[规程、措施] 主井筒煤巷段掘进作业规程
井筒, 规程, 煤巷, 作业
1. 地质基本情况:
1.1巷道顶底板岩石性质由上而下依次为：
K2灰岩：灰色细粒结构，含有大量动物化石，平均厚度10.0米。中间含有一层砂质泥岩，
平均厚度1.8米。
15#煤层：黑色，中间夹炭质泥岩，0.0—0.4米，煤层平均厚2.41米。
砂质泥岩：灰黑色，含有植物化石，平均厚8.0米。
1.2水文情况：
主要来源于15#煤层顶板K2灰岩含水层水和15#煤小窑采空区积水，掘进时要加强探放水
工作。
1.3瓦斯涌出量：
根据相邻矿井开采情况，15#煤层瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井。
1.4煤尘情况：
煤尘无爆炸性，煤层不自燃。
1.5巷道预计穿过煤、岩层的性质：
主井井筒煤巷段巷道沿煤层顶板上山全煤巷掘进，其煤层性质为：煤层为15#煤，平均厚度
为2.41米, 煤层结构简单, 属中厚煤层。
1.6地质构造：
井田构造以断裂为主，褶皱不发育，井田北部岩层走向近北西-南东向。井田南部岩层转为近南北向，向东倾斜。井田内共有断层三条，无岩浆及陷落柱，属中等-复杂类构造。
2. 巷道布置及技术特征
2.1巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系：
2.1.1位置：
地面位置：位于沁水县郝家村西部。
2.1.2巷道用途：矿井主提升及进风井。
2.1.3服务年限：3年。
2.1.4施工总长度：783米，
2.1.5施工期限：预计55天。
2.2施工条件：
采用EBH-120型掘进机进行截割装载，配套DSJ-80皮带运输机运煤，采用MQT-130J-C 锚杆机为打注安装顶锚杆。采用MQS-50/1.9型帮部锚杆钻机打注安装帮部锚杆。采用锚、网、
喷联合支护。激光仪控制中线。
2.2.1巷道的主要补充水源为15#煤小窑采空区积水，因此在掘进过程中，要加强探放水水
工作。
2.2.2巷道在掘进过程中，应加强瓦斯监控，通风管理，严格执行专项安全技术措施。
2.2.3在掘进过程中通过地质构造时，根据现场情况制定安全技术措施。
2.3巷道技术特征、设计规格及支护形式：
2.3.1该巷道为煤巷。
主井筒煤巷段巷道断面技术特征表
断 面 尺 寸 支护方式 锚杆间排距
宽度
（m ） 高度
（m ） 面积（㎡） 间距（m ） 排距（m ）
掘进断面 4.2 2.9 12.18 锚、梁、喷联合支护 顶：
1.2
帮：0.5 1.8
净 断 面 4.0 2.8 11.2
布置方式见《巷道施工断面图》。
2.3.2 支护形式：
2.3.2.1巷道顶部、帮部采用锚杆、钢带梁、喷浆联合支护。特殊地点采用锚索补强支护及
铺设金属网支护。
2.3.2.2巷道断面顶部锚杆布置：排距为1800毫米，间距依次为1200毫米，靠近帮上的顶
锚杆距帮300毫米，每排4根锚杆。
2.3.2.3巷道帮部锚杆布置：锚杆排距为1800毫米，锚杆距顶500毫米，每帮每排1根。
2.3.3.4锚固方式：顶锚杆先放入一支SMK2335树脂锚固剂，后放入一支SMZ2360树脂锚固
剂。帮锚杆为树脂端部锚固，放入一支SMK2335树脂锚固剂。
2.3.3.5锚杆角度 ：靠近巷帮顶锚杆与顶板呈75º角度布置，靠近巷道顶板帮锚杆仰
角10º， 靠近巷道底板帮锚杆俯角10º，其余分别与顶板或巷帮垂直。
2.4支护材料：
螺纹钢锚杆规格：杆体公称直径=18mm；L=2000mm；
锚固剂： MSK2335、MSZ2360。
顶、帮部金属托盘：长×宽×厚=150×150×10mm；
钢带：采用￠10㎜圆钢焊制梯子形，两顺径净间距为0.07煤，顶部、帮部钢带长度为5.2
米、3.5米。
锚索：采用￠15.24×7300㎜七芯钢绞线锚索，托盘：300×300×16㎜（特殊地点补强支
护）。
金属网:采用φ4㎜，网格为80×80㎜的钢筋经纬网，规格为2000×2400㎜和2000×2200
㎜（特殊地点补强支护时使用）。
3. 施工方法
3.1作业方式：
采用掘支单行，一次成巷的作业方式。
3.2施工组织：
采用“三•八”制作业形式，三班生产, 交接班检修。
3.3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，开始打注锚杆。割煤前，紧靠工作面的永久支护距工作面煤壁的距离不大于0.4米，割煤后不大于4.0米，即最小空顶距不大
于0.4米，最大空顶距不大于4.0米。
实行每班多循环的循环作业方式。
3.5循环进度：
循环进度为3.6米；
3.6施工技术：
工作面采用EBH —120型掘进机一台, 后配QZP —160型转载机一部，DSJ-80型胶带输送机一部，组成综合机械化掘进，激光控制中线。MQT —130J-C 型气动锚杆（锚索）钻机打注、安
装顶部锚杆， MQS—50/1.9型风动锚杆钻机打注、安装煤层帮锚杆。
3.7施工前，由矿地测部门送施工中线，经校核后，严格按标注尺寸施工。
4. 掘进施工作业
4.1施工工艺流程。
4.1.1机械化施工工艺流程：进刀→截割→修帮→成形。
截割头由巷道底部吃刀，进刀深度200—300mm ，然后在巷道内水平摆动截割，周边留下200—300mm 厚的煤、矸，每水平摆动一次，提高400—600 mm，按照截割曲线示意图将断
面初步截割成形，割够一个循环进度后，再修成设计断面。
附：掘进机截割曲线示意图。
4.2设备配套：
4.2.1 设备配套。
掘进机一部：EBH-120型 转载机一部ZP —160型
皮带输送机一部：DSJ —80型
刮板机一部：SGB-620/40T型
4.2.2掘、装、运设备技术特征表。
4.2.3掘进机、运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1掘进机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1.1掘进机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格按操作规程要求操作。
4.2.3.1.2掘进机司机在开机前，认真检查掘进机各部件完好情况。检查工作面、煤岩壁、锚杆支护等是否安全可靠，洒水管路是否畅通，防尘设施是否齐全、完好、有效，检查掘
进机周围是否有物料、设备、电缆、工具、人员或其它杂物，有问题必须及时处理，安全
后方可开机。
4.2.3.1.3掘进机前方运转部位及周围人员全部撤到掘进机后方的安全地点后，司机必须先送水，待掘进机外喷雾雾化正常有效（内喷雾装置的使用水压不得小于3MP ，外喷雾的装置
使用水压不得小于1.5Mpa ），并发出警铃信号方可开机，否则不准开机。
4.2.3.1.4割煤矸时，司机必须精力集中，认真操作，巷道成形要规整，超、欠挖不得超过
质量标准要求。
4.2.3.1.5割煤、矸时，指挥人员要站在机组铲板以外永久支护完整的安全地点进行指挥作
业，严禁任何人在支护不完整的地方或空顶下指挥或作业。
4.2.3.1.6割煤、矸时，若出现大块炭或矸（长度300mm 以上），必须停机断电后进行人工破碎，破碎时要对工作面进行严格的敲帮问顶，确认安全无误后方可进行破碎，破碎时要有两人协同进行，一人负责观山望顶，一人站在永久支护下，用大锤将大块打碎，破碎时人员严禁进入空顶下作业，机组司机负责看护好机组按钮，以防误动作造成意外伤人。
4.2.3.1.7巷道截割成形后，工作面及两帮必须保证平整，不得留伞檐。
4.2.3.1.8割煤、矸过程中，需要调机时，掘进机司机必须观察掘进机周围是否有人员、物料、设备等，且必须将物料、设备、杂物等全部清理干净，人员全部撤到转载机后方安全地点后再调机。调机时，要派专人站在转载机后方安全地点观察，防止转载机掉道，并看
护好电缆、水管，同时避免将巷道两帮或顶板上的锚杆撞坏等。
4.2.3.1.9掘进施工人员严禁在机组带电或机械运动的情况下, 在机组上工作和处理问题,
必须在机组停机断电(随机开关闭锁机组) 的情况下工作和处理问题。
4.2.3.1.10转载机工作时，任何人不得在转载机两侧工作或休息。
4.2.3.1.11掘进机停机时，必须将其退到支护完整的地方。并将截割头、铲板放置在底板
上，切断掘进机电源。
4.2.3.1.12若地质条件发生变化时，工作面岩石变厚机组截割不动时，严禁机组强行切割，
必须执行放压顶炮措施。
4.2.3.1.13掘进机停机和检修时严格按《煤矿安全规程》第71条执行。
4.2.3.1.14工作时如设备发生事故或发现其它异常情况时应按急停开关，立即停机，同时
将各操作手柄回零，待查明原因后，方可继续操作。
4.2.3.1.15掘进机断电之前，一定要将切割臂完全放下置于底板上，应将机器摆在对人员
无任何危险或伤害的位置上。
4.2.3.2运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.2.1运输机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格按操作规程操作。
4.2.3.2.2运输机司机必须用声、光信号联系开停，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，信号设施必须齐全、完好、可靠，信号联系方式为一停、
二开。
4.2.3.2.3运输机司机必须在现场交接班，开机前严格按岗位作业标准认真检查设备，开机
时先发出开车信号要首先点动两下（间隔不小于5秒钟）进行试机，确认无问题后再连续
开机，司机要站在机头侧面1米以外的安全地点操作，严禁正对机头开机。
4.2.3.2.4设备启动后，司机不得擅自离开操作地点，要认真观察设备运行情况，发现故障
要及时停机处理，司机下班或离岗时要将控制开关手把打到零位。
4.2.3.2.5严禁使用胶带输送机（刮板输送机）运输除煤矸以外的物料和设备，严禁乘坐或横跨开动的胶带输送机（刮板输送机），人员跨越的地点，必须设有过桥或与司机联系停止设备运转的按钮，并将中停开关打到闭锁位置，胶带输送机每隔50米接一个中停开关。
4.2.3.2.6胶带输送机的保护设施必须齐全、灵敏、可靠。机头运转部位必须挂护网，机尾要上护罩，巷道内最后一个中停开关距机尾滚筒不得大于5米，掘进机延接皮带时，皮带
机尾5米范围内不得有人。
4.2.3.2.7胶带输送机（刮板输送机）的机头要打双地锚固定，地锚用长1.8米，直径18
毫米的圆钢锚杆，然后穿上大链（Ø16mm）把机头固定牢固。
4.2.3.2.8检修人员必须每天对运输设备的完好情况进行检修，要保证螺丝紧固，运转良好；
胶带输送机上下托辊转动灵敏，皮带扣没有撕裂等情况。
4.2.3.2.9检修人员在胶带输送机头工作时，必须将其开关及上部运输设备的开关打至零
位。
4.2.3.2.10在储存部和机尾部处理皮带跑偏时，必须停机进行调偏，处理皮带中间部跑偏
时，必须使用专用工具，严禁用手直接扳动托滚。
4.2.3.2.11胶带输送机运行期间严禁在储存部和机尾上、下皮带中间清煤或进行其它作业。
4.2.3.2.12紧链或解链时，必须由有经验的老工人进行，必须使用紧链器，刮板跳牙时必
须用紧链器上正。处理故障时，要停机进行并将控制开关手把打至零位并闭锁。
4.3延接皮带：
延接皮带前，工作面作业人员必须将皮带机尾与掘进机的连接部位用大链连接好，连接好后由工作面作业人员向皮带司机发延接皮带信号（信号为三声铃声），皮带司机听清信号后方可松皮带涨紧绞车，皮带司机将皮带小跑车松驰后，向工作面发出信号（信号为三声铃声）可以延伸皮带，班长在检查安全工作无误后，方可命令掘进机司机开动掘进机延伸皮带，皮带延伸到规定距离后，停止掘进机，工作面作业人员将延伸处的H 架、架管，上下托辊补齐、补全，完成后，工作面作业人员向皮带司机发出信号（信号为二声铃声）将皮带涨紧绞车涨紧，涨紧后皮带司机向工作面发出开车信号（信号为二声铃声），在皮带
司机听到皮带机尾信号人员两声回铃后方可开车。
4.4掘支工艺：
交接班→延长皮带→割、运煤（备料）→敲帮问顶→临时支护→永久支护→清煤→验收。
4.5截割曲线:
截割方式：横向连续摆动截割。
4.6截割质量要求及措施:
4.6.1截割质量要求:
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，
其误差符合质量标准。
4.6.2提高截割质量措施:
4.6.2.1加强岗位练兵, 提高司机的素质。
4.6.2.2司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺进行操作。
4.6.2.3掘进机司机必须牢记巷道的断面尺寸及误差标准。
4.6.2.4加强通风防尘管理，提高工作面能见度。
4.6.2.5根据底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。
4.6.2.6割煤前，要由当班班长验校激光仪，保证激光仪指向正确，无中线指向不准割煤。
4.7运输作业:
