3415通风上山作业规程.doc

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1、3415通风上山作业规程第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称：3415通风上山 二、开拓目的及巷道用途：开拓目的是为了满足三水平东三采区回风等方面的需要。三、巷道设计长度及服务年限：1、巷道设计长度：约280米。2、预计服务年限：至矿井结束。四、预计开、竣工时间：本开拓工作面自2015年5月开工，预计于2015年12月份竣工。第二节 编写依据 一、设计说明书及批准时间：设计说明书名称为东村煤矿东三采区设计说明书，批准时间为2013年1月。二、地质说明书及批准时间:地质说明书名称为东村煤矿3415通风上山地质说明书，批准时间为2014年8月。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及

2、邻近采区开采情况水平名称三水平巷道名称3415通风上山地面标高/M+55+66M井下标高/M-203-330M地面位置及影响情况地表位于童家以西，凫村以南，东村村委以东，童家风井以北。地表为小山坡、稻田，无水体，有2#钻孔,井下开采对地表的影响较大。井下位置及四邻采 掘情况该巷系东三采区通风上山,井下紧邻童家风井，周边无其它采掘巷道。设计长度280米，坡度+26。开门地点在东三大巷8号点处开门，坐标X:3109915.125 Y: 38610874.581 z: -329.422 开门方位为158，贯通3415通风上山联巷。走向158倾向338长度/M280第二节 岩（煤）层赋存特征1、围岩性

3、质：本巷开门岩层为官山中亚段（P2L2），以灰色粘土质泥岩为主，或与粉砂岩组成互层，偶夹细砂岩，具片状或团块状结构，层理不清，在顶部：泥岩，粉砂岩与灰白色细砂岩透镜体组成互层，形成豹皮状结构，巷道开门后一直在煤层底板中掘进。2、岩层产状：走向270度，倾角18度，倾向NW110度。第三节 地质构造 一、本巷地质构造较简单，掘进过程中可能遇见小断层，对掘进影响较小，煤层不稳定，偶尔出现厚煤包或薄煤层。第四节 水文地质地表水系及季节性河流的影响情况：本巷所处地段地表无大型水体，因此水文条件简单。第五节 影响掘进的其它地质因素瓦 斯：煤层与瓦斯具有突出的特征。煤 尘：无爆炸性。煤层自燃：三至六个月。

4、地 温：无异常。地 压：无冲击地压。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置依据设计，开门点在东三大巷8号点，坐标X: 3109915.125;Y: 38610874.581;H:-329.422。方位158，坡度2，掘进巷道35米后贯通变电所，贯通后继续沿开门方位掘进，贯通3415通风上山联巷，全长280米。第二节 支护设计依据顶板岩性的变化以及地质构造等，巷道成巷支护形式有二种：1、岩巷拱架锚喷支护；2、金属梯形棚支护。1、巷道断面图（见附图一）A 、锚喷巷道毛断面图； B、架棚巷道毛断面图；C、锚喷巷道净断面图；D、架棚巷道净断面图；第三节 支护工艺支护方式：根据岩层硬度不同，可采用拱

5、架锚网喷浆或金属梯形棚支护。一、采用拱架锚网喷浆支护材料及质量要求：施工方法： 1、掘进爆破：采用光面爆破成形，周边眼距为300mm，爆破要按作业规程规定执行。2、施工工具：(1)施工采用风钻机打孔、装药卷。(2)钻杆：采用六角中空钻杆(使用长度为0.8M、1.2M、2M)。(3)钻头：岩巷采用28mm旋转式合金钢钻头。3、锚杆孔施工：A、钻孔前，先画出巷道锚杆线，确定孔位，作好标记。B、先用短钻杆施工，然后再用长钻杆加深，直至符合要求为止。C、要求锚杆孔轴向偏差控制在5度之内，锚杆孔深顶部不小于1.6m，不得大于杆体有效长度的30mm。、支护说明1、巷道断面的确定：根据该巷道的用途，设备布置

