高强度低松弛钢绞线锚索，最低破断力为 607kN1(3)锚索间距、排距计算，通常按间排距相等计算，取a：a k；式中：a-锚索间距，rnQ-锚索破断力，小21.8mm高强度低松弛钢绞线锚索破断力 607kN;L2-锚索有效长度，按照普式免压拱

19、高计算，0.55m;丫-被悬吊岩体的重力密度，粉砂岩取 25kN/m；K-安全系数,股取1.5则aRV1.5机一遍)根据计算结果，巷道宽度5.5m,结合工程类比法，设计顶板锚索每两排两根布 置，另外锚杆间排距为1000X 1200mm考虑施工方便，使锚索与锚杆能同步前进,由苗索#跳E取2400mm(4)按杆体破断力与锚固力等强原则验算锚索直径1.13式中：d-锚索直径，mmQ-锚索破断力，607kN；(H-杆体材料的设计抗拉强度，小21.8mm高强度低松弛钢绞线锚索设计抗拉强度为 1720MPa计算所需锚索直径锚索满足要求。加 1.1321.13=21.2"21.2mnK 21.8m

20、m因此，所选小21.8mm高强度低松弛钢绞线第二章地质概况第一节地质构造根据地质资料显示，该巷道掘进过程中无大的地质构造，但是由于受老母学向 斜的影响，有可能伴生一些小型地质构造(如小断层、冲刷带、煤层厚度变化、顶底 板起伏等)。表1巷道预计揭露构造名称及其参数表序号构造名称构造编号参数预计影长轴短轴性质走向倾向倾角落差响掘进范围第二节水文地质情况一、描述巷道涌水来源、涌水形式本工作面水文条件简单，掘进工作面主要充水水源为上覆岩层岩溶裂隙水的渗入，掘进过程中会有少量淋水。二、预计巷道最大涌水量和正常涌水量预计最大涌水量：30m3/h ;正常涌水量：5m3/h。三、奥灰水情况：根据收集的奥灰水水

21、位情况，该本工作面奥灰水水位为495m 煤层底板最低标高为470ml该工作面1800m之后为带压区域，根据煤矿防治水细 则1)掘进工作面安全隔水层厚度计算公式：t=L( &2L2 8KpP - 丫 L)/4Kp_一.3Kp=1.68Mpa P=0.67Mpa, 丫 =0.026MN/m, L=5.5m,由上式计算得t=2.42m ,该区域安全隔水层厚度42m远大于计算值，所以不会发 生突水危险；2)掘进工作面安全水头值压力计算公式：P=2Kp(t2/L 2)+ T t3Kp=1.68Mpa t=42m, L=5.5m, 丫 =0.026MN/m由上式计算得P=197.027Mpa， 该

22、区域安全水头值0.67Mpa 远小于计算值， 所以不会发生突水危险；四、 该巷道周围无采空区积水， 不受采空区积水影响， 掘进过程中严格按照 “有 掘必探，先探后掘， ”的原则施工探放水孔，待探明巷道前方水文地质情况后，在确保安全的前提下按准掘通知单允许掘进距离进行掘进。五、其他水体对巷道掘进无影响。第三节 煤层及其顶底板岩性性质一、顶板老顶：细砂岩，深灰色,灰黑色，水平层理，局部地段底部为泥岩，厚 5.3m,普 氏硬度6,抗压强度28.8Mpa抗剪强度4.76Mpa。具缓波状层理，含植物化石碎屑， 节理不发育，属于稳定岩层，田稳定顶板，整体赋存稳定无变化。直接顶：粉砂岩，灰色，深灰色，厚3.