4.7.1运煤
4.7.1.1运煤设备：
掘进机装载机构（铲板、耙爪、小溜子）、QZP —160型桥式转载机、DSJ-80 型胶
带输送机一部。
4.7.1.2运煤路线：
工作面→主井井筒巷→地面。
4.7.2. 运输作业方式：
运煤：装、运煤连续作业。
运料：人工装卸、轨道运输。
4.8临时支护方式
采用金属吊环穿钢梁托板梁进行前探支护。
4.8.1架设：
巷道在完成一个循环进度，截割成型后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。进行敲帮问顶，找掉顶帮的危岩、活块。然后人工将两组（4个）吊环分别固定在最前两排离每帮第二根锚杆上，再将钢管穿在两组吊环之间且前探2400mm 。然后在钢管前横托两块板梁，钢管后横托一块板梁（板梁支设位置必须与顶板打注锚杆位置错开，保征能够正常打注锚杆。板梁与顶板之间要用木楔打紧背牢，顶板不平时，可选择不同规格的背板勾实顶板）。穿管上梁时由三人协同操作，并且在上板梁时要一人站在铁凳上扶住板梁，一人扶好钢管，另一人穿管，穿管时要先上钢筋托梁然后再穿钢管。三人要配合协调，以防误操作伤人。架设临时支护过程中，机组司机严禁离开操作台，看护好操作系统。在临时支护架设好后，开始永久支护，打注锚杆时要由外向里逐排进行。先打注顶部中部的锚杆，待中部锚杆打注完毕后，再由外向里逐排打注角锚杆，然后取下板梁，将钢管依次后撤，由外向里逐排打注剩余的4根锚杆。在永久支护过程中，帮锚杆可滞后2排支护。
待永久支护完整后，综掘机缓缓开进工作面，继续施工作业。
附：临时支护示意图。
4.8.2临时支护工艺流程：
退机组→截割头落地并闭锁→敲帮问顶→紧固吊环→在永久支护下把钢筋托梁托在顶板上
→采铁凳穿钢梁、上板梁→前探梁达到支护距离要求→将板梁与顶板背紧。
4.8.3临时支护材料及规格：
板梁规格：长×宽×厚=3000×150×100（mm ）；
吊环：内圆直径=120mm；
钢梁：外圆直径=100mm；L=4000mm。
4.8.4验收制度：
4.8.4.1交接班时，机组司机要负责对前探梁的完好情况进行检查，发现问题及时处理。
4.8.4.2生产施工中，必须坚持使用临时支护，临时支护必须合格有效，严禁超空顶作业，
禁止任何人在空顶下作业。
4.8.4.3临时支护要在班长负责统一指挥下，并由有经验的老工人负责观山望顶，发现问题
及时处理。
4.8.4.4每次架好临时支护后，都必须经班长、安检工检查验收合格后，方准进行下一道工
序。
4.8.5空顶距要求：
最大空顶距≯4000mm，最小空顶距≯400mm。
附：最大和最小空顶距平面和剖面图。
5. 钻眼爆破作业：（适用于工作面出现岩石较硬机组截割不动的情况下）
5.1爆破说明书。
5.1按巷道实际爆破岩层厚度，补炮眼布置图及爆破图表。
5.2打眼放炮作业：
5.2.1打眼机具、规格数量：打眼采用7655型风动钻机，长为2.5米的六角中空钻杆，钻
头为φ42mm 的一字钻头。
5.2.2作业组织：
由三人组成一个打眼小组，严格按照《风钻打眼工操作规程》操作。
5.2.3提高打眼的质量措施：
5.2.3.1加强工序管理，打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。打眼的角度、深度、位置、
数量按爆破图表要求执行。
5.2.3.2严格按中线和设计断面规格画好轮廓，按炮眼布置图标定眼位，方可开钻打眼。
5.2.3.3严格按照爆破图表的规定控制炮眼深度、角度和间距，以保证巷道的成形规则。
5.3爆破：
5.3.1采用炸药、雷管种类：爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。
5.3.2放炮方式：正向装药，串连方式联线， MFB—100B 型电容式发爆器起爆。
5.3.3爆破必须执行如下措施：
5.3.3.1爆破工要按规定放炮，坚持“一炮四检”和“三人联锁放炮制”。
5.3.3.2坚持使用水泡泥。
5.3.3.3按爆破图表规定进行装药、联线和起爆。封泥必须使用水炮泥和炮泥，炮眼深度0.6-1.0米时，封泥长度不得小于眼深1/2；炮眼深度超过1.0米时，封泥长度不得小于0.5
米，炮眼深度超过2.5米时，封泥长度不得小于1.0米。
5.3.3.4掘进过程中如遇煤层中含水或底板下含有积水时，底眼及含水层眼的炸药要套防水
套。
5.3.3.5爆破前，必须加强对距爆破地点20m 范围的所有工具、电缆、开关等的保护，由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外的支护完整的地点并进行安全保护，以防止爆
破崩坏瓦斯探头，爆破后由当班班长亲自将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。
5.3.3.6爆破时, 班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒（警戒距离直巷不小于120米，弯巷不小于75米，拐弯后不小于15米）警戒线处必须挂警戒牌、拉警戒线警戒。爆破必须严格执行“三人联锁放炮制”的规定。“三人联锁放炮制”的规定为：爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班长。班长接到警戒牌后，必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令并将自已携带的放炮命令牌交给安检工。安检工确认符合爆破条件后，将自己携带的放炮器和放炮牌交给爆破工。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号（吹口哨三声，并大喊三声放炮了），至少再等5秒钟，方可起爆。爆破后，三
牌各归原主。
5.3.3.7爆破后, 待工作面的炮烟被吹散, 爆破工、安检工和班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况；无危险后，班长方可撤回警戒人员。当出现通电以后装药炮眼拒爆时，爆破工必须先取下钥匙和母线，并将母线扭结成短路，再等一定时间（至少15分钟后），才可沿线路检查，找出拒爆的原因、发现有拒爆、残爆等情况，应在距拒爆炮眼0.3米以外另打一平行的新炮眼, 重新装药爆破。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况, 当班有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一
班爆破工交接清楚。
5.3.3.8爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆
炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
5.3.3.9装配起爆药卷时，必须严格遵守《煤矿安全规程》第326条相关规定。
5.3.3.10敲帮问顶：爆破完毕、待炮烟吹散、顶板稳定后，班长、安检工方可由外向里检查巷道顶板、煤帮、支护等。用找顶杆进行敲帮问顶，将松动的煤、矸石撬下，方可进行
下一工序。
5.3.3.11爆破质量标准：顶、帮、底板平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽，高度、
宽度符合设计要求，其误差符合工程质量标准。
6. 永久支护施工方法
6.1永久支护形式：
巷道顶部、帮部为锚杆、钢带梁联合支护。
6.2施工设备：
施工中，采用MQT —130J-C 型风动锚杆（锚索）钻机打注顶部锚杆。MQS —50/1.9型风动锚
杆钻机打注煤层帮部锚杆。
插图6—1施工机具技术参数表。
6.3锚杆施工工艺、操作要求、安全技术措施：
6.3.1顶锚杆施工工艺流程：
掘进→敲帮问顶找掉危岩活块→临时支护→钻顶板中部锚杆孔→清孔→锚杆带上托盘和螺母→安装树脂药卷和锚杆→用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间→停止搅拌等待1分钟左右
→拧紧螺母→安装其它锚杆。
6.3.2两帮锚杆施工工艺流程：
钻孔→清孔→托上托盘→安装树脂药卷和锚杆→搅拌树脂药卷→停止搅拌等待1分钟左右
→拧紧螺母→安装其它锚杆。
6.3.3操作要求：
安装前，先吹净眼孔内的岩粉，然后检查锚杆、锚固剂与锚孔是否相符，并检查锚杆孔位置、深度（1900±30）、帮部钻孔深度（1900±30）、角度与方向是否符合设计要求。 检查完毕后，用杆体将锚固剂（顶部要先放入一支SMK2335，后放入一支SMZ2360；安装帮锚杆只放入一支SMK2335。）送到眼底，然后将连接头拧紧在杆体上，开动锚杆钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为15—30秒。搅拌完毕后，及时在孔口用木楔将杆体楔住，待树脂锚固剂固化后再取连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用锚杆机旋紧螺母，使其具有一定的预紧力，顶锚杆预紧力达到120N.M ，顶锚杆锚固力不小于100KN(25MP), 帮锚杆预紧力达到80N.M ，帮锚杆锚固力不小于70KN(17.5MP),即可承载，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，尾部螺母必须拧紧，
尾部螺纹部分外露长度不得小于20 mm，不大于50 mm。
6.3.4安全技术措施：
6.3.4.1钻孔前，必须进行安全检查，保证顶板与煤帮在稳定的情况下，进行施工作业。
6.3.4.2锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用，严禁磕碰锚杆钻机支腿，操作前所有操作控制开关，都应处于“关闭”位置，所有通气通水管路保持清洁度，按标志牌所示联接气路水路。
6.3.4.3锚杆钻机禁止平置底板，以防一旦通气或误操作后气腿突然伸出而造成伤害或设备
损坏事故。
6.3.4.4钻眼时，禁止触摸旋转的钻杆。开钻打眼前，应先扶稳钻机，操作者应远离钻孔中心线。钻进中不要一味加大气腿推力，以免因推力不匀降低钻孔速度，造成卡钎、断钎、
顶弯钻杆等事故。
6.3.4.5钻机载入或卸载时，会出现反扭矩，但要把稳摇臂（或手把）取得平衡。严禁突然
加（卸）载，操作者必须注意站位，合理把持好手把。
6.3.4.6钻机回落或升起时，手不要扶在气腿上，以免造成伤害。在锚杆安装过程中，发现
托盘没有戴正，待预紧一定程度后，再用金属锤将其纠正（严禁在锚杆旋转期间用手将托
盘纠正），用锤时要注意安全范围。
6.3.4.7不允许使用弯曲和不直的锚杆，单独将锚杆插入锚杆孔应能自由转动，无卡紧状况，
严禁在钻机下衬垫木料。
6.3.4.8当人工用锚杆将药卷推入锚杆孔，并装上搅拌套筒，开始用锚杆机搅拌，安装锚杆时，锚杆机先以中速为宜，然后再开足马力搅拌，气腿推进时间和初凝时间相吻合，因为
这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态，锚固效果好。
6.3.4.9搅拌时切勿一下将气腿顶到位，然后开足马力旋转搅拌，如此会有部分锚固剂被挤
出锚固区域而影响锚固效果。
6.5施工技术组织措施
6.5.1打眼工及支护工严格执行本工种岗位作业标准及技术操作规程, 打眼工必须有两人协
同操作, 一人操作, 一人扎眼, 扎眼时要适量减小风量。
6.5.2施工前, 应将所用支护材料及工具准备齐全, 由4—6人组成一个支护小组, 整个过程在
班长统一指挥下进行, 保质保量完成任务。
5.5.3打锚杆眼前，必须认真敲帮问顶，将顶帮危岩、活块找掉，并确认无危险后方可作业。
6.5.4打眼前必须按设计要求画出眼位，锚杆眼布置要合理，严禁打穿皮眼，或沿顺层面、裂隙打眼，锚杆必须打在钢筋托梁设计的方格内，因煤体破碎条件变化等特殊情况，不能
打在方格内时必须经验收员许可。
6.5.5架设临时支护及打锚杆时，必须派有经验的老工人在一旁观山望顶，然后再由外向里逐排打注锚杆，只有当上一排锚杆达到要求后方可进行下一排锚杆的打孔安装，严禁在空
顶下和支护不完整的地方作业，锚杆眼应当班打眼当班注锚杆。
6.5.6锚杆眼角度应符合规定，严格按照《巷道断面支护示意图》施工。
6.5.7掘进过程中造成巷道两帮超宽和片帮超宽时，可采用补打锚杆的方法进行补强，帮超
宽500㎜时，必须及时补打一根锚杆。
6.5.8掘进时巷帮超挖或片帮超宽顶角锚杆距帮大于500㎜时，巷道超高大于设计高度500
㎜时，采用补打锚杆的方法加强支护。
6.5.9发现不合格锚杆时，在距离失效锚杆200㎜范围内补打锚杆。
6.5.10掘进过程中如遇顶板破碎不易控制、煤体片帮严重等情况本规程不能有效指导作业
现场生产时，及时制定安全技术措施，确保安全施工。
6.6验收员严格按工程质量标准进行验收，严把工程质量关，发现问题，必须及时进行处理，
