巷掘进工作面作业规程.doc

目 录第一章 地质概况3第一节 巷道穿越的煤（岩）层和围岩特征及柱状图3第二节 地质构造及其平、剖面图4第三节 掘进工作面周围的采掘情况4第四节 掘进工作面周围的预计水文地质条件4第五节 掘进工作面周围煤（岩）层预计瓦斯涌出量、煤层发火期4第二章 工程概况5第一节 巷道用途简介5第二节 巷道平面布置图5第三节 巷道工程量5第四节 工程施工安排5第五节 矿压观测6第三章 巷道断面及支护形式7第一节 巷道断面7第二节 永久支护形式、支护材料的材质、规格、型号8及其他设计参数8第三节 临时支护形式、结构、工作面最大、17最小控顶距及平、剖面图17第四章 掘进方式19第一节 施工方法19第二节 探放水20第三节 炮掘工艺流程、炮眼布置图、爆破说明书21第四节 综掘工艺流程、截割程序断面图34第五节 作业形式40第五章 运输方式及管理40第一节 煤（矸）的装、转、运方式40第二节 材料、设备的运输方式41第三节 运输管理规定及措施41第六章 通风管理43第一节 风量计算及通风系统43第二节 安全监测监控仪器仪表布置45第三节 综合防尘、防灭火设施布置46第四节 通风管理规定及措施49第七章 机电管理53第一节 设备配备表及在施工巷道中的布置图53第二节 设备及工具配备情况59第三节 供排水规定及系统60第四节 压风系统61第五节 机电管理及措施61第八章 劳动组织64第一节 循环图表64第二节 循环进度与班循环次数65第三节 主要技术经济指标66第九章 煤质管理措施67第十章 安全技术措施68第一节 施工准备68第二节 一通三防管理71第三节 顶板管理76第四节 爆破管理79第五节 防治水管理84第六节 机电管理86第七节 特殊安全技术措施93第八节 其它93第十一章 五大灾害应急措施及避灾路线100附图：101附件：作业规程会审意见书101第一章 地质概况第一节 巷道穿越的煤（岩）层和围岩特征及柱状图一、巷道位置及名称煤层名称2#煤层水平名称215水平采区名称二采区地面标高（m）549605采区标高（m）146189工程名称2-1001巷地面的相对位置本工作面地表位于辛置村南，地表全为农田耕地，无建筑物。黄土覆盖厚度平均130m，基岩厚度平均270m。二、巷道及围岩特性1、煤层赋存情况表：煤层情况煤层总厚(m)3.243.023.46煤层结构(m)煤层倾角(度)74 101.87（0.11）0.37（0.04）1.0煤层结构简单，含两层夹矸煤质情况Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Std(%)Qgr%(Mj/Kg)煤岩类型牌号1.3125.4233.080.5524.03半亮型煤1/3JM2、煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚 度岩 性 特 征顶板基本顶K8细砂岩2.4m灰白色，石英长石为主，含少量云母片、空隙式胶结、中厚层状坚硬直接顶泥岩0.87.0m灰黑色，均匀层理，半坚硬局部为薄层细砂岩底板直接底泥岩6.08.8m灰黑色，平行层理，中下部局部含有23层菱铁矿结核基本底中粒砂岩3.54.0m灰白色，呈中厚层状，分选中等，少量裂隙被方解石充填普氏硬度煤层夹矸直接顶直接底1.52.02.02.53.5岩性柱状图（见附图1）第二节 地质构造及其平、剖面图1、工作面内地质构造情况（见下表）：地质构造情况序号构造性质走向倾向倾 角（）落差（m）对掘进面的影响程度F3正断层NE81SE702较小工作面地质整体为单斜形态，构造简单，煤层走向NE32，倾向SE，倾角410。2、工作面平面布置图（见附图2）第三节 掘进工作面周围的采掘情况本工作面位于二采区东部，西北部为2011年采空区，西部为2005年采空区，东部、南部为未开拓区。第四节 掘进工作面周围的预计水文地质条件水文地质情况（见下表）：水文地质情况及防治水措施2#煤上覆的各砂岩含水层裂隙水为工作面的主要水源，其含水性微弱。正常涌水量8m3/h最大涌水量20m3/h第五节 掘进工作面周围煤（岩）层预计瓦斯涌出量、煤层发火期影响回采的其它地质情况表：瓦斯瓦斯绝对涌出量为0.36 m3/min，瓦斯相对涌出量为1.11m3/T，为低瓦斯煤层煤尘2#煤煤尘具有爆炸性第二章 工程概况第一节 巷道用途简介巷道用途：本工作面所掘巷道为2-1001巷，目的是为满足2-100回采工作面回采时的进风、运料、行人和管路铺设等设计要求。第二节 巷道平面布置图巷道平面布置图（见附图3）第三节 巷道工程量工作面设计长度：本工作面设计总进尺446m。第四节 工程施工安排1、编写依据本工作面巷道施工的依据是2-100掘进工作面设计图。2、批准时间：2011年 月3、服务年限：3年 4、巷道布置开口位置位于东翼皮带巷84#导线点前75m处巷道的正前方，开口方位角62，开口后沿2#煤层顶板掘进446m至设计位置。第五节 矿压观测1、观测对象：2-1001巷掘进工作面2、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆受力情况。3、观测方法：巷道掘进30m后，开始布置测站，测站间距100m。每一测站设置一个观测断面，每个断面巷道正顶安装一个DLY-3型顶板离层仪，顶板中间锚杆以及两帮中间锚杆分别安装MCJ-60型锚杆压力指示仪，在巷道的交叉点、压力增高区、破碎带等特殊地段增设测站，根据掘进巷道顶板压力显示情况，对锚杆受力及围岩位移每班观测一次，每班由副队长进行检查并记录在现场管理牌板及验收表上，直到巷道施工完毕。4、数据处理：巷道内要悬挂顶板离层仪管理牌板，由当班副队长进行填写，内容齐全，文字清晰，7天向生产科汇报一次，由生产科日常监测分析。