下载文档原格式
中央采区长壁面胶带输送机顺槽开门口施工措施一、说明中央采区长壁面胶带输送机顺槽施工道即将施工至中央采区长壁面胶带输送机顺槽位置，准备开门口正式施工长壁面胶带输送机顺槽，方位角215°。
为保证施工安全，特编写本施工措施，在施工过程中严格执行。
二、断面及支护⑴断面形状及尺寸采用直墙半圆拱形断面。
断面净宽4.8m，墙高1.2m，S净=14.8m2，掘进宽度为5.2m，S掘=16.85m2，基础0.04m2。
⑵支护形式及参数①临时支护：采用前探梁进行支护，前探梁采用3条长4.0m的φ83×5mm 钢管按锚杆间距均匀悬吊到巷道顶部锚杆上，每条前探梁用3个悬吊点固定，并用木板和木楔足顶加牢。
响炮后要及时前移前探梁，在前探支护的掩护下进行耙矸、挂网、打设锚杆。
施工地点必须常备10根高度适宜（2.7m～4.0m）、小头直径不小于150mm的圆木柱，以配合前探梁临时支护。
②永久支护：采用锚网喷支护：锚杆均采用φ18×2300mm的无纵筋螺纹钢树脂锚杆，锚杆盘为150×150×10铁板制作，间排距700×700mm，每棵端头用2支Z2850树脂锚固剂固定；金属网由φ6.5mm冷拔钢筋焊制，网格100×100mm，网片1600×800mm，网片之间搭接长度为100mm，搭接处钢筋弯钩连接，长度不小于５０mm；喷射砼强度等级C20，砼重量配合比水泥∶砂∶石子=1∶1.72∶2.02，水灰比0.45，速凝剂掺量为水泥用量的2.5-4%。
砼拌料选32.5R复合硅酸盐水泥、中粗河砂、粒径5～10的碎石。
详见巷道施工断面图。
加强支护：因门口应力集中，在原锚网喷支护基础上架设无腿拱形铁棚加强支护。
铁棚采用16#b槽钢制作，半圆拱形，外半径R为2.6m。
每架棚由三部分组成，中间插接，共7孔。
棚距中至中700mm。
布置在两排锚杆之间，每架铁棚打设5棵锚索，两底脚打设两棵锚杆，锚索为φ15.24mm钢绞线截制，强度1860MPa。
前言神天股份有限公司三阳煤矿分公司（以下简称“三阳煤矿”）位于晋城市泽州县三阳镇香山脚下，距晋城市区约35km，矿井地理坐标为：东经112°42′21″~112°47′14″，北纬35°39′39″~35°42′52″。
太（原）焦（作）线从井田东侧通过，向南与焦枝、京广及陇海线相接，向北至榆次与同蒲线相接，矿井铁路专用线在太焦线上的北板桥站接轨，全长12.79km。
矿井公路运输北可到长治、太原，南至焦作，西到侯马；晋城环行公路经过矿区，矿井交通便利。
三阳煤矿隶属于神天股份有限公司，为证照齐全的合法生产矿井。
矿井井田面积为17.7974km2，批准的可采煤层为3号、9号、15号煤层，现开采3号煤层，证载生产能力1.5Mt/a。
为了保证回采工作面的正常接替，并贯彻执行国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2008〕130号文、省煤炭工业局晋煤安发〔2008〕702号文关于放顶煤开采工作面开采的相关规定，受三阳煤矿委托，2018年3月我公司编制了《神天股份有限公司三阳煤矿分公司四采区1523放顶煤工作面开采设计》。
矿方为了确保1523工作面安全生产，增强工作面防范抵御事故灾害的能力，依据行业政策，积极深化支护方式改革，又委托我公司编制《神天股份有限公司三阳煤矿分公司四采区1523放顶煤工作面支护设计》。
一、编制设计的依据1、神天股份有限公司三阳煤矿分公司三采区1523放顶煤工作面支护设计委托书。
2、三阳煤矿采矿许可证、安全生产许可证、营业执照、矿长资格证。
3、国家安全生产监管管理总局、国家煤矿安全监察局，安监总煤行〔2008〕130号文《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》。
4、省煤炭工业厅晋煤安发【2014】286号文《省煤炭工业厅关于进一步加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》。
