采区设计及巷道布置方案.docx
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采区设计及巷道布置方案
采区及工作面布置方案
第一章采区概述及地质特征
第一节采区概况
工作面位于副井运输巷1790水平北翼，北为矿井边界（1、2号矿拐点中段），南边为1790南运输巷（新主井与主井联络巷），1830水平以上为22煤六班采区，南东边为未采区，地面为荒山小灌木丛林，无任何建筑物，掘进对地面无影响。
根据历年来的实际生产和瓦斯等级鉴定，区域内瓦斯相对涌出量在25m3/吨以上；煤层不具有爆炸性；根据煤样鉴定结果，K17煤属不易自燃，K22煤属容易自燃。
区域内无采空区和积水，偶有二号副井1830水平22煤采区巷道积水渗透至采区巷道。
第二节地质特征
矿区内受浸蚀切割，形成高原低山地形，海拔一般在1850-2100米之间，井田内沟谷发育，多陡坡，地表相对高差250米，山脉走向北东向（40-60度），与区域构造线走向一致。
矿区为构造剥蚀低中山地貌，山脉走向为北东向，与区域构线方向一致，近似南北及北东向冲沟发育，矿区南部段地势高，为北东小的分水岭，分水岭南东冲沟水流入北干溪，分水岭北西冲沟水流入大舍溪，小北干溪在矿区北东外1km与大舍溪汇合，汇口处标高为1850米。
矿区范围外北300米有一条大舍溪，自南西向北东流，流量为0.6L/s-1100L/s，区内多为近似南北的季节性小溪，依地势向北注入大舍溪，由于矿区内山高坡陡，排泄条件好，地表水对井下开采无影响。
根据矿区出露地层的岩性组合特征，结合区域水文地质资料和历年来的开采情况分析，矿区内地层结构松散，透水性较好，无泉水出露，雨季时地形地貌处形成暂时渗流，富水性弱，对矿井开采影响不大
（一）地层
矿区内出露地层由新至老有第四系、下三选统、上二选统宣威煤系至峨眉山玄武岩，现将矿区地层由新至老叙述于下：
1、第四系（Q）
主要是砂砾层、泥炭层、粘土、亚粘土层组成，分布在1-8勘探线Ⅰ煤段之上，厚度约20米左右。
2、下三选统飞仙关组（T1f1-T1f4）
飞仙关组厚400-430米，岩性单一，以紫-灰紫色粉砂质泥岩夹粉砂岩与细砂岩互层，T1f1与下伏煤系为假整合接触。
3、上二选统宣威煤系（P2L）
煤系属海陆交互相，由细碎屑岩与煤所组成，一般厚200米左右，含煤多层，可采煤层有K17、K22二层，煤层总厚10米，根据含煤性及岩性特征，自上而下划分为三个煤段。
Ⅲ煤段（P2L3）上以大于头层底界起，下至K16煤层底界止。
地层厚度50-73米，一般67米左右，变化不大，以泥岩、粉砂质泥岩灰煤为主，粉砂岩次之，间夹薄菱铁矿。
Ⅱ煤段（P2L2）上以K16煤层底界起至K17煤层顶界止，地层厚度一般28米左右，本段地层含煤性极差，不含可采煤层，砂质岩厚，泥质岩薄。
Ⅰ煤段（P2L1）上以K17煤层顶界起，下至凝灰岩顶界止。
地层厚度一般在105米左右，上部由粉砂质泥岩、泥岩和煤层组成，含可采煤层K17、K22二层，总厚10.03米，K17号煤质最好，厚度最大，是区内的主采煤层，中下部为泥岩、粉砂质泥岩，未发现可采煤层。
（二）构造
属倾向南东的单斜构造，地层走向北东50°-65°，倾角为20°-25°，由于受区域构造的影响，造成6勘探线以北复杂，煤系中段复杂，下段复杂，中上段较简单的构造特点，区内断层发育，矿井范围内发现大小断层九条，其中落差大于100米的有F2正断层，断层主要为北西向的平推断层，与地层走向斜交，断面一般倾东，上盘北移，下盘南移，从三选系进煤系后，断距有迅速变小的趋势，破坏了煤层在走向上的连续性，属于正断层的有F2、F4、F6、F5与F100共五条，属于逆断层的有f04、f302、f303、f304共四条。
附：
主要断层特征表
序号
断层名称
断层性质
断层长度（米）
断层产状
控制
程度
备
注
走向
倾向
倾角（度）
落差
（米）
1
F2
正
1700
90-110
70
50-108
可靠