5、顶板离层仪安装注意事项：5.1钢绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结；5.2推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出；5.3浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记；5.4安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。第三章 巷道断面及支护形式第一节 巷道断面一、本工作面所掘巷道断面规格及尺寸项目规格名称支 护形 式断面形状毛宽(m)净宽(m）毛高(m)净高(m)毛断面()净断面()2-1001巷锚网梁锚索复合矩形4.24.03.13.013.0212.0巷道断面图（见附图4-1）二、管线的敷设在掘进施工中，供水、供风、排水管路敷设在非行人道一侧（即巷道进去方向左帮），电缆风筒敷设在行人道一侧（即巷道进去方向右帮）。供水、供风、双排水管路依次用皮带条将管路吊挂在进去方向左手帮由上往下第二根锚杆上，各管路用皮带条进行连结，锚杆的外露自托板面起6070mm，吊挂间距为3.20.2m，各管路径距离为300mm，最下一根管路距底板670mm。供水管路采用2寸管路，排水管路、供风管路均采用4寸管路，各管路之间采用法兰盘或扣压接头进行连接，排水管路布置双管路，所有管路安设必须平直，出现坡度变化时，应设弯头（冲压弯头），供风、供水的三通短节吊挂整齐。迎头20米范围内的风水管路使用1寸高压钢丝编织胶管，供风三通每100米一个，供水的三通每50米一个，三通、球阀要向上并设弯头朝向工作面安装。供电电缆采用拉钢绞线配合电缆钩沿巷道敷设在工作面进去方向右帮自上往下第一根帮锚杆上，钢绞线直接捆绑于巷帮锚杆上，电缆钩上端距顶300mm，电缆钩间距1m，缆线敷设平直；电缆钩要垂直于巷道底板；电缆垂度不超过50mm；高低压电缆在同一架挂钩上时，要求自上向下依次为信号电缆、照明电缆、动力电缆，相隔的距离不得小于100mm。风筒采用拉钢绞线沿巷道敷设在工作面进去方向的右手帮，钢绞线距巷道右手帮600mm处，风筒要逢环必挂，接头要严密，不得出现死弯、急弯和漏风现象，风筒口距工作面迎头不大于10m。巷道施工期间，风筒、管线、人行道的布置与尺寸见巷道断面图（见附图4-1）。第二节 永久支护形式、支护材料的材质、规格、型号及其他设计参数一、巷道永久支护形式（一）永久支护形式、支护材料及支护参数1、根据工程类比法选择支护参数根据东翼皮带巷的支护经验，以及地质说明书提供的工作面煤层赋存及地质构造情况，确定2-1001巷掘进工作面采用锚网梁锚索复合支护，支护形式如下：2-1001巷掘进工作面顶锚杆采用22mm2500mm 左旋螺纹钢高强锚杆，每排6根，排间距为1000mm800mm，每孔选用一条Z2388树脂锚固剂和一条CK2360树脂锚固剂，巷道肩角锚杆距巷帮100mm，肩角锚杆夹角呈75，其余顶锚杆垂直于顶板支设，锚杆外露自螺帽面起不超过5cm，安装临时支护吊板的锚杆外露自托板面起6-7cm，顶桁架4.0m；帮锚杆采用20mm2000mm左旋螺纹钢高强锚杆，每排每帮4根，每孔选用一条Z2388树脂锚固剂，排间距1000mm800mm，最上一根帮锚杆距顶板300mm，帮桁架2.4m；锚索双排布置，排间距30001600mm，锚索绳为17.88500mm钢绞线，每孔选用三条Z2388树脂锚固剂，锚索钢板：长宽厚=40040014mm，全断面铺设长宽=10m0.9m的菱形网，菱形网孔规格为长宽=70mm70mm，联网丝采用16#镀锌铁丝。（巷道支护平面布置图见附图4-2）在顶板破碎、巷道开口5m范围内锚杆排距缩小为800mm，顶板破碎严重时铺设双层菱形网，锚索双排布置，排间距变为16001600mm；开口后包角采用过渡包角的方法进行，缩小帮锚杆排距为400mm，间距为800mm进行支护；工作面开口、施工硐室及过构造时，由技术员制定专项技术措施并执行。顶锚杆锚固力不小于90KN，扭矩不小于180NM；帮锚杆锚固力不小于60KN，扭矩不小于120NM；锚索承载能力应在200KN以上，涨拉预紧力为100KN。2、采用计算法校核支护参数2.1锚杆设计2.1.1顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足LL1+L2+L3（引自采矿工程设计手册）式中：L锚杆长度，mL1锚杆外露长度（桁架厚度+托板厚度螺母0.025m，顶及帮锚杆均取0.1m）L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）L3锚入坚固稳定岩层内深度（顶、帮锚杆均取0.5 m）普氏免压拱高: b=B/2+Hcot（45+帮/2）/f顶煤帮破碎深度：c= Hcot（45+帮/2）式中：B掘进巷道跨度，4.2mH掘进巷道高度，3.1mf顶顶板岩石坚固性系数，取2.0帮-两帮围岩的内磨擦角，帮取63 (查表得)b=4200/2+3100 cot（45+31.5）/2=1422.12mmc=3100 cot（45+31.5）=744.2mm 依据上述公式计算得出：2-1001巷顶锚杆长度L顶1422.12+500+100mm=2022.12mm；2-1001巷帮锚杆长度L帮744.2+500+100mm=1344.2mm。