9105作业规程.docx

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9105作业规程

第一章概况

第一节概述

1、巷道名称、用途及井上下位置：

本工作面所掘进的巷道为9105回风顺槽，巷道主要担负9105工作面行人、通风，是该工作面的一个安全出口。

掘进期间与9103胶带运输顺槽双巷掘进，承担主要运输任务，是9105工作面的主要巷道。

本巷道位于胶带上山以南，9105工作面西侧，西邻9103胶带运输顺槽。

2、工程概况：

本巷道总工程量为1160米。

设计为矩形断面，采用锚索、钢带联合支护。

开口前30米段为皮带机头硐室，采用锚喷支护，巷道毛宽5100㎜，净宽5000㎜、毛高3050㎜，净高3000㎜，喷浆厚度50㎜。

30米后顺槽巷道掘进断面：

净宽4000mm、净高2800mm。

沿煤层顶板掘进。

根据地质资料显示，煤层倾角3—8°，结构简单。

第二节编写依据

1、根据9#煤层《兼并重组初步设计》。

2、本矿已掘巷道的实测资料。

3、《兼并重组矿井地质报告》。

4、《煤矿安全规程》。

第二章地面相对位置及水文地质概况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

该巷道地面相对位置在井田南部，地表绝对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物。

该掘进工作面东西为9105、9103工作面，均为实体未开采。

第二节煤岩层赋存特征

1、该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，煤层厚度1.20—3.50m，平均2.15m，偶含一层夹矸，结构简单，井田内赋存区稳定可采。

煤层顶板为黑色泥岩或砂岩，底板为砂质泥岩，井田北部有煤层剥蚀，可采性指数为1，厚度变异系数23.8%。

9105回风顺槽掘进工作面所采煤层属高变质煤。

附：

煤层主要煤质特征表

煤层主要煤质特征表

煤层号

原煤

水分

Mad（%）

灰分

Ad（%）

挥发分

Vdaf（%）

全硫

St.d（%）

发热量

Qgr.ad（MJ/kg）

焦渣

特征

固定碳

Fc.d（%）

粘结

指数

GR.I

煤类

浮煤

9下

原煤

0.43～0.98

0.79

16．35～37.22

21.20

15.09～19.44

16.39

0.34～1.03

0.58

26.63～30.32

30.06

63.08

PS12

浮煤

0.60～0.85

0.72

9.22～10.41

9.61

14.72～15.54

15.10

0.46～0.62

0.49

32.83～33.29

33.06

4～6

5

5～14

8

2、煤层瓦斯含量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

煤层瓦斯含量7.83m³∕t

煤层瓦斯等级瓦斯矿井

煤尘爆炸指数40%有爆炸危险

煤层自燃发火期自燃发火性为Ⅲ级，不易自燃。

第三节地质构造

1、地质构造

由胶带上山掘进实际揭露的煤层赋存情况显示，9105回风顺槽在掘进开口处预计遇无炭柱构造，因此，在掘进过程中要加强顶板管理，增加支护强度，以确保安全。

2、地质构造对巷道的影响

由于该无炭柱处于巷道开口处，对巷道支护要求相对较高。

因此，在施工前，首先对胶带上山开口处前后5米范围内加强支护，掘进过程中随时观察围岩及顶板变化，确保安全。

锚索长度根据每30m岩性探测确定，必须锚固到顶板坚硬稳定层1.2—1.5m。

3、水文地质情况

9＃煤层顶板岩层会有局部渗水，底板一般无水。

在掘进过程中必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘”的原则。

依据实际情况进行探放水，并编制专门探放水措施，防止对掘进工作造成影响。

注意顶板的水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。

施工中要敷设好排水管路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、9105回风顺槽机头硐室30米段为矩形巷道，毛断面：

宽5.1m×高3.05m，净断面规格：

宽5m×高3m。

2、顺槽掘进为矩形巷道，净断面规格为4m×2.8m。

3、支护形式：

机头硐室30m段为锚网＋锚索喷浆联合支护，喷浆厚度50㎜；顺槽为锚索、钢带联合支护。

第二节施工工艺及要求

一、施工工艺

施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用30KWx2局部通风机压入式通风，风筒使用直径800mm“双抗”胶质风筒。

