2020年掘进技术管理文件汇编.doc

掘进技术管理文件汇编 目 录 第一章 巷道施工2 第二章 巷道支护14 第三章 顶板管理23 第四章 综掘机使用管理28 第一节 掘进机操作28 第二节 利用掘进机进行支护作业32 第三节 掘进机检修33 第四节 掘进机检修与迎头平行作业35 第五节 综掘机牵引皮带机尾、刮板运输机尾35 第六节 综掘机拐弯施工36 第五章 耙装机使用管理38 第一节 总则38 第二节 耙装机固定38 第三节 耙装机移设40 第四节 耙装机照明43 第五节 耙斗与钢丝绳连接43 第六节 耙装机护栏44 第七节 其它46 第六章 SSJ800皮带机使用管理50 第七章 刮板输送机使用管理57 第八章 人力排车运输59 第九章 掘进施工机具62 第十章溜煤眼管理67 第十一章 掘进工作面液压单体支柱使用管理74 第十二章 侧卸装岩机使用管理80 第十三章 液压钻车使用管理83 第一章 巷道施工 3.1 掘进巷道揭露老空执行煤矿安全规程（2009年版）第四十五条规定。 3.2 斜井巷施工执行煤矿安全规程（2009年版）第四十六条、第四十七条规定。 3.3 防止坠落执行煤矿安全规程（2009年版）第九十八条、第九十九条规定。 3.4 采煤工作面回采动压进入稳定阶段前，严禁进入动压影响区进行巷道掘进及修复工作。 3.5 掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。 3.6 开采冲击地压煤层时，2个工作面相向掘进，在相距30m（综合机械化掘进50m）时，必须停止其中一个掘进工作面，以免引起严重冲击危险。 3.7 岩石上（下）山巷道的施工，应设置防止跑车、坠物安全装置和人行台阶。倾角大于20时，应增设扶手，除锚喷支护外，不宜采用掘进、支护平行作业。 3.8 巷道、硐室宽度大于6.5m或高度大于4.5m时，必须采用分次成巷施工方法，当岩层稳定或比较稳定时，应采用台阶工作面施工法；当岩层松软或为不稳定岩层时，宜采用导硐施工法。 3.9 岩巷的施工，除大断面硐室外，应尽量采用一次成巷施工方法，坚持正规循环作业、采用多工序平行交叉作业方式、采用综合工作队组织形式、坚持多工种岗位责任制等组织措施，并应符合下列规定 3.9.1 除破碎或松软的岩层外，所有岩石巷道采用钻眼爆破法掘进，且必须采用光面爆破； 3.9.2 岩巷掘进时，必须采取湿式打眼、冲洗岩帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水和净化风流等综合防尘措施； 3.9.3 水沟应与永久支护同时完成，水沟距离耙装机不超过5m，采用侧卸式装岩机时水沟距离迎头不超过50m。 3.9.4 辅助运输大巷每500m施工一个胶轮车会车硐室，硐室总宽6000mm，长度20m； 3.9.5 长距离下山施工时，每200m施工一个排水硐室，宽度4800mm，深度4000mm。 3.10 岩石巷道临时停工时，永久支护应紧跟工作面，并详细检查巷道的所有支护，确保复工时不致冒落。 3.11 开拓掘进应推广机械化作业，推广锚喷支护和“三小”等先进技术，掘进工程质量必须达到质量标准化要求，做到一次成巷。 3.12 巷道贯通必须制定施工安全技术措施，防止透水、有害气体超限、通风系统混乱、放炮着火、崩坏设备、贯通伤人和冒顶。在规定贯距之前，地质测量部门必须下达通知单，并报告分管副职和总工程师（技术负责人）。贯通工程必须编制安全技术措施，经总工程师（技术负责人）批准后执行。 3.13 掘进过断层、集中应力区、采空区、冒落带及巷道开门等事故多发地段，必须编制安全技术措施，报总工程师（技术负责人）批准后执行。 3.14 沿空掘进巷道必须根据地质预测剖面图，提前50m编制过断层措施，确定施工坡度、施工方法、支护方式、支护参数，保证施工安全。 3.15 设有架线、管路、电缆等管线的岩石巷道，应符合下列规定 3.15.1 拉线钩、挂钩、托梁等，应在支护施工的同时安设好或预留孔洞。预埋螺栓的外露螺纹，应采取保护措施，所有外露的金属构件应进行防腐处理。 3.15.2 管座必须按中线和腰线施工，倾角大于25的倾斜岩石巷道，管座底面应高于岩石巷道实底且不超过150mm，必要时底部应增加锚杆。 3.16 工作面胶带顺槽采用6钩电缆钩（3大3小，大钩钩径70mm，小钩钩径50mm），辅助顺槽采用6钩电缆钩（钩径50mm），电缆钩间距2000mm，布置均匀，误差100mm，拉钢绞线吊挂电缆钩，电缆垂度不超过50mm。 