因此， 2-1001巷所选顶、帮锚杆长度均能满足计算要求；2.1.2锚杆直径：由公式d=L/110计算确定;式中：d锚杆直径，mm则：2-1001巷顶锚杆直径d顶2122.12/110=18.38mm，2-1001巷帮锚杆直径d帮1344.2/110=12.22mm因此，2-1001巷所选顶、帮锚杆直径均能满足计算要求。2.1.3锚杆钻孔直径与树脂药卷直径确定根据“三径”匹配的要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为610mm，锚杆钻孔直径与树脂药卷直径之差为48mm,因此顶锚杆锚杆钻孔直径在2832mm之间，帮锚杆钻孔直径在2630mm之间，树脂药卷直径在2226mm之间。选取顶锚杆钻杆直径32mm，帮锚杆钻杆直径28mm，树脂药卷直径23mm.2.1.4锚固方式和长度2.1.4.1巷道顶板属于类顶板，顶板稳定，为保证锚固力、扭距达标，选用加长锚固。2.1.4.2锚固长度：加长锚固要求锚固长度大于钻孔长度的1/3小于0.9倍的钻孔长度，则顶锚杆锚固长度L锚在0.82.16m，帮锚杆锚固长度L锚在0.631.7m，顶锚杆选用Z2388树脂锚固剂一条和CK2360树脂锚固剂一条，锚固剂长度等于880+600=1480mm，帮锚杆选用Z2388树脂锚固剂一条，锚固剂长度为880mm。实际锚固长度：根据公式L锚=L树R2树/（R2孔-R2杆）式中：L锚树脂锚固剂锚固长度，mmL树树脂药卷长度，mmR树树脂药卷半径，mmR杆锚杆半径，mmR孔钻孔半径，mm则：顶锚杆实际锚固长度L锚=148011.52/（162-112）=1449.85m帮锚杆实际锚固长度L锚=88011.52/（142-102）=1212.29mm2.1.5校核锚杆的排间距：按锚杆悬吊岩体的重量校核锚杆的排间距，每根锚杆悬吊岩体的重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数k，取k=1.8。KGQ式中：a锚杆排间距L2普氏免拱压高度r岩体容重2.4103Kg/m3a副（Q/krL2）1/2所选锚杆的锚固力Q90KN，计算得a1.22m因此，2-1001巷所选锚杆排距为1000mm，间距为800mm满足计算要求。结论：根据以上计算，2-1001巷掘进工作面顶锚杆选用直径为22mm，长度为2500mm的左旋螺纹钢高强锚杆，帮锚杆选用直径为20mm，长度为2000mm的左旋螺纹钢高强锚杆；锚固剂选用Z2388树脂锚固剂（直径23mm，长度880mm）和CK2360树脂锚固剂（直径23mm，长度600mm），2-1001巷锚杆排间距1000800mm，都符合计算要求。2.2、锚索设计2.2.1根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置，坚硬顶板岩层高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬岩层位置。锚索锚固段要设计在稳定岩层内1.52.0m内，2-1001巷掘进工作面根据综合柱状图可以看出，稳定岩层在0.87.0m的位置，因此锚索应锚固在稳定岩层中，锚索的长度根据工作面顶板岩性的变化，及时增加锚索的长度。2.2.2、校核锚索长度：L锚索=L外露+L有效+L锚固式中：L锚索：锚索长度，m L外露：锚索外露长度（一般取0.25m)； L有效：锚索有效长度，m；取5.0m； L锚固：锚索的锚固长度，m R树2 8803 （232）28803L锚固=K =0.85R孔2-R绳2 （282）2-（17.82）2 =2.989m式中：K锚固剂充实系数，取0.85 每孔3条Z2388树脂锚固剂。故：L锚索=L外露+L有效+L锚固L锚索=0.25+5.0+2.989=8.239（m），取绳长为8.5m。2.2.3、锚索排间距：锚索排间距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。巷道自然平衡拱高度b。b=a/f式中：a巷道掘进宽度之半，m f顶板岩石普氏系数，f=2.0b=a/f =（4.22）2.0=1.05m巷道潜在冒落拱面积SS=ab=2.11.05=2.94m2每米巷道顶压值Q，则Q=Sr=abr式中：r为顶板岩石的容重， 2.4103kg/m3Q=Srk=2.942.4103=7.156103kg/m点锚索能承受的冒落危岩的长度L，WL= Srn式中：W点锚索的极限破断力，W=260KN n安全系数，取1.2 W 260103L= = m =3.76m Srn 2.942.41039.81.2通过上述计算，2-1001巷掘进工作面取锚索排距3.0m，间距1.6m，符合支护要求。顶板岩性发生变化时，另行进行支护设计。（二）、支护材料规格：名称规格顶锚杆222500mm左旋螺纹钢高强锚杆帮锚杆202000mm左旋螺纹钢高强锚杆菱形网长宽=10m0.9m联网丝16#镀锌铁丝桁架4m桁架、2.4m桁架锚索17.8mm8500mm钢绞线锚索托板长宽厚=40040014mm锚 具OVM151型单孔锚固剂顶：Z2388 CK2360各一条；帮：Z2388一条；锚索：Z2388三条钻头顶：32mm的双翼合金钢钻头帮：28mm的双翼合金钢钻头锚索：28mm的双翼合金钢钻头二、支护要求1、锚杆支护要求1.1安装锚杆时，用锚杆体顶住锚固剂送至孔底，开始搅拌，边旋转搅拌边匀速推进至孔底，搅拌时间为3045s（中速型树脂锚固剂）,1525s（快速型树脂锚固剂），搅拌停止后，等待1530s，拧紧螺母。1.2锚杆间排距允许误差100mm，锚杆孔允许误差为0+50mm；锚杆外露自螺帽面起不超过5cm，安装临时支护吊板的锚杆外露自托板面起6-7cm，托板要紧贴顶、帮岩（煤）面。1.3锚固力：顶锚杆不小于90KN，帮锚杆不小于60KN。