处理后方可进入下道工序。
6.7顶帮的可锚性试验：
6.7.1如遇煤层变软变酥，顶板淋水、瓦斯增大，煤层节理裂隙发育，片帮等情况，必须进
行可锚性测试。
6.7.2试验采用Φ20-M22-2000㎜螺纹钢锚杆，一支SMK2335型锚固剂。
6.7.3每组试验布置2根，分别布置在巷道顶板中部或巷道一帮中部。
6.7.5试验锚杆必须有明显标志。
6.7.6测试完毕，应由验收员填写测试记录（包括时间、测试人、试验排号、锚固力）并由
跟班干部、验收员、安检员签字认可。
7. 顶板支护质量监测
7.1锚杆的锚固力、预紧力矩、几何参数、托盘安装的检测方法和要求：
7.1.1采用示值示力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。采用MLK-20型锚杆拉力计对锚杆进
行锚固力抽检 ，抽检时只做非破坏性拉拔。
7.12锚杆预紧力矩、锚固力要求：预紧力矩达到120N•m, 顶锚杆锚固力不小于100KN(25MP)；
帮锚杆预紧力矩达到80N•m，锚固力不小于70KN(17.5MP)。
7.1.3锚杆预紧力矩抽检：每小班由验收员对锚杆预紧力专门进行抽检，对顶帮各抽样一组（3根）进行检查，每根锚杆螺母拧紧力矩应符合设计要求，每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（3根），若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新再紧一遍。
7.1.4锚杆锚固力抽检：生产技术科按规定对施工锚杆的锚固力进行拉力试验，锚杆锚固力抽检抽样率为1%，每300根顶帮锚杆抽样一组（3根）进行检查，不足300根时按300根考虑，抽检其外移量不应超过20mm ，超过规定视为失效锚杆，抽检中发现不合格的锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，应在其附近200mm 范围内补打合格锚杆，并加倍抽检，仍发现有不合格锚杆，应报告有关部门分析原因，采取措施。抽检结束后应及时重新拧紧
螺母。
7.1.5锚杆安装几何参数检测：
7.1.5.1锚杆安装几何参数检测由当班验收员完成，检测范围为当班掘进巷道，几何参数检
测内容包括锚杆间排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度等。
7.1.5.2锚杆间、排距检测：采用钢卷尺测量测点处呈四边形布置的4根锚杆之间距离。
7.1.5.3锚杆安装角度检测：采用半圆仪测量钻孔方位角。
7.1.5.4锚杆外露长度检测：采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。
7.1.6锚杆托盘安装质量检测：
7.1.6.1锚杆托盘应安装牢固，与组合构件一同紧贴围岩表面，不松动。
7.1.6.2锚杆托盘安装质量检测方法采用实地观察和现场搬动。
7.1.6.3检测频度同锚杆几何参数，每个测点应以一排锚杆托盘为一组检测。
8. 通风工作
8.1风量计算：
按掘进工作面瓦斯涌出量计算
Q 掘=100 QCH4•K掘=100×0.16×1.8÷60=0.48m3/s
QCH4——工掘面绝对瓦斯涌出量取0.16m³/min；
K 掘——工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。
按掘进巷道最低风速计算
Q 掘=V•S=0.25×(12.18-0.7)=2.87m3/s。
Q 掘——掘进工作面配风量，m3/s；
V ——巷道规定最低风速，0.25m/s；
S ——巷道掘进净断面，11.2m2。
按人数计算实际需风量
Q 综掘=4•N÷60=4×20÷60=1.6m3/s。
N ——综掘面最多同时工作人员，20人（交接班时）。
根据上述计算，综掘巷道需风量取最大值为2.87m3/s。
按风速验算，0.25S≤Q掘≤4S
2.8m3/s≤2.87m3/s≤45.92m3/s，风速0.95m/s，符合要求。
8.2通风方式及选择风机能力：
通风方式为压入式通风，风筒为φ600mm 。根据掘进工作面的需风量的大小选取相应型号的局部通风机和台数，选取2×11kw对旋式局部通风机（局扇额定吸风量为5.66m3/s）一台。
8.3风流方向：
新鲜风流方向：地面→风筒→工作面。
污风风流方向：工作面→主井井筒→地面。
8.4通风机安装位置：
局部通风机、起动装置安装在地面距主斜井井口门10米以外。为保证通风的可靠性，供风
局扇采用一台工作, 一台备用。
9. 瓦斯监测监控系统
9.1监测型号及数量
瓦斯监控装置型号：KJF2000N 数量：1台
甲烷传感器（简称:探头）型号：CGL4/40 数量：2台
9.2监测设备布置
断电仪安放在主斜井井筒内。
探头吊挂位置距顶板不大于300mm ，距煤帮不小于200mm 。
工作面探头：应吊挂于距工作面5-10m 的位置。
回风探头：应吊挂于巷道回风出口10m-15m 的位置。
9.3各个探头的报警、断电、复电值及其断电范围：
工作面探头：报警值≥CH41.0%。断电值≥CH41.5%。复电值
断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
回风探头：报警值≥CH41.0%， 断电值≥CH41.0%， 复电值
断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
9.4监测设备的定期调试：
每周定期用标准气样对探头进行调校、校准。
每周定期试验瓦斯电闭锁时，队组必须派一名电工在指定地点等待配合做瓦斯超限断电试
验。
每月定期对所有监测设备进行检修、维护。
10. 供风、供水、排水、供电、防尘系统
10.1供风系统：
10.1.1供风风压：>0.5MP。
10.1.2管路敷设：
供风管路（2寸钢管）敷设在井筒左帮，距巷道底板高度不小于0.8米，悬挂点间距2-3米，
并成一条直线。
10.1.3供风线路：地面→主斜井井筒→工作面。
10.2供水系统：
10.2.1供水风压：>1.5MP。
10.2.2管路敷设：
供水管路（2寸钢管）敷设在井筒左帮，距巷道底板高度不小于0.8米，悬挂点间距2-3米，
并成一条直线。
10.2.3供水线路：地面→主斜井井筒→工作面。
10.3排水系统：
10.3.1采用两台7.5KW 高压潜水泵排水，其中一台工作，一台备用。
10.3.2排水管路敷设:
排水管路（规格：4寸钢管）敷设在巷道的左帮，距底板不小于0.8m ，悬挂点间距2-3m ，
并成一直线。
10.3.3排水线路：主井筒最低标高点→地面。
10.4供电系统：
10.4.1供电电压：660/1140V
10.4.2电缆敷设：
电缆敷设在巷道的右帮，距底板不小于1.8m ，悬挂点间距1m ，并成一直线。
10.4.3供电路线：
动力电源线路：地面400A 高压馈电开关→主斜井井筒→工作面。
10.5防尘系统及设施:
10.5.1由供水管路接1.5寸水管, 向各转载点及喷雾供水，各转载点及掘进机必须安设有效的洒水喷雾装置，做到开机洒水降尘，打眼采用湿式打眼，距工作面50米范围内安设一道
水幕。
10.5.2个体防护：给工人配备防尘口罩。
10.6工作面用风用水接管时的安全技术措施：
10.6.1风管、水管之间的联接必须达到完好标准。
10.6.2接风管、水管前，必须将巷口的风管、水管总阀门关闭，确认关闭后（皮带司机负责看护），方可进行接管，接管时，必须将管路内的高压气体或高压水进行释放，释放期
间严禁将管口对准自己和他人，以防止人员受到伤害。
10.6.3软管和直通之间联接必须用合格的U 型卡，严禁使用铁丝代替。
11. 施工组织管理
11.1采用“三•八”制作业，三班生产, 交接班检修。按照正规循环的作业方式。每班一名验收员负责本班的安全和工程质量，一名跟班队长负责现场协调，一名班长全面指挥生产，
一名电工巡回检查设备的运转情况。
11.2值班干部24小时值班，及时处理当天的各种问题，全面指挥本队当天的工作。 11.3严格按循环作业图表施工，按劳动组织图表分工，责任明确，相互配合。
附：劳动组织表。
附：循环作业图表。
12. 主要技术经济指标
附：主要经济技术指标表。
13. 主要安全技术措施及避灾路线
13.1通风方面：
13.1.1风机必须保持正常运转，严禁任何人随意停开风机，如因检修、停电等停风时，所有人员必须立即撤至地面。待按《煤矿安全规程》第129、141条相关规定恢复通风、排除
瓦斯确认安全后再进入工作面。
13.1.2压入式风筒必须按规定距离及时向前延伸，压入式风机和巷道内所有电器设备实行
风电闭锁。认真贯彻《煤矿安全规程》128条规定。
13.1.3风筒的吊挂必须按质量标准化要求执行，要保证环环吊挂，风筒保证平、直、不漏
风。
13.1.4接风筒或处理风筒问题时必须与工作面人员联系好，且要停掉掘进机后再作业，在
机组上处理问题时，必须切断机组电源，设专人看管。
13.1.5瓦检员按规定要加强瓦斯检查，如瓦斯浓度达到1%报警时，按《煤矿安全规程》第
136、138、139条有关规定及时进行处理。
13.1.6任何人不得毁坏通风设施和其它防尘防火设施 ,严禁将风门损坏或者将两道风门同时打开。防尘用水的机组外喷喷嘴出口水压要大于1.5Mpa ，水压不足时要接加压泵，保证
雾化良好。
13.1.7队长、班长、掘进机司机和电工、机电维护工必须佩带便携式甲烷检测仪，随时检查瓦斯。掘进机司机在割煤过程中，若便携式甲烷检测仪报警时，应暂停割煤，待瓦斯浓度降至1%以下时，再恢复掘进。机电维护工每次检修电器设备时, 必须先检查电器设备所在巷道内的瓦斯情况, 只有瓦斯浓度在0.5%以下时方可检修, 且严格执行《煤矿安全规程》第
445条之规定。
13.1.8掘进机的截割头和各转载点必须安设有效喷雾装置，且严格执行运转洒水，停机停
水规定，喷雾不成雾状不得开机。
13.1.9维护工要按规定认真检查各种防尘、降尘、消防设施，保证各设施始终保持完好状
态和有效喷雾，确保降尘效果。
13.1.10各存油地点、移变处及胶带运输机头，必须各备有两个5kg 以上有效的灭火器，一个沙箱，沙箱中要保持有0.2立方米以上的沙子和两张消防锹。胶带运输机头还必须备有30-50米软水管, 机头上方必须设有多孔喷雾装置, 巷道进水管每50米接一个三通, 确保在胶
带发生火灾时灭火, 且严格执行《煤矿安全规程》第224条规定。
13.1.11所有电器设备要完好防爆，完好率达到90%，严禁在失爆状态下运行，若有失爆，
必须马上停电处理。
13.2预防水灾方面：
13.2.1巷道内的排水和降尘管路及水泵必须保持完好。
13.2.2交接班或停产检修时，要将掘进机退至巷道较高处，必要时要垫高掘进机和其它设
备，以防积水淹到掘进机和其它设备。
13.2.3若工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、顶板破碎、底板鼓起、产生裂隙、出现渗水、水发浑、有臭味等透水预兆时，要撤出工作面的所
有人员和设备，汇报调度室，并按《煤矿安全规程》第266条相关规定处理。
13.2.4施工中要认真执行“有掘必探，先探后掘”的原则。掘进工作面施工前必须首先打钻探水，每个探水钻孔深度60米，每次打钻地点共打探水钻孔三个，两侧钻方位角按工作面前进方向各45°布钻，中间孔垂直工作面90°布钻，每打探水钻60米，可掘进30米。 13.2.5钻探设备采用ZQSJ-90/2.1型架柱气动手持式钻机，打钻时钻孔孔位由测量人员给方位角及钻孔仰角。 钻机安装地点周围20m 内巷道杂物必须清理干净，检查并加打钻机附
近巷道帮顶的锚杆，进行补强支护，严禁在空顶、片帮处作业。
13.2.5、钻机地点10m 内必须安装一部通讯电话，随时保持与矿调度取得通讯联系。井下
通讯电话码：13；综掘队值班室电话16；矿调度电话号码：22；
13.2.6、钻机作业现场20m 范围内严禁安排其它作业人员施工作业。
13.2.7、钻机施工负责人每班必须将钻机设备运转情况、水压、水量变化情况、设备完好情况进行认真检查，并及时做好施工记录，发现问题，及时处理。严禁设备带病运转。 13.2.8、钻机钻进作业时，要严格按钻机操作规程进行作业。严禁盲目加快钻机钻进速度，
防止卡钻事故发生。
13.2.9发生水灾时的应急措施：
13.2.9.1工作面发生水灾时，要听从现场领导人指挥，迅速沿水灾避灾路线撤退，并将事
故情况汇报矿调度室。
13.2.9.2发生透水后，受水害威胁的人员要向矿井口方向撤退，来不及撤退的要走向高处，采取局部堵水措施，用敲击管路或工具发出求救信号，所带矿灯要间断轮流熄灭，以延长
使用时间等待营救。
13.2.9.3透水后发现有害气体，立即带好自救器，沿避水灾避灾路线撤退。
13.3预防冒顶堵人方面：
13.3.1所有人员进入工作面前都必须由外向里检查巷道内顶帮的支护情况发现问题必须及
时处理。
13.3.2所有人员严禁进入空顶区或在空顶下作业, 严禁超空顶作业.