6、以及服务年限等情况，3413轨道下山拱架锚网支护的断面形状为半圆拱形，参数附表。巷道参数表：特征参数宽度(M)拱高(M)高度(M)面积(M2)毛断面2.81.52.66.0净断面2.61.32.45.162、支护工艺说明：(1) 支护形式：先架拱后铺网再喷浆支护。(2) 支护材料及规格要求：、拱架：采用100 mm槽钢制作，净宽2.7米，拱高1.35米，拱长1.15米。、锚网：采用20001000mm的锚网。、水泥：标号为425#；、细料：选用0.33mm的中砂或中粗混合砂；、粗骨料：选用瓜子片，其粒度属不超过2030mm；、速凝剂：符合国家质量标准，干燥； (3)临时支护：拱架锚网支护应紧跟

7、当头，爆破防止顶板离层脱落，采用拱架单体进行超前支护。 (4)锚杆支护的工艺过程：临时支护架拱架铺锚网喷浆。、质量要求(1)工程质量规格要求：1、巷道净宽中心线至任何一帮间距不小于设计的50mm，不大于设计的200mm；2、巷道净高腰线下不小于设计的30mm，腰线上不大于设计的250mm；3、水沟流畅，正式水沟宽度允许误差为+30mm，设计为宽深 = 300mm300mm；4、喷砼厚度达到设计要求，局部不小于设计规定的10%。(2)光面爆破质量要求：1、光面爆破围岩上留下均匀眼痕的周边眼数不少于个数50%；2、超挖尺寸不得大于150mm，欠挖不得超过50mm；3、围岩上不应有明显的炮震裂缝；4

8、、光炮后巷道断面的形状、尺寸基本上符合设计要求，巷道成形规整，断面光滑。 (3) 喷砼质量要求：1、配合比例：侧壁 水泥：河沙：瓜子片 = 1：2：2；顶上 水泥：河沙：瓜子片 = 1：2：2.52、水灰比：0.40.453、速凝剂掺入量为重量的23.5%，喷帮取下限，喷顶取上限；4、喷砼厚度为100mm；5、喷砼的标号不得低于150#；6、喷砼后必须进行洒水养护，养护期为10天以上；7、努力减少回弹物，把回弹物控制在20%以下；8、埋没控制混凝土喷层厚度的标桩，喷浆前挂好五至七条线，两帮挂线、半径挂线、中心挂线，锚喷手照线喷，以保证厚度，喷平、喷直、喷齐，喷浆自上而下进行；9、锚喷应做到“五

9、不喷”、“四到底”、“三检查”：五不喷：两帮的基础挖不到底不喷；巷道尺寸不合格不喷；锚杆数量、质量不合格不喷；中心、腰线不清不喷；混凝土配料搅拌不均不喷。四到底：喷浆前工作面矸清到底；两帮的基础挖到底；巷道的浮石、活石清到底；喷浆后回弹物清理到底。三检查：班中验收员检查；矿不定期进行抽查，发现问题及时处理；月末矿组织联合检查验收，评定质量等级。10、喷浆操作：1）、开机：开风 开水 送电 开机 送料。2）、停机：停止送料停电停水停风。、临时支护拱架锚网支护时，采用临时支护。以及道木、背板、竹帘等控制顶板，放炮后做好敲帮问顶，用单体进行把拱架支撑紧贴岩面，用道木、背板、竹帘把空顶处接牢。打锚杆前

10、安装临时支护，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。二、采用金属梯形棚支护材料及质量要求： 巷道断面规格尺寸：下宽(M)上宽(M)高(M)面积(M2)毛 断 面3.32.42.15.98净 断 面3.12.225.3毎架棚支护材料消耗量巷道名称钢梁（根）木背板/竹尖（块）树枝梁/竹帘（块）木塞（只）寸筒（根）3415通风上山3122065 临时支护示意图：(见附图二) 支护说明1支护形式：梯形棚支护。2支护材料：主料：矿用11#工字钢做棚梁、棚腿；背板或杂木棍、竹帘、寸筒、木塞。3材料规格及要求：梁长2.4M，内空2.2M，腿长2.2M，寸筒800mm，竹帘：长宽=1.50.4M，杂木棍长80

