2021年综掘掘进作业规程

目录目录---------------------------------------------------1第1章编制概况----------------------------------------3第一节概述-------------------------------------------3第二节编写依据---------------------------------------3第2章地面相对位置及地质情况--------------------------4第一节地面相对位置及临近采区开采情况-----------------4第二节煤（岩）层赋存特征-----------------------------7第三节地质结构---------------------------------------8第四节水文地质---------------------------------------8第3章巷道部署及支护说明------------------------------11第一节巷道部署---------------------------------------11第二节矿压观察---------------------------------------12第三节支护 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 ---------------------------------------12第四节支护工艺---------------------------------------21第4章施工工艺----------------------------------------31第一节施工方法---------------------------------------31第二节凿岩方法---------------------------------------32第三节装载和运输-------------------------------------34第四节管线和轨道敷设---------------------------------35第五节设备及工具配置---------------------------------36第5章生产系统----------------------------------------39第一节通风-------------------------------------------39第二节安全避险“六大系统”---------------------------43第三节瓦斯防治---------------------------------------47第四节防突管理----------------------------------------49第五节综合防尘---------------------------------------50第六节压风系统---------------------------------------51第七节防灭火-----------------------------------------51第八节供电-------------------------------------------51第九节排水-------------------------------------------52第十节运输-------------------------------------------52第十一节照明、通信和信号-----------------------------52第6章劳动组织和关键技术经济指标----------------------59第一节劳动组织---------------------------------------59第二节作业循环方法-----------------------------------60第三节关键技术经济指标-------------------------------60第7章安全技术方法------------------------------------61第一节施工准备及相关要求-----------------------------61第二节一通三防和“六大系统”-------------------------61第三节顶板-------------------------------------------69第四节防治水-----------------------------------------76第五节机电管理---------------------------------------79第六节运输管理---------------------------------------87第七节设备起吊、安装、拆除---------------------------90第八节其它-------------------------------------------91第8章灾难应急方法及避灾路线--------------------------94第一章编制概况第一节概述一、巷道名称6煤回风上山（岩巷）。二、掘进目标及用途目标：形成6煤回风上山（岩巷）。用途：满足矿井通风、运输、管线敷设要求。三、巷道设计长度和服务年限设计长度：314m。服务年限：30年。四、估计开工、完工时间本巷道自12月上旬开工，估计4月完工。五、巷道平面部署附图(一)：6煤回风上山（岩巷）平面部署图；附图(二)：6煤回风上山（岩巷）剖面图。第二节编写依据一、采场设计说明书及批按时间设计说明书为《6煤回风上山（岩巷）设计》，批按时间为3月。二、地质说明书及批按时间地质说明书名称为《6煤回风上山（岩巷）地质说明》，批按时间为3月30日。三、其它技术 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 1、《煤矿安全规程》2、《煤矿作业规程编制指南》3、《各工种操作规程》第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及临近采区开采情况本工作面在工业广场北侧山地，地表标高约+1152.0～+1197.2m。