锚杆扭矩：顶锚杆不小于180NM，帮锚杆不小于120NM。1.4两肩角锚杆向外要有75的倾角，并配合顶托板使用，其余的顶锚杆均垂直顶板，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面；帮锚杆垂直巷帮布置。1.5顶帮锚杆均采用边掘边锚，即“割一循环，锚一循环”，必须是打起顶锚杆后，再打帮锚杆，最下一根帮锚杆可滞后工作面3排。1.6巷道开口或超挖超过400mm，必须在顶板上随设计锚杆再补打一根锚杆；巷道帮部最下一根锚杆距底板超过500mm时，必须再施工一排锚杆，发现质量不合格的锚杆，必须在相邻的地方及时补打锚杆。1.7锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。2、锚索支护要求2.1锚索眼深8.2m，锚索孔深度误差为0+200mm，锚索排间距误差为150mm，药卷搅拌时间按药卷使用说明书，严禁随意截短药卷或钢绞线。2.2锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不超过350mm。2.3连接器一定要插入钻机底，钢绞线要插进连接器底部，注树脂锚固剂过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。2.4钢绞线锚固后，及时上托板预紧钢板，2.5锚索承载能力应在200KN以上，涨拉预紧力为100KN（使用液压锚索泵时，压力表读数必须达到30MPa以上）。2.6涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，液压锚索泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。2.7如巷道较高人员必须站在专用平台（规格：长宽高=1.51.51m）上或站在人字梯上作业，如需搭设支架时，必须打设牢固。2.8锚索施工滞后掘进工作面不超过5m，如遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置，并紧跟迎头支设。3、桁架布置要求：桁架必须垂直巷道布置，要求平、直，并且桁架两端必须压在锚杆的托板下面，且不外露。4、铺联网要求：菱形网垂直巷道方向铺设，相邻网边必须对接，要求铺展、铺平，逢孔必连，拧紧且不少于3圈，同时要将网丝头全部扭向煤（岩）帮。第三节 临时支护形式、结构、工作面最大、最小控顶距及平、剖面图一、临时支护形式：巷道施工临时支护形式使用金属前探梁支护，根据工作面现场情况，适合安装机载临时支护装置时采用机载临时支护。1、金属前探梁临时支护1.1每根前探梁分别用两道吊板固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用两根方木（长宽厚3400mm150mm100mm）、构木、木楔等维护，方木两端伸出前探梁不小于200mm。1.2前探梁及吊环规格：1.2.1前探梁：采用长度4.0m，规格不小于3寸的钢管。1.2.2吊板：吊板采用20020010mm（长宽厚）的钢板，中间孔为22mm；吊板孔上部焊接一个内径为22mm，外径为36mm的螺帽，配合2条锚链，长度L=400mm，7环/条；1.2.3防坠链：距钢管两端头400mm、900mm分别焊制两根长度为600mm的防坠链，防坠链采用30T大链，防坠链端头连接S型钢筋钩。1.2.4吊环的固定及固定位置：使用时，将吊板上部的螺母直接拧在紧靠迎头两排顶锚杆（工作面迎头第一排和第二排锚杆上，同一排顶锚杆的第二根和第五根锚杆上）上，保证螺丝拧满口。若工作面处于最小空顶距（0.50.9m）范围内时，将吊板上部的螺母直接拧在紧靠迎头的第二排和第四排顶锚杆上，同排顶锚杆的第二根和第五根锚杆上，保证螺丝拧满口。根据工作面的实际情况合理选择安装前探吊板的位置，严禁前探梁出现倒悬现象。2、机载临时支护装置采用型号为ZLJ10/21机载临时支护装置。二、永久支护到工作面最大最小控顶距1、炮掘时，永久支护到工作面最大最小控顶距：炮掘时，循环进度为1m，掘进一排永久支护一排。2、综掘时，永久支护到工作面最大最小控顶距2.1永久支护到工作面的最小控顶距不大于锚杆排距，并且为了防止截割上部煤岩时截齿触网、触桁架，最小控顶距应不小于截深。所以可得：L截割头L最小L排距，根据煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法，锚杆排间距允许误差为100mm。所以永久支护到工作面的最小空顶距500mmL最小900mm2.2永久支护到工作面的最大控顶距等于最小控顶距+综掘循环进度，所以可得：L最大L最小+L循环=900+2000mm=2900mm综掘时，循环进度为2m，所以永久支护到工作面的最大控顶距L最大2900mm，式中：L最小永久支护到工作面的最小控顶距L最大永久支护到工作面的最大控顶距L排距锚杆排距L循环循环进度， 2000mm（综掘）L截割头截深，500mm炮掘时，掘进一排永久支护一排；综掘时，永久支护到工作面最大控顶距不大于2.9m，最小控顶距不小于0.5m不大于0.9m。综掘最大最小控顶距（见附图5、6）。3、当顶板遇裂隙、构造、顶板破碎或顶板不稳定时，永久支护到工作面的最大控顶距严禁超过1.0m。第四章 掘进方式第一节 施工方法1、施工前，严格执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。2、本工作面所掘的2-1001巷采用EBZ-100E型综掘机沿2#煤层顶板掘进。