3.17 锚网支护煤巷采用复新Φ201700㎜螺纹钢锚杆作为管路吊挂生根点，锚杆间距为3000㎜，距底板为2000㎜，锚杆外露50～100㎜，锚固力20kN。螺帽上满丝，用皮带梯固定在锚杆上。生根锚杆施工在巷道顶部时必须采用专用吊环（M20锚杆螺帽焊接Φ12㎜圆钢）与2钢丝绳联结。吊挂应做到横平竖直，边坡点处平缓过渡。 3.18 施工的躲避硐、绞车硐室、信号硐室、排水硐室，施工单位必须及时汇报地测中心，及时上图。 3.19 岩石巷道的施工必须标设中线及腰线，并应符合下列规定 3.19.1 用激光指向仪指示巷道掘进方向和标高时 指向仪的设置位置和光束的方向，应根据经纬仪和水准仪标定的中线和腰线点确定，中线和腰线点每组不少于3个； 指向仪的设置应安全可靠，仪器与掘进工作面的距离不小于70m，每次使用前以中线和腰线检查激光光束。 3.19.2 用经纬仪标设水平岩石巷道方向时，每隔100m设中线一组，每组不少于3条，其间距不宜小于2m。 3.19.3 用水准仪标设岩石巷道坡度时，每隔40m设置一组腰线点。 3.19.4 巷道掘进每隔100m应对中线和腰线进行一次校核。 3.20 煤巷施工必须标设中线，并应符合下列规定 3.20.1 用激光指向仪指示巷道掘进方向时,指向仪的设置位置和光束的方向，应根据经纬仪标定的中线点确定，中线点每组不少于3个。 指向仪的设置应安全可靠，每次使用前以中线检查激光光束。 3.20.2 用经纬仪标设水平岩石巷道方向时，每隔100m设中线一组，每组不少于3条，其间距不宜小于2m；出现坡度变化影响激光束通过时，施工单位及时通知地测中心标定中线。 3.20.3 锚网支护巷道中线点必须标定在钢筋梯或专用钢筋架上，严禁标定在铁丝网上；锚喷巷道中线点采用快硬水泥标定。 3.20.4 巷道掘进每隔100m应对中线进行一次校核。 3.21 岩石巷道的爆破作业，应符合下列规定 3.21.1 爆破作业时必须采用煤矿许用型毫秒延期电雷管前五段，且不得跳段使用；必须采用煤矿许用型炸药，且安全等级不得小于Ⅱ级。 3.21.2 岩石巷道掘进工作面的周边眼宜采用小药卷连续装药结构或单段空气柱间隔装药结构；其它炮眼宜采用连续装药结构；必须采用正向装药结构。 3.21.3 装配起爆药卷应按煤矿安全规程规定程序及要求进行，并应符合验孔、清孔、装药、封孔、电雷管脚线悬空等安全装药程序；炮泥的材料、封泥质量、封泥长度应符合煤矿安全规程规定。 3.21.4 宜采用煤矿防爆型发爆器全断面一次起爆，联线方式宜采用串联联线，起爆顺序为掏槽眼、辅助眼、顶部眼、帮眼、底边眼。 3.22 光面爆破参数包括炸药消耗量、炮眼直径、药卷直径、抵抗线、眼距、装药系数、炮眼深度和炮眼数目等爆破参数。 光面爆破参数应根据工程类比法或通过现场试炮确定。 光面爆破的爆破参数的确定，应符合下列规定，并按表1取值 3.22.1 炮眼深度L一般为1.8～3.5m。 3.22.2 炮眼直径D一般取32～42mm。 3.22.3 大断面岩石巷道掘进时，可采用大直径药卷进行爆破；在断面较小，岩石坚硬的小断面和使用高威力炸药时，应采用小直径药卷。 3.22.4 周边眼的间距E一般为300～400mm。 3.22.5 周边眼的密集系数为m E/w；最小抵抗线w宜取周边眼距的1～1.5倍。 3.22.6 选择煤矿许用水胶炸药时，周边眼单位长度的装药量q软岩应为70～100g/m，中硬岩100～150g/m，硬岩150～250g/m。 3.22.7 装药不耦合系数应按k D/d计算，并控制在1.2～2.0。 3.22.8 炮眼装药集中度一般按L q/w计算。 表1 光面爆破参数表 岩性 整体性很好的中硬以上岩石 整体性较差的中硬以下岩石 裂隙发育的中硬以下岩石 每米炮孔内的装药量/g 200～300 100～200 10～100 周边眼间距 E/mm 600～700 400～600 300～400 周边眼抵抗线 W/mm 500～800 400～800 400～800 周边眼密集系数 0.85～1.20 0.70～1.0 0.50～0.80 辅助眼间距 /mm 600～1100 800～1300 1000～1500 辅助眼抵抗线 /mm 400～800 700～1000 900～1200 3.23 裸体巷道的壁面，爆破质量应符合下列要求 3.23.1 眼痕率不小于60。 