工作面东侧为6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山、6煤轨道上山；西侧为风井；南侧为6煤总回风巷（1）、6煤总回风巷（2）；北侧为三维地震勘探估计F3、F6、F7、F8及F10号断层，断层落差约为4m～50m。（表一）井上、下对照关系情况表水平名称+450m水平巷道名称6煤回风上山（岩巷）地表标高/m+1152.0～+1197.2m井下标高/m+491.2～+610m地面相对位置紫金煤业基建井工业广场北侧山地井下相对位置及掘进巷道影响工作面东侧为6煤回风上山（煤巷）、6煤胶带上山、6煤轨道上山；西侧为风井；南侧为6煤总回风巷（1）、6煤总回风巷（2）；北侧为三维地震勘探估计F3、F6、F7、F8及F10号断层。临近采区、煤层、巷道对掘进巷道影响临近采区、巷道对掘进巷道无影响。巷道部署平面图（附图一）剖面图（附图二）第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数工作面为穿层巷道，所穿煤、岩层为6#煤层、6#煤底板为细砂岩及砂质泥岩。6#煤层：黑色、灰黑色，条带状结构，层状结构，强玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆，易碎，断口呈参差状，容重1.38t/m3。煤岩组份以亮煤为主，镜煤、暗煤次之。6#煤层走向29～124°、倾向119～214°、倾角5～13°，煤层厚度2.40～3.10m，平均厚度2.80m，煤层结构简单，顶板及底板均为粉砂质泥岩。（表二）煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（最大~最小/平均）/m3.10～2.40/2.80煤层倾角（最大~最小/平均）/（0）13～5/11煤层硬度系数（f）0.25煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育绝对瓦斯涌出量(m3/min)1掘进绝对二氧化碳涌出量(m3/min)0.15掘进二、煤层顶底板情况6#煤层直接顶为砂质泥岩，深灰色，性脆，节理较发育，含植物化石碎屑。平均厚度为1.41m。老顶是由粉砂岩和细砂岩组成复合型顶板；粉砂岩为浅灰色，质硬，参差断口，含泥质纹理平均厚度2.00m；细砂岩为灰白色，长石、石英为主，次含岩屑，分选中等，平均厚度6.5m。底板为砂质泥岩，深灰色，性脆，节剪发育，棱角状断口，含植物化石碎屑，平均厚度5.85m。（表三）煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度/m岩性顶板老顶粉砂岩、细砂岩8.5粉砂岩为浅灰色，质硬，参差断口，含泥质纹理平均厚度2.00m；细砂岩为灰白色，长石、石英为主，次含岩屑，分选中等，平均厚度6.5m。直接顶砂质泥岩1.41深灰色，性脆，节理较发育，含植物化石碎屑。底板砂质泥岩5.85深灰色，性脆，节剪发育，棱角状断口，含植物化石碎屑。三、煤层瓦斯涌出量依据6煤回风上山（岩巷）掘进工作面瓦斯涌出情况，估计本工作面绝对瓦斯涌出量1m3/min。该工作面掘进超出30天，重新核定瓦斯涌出量，以后依据掘进巷道实际瓦斯涌出量进行风量核实。第三节地质结构工作面掘进范围内煤、岩层整体为单斜结构。依据三维地震勘探资料显示，本工作面北侧可能发育有F3、F6、F7、F8及F10号断层。F3号断层走向57°、倾向147°、倾角75°、落差4m。F6号断层走向69°、倾向159°、倾角75°、落差5m。F7号断层走向45°、倾向135°、倾角70°、落差4m。F8号断层走向74°、倾向164°、倾角70°、落差5m。F10号断层走向62°、倾向152°、倾角50°、落差50m。第四节水文地质一、水文地质情况：工作面所穿（煤）岩层为二叠系下统山西组地层。从区域上来看，工作面关键受二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层和石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶碎屑岩类裂隙含水岩组及奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水影响。二叠系下统山西组碎屑岩类裂隙水关键为K8含水层，K8砂岩裂隙水为工作面顶板直接充水水源。含水层以中-粗粒砂岩为主，厚度较大，但区内改变大，补给条件差，单位涌水量0.00963L/s.m，渗透系数0.0279m/d，富水性弱。在结构正常地段，该充水水源对工作面掘进影响相对较小，但在断层、陷落柱发育地段对工作面掘进有一定影响。石炭系上统太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙岩溶水关键指太原组K2、K3、K4三层灰岩裂隙岩溶水，依据井田内抽水试验资料看，单位涌水量为0.00268L/s.m。另外，从简易水文情况看，钻孔消耗量改变不显著。K2、K3、K4灰岩，单层平均厚度1.3-2.91m，水位埋深90.0-175.01m，单位涌水量0.002-0.02l/s·m。富水性弱。奥陶系中统碳酸盐岩岩溶裂隙水，该含水层关键为奥陶系峰峰组和上、下马家沟组含水层。井田内没有出露，属埋藏型；依据区域资料，含水层岩性关键以石灰岩、白云质灰岩为主，通常情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。依据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术方法汇报》分析，6号煤层底板泥岩、砂岩、灰岩Kp值（隔水岩柱岩体抗拉强度）平均1.2MPa～4.8MPa。Kp按最小值1.2MPa计算，6号煤层到太灰含水层之间安全隔水层厚度为12.86m，按最大值4.8MPa计算，得出太灰含水层安全隔水层厚度为6.48m。Kp按最小值1.2MPa计算，得出6号煤层到奥灰含水层之间安全隔水层厚度为11.61m，按最大值4.8MPa计算，得出奥灰含水层安全隔水层厚度为5.85m。依据山西地科勘察地质勘探中钻孔资料统计分析，6号煤层底板到太原组灰岩（K4）之间隔水层在28.9~57.15m之间，到奥陶系峰峰组顶板之间隔水层厚度在141.1~176.7m之间。