5、晋城市煤炭煤层气工业局晋市煤局安字【2017】249号文《晋城市煤炭煤层气工业局关于进一步加强放顶煤管理工作的通知》。
11033迴风顺槽防突整改方案及措施11033迴风顺槽综掘工作面防突整改方案及措施一、概述11033迴风顺槽位于11採区东翼，开口于11031运输顺槽密闭墙往外5m处，按80方位沿3#煤层顶板掘进24m后转向按680方位往东掘至东部边界处停头，总工程量1443米；为梯形断面，上帮高为3050mm，下帮为2000mm，全宽为4000mm，净断面为10.1m2，採用锚樑、锚网支护，区域性顶板裂开的地段採用锚索加强支护。
为了确保综掘施工平安，严格依据防突掘进工作面进行管理，执行“四位一体”的综合防突措施，特制定如下防突整改方案及措施：二、防治突出措施具有突出危急的掘进工作面进行作业，必需首先採取防治突出措施，然后经效果检验合格后方可进行施工。
採用抽放的方式预抽煤层瓦斯1、抽放系统（见该掘进头的防突平安技术措施）a、从11採区迴风上山经迴风联络巷、111石门安设一趟10寸高负压抽放系统至11033迴风顺槽，（支管的把握阀门、计量装置、放水装置齐全）。
b、钻孔设计（见该掘进头的防突平安技术措施）在工作面的迎头施工12个抽放钻孔，布置成两排，每排6个孔，两帮的钻场间距相差5米，进行预抽煤层瓦斯，预抽率不小于30%。
c、钻孔引数钻机型号：zyg-150钻机1台；钻孔直径：设计考虑65～108mm；钻孔长度：沿迎头方向50～80m；钻孔间距：见该掘进头的防突平安技术措施；抽放负压：选用0.01～0.03mpa；预抽时间：至少7天；封孔：水泥、泥浆泵，封深5m。
d、经连续抽放7天后进行效果检验，只有smax或k1在临界值以下时，方可证明措施有效，否则将执行施工排放孔的帮助措施，排放半径为0.2米，直至措施有效为止。
e、在掘进过程中，把本煤层钻场一併作出（钻场间距40米，见该掘进头的防突平安技术措施），准时施工11033工作面的倾向扇形孔，确保预抽率和预抽时间。
三、效果检验在採取以上防突措施后严格依据《防突细则》的规定进行效果检验工作（效果检验孔的布置见该掘进头的防突平安技术措施）。
12314工作面胶带机顺槽安装硐室人工挖掘施工安全技术措施一、工程概况因工作面倒装的需要，为方便工作面安装期间调车，现需在12314工作面胶带机顺槽1500m处顶板完好的地点施工1个安装硐室，根据矿领导要求，由我队采用人工风镐掘进的方式进行施工，为确保工程质量及施工安全，特编制本安全技术措施。
安装硐室按方位角324°58′02″，3‰上山施工，拨门口左右均抹角，抹角半径为4m，施工长度20m。
二、施工方案及施工方法（一）施工方案安装硐室按设计方位角324°58′02″，3‰上山施工，施工前先把巷道拨门口前后5m范围内加固完成后采用人工风镐挖掘的方式进行施工，掘一排支护一排。
（二）施工方法1、安装硐室采用人工风镐掘进方式进行施工，按地测通防部已标定位置一次挖掘。
掘进前严格按中腰线画轮廓线，掘进过程中必须要保证掘够一片网的面积及时挂网打锚杆进行支护，挖掘施工煤矸石人工用手推车推至12314工作面胶带机顺槽内，人工装入胶轮车运走。
2、采用人工操作MQT-130C锚杆机、MQT-80帮锚机、YT-28凿岩机、风煤钻进行永久支护。
3、循环作业方式安装硐室掘进，循环进尺1.0m，最大控顶距1.1m，最小控顶距0.1m，顶部及帮部锚网支护紧跟迎头。
三、施工技术参数及工艺（一）断面及支护技术参数安装硐室采用锚梁网索支护，断面为矩形，断面规格为掘宽5100mm，掘高2850mm，掘进面积14.535㎡，净断面5000mm，净高2600mm，净面积13㎡。
（二）支护技术参数1、安装硐室拨门口加强支护技术参数（1）严格按12314工作面胶带机顺槽安装硐室拨门处三岔门段顶部加强支护设计图将拨门口处支护好，确认加固完好后，方可拨门施工。