11、0mm，背板1000mm。4.巷道支护质量要求：（1）基本项目净宽：架棚上净宽2200mm，中线左右各1100mm；下净宽3100mm，中线左右各1550mm；允许偏差：合格品-30+50mm，优良品为0+50mm。净高：2000mm（当头20m以内），1900mm（当头20m以外）；允许误差：合格品-30+50mm，优良品为0+50mm。巷道前倾后仰：水平巷道:合格品：支架前倾、后仰不超过10。优良品：支架前倾、后仰不超过0.50。 倾斜巷道 :合格品：支架前倾、后仰不超过+10，不退山 。 优良品：支架前倾、后仰不超过+0.50，不退山。支架迎山角：合格品+10，优良品：+0.50。撑杆、

12、垫板位置、数量：每棚撑杆5根，木塞6只。合格：不符合设计要求的不超过2处。优良品：均符合设计要求。背板安设位置、数量：每棚顶、邦各6块，顶为木背板，厚大于40 mm，邦为竹尖。合格品：基本符合设计要求，80%以上背紧、背牢。优良品：均符合设计要求，全部背紧、背牢。柱窝深度：设计为180 mm。合格品：在实底上，其深度不小于设计30 mm。优良：在实底上，其深度符合设计要求。（2）允许偏差项目：支架梁水平：误差不大于50 mm。支架梁扭距：误差不大于100 mm。棚梁接口：离合、错位不大于5 mm。支架间距：中一中为700100 mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法 一、本巷道采用全断面一次成

13、巷方法，掘进与支护顺序作业或半圆拱形光面爆破，人工打眼、放炮、扒碴机出碴、架拱、锚喷，跟中腰线施工，全断面一次爆破一次成巷。二、巷道采用梯形金属棚支护。工作面临时支护采用前探梁支护，支护必须紧跟迎头。三、巷道采用锚喷支护，工作面临时支护采用单体及拱架支护，支护必须跟紧迎头。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。1、打眼钻具：、用MF7665型气腿式风钻和22mm六角中空钻杆配27mm钻头施工当头岩石炮眼和锚杆眼。必须选用质量合格的钻杆，我矿选用钻杆长度一般为0.8m、1.6m、1.8 m、2.5m、4 m等。27钻头：与钻杆配套使用的27钻头易损的钻头截割部分和螺纹部分经

14、特殊处理。、运碴采用800绞车配2.5吨箕斗，及相关配套的综合保护装置。、施工工艺流程：打眼装药爆破临时支护出碴架拱锚喷出余碴、验收。 2、凿岩施工：迎头配备3台风钻，一台备用。实行定人、定钻、定眼位、定任务、定时间责任制，打眼，自上而下，点眼和打眼由技术好、经验丰富的老工人承担。各工种要相互配合好，合理平行作业，充分利用工时，提高工作效率。3、降尘方法：湿式打眼；装岩洒水；放炮使用水泡泥；配备兼职防尘员，每班洒水冲刷巷道顶邦岩粉，加强防尘实施维护；放炮冲刷岩邦；加强个人维护，人人佩戴防尘口罩；加强各种防尘实施的管理，确保正常使用。第三节 爆破作业1、爆破器材：(1)雷管：使用煤矿许用毫秒延期

15、电雷管，使用13段，其最后一段的延期时间不超过130ms。电雷管必须编号。(2)使用煤矿许用三级乳化炸药（），规格为27mm0.15m,质量为0.2Kg；另一种规格为32mm0.15m，质量为0.15Kg。(3)使用MFJ200型电容式放炮器；(4)放炮母线为两芯橡胶电缆。2、爆破说明书：(1)掏槽方式：采用楔形掏槽；(2)爆破方式：一次装药、一次起爆；当头为松软岩石时，一次打眼、分次装药、分次起爆；(3)炮眼布置：这些炮眼布置是在一般情况下采用，在实际工作中根据岩石的硬度和厚度及岩性适当增加眼数和装药量；(4) 炮眼布置图：(附图三)(5) 炮眼装药图：(附图四(6)爆破原始条件：序号名称单