局扇实行双风机、双电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，胶带运输。

施工顺序：

交接班→安全检查→割煤→敲帮问顶→挂网临时支护→永久支护→收尾（按标准化要求整理工程质量）。

二、支护说明

锚杆参数计算

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，取２；

Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.6m　；

Ｌ2—锚杆外露长度，取0.03m　。

其中：

H=B/（2f）=4.8/（2×4）=0.6m　

B—巷道掘进跨度，f—普氏岩石坚固性系数，取4—6

则：

L=2×0.6+0.6+0.03=1.83m　

施工时取L=2m　。

2、锚杆直径的确定：

根据材料力学计算锚杆直径为：

D=√4.4P/（π×Jb）

式中：

D—锚杆直径，mm

P—锚杆截面载荷，取105kn。

Jb—钢锚杆屈服点，取410MPa

则：

D=√4.4×105×103/（3.142×410）=18.9mm　

施工时取D=20mm　。

3、锚杆间、排距计算：

a=√Ｑ/（KHγ）

a—锚杆间、排距，m；

Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。

γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。

则：

a=√43.5/（2×0.6×22.54）=1.24m　

施工时取a=800mm＜1.24m

4、锚索支护设计技术参数要求：

（1）、锚索设计承载力

钢绞线直径为Φ17.8mm时，承载力320KN

（2）、锚索设计破断力

钢绞线直径为Φ17.8mm时破断力355KN

*锚索参数要求：

1）、预紧力：

≥120Ｎ·Ｍ

2）、锚固力：

≥230KN。

3）、外露长度：

露出锁具150－250mm。

*锚杆参数要求：

1）、预紧力：

≥120Ｎ·Ｍ

2）、锚固力：

≥60KN

3）、外露长度：

螺母外锚杆丝扣1－4mm。

5、采用计算法校核支护参数

（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：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度，2000mm；

L1——顶锚杆外露长取3mm：

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，），mm；

L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取600），mm；

普氏压拱高；b=[B/2+Htan（45°—ω帮/2）]/f顶

式中B、H---巷道掘进跨度和高度，B=4.5m，H=2.8m；

f顶---顶板岩石普氏系数，f顶取4；

ω帮---两帮围岩的内摩擦角，取75°

b进=[4500/2+2800tan（45°—75°/2）]/4=646.5mm;

依据上述公式计算得出：

顶锚索长L≥L1+L2+L3=3+646.5+600=1257.65mm；

巷道所选锚杆长2000mm≥1257.65mm，能满足计算要求.

（2）、加强锚索长度校核，应满足

式中：

—锚索总长度，m；

—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

其中：

—安全系数；

—锚索直径，17.8㎜；

—锚索抗拉强度，1427.31N/㎜2；

—锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2；

=1.27m

—需要悬吊的不稳定岩层厚度，4m；

—托板及锚具的厚度，0.038m；

—外露张拉长度，0.25m；

=5.56m≤8.25m

巷道所选锚索长=8250mm≥5560mm，能满足计算要求.

（3）、加强锚索数目的校核，应满足

式中：

—锚索数目；

—安全系数；

—锚索最低破断力，355KN；

—被悬吊岩石的自重，KN；

其中：

—巷道掘进宽，4.5m；

—锚索间排距，0.8m；

∑

—悬吊岩石厚度，4m；

∑

—悬吊岩石平均容重，24KN/m3。

W=4.5×4×24×0.8=345.6KN

=2×345.6/355=1.94＜2

加强锚索数目设计2＞1.94，能满足计算要求。

三、支护质量要求

（1）、9105回风顺槽机头硐室30米为矩形巷道，毛断面5.1m×3.05m，净断面5m×3m，采用锚网、喷浆支护，锚杆采用Φ20×2000mm的金属锚杆，锚杆托盘采用8mm厚×120×120mm的平钢托盘，采用3mm厚×4200×220mm的W钢带，采用CK2360型树脂药卷进行锚固，保证锚固力不小于50KN，锚杆间排距800mm×800mm；锚网采用规格1×10m、网孔大小50×50㎜的12#铁丝网，锚网搭接处长度不小于100mm，每隔200mm采用14#铅丝双股绑扎，扭结不少于3圈。

锚索Φ17.8×8250mm,布置方式为机头硐室间排距为1.2×0.8m，每组4根，锚索托盘采用12mm厚300×300mm的平铁托盘，下面垫8mm厚80×80mm的平托盘，严禁使用蘑菇托盘；由于该地段在无炭柱区域作业，顶板破碎，锚杆采用全长锚固。