3.23.2 软岩中巷道周边成型符合设计轮廓。 3.23.3 岩面没有明显的爆震裂缝。 3.23.4 巷道周边不欠挖，超挖不大于200mm。 3.23 综采（放）工作面设计必须对工作面切眼断面的形状、尺寸、支护形式进行规定，切眼断面尺寸在满足设备布置和安装的条件下不得随意加大。 3.24 切眼施工要按照综采（放）工作面设计提供的切眼尺寸和支护形式编制相应的作业规程及施工技术措施。 3.25 合理安排矿井生产接续及相关工作，尽量减少切眼扩宽完成之后等待工作面安装的时间。 3.26 综放（采）工作面切眼施工必须采用先掘导硐，然后刷大的施工工艺，并优先采用综合机械化扩刷施工。严禁采用一次掘全宽的施工工艺。 3.27 综放（采）工作面切眼扩刷施工，严禁安排两个以上施工队伍同时作业。 3.28 综放（采）工作面切眼施工必须综合考虑安装、运输和后期施工要求，合理布置绞车硐室，深度一般不大于2500mm，切眼两端平巷施工长度不得小于10m。 3.29 上行开采3上煤巷道过3下采煤面停采线50m前，必须制定过停采线施工安全技术措施，防止有害气体超限和冒顶。 3.30 掘进巷道与旁交巷道或硐室水平距离小于2.5m时，必须制定施工安全技术措施，防止透水、有害气体涌出、漏风和冒顶。 3.31 掘进巷道过立交时，综合机械化掘进巷道立交岩（煤）柱≤10m、其他巷道立交岩（煤）柱≤20m时，必须制定施工安全技术措施，对两巷道加强支护，安排专人警戒，防止冒顶、塌陷、贯通和爆破伤人事故发生。 3.32 交岔点施工应采用光面爆破，在条件允许时，应尽量做到一次成巷。在稳定和稳定性较好的岩层中，可采用全断面一次掘进法；在中等稳定的岩层中，或巷道断面较大时，可采用先施工墙部，再刷帮挑顶的施工法；在稳定和稳定性较差的岩层中，可采用掘支柱墩再刷支跨大部分的方法；在稳定差的松软岩层中，不允许一次暴露的面积过大，可采用导硐施工法。 3.33 采区煤仓施工应符合下列规定及要求 3.33.1 采区煤仓宜采用垂直式，断面一般选用圆形，采区煤仓的施工，应采用反井钻机施工溜矸孔，再自上而下刷大成设计断面的方法。 3.33.2 当煤仓高度不超过10m时，可自下向上掘凿小反井，并采用深孔掏槽爆破法。 3.34 综合机械化巷道拐弯时，优先采用综掘机自行开口拐弯方式，并制定综掘机拐弯安全注意事项。 3.35 3下煤顺槽严格沿煤层底板施工（过断层和冲刷带除外），严禁丢底煤，当底板岩石松软、泥化严重时，可截割厚度1m以下的泥岩底板；3上煤顺槽原则沿煤层顶板掘进，当直接顶破碎易冒落时，可截割厚度1m以下的直接顶，并确保底板不丢煤。 3.36 掘进巷道必须严格按设计、作业规程和技术措施施工，严禁擅自变更设计和施工方案；确需变更的，必须报技术主管部门和分管副总工程师审批。 3.37 所有掘进工作面供风必须实现“双局扇、双电源、自动换机、自动分风”；全煤和半煤岩巷道，炮掘工作面迎头20m 范围内，必须采用抗炮崩风筒。 3.38 井下严禁采用放炮法处理大块矸石，必须人工处理；处理矸石前必须洒水降尘，检查瓦斯。 3.39 喷射混凝土施工应符合下列规定 3.39.1 喷射作业前，必须清除障碍物及浮矸（煤），保证作业区有良好的通风和充足的照明设施。 3.39.2 喷射前必须清洗岩面并埋设控制喷厚的标志；喷厚必须符合设计要求。 3.39.3 喷射作业中要严格控制水灰比砂浆为0.45～0.55，混凝土为0.4～0.45。终凝2h后必须洒水养护。 3.39.4 喷射混凝土的回弹率两墙不大于15，拱部不大于25。 3.39.5 当混凝土采取分层喷射时，下一层的喷射必须在前一层喷射混凝土终凝后进行；当间隔时间超过2h，喷射前必须先喷水湿润混凝土的表面。 3.39.6 正常喷射作业时，应按照分段分片、先顶后帮的顺序进行。 3.39.7 喷射作业中，如因堵管、停压风、输料中断或喷射作业结束，应立即关闭喷头水阀，将喷头向下，防止混合用水倒流入输料管中。 3.40 试验涉及安全生产的新技术、新工艺、新设备、新材料前，必须经过论证、安全性能检验和鉴定，并制定安全措施。 3.41 凡存在下列情形之一的，掘进工作面必须停止生产、撤出人员 3.41.1 通风系统不合理的。 3.41.2 风量不足的。 3.41.3 现场停风的。 3.41.4 瓦斯或其他有害气体超限的。 3.41.5 监测系统不符合要求的。 3.41.6 粉尘浓度超限及煤尘堆积的。 