孟津煤矿二211031轨道顶抽巷掘进作业规程.docx
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孟津煤矿二211031轨道顶抽巷掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷。
2、掘进的目的及用途：
用于二2-11031工作面及轨道顺槽的瓦斯抽放，满足该工作面瓦斯抽放需要。
3、巷道设计长度：
二2-11031轨道顺槽顶抽巷施工设计长度为357m，现已施工130m,剩余227m。
附图1：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷平剖面图
四、预计开竣工及服务时间
1、巷道开工时间：
2014年7月
2、巷道竣工时间：
2014年12月
3、巷道服务年限：
两年
第二节编写依据
根据现场实际情况，二2-11031轨道顺槽顶抽巷掘进作业规程严格按照国家、义煤公司及孟津煤矿相关规定和资料进行编写，主要编写依据如附表所示。
表一：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷作业规程编写依据
序号
项目
编写依据
1
《煤矿安全规程》
国家
2
《掘进技术操作规程》
国家
3
《煤矿作业规程编制指南》
国家
4
《煤矿防突管理规定》
国家
5
《煤矿井巷工程质量检验评定标准》
国家
6
《关于加强开掘规程技术及施工管理的指导性意见》
义煤发[2014]442号
7
《煤矿安全质量标准化要求及风险预控评分办法》
孟津煤矿
8
《孟津煤矿2014年7月份地质、水文地质、瓦斯地质预报评价表》
孟津煤矿
9
孟生【2014】9-12号
孟津煤矿
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置情况及临近采区开采情况
二2-11031轨道顺槽位于孟津井田东翼。
工作面对应地表为丘陵地带，沟壑纵横，有长岭和张庄村，地面布置在元庄村西部。
二2-11031工作面东邻二2-11041工作面（未采），未受任何采动影响。
二2-11031工作面工作面周围无采空区。
第二节地质构造
本区域为—走向北东，倾向南东的单斜构造形态。
该工作面二2煤层顶、底板为深灰色砂质泥岩，间接顶板为中、细粒砂岩，间接底板为大占砂岩。
根据勘探钻孔资料和已揭露地质资料，该工作面煤层厚度较为稳定，煤层平均厚度1m。
二2煤层瓦斯含量较高，有煤与瓦斯突出危险。
本区域为—走向北东，倾向南东的单斜构造形态。
构造形式为正断层为主，均为于井田北部和西部边界。
断层方向主要为北西、北东向，并且有浅部落差大，向深部落差变小的特点。
整体构造复杂程度为简单类型。
根据三维地震勘探资料显示，在该采区内范围内存在一条正断层落差0~3m。
走向近东西，倾角65~68°。
本区域的主要断层特征如下：
许村香坊沟断层，正断层，为本井田北部边界。
区内沿南上庄、石板凹等地通过，向东、西延展出区，区内延展长度约4km。
断层走向近东西，倾向北，倾角65~75°,落差0~300m。
马窖、祖师庙断层，正断层，有仓头过畛河沿祖师庙进入本井田，在张庄附近尖灭。
断层走向北65°西，倾向南西，倾角60~70°，落差50~100m。
在常家庄可见七煤组地层被错开70mm左右。
向北西延展出区，向南变小尖灭，区内长度长约2km。
F29断层，正断层，位于本井田西部边界外，经老代握、孔沟、中越村向深部延伸。
断层走向进南北，倾向西，倾角65~70°落差10~50m，深部落差变小。
在中岳村地表可见石千峰组中部地层错移15m向南落差变小以至尖灭，区内长度约4.5km。
地表多被第四系地层覆盖。
附图2：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷煤层柱状示意图
附图3：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷地质平面图
第三节水文地质
一、矿井水文地质类型
依据受采掘破坏或影响的含水层及水体、矿井及周边老空水分布状况、矿井涌水量和突水量、开采受水害影响程度和防治水工作难易程度等，将矿井水文地质类型确定为复杂。
二、区域水文地质条件
矿井处于新安水文地质单元，该单元四周均为阻水边界断层。
补给区位于石寺以西出露寒武系和奥陶系地层，大多裸露地表，面积约190km2。
矿井处于径流带，径流方向为NNE，通过黄河河床及人工开采排泄。
随着小浪底水库的蓄水，黄河水位升高，对本区的排泄条件有一定的影响。
三、矿井水文地质条件
1、含水层与隔水层：
自下而上分别为奥陶系灰岩含水层、太原组灰岩含水层和山西组砂岩含水层。
奥陶系灰岩富水性极不均一，太原组灰岩和山西组砂岩均为弱富水含水层；井田内隔水层主要有本溪组铝质泥岩隔水层、二1煤层底板至L7灰岩顶部之间的砂质泥岩和泥岩隔水层和山西组及其以上泥岩、砂质泥岩隔水层。
2、井田及周边老空水：
井田内无老空水；井田北部长鑫煤矿已于2006年被关停封填，该矿主采七2煤，对孟津井田开采二1煤充水影响不大。
3、矿井涌水量及构成：
建井初期，矿井涌水量主要来自井底车场、主、副井和风井，目前，主要来自11采区，矿井最大涌水量217.5m³/h。
根据计算，今后矿井正常涌水量可达到716.80m3/h，最大涌水量1138.44m3/h。
4、矿井突水：
