暗主斜井掘进作业规程.docx
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暗主斜井掘进作业规程
柿花田煤矿
暗主斜井掘进作业规程
审批会审栏
工程部：
张合全2008.11.28
技术部：
何庆文 2008.11.28
通瓦部：
蔡明生 2008.11.28
机电部：
田刚 2008.11.28
安监部：
文志永 2008.11.28
通瓦副总：
霍学强 2008.11.28
机电副总：
童其明 2008.11.28
安全副总：
余淳 2008.11.28
生产副总：
何庆文 2008.11.28
总工程师：
监 理：
施工单位：
柿花田煤矿
暗主斜井掘进作业规程
总工程师：
邰志清 2008.11.28
生产经理：
陈继权2008.11.28
安全经理：
陈亦啟2008.11.28
机电经理：
徐忠2008.11.28
通 瓦：
彭虎钊2008.11.28
编制：
邰志清2008.11.28
温州第二井巷工程公司柿花田煤矿项目部
二OO八年十一月二十七日
目录
第一章概况4
第一节概述4
第二节编写依据4
第二章地面相对位置及地质情况4
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况4
第二节煤（岩）层赋存特征5
第三节地质构造5
第四节水文地质5
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置5
第二节矿压观测6
第三节支护设计6
第四章施工工艺7
第一节施工方法7
第二节支护工艺8
第三节爆破作业9
第四节装载与运输10
第五节管线及轨道敷设10
第六节设备及工具配备11
第五章生产系统11
第一节通风11
第二节压风12
第三节瓦斯防治12
第四节综合防尘13
第五节防灭火13
第六节安全监控13
第七节供电14
第八节排水14
第九节运输14
第十节照明、通信和信号14
第六章劳动组织及主要技术经济指标15
第一节劳动组织15
第二节作业循环15
第三节主要技术经济指标16
第七章安全技术措施17
第一节一通三防17
第二节顶板18
第三节爆破18
第四节防治水19
第五节机电20
第六节运输20
第七节其他22
第八章灾害应急措施及避灾路线23
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本《作业规程》掘进的巷道为暗主斜井，与副斜井平行相距30m。
二、巷道用途、性质、设计长度等。
暗主斜井主要用于矿井提运煤炭，敷设排水管、电缆等。
设计总工程量527m。
附图1：
暗主斜井平面位置及相邻关系示意图。
第二节编写依据
一、巷道工程设计及批准时间。
施工设计为《主斜井平、剖断面图》。
批准时间为2008年5月14日。
二、地质说明书及批准时间。
《贵州省遵义县柿花田煤矿勘探地质报告》，批准时间为2008年6月。
三、矿压观测资料。
因为新井建设，尚无矿压观测资料。
四、其他技术规范。
1．《矿山安全生产法》；
2．《煤矿安全规程》（2006版）；
3．《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》；
4．《南桐矿业公司关于加强锚喷支护管理的若干规定》；
5．贵州省其他相关安全技术规定。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
井上下对照关系表表1
水平名称
+750m水平（一水平）
采区名称
11采区
地面标高（m）
+1020m～+1150m
井下标高（m）
+956m～+750m
地面的相对位置
新田和小毛坡一带
井下相对位置对掘进巷道的影响
有一定影响
邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响
有一定影响
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、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。