23、9m,粉砂状结构，矿物成份以石英为主， 泥质胶结，分选好，滚圆状，夹薄层中砂岩。普氏硬度 3,抗压强度31.3Mpa、抗剪 强度 8.4Mpa。 具水平层理及缓波状层理， 下部相变为 0.1-0.5m 左右的石灰岩， 节理 不发育，属于稳定岩层，II稳定顶板，整体赋存稳定无变化。伪顶：无伪顶。二、底板直接底：砂质泥岩，灰黑色，厚 3.2m,致密，性硬，局部为中细砂岩。部分地 段为泥岩；普氏硬度2,抗压强度25.25Mpa抗剪强度2.93Mpa。无层理，节理不发 育，属于较稳定岩层，I较稳定底板，整体赋存稳定无变化。老底：粉砂岩，深灰色，灰黑色，厚3.0m,颗粒结构，矿物成份以石英为主，含 植物

24、化石碎屑。普氏硬度6,抗压强度28.8Mpa抗剪强度4.76Mpa。含泥质条带， 具缓波状层理，节理不发育，属于稳定岩层，田较稳定底板，整体赋存稳定无变化。三、煤层（一）本巷道所在煤层特征为：煤层为 9#煤，平均厚度为1.10m （最大1.45m、 最小 0.55m） ；普氏硬度为2。煤层倾角为：2 15° , 平均倾角5°，属于无烟煤二类WY2（二）描述煤层夹矸层数、夹矸厚度及其稳定性。无夹矸，该煤层赋存情况稳定。插图一：地质综合柱状示意图插图二：巷道预计穿过的煤岩层地质剖面示意图第四节 瓦斯、二氧化碳、其他有害气体工作面原煤瓦斯含量6.5m3/t、压力0.2MPa,无煤

25、与瓦斯突出危险性。预计本 工作面绝对瓦斯涌出量为： 2.0m3/min 。绝对二氧化碳涌出量为： 0.15m3/min 。无硫 化氢等其他有毒有害气体。第五节 煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性根据山西煤矿矿用安全产品检验中心出具的检验报告：煤尘无爆炸危险性，爆炸指数为7.37%, 9#煤属于不易自燃煤层，自燃倾向等级为田类。第六节 其它地质情况地温：10 14 , 属地温正常区，不会形成地热灾害。无冲击地压，地压： 5.75-12.6MPa。第三章 施工方法一、作业方式、施工组织形式、掘进方式、循环方式及循环进度1、作业方式采用掘支单行，一次成巷的作业方式。2、施工组织形式采用“三八”工作制，即夜班

26、、早班、中班，各班按正规循环作业，割完煤后，立即进行敲帮问顶，临时支护，然后进行永久支护，之后进行验收。早班留有检修、超前探时间。3、掘进方式采用掘进机全断面一次成巷，割够一个循环距离后，进行临时支护与永久支护。4、循环方式每班多循环作业。5、循环进度每循环进度为不大于 3.6m。二、循环进度1、正常情况下循环进度：9#煤* 巷道每循环进度为不大于3.6m。2、若顶板围岩发生变化时，如顶板遇台阶、顶板破碎严重、压力增大、裂隙发育、出现响声等情况必须采取掘一排支一排的支护方式进行掘进。如仍然无法有效控制顶板时，必须立即停止施工撤出人员，在巷道顶板完好处设置警戒，并汇报生产调度部和队值班室，查明原

27、因，采取可靠措施后方可进行作业。三、先进施工技术采用综合机械化、全断面一次成巷技术，锚杆、锚索、钢筋托梁、金属网联合支护。采用EBZ 160 型掘进机落、装煤矸，掘进机后配QZP 160 型转载机一台、二部SGWA40T型刮板输送机、三部DSJ-80/40/2 40型胶带输送机运煤、肝组成综合机械化作业方式。采用激光定位。采用CMM2-1咂液压钻车或MQT 120/2.5型气动锚杆（锚索）钻机施工、安装顶部锚杆及锚索，采用CMM2-15®液压钻车或ZQS-50/2.5S型气动手持式钻机（YT23型气腿式凿岩机）施工、安装两帮锚杆。四、本巷道掘进不涉及分段施工多条巷道第四章掘进施工作业

28、第一节工艺流程交接班一延长胶带输送机(刮板输送机)一割、装、运煤(备料)一临时支护一永久支 护一铲、清煤一验收。 安全检查(敲帮问顶尸本巷道掘进施工采用机组截割方式进行，在每完成一个循环、确保支护有效后 再进行下一循环的掘进施工，每个循环施工流程执行以上工艺流程图的施工工序。 安全检查要贯穿于整个施工过程。第二节施工作业一、机掘作业1、进刀方式、截割方式、截割方法、截割工艺流程、截割质量要求以及提高截 割质量的措施(1)进刀方式：截割头由巷道底部进刀。(2)截割方式：纵轴式连续摆动截割。(3)截割头由巷道底部进刀，进刀深度 200300mm然后在巷道内水平摆动截 割，周边留下300400mnf