（2）安装硐室：分别在硐室拨门口位置（硐室拨门口距12314工作面胶带机顺槽中线600mm、2400mm顺槽顶板处）沿巷道走向施工2排（共14组）槽钢组合梁锚索，每组：1根12#槽钢(L=3000mm) +3根21.6×8300mm 锚索+3块小托盘(δ14×95×200mm)；每根锚索采用1支K2360锚固剂、2支Z2360锚固剂。
一、说明：现施工的胶带输送机机头硐室12月5日早班炮前已掘至皮2测控点向西16m，将有22.3m同前方停掘位置掘进贯通，为保证安全、顺利贯通，特编制本措施。
二、施工巷道与贯通地点的现场情况：1、胶带输送机机头硐室现掘迎头为直墙半圆拱形断面（2-2断面），掘进施工坡度为±0‰，采用锚网索喷支护，迎头揭露为全岩，由局部通风机向迎头保持通风，迎头无瓦斯积聚、易燃易爆物、粉尘堆积。
2、胶带输送机机头硐室停掘迎头位于临时水仓南侧门口向东3m 左右（1-1断面），掘进施工时迎头揭露全岩，停掘处顶板支护完好。
临时水仓南侧门口处有四路电缆；门口南侧有一部40KW绞车，绞车后有一台80开关和一台综保开关；门口处有一趟风筒由北墙过渡到南墙。
贯通点附近无瓦斯积聚、易燃易爆物、粉尘堆积，且通风良好。
三、施工方法：1、测量部门必须在贯通剩余20m对掘进施工巷道进行复测，并标志好贯通距离控制点，施工区队必须严格按测量部门标定的中腰线施工，确保准确贯通。
2、距离贯通前剩余5m左右时要事先将贯通点附近能移出的设备、设施要移出，不易移出的要用木板或废旧皮带保护好，并将电缆落在用木板或废旧皮带盖好。
3、距贯通点剩余5m时，必须用4.0m长钎前探贯通距离、方向，探透后即改为小循环作业，循环进尺不超过1.2m，且掏槽眼、辅助眼、周边眼分次装药，分次放炮，剩余1m左右未贯通时，将迎头下部用断面为1m2左右的小洞导硐贯通，再将巷道刷大至设计断面，防止崩出岩石远抛，伤及设备、设施。
4、距贯通剩余20m后，每次装药前，班组长必须亲自布置专人在可能通往爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒地点距爆破地点在拐弯、斜交等不通视巷道，警戒地点距爆破地点不小于75m，直线巷道不小于100m。
警戒人员必须在安全地点警戒，警戒处应设置警戒牌、拉绳。
且要指派一专人负责联络工作。
5、警戒前要撤出警戒区内所有与装药无关人员，所有站岗人员到位后，联络人员回到掘进迎头通知班组长设岗完毕，由班组长下达装炮命令。
2301面胶带顺槽钻机房施工措施一、说明：根据现场情况，需要在2301面胶带顺槽206#导线点后10m处巷道东邦，施工一个钻机房，深度2.5m。
为保证施工安全和工程质量，特制定本措施。
二、巷道断面及支护形式：1、断面形状及尺寸钻机房采用矩形断面。
净宽2.0m，净高3.0m，掘进宽度2.2m，掘进高度3.1m。
S净=6m2，S掘=6.82m2。
2、支护形式及参数临时支护：根据现场情况，采用2～3条小头直径不小于150mm、高度与巷道相适宜的圆木柱支护。
木柱要支设到实底上，底板松软时，要加300×200×50mm的木垫板。
永久支护：锚网（索）支护。
采用φ18×2300mm的无纵筋螺纹钢树脂锚杆，锚杆牌规格150×150×10mm，锚杆为矩形排列。
金属网由φ4mm冷拔钢丝和18＃铁丝绑扎制作，网格50×50mm，网片搭接长度为100mm，网与网搭接处每隔300mm用双股12#铁丝绑扎牢固。
钢筋梯由φ10mm圆钢焊制。
顶板支护锚杆间排距为700×1000mm，，锚杆每排4根，MS Z2350树脂锚固剂每孔2支，金属网片规格为2400×1200mm，钢梯规格为2200×70mm（3孔）。
两帮支护锚杆间排距为900×800mm，锚杆每排4根，MSZ2850树脂锚固剂每孔2支，金属网网片2200×1000mm、1100×1000mm，钢筋梯规格1850×70mm（3孔）、950×70mm（2孔）。
锚索支护：锚索沿巷道掘进方向横向布置，排距1.0m，间距1.4m，锚索梁采用[14b#槽钢加工制作而成，梁长1.8m（2孔），孔距中至中1400mm。
锚索采用φ17.8mm的低松弛预应力钢绞线截制，锚深6.0m，钢绞线长度6.3m，每孔装入MSZ2350树脂药卷3支。