暗主斜井井筒布置在茅口组上段，上距煤系底部约20m，主要由深灰色、薄至厚层状灰岩组成，岩石硬度系数8～10，茅口灰岩厚度100～400m。
岩层倾角20°～35°，岩层赋存稳定，与上伏地层龙潭组下段呈假整合接触。
二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向及发火期、煤尘爆炸指数、地温等。
该巷道在煤系底部的茅口灰岩中掘进，无大的瓦斯涌出，但仍需加强管理，防止因裂隙瓦斯涌出导致事故。
地温正常，深度增加地温随之增高，平均地温梯度最高2.44℃，最低0.96℃，暗主斜井掘进深度内无高温区。
第三节地质构造
从原来已布置井筒地质构造资料分析，地质报告中未标明的断层，在实际施工中遇见多条，煤层倾角也出现较大变化，由原来的23°～25°变为40°～71°，构造比较复杂。
因此，在暗主斜井井筒掘进过程中，估计局部会遇到小范围、小规模的地质构造。
掘进过程必须加强地质预测预报。
第四节水文地质
该区域地表无水库、池塘等水体，有几条季节性河流，主要水源为大气降水。
茅口灰岩上覆弱含水层的龙潭组，下为栖霞组。
茅口灰岩为强含水层，地表岩溶裂隙发育，见落水洞、漏斗等，补给条件好，富水性强，地下水常以溶洞泉的形式泄出地表，
掘进过程中，必须加强防治水工作，加强水文地质预测预报工作，防止穿水、透水事故发生。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、暗主斜井下段掘进总长度527m，施工坡度-23°，方位328°00′00″。
附图1：
暗主斜井平面位置及相邻关系示意图
二、巷道断面为三心拱，净宽：
4.2m，墙高1.8m，拱高1.4m，采用喷混凝土支护，喷层厚100mm，混凝土标号C20。
若遇巷道围岩不稳定或破碎，由甲方、乙方、监理现场确定采用锚喷、锚网喷等形式支护。
附图2、3：
巷道断面图
第二节矿压观测
一、观测对象：
暗主斜井井筒。
二、观测内容：
巷道压力显现及锚喷支护段锚杆载荷和锚固力。
三、观测方法：
利用锚杆拉力计检查锚固力。
四、数据处理：
施工队每5m测试1组，每组测试3根，并记录存档。
第三节支护设计
一、暗主斜井采用喷射混凝土支护，如遇岩石破碎，则采用锚喷或锚网喷等永久支护方式。
二、采用锚喷或锚网喷支护时支护设计如下：
（一）锚喷支护材料及规格
1．锚杆采用Φ20mm螺纹钢机制而成，锚杆尾部螺纹长度为110mm，锚杆间排距为800mm×800mm。
每根锚杆采用两条树脂锚固剂锚固，锚固剂型号MSK2885。
2、锚网采用10#铁丝或Ф6.5mm的钢筋加工而成，长×宽=2000mm×1000mm。
3、金属方托板（中部为拱形），长×宽×厚=100×100×8mm；螺帽规格为M18，每根锚杆上1～2颗。
4、锚杆长度2.0m/根，锚固力不得少于60kN。
5、锚眼必须垂直于巷道轮廓表面，确因地质构造原因，锚眼角度可根据现场实际情况进行调整。
（二）按悬吊理论计算锚杆参数
1．锚杆长度计算：
L=KH+L
+L
式中L——锚杆长度，m；
H——冒落高度，m；
K——安全系数，一般取K=2；
L
——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L
——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.10m。
其中：
H=
=
=0.28m
式中B——巷道开掘宽度，取4.4m；
f——岩石坚固性系数，灰岩取8；
则：
L=KH+L
+L
=2×0.28+0.5+0.10=1.16m
2．锚杆间距、排距计算：
令间距、排距均为a，则
a=
式中a——锚杆间排距，m
Q——锚杆设计锚固力，60KN/根；
K——安全系数，一般取K=2；
H——冒落高度.取0.28m；
r——被悬吊灰岩的重力密度，取26KN/m
a=
=
=2.03m
施工时取a=800mm。
通过以上计算，选用Φ20mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距800mm。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1.采用钻眼爆破法掘进，采用煤矿许用二级岩石乳化炸药、煤矿许用毫秒电雷管一次起爆破岩，一次成巷。