16、位数量序号名称单位数量1掘进面积M26.05循环炮眼个数个432净断面积M25.166循环电雷管发433岩石坚固系数F67当头瓦斯无(突出)4炮眼深度1.7M(7)岩眼布置及装药量：眼号炮眼个数名称炮眼深度(M)装药量倾角(度)爆破顺序联线方法卷/眼小计水平垂直1-66掏槽眼1.74247590串联7-1610扩大眼1.5330909017-248帮眼1.5324859025-3511顶眼1.50.55.5908536-427底眼1.53219085431水沟眼1.51.51.59085小计43106(8)预期爆破效果：序号名称 单位数量序号名称 单位数量1炮眼利用率%835每米巷道炸药消耗量

17、Kg/M132每循环工作面进度M/循1.56每循环炮眼总长度M/循753每循环爆破实体岩M3/循10.27每M3雷管消耗发/M34.24炸药消耗量Kg/M31.98每米巷道雷管消耗发/M28第四节 装载与运输一、运输方式：人工装车、矿车运输、绞车提升。二、运输工具：1吨矿车，绞车提升，巷道内铺设钢轨，轨型为15KG。轨距600mm，轨枕间距不大于1m。煤、矸、材料、设备均采用矿车及材料设备车运输。三、调车方式：该巷道设临时车场，车场随垱头移动，采用车场调车。第五节 管线、轨道敷设及文明生产1、当头实行综合防尘，岩巷实行湿式凿岩，打眼前要洒水冲洗岩帮。巷道每周进行一次扫尘清理工作。2、轨道按规定

18、铺设，轨距误差不大于10mm，不小于5mm，轨道接头间隙不大于10mm，错差不大于5mm，轨枕间距不大于1M，道钉、螺丝夹板、道木必须齐全。3、局部通风合理，风量必须符合规定，风筒吊挂整齐，逢环必挂，不漏风，迎头风筒不落地，风筒口距迎头距离不超过8M，风水管沿巷道右帮铺设，每隔50M开好一个口子，电缆悬挂在巷道左帮。4、巷道内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5M，深度不超过0.1M)，浮矸不超过轨枕上平面。各种掘进工具如风钻、钻杆等用完后，必须放在离迎头20M以外、支护完好的地方，材料、工具码放整齐。5、作业场所设有施工断面图，炮眼布置图及爆破说明书和避灾路线图。6、掘进工作面机电

19、设备定期检查维修，达到完好，保护齐全，电器设备消灭失爆；管、线分开吊挂整齐。绞车及钢丝绳实行挂牌管理。7、各种工具和管线、电缆必须及时放在安全地点，该挂好的挂好，该上架的上架。8、使用单体拱架前探梁临时支护，严禁空顶作业。9、加强横向联系，当电缆到当头还剩5M时，必须向调度室汇报加长电缆。10、各种材料必须码放整齐，不得东丢西扔，实行挂牌管理。11、放炮员持证上岗，炸药雷管存放、放炮距离和警戒符合规程要求。12、坚持各种汇报制度，班与班之间密切配合做好现场交接班。第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式：采用局扇压入式通风方式，选用FBDYNO5.6-211KW型对旋隔爆轴流风机，选用直径5

20、00阻燃性、抗静电、反压边连接的柔性风筒可满足供风要求，风机功率211千瓦。二、风量计算：A、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100qch4K掘=1000.32=60M3/min其中：qch4本巷道所处局部CH4绝对涌出量； K掘掘进通风系数，取K掘=2B、按当头作业人数计算：Q掘=4NK=4151.25=75M3/min其中：N当头同时工作最多人数：K备用系数，取1.25。C、按炸药消耗计算：Q掘=25A=258=200 M3/min式中：A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。25每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min/kg 。D、按风速进行验算验算最小风量：Q掘0.2560S0.2560

21、6.1592.25m3/min验算最大风量：Q掘460S4606.151476m3/min式中：S掘进工作面巷道的净断面面积。煤矿安全规程规定垱头最高风速不得超过4ms，最低风速不小于0.25m/S。通过以上计算，垱头所需风量取值为200m3/min符合工作面风量标准。三、风机选择及通风设施。（1）通过上述计算，选用FBDYNO5.6-211KW型对旋隔爆轴流风机，选用直径500阻燃性、抗静电、反压边连接的柔性风筒可满足供风要求，风机功率211千瓦.（2）当头实行双风机双电源，局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换，局部通风机每天必须进行一次跳闸试验。四、局部通风局扇安装