29、f的煤、什，每水平摆动一次，升高 300400mm按照截 割曲线示意图将断面初步截割成型，割够一个循环后，修两侧巷帮达到设计要求， 进行支护。(4)截割工艺流程：进刀一截割一修帮一成形。(5)截割质量标准：顶、帮、底板截割平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽、高度、宽度符 合设计要求，其误差符合第十一章质量标准。(6)提高截割质量的措施：1)加强岗位练兵，提高司机的业务素质和操作技术水平。2)司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺要求进行操作。3)司机必须牢记巷道断面尺寸及误差标准。4）加强通风防尘管理，提高工作面能见度。5）根据煤层起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。6）保证激光仪

30、指向准确, 无激光指向不准割煤。附图三：截割曲线轨迹示意图2、装、运煤（岩）的作业方式及截割煤（岩）的配合方式掘进机截割头截割出的煤（岩）落入装载铲板内，由三爪盘将煤（岩）送入机组小溜内， 机组小溜运出的煤 （岩） 落入转载机， 由转载机将煤 （岩） 运至SGW 40T型刮板输送机或DSJ-80/40/2 X40型胶带输送机，由胶带输送机将煤（岩）运出工 作面。3、各种设备的控制方式、信号规定及各种设备启动、停止的相关规定（1） 1） EBZ 160 型掘进机及QZP 160型转载机掘进机启动前必须合上隔离开关，打开急停按钮，发出信号，按机器技术操作规定顺序起动。一般起动顺序是：液压泵-胶带转

31、载机-刮板输送机-截割部。启动规定：掘进机及转载机前方和两帮有人作业或停留时，不得对掘进机及转载机送电及启动操作，对掘进机和转载机严禁带负荷断电。停止规定：掘进机截割头、铲板落地，各电气设备停止运行，随机开关停电闭锁。（2） DSJ-80/40/2 X 40型胶带输送机胶带输送机采用声、光信号进行开停控制，严格按信号规定执行，做到信号不清不开机， 发现异常情况及时停机处理 （使用专用工具） ， 信号设施必须齐全、 完好、可靠，信号联系方式为：一声停、二声开、三声松皮带。启动停止规定：司机启动前先发出启动信号，待听到回复启动信号后，再次发出启动信号，先点动对设备进行试运转，只有在设备正常的情况下

32、方可开机。（3） SGW 40T 型刮板输送机刮板输送机采用声、光信号进行开停控制，严格按信号规定执行，做到信号不清不开机， 发现异常情况及时停机处理 （使用专用工具） ， 信号设施必须齐全、 完好、 可靠，信号联系方式为：一声停、二声开。启动停止规定：司机启动前先发出启动信号，待听到回复启动信号后，再次发出启动信号，先点动对设备进行试运转，只有在设备正常的情况下方可开机。4、各工序安全操作要求（ 1）掘进机司机操作要求1）掘进机必须由培训合格的掘进机司机操作，掘进机司机必须持证上岗，严格执行煤矿安全规程第一百一十九条规定，严格执行掘进机司机操作规程 。2）截割宽度、高度符合设计要求，底板截割

33、平整，两帮整齐。3）割煤前，应空载运行掘进机各部位，发现问题及时停机处理。（4） 割煤前，首先要认真仔细检查工作面附近的顶板、支护、瓦斯、通风等情况，只有在确认符合规定要求时，方可开机割煤。5）掘进机开动时，掘进机及转载机前方和两帮不得有人作业或停留。6） 掘进机前进或后退时 ， 要避免将巷道两帮锚杆撞坏， 避免将拖移电缆或水管、风管挤坏。7）严禁将锚杆、托盘、施工用具等物件放在掘进机上。8）割煤过程中如出现直径大于300mm勺大块煤、什时，必须停机打碎，打大块煤、矸前，要先把掘进机退至有永久支护的安全地点，切断掘进机电源，由掘进机司机负责看护好按钮。对工作面进行严格的敲帮问顶，确认安全无误后