2013年4月16日，11011工作面发生大型突水，最大突水量达到1780m3/h。
今后煤层顶板砂岩和底板太原组灰岩发生灾害性突水的可能性较小，但奥陶系灰岩富水性极不均一，水压大，发生灾害突水的可能性较大。
5、矿井充水水源与充水通道：
矿井主要直接充水水源为山西组砂岩水、太原组砂岩水及薄层灰岩水，间接充水水源为石盒子组砂岩水和奥陶系灰岩水，存在安全威胁较大的是奥陶系灰岩水；充水通道主要是底板断层或隐伏断层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
二2-11031轨道顺槽顶抽巷开口位置为二2-11031轨道顺槽十一挂耳钻场（东侧钻场），以42°方位角15°上山施工16.6m；转327°方位角,按16°上山施工36.9m后，再以4°坡度施工至切巷位置（顶抽巷切巷与切眼帮对帮15m），保证巷道底板与二2煤层10m岩柱。
第二节支护设计
一、巷道断面
二2-11031轨道顺槽顶抽巷为矩形巷道，二2-11031轨道顺槽顶抽巷设计尺寸:
顶抽巷为4500型矩形巷道：
掘进断面4500mm（宽）×2800mm（高），净断面积为12.6m2。
二、支护方式
1、永久支护
巷道支护采用U型钢带锚网（钢带凹面朝外，平面紧贴金属网），锚杆规格为Φ22×2200mm的全螺纹等强树脂锚杆，锚杆盘规格为150mm×150mm×8mm，每排12根，间排距800mm×800mm，帮部第一根锚杆距顶550mm上倾15°打设；锚索规格为Φ15.24×5500mm，锚索托盘规格为300mm×300mm，每排2根，间排距2000mm×2000mm。
2、支护设计
根据锚杆悬吊理论计算，锚杆选用Φ22㎜×2200mm等强树脂锚杆，树脂药卷型号为CK2335，药卷为2卷/孔。
锚杆间排距800㎜×800mm。
按悬吊理论校核锚杆参数
（1）锚杆长度计算
式中:
L——锚杆长度，m；
H——冒落拱高度，m；
K——安全系数，取K=3；
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度0.3~0.5m，一般按经验取0.5m；
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m。
其中：
式中：
B——巷道宽度，取4.5m；
f——岩石坚固性系数，泥岩取6。
则：
（2）锚杆间排距计算，间排距相等
式中：
a——锚杆间距、排距；
Q——锚杆设计锚固力，100kN/根；
H——冒落拱高度，取0.375m；
γ——被悬吊泥岩的重力密度，取23.5kN/m3；
K——安全系数，取K=3。
依据上述公式计算得出：
锚杆长设计值2.2m﹥计算值1.18m；
锚杆间排距设计值计算值1.9m﹥0.8m；
所选锚杆长度和间排距均能满足计算要求。
3、临时支护
采用金属伸缩式点杆支护作为临时支护。
每次爆破后，先执行“敲帮问顶”制度，指定有经验的老工人监视顶板情况。
用两菱形网连接好后用金属伸缩式点杆顶在巷道正顶钢带上（1#点杆布置在巷道顶部钢带正中位置，2#、3#点杆分别布置在1#点杆左右两侧且距1#点杆1.5m，点杆位置距后一排锚杆800mm，临时支护与永久支护交替使用），并通过点杆螺丝调整点杆高度，使点杆上下顶实顶牢，点杆上的销子必须插到底，防止点杆倒落伤人。
巷道锚杆打设好后，拆除临时支护，并将临时支护整齐摆放在巷帮。
当永久支护距迎头≥200mm且＜800mm时，在迎头打设临时支护或打设3根锚杆护顶。
附图4：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷临时支护示意图
附图5：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷临时支护示意图
第三节支护工艺
一、U型钢带锚网
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用全螺纹等强树脂锚杆，直径为22mm，长度为2200mm。
每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为10～40mm，托盘为正方形，规格（长×宽）为150mm×150mm，用8mm钢板压制成弧形。
锚固剂型号为CK2335，直径为23mm，每支长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于100kN,扭矩不小于300N·m。
2、锚网采用直径3.5mm的冷拔铁丝制作的菱形网，网的规格:
长×宽为1800mm×2800mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100mm。
3、锚杆安装工艺
（1）打锚杆眼
顶部采用锚索钻机打眼，钻杆Φ18㎜六角中空钢钎，钎头为Φ32㎜钻头，钻杆长1m（接杆），帮部采用风动凿岩机打眼，钻杆Φ22㎜六角中空钢钎，钎头为Φ32㎜一字型钻头。
首先严格按中、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；打眼前要按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。
打眼前，用临时支护将U型钢带固定在巷顶（帮），锚杆钻机在钢带锚杆孔的位置打眼。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度2050-2100m。