22、地点和要求： 局部通风局扇安装地点：局扇安装在东三大巷风门外。局部通风风机安装要求：1.局扇必须吊挂在顶板上或放在局扇托架上，距离底板不小于300mm。2.局扇开关必须上架，风筒出口距迎头8m。3.局部通局扇必须挂牌管理，专人负责，装设“三专、两闭锁”设施，装备“双局扇、双电源”，并实现自动切换、自动分风的功能。4.风筒采用直径600mm的橡胶皮阻燃风筒，拐弯处用铁风筒。接头要严密,软质风筒接头要反压边。风筒吊挂要平直，缝环必挂,拐弯处要用弯头，工作面风筒不落地。5.必须保证局扇连续运转，不准无故停电、停风。五、一通三防安全技术要求：通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人

23、的供风量不低于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不超限。六、通风路线： 垱头进风路线为： 地面主、副井3101大巷3101东三大巷垱头垱头回风路线为： 垱头3413轨道上山童家风井地面七、通风系统图。(见附图十)第二节 压风自救系统1、地面压风机房（压风机型号OGFD-19.8、风压8kpa）副井筒3101东大巷3101东三大巷垱头，分别采用2寸、4寸铁管沿路接入垱头。2、严格按照英矿发【2011】114号文英岗岭煤矿压风自救安装和管理制度的通知要求安装使用好压风自救装置。巷道每40m安装一组压风自救装置，每组5个压风自

24、救袋，压风自救装置必须进入硐室内。并且在压风自救装置安设一条水管管路。3、压风自救装置安装高度：压风自救装置安装高度要适当，开关位置便于操作，以距巷道底板1.4-1.6米高为好。不可太高或太低或过于隐蔽。4、压风自救装置由通风区负责安装，生产单位负责管理。自救器由通风负责挂牌，瓦斯员每班进行检查并汇报调度室。5、必须确保压风自救装置24小时有风，任何单位和个人严禁随意关风，特殊情况下必须经得调度室同意。6、高压水管必须延伸至工作面当头。3101大巷3101东三大巷垱头。第三节 瓦斯防治 1、压风线路：地面压风机房（压风机型号OGFD-8B-19.6、风压8kgf）副井筒3101大巷3101东三

25、大巷3413轨道上山垱头；压风管分别用4寸、2寸铁管沿路接入垱头。2、严格按照英矿发【2011】114号文英岗岭煤矿压风自救安装和管理制度的通知要求安装使用好压风自救装置。巷道每40m安装一组压风自救装置，每组5个压风自救袋，压风自救装置必须进入硐室内。并且在压风自救装置安设一条水管管路。3、压风自救装置安装高度：压风自救装置安装高度要适当，开关位置便于操作，以距巷道底板1.4-1.6米高为好。不可太高或太低或过于隐蔽。4、压风自救装置的安装和管理由生产单位负责，压风自救装置完好情况由瓦斯员每班进行检查并汇报调度室。5、必须确保压风自救装置24小时有压风，任何单位和个人严禁随意关风，特殊情况下

26、必须经得调度室同意。6、高压水管必须延伸至工作面当头。3101大巷3101东三大巷3413轨道上山垱头。第三节 瓦斯防治按国家安全生产监督管理总局第19号文防止煤与瓦斯突出规定实施防突工作,采用两个“四位一体”的综合防突措施，坚持“区域措施先行，局部措施补充”的原则，由通风区全面负责施工，防突工作从严要求，责任到人。由瓦斯员负责效果检验安检员现场验收，具体见3415通风上山综合防突措施。一、根据江西煤炭工业科学研究所瓦斯鉴定报告：我矿-340水平煤层瓦斯压力为0.97MPa，煤层瓦斯含量为14.47m3/t。二、区域防突措施、区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯2类。本掘进工作面采取顺层钻