2
F4
正
2000
95-110
55
45-90
完全可靠
3
F6
正
1500
105-130
60
60
可靠
4
F5
正
900
270
50
30
基本可靠
5
F303
逆
670
90
50
90
基本可靠
。
第三节可采煤层与煤质
一、煤层及煤质
井田内可采煤层Ⅰ煤段的K17、K22二层，总厚10.03米，走向南北，倾向南东，煤层倾角20-28度，K17煤层的埋深1800水平以下，K22煤的埋深1850水平以下，井田内断层褶曲频聚，造成煤层缺失，变厚变薄，给生产带来一定的难度。
K17煤层，煤厚1.00-9.14米，平均4.5米，属厚煤层，结构较简单，夹矸一般三层，少数会4-5层，全部见煤钻孔没有一个不可采点，属稳定和较稳定煤层。
K22煤层，煤厚0.40-6.5米，平均3.5米，为一厚煤层，结构较复杂，夹矸一般3层，个别5层，此煤及厚度变化大，属稳定的局部可采煤层。
附：
可采煤层特征表
（一）煤质
2个可采和局部可采煤层均属炼焦用煤。
1、灰份
K17煤原煤灰份12.58%，为低灰煤，洗选后精煤灰份6.7%。
K22煤原煤灰份28%，为中灰煤，洗选后精煤灰份12%左右。
2、挥发份
17煤层16.73%，22煤层14.40%，属低挥发性煤。
3、水份
原煤水份0.94-1.12%，精煤水份0.90-1.12%，相关不大。
4、发热量
K17煤发热量为7000卡/克，K22煤发热量为5600卡/克。
5、硫份
K17煤为低硫煤，全硫平均值0.26-0.69%，K22煤层为中硫煤和富硫煤，全硫平均值为1.14-2.33%，洗选后全硫均有下降。
6、胶质层
x值平均为27-35毫米，y值平均为6-20毫米。
7、灰熔点
K17煤层灰溶点大于1400℃，K22煤层灰溶点为1250℃。
8、元素分析
各煤层元素组成均较接近，Cr一般不小于90%、Hr不小于4%、Nr大于1.3%、Or大于2.3%。
9、工业牌号
K17煤层以焦煤大类为主，牌号稳定，K22煤层以瘦煤大类为主，煤层工业牌号和变质程度基本一致。
10、可选性
浮造试验表明，K17煤层精煤灰份小于10%，回收率97%，K22煤层精煤灰份均大于10%，回收率均小于35%。
（二）煤层开采技术条件
1、煤层顶底板
煤系地层以粉砂质泥岩、泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，均较破碎，煤层一般呈粉状、鳞片状，易破碎，煤层顶底板一般为粉砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，局部为细砂岩。
第二章采区布置及采煤方法
第一节采区储量及服务年限
该采区走向260米，倾向320米，面积为8.32万平方米，可采储量为37.3464万吨；副井（新主井）1790水平22煤运输巷前段开口位置，x=2764171;y=35398100;a=60°,沿煤层走向掘200余米运输巷至井田边界（注：
已留设30米保安煤柱），再沿倾向掘110米上山与1830采区回风巷贯道，形成生产系统。
（注：
上述巷道断面均为梁长1.6米，底宽3.2米，净高2米，净断面4.8平方米，的木支护梯形巷道）预计开工时间为2009年5月20日，竣工时间为2010年1月30日，该巷道服务年限为5年。
采区工业储量为：
37.3464万吨
其中：
K17煤为23.2464万吨
K22煤为14.1万吨
采区可采储量为：
28.3万吨
其中：
K17煤为15.8万吨
K22煤为12.5万吨
采区生产能力及服务年限
采区生产能力为每班每天平均日产80吨，按两班计算年生产能力
80×2班×330天＝52800吨
矿井服务年限：
可采储量×采区回采率÷年生产原煤量
28.3×0.8÷5.28=6.67年≈7年
第二节区段划分及巷道布置
巷道布置（详见巷道布置图）
该工作面位于新主井北翼运输巷1790米水平，开口方位60-70°，设计断面运输巷及联眼均为4.8m2，运输巷坡度不得大于5‰，联眼坡度不得大于25°。