喷浆厚度为50㎜。

（2）、9105回风顺槽为矩形巷道，净断面4.0m×2.8m，断面采用锚索、钢带联合支护，锚索与锚杆打在钢带上。

锚索采用Φ17.8mm×8250mm的钢绞线，间排距900mm×800mm，布置方式为二二布置，钢带规格为3800mm×220mm×3mm。

锚索托盘采用200mm×100mm×10mm的托板和80mm×80mm×10mm的小托板。

锚杆托板采用120mm×120mm×10mm的托板，锚固剂采用CK2360型树脂药卷，保证锚固力不小于50KN。

锚网采用规格1×10m、网孔大小50×50㎜的12#铁丝网，金属网搭接长度不小于100mm，每隔200mm采用14#铅丝双股绑扎，扭结不少于3圈。

过地质构造时，采用锚索支护，锚索托板采用300mm×300mm×10mm托板和80mm×80mm×10mm的托板。

（3）、两帮帮锚全部采用φ20×2000㎜的螺纹锚杆，锚杆凿眼机为帮锚杆钻机风动手持钻机，顶锚杆眼为MQT—85锚杆钻机。

（4）临时支护

临时支护采用金属前探梁，前探梁选用直径3寸的无缝钢管。

在掘进迎头固定一组（2根）前探梁。

每根前探梁配备3道吊环，用索具与顶板锚索连接，以锚索排距均匀布置在前探梁上。

掘进时，前探梁回撤至第二、三吊环处，避开截割头。

当掘进出一排后，综掘机退出掌头外5米，将截割头落地并上保护罩，断开机组电源开关和磁力启动器的隔离开关。

操作人员严格执行敲帮问顶制度，站在永久支护掩体下，用长柄工具处理顶、帮的活矸和活煤，将铁丝网、钢带用前探梁挑住前移，前移前探梁至掌头，第二吊环后用木楔与顶板背紧，使一吊环前网与钢带与顶板接实，然后打永久支护。

要求每道吊环必须安装牢固，如连接吊环索具没有卡死，必须先卡死再进行下一道工序，必须成组使用前探梁，严禁单根使用。

前探梁钱以后，末端距第二吊环距离不得小于0.5米。

第三节掘进作业

一、掘进工艺

本项目工程采用EBZ160综掘机破煤施工，全断面一次成型。

二、掘进工艺流程

交接班→安全检查→检查瓦斯→割煤→检查瓦斯及成型效果→临时支护→永久支护→出煤。

三、锚网、锚索支护要求

（1）施工所用锚杆和树脂药卷必须购买专业生产厂家产品，产品必须有合格证，禁止使用不符合标准的锚杆和无合格证的树脂药卷。

（2）药卷与锚杆孔和锚杆必须配套。

使用前发现变质和超期的药卷严禁使用并出井销毁。

（3）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。

（4）、锚杆的锚固长度不小于600mm,锚固力顶眼不小于12Mpa，煤巷帮眼不小于6Mpa。

锚索的锚固长度不小于1000mm，预紧力不小于46Mpa。

（5）、锚网采用12#铁丝网，搭接长度100mm,用14＃铅丝每200mm联网一处。

（6）、煤巷帮网使用网眼50㎜×50㎜的铁丝网。

（7）、交岔点支护

交岔点前后5m范围内加强锚索加密支护，即排距不变的基础上，每排布置3根加强锚索，补强间距1.4m,靠工作面侧锚索距帮800mm。

丁字口、十字口开口处加一排（两根）锁口锚索。

（8）特殊地段的支护方式和技术要求：

①掘进工作面过松软岩层，破碎带地段时，巷道交岔点应缩小钢带间距增加锚索数量及时挂网支护。

巷道开口处增加三根锁口锚索，巷道交岔点处锚索数量以1.2m2控制面积实施补强。

②加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并保证在迎头50m处有足够数量的备用支护材料。

③在巷道特殊地段，丁字口、十字口处，永久支护完成时同时安装顶板离层仪，锚杆、锚索压力表，对顶板下沉量及锚杆、锚索锚固力进行监测。

④在掘进过程中如遇断层、无煤柱等特殊地质构造时，要改变支护

方式，加强顶、帮支护。

严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶”，并制定专项安全技术措施。

加强通风管理，防治瓦斯大量涌出造成瓦斯浓度变大，如瓦斯浓度超限，应立即撤人。

掘进过程中遇硬岩需放炮时要对附近20米范围内风、水管路和电气设备加强保护，全部人员要撤到安全区域，（直巷100米，拐弯巷道70米。

）撤出最后一名人员必须是安全员。

（9）锚索、锚杆安装工艺

1）、锚索安装工艺

采用锚杆钻机钻孔、钻杆为1m长的Ф19mm的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为Ф25的复合片钻头。