3.41.7 综掘机喷雾降尘效果达不到要求的。 3.41.8 违反规定放炮的。 3.41.9 放炮前后不洒水灭尘的。 3.41.10 出现自然发火征兆的。 3.41.11 出现突水预兆、有突水危险的。 3.41.12 疏排水系统不完善的。 3.41.13 未执行探放水措施和防治水措施不落实的。 3.41.14 支护措施落实不到位的。 3.41.15 未按规定要求采取特殊支护措施的。 3.41.16 有冲击地压（矿震）倾向，未进行监测评估的。 3.41.17 冲击地压矿震危险区未采取解危措施或解危后效果检验不合格的。 3.41.18 同一工作区域内、同一时间，多工种、多工序平行交叉作业危及安全的。 3.41.19 有发生冲击地压（矿震）危险征兆的。 3.41.20 运输安全设施不完善可靠的。 3.41.21 超能力、超强度、超定员组织生产的。 3.42 凡存在下列情形之一的掘进工作面严禁组织生产 3.42.1 地质、水文资料和生产条件不清的。 3.42.2 “三下”开采未按规定进行审批的。 3.42.3 作业规程不完善、未按规定进行审批的。 3.42.4 生产系统不健全、不完善的。 3.42.5 各项安全技术措施不落实的。 3.42.6 生产前未按规定投产验收的。 85 第二章 巷道支护 3.43 掘进巷道必须采取前探支护措施。 在坚硬和稳定的岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。 3.44 可缩性金属支架应用金属支拉杆，并用机械或力矩扳手拧紧卡缆，软底时棚腿必须穿鞋。支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物充满填实；巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。 3.45 更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪斜的安全措施。 3.46 采用锚杆、锚喷等支护形式时，应遵守下列规定 3.46.1 锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。 3.46.2 打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。 3.46.3 软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。 3.46.4 采用人工上料喷浆机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。喷射后应有养护措施。作业人员必须佩戴劳动保护用品。 3.46.5 锚杆必须按规定做拉力试验。煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌版显示。对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。 3.46.6 锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。 3.46.7 岩帮的涌水地点，必须处理。 3.46.8 处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。 3.47 煤巷锚杆支护的适用性取决于锚杆在围岩中的短锚固拉拔试验结果。短锚固拉拔力≤50kN时，原则上不宜采用锚杆支护。 3.48 煤巷应采用矩形或梯形断面，特殊条件下也可采用拱形或微拱形断面。巷道设计断面在满足通风、运输、行人等要求的前提下，其高度和宽度可预留200mm，以适应围岩变形。 3.49 煤巷顶板最大离层临界值不能超过巷道设计高度的5。 3.50 煤巷顶板支护必须采用全长锚固。锚杆设计锚固力不小于150kN，长度不小于2200mm，杆体应选用Φ22、KMG500及以上锚杆钢。其它类型的锚固方式如机械摩擦式锚固可作为辅助支护手段。 3.51 煤巷帮锚杆设计锚固力不小于100kN，杆体应选用Φ20、KMG400及以上锚杆钢。回采巷道靠工作面一侧可采用可切割锚杆或可拆卸锚杆。 3.52 煤巷锚杆支护的补强加固措施应优先采用锚索。锚索设计锚固力不小于180kN，设计长度应确保锚固到稳定岩层中的长度不小于1.0m。 