打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
（2）安装锚杆
安装前应将眼孔内的积水、岩（煤）粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把两块树脂锚固剂送入眼底。
随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。
开动锚杆安装机，使锚杆安装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，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机。
搅拌旋转8-15s后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，加上减磨垫片，拧上螺帽。
30s后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，扭矩不小于300N·m，锚杆盘要紧贴岩面。
二、锚索加强支护
1、支护材料
锚索应用不小于φ15.24mm、长为5500mm的钢绞线配合锁头、托盘制作；每孔使用4支φ23mm、长为350mm的树脂锚固剂固定；托盘采用规格为300mm×300mm钢板制作，并在上面钻一个直径不小于15.24mm的圆孔。
锚固剂型号为CK2335，每根锚索4支，锚索到工作面的距离不大于5m。
2、锚索安装工艺
（1）当巷道按设计要求支护合格后，用气动锚索钻机配合中空六方接长式钻杆和双翼钻头湿式打眼。
为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，眼深5200mm，并用压风将眼内的残渣吹净。
（2）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。
（3）两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到眼底。
安注药卷时用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛且不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
（4）锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。
（5）一人扶住机头、一人操作锚索机，边推进边搅拌，搅拌时间控制在8～15s,确保搅拌均匀。
（6）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约30s，然后收回锚索钻机。
（7）3min后先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。
（8）两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。
（9）卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。
3、技术要求
（1）锚索孔深误差控制在0～+30mm。
（2）锚索外露长度控制在150～250mm。
（3）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。
（4）搅拌树脂药卷后10～15min张拉锚索，预紧力不小于在150kN。
（5）锚索施工后，应及时对锚索进行检查，锚索预紧力的最低值应不小于设计预紧力的90%。
发现工作载荷低于预紧力时应及时进行二次张拉。
（6）锚索锚固力不低于200kN。
（7）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。
第四章施工工艺
第一节凿岩方法
本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。
1、打眼机具：
采用YT-28型风钻打眼，风源来自地面压风机房。
2、装载、运输：
施工中采用P-60B型耙岩机装岩（煤）经刮板输送机、带式输送机输送。
3、降尘方法：
湿式打眼、水泡泥装药、耙装前洒水、爆破时使用喷雾、爆破前后冲刷岩帮、开放水幕。
第二节爆破方法
掏槽方式为楔形掏槽法。
1、炸药、雷管：
使用煤矿许用三级乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管。
2、装药结构：
正向装药结构。
3、起爆方式：
起爆使用FD-150型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联联线。
4、巷道采用光面爆破向前掘进，周边眼空气柱装药方法。
周边眼距定为300mm。
周边眼装药时，首先将药卷送至眼底，用一根棉线绳拴住水炮泥一端，将水炮泥送入孔内不少于500mm，安装完水炮泥后，一手拉住棉线绳不动，一手再用粘土炮泥将眼孔封实，保证封泥长度不小于500mm。
水泡泥与药卷中间为空气柱。
仅对周边眼进行空气柱装药。
周边眼眼痕率不得低于50%。
第三节装载与运输
一、装载