27、孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。2、依据防治煤与瓦斯突出规定第四十九条规定要求：掘进工作面施工煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔，前方必须控制的条带长度不小于60m，巷道两侧轮廓线外至少各15m；均为沿层面的距离，工作面前方每循环必须保证20米以上的超前距离。3、钻孔间距：根据江西省煤炭工业科学研究所实测有效抽放半径确定，可按1.5米-2米的抽放半径布孔，钻孔的孔底间距不得超过4米。4、区域防突措施布孔要求见3415通风上山综合防突措施。5、区域防突措施执行器具：使用150型油压钻机、42mm的地质钻杆和75mm的不取岩芯组合钻头施工瓦斯抽放钻孔。采用压风排碴，用孔口捕尘器捕尘。6、施工完

28、抽放钻孔后及时封孔抽放，采用天固封孔袋进行封孔，孔口段用砂浆封满，封孔长度顺层钻孔不少于8m，穿层钻孔不少于5m。7抽放泵站设在童家风井地面泵房，型号为2BE1-153型水环式抽放泵，功率为75KW，气量为600m3/h。3415通风上山掘进巷道的抽放管路直接与童家地面抽放泵相接。采用区域预抽的抽放方法。抽放钻孔施工完毕后，立即封孔，接到抽放管上进行抽放。8、抽放支管路选用内径75mm的无缝钢管，与内径100mm的抽放干管相连，再接入内径150mm的主管路直至地面泵房。9、管路敷设要求平直，避免拐急弯，拐弯处应设弯头。管路敷设时应尽量保持一致，避免高低起伏，低洼处要安装放水器。10、封孔管与抽

29、放管路之间用内径30mm的高压胶皮管连接，并安装控制闸阀；抽放管路与抽放管路之间、排气管路与排气管路之间、抽放管路与排气管路之间均用相应的法兰盘连接，并且中间夹有厚度不少于5mm的密封圈。11、由通风区安排人员进行抽放，并要有抽放报单和抽放参数测定记录。12、附属装置的安设：（1）阀门：抽放支管路和封孔管之间均要设置阀门用来调节各抽放钻孔的抽放负压、瓦斯浓度、抽放流量等，同时修理、更换瓦斯管路时可以关闭阀门切断通路。（2）计量器：在泵站出口处的进气管路上安设计量装置（瓦斯、流量、温度）等。（3）放水装置：在主管路的低洼处均要设置一个U型管自动放水器；在泵站出口端安设一个与抽放泵相配套的负自动放

30、水器。13、进行抽放孔布置及施工时均要求有专门的设计。14、执行完区域防突措施后要进行效果检验，检验孔深13米，分别在垱头、20米和30米处各布置一个检验测试点。只有三个测试点的吨煤瓦斯含量均在8m3/t以下时方可安排掘进，在掘进过程中同时采用局部防突措施，并进行局部防突措施的效果检验。有关设计具体见(深孔瓦斯抽放设计图表).三、局部防突措施1、在实际工作中，煤巷掘进工作不进行工作面突出危险性预测，但为了坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则和确保掘进过程中的安全防止掘进过程中瓦斯超限，无论区域验证的结果如何，均必须采取局部防突措施2、执行局部防突措施时：采用1.5KW电煤钻，扩孔钻头直

31、径90mm，使用直径42mm的麻花钻杆。3、执行局部防突措施布孔要求：钻孔间距：开孔间距250300mm，终孔间距1.2米。见3415通风上山综合防突措施。A、超前排放钻孔在巷道轮廓外的最小保护范围为上邦8米以上，前方10米以上，底部或下邦5米以上。B、钻孔有效排放时间：每次施工完毕排放钻孔后，排放时间不得少于2小时以上。4、钻孔深度及掘进循环进度：超前排放钻孔单孔深度8米（遇岩层除外），允许进尺3米，确保5米的超前距离。5、工作面措施效果检验：1、采用钻屑瓦斯解吸指标法进行局部防突措施效果检验，钻屑瓦斯解吸指标的测定严格按AQ/T1065-2008钻屑瓦斯解吸指标法测定方法（国家安全生产监督