锚索牌由矿用12#工字钢翼制作，规格200×95×10mm。
综采面胶带顺槽扩帮安全技术措施1. 引言综采面胶带顺槽扩帮是一种常用的矿井开采工艺，用于有效控制煤矿采场的顶板、底板变形和失稳。
然而，在进行综采面胶带顺槽扩帮作业时，由于存在较大的工作压力和危险系数，必须采取一系列的安全技术措施，以确保作业过程的顺利进行并保障工人的生命安全。
本文将介绍综采面胶带顺槽扩帮常用的安全技术措施，并对这些措施的有效性和实施要点进行分析。
2. 安全技术措施2.1 工作面通风系统综采面胶带顺槽扩帮作业过程中，矿井内的煤尘和有害气体会对工人的身体健康产生严重威胁。
因此，建立完善的工作面通风系统是十分必要的安全技术措施。
工作面通风系统应保证矿井内的新鲜空气流通，减少煤尘和有害气体的积聚，提高工作环境的安全性和可操作性。
通风设备的选择和设备的布置位置需要经过专业的安全评估和设计，以确保通风系统的正常运行，为作业人员提供清洁、安全的工作环境。
2.2 瓦斯抽放措施在煤矿综采面胶带顺槽扩帮作业中，瓦斯积聚是常见的安全隐患，容易引发瓦斯爆炸等危险事故。
为了降低瓦斯爆炸的风险，需要采取瓦斯抽放措施。
瓦斯抽放系统可以将矿井中积聚的瓦斯抽出，并进行安全处理。
常见的瓦斯抽放措施包括瓦斯抽放管道的布置、瓦斯抽放设备的安装和瓦斯抽放的定期检测等。
通过有效地抽放瓦斯，可以减少瓦斯爆炸的风险，提高工作区域的安全性。
2.3 安全监测系统安全监测系统可以及时检测和报警矿井中的各种安全隐患，为作业人员提供实时的安全提示和预警信息。
在综采面胶带顺槽扩帮作业中，安全监测系统起到了至关重要的作用。
安全监测系统可以监测煤尘浓度、瓦斯浓度、地质变形等参数，并及时报警。
通过实时监测和报警，可以提前发现并处理潜在的安全隐患，保障作业人员的生命安全。
安全监测系统的安装和运行需要专业的技术人员进行操作和维护，以确保系统的准确性和可靠性。
2.4 安全培训和操作规程综采面胶带顺槽扩帮作业是一项技术含量较高且风险较大的工作，作业人员必须接受专业的安全培训并熟悉操作规程。
1301胶带顺槽机头硐室开帮放顶施工措施一、说明：1301胶带顺槽机头硐室已经开始安装工作，根据现场情况，机头硐室与西部胶带巷三叉门口处局部安全间隙不符合要求，经过筹建处研究决定，需要进行开帮放顶。
为保证施工安全和质量，特编写本措施。
二、施工要求：巷道开帮放顶后1-1断面皮带架高度内皮带架到巷道东邦间隙不小于700mm，距离顶板间隙不小于1.3m。
2-2断面皮带机卸载滚筒上方到顶板间隙不小于1.3m，卸载滚筒前方到巷邦间隙不小于2.0m。
开帮放顶喷浆成巷后，拱部与平墙观感顺滑。
三、断面支护巷道支护采用锚网喷支护。
采用φ18×2300mm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距700×700mm，与原支护锚杆错排打设,每棵锚杆用2支Z2850树脂锚固剂固定,锚杆牌规格为150×150×10mm；金属网为φ6.5mm钢筋焊制，网格100x100mm，网片1700x900mm，网间翻勾搭接100mm；喷射砼厚度200mm，强度等级C20，砼重量配比：水泥：砂：石子=1：2.03:2.19，水灰比0.48，速凝剂掺量为水泥用量的2.5-4%。
四、施工方法及工艺：1、施工方法：从南向北开始，先开帮再放顶。
每开够一米要及时打设锚杆，严禁一次大面积开帮放顶。
煤矸石用人工装皮带运走。
2、搭设操作台：拱部作业时，采用2寸铁管和12＃槽钢制作的长度4.0m、高度1.95m的铁杌子作为主架，上铺厚50mm木板做平台，平台宽度不小于4.5m，木板下平到皮带机上皮带高度不小于0.5m，木板与铁杌子间必须用麻绳进行牢固联结，木板间用扒钉进行连接牢固。
铁杌子腿距离皮带外缘间隙不小于0.3m。
3、刷帮放顶锚网喷支护严格按要求，用风镐将帮逐米刷齐，找掉危岩活石处理安全后打设锚杆挂网。
每刷够一米，要及时按间排距打设锚杆。