3.53 如因不可抗拒的原因造成巷道断面一侧超宽400mm或超高大于500mm时，必须采取补打锚杆（锚索）或支撑式支护措施进行加固。 3.54 风动锚杆钻机的工作风压不应低于0.45MPa，并安装风、水过滤器。 3.55 锚杆的安装必须采用快速安装工艺。安装时，必须先将树脂锚固剂推到孔底，然后边搅拌边将锚杆推至孔底。顶锚杆螺母预紧力矩不得低于120Nm，帮锚杆不得低于60Nm。 3.56 张拉锚索的预紧力不小于80kN。 3.57 煤巷围岩破碎带、应力集中区、顶板有较大淋水区以及煤层特松软区等地质条件复杂地带，必须在原有支护的基础上增加支撑式支护。支撑式支护优先选用29U型钢棚，矩形巷道选用12矿工钢棚支护，棚腿扎角不得小于8，严禁单独使用刚性支架支护。 3.58 煤巷特殊地点指断层及围岩破碎带、应力集中区、顶板淋水区、裂隙发育区、巷道穿层地点、巷道顶板泥岩厚度大于1.0m区域、巷道宽度大于5.0m地段（含房采准备巷道的交岔点）、综放（综采）工作面切眼以及硐室等地点。 3.59 特殊地点采用特殊支护或加强支护措施时，其支护范围应延伸到巷道正常段5m以上。 3.60 正常锚杆支护作业时，如遇煤炮剧烈、顶底板及两帮移近量显著增加、底板出现较大底鼓、顶板出现淋水或淋水加大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等情况，应停止作业、分析原因，采取有效措施后方可继续作业。 3.61 锚索支护必须紧跟掘进工作面施工，距工作面最大距离不得超过4m。 3.62 任何煤巷作业地点，不得使用作为永久支护的锚杆、锚索、钢带以及金属网等起吊设备或其它重物。 3.63 独头掘进超过2000m时，应实施中间贯通，以改善通风、运输条件和提高抗灾应变能力。 3.64 综放工作面沿空掘进巷道必须采用锚网、锚索联合支护，锚索的排距最大不得超过3m。锚索的数量及布置方式应在作业规程中作出明确规定，锚索支护应与钢带连成一体（锚索不得替代锚杆）。当巷道顶板松散破碎时，要及时缩小锚索间排距且紧跟迎头施工，必要时应采用架棚与锚网联合支护。 3.65 综放工作面巷道交岔点、硐室以及宽度大于5.0m的煤层巷道，锚索支护密度的确定应以悬吊理论为主要计算依据，并取安全系数不小于1.2。必要时在不影响巷道正常使用的位置上加打点柱或抬棚进行加固。 3.66 综采（放）工作面切眼施工必须采用沿巷道走向布置锚索及单体液压支柱进行加固，锚索和单体液压支柱的布置方式、施工要求等必须在作业规程中作出明确规定。 3.67 对锚杆支护巷道定期进行检查。对于失效或松动的锚杆必须及时进行补打或拧紧。 3.68 岩巷的支护可采用锚喷支护、金属支架、砌碹等，但优先采用锚喷支护。 3.69 锚喷支护主要参数选择 3.69.1 锚杆设计锚固力不低于100kN。 3.69.2 锚杆长度不低于2.0m，锚杆直径不低于20mm。 3.69.3 喷射混凝土强度不小于C20。 3.69.4 喷射混凝土厚度一般为30～80mm，最大厚度不超过l50mm。 3.70 喷浆材料的技术要求 3.70.1 水泥喷射砼所用水泥质量要符合标准要求，每批出厂要有合格证，过期失效水泥禁止使用，水泥标号不低于R42.5。 3.70.2 砂子采用河砂作配料，下井前要过筛，颗粒粗细要均匀，含泥量按重量计算不大于3％。 3.70.3 速凝剂质量符合标准要求，每批有出厂合格证，过期失效速凝剂禁止使用，其配比为水泥重量的3～5％。 3.70.4 喷射混凝土配比喷射砼配比一般为水泥砂子l4。 3.71 临时支护应符合下列要求及规定 3.71.1 锚网（喷）支护采用吊环式前探梁作临时支护； 3.71.2 在松软的岩层中或过地质破碎带掘进巷道时，爆破后找掉迎头危岩悬矸立即进行初喷，喷层厚度不小于30mm，初喷后必须使用吊环式前探梁作临时支护。顶板极其破碎时，在巷道爆破或截割前先打超前锚杆作辅助临时支护。 3.71.3 前探梁使用6.3槽钢或3寸钢管制作，长度不小于3.5m；吊环的强度要与前探梁的强度相匹配。 3.71.4 使用吊环式前探梁，上吊环的锚杆必须留有足够的丝扣，不小于30mm，以保证吊环的牢固。 3.71.5 巷道净宽3.2m以下的使用2组前探梁，大于3.2m的使用3组，前探梁间距一般为0.8～1.６m。前探梁到迎头的端面距不得大于0.3m。前探梁上使用专用方木。 3.72 采区煤仓永久支护一般采用混凝土浇注，壁厚300～500mm，也可采用喷射混凝土，喷厚一般为150mm左右。 