32、管理总局，2008年11月19日）执行。钻屑指标h2值和Smax值的临界规定：在煤层赋存正常条件下，h2值的临界值为380Pa（地质构造带340Pa），380Pa为无突出危险，380Pa为有突出危险，Smax值的临界值为6Kg/m，6Kg/m为无突出危险，6Kg/m均为有突出危险，两个指标中任一指标测定为有突出危险，则该工作面验证为有突出危险，只有当两个指标均确定为无突出危险时方可验证为无突出危险。验证方法严格按英岗岭煤矿关于印发英岗岭煤矿钻屑解吸指标法测定突出危险性现场取样操作的通知（英矿通字【2011】120号）文件执行。2、当检测双指标：h2：正常煤层为380Pa，地质构造带煤层为340

33、Pa。，、Smax6Kg/M时,无突出危险，方可允许进尺。第四节 综合防尘供水系统一、防尘1、防尘水源来自地面，经副井筒-340副井车场3101大巷3101东三大巷垱头；水管分别采用2寸、1寸铁管接入垱头。2、巷道中设置2道水幕，一道为固定水幕，距回风出口20m；另一道为高压移动水幕，距迎头小于15m。3、防尘采用1寸水管管路，每50m开设一个三通，水管离掘进工作面不超过20m。4、巷中余煤余碴及时清理干净保持巷道整洁，轨道两边的余煤必须及时清除，防止煤尘堆积。5、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且雾化效果好。6、综合防尘措施有：湿式凿岩、使用水炮泥、放炮喷雾、装碴洒水、冲洗巷帮、

34、净化风流、佩带口罩等。 二、隔爆水袋严格按照英矿发【2011】113号文英岗岭煤矿隔爆水袋安装和管理制度的通知的要求安装使用好隔爆水袋。1、隔爆水袋棚用水量按巷道断面积计算，为200Lm2，安装30L /个的水袋数量为40个。2、隔爆水袋间的前后间距为1.2-1.3m，设置2排。3、隔爆水袋棚设置在距掘进当头60200m范围内，设一组隔爆水袋，距迎头超过200m时，必须加设一组隔爆水袋。4、水袋棚的安装采用内钩吊挂式，其安装原则是当受爆炸冲击力冲击时，水袋中的水容易泼出。5、水袋边与巷壁、支架、顶板构筑物之间的距离不得小于0.1m；水袋底部至顶梁顶板的距离不得大于1.6m；如果大于1.6m，则

35、必须在该水袋的上方增设一个水袋。附：防尘系统示意图。第五节 防灭火一、掘进工作面防灭火水源来自副井筒3101大巷3101东三大巷垱头；分别采用4寸、2寸铁管沿路接入工作面。二、该巷相邻采区、邻近巷道无火区情况，防火的重点是电缆、机械摩擦及人为火灾。三、在巷道开门处放置2个干粉灭火器及1个沙箱，以便直接灭火。灭火器必须实行挂牌管理并及时更换。四、维护好周围的通风设施。严禁任何人同时敞开两道风门，保证本掘进工作面通风系统稳定可靠，并处在同一压力区，不形成漏风通道。五、井下灭火时必须严格按煤矿安全规程第二百四十四条规定执行。若电气设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。第六节 安全监控巷道内必须按规

36、定安设瓦斯自动检测报警断电仪、风机开停传感器及人员定位读卡器，监测站安装地点：东三大巷风门外的风机附近。 探头布置： T1离当头不超过5米 T2距回风口（10-15）米位置 报警瓦斯浓度：T1、T2、1% 断电瓦斯浓度： T11% T21%断电范围：T1 、T2：断去巷道及回风流全部非本质安全型设备的电。复电瓦斯浓度：T1、T2 1%，复电必须人工复电。1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测。2、瓦斯传感器悬挂地点为：距迎头不大于5m范围，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距

37、巷帮不得小于200mm。迎头爆破时，应将传感器放置到安全地点防止损坏。3、煤矿安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，吊挂在电缆的同一侧，距动力电缆下0.1m敷设，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。4、监测监控系统图(见附图八)。第七节 供电系统一、3415通风上山预计安装设备1、供电设施:此巷道将由-340东二采区变电所供电,其主要电气设备有:8台高压配电箱,型号均为12-100/6;4台变压器,型号分别为-315/6(3台),-200/6（1台）;低压馈电开关若干。2、根据此3415通风上山的巷道条件,预计安装的设备有: 提升绞车2部，每部功率为22KW，副风机1台,功率为22K