3、巷道遇构造或施工硐室、巷道开口等需采用炮掘施工时，由技术员另行制定专项措施。第二节 探放水1、2-1001巷掘进工作面主要水源为2005年采空区积水与2#煤层上覆各砂岩含水层裂隙水，在无异常情况下，预计工作面正常涌水量为8m3/h，最大涌水量为20m3/h。2、探水方法：2.1掘进工作面掘进开始前，必须采用“物探加钻探、互相验证”的方法进行超前探测。2.1.1物探时由徐州中矿国安矿山安全工程技术有限公司采用井下瞬变电磁法进行探测。2.1.2钻探时探水钻为矿用坑道钻机，选用型号：ZLJ-500型矿用坑道钻机，本钻机岩巷可探100m，煤巷可探150m。2.1.3钻探施工工艺流程：敲帮问顶立钻安装定钻通电试运转开孔扫孔固结孔口管耐压试验正常钻进退钻拆钻移钻2.2排水系统：工作面正常情况下配备BQW-15-70-7.5KW型潜水泵、4寸排水管将水排至采区水仓，钻探地点施工容积不小于1m的临时水仓，并配备备用水泵。2-1001巷工作面2-1001巷临时水仓工作面排水管路采区水仓中央水泵房副井地面2.3探水钻孔作业循环规定：钻探施工具体要求严格执行地测科编制的专项探放水设计及探放水队编制的安全技术措施，第一次探水结束后，由地测科下达允许掘进通知单，待工作面掘进至允许掘进位置时，由地测科下发停掘通知单，然后进行第二次探水作业，钻探到位后，地测科下达允许掘进通知单，如此循环往复，保证安全距离30m，直至掘进巷道完成为止。第三节 炮掘工艺流程、炮眼布置图、爆破说明书一、炮掘工艺流程敲帮问顶打眼洒水灭尘爆破落煤（含一炮三检、三人连锁）洒水敲帮问顶临时支护装煤运煤永久支护装煤运煤延长溜子进入下一个循环1、敲帮问顶的操作方法：1.1使用工具：2米以上的长钎子和手镐。1.2操作要求：本过程由一名有经验的工人和副队长执行，由一名有经验的工人站在永久支护下，用不小于2.0m长的长柄工具由轻而重地敲击顶板和煤（岩）帮，由副队长站在距敲帮问顶地点2m外、执行敲帮问顶人员的斜后方的永久支护下观察顶帮情况。如有空声，表示顶板石块或煤（岩）帮的煤（岩）块有立即掉下来的危险，就要马上用长柄工具把悬空的石块或煤块撬下来。如果是发出清脆的声音，也还不能断定顶板就没有问题，还需要继续用左手指紧贴顶板，右手再用手镐轻轻敲打一遍，如果手指感到有震动，说明顶板石块已经脱离了整体，有冒落的危险，应该立即在这里补打锚杆支护好顶板，使它不至于冒落，如果声音清脆又没有震动感，说明顶板坚实。无论是“敲帮”还是“问顶”在挑掉松动的浮矸时，都要站在安全的地方，注意使躲闪的退路畅通无阻。1.3敲帮问顶工作，除了班组长在每班开工前进行外，班组长还应当组织两名有经验的工人在班中（既每次打眼前、装药前、放炮前后、支护前以及各工序开工前）定时或及时对顶板和煤帮进行全面检查。2、打眼2.1打眼必须采用湿式打眼，洒水灭尘设施必须及时到位有效，并做好炮前炮后的洒水灭尘工作。2.2打眼工艺流程：敲帮问顶抱钻定眼入钻推进退钻2.2.1施工锚杆眼时采用手持式风动锚杆钻机或者气腿式凿岩机。2.2.1.1施工煤巷时，使用手持式风动锚杆钻机打锚杆眼的方法：施工锚杆眼前，首先进行敲帮问顶。抱钻：打眼时，使用手持式风动锚杆钻机打眼，由三人配合作业，两人把钻（一名正手、一名副手），一人辅助，并观察顶帮变化情况。施工前，首先由正手两手紧握钻机的手把，身体紧贴钻机后盖（打顶眼贴肩或用手支 撑，打巷道中间的眼位时贴腰部、打底眼时贴腿），右脚（或左脚）稍向前站，身体也稍微前倾，两脚叉开。定眼：打眼前看好中腰线，由副队长标定眼位，用镐尖在钻眼位置刨出钻窝，直接对准煤壁眼位准备钻入。入钻：入钻前先接通水路垂直煤壁对准眼位，使钻机断续开动几次，钻进深度能支持住钻杆（约为100毫米），然后再调整角度正式推进。入钻时正手单人操作，双手握手把，眼睛看着眼位，注意看前进方向，并随眼环顾四周，身体保持便于用力的姿式。推进：推进时副手站在钻机的后方推动后盖，这时两人共同用力，在任何时候使力的方向，都要与钻眼推进的方向一致，不要偏斜，以免夹住钻杆，要根据煤的软硬和出煤粉的多少来决定用力的大小。推进时注意听钻的响声，不能用力过猛。退钻：钻进到要求深度后，停止推进且使钻旋转，来回拉动钻杆排清煤粉再停钻，然后提钻扶着钻杆顺直退钻。2.2.1.2施工岩巷时，使用气腿式凿岩机打锚杆眼的方法施工锚杆眼前首先进行敲帮问顶。抱钻：打眼扶钻人员要站在钻机侧面，禁止正对眼口位置操作，两腿前后错开，脚要蹬实。定眼方法同手持式锚杆钻机施工方法一致。入钻、推进：入钻时应把钻机操纵阀开到慢速运转位置待眼位稳固并钻进2030mm后，再把操纵阀手把搬到中速运转位置钻进，当钻进约50mm，且钻头不会脱离眼口时，再全速钻进。 退钻：钻进到要求深度后，停止推进且使钻旋转，来回拉动钻杆排清岩粉再停钻，然后提钻扶着钻杆顺直退钻。2.3打眼时要做到准、平、直、齐。准：就是眼位要准。平：就是炮眼间距要互相平行，周边眼底要落在巷道设计轮廓线上。直：就是炮眼垂直于工作面，这样爆破出来的煤块比较集中。齐：就是周边眼底应落在同一平面上，深度一致。2.4打眼工要严格执行掘进各工种技术操作规程中有关打眼工的各项要求和注意事项。3、炮眼施工完后由副队长检查炮眼的施工质量，由小队长安排专人洒水，保持巷道湿润，炮眼检查合格后，由瓦检员检查瓦斯，瓦斯浓度小于1%时，由有经验的工人在放炮员的监督下，按照爆破参数表进行装药。4、装药后，由有经验的工人在放炮员的监督下，连接雷管脚线，放炮员在检查连线工作无误后，将警戒牌交给班组长；班组长接到警戒牌后，在检查顶板、支护、风量、瓦斯、洒水等爆破准备工作无误，达到爆破要求条件时，由班组长担任联络员亲自安排人员设置警戒，组织撤出人员、清点人数，确认无误后，方准下达爆破命令，将自己携带的爆破命令牌交给瓦检员；瓦检员检查确认瓦斯、煤尘合格后，将自己携带的爆破牌交给放炮员；放炮员亲自连接母线，最后一个离开工作面撤至警戒线以外的安全地点，然后放炮员发出爆破口哨进行爆破。