34、方可进行打大块煤、矸，打大块煤、矸时要由两人进行，一人负责观山，一人站在永久支护下，用大锤将大块煤、矸打碎，人员严禁在空顶下作业，掘进机司机负责看护掘进机按钮，以防误动作造成意外伤人。9）永久支护时，将掘进机退出至永久支护下，切断隔离开关电源，并将随机开关手把打至零位并闭锁，停上一级电源，并挂停电牌。10）掘进机司机离开操作台前，要切断隔离开关电源，停上一级电源，并挂停电牌。（ 2）胶带输送机司机操作要求1）胶带输送机司机要持证上岗，执行胶带输送机司机操作规程 。2） 严格按信号开停，信号为声音信号，规定“一声停、二声开、三声松皮带”，特殊情况需要倒转时可打三声信号，并且要事先联系好。3）开机

35、前要先点动，对设备进行试运转，只有在设备正常的情况下方可开机，若发现异常情况时，要及时停机，将控制开关手把打至零位并闭锁，协助电气操作工进行处理。4）司机要坚守岗位，不得擅自离开，在离开岗位前，必须把所开设备的控制开关打到零位并闭锁，停上一级电源，并挂停电牌。5）严禁用胶带输送机运料及运设备配件，严禁任何人乘坐胶带输送机，在行人经常跨越运输机的地方必须设置行人过桥。6）在胶带输送机非行人侧或需接触胶带输送机作业时，必须在附近闭锁两个有效闭锁键后（上锁） ，方可工作，只闭锁一个有效闭锁键时必须有专人进行看护。7）在输送机机头储存部及输送机机尾清煤、处理跑偏时，必须停机处理，并将开关手把打至零位并

36、闭锁，并要在清煤或处理跑偏段附近闭锁两个有效闭锁键后，方可工作。处理胶带输送机中部跑偏时，要用专用工具，严禁用手直接扳动托辊。8）胶带输送机与其他运输设备搭接处检修过程中，必须将本部及上部运输设备开关打至零位并闭锁。9）胶带输送机机头处应有照明，胶带输送机保护要齐全有效，灵敏可靠，胶带输送机储存部大架30m范围内两侧应安装护网，护网应吊挂齐全、牢固。10）运煤时要打开喷雾，停机关闭喷雾，煤体较湿时，可以不开喷雾。11）井下胶带输送机跑偏、飘带问题运行中的胶带输送机， 胶带输送机超出边缘连续三串托辊视为皮带一处跑偏。上皮带边缘超出一串托辗150mm底皮带出现磨损一架中间架或防跑偏装置旋转时, 视

37、为胶带输送机一处严重跑偏。带煤运行中的皮带连续脱离五串托辊视为皮带一处飘带。胶带输送机机头、机尾可各加两组防跑偏托辗；底皮带可根据实际情况，安装防跑偏托辊。12）安装胶带输送机标准新安装的胶带输送机不得出现飘带、跑偏。安装胶带输送机机头电机、减速器距帮保证 0.7m的检修空间，中间部距帮保 证有0.5m的检修空间。13）胶带输送机转载点搭接问题搭接点前后各30m内，文明生产必须达标。搭接点前后各5m范围内出现缓冲托辗等部件损坏时，要及时更换。（3）刮板输送机司机操作要求1）刮板输送机司机要持证上岗，严格执行刮板输送机司机操作规程。2）严格按声、光信号联系开停，严格按“一声停、二声开”的信号规定

38、执行， 做到信号不清不开机，信号设施必须齐全、完好、可靠。3）开机前要先点动，对设备进行试运转，只有在设备正常的情况下方可开机。 发现异常情况时，要立即停机，将控制开关手把打至零位并闭锁，悬挂停电牌，协 助电气操作工、维护工进行处理。4）司机要坚守岗位，不得擅自离开，要认真观察设备运行情况。离岗前要将控 制开关手把打至零位并闭锁。5）严禁使用刮板输送机运送支护材料、设备配件等物料，严禁任何人乘坐、跨 越刮板输送机，在行人经常跨越刮板输送机的地方必须设置行人过桥。6）刮板输送机运行期间严禁人员将身体或工具伸入运转范围。7）运煤时要打开机头喷雾，停机时关闭机头喷雾，煤体较湿时，可以不开喷雾。附表2