38、W, 主风机1台,功率为22KW, 喷浆机1台,功率为4。3、负荷统计：（见下表）1#变压器安装地点设备名称单台功率（）安装台数（台）总容量（）3415通风上山调度绞车22244副风机22122（备用）喷浆机414东三大巷照明综保1.511.5 充电机818潜水泵2.212.23223煤垱头调度绞车11.4222.8副风机22122（备用）煤电钻综保1.511.5 四甩绞车调度绞车11.4111.4四甩抽放泵抽放泵451453409调度绞车11.4334.2乳化泵站乳化泵15230（1台备用）4401材料道调度绞车11.4222.83407三甩调度绞车221223323煤垱头调度绞车11.47

39、79.8副风机22122（备用）煤电钻综保1.511.5 避险硐室照明综保1.511.5 合计317.24、负荷统计：（见下表）2#变压器安装地点设备名称单台功率（）安装台数（台）总容量（）3415通风上山主风机221223223煤垱头主风机221223323煤垱头主风机22122合计66二、供电线路设计（一）、计算公式：（注：本设计均依照煤矿电工手册）（式10-3-1）-所计算的电力负荷总视在功率，-参加计算的所有用电设备额定功率之和，-参加计算的电力负荷的平均功率因素。（表10-3-1）Kr-需用系数。（s为最大电动机功率，）（二）、用电设备的总额定容量负荷分配及变压器容量校验1、3415

40、通风上山电源由一台-315/6KV1#变压器供电。317.20.380.6198315(r=0.286+0.74145317.20.38)满足负荷需求。2、3415通风上山风机电源由一台-200KV2#变压器供电。660.520.657200(r=0.286+0.71422660.52)满足负荷需求。（三）、供电电缆选择（按持续允许电流选择）1、供电示意图2、供电安装系统图3、各段电缆选择（电缆载流量查表13-1-25）（式10-5-2） -电缆所供负荷的计算功率，Kr-需用系数-电缆所供电动机额定功率之和，（式10-5-3）w-电缆所通过的工作电流，n-电网的额定电压，-平均功率因素， （表

41、10-3-1）4、1#变压器各段电缆选择（1）、4段电缆选择Iw(14)=0.38317.210006600.6175215可选电缆702，选择电缆为12段702-1m；23段702-1m；34段702-1m；（2）、45段电缆选择Iw(45)=59.710006600.687113可选电缆252，考虑电压降及机械强度，选择电缆为45段352-220m；（3）、57段、电缆选择Iw(57)=4810006600.66986可选电缆162，考虑电压降及机械强度，选择电缆为56每段为502-850m；67每段为502-350m；（4）、79段电缆选择Iw(79)=4810006600.66986可

42、选电缆162，考虑电压降及机械强度，选择电缆为78每段为252-20m；89每段为352-150m；（5）、610段、电缆选择Iw(610)=2210006600.63236可选电缆42，考虑电压降及机械强度，选择电缆为610段162-5m；5、2#变压器各段电缆选择（1）、2段电缆选择Iw(12)=6610006600.696113可选电缆252，考虑以后电缆选型，选择电缆为12段702-1m；（2）、24段电缆选择Iw(24)=6610006600.696113可选电缆252，考虑电压降及机械强度，选择电缆为23段352-160m；34段352-900m；三、按短路电流校验电缆截面1、1#变压器校验（1）、短路电流计算电缆的折算长度为1886米（表13-1-8a）变压器容量为315KVA则短路电流d2=392A（表13-1-16）（2）、开关整定电子式保护：电磁式保护：1#开关（KBZ2-400）IdZ451.156+272.21.150.38429A整定为430AIZ317.21.150.39138A整定为140A 4#开关（KBZ2-400）IdZ221.156+37.71.15195A整定为200AIZ59.71.1568A整定为70A6#开关（QBZ-80）IZ481.15=55A6#均整定为60A 7#、8#开关（QBZ-80N） IZ22