原打设锚索、锚杆外露部分在喷浆前必须重新紧固，超长部分剪除。
局部硬岩用风镐处理困难时，可以采用放振动炮的方法松动岩石，然后用风镐施工。
胶带顺槽联巷施工安全技术措施一、工程概况：03303胶带顺槽联巷制定总长度为87.337m。
由出煤联巷Ⅰ长37.635m；胶带顺槽，长26.401m；出煤联巷∏,长为23.301m三段组成，开口位置位于西回风大巷从回风七联巷向里8m处，先从出煤联巷∏开始掘进，掘进37.635m后然后掘进胶带顺槽26.401m，再施工出煤联巷Ⅰ，最终与03302胶带顺槽贯穿。
为了保证施工安全及施工质量，特制定如下安全技术措施。
附：巷道布置平、剖面图二、地理位置及地质状况：03303胶带顺槽联巷开口西回风大巷，巷道处于03#煤层，平均厚度为2.3m，具体见地质说明。
附：地质说明书、巷道地质综合柱状图、地质预想剖面图三、巷道技术参数及支护制定：〔一〕技术参数03303胶带顺槽联巷制定总长度为87.337m，由出煤联巷Ⅰ、胶带顺槽、出煤联巷∏三段组成。
掘进开口位置位于西回风大巷巷从回风七联巷向里8m处开口〔开口位置由地测科现场标定〕。
1、胶带顺槽：制定长度26.401m，开口坐标M〔X:41067536.726,Y:19610033.398〕，方位角为240°。
巷道断面规格项目名称巷道形状断面〔m２〕宽度〔m〕高度〔m〕墙高〔m〕支护形式净掘净掘净掘胶带顺槽矩形1414锚网索附：断面支护图〔二〕支护制定1、锚杆：锚杆采纳Φ20×2200 mm的左旋式无纵筋螺纹钢锚杆，药卷：锚杆采纳CK2335型、CK2360型锚固剂各一卷，托盘：采纳规格为150×150×10mm方形铁托饼，间排距800×800mm。
2、锚索：采纳Φ×5500㎜。
托盘：采纳规格200×200×16mm方形铁托板，药卷：锚索采纳1卷CK2335型、2卷CK2360型，间排距1600×3200mm。
3、钢筋网：采纳Φ6mm的钢筋，钢筋网的规格为1000×3000mm，网格大小为100×100mm，网片搭接不小于100mm，连网距不大于200mm，每隔200mm用双股12#铁丝扎紧。
胶带大巷揭5-1上、下煤消突评估报告（K0+471m-K0+531m）贵州五轮山煤业有限公司通防部2012年7月2审批意见：编制：通风工区：通防部：施工单位：地测部：工程部：安监部：调度室：通防副总：安全副总经理：总工程师：目录一、工作面概况 (1)二、区域防突措施 (1)三、区域措施效果检验 (8)（一）抽采钻孔有效控制范围界定及布孔均匀程度评价 (8)（二）抽采瓦斯效果评判指标测定 (8)（三）区域措施效果检验 (12)四、结论 (12)胶带大巷揭5-1上、下煤消突评估报告（K0+471m—K0+531m）一、工作面概况1、巷道施工情况现工作面上循环在K0+440m位置施工穿层钻孔对5-2、5-1煤进行区域消突，防突批掘至K0+471m，已安全揭过5-2煤和揭开5-1下煤。
本循环在K0+471m按石门揭煤要求在迎头和右帮7#钻场施工穿层钻孔对5-1上、下煤层进行区域消突。
2、巷道设计布置情况巷道设计为半圆拱形，施工方位NE45°，断面积为16m2。
钻爆法施工，全断面掘进，一次成巷的施工方式，锚网+锚索支护，过煤层区段采用超前导管，矿车出货。
3、煤层情况前方5-1下煤厚1.3m，5-1上煤厚1.2m，该区段煤层倾角以-7°下降，该区段煤层赋存稳定，无大的地质构造，原煤瓦斯含量12.83m3/t（数据来源于五轮山矿井安全专篇）。
胶带大巷(K0+471m)地质剖面图k0+471m停头位置胶带大巷地质剖面图5-1下煤5-1上煤二、区域防突措施为安全揭过煤层，防止煤与瓦斯突出事故，按照石门揭煤要求在胶带大巷K0+471m处迎头和右帮7#钻场施工穿层抽放钻孔，对所要揭过的5-1上、下煤层进行预抽瓦斯区域消突。
1、按照石门揭煤的要求，钻孔控制范围为巷道及其两侧轮廓线外各12m，终孔间距4.7m，不大于5m，排距10m,设计抽放钻孔48个，进尺2462m。
钻孔设计参数及图纸如下：孔号0度方向开孔位置夹角方向夹角(。