39、:掘、装、运设备主要技术特征表EBZ-160型掘进机DSJ-80/40/2 X 40型胶带输送机（3部）外 型 尺 寸长度9800mm运输能力400t/h宽度2550mm电机功率2 X 40kW高度1700mm运输品喃370m截割部最大卧机深度250mm输送带速度2 m/ s截割电机功率160kW机头固定架长度27 m切割煤岩最大 单向抗压强度80MPa机头部长度4230 mm最大切割宽度5500mm机头部高度1443 mm机头部宽度1961mm机尾长度16292mm机尾图度655mm行走部形式履带式SGW40T型刮板输送机（2部）适应坡度±16°运输能力150t/h履带宽

40、度600mm铲板上下行程上 300mm电机功率40kW下 250mm链速0.86m/s装载ia240n3/h小 溜 子链速1.2m/s运输长度100mQZP-160型转载机长16m宽0.8 m功率7.5kW左右转动角度450运输能力160t/h附表3:掘进施工、工程质量检测所需机具表设备名称项目单位数值数量MQT-120/2.5 型 气动锚杆（锚索）钻机扭矩N m>1202额定转速r/min205ZQS-50/2.5S 型 气动手持式钻机扭矩N - m502转速r/min480YT23 型 气腿式凿岩机凿岩能力m/min0.322生产能力m3/h5.5LDZ- 400 型 锚杆拉力计工作

41、压力MPa601取大拉力kN210手摇表kg10拉出锚杆最大跑离mm85MQ22-450/40 型锚索张拉器具额定张拉力kN4501额定压力MPa40BK42型锚杆风动扳手扭矩（冲击2s）N - m>20002CMM2-15型液压钻车钻臂数量台21总装机功率kW45长侬m5.38 1.3 X2.1额定转速r/min550额定转矩N - m245行走速度m/min010支撑顶紧力kN20最大支撑高度mm4000、本巷道不涉及炮掘作业第五章 支护作业第一节 临时支护一、临时支护方式工作面使用 CMM2-15 型液压钻车进行临时支护或机组托梁器进行临时支护。 在巷道开口、 拐弯、 机组和钻车存

42、在故障等情况， 不能采用 CMM2-15 型液压钻车或机组托梁进行临时支护时，另行制定专项安全技术措施。二、临时支护架设方法方式一、 CMM2-15 型液压钻车临时支护，采用液压钻车前部支撑油缸升起，前部支撑机构支护顶梁（横向支撑，左右各 1.4m,长度为2.8m）托住顶板进行临时支护：（ 1）巷道成形后，先退出机组，再进行敲帮问顶，机组退出到永久支护下并闭锁，经敲帮问顶，确认顶帮安全后，开进液压钻车达到支护位置，升起液压钻车前部支撑油缸，前部支撑机构支护顶梁托住顶板进行临时支护。（2）液压钻车前部支撑机构支护顶梁升起时距永久支护不大于1000mm,距迎头不大于3100mm。（ 3） 顶板上顶

43、网的临时支护工艺： 先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好，再由液压钻车前部支撑机构从网下方托起。在联网时，可以先连几道，确认网挂到位，就可以进行下一步的工序作业，在永久支护完成后，联网达到要求即可、帮部煤岩层交界处最少联三道。方式二：采用1.2m排距的托梁器方式进行临时支护。（ 1）架设方式：1）巷道在完成一个循环进度，截割成形后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。2）由经验丰富的老工人或班长站在永久支护下进行敲帮问顶，用专用找顶工具找掉顶帮的危岩、活块。3）安装托梁器，人工将2根4500mm板梁分别放在掘进机托梁器上后，人员撤至转载机后方安全地点，送电，掘进机司机启动掘进机

44、，缓缓开进工作面，升起截割臂将木板梁托起至顶板指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好 操作台。4） 由两组人 （每组人不小于 3 人） 分别在木板梁两端分别支设一根液压单体柱，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力后，作业人员将板梁与单体柱用连 锁装置连锁牢固，确认合格后，人员退至转载机后方安全地点。单体柱与棚梁垂直架设，距梁头50mm-100mm单体柱要支设在实底（如遇底软或液压单体柱达不到规定初撑力时，必须穿柱鞋，底板坚硬时要刨柱窝） ，并与底 板法线保持一定的迎山角度。单体柱与棚梁交界处，梁必须与顶板接实（可垫背板、木楔、道木） 。如因顶 板起伏不平，木板梁端头距顶板大于