爆破后，待工作面炮烟被吹散后，由班组长带领爆破工、瓦检员巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，在排除安全隐患后，由班组长亲自下达警戒人员撤离命令，方可三牌各归原主。5、由安质副队长和一名有经验的工人再次按照敲帮问顶的程序和要求执行敲帮问顶。6、临时支护工艺、工序及要求：金属前探梁临时支护：爆破完后开始进行临时支护，支设临时支护时不少于4人操作，首先由一人站在永久支护下，进行敲帮问顶，用不小于2.0m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），确保无问题后，站在永久支护下进行观察顶帮变化情况，然后由一人站在永久支护下，挂联一片顶网。顶网联好后，在紧靠迎头两排顶锚杆（工作面第一排和第二排锚杆上，同一排锚杆的第二根和第五根上）上好吊板，由两人及时顶起网，由另外两人前移前探梁，并用前探梁托起两根桁架，在前探梁上及时用方木或木板梁维护顶板，按中线调整好桁架位置，方木或板梁与前探梁之间用木楔或构木背紧，并挂好防坠链。穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。一切正常，人员才可以在其下作业，待工作面新打锚杆全部锚固后，随锚杆逐排架设，前移前探梁，前探梁距工作面迎头不大于250mm，临时支护和永久支护的打眼安装程序都必须坚持由外向里逐根进行的原则。若工作面煤层倾角或者顶板倾角较大时，可以不使用临时支护，采用缩小循环进度，掘进一排永久支护一排的方法进行。7、临时支护结束后，人员开始站在临时支护下采用人工攉煤渣或人工拉簸箕上工作面溜子的方法清理浮煤，当清出能到达到钻机支护顶锚杆的高度后，再进行永久支护。7.1锚杆施工方法7.1.1施工锚杆顺序：施工锚杆时，必须先施工顶锚杆，施工人员必须站在永久支护下或吊挂的临时支护下，顶锚杆施工到位后，再施工帮锚杆，禁止任何人站在空顶下作业，打顶锚杆时必须由外向里、先中间后两边，如果前探梁占据锚杆位置，可以先打起其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，在施工同一排锚杆时必须是将顶锚杆全部打完后，再打帮锚杆，帮锚杆必须自上而下依次施工。7.1.2顶锚杆支护工艺：敲帮问顶标定眼位施工锚杆眼安装锚杆（推药卷至钻孔规定位置旋转搅拌药卷等待药卷凝固紧固螺母）用扭矩扳手检查扭矩是否合格7.1.2.1施工前，首先进行敲帮问顶。7.1.2.2根据巷道中线由副队长负责眼位的标定。标定锚杆眼位时，应进入临时支护下，迅速标定眼位，然后撤离，打锚杆作业时，钻机操作工必须站在永久支护下，面对煤壁作业，同时由班组长、安全员负责监护顶帮状况，其他人员严禁进入临时支护下。7.1.2.3顶锚杆孔采用MQT120风动锚杆钻机，32mm的双翼合金钢钻头完成。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的桁架孔中，然后先送水再开动锚杆机进行钻孔，并保证钻孔深度及角度。钻头钻至一根钻杆的深度后，由人工进行接钻杆，然后继续进行钻进，待钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。7.1.2.4放入树脂药卷。锚杆杆体带上螺母，杆尾通过连接器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。7.1.2.5利用锚杆通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔内，注意在上推树脂药卷时尽量不要旋转。7.1.2.6完成搅拌后停止30s左右让药卷充分凝固。7.1.2.7上紧螺母：在紧螺母时，使用AQS10/13型气动锚杆安装机以最大限度的上紧螺母，达到规定的安装应力。7.1.2.8用锚杆预应力检测仪对施工的锚杆进行检测，达标后进入下一根锚杆的施工。7.1.3帮锚杆支护工艺：敲帮问顶标定眼位施工锚杆眼安装锚杆（推药卷至钻孔规定位置旋转搅拌药卷等待药卷凝固紧固螺母）用扭矩扳手检查扭矩是否合格7.1.3.1施工锚杆眼时采用手持式风动锚杆钻机或者气腿式凿岩机。7.1.3.1.1施工煤巷时，使用手持式风动锚杆钻机打锚杆眼的方法：施工锚杆眼前，首先进行敲帮问顶。抱钻：打眼时，使用手持式风动锚杆钻机打眼，由三人配合作业，两人把钻（一名正手、一名副手），一人辅助，并观察顶帮变化情况。施工前，首先由正手两手紧握钻机的手把，身体紧贴钻机后盖（打顶眼贴肩或用手支 撑，打巷道中间的眼位时贴腰部、打底眼时贴腿），右脚（或左脚）稍向前站，身体也稍微前倾，两脚叉开。定眼：打眼前看好中腰线，由副队长标定眼位，用镐尖在钻眼位置刨出钻窝，直接对准煤壁眼位准备钻入。入钻：入钻前先接通水路垂直煤壁对准眼位，使钻机断续开动几次，钻进深度能支持住钻杆（约为100毫米），然后再调整角度正式推进。入钻时正手单人操作，双手握手把，眼睛看着眼位，注意看前进方向，并随眼环顾四周，身体保持便于用力的姿式。推进：推进时副手站在钻机的后方推动后盖，这时两人共同用力，在任何时候使力的方向，都要与钻眼推进的方向一致，不要偏斜，以免夹住钻杆，要根据煤的软硬和出煤粉的多少来决定用力的大小。推进时注意听钻的响声，不能用力过猛。退钻：钻进到要求深度后，停止推进且使钻旋转，来回拉动钻杆排清煤粉再停钻，然后提钻扶着钻杆顺直退钻。