巷道掘进施工中用P-60B型耙斗式耙岩机装岩（煤），机身前方设有照明灯，机身用地锚固定牢靠。
耙装机装岩槽上方两侧必须安设封闭式挡绳圈，封闭式挡绳栏杆用钢丝绳制作，两侧用固定在耙岩机上，顶部在巷道正中用锚杆固定好钢丝绳。
耙装机距工作面最大距离为30m，最小距离为6m。
二、运输
1、装岩、运岩：
工作面装岩采用PB-60型耙岩机→二2-11031轨道顺槽顶抽巷胶带输送机→二2-11031轨道顺槽顶抽巷联络巷刮板输送机→二2-11031轨道顺槽胶带输送机→二2-11031工作面联络巷胶带输送机→二2-11031胶带顺槽胶带输送机→东翼胶带大巷→东翼第五车场→东翼轨道大巷→地面。
2、材料及设备运输：
地面→副井罐笼→东翼轨道大巷→东翼第三中部车场→二2-11031轨道顺槽→二2-11031轨道顺槽顶抽巷工作面。
附图6：
二2-11031轨道顺槽顶板抽采巷运料、排矸、排水示意图
第四节管线及设备敷设
顶抽巷右帮从上到下依次吊挂风筒（Φ800mm）、动力信号线、电话线、监测线、电缆。
风筒吊挂高度距底板不小于1800mm；动力信号线、电话线、监测线、电缆悬挂点距底板不小于1800mm。
风水管路吊挂巷道左帮，距底板不得低于500mm；永久瓦斯抽放管吊挂在巷道左帮，距离底板2000mm，距帮100mm。
胶带输送机布置在巷道右侧距右帮500mm，水沟打设在巷道左帮，采用规格：
Φ400mm聚乙烯半圆管敷设。
附图4：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷设备布置及支护断面图
第五节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
名称
型号
单位
数量
备注
1
风机
FBDNo7.1
（2×37kw）
台
2
东三车场口
2
馈电开关
KBZ-400
台
1
东三车场口
3
风机开关
QJZ-2*120
台
1
东三车场口
4
电表
DBS8-400
台
1
二2-11031轨道顺槽上平台
5
耙斗装岩机
P-60B
台
1
二2-11031轨道顺槽上平台
6
照明综保
ZBZ-4.0
台
1
二2-11031轨道顺槽上平台
7
开关
QBZ-80M
台
1
二2-11031轨道顺槽上平台
8
绞车
JD-2.5
台
1
二2-11031轨道顺槽上平台
9
软启动
RJZ-400
台
2
二2-11031轨道顺槽皮带头
10
开关
QBZ-200
台
1
二2-11031轨道顺槽皮带头
11
开关
QBZ-200
台
1
二2-11031工作面联络巷
12
电滚筒
部
1
二2-11031工作面联络巷
13
皮带
部
1
二2-11031轨道顺槽
14
开关
QBZ-120
台
1
二2-11031轨道顺槽皮带尾
15
照明综保
ZBZ-4.0
台
1
二2-11031轨道顺槽皮带尾
16
开关
QBZ-80
台
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷皮带头
17
开关
QBZ-200
台
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷皮带头
18
皮带
部
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷
19
刮板输送机
40T
部
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷联络巷
20
开关
QBZ-80
台
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷
21
耙岩机
台
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷
22
回柱绞车
部
1
二2-11031轨道顺槽顶抽巷
第五章生产系统
第一节通风系统
一、掘进工作面风量计算
1、按照瓦斯涌出量计算
Qhf=125×Qhg×Khg=125×0.5×1.5=93.75m3/min
式中：
Qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.5m3/min，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；
Khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,取1.5；
125——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。
2、按照二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×Qhc×Khc=67×0.15×1.1=11.055m3/min
式中：
Qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.15m3/min；
Khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,取1.1；
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
3、按炸药量计算
Qhf≥10Ahf=10×47.2=472m3/min
式中：
Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。
按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量472m3/min。
4、按工作人员数量验算
Qhf≥4Nhf=4×36=144m3/min
式中：
Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，36人。
5、按风量和风速进行验算
（1）验算最小风量
有瓦斯涌出的岩巷
Qhf≥60×0.15Shf=113.4m3/min
（2）验算最大风量
Qhf≤60×4.0Shf=3024m3/min
式中：
Shf——掘进工作面巷道的最大净断面积，12.6m2。
经预算，113.4≤472≤3024，符合《煤矿安全规程规定》。
6、风机选型以及风筒选型
按局部通风机实际吸风量计算
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd=472×1+60×0.15×12.6=585.4m³/min
式中：
Qaf——局部通风机实际吸风量，m³/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；
0.25——有瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m²。
根据以上计算局部通风机，应选FBDNo7.1（2×37kw）风机供风，风筒直径为800mm，其吸风量为400~630m³/min。
通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，其中一台接至专用电源上，另一台接至另一回路的专用电源上，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风。
四、局部通风机安装地点和通风系统
1、风机安装于东翼第三中部车场的新鲜风流中，风机固定在专用支架上，离底板不小于300mm。
局扇必须安装风电闭锁装置，风筒最前端距工作面最大距离不大于8m。
破损的风筒及时粘补，确保工作面有足够的新鲜风流供给和有害气体及时排出。
掘进过程中如通风系统调整、变化时，及时调整局部通风机安设位置并编写补充安全技术措施。
2、通风方式：
压入式通风。
风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口。
3、通风技术要求：
通风系统稳定可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m³/min，保证巷道内风速不低于0.15m/s，不高于4m/s，保证巷道内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。
使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。
恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。
4、通风系统：
新鲜风流:
地面→副井→东翼轨道大巷→局扇→二2-11031轨道顺槽→二2-11031轨道顺槽顶抽巷→二2-11031轨道顺槽→二2-11031轨道顺槽回风联络巷→东翼回风大巷→风井。
附图7：
二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷通风系统图
第二节压风
风源来自地面压风机机房，自副井经井底车场、东翼轨道大巷、东翼第三中部车场、二2-11031轨道顺槽，分别用4寸、3寸钢管和1寸胶管接至工作面。
地面风压为0.8MPa,工作面风压最小为0.4MPa。
第三节瓦斯抽放
本矿井属于煤与瓦斯突出矿井。
由于二2-11031轨道顺槽顶板瓦斯抽采巷属于岩巷，巷道底板距离二2煤层顶板岩柱距离大于10m，根据义煤公司规定不属于近煤层施工，所以在掘进施工过程中不考虑二2煤层瓦斯涌出，不过还是要加强地质观测和管理。
第四节综合防尘
防尘水源来自地面水处理站,经风井用供水管路接至井下，经4寸钢管、3寸钢管、1寸胶管接至工作面,每50m设三通一个。
工作面外设五道喷雾，第一道为二2-11031轨道顺槽防尘水幕,第二道为二2-11031轨道顺槽胶带输送机机尾转载点,第二道为二2-11031轨道顺槽胶带输送机机尾转载点,第三道为二2-11031轨道顺槽胶带输送机机头转载点，第四道为二2-11031轨道顺槽顶抽巷胶带输送机机头转载点，第五道为二2-11031轨道顺槽顶抽巷耙岩机转载点。
施工过程中采用湿式打眼,自觉佩戴防尘口罩,爆破喷雾及水炮泥,装岩（煤）洒水,冲刷岩帮,净化风流等综合防尘措施。
二2-11031轨道顺槽使用隔爆水棚。
第五节防灭火
掘进时，防火的重点是防设备、打钻、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。
要有备用的沙子及灭火器。
一般采用沙子、灭火器等直接灭火。
控制风流、调节风流，控制火势蔓延。
1、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放
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