2.采用耙斗机耙矸，绞车提升。
3.采用喷混凝土支护，围岩不稳定或破碎时采用锚喷或锚网喷支护。
4.应采用定人、定机、定位、定眼数的打眼岗位责任制。
二、巷道开口施工方法
1．巷道开口位置由测量人员在现场标定，施工队测量人员应按设计要求延放好中、腰线，并作好标记，以确保工程质量。
2．开口掘进前，施工队必须找净开口点10米范围内的悬矸，并将该范围内的管线改道或掩护好。
三、特殊条件下的施工方法
围岩破碎地段可采取分次成巷法，即首先采用小断面掘进，然后逐步刷大至设计断面。
四、钻爆、扒装、运输方式
打眼采YT-28型凿岩机打眼,安装锚杆采用气扳机和手动扳手；压风来自地面压风机房；
采用P60B（A）型耙斗机耙矸，1吨矿车装矸，暗主斜井采用绞车提升，经+956m临时车场中转由主斜井提升至地面，经地面车场转入矸石仓，再用汽车转运至矸石山。
第二节支护工艺
暗主斜井采用喷混凝土支护，岩层不稳定或破碎时采用锚喷、锚网喷支护形式。
一、支护材料
1．距施工点50m～80m范围内准备如下足够支护材料：
喷混凝土用的材料、锚杆、锚固剂、金属方托板、螺帽、锚网、临时支护用的圆木支柱等。
2．各种材料必须分类堆码整齐，备用量足够，并不得影响通风、运输及行人等。
二、喷混凝土工艺
1．喷混凝土施工作业顺序：
清理干净浮矸→冲洗岩帮→喷砼。
2．喷射砼标号为C20，水泥采用425#。
其配合比（重量比）为：
水泥：
石粉：
速凝剂＝1：
2.5：
0.03。
3．喷浆采用V型喷射机进行，喷射机安装在耙斗机后方5m以外的地方。
4．开启喷浆机工作前要检查水、电、风源供应是否正常，机器各部件是否完好，否则处理好后才能开启喷浆机，当班喷射工作结束时，要用压风吹洗机内和输料管中的喷料，防止堵塞。
5．喷射机的操作程序是：
开机顺序：
开风→开水→启动电机→机器正常运转后均匀加入喷料。
停机顺序：
停止加料→空运转2—3分钟→关水→关风→停机。
6．喷射时，喷射口与喷射面尽量保持垂直，其角度不低于70º，喷射距离保持在600mm—1000mm，喷射时由两人完成喷射工作，一人喷射另一人辅助，喷射点前后5m范围不得有人，不得对准有人的地方喷射，喷射人员必须佩戴好防尘口罩等防护用品。
7．每班喷射砼完后，当班必须将撒在铁道上、管线上、风筒上、巷道底部的回弹物清理干净。
8．喷射砼严格控制水灰比，使喷射到巷壁的砼，干湿均匀，表面光泽为准。
9．喷射砼前，必须对巷道帮顶欠挖的地方进行处理，必须保证喷射砼的厚度。
10．喷砼时，如果岩帮有涌水或淋水，必须对岩帮的涌水采取措施处理。
三、（采用锚喷或锚网喷时）锚杆安装工艺
1．打锚杆眼：
①打锚杆眼前，首先要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理。
②打锚杆眼前，必须按照由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，及时用长钎将活矸危石处理掉，必须随时保持安全退路畅通。
在确认无安全威胁后方可作业。
在施工过程中要注意观察围岩变化情况，并要进行经常性的敲帮问顶工作，确保施工安全。
③在破碎地段打眼前必须采取有效的临时支护措施，防止悬矸伤人；进行支护时，必须在一组锚杆、网完成，待所打锚杆、网有一定预应力后，方能撤除临时支护。
在破碎带进行支护时，必须按打一眼锚一眼的操作顺序作业，严禁将所有眼打完后再进行锚杆支护。
④打锚眼时眼位要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°；锚杆眼深度应与锚杆长度一致，打眼前应在钻杆上做好标记，严格按照规定的锚杆长度打锚杆眼。
⑤打眼采用YT－28型风钻，锚杆眼深度为2.0m，锚眼直径φ32mm，锚杆外露长度为50mm，与岩壁尽量保持垂直，打完眼子后，要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。