国投新集刘庄煤矿111302胶带顺槽外段防突设计措施编号：编制：颜龙审核：单位主管：编制单位：通防办规程（措施）会审签字表规程（措施）名称：111302胶带顺槽外段防突设计规程措施审批意见原始记录表111302胶带顺槽外段防突设计一、概况；1、突出危险性鉴定及区域划分情况：根据中煤科工重庆研究院对东一采区13-1煤层突出危险性区域预测报告中：东一采区13-1煤层西起F25断层保护煤柱线，东至F19断层保护煤柱线，北至13-1煤防水煤柱线，东一采区13-1煤层-740m（垂深766m）以上为无突出危险区，111302胶带顺槽外段在此范围内。
2、工程概况：111302工作面胶带顺槽西临FS27断层及设计111302工作面轨道顺槽、瓦斯抽排巷、断层探巷，东临FS19断层，北临设计111302工作面，南临东一采区集中大巷，总工程量为183m。
3、13-1煤特征：黑色,块状,粉状,以亮煤和镜煤为主,少量暗煤,玻璃光泽,为半亮型煤。
煤层上部普遍含有1～2层夹矸，最上部一层夹矸较稳定，厚度0.20m，底部普遍发育有1层夹矸，厚度0.21m，夹矸岩性多为炭质页岩，局部为炭质泥岩和泥岩，煤层结构较复杂，平均纯煤厚度为3.89m,总厚度为4.30m。
根据钻探、物探资料综合分析:本工作面由南向北煤层厚度有逐渐变薄的趋势。
4、13-1煤煤层顶底板特征：该工作面上距16-1煤层间距约86.1m，其间发育有数条薄煤层及煤线，其余以粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩、泥岩为主。
其中，16-1煤底板发育有标志层花斑泥岩，该泥岩砂质含量较大，层厚平均6.38m，花斑以紫红色及锈黄色为主。
14煤与13-1煤层间距约20.2m，14煤煤厚0.49m。
本工作面13-1煤很少有伪顶，直接顶均为泥岩，煤层顶板发育2层煤线，性脆，易碎，为复合顶板。
直接顶均为泥岩，深灰色，致密，块状，断口平整。
泥岩厚度2.00m。
老顶多为砂质泥岩及粉、细砂岩，稳定性好。
13-1煤层下距11-2煤间距平均70.3m，其间岩性以砂质泥岩及粉、细砂岩为主，砂岩厚度较大。
13-1煤底板下约19.9m普遍发育一层花斑泥岩，该泥岩砂质含量较大，厚度6.05m，为标志层，花斑以紫红色及锈黄色为主。
13-1煤直接底板多为泥岩和砂质泥岩。
泥岩，深灰~灰黑色,块状,性脆,断口平坦,质较纯,局部微含炭质；砂质泥岩，灰色,致密,块状,含砂质不均匀,局部含菱铁鲕粒。
岩层厚度3.50m。
5、地层产状：111302胶带顺槽外段东临FS19正断层，其产状为：NW∠49～77°H=0～50m，根据现有井巷揭露资料及钻探、物探资料综合分析:FS19断层附近将次生发育一些中小断层，这些次生断层将对该巷道掘进产生一定的影响。
该巷道施工范围内煤岩层总体为单斜构造，煤岩层走向60°～90°，倾向150°～180°，倾角11°～22°，掘进方向上煤岩层倾角平均8～10°，但局部受断层构造影响，煤、岩层存在一定的起伏。
6、地压：本工作面13-1煤层埋藏较深，地压较大，施工时可能出现地压异常现。
13-1煤直接顶板多为泥岩、砂质泥岩，抗压强度小，稳定性差。
7、煤的自燃倾向性经抚顺分院所作的煤炭自燃倾向性鉴定报告， 13-1煤为自燃煤层。
根据矿区资料,其发火期为3～6个月。
8、地温：根据刘庄煤矿地质报告，本工作面巷道埋深较大，地温较高，平均31.2～36.85℃。
9、111302工作面胶带顺槽外段瓦斯涌出量预测：111302工作面胶带顺槽外段掘进期间瓦斯涌出来源包括煤壁涌出和落煤涌出两部分，分别计算如下：（1）煤壁瓦斯涌出量计算公式如下： ()1V Lo 20q V D Q1-⋅⋅⋅=式中：Q 1—巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3/min ；D---巷道断面内露煤面周长，m ；对于厚煤层D=2h+b ，h 和b 分别为巷道的高度和宽度。