所以，6号煤层实际最小隔水层厚度全部远大于安全隔水层厚度。总而言之，本工作面在不受断层、陷落柱等结构影响地段，即使存在突水威胁，但危险不大。只有在断层、陷落柱等结构发育地段，太原组灰岩岩溶裂隙含水层突水危险较大。工作面掘进范围内奥灰水水位推测在770m左右。工作面标高在491.2~530.0m之间，工作面该区域突水系数T<0.06MPa/m，依据《山西煤炭运销集团晋中紫金煤业基建井首采区带压开采安全性评价及安全技术方法汇报》划分为突水危险性小区，但在断层、陷落柱等导水结构，为突水危险区。二、岩浆侵入体、陷落柱及河流冲刷情况：估计本工作面区域内无火成岩侵入体、及河流冲刷；但井田内陷落柱较发育，可能有陷落柱存在。附图（三）综合柱状图第三章巷道部署及支护说明第一节巷道部署该掘进工作面施工时，巷道部署在煤层底板（按设计要求施工时和煤层留设岩柱约8.5m，如地质条件发生改变，和煤层留设岩柱不得小于5m），按设计给定坡度进行掘进，由6煤总回风巷（二）拉门施工，初始标高为+491.2m；该巷道设计长度314m。附：巷道断面和技术特征及工程量表表（五）　巷道断面和技术特征及工程量表巷道名称类别煤岩别支护形式坡　度巷道断面（㎡）工程量（m）备注6煤回风上山（岩巷）准备岩石锚网喷4‰13°S荒=13.59S净=12.22314合　计314巷道部署详见设计施工平面图及巷道断面图。第二节矿压观察一、观察对象：6煤回风上山（岩巷）。二、观察内容：锚杆、锚索载荷及锚固力。三、观察方法:锚杆预紧力随时进行检验，每100根锚杆或100根以下抽样一组（三根）进行检验，拱部锚杆拉拔大于80KN，两墙锚杆拉拔大于60KN，锚索拉拔大于120KN。四、数据处理：采取边施工、边观察，立即对数据加以分析、判定，并把观察结果反馈到设计和施工中去，从而不停修改设计、补充方法、指导施工。第三节支护设计一、确定巷道支护形式巷道顶板直接顶为砂质泥岩，老顶为粉砂岩及细砂岩组成，属较稳定岩层，适合锚网喷砼支护。依据石家庄设计院设计确定6煤回风上山（岩巷）采取半圆拱断面，锚杆＋金属网＋喷砼联合支护。巷道断面规格：6煤回风上山：S荒=13.59㎡S净=12.22㎡二、支护方法1、顶板临时支护装置超前支护采取单体点柱挑起金属网接顶作为超前临时支护，即每循环截割后在首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根单体带帽点柱，挑起金属网接实顶板形成临时支护。单体点柱间距1.6m。如遇地质结构或拉门期间、施工硐室时，单体点柱临时支护不能有效护顶和其它特殊情况，采取打Φ22mm×mm螺纹钢锚杆超前临时支护。2、迎面护帮装置迎面围岩破碎时需在迎面打2-3根锚杆，挂1～2片Φ6×1000×mm钢筋网进行保护，预防掉矸伤人。（二）永久支护巷道永久支护方法采取锚杆＋钢筋网＋喷砼进行联合支护，拱、墙锚杆均采取螺纹钢锚杆。支护参数确定以下：6煤回风上山支护参数：1、拱部锚杆间距为800mm，排距为800mm；拱部锚杆共9根，和巷道中心对称部署。2、两墙锚杆间距为800mm，排距为800mm，两墙锚杆共2根，两墙锚杆垂直巷帮；下部墙锚杆距底板550mm。3、喷砼支护：混凝土强度等级C25，喷厚150mm。通用支护参数：1、锚杆外露长度：10～40mm。2、锚固力：拱锚杆大于80KN，墙锚杆大于60KN，锚索大于120KN。3、螺母扭矩：拱锚杆大于100N·m，墙锚杆大于80N·m。4、锚索外露长度：150mm～250mm。5、顶板及两帮均铺设金属网，金属网前后、上下搭接，搭接宽度大于100mm。（三）按悬吊理论计算锚杆参数以4.9m宽断面为例，计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L——锚杆长度，m；H——冒落拱高度，m；K——安全系数，通常取K=2；L1——锚杆锚入稳定岩层深度，通常按经验取0.4m；L2——锚杆在巷道中外露长度，通常取0.14m。其中：H=B/(2f)H=B/(2f)=4.9/(2×5)＝0.49m式中B——巷道开掘宽度，取4.9m；f——岩石坚固性系数，砂岩取5。则：L=2×H+0.4+0.14=2×0.49+0.4+0.14=1.52m经过以上计算，巷道锚杆选择直径22mm、长度mm螺纹钢锚杆能满足计算要求。（附图四）2、锚杆间、排距计算：设计时令间距、排距均为a，则a=(Q/KHγ)1/2式中：a——锚杆间排距，m；Q——锚杆设计锚固力，64KN/根；H——冒落拱高度，依据计算取：0.49m；γ——被悬吊砂岩重力密度，取19.992KN/m3；K——安全系数，通常取K=2。a=[64/（2×0.49×19.992）]1/2≈1.81m经过以上计算，确定锚杆间排距800mm×800mm满足支护需要。（四）锚索加强支护施工过程中对三角点、四角点及围岩破碎地段采取锚索加强支护，每排两根锚索，锚索间距1.6m，排距为1.6m。1、定锚索长度：L=La+Lb+Lc+Ld式中L——锚索总长度，m；La——锚索深入到较稳定岩层锚固长度，m；Lb——需要悬吊不稳定岩层厚度，取2m；Lc——托盘及锚具厚度，取0.07m；Ld——需要外露张拉长度，取0.3m；按GBJ86—1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：La≥K×（d1ƒa/4ƒc）式中K——安全系数，取K=2；d1——锚索钢绞线直径，取17.8mm；ƒa——钢绞线抗拉强度，N/mm²（1920MPa，合1883.52N/mm2）；ƒc——锚索和锚固剂粘和强度,取10N/mm2；则La≥2×（17.8×1883.52/4×10）≈1.76m；取La=1.76m，则L=1.76+2+0.07+0.3=4.13m。设计取锚索长度6.3m。2、锚索倾角：锚索垂直于顶板安装。3、锚索数目标确定：N=K×W/P断式中N——锚索数目；K——安全系数，通常取2；P断——锚索最低破断力530KN；W——被吊岩石自重，KN。W=B×∑h×∑γ×D按4.9m宽断面度计算锚索根数；B——巷道开掘宽度，取4.9m；∑h——悬吊岩石厚度，取2m；∑γ——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3；D——锚索间排距，取1.6m。W=4.9×2×19.992×1.6≈313KNN=2×W/530≈1.18根经过计算：巷道安注锚索时，取2根即可满足要求。