先沿22煤掘运输巷80米，再沿煤层向上山方向掘联眼110余米与1830回风巷（二号总回风井联眼）贯通形成通风系统（为了便于以后布置壁采工作面，视煤层变化及瓦斯变化情况，可在1810布置一条中巷），继续沿煤掘进运输巷200米至井田边界（保安煤柱除外），巷道掘进过程中，每隔60－80米掘上山联眼与1810中巷及1830总回风巷贯通形成通风系统（计划在此区域内需布置2－3条上山联眼），掘进结束后布置壁采工作面，按照由里到外由上到下
的开采顺序进行回采。
根据采区开采的实际情况及煤层赋存条件、储量和服务年限，从有利于开采与运输考虑，将采区划分为二个水平，其中二水平一采区由于煤面过长，增设一个中间水平。
第一水平标高1810米，第二水平标高1790米，其中间水平标高1820米，开采水平的阶段高分别为：
一水平20米，二水平20米。
采区开采顺序是依次分水平与采区进行
第三节采煤方法工艺及装备
该采区根据煤层赋存情况和技术管理水平，设计选用走向长壁式采煤法，风镐落煤、放顶煤和一次采全高，回采工作面与溜煤上山采用搪瓷溜槽溜煤和刮板运输机运煤，人工攉煤，全部垮落法管理顶板，支护为单体液压支柱，控顶距为3-4排，排距为1-1.2米，柱距为0.6-0.8米。
第四节采区生产系统
（一）、通风系统
1、矿井采用型号为ＦＢＣＤＺ×6-NO13型，功率为18.5×2kw的主扇，通风方式为抽出式，经测算能满足生产需要。
2、运输巷掘进迎头采用11kw风机一台，回风巷掘进采用YBT型11kw局扇通风，风筒直径不小于40cm，局扇通风方式为压入式通风。
3、局部通风机必须安设在距回风口大于10米的支架牢固，顶板完好的地方，且必须上架安设，实行专人挂牌管理。
4、掘进工作面风量必须按每人每分钟不得少于4m3配足（附通风系统图）。
5、从主斜井流入的新鲜风经车场、集中运输石门、煤层运输巷、通风行人上山进入回采工作面，回采工作面乏风经采区回风巷、集中回风巷，由风井排出。
（二）、防尘系统
1、地面设有消防水池，容量为200m3。
2、工作面防尘由地面消防水池通过水管铺设到工作面，且巷道每隔50-100米安设喷头1个，及其他装载点，转载点设置喷头进行洒水降尘。
3、调整风量进行通风降尘。
4、定期或不定期的对巷道进行清除浮煤，清扫和冲洗沉积煤尘。
5、在工作面回风巷安设水幕，进行水幕净化。
（三）、运煤系统：
工作面采下的煤经搪瓷溜槽至运输机巷，再由刮板运输机运至联络眼，通过联络眼的搪瓷槽溜到采区运输巷，装车后用人力推车到井底车场，提升到地面。
运矸系统：
各掘进工作面的矸石经煤层运输巷或采区运输石门到井底车场提至地面
运料系统：
各种材料和设备进入井下后，经车场或集中运输石门，煤层运输巷或集中运输巷，通风行人上山进入各用料点。
（四）、供电系统
1、矿井供电实行井上、下供电分开，井下供电做到“三专”且中性点不得接地。
2、工作面供电由地面配电柜→井下馈电开关→局扇控制开关。
（五）、排水系统
1、工作面顶、底板渗水、巷道积水，通过巷道水沟流至1790运输巷主井水仓，由水泵房，经管子道，主井斜坡排出地面水池。
（六）、运输系统
1、地面安有1.6m绞车一台，功率110kw。
2、地面放料经绞车放到井底车场，由人力推车运到工作面。
3、工作面人力装煤（矸），平巷人力推车，到井底车场再由绞车串车提到地面。
（七）、通讯系统
井底车场及工作面有隔爆磁石电话与地面绞车室、调度室相通，并且声光信号齐全。
第五节采区巷道掘进及装备
巷道支护设计主要参数及掘进设备配置附：
设备配置表
运输巷及联眼采用梯形断面木支护，每架控距0.6米，上宽净长1.6米，下宽净长3.2米，净高2米，回风巷上净宽1.6米，下净宽3.2米，净高1.8米，最大迎头控距不得大于0.7米，且作业时每架必须使用前探支护。
附：
掘进断面设计图及前探支护图
1、支护工艺
工艺流程：
砍相→掏相窝→站相→上梁→关棵子→关插条→清理工作面。