7.1.3.1.2施工岩巷时，使用气腿式凿岩机打锚杆眼的方法施工锚杆眼前首先进行敲帮问顶。抱钻：打眼扶钻人员要站在钻机侧面，禁止正对眼口位置操作，两腿前后错开，脚要蹬实。定眼方法同手持式锚杆钻机施工方法一致。入钻、推进：入钻时应把钻机操纵阀开到慢速运转位置待眼位稳固并钻进2030mm后，再把操纵阀手把搬到中速运转位置钻进，当钻进约50mm。且钻头不会脱离眼口时，再全速钻进。 退钻：钻进到要求深度后，停止推进且使钻旋转，来回拉动钻杆排清煤粉再停钻，然后提钻扶着钻杆顺直退钻。7.1.3.2锚杆眼施工结束后，将树脂锚固剂Z2388塞入锚杆眼内，人工用锚杆向里将锚固剂往眼底送。直到人工推不动为止，再用锚杆连接器将钻机和锚杆进行连接继续往里送，直到指定位置后开启钻机搅拌锚固剂。全速旋转搅拌30-45s，搅拌完成后继续用钻机顶住锚杆15-30s使锚固剂充分凝固。7.1.3.3上紧螺母：在紧螺母时，使用AQS10/13型气动锚杆安装机以最大限度的上紧螺母，达到规定的安装应力。7.1.3.4用锚杆预应力检测仪对施工的锚杆进行检测，达标后进入下一根锚杆的施工。7.2锚索支护方法：7.2.1锚索支护工艺：敲帮问顶标定眼位打眼上树脂锚固剂安装、锚固钢绞线上锚索钢板用千斤顶预紧钢绞线。施工前首先进行敲帮问顶，确认安全后方可作业。由副队长根据巷道中线进行眼位标定。标定锚索眼位时，人员必须站在永久支护下顶板完好处，打锚索眼时，钻机操作工必须站在上风侧顶板完好的地点。锚索孔采用MQT120风动锚杆钻机，28mm的双翼合金钢钻头进行打眼。施工时采用湿式打眼，画好眼位后，必须用风搞或洋镐挖好钻窝，打眼时，由两人配合作业，一人把钻，一人辅助，并观察顶帮变化情况，打眼工将锚杆钻机升起，使钻头插入相应的眼位中，然后先送水再开动锚杆钻机进行钻孔，并保证钻孔深度及角度符合要求。钻孔时钻头钻至一根钻杆的深度后，由人工进行接钻杆，然后继续进行钻进，待钻头钻到预定孔深后下缩锚杆钻机（锚索眼深8.2m），接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。人工用钢绞线向里将锚固剂往眼底送，直到人工推不动为止（保证钢绞线端部能垂直插入锚索连接器中），将连接器插入钻机，钢绞线插进连接器底部，升起锚杆机。利用钢绞线通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔内，注意在上推树脂药卷时尽量不要旋转，待钢绞线顶到位后，全速旋转搅拌3045s。完成搅拌后停止90-180s左右让药卷充分凝固，然后收缩锚杆钻机，卸下钻杆、钻头。安装锚索钢板时，由两人配合作业，一人站在专用平台上将锚索钢板抬至一定高度，将钢绞线插入锚索钢板眼位，另一人将锚具插入钢绞线端部，将锚具夹片卡住钢绞线。锚索钢板固定后，及时对锚索进行张拉，张拉时采用锚索张拉机，由两人协作完成，一人将千斤顶插入钢绞线端部并保持在同一轴线上，另一操作人员缓慢升压，待工具锚卡住钢绞线后方可松手，用锚索张拉千斤给锚索施加预紧力。8、装煤、运煤：人工拉簸箕上工作面溜子。8.1使用簸箕前，首先检查钢丝绳有无断丝现象，各连接处是否牢固可靠；拐弯巷道拉簸箕时，必须在帮部固定导向滑轮，导向滑轮必须固定于专用锚杆上（专用锚杆采用201000mm右旋高强锚杆，每孔使用一条CK2360树脂锚固剂，保证锚入深度不小于0.6m）。8.2拉簸箕需要三人配合作业，一人掌握叉子、一人掌握簸箕，一人监护。8.3作业时三个人必须配合默契，两人面对面，掌叉子将叉子一头顶在工作面溜子刮板上，身体向后退，利用刮板运行的力量使叉子运行。8.4簸箕绳采用2分钢丝绳，叉子采用长度为1m，直径为800mm的木棍，钢丝绳的长度根据现场情况进行截取，截取长度不小于5m，叉子带动簸箕运行，掌握簸箕人员跟着簸箕向前走，同时簸箕装煤，待簸箕被拉至距溜子机尾0.5m时，掌叉子人员必须立即将叉子从工作面溜子刮板中拔出同时掌簸箕人员用力将簸箕里的煤翻向溜子。8.5掌叉子人员必须注意用力的大小、发生阻力突然剧增时，应立即拔出叉子，重新进行作业。9、延长溜子：9.1迎头距溜子机尾距离达到两节溜槽的长度后，延长一次溜子，延长溜子前，首先将溜子开空，然后将溜子开关闭锁，确认闭锁后方可进行作业。9.2确认溜子开关闭锁后，挂紧链器解开上链，然后去掉紧链器。9.3拆除机尾底锚，用撬棍将机尾拉到所要求的位置。9.4铺上所延长的溜槽，底链装入溜槽内.9.5将上链铺入溜槽内，然后用液压紧链器进行紧链。9.6紧链后，保证链子长度要适中，然后采用两根底锚配合40T大链固定溜子机尾，机尾底锚采用201000mm右旋螺纹钢高强锚杆，每孔使用一条CK2360树脂锚固剂，保证锚入深度不小于0.6m，若遇软岩要根据实际情况加长底锚的长度，增加锚固剂的使用量。9.7底锚施工完后，清除溜子内所有工具杂物，通知所有人员离开溜子，发出开机信号，进行试运转，试运转时保证溜子最少转一圈。根据试运转情况，调试溜子牵引链的松紧情况，确认松紧适宜后方可正常作业。9.8延长溜子后将原来底锚彻底处理掉，不得影响溜子运行和行人。二、爆破管理规定1、爆破管理；1.1装药采用正向装药，联线采用串联方式。1.2首先检查工作面安全、通防等情况，达到装药放炮要求后，撤出工作面设备及工具。1.3装药时，要用炮棍轻轻将药卷送入眼底。1.4爆破母线和连接线严格执行煤矿安全规程第334条的规定1.5封孔材料，封泥长度执行煤矿安全规程第328、329条的规定。三、爆破方法及爆破器材1、爆破方法:采用斜眼掏槽，眼深为1m，串联方式联炮；一次打眼、一次装药，一次起爆。工作面需爆破作业时，另行制定爆破专项措施，爆破参数及炸药的使用量根据工作面的实际风量重新进行计算。