锚索安装需三人配合，一个操作钻机，两人拆换钻杆。

钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好连接套，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为50—60秒，搅拌完毕停止钻机，等待180秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤涨拉锚索（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接张拉）。

涨拉时，先戴上托梁（或铁托板）、锚具，然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉，油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150mm时立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时，必须在附近200mm处重新补打。

2）、帮锚杆安装工艺

在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装与出煤平行作业，采用手持式风动煤钻机带动Ф26mm的麻花钻杆打锚杆眼，根据锚杆布置图，先打上部帮眼然后将金属网上边与顶网联好，用锚杆体将锚固树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌30—45秒，达到规定要求，稍后直接将螺母拧紧即可。

为了避免回采割煤钢制帮锚对和滚筒产生碰撞接触危险，在采帮一侧采用高强度树脂锚杆锚固。

3）、加强锚索施工工艺

9105回风运输顺槽顶板钢带锚杆与锚索一同打注，每班必须全部跟到工作面迎头。

每割一个循环进度0.8米，停止截割，开始打钢带、锚索，完成支护后再开始第二次割煤。

4）、平行作业工艺

视围岩情况9105回风运输顺槽打帮锚杆可与割煤平行作业，滞后于综掘机后。

5）、支护工艺要求

①根据现场顶板情况和实际岩层强度，“掘一排、支护一排”。

②为保证巷道工程质量，在每一循环之前都要检查中线情况，如有偏差及时调整。

③迎头掘出一排距离后，人员在外边有支护下用长柄工具敲帮问顶。

处理顶帮活矸、活煤，然后人员站在永久支护下，铺好顶网，打好临时支护，照好中线竖好钻机打注顶锚杆（索）。

第四章生产系统

第一节通风

一、局部通风设备选型：

本工作面采用局扇压入式通风，配备FBD№7.1型（功率2×30kw）局部扇风机。

双电源供电，一台工作，一台备用，吸风量为380—670m3/min。

选用800mm柔性胶质风筒，保证工作面风流稳定连续。

二、通风系统：

1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源。

2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”。

3、风筒出口距煤头距离保证不超5m，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量。

4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。

风筒损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足。

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及启动装置必须安设在进风巷新鲜风流中，距9105回风顺槽巷道口20米。

掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、人员以及局部通风机的实际吸风量等分别进行计算，然后取其中最大值。

①按照瓦斯涌出量计算

Qhf=100·qhg·khg

qhg――掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。

取1.79m3/min；

khg――掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5；

100――按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

Qhf=100×1.79×1.5=268.5m3/min=4.48m3/h，取5m3/h。

②按局部通风机最大吸风量计算

Qhf=Qaf·I＋60×0.25Shd

式中：

Qaf――局部通风机额定吸风量，380～670m3/min；

I――掘进工作面同时通风的局部通风台数，1台；

0.25――有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

Shd――局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12.6m2。

Qhf=670×1＋60×0.25×12.6=859m3/min=14.32m3/s，取14m3/s。

③按工作人员数量验算

Qaf≥4Nhf

式中：

Nhf――掘进工作面同时工作的最多人数，10人。

Qaf≥4×10＝40m3/min＝0.6m3/h。

④按风速进行验算

Ⅰ、验算最小风量

Qaf≥60×0.25Shf

式中：

Shf――掘进工作面巷道的净断面积，取12.6m2。

Qaf≥60×0.25×12.6=189m3/min＝3.15m3/s。

Ⅱ、验算最大风量

Qaf≤60×4.0Shf

式中：

Shf――掘进工作面巷道的净断面积，取12.6m2。

Qaf≤60×4.0×12.6=3024m3/min＝50.4m3/s

3.15m3/s≤Qaf=11m3/s≤50.4m3/s，满足掘进工作面最大和最小风速的风量要求。

所以，掘进工作面配风量为859m3/min。

三、局部通风机的安装地点和要求

1、局部通风机的安装地点

局扇通风机安装于胶带上山新鲜风流中、距9105回风顺槽巷道口20米。

2、局部通风机安装要求

1）、局扇使用锚杆固定悬挂在顶板上，距离顶板300mm左右。

2）、局扇开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m，保证工作面有足够新鲜风流。

3）、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现三专（专用线路、专用开关、专用变压器）两闭锁（风电闭锁、瓦电闭锁）