2支护要求
⑴每架支架架设时必须按中腰线架设，每个相窝必须低轨道面25cm。
⑵遇顶板破碎时，必须挑梁，使用前探支护。
⑶架设支架时，不得出现抬肩掉口，前倾后仰。
⑷棵子必须饱满，插条要过江。
⑸架设前探支护时每根必须斜交打入，且长度不得小于2米，根数视片帮、冒顶情况而定。
⑹架设支架必须一次完成，中途不得停工，以防支架崩倒伤人。
3、使用坑木及备用坑木质量、数量、存放地点
支架时所使用的坑木大巷不得小于20cm，回风巷不得小于18cm，且选用材质较好、牢固耐压的坑木，数量可视工作进度而定，但不得少于9根，插条15根，皮柴10根，棵子两矿车，堆放材料时，放于巷道两帮或其他较近的硐室，不得影响行人、行车。
4、施工质量要求
⑴施工时必须按技术部门设计施工，不得任意扩大和缩小断面，或改变巷道设计方位。
⑵铺设轨道时，每1.5米必须安设一根枕木，接头必须平整，巷道排水沟不得任意阻塞影响排水。
⑶施工时，必须一次成巷，中途不得停止作业，以防冒顶、片帮。
由于受断层影响，设计一水平划分二个采区，F4、F5断层是采区边界，走向长约500米，双翼布置，二、三水平各划分三个采区，F4-f303断层之间为一采区，走向长约500米，双翼布置，F6-f303之间为二采区，走向长约200米，单翼布置F2-F4煤层之间为三采区，走向长约250米，单翼布置。
5、施工方法
采用十字镐穿巷式掘进，掘主运输巷与回风巷可同时作业，且每班每天不得少于2米。
6、岩巷掘进方式
采用人工十字镐和风镐交替破煤。
7、装、运煤（岩）方式
工作面采用人力拖箩装车，平巷人力推车，串车提升运输。
第三章采区通风
第一节采区风量计算及分配
矿井采用中央并列式通风系统，由主、副井进风，风井回风。
矿井通风方式采用机械抽出式，主扇型号为FBD2-№13，电机功率为18.5×2kw。
掘进工作面采用局部通风机送风。
附：
通风系统图
风量计算及分配
按《煤矿安全规程》规定方法计算如下：
（一）按同时下井人数需要风量计算
Q矿井=4NK矿通=4×80×1.2=384m3/分
（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算
1、采煤实际需要风量
各回采工作面实际需要风量从以下几方面计算，取其中最大值。
⑴按瓦斯涌出量计算
Q采.1=Q采.2=100qCH4.K采通
=100×1.43×1.8
=257.4m3/分
⑵按工作面温度计算
Q采.1=Q采.2=60V采S采
=60×1×4
=240m3/分
⑶按人数计算
Q采.1=Q采.2=4N
=4×30
=120m3/分
⑷按风速进行验算（最低、最高）
Q采.1=Q采.2＞15×S采=15×5=75m3/分
Q采.1=Q采.2＜240×S采=240×5=1200m3/分
根据以上计算，Q采.1=Q采.2=257.4m3/分
所以采煤实际需要的风量为：
Q采=（Q采.1+Q采.2）K采备=（257.4+257.4）×1
=514.8m3/分
2、掘进实际需风量
设计有独立通风掘进头2个，按局部通风机实际风量配风，每台取150m3/分，2×150=300m3/分。
3、硐室实际需要风量
设计只有水泵硐室，按机电设备运转发热量配风60m3/分。
4、其它井巷实际需要风量
Q其它=60m3/分
矿井的总进风量为：
Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）×K矿通
=（514.8+300+60+60）×1.2
=1121.76m3/分
根据上述两种方法计算，取最大值作为矿井的总进风量。
Q矿=1121.76m3/分=18.6米/秒
第四章采区供电、压风、防尘、通风及监测监控
附：
供电系统示意图
防尘管线布置示意图
通讯系统布置示意图
监测监控系统布置示意图
第五章采区灾害防治及主要安全技术措施