13.3.3施工中若出现顶板压力增大、淋水、破碎时, 要及时将最大空顶距缩小到2.4m, 锚杆排距缩小为1.0m ，若顶板特别破碎或过地质构造段时，根据现场实际情况及时制定安全技
术措施。
13.3.4人员进入工作面前必须事先清理好退路，保证安全退路畅通无阻。
13.3.5支设临时支护和安装锚杆过程中，必须随时进行敲帮问顶检查顶帮不安全隐患，发
现问题先处理后再作业。
13.3.6队干部、验收员、安检工、班组长要经常对已掘巷道进行检查，发现不安全隐患要
及时处理。
13.3.7处理冒顶事故的措施：
13.3.7.1若掌面局部冒顶，被堵人员切忌惊慌失措，要保持安定，听从班组长和有经验的老工人指挥，在安全地点静卧待救，尽量减少体力和氧气消耗，并保留一盏矿灯照明，节
约用水和食物。
13.3.7.2及时恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时，利用管路向被堵人员输送新空
气，并稀释被隔空间的瓦斯浓度，但被堵人员要注意保暖。
13.3.7.3如有电话，可向上级汇报实情，听候指示，否则应敲击钢轨或水管，发出有规律、
不间断的呼救信号， 设法与外面联系。
13.3.7.4维护加固冒落区附近及人员躲避处的支护，以防冒顶进一步扩大，保证被堵人员
的安全。
13.3.7.5未被堵人员，发现冒顶堵人后要立即用电话向矿调度室汇报清楚冒顶堵人情况。
并要根据现场情况及时制定专门措施。
13.4发生火灾事故时应采取的措施：
13.4.1任何人发现井下火灾时, 应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况, 立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。在现场的区、队、班组长应依照矿井灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的地区的人员撤离危险地区，并组织人员
利用现场的一切工具和器材进行灭火。
13.4.2电器设备着火时，要首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材灭
火。
13.4.3抢救人员在灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体
和风流风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
13.4.4井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，矿总工程师负责领导封闭火灾工作。封闭火灾时，在确保安全的前提下应尽量缩小封闭范围，并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其它有害气体和风流的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员
中毒的安全措施。
13.5预防机电事故方面：
13.5.1严禁带电检修或带电搬迁各种电器设备。
13.5.2所有机电设备停止使用和检修时，开关手把必须打到零位，停送电要有专人负责，
挂牌管理，专人看护，做到“谁停电，谁负责送电”。
13.5.3非专业人员不得擅自操作电气设备。
13.5.4机电工应定期检修机电设备的运转情况，保证完好。机电工必须携带便携仪，检修
设备时，必须检查其附近的瓦斯情况。
13.5.5严禁机电设备超负荷运转。
13.5.6严禁任何人员在井下随意拆开、敲打、撞击矿灯。
13.6综合防尘措施：
13.6.1无水不准割煤，机组外喷雾设施齐全有效。
13.6.2掘进巷道内要设防尘管路，防尘三通间距不得超过50米，所有转载点安设转载喷雾。
13.6.3加强通风管理，减少漏风，保护好通风设施。
13.6.4加强个体防护，所有工作面人员必须佩带防尘口罩。
13.6.5正常使用净化水幕。
13.7锚固剂、锚杆拉拔仪管理措施：
13.7.1每班由班长负责领取锚固剂，当班应根据需量领取锚固剂，并使用专用硬质箱领用。 13.7.2锚固剂要存放在巷道中专用存放的锚固剂箱里，存放地点要避免受压、受折、受热，
不得随意丢放。
13.7.3当班领用量和现场存放量，不得超过实际用量的50%，当班用不完的要用旧存新，
要向下班交接，防止储存过期失效。
13.7.4锚固剂要由材料员负责保管，统一发放，并定期检测是否有变质、固化失效锚固剂，发放时，应注意锚固剂的有效期、进货时间，严禁发放、支领和使用过期失效的锚固剂。
13.7.5锚杆拉拔仪不使用期间必须放在保护箱内，禁止乱仍乱放。
13.7.6锚杆拉拔仪每班必须派专人进行保管，并向下一班进行交接。
13.8质量标准及保证质量的措施：
13.8.1工程质量标准：
巷道中线：正式中线距工作面不得超过60m 。
巷道净宽：合格为+200mm；优良为+100㎜。
巷道净高：合格为+200mm；优良为+100㎜。
锚杆间、排距允许误差偏差为±100mm 。
锚杆外露长度（托盘外）：不大于50mm ，不小于20㎜。
角锚杆角度设计值25±5°。其它锚杆角度允许偏差不大于15°。
13.8.2工程质量、机电质量和文明生产严格执行部颁标准贯彻执行。
13.8.3提高及保证工程质量的措施：
13.8.3.1为了提高工程质量, 施工人员要严格执行本工种岗位责任制, 加强技术培训, 严格
执行工程质量的考核与奖励办法。
13.9.8.2加强培训，提高职工的素质和质量意识，任何情况下都要把安全质量放在首位。
13.9.8.2严格执行交接班制度，现场工具要两班交接清楚，以防止丢失。
13.9.8.3严格验收，奖惩分明，严格执行各工种岗位责任制，每个班组，每个施工人员都
要把好操作关和工序质量关。
13.8.3.4掌握好设计规格要求，质量标准化要求，施工上尺上线。
13.8.3.5全体干部职工必须经过培训考试合格后，方可上岗作业。
13.8.3.6积极开展全面质量管理，搞好质量标准化工作。
13.9其它方面的安全技术措施：
13.9.1当班验收员负责检测锚杆扭矩。
13.9.2施工过程中发现异常情况时, 及时撤出人员并汇报调度室和队值班长。
13.9.3施工过程中，起吊大件设备或重物时，不得在原锚杆上起吊，必须就近在顶板支护
完整的地方打注起吊锚杆。
13.9.4所有人员要树立安全第一,“先安全后生产, 不安全不生产”的原则, 严格执行三大
规程、岗位作业标准, 严禁违章作业, 违返劳动纪律。
13.10巷道贯通、通过地质构造时，另编制安全技术措施。
13.11避灾路线：
工作面发生火灾、水灾、瓦斯事故时受灾人员立即佩戴好自救器，按下列路线撤退：
工作面→主斜井井筒→地面。
编号：LD-SC-GC-01-09
沁水县龙都煤业龙都煤矿
主斜井掘进工作面
作 业 规 程
编制单位： 综 掘 队
编制日期：2009.5.18
目 录
第一章巷道地质基本情况„„„„„„„„„„„„„„„1
第二章巷道布置及基本特征„„„„„„„„„„„„„„2
第三章施工方法„„„„„„„„„„„„„„„„„„„3
第四章掘进施工作业„„„„„„„„„„„„„„„„„3
第五章钻眼爆破作业„„„„„„„„„„„„„„„„„7
第六章永久支护施工方法„„„„„„„„„„„„„„„9
第七章顶板支护质量监测„„„„„„„„„„„„„„„11
第八章通风作业„„„„„„„„„„„„„„„„„„„12
第九章瓦斯监测监控系统„„„„„„„„„„„„„„„13
第十章供风、供水、供电、排水系统„„„„„„„„„„13 第十一章施工组织管理„„„„„„„„„„„„„„„„14 第十二章主要技术经济指标„„„„„„„„„„„„„„14 第十三章主要安全技术措施及避灾路线„„„„„„„„„14
会 审 意 见
矿 长 年 月 日
总工程师 年 月 日
生产矿长 年 月 日
机电矿长 年 月 日
安全矿长 年 月 日
生产技术科 年 月 日
调 度 室 年 月 日
机 电 科 年 月 日
通 风 科 年 月 日
安 监 科 年 月 日
初 审 意 见
项目负责人 年 月 日
技术负责人 年 月 日
安全负责人 年 月 日
施工负责人 年 月 日
编 制 人 年 月 日
劳 动 组 织 图 表
工种 一班 二班 三班 检修班/运料队 合 计
机组司机 2 2 2 6
机电检修工 1 1 1 5 8
支护工 3 3 3 12
运料工 5 5 5
胶带输送机司机 2 2 2 6
刮板输送机司机
班长 1 1 1 3
跟班队长 1 1 1 3
验收员
合计 10 10 10 10 40
主 要 经 济 技 术 指 标 表
指 标 名 称 单 位 数 量
巷道长度 m 783
煤的容重 t/m³ 1.45
净 高 m 2.8
净 宽 m 4.0
循 环 进 度 m 3.6
班循环个数 个 2/1/2
日循环个数 个 5
日进度 米 18
掘进工效 m/工 0.36
锚杆消耗 根/m 6
油脂消耗 Kg/m 0.46
截齿消耗 个/m 0.12
在册人数 人 40
定员 人 50
运输设备技术特征表
名称 型号 规格 功率（KW ） 能力
注
长（m ） 宽（m ） 高（m ） 数量 备
掘进机 EBH-120
型 7.7 2.383 1.4 183 最大截割宽度:4.94
米 1台 适应坡度
±18°
最大截割高度:3.8
型
型 660 1.2 1.68 55 400t/h 1名称
机 MQT
名称
机 MQS米 转载机 QZP-160部 带速 1.6m/s 胶带输送机 DSJ—80部 带速 2m/s 施工机具各部分参数 MQT —130J-C 型风动钻机参数 型号 额定压力 额定转矩 额定转速 进力 冲洗水压力 重量 最大输 出功率 气动锚杆钻—130J-C 0.63MPa 170N.m 150r/min 9.5KN 0.6—1.2 MPa 54kg 2.8KW MQS —50/1.9型手持式气动帮锚钻机参数 型号 工作压力 额定转矩 额定转速 矩 冲洗水压力 重量 额定功率 手持式气动帮锚钻—50/1.9 0.4-0.63MPa 50N.m 450r/min 8
5 N.m 0.6—1.2 MPa 11kg 2.2KW
最大推最大扭 16 1.0 1.2 7.5 160t/h 1
MLK —20型锚杆拉力计参数
名称 型号 工作压力 手压力 最大拉力 排油
量 活塞行程 重量 换算关系
锚杆拉力计 MLK—20 60MPa 20kg 40T 21ml/
次 >100mm 6kg 1Mpa=0.4T
ZQSJ-90/2.1型架柱支撑气动手持式钻机参数
名称 型号 工作压力 额定转矩 额定转速 最大扭
矩 负荷耗气量 重量 额定功率
架柱支撑气动手持式钻
机 ZQSJ-90/2.1 0.4-0.63MPa 70-105N.m 200-235r/min
100-115 N.m 3.8-5.4m³/min 25kg 2.1KW
[规程、措施] 主井筒煤巷段掘进作业规程
井筒, 规程, 煤巷, 作业
1. 地质基本情况:
1.1巷道顶底板岩石性质由上而下依次为：
K2灰岩：灰色细粒结构，含有大量动物化石，平均厚度10.0米。中间含有一层砂质泥岩，
平均厚度1.8米。
15#煤层：黑色，中间夹炭质泥岩，0.0—0.4米，煤层平均厚2.41米。
砂质泥岩：灰黑色，含有植物化石，平均厚8.0米。
1.2水文情况：
主要来源于15#煤层顶板K2灰岩含水层水和15#煤小窑采空区积水，掘进时要加强探放水
工作。
1.3瓦斯涌出量：
根据相邻矿井开采情况，15#煤层瓦斯含量较低，为低瓦斯矿井。
1.4煤尘情况：
煤尘无爆炸性，煤层不自燃。
1.5巷道预计穿过煤、岩层的性质：
主井井筒煤巷段巷道沿煤层顶板上山全煤巷掘进，其煤层性质为：煤层为15#煤，平均厚度
为2.41米, 煤层结构简单, 属中厚煤层。
1.6地质构造：
井田构造以断裂为主，褶皱不发育，井田北部岩层走向近北西-南东向。井田南部岩层转为近南北向，向东倾斜。井田内共有断层三条，无岩浆及陷落柱，属中等-复杂类构造。
2. 巷道布置及技术特征
2.1巷道位置、用途、服务年限与四邻采掘情况的关系：