D=2*5.15+6.1=16.4V---平均掘进速度，m/min ；本巷道掘进每天按4.8m 计算，即平均掘进速度0.0033m/min ；Lo---巷道掘进长度，m ；取183mqo---煤壁瓦斯涌出速度，m 3/min ；qo=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]Wo式中：Vr---煤中挥发份含量，％。
取37.88Wo —瓦斯含量，m 3/t ，取4.8063得出：qo=0.026[0.0004(37.88％) 2+0.16]4.8063=0.02代入式中Q 1=0.5112m 3/min（2）掘进落煤瓦斯涌出量按下式计算：Q 2=S*V*γ*（Wo-Wc ）式中：Q 2--落煤瓦斯涌出量，m 3/min ；S---巷道断面，㎡；取最大掘进断面27.4㎡γ---煤的容重，t/m ³，取1.37Wc—残存瓦斯含量，m3/t，根据AQ1018-2006表中，Wc取2。
计算得Q2=0.3511m3/min表1－11 运至地表时煤在残存瓦斯含量（3）掘进工作面瓦斯总涌出量Q掘=Q1+Q2=0.5112+0.3511=0.8623m3/min 与111302断层探巷掘进时0.8623m3/min大致相当。
二、通风系统1、通风方式：通风方式为压入式通风。
2、通风系统（见附图）：(1)通风设施：2×30KW对旋式低噪音局部通风机、Φ800mm抗静电阻燃软质风筒。
(2)通风路线新鲜风：地面→副井→中央轨道石门→东一胶带大巷→风筒→111302胶带顺槽外段→施工地点。
乏风：工作面→111302胶带顺槽外段→东一回风大巷→回风三石门→风井→地面。
三、局部综合防突措施依据安徽省人民政府办公厅文件皖政办〔2011〕62号《安徽省煤矿瓦斯综合治理与利用办法》中第三十一条规定：“严格区域验证。
掘进工作面禁止使用区域验证，须直接执行局部综合防突措施。
”对于突出煤层煤巷掘进必须执行局部综合防突措施，1、工作面突出危险性预测依据我矿实际情况，工作面预测采用钻屑指标法，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻孔最大钻屑量，并且要连续预测。
采用钻屑指标法对掘进工作面突出危险性进行预测时，沿工作面迎头布置预测钻孔3个，钻孔分别位于巷中（2＃）和巷道两帮（1＃、3＃），巷中位置钻孔方位与掘进方向一致；巷道两帮终孔控制到巷道轮廓线外2--4m，钻孔深度均不小于9m，钻孔应尽可能布置在软分层中，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标△h2值。
（工作面预测钻孔布置，见附图）钻屑指标法参考临界值工作面预测钻孔参数表在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、每预测循环留2m的预测超前距的条件下进行掘进作业；否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。
经预测，无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。
但若为采掘工作面在该区域进行的首次工作面预测时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。
在煤巷掘进工作面还应至少施工2个超前距不小于10m的超前钻孔，探测地质构造并观察突出预兆。
如有一次预测为有突出危险或施工钻孔时出现喷孔、顶钻等异常动力现象或者明显的突出预兆，该区域立即定为突出危险区域，该工作面定为突出危险工作面，立即执行防突措施，并经效果检验有效后方可进行施工。
另外，工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要有以下方面：（一）煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲等；（二）煤层赋存条件急剧变化；（三）采掘应力迭加；除已经实施了工作面防突措施的以外，应视为突出危险工作面并实施相关措施。