巷道断面图及巷道支护详见附图：附图（五）：6煤回风上山巷道断面图附图（六）：6煤回风上山锚杆支护示意图附图（七）：最大、最小空顶距及临时支护示意图附图（八）：超前锚杆临时支护示意图第四节支护工艺 一、支护材料1、锚杆：采取Φ22mm×mm螺纹钢锚杆。2、拱部锚杆锚固剂采取Z2360型两卷。3、两墙锚杆锚固剂采取Z2360型两卷。3、锚索锚固剂采取Z2360型三卷。4、锚杆托盘采取150mm×150mm×8mm铁托盘。5、锚索选择直径17.8mm，长为6300mm钢绞线。8、锚索托盘采取250mm×250mm×10mm铁板制成，并在托盘中心位置钻一个Ø20mm圆孔。9、锁具：KM18锚索锁具。10、金属网：采取Φ6mm钢筋加工金属网，规格尺寸：1.0m×2m，网格距100mm×100mm。（表六）支护材料规格表序号材料名称型号材质单位备用数量备注1锚杆Φ22×mm螺纹钢根100料场要备用可供两天使用支护材料，料场随工作面一起前移，和工作面最大距离200m。2锚固剂Z2360树脂根2503锚索Φ17.8×6300mm钢绞线根104铁托盘150×150×8mm钢板块1505锚索托盘250×250×10mm钢板块106锁具KM18套107金属网1.0×2.0m钢筋片75二、临时支护工序及要求1、顶板临时支护工序及要求（1）顶板临时支护工序：①、作业人员站在永久支护下，首先用大于2.0m撬棍找净顶板、两帮及迎面浮石、险块，找顶时要由外向里、由两侧向中间进行。作业时设专员监护顶板。②、作业人员在永久支护掩护下，然后将事先联好金属网用12＃铁线将相邻网每300mm一道联好，网扣不少于三圈。然后将挑起金属网，在距首排永久支护锚杆前0.6-0.9m位置打两根液压单体点柱，单体上方用木托盘或木板做顶帽，将金属网挑起接顶形成临时支护。（2）、顶板临时支护要求：单体点柱打在距工作面首排支护前方大于0.6m顶板上，依据现场实际情况最少打两根单体点柱，单体上方加顶帽，顶帽使用500×200×50mm木托盘或木板，点柱间距为1.6m（硐室及小断面巷道可合适减小点柱间距）。单体点柱要打在实底上，无法打在实底上时需加木垫垫牢垫实。（3）如拉门期间、施工硐室及遇地质结构单体点柱临时支护不能确保有效护顶等特殊情况，临时支护采取打超前锚杆方法。超前锚杆打在距工作面首排锚杆前方0.6-0.9m顶板上，依据现场实际情况最少打两根Ф22×mm螺纹钢锚杆，锚固剂使用Z2360型树脂锚固剂两卷进行锚固。超前锚杆仰角呈75°钻安，间距为1.6m。2、迎面临时支护工序及要求（1）迎面临时支护工序：①、作业人员站在临时支护下，首先用大于2.0m撬棍找净迎面浮石、险块，作业时设专员监护顶板。②、在迎面打护帮眼，护帮眼施工完成后，挂1～2片Φ6×1000×mm钢筋网进行保护，预防掉矸伤人，锚杆螺母必需拧满扣。（2）迎面临时支护要求：要求护帮锚杆部署均匀，打在迎面中上部或煤岩松散易发生片帮部位，特殊情况下，可视迎面状态合适调整护帮锚杆位置及数量，确保有效护帮。三、永久支护工序及要求（一）锚杆安装工序及要求1、永久支护工序：（1）打锚杆眼前必需标定锚杆间排距眼位，打顶锚杆时必需由外向里、由中间向两边，先施工完中间顶锚杆后，再依次由中间向两侧施工。打两帮锚杆时按从上到下次序进行。帮顶锚杆施工严格按巷道支护部署图要求进行施工。（2）锚杆安装工艺步骤：帮、顶找掉浮石→顶板临时支护→测量宽度，定中心眼位→施工中心眼→注药卷→注锚杆→搅拌药卷→紧固锚杆。（3）拱部锚杆和两墙锚杆施工次序：施工拱部锚杆同时，施工滞后两墙锚杆。（4）拱部锚杆施工采取锚杆机进行；钻头使用Ø27mm钻头。两墙锚杆施工采取风煤钻或凿岩机进行。2、永久支护要求：（1）打锚杆眼：打眼前，首先严格按中心检验巷道断面规格，不符合设计要求时必需优异行处理；打眼前要先根据由外向里、先拱后墙次序检验顶帮，找掉活矸、危岩，确定安全后方可作业。锚杆眼位置要正确，眼位误差不得超出100mm。打拱部锚杆使用锚杆钻机，打两墙锚杆使用风煤钻或凿岩机，钻头使用Ø27mm钻头。锚杆眼深度应和锚杆长度相匹配，严格按锚杆长度打锚杆眼，锚杆眼深度为：1.92m。打眼应按由外向里、由中间向两侧，先拱后墙次序依次进行。打锚杆时，可分两组在两侧同时施工，但两组施工人员应保持1m以上距离。（2）安装锚杆：先把树脂锚固剂送入眼中，随立即锚杆插入锚杆眼内，将锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上锚杆钎尾，锚杆钎尾另一端插入锚杆钻机上。开动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间大于30秒，锚固时间为1-2分钟，待锚杆锚固后，方可撤去锚杆机。（3）拱部锚杆垂直顶板部署，打拱部锚杆时必需按从中心到两侧次序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。遇裂隙时锚杆要尽可能垂直于裂隙面。（4）两墙锚杆排排平行且垂直巷帮部署，打两墙锚杆时必需按从上到下次序进行，锚杆间距为0.8m，排距为0.8m。两墙锚杆及金属网可滞后工作面2排安装，（施工时下部墙锚杆可滞后工作面6排安装。施工中如发觉两帮煤、岩松软易碎，易发生片帮时，两墙锚杆必需打到工作面）。（5）联网要求：金属网上下、前后搭接（相邻金属网搭接大于100mm），相邻网每隔300mm用14号双股铁线连接一道，拧紧不少于3圈。（二）锚索安装工序及要求1、安装工序：（1）当巷道按设计要求支护合格后，用锚杆钻机湿式打眼，眼深为6.1m。（2）安装树脂锚固剂前应检验其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格或过使用期严禁使用。（3）两人配适用钢绞线顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底。注意不要用力过猛更不能反复抽拉钢绞线，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。（4）钢绞线下端安上钎尾，再将钎尾尾部插入锚杆钻机上。（5）一人扶住锚杆机、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，搅拌时间大于30秒，确保搅拌均匀。