3.73 架棚支护工艺应符合下列规定及要求 3.73.1 支架应按中线和腰线架设。 3.73.2 支架的顶部及两帮必须背紧、背牢。 3.73.3 平巷的支架应有上撑，倾斜巷道的支架应有上，下撑和拉杆，并应有3～5的迎山角。 3.73.4 金属支架必须加设拉杆，支架立柱的底部要有坚硬垫板。 3.73.5 支架的立柱应立于巷道底板以下50～150mm的实底上，有水沟的巷道，水沟一侧的立柱底部应低于水沟底板50～150mm。 3.73.6 支架间设牢固的金属拉杆及撑木。拉杆、撑木、背板以及垫板的规格、数量、位置和安装质量必须在作业规程（措施）中明确规定，并严格执行。 3.73.7 每架棚的金属拉杆数量原则上不少于4个，即棚梁2个，棚腿各1个。拉杆必须随棚子支设，及时设置，严禁滞后。 3.73.8 支架首、尾各2架棚必须用锚杆固定于巷道顶帮，防止棚子受力歪斜。每架棚固定点的数量不少于4个，即棚梁2个，棚腿各1个，固定锚杆的锚杆长度不小于500mm。 3.73.9 单体液压支柱应与矿用π型钢梁配合使用；单体液压支柱与矿用工字钢配合使用时，棚梁与支柱柱帽必须相互配合，确保棚梁与支柱结合严密；棚梁与棚腿之间严禁采用刚性接触。 3.73.10 单体液压支柱棚腿之间应采用刚性连接，确保支护的整体性、有效性。 3.74 任何架棚支护作业地点，不得使用永久支护的支架起吊设备或其它重物。 3.75 巷道支护质量检测由企管科质检站负责，每旬不少于一次。验收时选点抽查，检查点间距一般不大于30m，检查点数量不少于3个。 3.76 锚杆锚固力检测 用锚杆拉力计进行锚杆锚固力检测。每30m巷道或每300根（含300根以下）抽样检查一组，每组随机抽样3根（顶板1根、两帮各1根）进行检查，并作好记录。 3.76.1 被抽查的3根锚杆都应符合设计要求。若有1根锚杆不合格，应再抽一组进行拉拔试验。如果仍不符合要求，即该组锚杆锚固力不合格，并由矿分管副总工程师组织有关人员分析原因，采取补救措施。 3.76.2 支护设计或材料变更时，应做相应的拉拔试验。 3.76.3 拉拔试验后，应立即重新拧紧螺母。若锚杆因拉拔试验失效，必须及时在附近补打锚杆。 3.77 每班对顶帮锚杆各抽样一组（3根）进行螺母预紧力矩检查。每组中有一根达不到设计要求评定为不合格，应再抽查一组（3根）。如果仍有不合格的，则自前一次抽查地点到此次抽查地点之间的全部锚杆都要进行检查。 3.78 锚索安装质量检测 3.78.1 锚索排距、安装角度及锚索外露长度等，每班应进行检查； 3.78.2 用张拉设备作锚索锚固力检测。根据检测结果评判锚索安装的质量状况； 3.78.3 每30m巷道检测1根，并做好记录。 3.79 喷射混凝土强度检测 3.79.1 喷射混凝土巷道对喷体应做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。 3.79.2 检测方法。采用标准试块进行强度检验。标准试块应在喷射混凝土支护工程中预留，即在混凝土喷射地点随机取样，用钢模制作成边长100mm的立方体试块。制作的试块应在类似条件下经28d养护后，方可进行压力试验。 3.79.3 喷射混凝土试块的数量 巷道每30m一组；硐室每500m3混凝土2组。 3.80 井巷支护工程混凝土强度检测 3.80.1 混凝土支护巷道对砌体应做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。 3.80.2 检测方法。采用标准试块进行强度检验。标准试块应在井巷支护工程中预留，即在混凝土浇注地点随机取样，用钢模制作成边长150mm的立方体试块。制作的试块应在类似条件下经28d养护后，方可进行压力试验。 3.80.3 喷射混凝土试块的数量 巷道每30m一组；硐室每500m3混凝土2组；设备基础、地坪、道床、台阶、水沟（沟槽）等混凝土工程每100m3混凝土一组。 3.81 混凝土试块强度试验工作由企管科质检站负责，每月试验一次。 第三章 顶板管理 3.82 掘进巷道顶板必须采取前探支护措施，严禁空顶作业，施工中必须严格执行临时支护、敲帮问顶、顺序施工等顶板管理的各项规定。同时，掘进迎头使用防护网，并在作业规程或措施中明确使用要求。 3.83 靠近掘进工作面10m内的支护，在截割和爆破前必须检查、加固。 