⑥锚固剂必须当班领用，锚固剂应放在无淋水、无掉矸的包装盒内，未使用时不能打开包装盒，下班后把未用完的锚固剂用塑料袋装好带出地面，交回领料处。
2．安装锚杆：
①安装锚杆前，应检查锚杆是否弯曲、树脂锚固剂是否失效，弯曲的锚杆应调直后再用。
失效的树脂锚固剂严禁使用。
②安装锚杆前应将眼孔内的积水、岩粉用压风冲洗干净，装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内测量锚杆眼深度，检查孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到安装要求。
再将树脂药卷按规定的数量送入眼底，随后将锚杆杆体插入锚杆眼内。
③安装锚杆时，用带有专用套筒的搅拌机，带动锚杆杆体旋转，将锚杆均匀旋入树脂锚固剂，旋转（搅拌）时间：
30±5秒。
待停止旋转（搅拌）2分钟后，套上托板、螺帽，将其初次预紧。
10min以后用专用气扳机（或专用搬手）将螺帽最后拧紧，每根锚杆戴1-2个螺帽。
锚杆外露螺纹长度不超过50mm。
④安装好的托板必须紧贴岩面，锚网与巷壁有空隙时，必须用材料进行填充，使锚网与巷壁紧贴，如因锚杆眼角度使托板不能紧贴岩面时，必须在托板与岩面间加金属契块，保证托板受力均匀，锚固有效。
⑤锚杆的锚固力不低于60kN/根，施工队必须每班进行锚杆螺母紧固性检查，对上一班施工的锚杆必须逐根检查，松动的螺帽必须立即用气扳机（或专用搬手）拧紧；对于不合格、失去支护作用的锚杆，必须重新补锚。
第三节爆破作业
暗主斜井采用三心拱断面，采用光面爆破。
采用压入式通风，楔形掏槽，采用煤矿许用二级岩石乳化炸药，1—5段毫秒延期电雷管，采用正向连续装药，大串联连线，全断面一次爆破。
爆破参数表表2
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面积
ｍ2
12.95
每循环实体煤（岩）体积
ｍ3
23.31
巷道净面积
ｍ2
11.31
每循环松散煤（岩）体积
ｍ3
46.62
炸药种类
二级岩石乳化炸药
每循环雷管消耗
个
53
雷管种类
1～5段毫秒延期电雷管
每循环炸药消耗
kg
43.6
循环进尺
ｍ
1.8
岩石硬度系数（f）
8～10
炮眼利用率
％
90
绝对瓦斯涌出量
ｍ3/min
0.56
附图4：
炮眼布置三视图，炮眼装填结构示意图。
第四节装载与运输
一、装岩方式
采用耙斗机耙矸，1t矿车装矸。
二、运输方式
暗主斜井采用绞车提升，经+956m车场中转由主斜井提升至地面，地面采用人力推车至矸石仓，矸石仓下采用汽车装运至矸石山。
矸石运输线路：
碛头矸石（耙斗机耙矸）→暗主斜井（绞车提升）→+956m车场（人工推车）→主斜井（绞车提升）→地面车场（人力推车）→地面矸石仓（自溜）→矸子山（汽车转运）。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中，所敷设的风水管、电缆、放炮线、监测线、排水管路、风筒均按管线布置图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1．风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。
供风管路使用4寸铁管，供水管路使用2寸铁管，距工作面20m范围内使用胶管。
施工队在施工过程中应每隔2米在巷道两帮打2个不少于0.3米深的吊挂眼。
风筒使用直径为φ600mm胶质柔性风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒出口距工作面不得超过8m。
2．放炮线、监测线：
放炮线单独悬挂，监测线挂在电缆挂钩最上一钩内。
3．铺轨要求：
采用22kg/m钢轨铺轨。
（1）.单轨中心线偏差不大于设计值的±50mm；双轨的中心位置与设计位置的偏差不大于50mm。
（2）.目视平顺，用10米弦量不超过10mm。
（3）.轨距允许偏差：
直线段+5mm，-2mm；曲线段+10mm，-4mm。
（4）.接头采用悬接；直线段应对接，相对错距不大于40mm。
（5）.轨缝间隙不大于5mm。
（6）.内错差不大于2mm、高低差不大于2mm，不允许硬弯。