2.1.1位置：
地面位置：位于沁水县郝家村西部。
2.1.2巷道用途：矿井主提升及进风井。
2.1.3服务年限：3年。
2.1.4施工总长度：783米，
2.1.5施工期限：预计55天。
2.2施工条件：
采用EBH-120型掘进机进行截割装载，配套DSJ-80皮带运输机运煤，采用MQT-130J-C 锚杆机为打注安装顶锚杆。采用MQS-50/1.9型帮部锚杆钻机打注安装帮部锚杆。采用锚、网、
喷联合支护。激光仪控制中线。
2.2.1巷道的主要补充水源为15#煤小窑采空区积水，因此在掘进过程中，要加强探放水水
工作。
2.2.2巷道在掘进过程中，应加强瓦斯监控，通风管理，严格执行专项安全技术措施。
2.2.3在掘进过程中通过地质构造时，根据现场情况制定安全技术措施。
2.3巷道技术特征、设计规格及支护形式：
2.3.1该巷道为煤巷。
主井筒煤巷段巷道断面技术特征表
断 面 尺 寸 支护方式 锚杆间排距
宽度
（m ） 高度
（m ） 面积（㎡） 间距（m ） 排距（m ）
掘进断面 4.2 2.9 12.18 锚、梁、喷联合支护 顶：
1.2
帮：0.5 1.8
净 断 面 4.0 2.8 11.2
布置方式见《巷道施工断面图》。
2.3.2 支护形式：
2.3.2.1巷道顶部、帮部采用锚杆、钢带梁、喷浆联合支护。特殊地点采用锚索补强支护及
铺设金属网支护。
2.3.2.2巷道断面顶部锚杆布置：排距为1800毫米，间距依次为1200毫米，靠近帮上的顶
锚杆距帮300毫米，每排4根锚杆。
2.3.2.3巷道帮部锚杆布置：锚杆排距为1800毫米，锚杆距顶500毫米，每帮每排1根。
2.3.3.4锚固方式：顶锚杆先放入一支SMK2335树脂锚固剂，后放入一支SMZ2360树脂锚固
剂。帮锚杆为树脂端部锚固，放入一支SMK2335树脂锚固剂。
2.3.3.5锚杆角度 ：靠近巷帮顶锚杆与顶板呈75º角度布置，靠近巷道顶板帮锚杆仰
角10º， 靠近巷道底板帮锚杆俯角10º，其余分别与顶板或巷帮垂直。
2.4支护材料：
螺纹钢锚杆规格：杆体公称直径=18mm；L=2000mm；
锚固剂： MSK2335、MSZ2360。
顶、帮部金属托盘：长×宽×厚=150×150×10mm；
钢带：采用￠10㎜圆钢焊制梯子形，两顺径净间距为0.07煤，顶部、帮部钢带长度为5.2
米、3.5米。
锚索：采用￠15.24×7300㎜七芯钢绞线锚索，托盘：300×300×16㎜（特殊地点补强支
护）。
金属网:采用φ4㎜，网格为80×80㎜的钢筋经纬网，规格为2000×2400㎜和2000×2200
㎜（特殊地点补强支护时使用）。
3. 施工方法
3.1作业方式：
采用掘支单行，一次成巷的作业方式。
3.2施工组织：
采用“三•八”制作业形式，三班生产, 交接班检修。
3.3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，开始打注锚杆。割煤前，紧靠工作面的永久支护距工作面煤壁的距离不大于0.4米，割煤后不大于4.0米，即最小空顶距不大
于0.4米，最大空顶距不大于4.0米。
实行每班多循环的循环作业方式。
3.5循环进度：
循环进度为3.6米；
3.6施工技术：
工作面采用EBH —120型掘进机一台, 后配QZP —160型转载机一部，DSJ-80型胶带输送机一部，组成综合机械化掘进，激光控制中线。MQT —130J-C 型气动锚杆（锚索）钻机打注、安
装顶部锚杆， MQS—50/1.9型风动锚杆钻机打注、安装煤层帮锚杆。
3.7施工前，由矿地测部门送施工中线，经校核后，严格按标注尺寸施工。
4. 掘进施工作业
4.1施工工艺流程。
4.1.1机械化施工工艺流程：进刀→截割→修帮→成形。
截割头由巷道底部吃刀，进刀深度200—300mm ，然后在巷道内水平摆动截割，周边留下200—300mm 厚的煤、矸，每水平摆动一次，提高400—600 mm，按照截割曲线示意图将断
面初步截割成形，割够一个循环进度后，再修成设计断面。
附：掘进机截割曲线示意图。
4.2设备配套：
4.2.1 设备配套。
掘进机一部：EBH-120型 转载机一部ZP —160型
皮带输送机一部：DSJ —80型
刮板机一部：SGB-620/40T型
4.2.2掘、装、运设备技术特征表。
4.2.3掘进机、运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1掘进机司机操作安全技术措施：
4.2.3.1.1掘进机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格按操作规程要求操作。
4.2.3.1.2掘进机司机在开机前，认真检查掘进机各部件完好情况。检查工作面、煤岩壁、锚杆支护等是否安全可靠，洒水管路是否畅通，防尘设施是否齐全、完好、有效，检查掘
进机周围是否有物料、设备、电缆、工具、人员或其它杂物，有问题必须及时处理，安全
后方可开机。
4.2.3.1.3掘进机前方运转部位及周围人员全部撤到掘进机后方的安全地点后，司机必须先送水，待掘进机外喷雾雾化正常有效（内喷雾装置的使用水压不得小于3MP ，外喷雾的装置
使用水压不得小于1.5Mpa ），并发出警铃信号方可开机，否则不准开机。
4.2.3.1.4割煤矸时，司机必须精力集中，认真操作，巷道成形要规整，超、欠挖不得超过
质量标准要求。
4.2.3.1.5割煤、矸时，指挥人员要站在机组铲板以外永久支护完整的安全地点进行指挥作
业，严禁任何人在支护不完整的地方或空顶下指挥或作业。
4.2.3.1.6割煤、矸时，若出现大块炭或矸（长度300mm 以上），必须停机断电后进行人工破碎，破碎时要对工作面进行严格的敲帮问顶，确认安全无误后方可进行破碎，破碎时要有两人协同进行，一人负责观山望顶，一人站在永久支护下，用大锤将大块打碎，破碎时人员严禁进入空顶下作业，机组司机负责看护好机组按钮，以防误动作造成意外伤人。
4.2.3.1.7巷道截割成形后，工作面及两帮必须保证平整，不得留伞檐。
4.2.3.1.8割煤、矸过程中，需要调机时，掘进机司机必须观察掘进机周围是否有人员、物料、设备等，且必须将物料、设备、杂物等全部清理干净，人员全部撤到转载机后方安全地点后再调机。调机时，要派专人站在转载机后方安全地点观察，防止转载机掉道，并看
护好电缆、水管，同时避免将巷道两帮或顶板上的锚杆撞坏等。
4.2.3.1.9掘进施工人员严禁在机组带电或机械运动的情况下, 在机组上工作和处理问题,
必须在机组停机断电(随机开关闭锁机组) 的情况下工作和处理问题。
4.2.3.1.10转载机工作时，任何人不得在转载机两侧工作或休息。
4.2.3.1.11掘进机停机时，必须将其退到支护完整的地方。并将截割头、铲板放置在底板
上，切断掘进机电源。
4.2.3.1.12若地质条件发生变化时，工作面岩石变厚机组截割不动时，严禁机组强行切割，
必须执行放压顶炮措施。
4.2.3.1.13掘进机停机和检修时严格按《煤矿安全规程》第71条执行。
4.2.3.1.14工作时如设备发生事故或发现其它异常情况时应按急停开关，立即停机，同时
将各操作手柄回零，待查明原因后，方可继续操作。
4.2.3.1.15掘进机断电之前，一定要将切割臂完全放下置于底板上，应将机器摆在对人员
无任何危险或伤害的位置上。
4.2.3.2运输机司机操作安全技术措施：
4.2.3.2.1运输机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格按操作规程操作。
4.2.3.2.2运输机司机必须用声、光信号联系开停，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，信号设施必须齐全、完好、可靠，信号联系方式为一停、
二开。
4.2.3.2.3运输机司机必须在现场交接班，开机前严格按岗位作业标准认真检查设备，开机
时先发出开车信号要首先点动两下（间隔不小于5秒钟）进行试机，确认无问题后再连续
开机，司机要站在机头侧面1米以外的安全地点操作，严禁正对机头开机。
4.2.3.2.4设备启动后，司机不得擅自离开操作地点，要认真观察设备运行情况，发现故障
要及时停机处理，司机下班或离岗时要将控制开关手把打到零位。
4.2.3.2.5严禁使用胶带输送机（刮板输送机）运输除煤矸以外的物料和设备，严禁乘坐或横跨开动的胶带输送机（刮板输送机），人员跨越的地点，必须设有过桥或与司机联系停止设备运转的按钮，并将中停开关打到闭锁位置，胶带输送机每隔50米接一个中停开关。
4.2.3.2.6胶带输送机的保护设施必须齐全、灵敏、可靠。机头运转部位必须挂护网，机尾要上护罩，巷道内最后一个中停开关距机尾滚筒不得大于5米，掘进机延接皮带时，皮带
机尾5米范围内不得有人。
4.2.3.2.7胶带输送机（刮板输送机）的机头要打双地锚固定，地锚用长1.8米，直径18
毫米的圆钢锚杆，然后穿上大链（Ø16mm）把机头固定牢固。
4.2.3.2.8检修人员必须每天对运输设备的完好情况进行检修，要保证螺丝紧固，运转良好；
胶带输送机上下托辊转动灵敏，皮带扣没有撕裂等情况。
4.2.3.2.9检修人员在胶带输送机头工作时，必须将其开关及上部运输设备的开关打至零
位。
4.2.3.2.10在储存部和机尾部处理皮带跑偏时，必须停机进行调偏，处理皮带中间部跑偏
时，必须使用专用工具，严禁用手直接扳动托滚。
4.2.3.2.11胶带输送机运行期间严禁在储存部和机尾上、下皮带中间清煤或进行其它作业。
4.2.3.2.12紧链或解链时，必须由有经验的老工人进行，必须使用紧链器，刮板跳牙时必
须用紧链器上正。处理故障时，要停机进行并将控制开关手把打至零位并闭锁。
4.3延接皮带：
延接皮带前，工作面作业人员必须将皮带机尾与掘进机的连接部位用大链连接好，连接好后由工作面作业人员向皮带司机发延接皮带信号（信号为三声铃声），皮带司机听清信号后方可松皮带涨紧绞车，皮带司机将皮带小跑车松驰后，向工作面发出信号（信号为三声铃声）可以延伸皮带，班长在检查安全工作无误后，方可命令掘进机司机开动掘进机延伸皮带，皮带延伸到规定距离后，停止掘进机，工作面作业人员将延伸处的H 架、架管，上下托辊补齐、补全，完成后，工作面作业人员向皮带司机发出信号（信号为二声铃声）将皮带涨紧绞车涨紧，涨紧后皮带司机向工作面发出开车信号（信号为二声铃声），在皮带
司机听到皮带机尾信号人员两声回铃后方可开车。
4.4掘支工艺：
交接班→延长皮带→割、运煤（备料）→敲帮问顶→临时支护→永久支护→清煤→验收。
4.5截割曲线:
截割方式：横向连续摆动截割。
4.6截割质量要求及措施:
4.6.1截割质量要求:
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，
其误差符合质量标准。
4.6.2提高截割质量措施:
4.6.2.1加强岗位练兵, 提高司机的素质。
4.6.2.2司机专心操作，严格按照截割方法和截割工艺进行操作。
4.6.2.3掘进机司机必须牢记巷道的断面尺寸及误差标准。
4.6.2.4加强通风防尘管理，提高工作面能见度。
4.6.2.5根据底板起伏变化，随时调整截割高度，做到平缓过渡。
4.6.2.6割煤前，要由当班班长验校激光仪，保证激光仪指向正确，无中线指向不准割煤。
4.7运输作业:
4.7.1运煤
4.7.1.1运煤设备：
掘进机装载机构（铲板、耙爪、小溜子）、QZP —160型桥式转载机、DSJ-80 型胶
带输送机一部。
4.7.1.2运煤路线：
工作面→主井井筒巷→地面。
4.7.2. 运输作业方式：
运煤：装、运煤连续作业。
运料：人工装卸、轨道运输。
4.8临时支护方式
采用金属吊环穿钢梁托板梁进行前探支护。
4.8.1架设：