为了确保煤矿安全生产，必须认真贯彻“安全第一”的生产方针，遵循“预防为主，综合治理”的原则，严格执行《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《小煤矿安全规程》以及有关安全技术政策、指令、规定，克服麻痹思想，时时刻刻警惕隐患的出现并及时消除，根据本采区具体特点，提出如下安全技术和管理预防灾害措施。
一、瓦斯预防措施
1、加强通风管理，提高通风质量。
通风系统设置的构筑物，应能有效分控制风流，不得随意拆除。
2、不使用的联络巷与一切废巷等，必须及时密闭。
3、必须建立瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，配齐专职检查人员和检测仪器，对井下一切地点，特别是瓦斯容易聚积的地方，不得空班漏检。
4、生产中要及时处理采掘工作面上隅角，采空区的边界处，顶板冒落的空洞内，低风速巷道的上部等积存的瓦斯。
5、井下机电设备必须按矿用防爆特殊型配备，严格管理，经常检查与维修。
6、井下放炮工作，必须由持证专职放炮员担任，必须使用放炮器，严禁在一个采面同时使用2台放炮器放炮，严禁明火、非电导爆管放炮和放糊炮。
7、当班安全员及瓦检员必须入井在先出井在后，在当班工作人员未进入工作面时必须对工作面瓦斯进行检查。
8、瓦斯管理必须按《煤矿安全规程》的相关规定进行管理，严格执行瓦斯“三级”管理检查制度，每班必须对规定地点进行至少三次检查，每次检查的结果必须记入瓦斯检查手册和填写在工作面瓦斯登记牌板上，出井后必须填在瓦斯审批报表上，并严格做到“三签字”、“三对口”。
9、工作面作业时必须悬挂瓦斯报警仪进行瓦斯监测（瓦斯报警仪应悬挂距工作地点供风口后2米的回风流中），发现瓦斯超限达1%时必须立即停止作业，撤出所有作业人员，查找原因进行处理。
作业人员必须待处理完毕，瓦斯达规程要求，经瓦检员同意方可进入工作面作业，严禁瓦斯超限作业。
10、凡因停电或检修机电设备停风时，在恢复供风时，必须检查巷道内瓦斯，当瓦斯达2%时必须组织排放，排放瓦斯时必须撤出受瓦斯排放影响区域内的作业人员，切断电器设备供电电源，并派专人看管，排放时，严禁“一风吹”，在排放时要限时、限量排放，确保采区回风巷中瓦斯浓度不超过0.75%，二氧化碳浓度不超过1.5%。
11、工作面凡是停风恢复供风前，必须检查局部通风机及其开头附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%方可人工开启局部通风机。
12、加强防突工作，施工时必须采用超前钻孔措施，超前钻孔必须打在煤层中最揉皱的分层中，钻孔直径75-250mm，长度不限，最小超前距离不得小于5m，依次循环作业。
13、工作面瓦斯传感器悬挂位置距工作迎头不得大于5米，并进行24小时不间断监测监控瓦斯。
二、煤尘预防措施
1、在煤尘易飞扬地点，如运输机头、溜煤上山、溜煤眼、装载点应设喷雾、洒水装置或设置捕尘器。
巷道中的浮煤必须定期清扫运出。
2、在巷道掘进时，必须采用湿式打眼，装岩（煤）洒水等综合防尘措施，采煤工作面要洒水降尘。
3、井下所有溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空，溜煤眼不得兼作风眼使用。
4、加强个体防护管理，工作时必须配带防尘口罩。
5、坚持湿式打眼，喷雾洒水，或在迎头后5米范围内安设水幕进行隔爆。
6、加强通风管理，严格控制风速，确保工作面风速不得小于0.15m/s和大4m/s。
7、在地面建立永久性防尘水池，池内积水不得低于60m3，井下架设防尘管路，再进入该工作面，每隔50-100米安装闸门，供冲洗巷道用水。
8、定期和不定期对全巷道段进行喷雾洒水，喷雾洒水的巷道包括尘源点和可能点火源两侧的巷道。
9、在喷雾洒水的巷道段里，应随时保持沉积煤尘及粉尘中水份含量大于12%，否则应重新喷雾洒水。
10、冲洗或清理巷道时，必须将沉积的煤矸清理干净，并及时运出井外。
11、该工作面任何地点不得有厚度超过2mm，连续长度大5米的煤（粉）尘堆积。