（6）停止搅拌后，必需继续保持锚杆机推力1-2分钟，然后收回锚杆机。（7）操作人员将锚索托盘及锁具套在锚索上，然后两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手握住把手进行张拉，张拉时注意观察压力表读数（压力表读数达成37MPa），张拉千斤顶行程结束，换向回程，继续进行张拉，达成设计预紧力后，快速换向回程，卸下张拉千斤顶。（8）预紧锚索可用手动千斤顶来完成。张拉时观察压力表数值，达成要求时停止张拉。（9）卸下张拉千斤顶时注意用手接住，避免坠落。2、技术要求：（1）在三角点、四角点3m范围内加打锚索，每排2根，间排距1600mm×1600mm。（2）掘进施工中如发觉顶板煤、岩松软易碎，易发生片帮、掉顶时，立即加打锚索进行加强支护。（3）锚索孔深误差控制在0～30mm。（4）锚索外露长度150mm～250mm。（5）锚索施工10－15min后进行预紧，锚固力不小120KN。锚索机油泵压力表显示大于37MPa。（6）张拉时发觉锚固不合格锚索，必需立即在其周围补打锚索重新锚固。（三）喷砼支护工序及要求采取喷浆机喷射混凝土施工，工艺步骤及操作次序以下：（1）原料组成：①、水泥：P.o42.5②、砂子：中砂③、碎石：5-15mm④、速凝剂：掺量按4%左右（2）混凝土配比：水泥：砂子：碎石：速凝剂：水1:1.73:1.73:0.04:0.45（3）工艺步骤：水泥+沙子碎石—→喷浆机—→输料管—→喷枪—→喷射面。（4）操作次序：作业时操作次序：供风→供水→送电→加料停止作业时操作次序：停料（待喷浆机内喷料全部喷完）→停电→停水→停风。（5）喷射次序：先帮后顶，自下而上进行，逐排进行。（6）准备工作：①、待喷地点网中有浮货堆积地点，首先将浮货放出，找净浮石，露出实顶、实帮，重新联网后，拧紧托盘达成预紧力后在进行喷浆。②、喷射前必需用高压风水冲洗受喷范围内围岩。③、喷射人员要佩戴齐全防尘口罩和有效劳保用具。（7）喷射混凝土工艺要求：①、喷厚150㎜；超挖部位喷平、补齐。初喷50-70mm，初喷跟至工作面，复喷距工作面小于50m。②、喷枪头和受喷面应尽可能保持垂直。③、水泥、砂、石在喷浆机旁按百分比人工搅拌均匀，随伴随用。上料要均匀，速凝剂随喷随掺。④、喷射时，喷浆机供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，喷射过程中应依据出料量改变，立即调整给水量，确保水灰比正确，最适宜水灰比是0.4～0.5之间。⑤、喷射混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹少。四、质量控制1、原材料质量控制：（1）未经检验和已经检验为不合格材料、构配件等，不得投入使用。（2）材料到场后，进行报验，经甲方或监理验收签证后方可使用。（3）材料质量检验合格证要随货同行。（4）材料检验：①、水泥：检验品种、标号、生产批号、出厂日期。检验出厂合格证、3天试验汇报单。储运过程受潮结块水泥禁用。不一样品种、不一样标号水泥严禁混用。按要求进行进场复验。②、锚杆：检验母材材质出场检验汇报。锚杆型式试验汇报、出厂检验合格证。检验锚杆杆体、托盘、螺丝、螺母是否配套。按批次、抽检要求进行复验。③、锚固剂：检验锚固剂出厂合格证、生产日期、黏度、药卷直度，超期禁用。检验锚固剂规格品种是否符合规程要求。④、河砂：目测粗细程度，杂质含量、泥含量≯2%。产地改变时采样送检化验，正常情况每个月送检一次。⑤、石子：目测粗度和级配，日常检验含泥量≯2%。针片状颗粒≯20%。产地改变时随时采样送检化验，正常情况每个月送检一次。⑥、钢筋网：检验母材材质出场检验汇报。出场检验合格证。按批次、抽检要求进行复验。2、工序质量控制：（1）认真进行测量找线作业：①、由专员负责施测，立即放线，立即校核。②、测量放线紧跟迎头，方便使用。③、测量放线所用钢尺、靠尺必需符合测量要求范围。④、通常包含规格尺寸必需找线量尺。（3）锚杆安装：①、孔径、机具必需符合规程要求。②、打锚杆孔前，必需检验巷道规格尺寸，合格后方可安装。③、打锚杆孔时要确保锚杆孔角度和直线度。④、锚杆漏打、间距超标或出现失效时要立即补打。（4）喷射混凝土施工：①、喷浆时，要连续上料，喷射手姿势、喷射距离、次序、喷枪移动方法必需符合操作规程要求。②、喷射手要仔细观察围岩、喷层表面、回弹、粉尘等情况立即调整风压和水灰比。③、喷浆时，一人持枪，一人负责照明指挥及传输信号。④、喷浆时，巷道墙部最少挂两条线，肩部挂一条线，喷后底脚必需裁成90°。⑤、复喷后，严禁出现漏网和赤脚现象。3、质量验收制度：（1）主动配合建设单位、监理单位进行施工质量监督检验，以外部环境促进质量管理提升。（2）严格施工作业程序，施工每一步符合规程要求，严格落实规程要求。严厉打击弄虚作假、偷工减料行为。（3）立即进行质量分析总结，掌握质量动态，对成功经验立即推广，对施工中出现质量问 题 快递公司问题件快递公司问题件货款处理关于圆的周长面积重点题型关于解方程组的题及答案关于南海问题 立即分析原因，研究处理方法，提出整改方法。（表七）施工质量标准项目设计尺寸；技术要求允许偏差（mm）巷道净宽（中宽）mm4600合格巷道中线左右0～+200优良巷道中线左右0～+100巷道净高（中高）mm3000合格0～+200优良0～+100螺母扭矩（N·m）顶＞100符合设计帮＞80符合设计锚杆间排距（mm）顶800×800合格±100优良±50帮800×800锚杆锚固力（KN）顶＞80符合设计帮＞60符合设计锚杆角度（°）顶垂直顶板合格±5°优良±2°帮垂直巷帮锚杆纯外露长度（mm）顶10～40符合设计帮10～40符合设计锚索（mm）间排距1600×1600±100锚固力120KN符合设计外露长度150～250符合设计网片联接符合设计要求锚杆（索）构件构件齐全，禁用非标准件第四章施工工艺第一节施工方法一、施工准备1、完善局部通风及供电系统；2、延接风水管路、排水管路、完善排水系统；3、安装调试胶带输送机及耙装机；4、按设计给定中心、腰线进行掘进。二、施工方法1、巷道施工方法采取综掘机按设计要求一次切割成巷。2、掘后先施工锚杆网支护，两掘一喷，初喷不少于50mm，阶段性复喷，复喷达成设计厚度。第二节凿岩方法一、采取综掘机破岩石施工，由综掘机本身星轮、刮板运输机、桥式转载皮带机、工作面皮带运输机组成运输系统进行出货。