45、100mm、于300mm寸，须在第3步骤完成后先 由两人协同操作，站在铁凳上将木板梁用道木、背板、木楔与顶板接实，待第 4 步 骤完成开始永久支护前将木板梁与顶板中空高度大于100mm长度大于1m的位置用背板、木楔与顶板接实。5）掘进机司机降下掘进机截割臂，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台。人工将一根3700mm勺木板梁放在托梁器上后，所有人员撤至转载机后方安全 地点，送电，掘进机司机启动掘进机，缓缓向前开进，升起截割臂将木板梁托起至指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台。6）由两组人分别在木板梁两端分别支设一根液压单体柱，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力后

46、，作业人员将板梁与单体柱用连锁装置连锁牢固，确 认合格后，人员退至转载机后方安全地点。7）降下掘进机截割臂，退出掘进机至永久支护下，将掘进机开关打至零位，进行永久支护。工作面需双排进行临时支护时， 执行上述临时支护架设方式中的 1） 、 2） 、 3） 、 4） 、 7）中有关规定。工作面需单排进行临时支护时，人工将1根4500mmK板梁放在掘进机托梁器上， 人员撤至转载机后方安全地点，送电，掘进机司机启动掘进机，缓缓开进工作面， 升起截割臂将木板梁托起至指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看护好操作台，由两组人在木板梁两端各支设一根液压单体柱，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力

47、后，作业人员将板梁与单体柱用连锁装置连锁牢固，确认合格后，人员退至转载机后方安全地点，掘进机司机降下掘进机截割臂，退出机组至永久支护下，将掘进机所有开关打至零位，进行永久支护。8）顶板上顶网的临时支护工艺：先在永久支护下方与上一片网用连网丝连好，再由机组托住棚梁从网下方托起。在联网时，可以先连几道，确认网挂到位，就可以进行下一步的工序作业，在永久支护完成后，联网达到要求即可、帮部煤岩层交界处最少联三道。9）棚梁架设好后，多台锚杆钻机可以进行作业，严禁同一排顶、帮锚杆同时施工作业。10） 顶锚杆支护好后， 再由工人将梁两端液压柱卸载 （每根液压柱必须不小于3人相互配合完成卸载、抬运） ，液压柱和

48、梁拆除后，将梁、柱运至机组后方安全地点码放。（ 2）棚梁支设位置：1） 9#煤* 巷道第一架棚距离永久支护最后一排锚杆900mm（±100mm） ，第二架棚距永久支护最后一排锚杆2100mmg 100mm）第三架棚距永久支护最后一排锚杆3300mm（t 100mm）第三架棚梁距工作面迎头800mm2）临时支护架设好后，由外向里逐排打注顶锚杆。（ 3）临时支护工艺：临时支护工艺：退机组-安全检查（敲帮问顶）-安装托梁器-放上4000mm的 木板梁，人员撤至转载机后方安全地点-送电，机组将木板梁托起至指定位置-在 木板梁两端支设单体液压柱用连锁装置连锁牢固，人员撤至转载机后方安全地点-

49、送电-降下截割臂，退出掘进机，停电闭锁-开始永久支护。方式三、采用 1.6m 排距的托梁器方式进行临时支护（ 当顶板破碎、有裂隙、离层严重时严禁使用1.6m排距的托梁器方式进行临时支护）。（ 1）架设方式：1）巷道在完成一个循环进度，截割成形后，将机组退到永久支护完整的地方降卜截割臂，切断电源。2）由经验丰富的老工人或班长站在永久支护下进行敲帮问顶，用专用找顶工具找掉顶帮的危岩、活块。3）安装托梁器，人工将2根4500m冰板梁分别放在掘进机托梁器上后，人员撤至转载机后方安全地点，送电，掘进机司机启动掘进机，缓缓开进工作面，升起截割臂将木板梁托起至顶板指定位置后，掘进机开关打至零位，掘进机司机看