巷道在完成一个循环进度，截割成型后，将机组退到永久支护完整的地方降下截割臂，切断电源。进行敲帮问顶，找掉顶帮的危岩、活块。然后人工将两组（4个）吊环分别固定在最前两排离每帮第二根锚杆上，再将钢管穿在两组吊环之间且前探2400mm 。然后在钢管前横托两块板梁，钢管后横托一块板梁（板梁支设位置必须与顶板打注锚杆位置错开，保征能够正常打注锚杆。板梁与顶板之间要用木楔打紧背牢，顶板不平时，可选择不同规格的背板勾实顶板）。穿管上梁时由三人协同操作，并且在上板梁时要一人站在铁凳上扶住板梁，一人扶好钢管，另一人穿管，穿管时要先上钢筋托梁然后再穿钢管。三人要配合协调，以防误操作伤人。架设临时支护过程中，机组司机严禁离开操作台，看护好操作系统。在临时支护架设好后，开始永久支护，打注锚杆时要由外向里逐排进行。先打注顶部中部的锚杆，待中部锚杆打注完毕后，再由外向里逐排打注角锚杆，然后取下板梁，将钢管依次后撤，由外向里逐排打注剩余的4根锚杆。在永久支护过程中，帮锚杆可滞后2排支护。
待永久支护完整后，综掘机缓缓开进工作面，继续施工作业。
附：临时支护示意图。
4.8.2临时支护工艺流程：
退机组→截割头落地并闭锁→敲帮问顶→紧固吊环→在永久支护下把钢筋托梁托在顶板上
→采铁凳穿钢梁、上板梁→前探梁达到支护距离要求→将板梁与顶板背紧。
4.8.3临时支护材料及规格：
板梁规格：长×宽×厚=3000×150×100（mm ）；
吊环：内圆直径=120mm；
钢梁：外圆直径=100mm；L=4000mm。
4.8.4验收制度：
4.8.4.1交接班时，机组司机要负责对前探梁的完好情况进行检查，发现问题及时处理。
4.8.4.2生产施工中，必须坚持使用临时支护，临时支护必须合格有效，严禁超空顶作业，
禁止任何人在空顶下作业。
4.8.4.3临时支护要在班长负责统一指挥下，并由有经验的老工人负责观山望顶，发现问题
及时处理。
4.8.4.4每次架好临时支护后，都必须经班长、安检工检查验收合格后，方准进行下一道工
序。
4.8.5空顶距要求：
最大空顶距≯4000mm，最小空顶距≯400mm。
附：最大和最小空顶距平面和剖面图。
5. 钻眼爆破作业：（适用于工作面出现岩石较硬机组截割不动的情况下）
5.1爆破说明书。
5.1按巷道实际爆破岩层厚度，补炮眼布置图及爆破图表。
5.2打眼放炮作业：
5.2.1打眼机具、规格数量：打眼采用7655型风动钻机，长为2.5米的六角中空钻杆，钻
头为φ42mm 的一字钻头。
5.2.2作业组织：
由三人组成一个打眼小组，严格按照《风钻打眼工操作规程》操作。
5.2.3提高打眼的质量措施：
5.2.3.1加强工序管理，打眼前必须严格执行“敲帮问顶”制度。打眼的角度、深度、位置、
数量按爆破图表要求执行。
5.2.3.2严格按中线和设计断面规格画好轮廓，按炮眼布置图标定眼位，方可开钻打眼。
5.2.3.3严格按照爆破图表的规定控制炮眼深度、角度和间距，以保证巷道的成形规则。
5.3爆破：
5.3.1采用炸药、雷管种类：爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。
5.3.2放炮方式：正向装药，串连方式联线， MFB—100B 型电容式发爆器起爆。
5.3.3爆破必须执行如下措施：
5.3.3.1爆破工要按规定放炮，坚持“一炮四检”和“三人联锁放炮制”。
5.3.3.2坚持使用水泡泥。
5.3.3.3按爆破图表规定进行装药、联线和起爆。封泥必须使用水炮泥和炮泥，炮眼深度0.6-1.0米时，封泥长度不得小于眼深1/2；炮眼深度超过1.0米时，封泥长度不得小于0.5
米，炮眼深度超过2.5米时，封泥长度不得小于1.0米。
5.3.3.4掘进过程中如遇煤层中含水或底板下含有积水时，底眼及含水层眼的炸药要套防水
套。
5.3.3.5爆破前，必须加强对距爆破地点20m 范围的所有工具、电缆、开关等的保护，由当班班长亲自将工作面瓦斯探头撤至20米以外的支护完整的地点并进行安全保护，以防止爆
破崩坏瓦斯探头，爆破后由当班班长亲自将工作面瓦斯探头按照规定位置悬挂。
5.3.3.6爆破时, 班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒（警戒距离直巷不小于120米，弯巷不小于75米，拐弯后不小于15米）警戒线处必须挂警戒牌、拉警戒线警戒。爆破必须严格执行“三人联锁放炮制”的规定。“三人联锁放炮制”的规定为：爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班长。班长接到警戒牌后，必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令并将自已携带的放炮命令牌交给安检工。安检工确认符合爆破条件后，将自己携带的放炮器和放炮牌交给爆破工。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号（吹口哨三声，并大喊三声放炮了），至少再等5秒钟，方可起爆。爆破后，三
牌各归原主。
5.3.3.7爆破后, 待工作面的炮烟被吹散, 爆破工、安检工和班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况；无危险后，班长方可撤回警戒人员。当出现通电以后装药炮眼拒爆时，爆破工必须先取下钥匙和母线，并将母线扭结成短路，再等一定时间（至少15分钟后），才可沿线路检查，找出拒爆的原因、发现有拒爆、残爆等情况，应在距拒爆炮眼0.3米以外另打一平行的新炮眼, 重新装药爆破。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况, 当班有尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一
班爆破工交接清楚。
5.3.3.8爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆
炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
5.3.3.9装配起爆药卷时，必须严格遵守《煤矿安全规程》第326条相关规定。
5.3.3.10敲帮问顶：爆破完毕、待炮烟吹散、顶板稳定后，班长、安检工方可由外向里检查巷道顶板、煤帮、支护等。用找顶杆进行敲帮问顶，将松动的煤、矸石撬下，方可进行
下一工序。
5.3.3.11爆破质量标准：顶、帮、底板平整，两帮不留伞檐，严格控制超高、超宽，高度、
宽度符合设计要求，其误差符合工程质量标准。
6. 永久支护施工方法
6.1永久支护形式：
巷道顶部、帮部为锚杆、钢带梁联合支护。
6.2施工设备：
施工中，采用MQT —130J-C 型风动锚杆（锚索）钻机打注顶部锚杆。MQS —50/1.9型风动锚
杆钻机打注煤层帮部锚杆。
插图6—1施工机具技术参数表。
6.3锚杆施工工艺、操作要求、安全技术措施：
6.3.1顶锚杆施工工艺流程：
掘进→敲帮问顶找掉危岩活块→临时支护→钻顶板中部锚杆孔→清孔→锚杆带上托盘和螺母→安装树脂药卷和锚杆→用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间→停止搅拌等待1分钟左右
→拧紧螺母→安装其它锚杆。
6.3.2两帮锚杆施工工艺流程：
钻孔→清孔→托上托盘→安装树脂药卷和锚杆→搅拌树脂药卷→停止搅拌等待1分钟左右
→拧紧螺母→安装其它锚杆。
6.3.3操作要求：
安装前，先吹净眼孔内的岩粉，然后检查锚杆、锚固剂与锚孔是否相符，并检查锚杆孔位置、深度（1900±30）、帮部钻孔深度（1900±30）、角度与方向是否符合设计要求。 检查完毕后，用杆体将锚固剂（顶部要先放入一支SMK2335，后放入一支SMZ2360；安装帮锚杆只放入一支SMK2335。）送到眼底，然后将连接头拧紧在杆体上，开动锚杆钻机，随搅拌随进，直到将杆体推到眼底，搅拌时间为15—30秒。搅拌完毕后，及时在孔口用木楔将杆体楔住，待树脂锚固剂固化后再取连接头，固化前不要使杆体移动或晃动。一分钟后用锚杆机旋紧螺母，使其具有一定的预紧力，顶锚杆预紧力达到120N.M ，顶锚杆锚固力不小于100KN(25MP), 帮锚杆预紧力达到80N.M ，帮锚杆锚固力不小于70KN(17.5MP),即可承载，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。托盘必须紧贴岩面，不得点接触，尾部螺母必须拧紧，
尾部螺纹部分外露长度不得小于20 mm，不大于50 mm。
6.3.4安全技术措施：
6.3.4.1钻孔前，必须进行安全检查，保证顶板与煤帮在稳定的情况下，进行施工作业。
6.3.4.2锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用，严禁磕碰锚杆钻机支腿，操作前所有操作控制开关，都应处于“关闭”位置，所有通气通水管路保持清洁度，按标志牌所示联接气路水路。
6.3.4.3锚杆钻机禁止平置底板，以防一旦通气或误操作后气腿突然伸出而造成伤害或设备
损坏事故。
6.3.4.4钻眼时，禁止触摸旋转的钻杆。开钻打眼前，应先扶稳钻机，操作者应远离钻孔中心线。钻进中不要一味加大气腿推力，以免因推力不匀降低钻孔速度，造成卡钎、断钎、
顶弯钻杆等事故。
6.3.4.5钻机载入或卸载时，会出现反扭矩，但要把稳摇臂（或手把）取得平衡。严禁突然
加（卸）载，操作者必须注意站位，合理把持好手把。
6.3.4.6钻机回落或升起时，手不要扶在气腿上，以免造成伤害。在锚杆安装过程中，发现
托盘没有戴正，待预紧一定程度后，再用金属锤将其纠正（严禁在锚杆旋转期间用手将托
盘纠正），用锤时要注意安全范围。
6.3.4.7不允许使用弯曲和不直的锚杆，单独将锚杆插入锚杆孔应能自由转动，无卡紧状况，
严禁在钻机下衬垫木料。
6.3.4.8当人工用锚杆将药卷推入锚杆孔，并装上搅拌套筒，开始用锚杆机搅拌，安装锚杆时，锚杆机先以中速为宜，然后再开足马力搅拌，气腿推进时间和初凝时间相吻合，因为
这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态，锚固效果好。
6.3.4.9搅拌时切勿一下将气腿顶到位，然后开足马力旋转搅拌，如此会有部分锚固剂被挤
出锚固区域而影响锚固效果。
6.5施工技术组织措施
6.5.1打眼工及支护工严格执行本工种岗位作业标准及技术操作规程, 打眼工必须有两人协
同操作, 一人操作, 一人扎眼, 扎眼时要适量减小风量。
6.5.2施工前, 应将所用支护材料及工具准备齐全, 由4—6人组成一个支护小组, 整个过程在
班长统一指挥下进行, 保质保量完成任务。
5.5.3打锚杆眼前，必须认真敲帮问顶，将顶帮危岩、活块找掉，并确认无危险后方可作业。
6.5.4打眼前必须按设计要求画出眼位，锚杆眼布置要合理，严禁打穿皮眼，或沿顺层面、裂隙打眼，锚杆必须打在钢筋托梁设计的方格内，因煤体破碎条件变化等特殊情况，不能
打在方格内时必须经验收员许可。
6.5.5架设临时支护及打锚杆时，必须派有经验的老工人在一旁观山望顶，然后再由外向里逐排打注锚杆，只有当上一排锚杆达到要求后方可进行下一排锚杆的打孔安装，严禁在空
顶下和支护不完整的地方作业，锚杆眼应当班打眼当班注锚杆。
6.5.6锚杆眼角度应符合规定，严格按照《巷道断面支护示意图》施工。
6.5.7掘进过程中造成巷道两帮超宽和片帮超宽时，可采用补打锚杆的方法进行补强，帮超
宽500㎜时，必须及时补打一根锚杆。
6.5.8掘进时巷帮超挖或片帮超宽顶角锚杆距帮大于500㎜时，巷道超高大于设计高度500
㎜时，采用补打锚杆的方法加强支护。
6.5.9发现不合格锚杆时，在距离失效锚杆200㎜范围内补打锚杆。
6.5.10掘进过程中如遇顶板破碎不易控制、煤体片帮严重等情况本规程不能有效指导作业
现场生产时，及时制定安全技术措施，确保安全施工。
6.6验收员严格按工程质量标准进行验收，严把工程质量关，发现问题，必须及时进行处理，
处理后方可进入下道工序。
6.7顶帮的可锚性试验：
6.7.1如遇煤层变软变酥，顶板淋水、瓦斯增大，煤层节理裂隙发育，片帮等情况，必须进
行可锚性测试。
6.7.2试验采用Φ20-M22-2000㎜螺纹钢锚杆，一支SMK2335型锚固剂。
6.7.3每组试验布置2根，分别布置在巷道顶板中部或巷道一帮中部。
6.7.5试验锚杆必须有明显标志。
6.7.6测试完毕，应由验收员填写测试记录（包括时间、测试人、试验排号、锚固力）并由