二、掘进施工时，循环进尺1.6m，最大空顶距1.9m，最小空顶距0.3m；施工中假如顶板破碎，循环进尺缩至0.8m，最大空顶距1.1m，最小空顶距0.3m。四、工艺步骤1、生产工艺步骤开机前准备→综掘机割、装、运→临时支护→锚杆（锚索）支护→下一个循环。生产工艺步骤图：2、检修工艺步骤检修前准备→检修综掘机各部位、加油、更换截齿，检修带式输送机及延伸→试运转→检修完成。检修工艺步骤图：3、综掘机截割工艺综掘机采取横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道一侧，由巷道下部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，进刀深度以0.5m为宜，待截割完成且打完顶帮支护锚杆后再进行下一个循环，往复进行。截割次序见附图（九）：综掘机截割次序示意图第三节装载和运输一、装载和运输方法1、装、运岩：由综掘机配合胶带运输机装车外运。2、材料及设备运输：材料及设备装车由副井运至到井底车场，利用电机车运至6煤轨道石门，由调度绞车将物料运输到工作面。3、人员运输：人员乘坐副井罐笼抵达副井井底车场，步行到工作面。二、运输设备铺设及安全设施   （一）运输设备铺设1、带式输送机铺设（1）输送机机头距巷帮距离大于700mm，中间部分距巷帮大于500mm。（2）带式输送机机头使用8根（每侧4根）Φ22×2.0m螺纹钢锚杆固定在底板上，固定皮带机尾使用4根螺纹钢锚杆固定在底板上，要求锚入深度大于1.4m，每孔使用一卷Z2360树脂锚固剂。2、绞车安装调度绞车固定采取地锚固定，经锚杆锚固力核实，地锚采取六根Φ22mm×2.0m螺纹钢锚杆，绞车基础座上四根，基础座正后方两根，每孔用一卷Z2360树脂锚固剂，经验收合格、试运转无问题后方可投入使用。（二）安全设施及要求1、斜巷运输“一坡三挡”、声光信号必需齐全有效，而且灵活可靠。2、矿车插销，必需使用试验合格产品，严禁使用自制或不合格连接装置。3、斜巷运输时，一列车（包含单车）必需使用首尾连接防跑车保护绳，保护绳绳径必需和调运所使用绞车钢丝绳径相匹配，保护绳扣插接长度必需大于或等于绳径30倍。第四节管线和轨道敷设一、管线部署及要求1、压入式风筒、供风管路、供水管路、排水管路、电缆、带式输送机按设计要求部署。2、风筒靠近墙、拱锚杆外端吊挂平直，做到逢环必挂，出风口末端距工作面小于5m。3、供风管路、排水管路规格为DN100mm,供水管路规格为DN50mm。4、管路构件齐全，无漏水、漏风现象，供水、排水管路末端距工作面不超出30m，供风管路末端距工作面不超出20m。5、动力电缆必需悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆；细电缆吊挂在拉直铁线上，并用绑线编排绑好。6、使用标准挂钩（直径20mm以上钢筋）吊挂供风、供水、排水管路。7、管路间距均匀一致。8、最下部管路距巷道底板大于500mm。9、吊挂间距为3m，吊挂间距必需协调统一。10、吊挂点应选择在墙、拱锚杆上并加帽，或在巷帮打专用吊挂锚杆，吊挂点选择应协调统一。11、吊挂管路必需每吊全部均衡受力，管路必需落在每一个对应吊钩上，吊挂必需平直。  二、轨道部署及要求1、该工作面轨道铺设，轨道中心距巷道中心1.0m，轨道距两帮设备距离大于400mm，要求铺设平直、构件齐全紧固有效，接头间隙不超出5mm，内错差不超出2mm，轨距为600mm，轨枕间距800mm，而且轨枕必需垫实。三、管线及轨道敷设标准（表八）管线及轨道敷设标准序号名称规格型号悬吊方法和工作面间距（m）轨枕间距（m）轨面高低差（mm）轨道接头间隙（mm）1轨道30kg/m≤500.8≤2≤52供风管路DN100mm管钩≤203供水管路DN50mm管钩≤304排水管路DN100mm管钩≤305电缆各类电缆钩≤606柔性风筒Φ800悬吊 第六节设备及工具配置（表九）设备及工具配置见表序号名称型号单位数量1综掘机EBZ-200部12桥式转载机QZP-100部13胶带运输机SDJ-800部24调度绞车JYB40×1.4台15回柱绞车JH-14台16锚杆钻机MQT-85台47风煤钻ZMS-30部38凿岩机7655台69喷浆机HPC5台210局部通风机FBDNo8.0/2×45台211除尘风机KCS-300D台112馈电开关KBZ-400台313馈电开关KBZ16-400台114馈电开关KBZ-200台115控制开关QBZ-200台216控制开关QBZ-2*120台117控制开关QBZ-80N台118控制开关QBZ-80台419控制开关QBZ-30台220信号照明综保ZBZ-4.0台121电话KTH8部222激光指向仪台123锚索机台124撬棍2.0m，1.6m,1.2m根425联网钩把626叉子把427扭矩扳手把228锚索张拉机具套129铁锹把1030镐把231大锤把1（附图十）设备部署图第五章生产系统第一节通风1、通风方法和通风距离通风方法采取压入式通风，最长通风距离为814m。2、通风路线及局部通风机安设位置要求（1）、通风路线：新鲜风流：主井®井底车场®局部通风机及压入式风筒®掘进工作面乏风流：掘进工作面®6煤总回风巷®风井井底车场®风井®地面，工作面区域通风路线见通风系统示意图。（2）、局部通风机及其开关安设在主井南码，风筒沿6煤轨道石门、6煤回风上山接设至工作面，工作面独立通风，见通风系统示意图。3、局部通风机选型1）、掘进工作面需要风量计算：（1）按瓦斯涌出量计算：Q=125×q瓦斯×K瓦斯=125×1.0×1.6=200（m³/min）式中：Q------工作面需要风量,m3/min；125----单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超出0.8%换算值。q瓦斯---工作面绝对瓦斯涌出量，为1.0m3/min；K瓦斯---瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取为1.6。（2）按人员数量验算：Q≥4N=4×11=44（m3/min）式中：4----每人每分钟所需风量，m3/min·人；N----工作面同时工作最多人数11人。（3）按风速计算依据以上计算结果，选择最大风量Q=200m3/min作为验算依据。按最低风速验算：Q低≥9S=9×12.22=110（m3/min）式中：9----岩石掘进工作面最低风速换算系数。