3.84 爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。 3.85 掘进施工中，施工人员必须坚持每二十分钟一次和“五前二后”的敲帮问顶制度，特别是在临时支护前、打眼、安注锚杆过程中应清除危岩活矸、排除隐患。“五前二后”是指打眼前、装药前、喷浆前、支护前、出矸前、接班后、响炮后。 3.86 找顶工作必须遵守下列规定 3.86.1 找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。 3.86.2 找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。 3.86.3 找顶工作人员用长柄工具（用Ф4′2500mm钢管加工或B192300mm钢钎）找顶时，注意防止煤矸顺杆而下伤人。 3.86.4 顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。 3.87 前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏、伤丝等，发现问题要及时更换，并保证螺纹旋合长度≥20mm。 3.88 锚网施工必须严格执行先顶后帮、自后向前逐排施工的顺序，锚网时人员不准进入临时支护控顶距离以外的区域。 3.89 每次切割或响炮后，迎头工作人员由外向里检查顶板、锚杆等情况，上网子、使用前探梁时，必须在有效支护掩护下进行，采用长把工具托网子，人站在已支护的范围内操作，严禁空顶作业。 3.90 掘进工作面后路支护必须完好，畅通无阻，卫生清洁。 3.91 特殊地点掘进必须在作业规程中明确规定和制定专门措施。无规程和措施不准施工。 3.92 在特殊地点掘进时，要严格执行作业规程和补充措施，并确定现场指挥人员，明确职责范围。 3.93 当迎头遇地质条件变化，如断层破碎带、顶板泥岩厚度增加、出现复合顶板、松软易冒、煤岩片帮、顶压增大或出现淋水等异常现象时，施工单位要采取缩小锚杆排距、使用U型钢带、加密加长锚索等加强支护措施，并汇报生产技术科、地测中心等业务科室。 3.94 合理安排切眼扩刷时间，减少顶板维护工作量。 3.95 掘进工作面料场内按规程规定备用“U”形钢带、加长锚索和工字钢备用棚，确保锚索锚入稳定岩层的长度≥1.0m。 3.96 特殊地点采用特殊支护或加强支护措施时，其支护范围应延伸到巷道正常段5m以上。 3.97 井下所有支护材料必须是经过检验合格的材料，严禁使用没有产品合格证或经过检验不合格以及失效变质的支护材料。 3.98 采用新型支护材料、更改支护方式时，必须编制专项安全技术措施。 3.99 正常锚杆支护作业时，如遇煤炮剧烈、顶底板及两帮移近量显著增加、底板底鼓严重、顶板淋水加大、围岩异常破碎、突发性片帮掉渣、巷道严重冒顶、钻眼速度异常等情况，应停止作业、分析原因，采取有效措施后方可继续作业。 3.100 断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点、巷修等特殊条件下的巷道，必须安设顶板离层指示仪和锚杆（索）压力表，并根据实际情况加密布置。 3.101 顶板离层指示仪、锚杆（索）压力表及时按规定间隔紧跟掘进工作面安装，最大间距为 3下煤巷道实体煤巷40 m，沿空巷道30 m，切眼20 m； 3上煤巷道实体煤巷30 m，沿空巷道20m，切眼20 m。 3.102 每周由生产技术科、防冲办配合分管副总工程师组织相关单位进行一次顶板隐患排查，并对排查出的隐患确定治理方案，落实整改。 3.103 各掘进区队根据迎头围岩条件变化，及时调整支护参数，生产技术科负责审查、监督、落实，企管科质检站负责检查、落实。 3.104 各掘进区队负责迎头范围内巷道顶板管理的日常观察、观测和处理。对责任范围内的顶板每天至少排查一次，并形成记录，建立顶板管理台帐，详细记录顶板隐患治理过程，对发现的重大顶板隐患及时向矿调度室和生产技术科汇报，确定处理方案。 3.105 各掘进区队做好施工巷道记录，按顶板管理要求建立支护情况台帐，记录顶板及直接顶等不稳定岩层岩性和厚度、锚杆及锚索锚入煤岩长度、淋水区、断层位置、冒落区产状、架棚区域等，要求正常巷道段每20m记录一次，特殊地点每10m记录一次。 3.106 防冲办负责顶板管理中矿压观测管理，顶板状况排查，顶板灾害的预测预报工作。 