跟班干部、验收员、安检员签字认可。
7. 顶板支护质量监测
7.1锚杆的锚固力、预紧力矩、几何参数、托盘安装的检测方法和要求：
7.1.1采用示值示力矩扳手对锚杆预紧力矩进行抽检。采用MLK-20型锚杆拉力计对锚杆进
行锚固力抽检 ，抽检时只做非破坏性拉拔。
7.12锚杆预紧力矩、锚固力要求：预紧力矩达到120N•m, 顶锚杆锚固力不小于100KN(25MP)；
帮锚杆预紧力矩达到80N•m，锚固力不小于70KN(17.5MP)。
7.1.3锚杆预紧力矩抽检：每小班由验收员对锚杆预紧力专门进行抽检，对顶帮各抽样一组（3根）进行检查，每根锚杆螺母拧紧力矩应符合设计要求，每组中有一个螺母扭矩不合格，就要再抽查一组（3根），若仍发现有不合格的，应将本班安装的所有螺母重新再紧一遍。
7.1.4锚杆锚固力抽检：生产技术科按规定对施工锚杆的锚固力进行拉力试验，锚杆锚固力抽检抽样率为1%，每300根顶帮锚杆抽样一组（3根）进行检查，不足300根时按300根考虑，抽检其外移量不应超过20mm ，超过规定视为失效锚杆，抽检中发现不合格的锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，应在其附近200mm 范围内补打合格锚杆，并加倍抽检，仍发现有不合格锚杆，应报告有关部门分析原因，采取措施。抽检结束后应及时重新拧紧
螺母。
7.1.5锚杆安装几何参数检测：
7.1.5.1锚杆安装几何参数检测由当班验收员完成，检测范围为当班掘进巷道，几何参数检
测内容包括锚杆间排距，锚杆安装角度，锚杆外露长度等。
7.1.5.2锚杆间、排距检测：采用钢卷尺测量测点处呈四边形布置的4根锚杆之间距离。
7.1.5.3锚杆安装角度检测：采用半圆仪测量钻孔方位角。
7.1.5.4锚杆外露长度检测：采用钢板尺测量测点处一排锚杆外露长度最大值。
7.1.6锚杆托盘安装质量检测：
7.1.6.1锚杆托盘应安装牢固，与组合构件一同紧贴围岩表面，不松动。
7.1.6.2锚杆托盘安装质量检测方法采用实地观察和现场搬动。
7.1.6.3检测频度同锚杆几何参数，每个测点应以一排锚杆托盘为一组检测。
8. 通风工作
8.1风量计算：
按掘进工作面瓦斯涌出量计算
Q 掘=100 QCH4•K掘=100×0.16×1.8÷60=0.48m3/s
QCH4——工掘面绝对瓦斯涌出量取0.16m³/min；
K 掘——工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。
按掘进巷道最低风速计算
Q 掘=V•S=0.25×(12.18-0.7)=2.87m3/s。
Q 掘——掘进工作面配风量，m3/s；
V ——巷道规定最低风速，0.25m/s；
S ——巷道掘进净断面，11.2m2。
按人数计算实际需风量
Q 综掘=4•N÷60=4×20÷60=1.6m3/s。
N ——综掘面最多同时工作人员，20人（交接班时）。
根据上述计算，综掘巷道需风量取最大值为2.87m3/s。
按风速验算，0.25S≤Q掘≤4S
2.8m3/s≤2.87m3/s≤45.92m3/s，风速0.95m/s，符合要求。
8.2通风方式及选择风机能力：
通风方式为压入式通风，风筒为φ600mm 。根据掘进工作面的需风量的大小选取相应型号的局部通风机和台数，选取2×11kw对旋式局部通风机（局扇额定吸风量为5.66m3/s）一台。
8.3风流方向：
新鲜风流方向：地面→风筒→工作面。
污风风流方向：工作面→主井井筒→地面。
8.4通风机安装位置：
局部通风机、起动装置安装在地面距主斜井井口门10米以外。为保证通风的可靠性，供风
局扇采用一台工作, 一台备用。
9. 瓦斯监测监控系统
9.1监测型号及数量
瓦斯监控装置型号：KJF2000N 数量：1台
甲烷传感器（简称:探头）型号：CGL4/40 数量：2台
9.2监测设备布置
断电仪安放在主斜井井筒内。
探头吊挂位置距顶板不大于300mm ，距煤帮不小于200mm 。
工作面探头：应吊挂于距工作面5-10m 的位置。
回风探头：应吊挂于巷道回风出口10m-15m 的位置。
9.3各个探头的报警、断电、复电值及其断电范围：
工作面探头：报警值≥CH41.0%。断电值≥CH41.5%。复电值
断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
回风探头：报警值≥CH41.0%， 断电值≥CH41.0%， 复电值
断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
9.4监测设备的定期调试：
每周定期用标准气样对探头进行调校、校准。
每周定期试验瓦斯电闭锁时，队组必须派一名电工在指定地点等待配合做瓦斯超限断电试
验。
每月定期对所有监测设备进行检修、维护。
10. 供风、供水、排水、供电、防尘系统
10.1供风系统：
10.1.1供风风压：>0.5MP。
10.1.2管路敷设：
供风管路（2寸钢管）敷设在井筒左帮，距巷道底板高度不小于0.8米，悬挂点间距2-3米，
并成一条直线。
10.1.3供风线路：地面→主斜井井筒→工作面。
10.2供水系统：
10.2.1供水风压：>1.5MP。
10.2.2管路敷设：
供水管路（2寸钢管）敷设在井筒左帮，距巷道底板高度不小于0.8米，悬挂点间距2-3米，
并成一条直线。
10.2.3供水线路：地面→主斜井井筒→工作面。
10.3排水系统：
10.3.1采用两台7.5KW 高压潜水泵排水，其中一台工作，一台备用。
10.3.2排水管路敷设:
排水管路（规格：4寸钢管）敷设在巷道的左帮，距底板不小于0.8m ，悬挂点间距2-3m ，
并成一直线。
10.3.3排水线路：主井筒最低标高点→地面。
10.4供电系统：
10.4.1供电电压：660/1140V
10.4.2电缆敷设：
电缆敷设在巷道的右帮，距底板不小于1.8m ，悬挂点间距1m ，并成一直线。
10.4.3供电路线：
动力电源线路：地面400A 高压馈电开关→主斜井井筒→工作面。
10.5防尘系统及设施:
10.5.1由供水管路接1.5寸水管, 向各转载点及喷雾供水，各转载点及掘进机必须安设有效的洒水喷雾装置，做到开机洒水降尘，打眼采用湿式打眼，距工作面50米范围内安设一道
水幕。
10.5.2个体防护：给工人配备防尘口罩。
10.6工作面用风用水接管时的安全技术措施：
10.6.1风管、水管之间的联接必须达到完好标准。
10.6.2接风管、水管前，必须将巷口的风管、水管总阀门关闭，确认关闭后（皮带司机负责看护），方可进行接管，接管时，必须将管路内的高压气体或高压水进行释放，释放期
间严禁将管口对准自己和他人，以防止人员受到伤害。
10.6.3软管和直通之间联接必须用合格的U 型卡，严禁使用铁丝代替。
11. 施工组织管理
11.1采用“三•八”制作业，三班生产, 交接班检修。按照正规循环的作业方式。每班一名验收员负责本班的安全和工程质量，一名跟班队长负责现场协调，一名班长全面指挥生产，
一名电工巡回检查设备的运转情况。
11.2值班干部24小时值班，及时处理当天的各种问题，全面指挥本队当天的工作。 11.3严格按循环作业图表施工，按劳动组织图表分工，责任明确，相互配合。
附：劳动组织表。
附：循环作业图表。
12. 主要技术经济指标
附：主要经济技术指标表。
13. 主要安全技术措施及避灾路线
13.1通风方面：
13.1.1风机必须保持正常运转，严禁任何人随意停开风机，如因检修、停电等停风时，所有人员必须立即撤至地面。待按《煤矿安全规程》第129、141条相关规定恢复通风、排除
瓦斯确认安全后再进入工作面。
13.1.2压入式风筒必须按规定距离及时向前延伸，压入式风机和巷道内所有电器设备实行
风电闭锁。认真贯彻《煤矿安全规程》128条规定。
13.1.3风筒的吊挂必须按质量标准化要求执行，要保证环环吊挂，风筒保证平、直、不漏
风。
13.1.4接风筒或处理风筒问题时必须与工作面人员联系好，且要停掉掘进机后再作业，在
机组上处理问题时，必须切断机组电源，设专人看管。
13.1.5瓦检员按规定要加强瓦斯检查，如瓦斯浓度达到1%报警时，按《煤矿安全规程》第
136、138、139条有关规定及时进行处理。
13.1.6任何人不得毁坏通风设施和其它防尘防火设施 ,严禁将风门损坏或者将两道风门同时打开。防尘用水的机组外喷喷嘴出口水压要大于1.5Mpa ，水压不足时要接加压泵，保证
雾化良好。
13.1.7队长、班长、掘进机司机和电工、机电维护工必须佩带便携式甲烷检测仪，随时检查瓦斯。掘进机司机在割煤过程中，若便携式甲烷检测仪报警时，应暂停割煤，待瓦斯浓度降至1%以下时，再恢复掘进。机电维护工每次检修电器设备时, 必须先检查电器设备所在巷道内的瓦斯情况, 只有瓦斯浓度在0.5%以下时方可检修, 且严格执行《煤矿安全规程》第
445条之规定。
13.1.8掘进机的截割头和各转载点必须安设有效喷雾装置，且严格执行运转洒水，停机停
水规定，喷雾不成雾状不得开机。
13.1.9维护工要按规定认真检查各种防尘、降尘、消防设施，保证各设施始终保持完好状
态和有效喷雾，确保降尘效果。
13.1.10各存油地点、移变处及胶带运输机头，必须各备有两个5kg 以上有效的灭火器，一个沙箱，沙箱中要保持有0.2立方米以上的沙子和两张消防锹。胶带运输机头还必须备有30-50米软水管, 机头上方必须设有多孔喷雾装置, 巷道进水管每50米接一个三通, 确保在胶
带发生火灾时灭火, 且严格执行《煤矿安全规程》第224条规定。
13.1.11所有电器设备要完好防爆，完好率达到90%，严禁在失爆状态下运行，若有失爆，
必须马上停电处理。
13.2预防水灾方面：
13.2.1巷道内的排水和降尘管路及水泵必须保持完好。
13.2.2交接班或停产检修时，要将掘进机退至巷道较高处，必要时要垫高掘进机和其它设
备，以防积水淹到掘进机和其它设备。
13.2.3若工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、顶板破碎、底板鼓起、产生裂隙、出现渗水、水发浑、有臭味等透水预兆时，要撤出工作面的所
有人员和设备，汇报调度室，并按《煤矿安全规程》第266条相关规定处理。
13.2.4施工中要认真执行“有掘必探，先探后掘”的原则。掘进工作面施工前必须首先打钻探水，每个探水钻孔深度60米，每次打钻地点共打探水钻孔三个，两侧钻方位角按工作面前进方向各45°布钻，中间孔垂直工作面90°布钻，每打探水钻60米，可掘进30米。 13.2.5钻探设备采用ZQSJ-90/2.1型架柱气动手持式钻机，打钻时钻孔孔位由测量人员给方位角及钻孔仰角。 钻机安装地点周围20m 内巷道杂物必须清理干净，检查并加打钻机附
近巷道帮顶的锚杆，进行补强支护，严禁在空顶、片帮处作业。
13.2.5、钻机地点10m 内必须安装一部通讯电话，随时保持与矿调度取得通讯联系。井下
通讯电话码：13；综掘队值班室电话16；矿调度电话号码：22；
13.2.6、钻机作业现场20m 范围内严禁安排其它作业人员施工作业。
13.2.7、钻机施工负责人每班必须将钻机设备运转情况、水压、水量变化情况、设备完好情况进行认真检查，并及时做好施工记录，发现问题，及时处理。严禁设备带病运转。 13.2.8、钻机钻进作业时，要严格按钻机操作规程进行作业。严禁盲目加快钻机钻进速度，
防止卡钻事故发生。
13.2.9发生水灾时的应急措施：
13.2.9.1工作面发生水灾时，要听从现场领导人指挥，迅速沿水灾避灾路线撤退，并将事
故情况汇报矿调度室。
13.2.9.2发生透水后，受水害威胁的人员要向矿井口方向撤退，来不及撤退的要走向高处，采取局部堵水措施，用敲击管路或工具发出求救信号，所带矿灯要间断轮流熄灭，以延长
使用时间等待营救。
13.2.9.3透水后发现有害气体，立即带好自救器，沿避水灾避灾路线撤退。
13.3预防冒顶堵人方面：
13.3.1所有人员进入工作面前都必须由外向里检查巷道内顶帮的支护情况发现问题必须及
时处理。
13.3.2所有人员严禁进入空顶区或在空顶下作业, 严禁超空顶作业.