三、井下水灾预防措施
1、加强采空塌陷的管理，制定有效防洪措施，雨季前后派专人检查地面有无裂缝及陷落现象，对塌陷裂隙应及时处理。
2、在掘进过程中，坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。
3、严格按要求进行探放水，探放水时要按上级要求进行探放，探放水眼必须成“十”字形放射状布置，钻孔必须用ZX-30型钻机打眼，眼深不得小于30米。
施工时必须坚持探30米、掘10米、留20米的原则。
如工作面无ZX-30型钻机时，必须采用煤电钻或风钻打眼，施工时打眼必须使用不小于3米的探杆。
4、探放水时要严格按设计要求进行探放，在有淋水或涌水的工作面必须采用前探迎面支护。
5、上山巷道掘探水时，必须用双巷交替探水前进，两条上山之间每掘一段要相互联通，确保上山掘进的防水工作。
6、下山巷道掘进探水，除注意前方工作面和两侧帮外，应特别注意上部背后的水，在发现上部有水时，一定要先探上部，后探下部。
7、探放水时，水泵工必须检查排水系统，确保放水时排水工作正常进行，并坚守岗位。
8、探放水时，必须清理巷内水沟及杂物，确保流水路线畅通无阻及遇险人员能顺利撤退。
9、探放水时，必须清理主副水仓，确保水仓最大容水量。
10、加强支护管理及支架稳定性，确保流水不冲垮支架。
11、加强矿井水文地质调查，查明矿区范围内的水患，坚决实行防、排、探、放、疏、截等防水措施。
12、当工作面发现或其他地点发现下列透水预兆时，必须停止作业，向矿领导汇报，制定措施。
①巷道迎头空气温度降低，感到发凉。
②迎头空气潮湿，湿度异常增大。
③煤壁或迎头两帮岩层潮湿（俗称发汗），有水锈（俗称挂红）。
④迎头壁帮渗水，且逐渐增大。
⑤有时可听见“嘶嘶”水流声或“底爆”响声。
⑥矿压增大，煤岩破碎，裂隙发育，出现片帮、冒顶及底板鼓起等现象。
⑦局部冒顶，有涌水或淋水，且逐渐增大并浑浊含泥砂等。
13、在打眼时如发现眼内流水较正常流水大时，必须停止打眼（不得拔出钻杆），立即撤出工作面作业人员达安全地点，并上报矿领导采取措施。
14、工作面在放水时必须采用迎面支护，否则不管采用何种放水措施不得作业。
15、巷道内水沟必须低于轨道面20cm，并保持畅通，可以随时排除巷道积水。
四、顶板防治措施
1、严格执行敲帮问顶制度，严禁空帮空顶作业。
2、严格使用好前探支架，做到工作面掘进维修调扩时，必须打前探支架方可作业。
3、开口时必须有经培训的专业技术人员签字方可开口作业。
4、开口地点应选在支架完好的地方，应避免出现“十字”型开口。
5、抬梁时，所选材料不得小于20cm，穿梁不得少于3根，并做亲口榫。
6、作业点后路20米范围内必须用金属支柱打好双排支柱，方可作业。
7、加强顶板现场管理，掘进支护工在掘进施工过程中必须坚持敲帮问顶制度，发现活岩和伞檐要及时处理。
8、加强支护质量管理。
支架时要严格按《作业规程》要求进行支护，对于不合格的必须返工，把存在问题消灭在日常工作中。
9、及时支护，根据作业循环和围岩条件，尽可能及时支护，缩小控顶作业面积与延续时间。
10、当掘进迎头出现新悬露顶板时，必须将前探梁（皮柴）及时推向空顶处，并与顶板之间背严、楔紧，从而在前探梁掩护下进行出矸、支架等作业。
11、在施工过程中如冒顶造成顶板过空，垮落距过大及出片帮，帮子较空的地段必须采用木垛接顶接帮并背死，以确保支架的稳定性和牢固性。
12、加强独头巷道的支护管理，每班在进入工作面作业时，必须由外向里逐步检查，发现有断梁折柱必须及时处理，处理时要严格按《师宗县兴源煤矿独头巷道修理安全技术措施》进行维修施工。
13、上山巷道坡度大于25°时必须设置人行绕道，大于45°时必须设置梯道和扶手，作业时必须设置挡煤（矸）或其他材料下滑保护装置，确保作业安全。
五、提升、运输预防
（一）提升运输
1、绞车工
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