50、护好 操作台。4） 由两组人 （每组人不小于 3 人） 分别在木板梁两端分别支设一根液压单体柱，液压单体柱要升紧木板梁，并达到规定的初撑力后，作业人员将板梁与单体柱用连 锁装置连锁牢固，确认合格后，人员退至转载机后方安全地点。单体柱与棚梁垂直架设，距梁头50mm-100mm单体柱要支设在实底（如遇底软或液压单体柱达不到规定初撑力时，必须穿柱鞋，底板坚硬时要刨柱窝） ，并与底 板法线保持一定的迎山角度。单体柱与棚梁交界处，梁必须与顶板接实（可垫背板、木楔、道木） 。如因顶 板起伏不平，木板梁端头距顶板大于 100mm、于300mm寸，须在第3步骤完成后先 由两人协同操作，站在铁凳上将木板梁用道木

51、、背板、木楔与顶板接实，待第 4 步 骤完成开始永久支护前将木板梁与顶板中空高度大于100mm长度大于1m的位置用背板、木楔与顶板接实。5）掘进机司机降下掘进机截割臂，退出机组至永久支护下，将掘进机开关打至零位，进行永久支护。6）顶板上顶网的临时支护工艺：第一片顶网直接放在梁上由机组托起至指定位置，上第二、第三片及后续网片时，先在临时支护下方与上一片网用连网丝连好，再由机组托住棚梁从网下方托起。在联网时，可以先连几道，确认网挂到位，就可以进行下一步的工序作业，在永久支护完成后，联网达到要求即可、帮部煤岩层交 界处最少联三道。7）棚梁架设好后，多台锚杆钻机可以进行作业，严禁同一排顶、帮锚杆同时施

52、 工作业。8） 顶锚杆支护好后， 再由工人将梁两端液压柱卸载 （两个人扶梁、 两个人卸柱） ， 液压柱和梁拆除后，将梁、柱运至机组后方安全地点码放。（ 2）棚梁架设位置：1） 第一架棚距离永久支护最后一排锚杆1600mm（± 100mm） ， 第二架棚距永久支护最后一排锚杆3200mmg 100mm）第二架棚梁距工作面迎头900mm2）临时支护架设好后，由外向里逐排打注顶锚杆。（ 3）临时支护工艺：临时支护工艺：退机组-安全检查（敲帮问顶）-安装托梁器-放上4500mm的 木板梁，人员撤至转载机后方安全地点-送电，机组将木板梁托起至指定位置-在 木板梁两端支设单体液压柱用连锁装置连锁

53、牢固，人员撤至转载机后方安全地点- 送电-降下截割臂，退出掘进机，停电闭锁-开始永久支护。三、临时支护数量要求采用 CMM2-15 型液压钻车一台， EBZ-160 型机组一台， 1.2 米托梁器一个， 1.6 米托梁器一个，单体液压柱六根，板梁三根。四、临时支护工序及质量要求1、液压钻车临时支护工序退机组-安全检查（敲帮问顶）-进液压钻车-升起油缸、托住顶板。安全检查（敲帮问顶）贯穿于整个工序过程。2、液压钻车临时支护质量要求：使用液压钻车临时支护工艺时，其前部支撑臂初撑压力不小于10MPa（初撑力20kN） 。3、1.2m排距托梁器临时支护工序退机组-安全检查（敲帮问顶）-安装托梁器-放上

54、4500mm£的木板梁，人员撤 至转载机后方安全地点-送电，机组将木板梁托起至指定位置-在木板梁两端支设 单体液压柱用连锁装置连锁牢固，人员撤至转载机后方安全地点-送电-降下截割 臂,掘进机开关打至零位-放上 3700mm的木板梁,人员退至转载机后方安全地点 送电，机组缓缓开进工作面并将木板梁托起至指定位置-在木板梁两端支设、补 打液压单体柱用连锁装置连锁牢固-人员撤至转载机后方安全地点-送电-降下截 割臂，退出掘进机，停电闭锁-开始永久支护。4、1.6m排距托梁器临时支护工序退机组-安全检查（敲帮问顶）-安装托梁器-放上4500m求的木板梁，人员撤 至机组转载机后方安全地点-送电，机组将木