13.3.3施工中若出现顶板压力增大、淋水、破碎时, 要及时将最大空顶距缩小到2.4m, 锚杆排距缩小为1.0m ，若顶板特别破碎或过地质构造段时，根据现场实际情况及时制定安全技
术措施。
13.3.4人员进入工作面前必须事先清理好退路，保证安全退路畅通无阻。
13.3.5支设临时支护和安装锚杆过程中，必须随时进行敲帮问顶检查顶帮不安全隐患，发
现问题先处理后再作业。
13.3.6队干部、验收员、安检工、班组长要经常对已掘巷道进行检查，发现不安全隐患要
及时处理。
13.3.7处理冒顶事故的措施：
13.3.7.1若掌面局部冒顶，被堵人员切忌惊慌失措，要保持安定，听从班组长和有经验的老工人指挥，在安全地点静卧待救，尽量减少体力和氧气消耗，并保留一盏矿灯照明，节
约用水和食物。
13.3.7.2及时恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时，利用管路向被堵人员输送新空
气，并稀释被隔空间的瓦斯浓度，但被堵人员要注意保暖。
13.3.7.3如有电话，可向上级汇报实情，听候指示，否则应敲击钢轨或水管，发出有规律、
不间断的呼救信号， 设法与外面联系。
13.3.7.4维护加固冒落区附近及人员躲避处的支护，以防冒顶进一步扩大，保证被堵人员
的安全。
13.3.7.5未被堵人员，发现冒顶堵人后要立即用电话向矿调度室汇报清楚冒顶堵人情况。
并要根据现场情况及时制定专门措施。
13.4发生火灾事故时应采取的措施：
13.4.1任何人发现井下火灾时, 应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况, 立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。在现场的区、队、班组长应依照矿井灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的地区的人员撤离危险地区，并组织人员
利用现场的一切工具和器材进行灭火。
13.4.2电器设备着火时，要首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材灭
火。
13.4.3抢救人员在灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体
和风流风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
13.4.4井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，矿总工程师负责领导封闭火灾工作。封闭火灾时，在确保安全的前提下应尽量缩小封闭范围，并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其它有害气体和风流的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员
中毒的安全措施。
13.5预防机电事故方面：
13.5.1严禁带电检修或带电搬迁各种电器设备。
13.5.2所有机电设备停止使用和检修时，开关手把必须打到零位，停送电要有专人负责，
挂牌管理，专人看护，做到“谁停电，谁负责送电”。
13.5.3非专业人员不得擅自操作电气设备。
13.5.4机电工应定期检修机电设备的运转情况，保证完好。机电工必须携带便携仪，检修
设备时，必须检查其附近的瓦斯情况。
13.5.5严禁机电设备超负荷运转。
13.5.6严禁任何人员在井下随意拆开、敲打、撞击矿灯。
13.6综合防尘措施：
13.6.1无水不准割煤，机组外喷雾设施齐全有效。
13.6.2掘进巷道内要设防尘管路，防尘三通间距不得超过50米，所有转载点安设转载喷雾。
13.6.3加强通风管理，减少漏风，保护好通风设施。
13.6.4加强个体防护，所有工作面人员必须佩带防尘口罩。
13.6.5正常使用净化水幕。
13.7锚固剂、锚杆拉拔仪管理措施：
13.7.1每班由班长负责领取锚固剂，当班应根据需量领取锚固剂，并使用专用硬质箱领用。 13.7.2锚固剂要存放在巷道中专用存放的锚固剂箱里，存放地点要避免受压、受折、受热，
不得随意丢放。
13.7.3当班领用量和现场存放量，不得超过实际用量的50%，当班用不完的要用旧存新，
要向下班交接，防止储存过期失效。
13.7.4锚固剂要由材料员负责保管，统一发放，并定期检测是否有变质、固化失效锚固剂，发放时，应注意锚固剂的有效期、进货时间，严禁发放、支领和使用过期失效的锚固剂。
13.7.5锚杆拉拔仪不使用期间必须放在保护箱内，禁止乱仍乱放。
13.7.6锚杆拉拔仪每班必须派专人进行保管，并向下一班进行交接。
13.8质量标准及保证质量的措施：
13.8.1工程质量标准：
巷道中线：正式中线距工作面不得超过60m 。
巷道净宽：合格为+200mm；优良为+100㎜。
巷道净高：合格为+200mm；优良为+100㎜。
锚杆间、排距允许误差偏差为±100mm 。
锚杆外露长度（托盘外）：不大于50mm ，不小于20㎜。
角锚杆角度设计值25±5°。其它锚杆角度允许偏差不大于15°。
13.8.2工程质量、机电质量和文明生产严格执行部颁标准贯彻执行。
13.8.3提高及保证工程质量的措施：
13.8.3.1为了提高工程质量, 施工人员要严格执行本工种岗位责任制, 加强技术培训, 严格
执行工程质量的考核与奖励办法。
13.9.8.2加强培训，提高职工的素质和质量意识，任何情况下都要把安全质量放在首位。
13.9.8.2严格执行交接班制度，现场工具要两班交接清楚，以防止丢失。
13.9.8.3严格验收，奖惩分明，严格执行各工种岗位责任制，每个班组，每个施工人员都
要把好操作关和工序质量关。
13.8.3.4掌握好设计规格要求，质量标准化要求，施工上尺上线。
13.8.3.5全体干部职工必须经过培训考试合格后，方可上岗作业。
13.8.3.6积极开展全面质量管理，搞好质量标准化工作。
13.9其它方面的安全技术措施：
13.9.1当班验收员负责检测锚杆扭矩。
13.9.2施工过程中发现异常情况时, 及时撤出人员并汇报调度室和队值班长。
13.9.3施工过程中，起吊大件设备或重物时，不得在原锚杆上起吊，必须就近在顶板支护
完整的地方打注起吊锚杆。
13.9.4所有人员要树立安全第一,“先安全后生产, 不安全不生产”的原则, 严格执行三大
规程、岗位作业标准, 严禁违章作业, 违返劳动纪律。
13.10巷道贯通、通过地质构造时，另编制安全技术措施。
13.11避灾路线：
工作面发生火灾、水灾、瓦斯事故时受灾人员立即佩戴好自救器，按下列路线撤退：
工作面→主斜井井筒→地面。
编号：LD-SC-GC-01-09
沁水县龙都煤业龙都煤矿
主斜井掘进工作面
作 业 规 程
编制单位： 综 掘 队
编制日期：2009.5.18
目 录
第一章巷道地质基本情况„„„„„„„„„„„„„„„1
第二章巷道布置及基本特征„„„„„„„„„„„„„„2
第三章施工方法„„„„„„„„„„„„„„„„„„„3
第四章掘进施工作业„„„„„„„„„„„„„„„„„3
第五章钻眼爆破作业„„„„„„„„„„„„„„„„„7
第六章永久支护施工方法„„„„„„„„„„„„„„„9
第七章顶板支护质量监测„„„„„„„„„„„„„„„11
第八章通风作业„„„„„„„„„„„„„„„„„„„12
第九章瓦斯监测监控系统„„„„„„„„„„„„„„„13
第十章供风、供水、供电、排水系统„„„„„„„„„„13 第十一章施工组织管理„„„„„„„„„„„„„„„„14 第十二章主要技术经济指标„„„„„„„„„„„„„„14 第十三章主要安全技术措施及避灾路线„„„„„„„„„14
会 审 意 见
矿 长 年 月 日
总工程师 年 月 日
生产矿长 年 月 日
机电矿长 年 月 日
安全矿长 年 月 日
生产技术科 年 月 日
调 度 室 年 月 日
机 电 科 年 月 日
通 风 科 年 月 日
安 监 科 年 月 日
初 审 意 见
项目负责人 年 月 日
技术负责人 年 月 日
安全负责人 年 月 日
施工负责人 年 月 日
编 制 人 年 月 日
劳 动 组 织 图 表
工种 一班 二班 三班 检修班/运料队 合 计
机组司机 2 2 2 6
机电检修工 1 1 1 5 8
支护工 3 3 3 12
运料工 5 5 5
胶带输送机司机 2 2 2 6
刮板输送机司机
班长 1 1 1 3
跟班队长 1 1 1 3
验收员
合计 10 10 10 10 40
主 要 经 济 技 术 指 标 表
指 标 名 称 单 位 数 量
巷道长度 m 783
煤的容重 t/m³ 1.45
净 高 m 2.8
净 宽 m 4.0
循 环 进 度 m 3.6
班循环个数 个 2/1/2
日循环个数 个 5
日进度 米 18
掘进工效 m/工 0.36
锚杆消耗 根/m 6
油脂消耗 Kg/m 0.46
截齿消耗 个/m 0.12
在册人数 人 40
定员 人 50
运输设备技术特征表
名称 型号 规格 功率（KW ） 能力
注
长（m ） 宽（m ） 高（m ） 数量 备
掘进机 EBH-120
型 7.7 2.383 1.4 183 最大截割宽度:4.94
米 1台 适应坡度
±18°
最大截割高度:3.8
型
型 660 1.2 1.68 55 400t/h 1名称
机 MQT
名称
机 MQS米 转载机 QZP-160部 带速 1.6m/s 胶带输送机 DSJ—80部 带速 2m/s 施工机具各部分参数 MQT —130J-C 型风动钻机参数 型号 额定压力 额定转矩 额定转速 进力 冲洗水压力 重量 最大输 出功率 气动锚杆钻—130J-C 0.63MPa 170N.m 150r/min 9.5KN 0.6—1.2 MPa 54kg 2.8KW MQS —50/1.9型手持式气动帮锚钻机参数 型号 工作压力 额定转矩 额定转速 矩 冲洗水压力 重量 额定功率 手持式气动帮锚钻—50/1.9 0.4-0.63MPa 50N.m 450r/min 8
5 N.m 0.6—1.2 MPa 11kg 2.2KW
最大推最大扭 16 1.0 1.2 7.5 160t/h 1
MLK —20型锚杆拉力计参数
名称 型号 工作压力 手压力 最大拉力 排油
量 活塞行程 重量 换算关系
锚杆拉力计 MLK—20 60MPa 20kg 40T 21ml/
次 >100mm 6kg 1Mpa=0.4T
ZQSJ-90/2.1型架柱支撑气动手持式钻机参数
名称 型号 工作压力 额定转矩 额定转速 最大扭
矩 负荷耗气量 重量 额定功率
架柱支撑气动手持式钻
机 ZQSJ-90/2.1 0.4-0.63MPa 70-105N.m 200-235r/min
100-115 N.m 3.8-5.4m³/min 25kg 2.1KW