（7）.轨枕间距500mm，间距误差±50mm。
（8）.连接件齐全紧固有效。
（9）.无浮钉、缺钉。
（10）.道碴捣固坚实，无空板、吊板（轨底与轨枕间隙大于2mm者为吊板）。
（11）.道碴材质和粒度符合标准；道碴厚度不小于100mm，道床整洁，道碴不埋没轨枕面，无积水、淤泥。
（12）.地滚10m一个,钢绳不磨道枕。
第六节设备及工具配备
掘进所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量。
设备及工具配备表表3
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
耙斗装岩机
P60B（A）
台
1
2
局部通风机
FBDNO5.6/2×11
台
2
对旋式风机
3
风 钻
YT-28
台
4
4
潜水泵
BQK-20-50-5.5
台
3
5
水 泵
100DM-50×3
台
1
6
控制开关
KBD-350
台
2
7
真空磁力力起动器
QBZ-80
台
3
QBZ-120
台
1
8
绞 车
JTK-1.2
台
1
9
绞 车
JTK-0.8
台
1
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离：
掘进施工采用压入式通风，风筒敷设必须符合规定，最长供风距离为830m。
二、风量计算
风量计算表 单位：
m3/min 表4
项目
公式
计算结果
Q—工作面实际需要风量，m³/min
q—工作面平均瓦斯绝对涌出量，m³/min，取0.56
k—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5
n—工作面同时工作的最多人数，10人
Ｑ局—局部通风机的实际吸风量，m³/min，取250
Ｉ—同时运转的局部通风机台数，台，取1台
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.15
S—巷道掘进断面积，m2，12.95
P瓦——瓦斯绝对涌出量，m³/min，取0.56
按瓦斯涌出量计算
Q＝100qk
84
按人数计算
Q＝４n
40
按局部通风机的实际吸风量计算
Q＝Q局Ikf
287
确定需要的配风量
140
风
量
验
算
按最低风速
Q最小≥9S=9×12.95=116.55
按最高风速
Q最大≤240S＝240×12.95=3108
按温度和炸药量
100m³/min
按有害气体深度
=
=0.40%<1%
三、局部通风机的选型及安装地点
1.局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/（60×φc）=140/（60×85%）=2.75m3/s=165m3/min
式中Qf——局部通风机吸风量，m3/s；
Qj——掘进工作面需要风量，m3/s；
Φc——风筒有效风量率，%；取Φc=85%。
2．掘进工作面风量、风速验算：
（1）根据掘进断面积12.95m²和掘进工作面实际需要风量140m³/min，验算出掘进巷道风速为：
V
=Q/S=140/12.95=10.81m/min＝0.18m/s。
（2）根据净断面积11.31m²和掘进工作面实际需要风量140m³/min，验算出掘进净断面巷道风速为：
V净=Q/S=140/11.31=12.37m/min=0.206m/s。
（3）根据《煤矿安全规程》中第101条规定：
掘进中的岩巷最低允许风速为0.15m/s，最高为4m/s，以上计算风速均符合《煤矿安全规程》规定。
3．根据局部通风吸风量为350m3/min，用FBDN5.6/2×11型局部通风机能够达到要求。
4．风机安装地点：
局部通风机安设在地面距主斜井井口距离大于20m的地方，局部通风机必须由指定人员负责管理，挂牌管理，保证正常运转。
5．风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ600mm；使用局部通风机供风的地点必须实行“三专两闭锁”，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。