S----掘进巷道最大净断面积，12.22m2。按最高风速验算：Q高≤240S=240×12.22=2933（m3/min）式中：240----掘进工作面最高风速换算系数。S----掘进巷道最小净断面积，12.22m2。Q低＜Q＜Q高，符合《煤矿安全规程》要求。（4）除尘风机选型及风筒规格：综合工作面需要风量为200m3/min、除尘通风最大距离为50m、除尘通风风筒百米漏风率小于3%、煤矿局部通风设备和综掘机工作面除尘风机设备现实状况等原因，此次选择KCS-300D型矿用湿式除尘风机（额定风量为300m3/min）。选择直径600mm抗静电、阻燃骨架风筒，10m一节。（5）工作面风量确定：经过计算，掘进工作面配风量需要满足除尘风机和巷道最低风速要求，即300m3/min+110m3/min=410m3/min（300m3/min为除尘风机额定吸入风量，110m3/min为压入式通风机风筒出风口至除尘风机出风口之间巷道最低风量），所以压入式通风机供风量大于410m3/min，并以此数据来确定局部通风机型号。2）、局部通风机选型及运行：（1）局部通风机选型及风筒规格：此次施工设计通风距离为814m，风筒百米漏风率按1.5%计算，漏风量为7m3/min。依据计算工作面需风量为410m3/min，所以所选局部通风机供风量应大于417m3/min（410m3/min+7m3/min），所以选择2台FBDNo8.0/2×45型对旋轴流局部通风机，其额定风量720～420m³/min，额定全压600-7600Pa，选择直径800mm抗静电、阻燃胶质风筒，10m一节。主、备局部通风机均为“三专电源”，并设直径1000mm切换三通和主风机风筒合茬备用。3）局部通风机运行（1）主风机双机运行并测定风量，如风量能够满足工作面风量要求，主风机保持“双机”运行，如“双机”运行风量不能满足要求，更换大功率风机，以后每旬测定一次，必需实施风电闭锁，不得无 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停风。（2）备用风机保持和主风机通风能力相等。4、风机所在巷道处风量计算：Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd=600×2+0.15×15=1445（m3/min）式中：Qaf—局部通风机实际吸风量，600m3/min；I—掘进工作面同时通风局部通风机台数；Shd—局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面积，m2；0.15—巷道许可最低风速。经计算，局部通风机安设处巷道风量最低为1445m3/min。通风系统示意图（附图十一）第二节安全避险“六大系统”一、安全避险“六大系统”装备及管理(一)通讯联络系统：1、此次施工使用KTJ41调度通信系统。工作面安设KTH8型本安电话一部（号码8053），转载点一部（号码8005）作为此次施工期间通讯联络电话，掘进施工单位看管，工作面前进时掘进施工单位立即移设电话，保持距离工作面30～50m。2、掘进施工单位每班指定人员检验电话及施工区域内通讯线路情况，发觉问题立即汇报矿调度，由矿调度立即责令信息中心快速处理。3、掘进施工单位每班指定人员立即接听电话，确保联络通畅。4、此次施工使用调度绞车和输送机信号系统，尤其是语音对讲装置，是此次施工作业人员联络辅助工具。除“第1条”要求电话外，其它地点设置电话能够作为辅助通讯电话，本规程不作具体安设使用要求。5、掘进巷道内通讯联络设施部署见通讯系统示意图。(二)人员定位系统：1、人员定位采取KJ69J型监测系统，实现监测工作面人员动态。2、人员定位系统基站信号器设至工作面入口处。3、参与此次施工人员入井必需携带KGE37B（AJ）定位器，不得借用她人定位器。(三)监测监控系统：1、监测监控系统为KJ95N，实现瓦斯监测、风速、风机运行、断电控制和馈电控制等一系列功效。2、工作面甲烷监测监控设备部署达成：（1）井下分站设置在工作面局部通风机配电点内，由主风机开关电源侧接出分站电源。（2）工作面甲烷传感器：距工作面小于5m，垂直吊挂在巷道顶板处，不得和风筒吊挂在同一侧，工作面推进时前移，报警浓度：≥0.8%，断电浓度：≥1.2%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备电源。（3）回风甲烷传感器：在局部通风巷道距其出风口10-15m处（见安全监控示意图），垂直吊挂在巷道顶板处，报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备电源。（4）除尘风机甲烷传感器：在除尘风机吸入口前10-30m风筒内。报警、断电浓度：≥0.8%，复电浓度：＜0.8%，断电范围：除尘风机电源。（4）工作面、回风甲烷传感器吊挂时其气室距顶板小于300mm、距巷帮大于200mm，井下分站等设备距巷道底板大于300mm。（5）在距风筒出风口30m内，在风筒上安设风筒风量开关传感器监测风筒风量情况。当风筒风量不足造成风筒风量开关传感器开关动作时，发出报警信号并自动切断局部通风巷道内全部非本质安全型电气设备电源。3、工作面监测监控系统满足“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”、监控风机开停、工作面电源状态和风筒状态监测等要求。4、每7天使用标准气样标校监控系统甲烷传感器，同时做一次断电功效试验，确保显示、精度正确，控制功效灵敏可靠；甲烷气样标准：0%、1%、2%,；天天进行一次双风机双电源自动切换试验；每一试验期间不得影响局部通风，发觉问题立即处理，并做好统计备查。信息中心监测人员按要求标校、巡检安全监控设备，并做好统计备查。井下监测设备运行十二个月必需升井进行检修。5、工作面监测监控设备部署见安全监控示意图。(四)供水施救系统：1、供水施救系统用水引自地面蓄水池（400m3），经供水管路（规格DN150mm、DN100mm、DN50mm）到掘进工作面，蓄水池水源来自深水井，水质达成饮用水标准。2、供水管路系统：地面蓄水池（400m3）→副井井筒（DN150mm）→井底车场（DN100mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN50mm）→工作面（DN50mm）（距工作面小于30m）。