4）、风筒要求平直、逢环必挂，不出现拐死弯现象。

5）、风筒接口严实不漏风，工作面风筒不落地。

6）、必须保证风机连续运转，不准无计划停风停电。

附：

通风系统示意图

第二节供水施救与综合防尘

1、供水施救与综合防尘管理共享，水源来自地面蓄水池→副井筒→井底车场→无极绳运输巷→工作面。

2、防尘水源来自地面蓄水池→主井筒→工作面。

3、每50米设三通一个，打设支护时采取湿式打眼、定期冲刷巷道积尘，净化风流等综合防尘措施。

防止煤尘堆积。

4、防爆水棚应设置在巷道的直线段内，长度不小于20米，水棚之间的排距不大于1.5米，水袋边与巷壁、顶板构件物间的距离不得大于150㎜，水袋距道不应小于1.8米。

5、距掘进工作面30m范围内，必须安装一道净化水幕。

6、工作面作业地点20m内安喷雾装置进行喷雾洒水。

7、各转载点设置设三通供喷雾洒水装置，做到开机开水，停机停水。

8、定期冲洗巷道，防止煤尘堆积。

9、对于粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。

10、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面。

第三节安全监控系统

1、在工作面煤壁5m范围内设甲烷传感器一台，（距帮不小于200mm、距顶板不大于300mm，）报警浓度0.8％，断电浓度1.2％，复电浓度＜0.7％，巷道的回风侧上部，距帮不小于200mm、距顶板不大于300mm，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。

在回风口以里的探头，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。

传感器与断电仪之间采用专用监控电缆连接。

2、在工作面煤壁10--15m范围内设甲烷传感器一台，报警浓度0.8％，断电浓度1.2％，复电浓度＜0.7％，断电范围；掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。

3、在距回风口10--15m范围内安设甲烷传感器一台，报警浓度0.8％，断电浓度0.8％，复电浓度＜0.7％。

4、所有传感器要求数据真实，传送信号可靠及时，动作灵敏。

甲烷传感器每7天必须更换一次，入井前必须进行断电试验。

5、便携式瓦检仪的配备和使用

1）、矿级领导、队长、技术员、电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对巷道内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.8％）必须进行处理。

2）、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作进行处理。

第四节压风自救系统

根据国家煤矿安全监察局安监总煤行[2007]167号“三条线”文件精神，要求空压机站必须安装在地面、采用集中供气的规定，矿井地面工业场地现设空气压缩机房，安装有SHT-250/0.8型空气压缩机两台，一台工作，一台备用；额定排气量40m³/min，额定排气压力0.80MPa；配Y型电动机，10kV，250kW。

一趟Φ108×5无缝钢管管路，沿主斜井敷设将压缩空气送至井下。

本工作面的风源从地面空气压缩机房统一供风，用4寸钢管及1寸高胶管接入工作面。

第五节供水系统

1、防尘水源来自地面蓄水池→副井筒→井底车场→无极绳运输巷→工作面。

2、防尘水源来自地面蓄水池→主井筒→工作面。

第六节压风系统

风源来自地面压风机房经φ159主压风管供井下各运输巷，再用φ100风管接入工作面，风管布置在巷道西帮，管路悬挂点距底板高度为1米。

供风管距工作面不超过30米、设三通，胶管紧跟工作面。

地面风压为0.7MPa，迎头风压最小为0.5MPa。

第七节防灭火

一、巷道内的电气设备做到“三无”，杜绝失爆。

二、工作面杜绝一切明火，使用的润滑油和纸等必须存放在盖严的铁桶内，使用过的由专人定期送往地面处理，不准乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。

三、任何人员发现井下火灾时，应就火灾性质，灾区通风和瓦斯情况立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并迅速汇报调度室。

四、电气设备着火时，应首先切断电源。

在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。

五、对井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，在确保安全的前提下，应尽量缩小封闭火区的范围，现场的班组长，应组织人员撤离危险区，必要时戴上自救器撤离。

六、加强用电管理，井下所有电气设备的安装和使用除严格遵守规定外，还应正确使用各类安全保护装置，防止过电流引起火灾。

第八节供电

该迎头掘进施工中，电源来自井底变电所，供电方式为集中供电，经专用的高防开关、变压器接至工作面总开关，再用不同平方的负荷电缆，供巷道内各机械设备用，电缆悬挂在巷道西帮，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50mm。

配电点设置在距迎头100m以外的安全地点。

第九节排水

根据地质说明书的有关资料，影响本区段充水的主要因素为顶板淋头水及通过地层裂隙导入的四节石含水层，预计最大涌水量约为0.3m3/h左右，正常涌水量0.1m3/h，水管悬挂在巷道西帮，该工作面主要通过小水泵，用排水管路直接排入轨道运输巷，流入采区水仓。

第十