风筒吊挂平直，缓慢拐弯，无死弯、急弯，保证风流畅通。
附图5：
通风系统示意图。
第二节压风
掘进工作面风源来自地面空压机房，选用LGH-22/8G型1台、LGJ-13-7型1台。
自空压机房经主斜井→暗主斜井，用4寸铁管和2寸胶管送到工作面；机房风压为0.7～0.8MPa，工作面风压不小于0.4MPa。
第三节瓦斯防治
本工程为全岩巷道，瓦斯涌出不明显，涌出量较小，除加强通风外，必须严格执行以下措施：
1.必须保证掘进工作面通风稳定可靠，瓦斯等有害气体浓度不超限。
严禁无风、微风作业。
施工队每班必须携带和使用好便携式瓦斯检测报警仪，并悬挂在距离掘进工作面5米范围内，严禁瓦斯超限作业。
2．采取远距离放炮，放炮点及站岗点均设在主斜井井口外大于20m的地方，回风风流中内应全部撤人。
3．严格瓦斯管理，每班由施工队派专（兼）职瓦斯检查员对该掘进工作面进行巡回检查。
4．施工中发生停风停电时或出现断层发生瓦斯忽大忽小等异常情况，必须立即停止工作，撤出人员到安全地点，并向矿调度室汇报，待查明原因，采取措施，恢复正常通风且瓦斯降到1%以下后方可恢复作业。
第四节综合防尘
一、防尘水源：
+1045m高位水池。
自+1045m高位水池→主斜井→暗主斜井，用4寸铁管和2寸铁管接入6分胶管送到工作面。
每100m安设一个防尘、消防三通。
二、综合防尘措施：
1.采用湿式打眼、使用水炮泥、放炮前后喷雾防尘、装岩洒水、冲洗岩帮、净化风流，正确使用压气喷雾装置，加强通风除尘。
2.佩戴好个体防尘口罩。
3.定期冲洗巷道，防止粉尘堆积。
第五节防灭火
采用湿式打眼，放炮喷雾降尘；相邻巷道内无煤层巷道和火区，防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。
防火水源自+1045m高位水池→主斜井→暗主斜井，用4寸铁管和2寸铁管接入6分胶管送到工作面。
第六节安全监控
一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用
矿井各级管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带便携式瓦斯报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检”工作并作好记录；班组长应把便携式瓦检仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查瓦斯气体浓度，有报警信号时必须停止作业，进行处理。
二、监测系统的配备和使用。
采用KJ101型甲烷传感器，通过矿井调度室监控主机与各传感器相连。
掘进工作面、绞车房、管子道下口栅栏处和回风流中各安设一台瓦斯传感器，瓦斯传感器距工作面不得大于8m，放炮前移至安全地点，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距帮不得小于200mm，且该处巷道四周完好，围岩坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。
按照《煤矿安全规程》规定，工作面CH4报警浓度设为大于或等于1%，断电浓度设为大于或等于1.5%，复电浓度设为小于1%。
安全监控设备必须定期进行调试、校正，安全监控设备每月用标准气样调试、校正1次，传感器每7天用标准气样调校1次。
安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障处理期间必须有安全措施。
附图9：
暗主斜井监测系统布置示意图
第七节供电
施工期间的供电电源来自矿井地面临时变电所和自备发电机房。
分别向地面的压风机房、局扇、井下绞车、耙斗机、水泵供电。
附图10：
暗主斜井供电系统示意图
第八节排水
暗主斜井采用下山掘进，备有BQK-20-50-5.5型（5.5kw）潜水泵3台，备有100DM-50×3型（37kw）水泵1台。
在暗主斜井井筒内每隔50-100m设一临时水仓，安设一趟2寸排水
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