3、工作面供水管路末端安设不少于3个支管及阀门，并保持完好；特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径大于20mm。控水阀门和支管阀门能随时开关。4、供水管路内保持水量、水压充足（管路最大承受水压7.0MPa，日常使用水压2.5～4.5MPa）。5、供水管路采取钢管接设，严禁使用除钢管以外任何轻便管。管路控水阀门间距小于200m。6、掘进施工单位接设掘进巷道内供水管路，并负责检验和维护。(五)压风自救系统：1、由地面压风机提供压风源，安设SA220A-8-10K型螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用，压风机供风压力不低于0.65MPa。2、工作面供风管路末端风压不低于0.4MPa。3、供风管路系统：地面压风机房（DN200mm）→副井井筒（DN200mm）→井底车场（DN200mm）→6煤轨道石门（DN100mm）→6煤回风上山（DN100mm）（距工作面小于30m）(掘进巷道内供风管路部署见压风系统示意图)。4、供风管路采取钢管接设，严禁使用除钢管以外任何轻便管。管路控气阀门间距小于200m。5、工作面供风管路末端安设不少于3个支管及阀门，特殊部位按需求安设支管和阀门，支管内直径大于20mm。6、管路、支管及阀门、控气阀门保持完好，控风阀门和支管阀门能随时开关。7、掘进施工单位接设掘进巷道内供风管路，并常常检验和维护。8、距工作面25～40m巷道内设置二组压风自救装置，在以下地点最少设置一组压风自救装置：作业地点、撤离人员和警戒人员所在位置和回风道有些人作业处等。9、每组压风自救装置应可供6个人使用，平均每人压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。10、由通风队负责安设压风自救系统，安设好后经掘进单位和通风队双方验收合格后移交给掘进单位管理。伴随工作面推进，由掘进单位负责移设并挂牌管理。掘进单位必需确保压风自救系统随时可用，压风自救系统材料、配件严禁挪做它用。11、压风自救系统同时为井下风动设备设施提供风源，如井下压风系统停止供风，工作面必需停止作业。(六)紧急避险系统：1、紧急避险系统包含紧急避险设施、自救器和避灾路线。现在永久避难硐室已施工完成未进行安装。2、避工作面火灾最长逃生距离374m，人员自救所需最长时间为7min。所以我矿现为每名下井职员配发ZYX45型压缩氧自救器（防护时间大于等于45min）满足本工作面避火灾需要。3、凡参与此次施工每一位人员，每次入井必需随身携带配发压缩氧自救器，并能在30s内熟练完成佩戴；每一位人员必需珍惜、保护好配发自救器，一旦损坏要立即升井更换。4、自救器管理员每个月检测一次配发自救器压力表数值。严禁使用失效自救器。5、此次施工作业地点避灾路线见第八章中“避灾路线”。第三节瓦斯防治1、通风队立即核查局部通风机能否满足通风需求，不能满足时立即开启双机运行。严禁一台局部通风机同时向两个掘进工作面供风。2、通风队每班指派1名瓦检员检验工作面瓦斯及其它“一通三防”情况。每班瓦检员做到：（1）携带光学瓦斯检定器（测量范围0～10%）、甲烷检测报警仪、检验杖（包含“火棍”和胶管）、温度计等器具上岗。（2）巡回检验工作面风流、工作面回风流中瓦斯、二氧化碳和温度情况不少于3次；检验局部通风机位置及其周围10m内瓦斯、二氧化碳和温度情况不少于一次；检验局部通风巷道高顶瓦斯情况不少于1次；检验局部通风巷道内机电设备设置点、作业人员部位瓦斯和二氧化碳情况不少于1次。巡回检验必需严格遵照巡回图表给定时间、路线、地点。（3）检验工作面范围内安全监控情况、通风设施状态、是否循环风、瓦斯情况不少于3次。（4）将每一检验结果记入检验 手册 华为质量管理手册 下载焊接手册下载团建手册下载团建手册下载ld手册下载 、通知现场工作人员和向矿调度汇报，并填写检验牌板，立即处理检验中发觉问题。不得涂改检验统计，出现瓦斯超限时要统计超限地点、范围、连续时间、原因、处理情况及方法。（5）遇瓦斯或其它“一通三防”情况异常，随时检验，立即汇报，并关键做好异常现象事故防范工作。瓦斯超限时立即责令相关区域内人员停止作业、切断电源、撤到安全地点、设置警戒。（6）工作面交接班，严格遵守交接班各项要求。3、在回风甲烷传感器处设置“回风瓦斯检验牌板”，距工作面20m范围内设置“工作面瓦斯检验牌板”。4、严格实施三级排放瓦斯制度：(1)停风区中最高瓦斯浓度不超出0.8%和最高二氧化碳浓度不超出1.5%，且局部通风机及其开关周围10m以内风流中瓦斯浓度全部不超出0.5%时，可由风机工开启局部通风机，恢复正常通风。(2)停风区中瓦斯浓度超出0.8%或二氧化碳浓度超出1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超出3.0%时，根据工作面临时停风排放瓦斯安全技术方法各项要求排放瓦斯，排放工作必需规范、有序。开工前通风瓦斯技术管理人员编制工作面临时停风排放瓦斯安全技术方法，并分发掘进施工单位和瓦检员落实实施。(3)停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超出3.0%时，通防科制订专门排放瓦斯安全技术方法，经生产、机电、安监及矿通风副总、总工程师审批并一致同意，由救护队负责排放瓦斯、恢复通风。5、工作面临时停工不得停风。6、按本作业规程要求安设、使用甲烷监控装置。7、在距风机出风口10-15m内安设风筒卸压三通，排放瓦斯时按方法要求使用。8、通防科每旬进行一次瓦斯涌出量判定、瓦斯涌出不均衡系数测定，直至施工结束，工作面出现断层时进行针对性瓦斯涌出量判定和瓦斯涌出不均衡系数测定。9、在局部通风巷道内设置测风点，测风点在距离局部通风巷道出风口30m处巷道断面无改变直线段部位，保持前后10m内无杂物。第四节防突管理该矿井按煤和瓦斯突出矿井管理，掘进早期为穿层施工，穿层施工期间实施专题防突方法。掘进过程中须严格按地测防治水科下发探掘通知单要求进行探掘，预防误揭煤。岩石掘进期间若遇地质结构需揭煤时另制订防突设计和技术方法。第五节综合防尘1、防尘供水管路系统：工作面防尘用水和消防火用水、供水施救系统适用一趟供水管路，管路设置见本章第二