2、爆破器材:2.1雷管：选用毫秒延期电雷管，要求雷管的总延期时间不大于130ms。2.2炸药：选用乳胶炸药。2.3发爆器：选用FD200型防爆电容发爆器。2.4爆破参数的选择掏槽方式采用斜眼掏槽，掏槽眼布置视具体情况布置在巷道略靠近底板处。掏槽眼共4个，每孔装2卷，装药结构为连续装药，正向爆破。由于要实现保护性爆破，帮眼布置在轮廓线往内300mm的位置上，眼底落在同一平面上，深度一致。间距为500mm，装药量1卷/眼。顶底眼按720mm的间距布置，顶眼装药量1卷/眼，底眼装药量2卷/眼。在周边眼与掏槽眼之间按600900mm的间距均匀布置辅助眼，装药量2卷/眼。掏槽眼深度为1.2m，其余眼深均为1.0m。炮眼三视图、爆破参数表（见附图7）。第四节 综掘工艺流程、截割程序断面图综掘工艺流程：开机前准备进刀割、装、运煤退机敲帮问顶临时支护永久支护收回临时支护停机清理浮煤延长皮带进入下一个循环1、开机前准备司机详细检查作业环境中存在的问题（供电、供水是否正常支护形式是否符合作业规程的要求瓦斯是否正常人员及杂物综掘机配套设备是否正常）综掘机的检查（操作手柄是否灵活可靠截齿的磨损情况连接螺栓是否齐全有效连接轴销是否可靠减速器、油缸、油管是否完好不漏液喷雾冷却系统是否完好电器设备完好情况）2、进刀割煤、装煤、运煤发出开机信号检查作业现场是否有人员各类急停复位接通综掘机电源启动综掘机各系统（开水发出警报启动油泵启动转载皮带启动刮板输送机启动星轮启动截割头）割煤运煤。2.1副司机在急停按钮最近处油箱上部就座，负责综掘机后方和右侧；正司机取开截割头护罩，将各类急停按钮复位，到达电控箱总开关旁边，负责接通综掘机电源。2.2正司机利用综掘机专用手把接通电控箱总开关。然后在操作台就座，负责操作台、综掘机前方和左侧，然后发出开机信号。2.3启动综掘机各系统开机前，打开综掘机内外喷雾、各转载点喷雾装置。左旋信号报警开关，发出开机信号，并观察工作面现场，确认不能发生人身和机械事故后，方可开机。左旋油泵电机启动开关，启动油泵电机；左旋转载皮带启动开关，启动转载皮带，然后向前推刮板输送机操作手把，启动刮板输送机，以启动刮板输送机的方法启动星轮。右旋信号报警开关，发出截割电机启动报警信号，报警信号发出5s后即可启动截割头电机。左旋截割电机启动开关，截割电机运行。2.4割煤运煤清扫场地：综掘机启动后收回截割头，将铲板放置底板，然后移动综掘机至工作面，用截割头清扫工作面迎头及两帮浮煤。切割掏槽窝：下放后支撑至适当高度，以增加切割深度，将截割头对着工作面左下角，逐渐伸出截割头切割掏槽窝，待截割头完全伸出，听到溢流阀动作声音时缩回截割头，将截割下来的煤用截割头运至底板附近，装运出去，然后提起后支撑，将机器向前移动到完全缩回的截割头触及底板为止，再放下后支撑，伸出截割头，加深掏槽窝深度200mm，再缩回截割头，提起后支撑，向前移动到完全缩回的截割头触及底板为止，再放下后支撑，完成掏槽窝工作。横向掏槽：将深入掏槽窝的截割头紧贴底板向右移动，进行横向掏槽，横向切割时，截割头必须在缩回的位置。迂回切割：截割头达到右帮后（两帮预留300mm的保护层，），进行纵向切割，截割头向上升高一个距离（每次跨距600mm）后再横向切割，以同样的方法重复切割。切割时每刀截深500mm，四刀为一个循环，循环进度为2m，若顶板破碎，两刀为一个循环，循环进度为1m。注：巷道两帮煤层松软，综掘机截割时每帮留500mm的保护层，然后采用人工刷帮。截割程序图（见附图8）。运煤：截割完成后，将工作面两帮、顶、底板进行一次清理，利用综掘机铲板、星轮由外向里扒装底板上的浮煤，配合胶带运输机出煤。3、退机作业：停止综掘机（停止截割头停止星轮停止刮板输送机停止转载皮带关闭外喷雾收起后支撑升起铲板）退机截割头落地、盖截割头护罩后支撑落地将截割头操作手把置于中间位置（零位），右旋截割电机启动开关，停止截割电机；将星轮操作手把置于零位，停止星轮运转；将刮板输送机操作手把置于零位，停止刮板输送机运转；将转载皮带操作手把置于零位，停止转载皮带。收起后支撑、升起铲板，将综掘机退出迎头3m（采用机载前探支护时的退机距离）、5m（采用金属前探梁支护时的退机距离），下压综掘机截割头操作手把，把截割头放到底板并使用护罩将截割头部封闭。4、由安质副队长和一名有经验的工人再次按照敲帮问顶的程序和要求执行敲帮问顶。5、临时支护：金属前探梁临时支护：综掘机割完一个循环，综掘机退后5m,使截割头落地，闭锁截割部电机，断开综掘机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，盖截割头防护罩，操作方法同炮掘时金属前探梁支护方法一致。机载临时支护：综掘机截割完成后，人员进行敲帮问顶，确认安全后开始支设机载临时支护。支设机载临时支护方法：作业时，由综掘机正司机和副司机负责操作，正司机负责操作台，副司机负责将桁架、菱形网放置于顶梁架等工作。综掘机截割一个循环后，截割头落地，正司机打开操作阀，将机载式临时支护顶梁升到截割头上方，副司机将支护用的桁架和菱形网放在顶梁架上用磁铁吸好，正司机向前推动支护主架和顶梁架液压控制手柄，使主架和顶梁架由拆合状态慢慢平稳打开，开到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道顶板，把桁架和菱形网压紧巷道顶板。6、临时支护完成后，综掘机司机右旋油泵电机启动开关，关闭油泵电机；将综掘机停电闭锁，断开综掘机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，操作手把取下并随身携带。7、临时支护结束后，开始进行永久支护，永久支护方法同炮掘时方法一致。8、永久支护到位后，由综掘机司