2、工作面防突措施采取超前排放钻孔作为局部防突措施，超前排放钻孔孔径94mm，（在遇地质构造带等异常情况时可改用42mm孔径）控制范围为巷道两侧轮廓线外5m，前方15m内的全厚煤层，当煤厚小于3.5米时布置1排6列共6个钻孔，煤厚大于3.5米时布置2排6列共12个钻孔，措施钻孔超前距取5m，在地质构造破坏地带措施钻孔超前距适当增大，但不得少于7m，详细钻孔布置及参数见附图。
开孔位置和角度可根据现场实际情况做适当调整。
钻孔施工前必须加强工作面支护，单孔排放时间均不得低于4小时。
（排放钻孔设计见附图）。
3、工作面措施效果检验执行完局部防突措施后，必须先进行防突措施的效果检验，效果检验必须满足以下几点要求：(1）效果检验方法同预测方法，效果检验指标临界值同预测指标临界值。
(2）措施孔不得兼做检验孔，检验孔不得与措施孔和其他孔相透；检验孔孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间。
(3）若校检小于临界值，认为防突措施有效；否则，认为防突措施无效，继续施工超前排放钻孔，直至防突措施有效。
(4）防治突出措施效果检验有效后，允许的推进进度必须同时满足留有不少于5m的措施孔超前距和2m的检验孔超前距，在地质构造破坏严重地带措施孔超前距应不少于7m。
效果检验措施无效时，不论措施孔留有多少超前距，都必须采取补充防突措施。
即延长单孔排放时间或在原措施孔之间增加排放孔，增加的排放孔参数参照两旁原措施的设计取均值。
直至经校检措施有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业。
4．安全防护措施（1）所有井下作业人员必须携带隔离式自救器，并熟练掌握其使用方法（2）压风自救系统1）工作面回风巷距工作面25－40米处安设一组20套。
回风道有人作业处各设置一组，每组5--8套。
2）主送气管路应装集水放水器。
在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。
压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。
3）压风自救装置应符合《矿井压风自救装置技术条件》（MT390-1995）的要求，并取得煤矿矿用产品安全标志。
4）压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能，零部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5毫米的现象。
5）压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。
避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。
压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.3～0.7兆帕；在0.3兆帕压力时，压风自救装置的供气量应在100～150升／分钟范围内。
压风自救装置工作时的噪声应小于85 分贝。
6）压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、水沟盖板齐全、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5米以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。
7）压风管路应接入避难硐室或救生舱，并设置供气阀门，接入的矿井压风管路应设减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0.1～0.3兆帕之间，供风量不低于0.3米3/分·人，连续噪声不大于70分贝。