第四章 综掘机使用管理 第一节 掘进机操作 3.107 掘进机截割过程中，应安排两人共同进行3上煤巷道除外，一人为掘进机司机，对掘进机进行操作作业；另一人为监护人员，负责对掘进过程中的机身周围安全、截割质量的观察、检查、维护电缆等工作。 3.108 开机前严格按煤矿工人技术操作规程中“掘进机司机”操作规程要求做好各项检查工作，同时清理干净掘进机上浮煤、杂物，确认无问题后，方可起动。 3.109 掘进机起动前，监护人员要坐在掘进机上与司机相对平行的位置，同时要坐稳抓牢，同时随时注意顶板突出物，以防刮伤。在掘进机运转过程中，监护人员不得随意站立、上下掘进机。监护人员坐在掘进机上时，要确保与顶板之间有足够的安全间隙，头部到锚索露头安全间隙不得小于300mm。 3.110 掘进机起动前，必须提前发出警报，只有在掘进机铲板前方3m、截割臂与机身两侧、二运回转部向后3m的范围内无人时，方可起动掘进机。起动二运前，所有人员必须离开二运桥架不小于1m范围。掘进机在斜巷上作业时，当巷道坡度超过8时，二运桥架两侧不得有人（巷道为大于8上坡时，人员在二运后方不小于5m位置停留；巷道为大于8下坡时，人员在二运后方不小于2m位置停留）。 3.111 掘进机各种电气设备控制开关的操用手柄、按钮、指示仪表等要妥善保护，防止损坏丢失。 3.112 在掘进机截割运转过程中，以及进、退、调、转等作业时，掘进机铲板前方3m、截割臂与机身两侧、二运回转部向后3m的范围内不得有人。 3.113 掘进机作业时，必须使用外喷雾装置，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa，并必须使用除尘风机。 3.114 切割头变速时，应首先切断截割电源，当其转速几乎为零时方可操作变速器手柄进行变速，严禁在高速运转时变速。 3.115 掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。掘进机必须装有前照明灯和后尾灯，并正常使用。掘进机所有安全闭锁和电气、液压保护装置必须齐全有效，灵敏可靠，否则必须检修处理，严禁擅自改动或甩掉不用。 3.116 司机操作时精神要集中，开机要平稳，看好方向线，并听从工作人员指挥。前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起。发现有冒顶预兆或危及人员安全时，应立即停车，切断电源。 3.117 掘进机在截割过程中的注意事项 3.117.1 岩石硬度大于掘进机切割能力时，应停止使用掘进机，并采取其它措施。 3.117.2 根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和压刮输送机等现象，切割时应放下铲板。如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理。严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。 3.117.3 切割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。 3.117.4 切割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁切割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网、触棚。 3.117.5 司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。 3.117.6 当油缸行至终止时，立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。 3.117.7 掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。 3.117.8 装载机、转载机及后配套运输设备不准超负荷运转。 3.117.9 注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。 3.117.10 风量不足、除尘设施不齐全不准开机作业。 3.117.11 截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷却数分钟后再关闭水路。 3.