变电所作业规程

山西XX集团XX煤矿变电所作业规程

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》施工井巷为变电所。

本工作面位于井田中部，变电室开口位置位于XX采区轨道下山内XX胶带顺槽以东XXm（中至中）处，变电所与胶带下山交叉点处距离XX胶带顺槽为XXm（中至中）。

二、巷道用途

将服务于矿井各工作面供电需求。 三、巷道设计：

变电所设计总长度为100.6m。

四、预计本年度开、竣工时间及掘进方式：

本掘进工作面根据我矿总体布置及实际情况确定。掘进方式：采用爆破落岩的方式进行。

五、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题

根据地测科提供的XX采区变电所地质说明书预测及附近已掘巷道的矿压观测资料表明，巷道施工范围内，地压显现较弱，在作业过程中必须加强顶板管理，严格按照制定的作业规程组织施工。

第二节 编写依据

一、巷道设计

巷道设计主要依据《XX矿井初步设计》进行，具体见施工断面图（S-1865-161-01）。

二、地质说明及批准时间

地质说明依据《XX公司三维地震勘探报告》、《XX公司兼并整合项目矿井地质报告》编写，批准时间分别为2011年11月、2010年10月。

三、水文地质说明及批准时间

依据《XX公司矿井水文地质补充勘探报告》、《XX通洲留神峪煤业有限公司矿井奥灰水带压开采安全性评价报告》编写，批准日期分别为2010年、2012年8月。

四、施工标准

《XX省煤矿安全质量标准及考核评级办法》（井工标准）、《XX省煤矿建设施工管理标准》、《XX省煤矿建设标准》、《煤矿井巷工程及验收规范》（GBJ213－90）、 《煤矿井巷工程质量验收评定标准》（MT5009－94）。

五、新版《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《煤矿防治水规定》。

第二章 地面位置及地质情况

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第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况见下表：

巷道北部为未采实体煤层、西邻XX采区第十四联络贯、南部为未采实体煤层，东邻XX采区第十五联络贯。设计地面位置被山丘、森林覆盖，无建筑物及生活区。

井上下对照关系表

采 区 地面标高 地面相对位置建筑物、小井及其他 井下相对位置对掘进巷道的影响 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 XX采区 工程名称 井下标高 变电所 894．1 被山丘、森林覆盖，无建筑物及生活区 无影响 无影响 第二节 煤（岩）层赋存特征

一、煤层赋存特征

我矿2#煤位于XX组的中下部，为全井田可采。XX采区正常地质条件下煤层厚度为1.2～1.4m，平均厚度为1.3m，煤层东西倾角为10°—15°，南北平均倾角5°—10°，中间夹一层厚0.03m左右的炭质页岩，煤岩成分以半亮煤为主，硬度系数f=2～3，煤层倾角5°-15°；直接顶为细粒砂岩，性脆致密，水平层理发育，破碎易冒落，厚2-3m；其上为粗细砂岩，岩质坚硬不易垮落,底板为细砂岩,岩质坚硬，厚度为3-4m。（详见附图：柱状图）

煤层特征表

项 目 煤层厚度（最小～最大）平均/m 煤层倾角（最小～最大）平均/° 煤的坚固性系数 f 煤层层理(发育程度) 煤层节理(发育程度) 煤尘爆炸指数/% 自然发火倾向性

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指 标 （1.2～1.4）/1.3 （5°～10°）/7.5° 2～3 发育 发育 Ⅲ级 备 注 具爆炸危险性 不易自燃 山西XX集团XX煤矿变电所作业规程

第三节 瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性

一、瓦斯等级

根据XX省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号“关于长治市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”。XX公司瓦斯相对涌出量为21.03m3/t，绝对涌出量9.93m/min。根据河南理工大学2010年7月编制的《XX公司矿井瓦斯涌出量预测研究报告》及XX煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2010]811号“XX公司矿井瓦斯涌出量预测的批复”，预测矿井在开采2号、9+10号煤层时，矿井最大相对瓦斯涌出量为29.55m3/t，矿井最大绝对瓦斯涌出量为74.65 m3/min，属于高瓦斯矿井。

二、煤尘爆炸性

根据2013年XX煤矿安全产品检验中心的检验报告，2号煤层煤尘具有爆炸危险。

三、煤层自燃倾向性

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根据2013年XX煤矿安全产品检验中心的检验报告，检验得出2号煤煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。

第四节 水文地质

一、地表水

井田内没有大的地表水体，但发育2条季节性沟河：井田中西部发育季节性李成河，井田中部发育季节性马兰河，均由北向南排出井田，汇入井田南部边界附近狼尾河，狼尾河由西北向东南在沁源县城西注入沁河。狼尾河属季节性河流，雨季水量稍大，旱季水量较小，甚至干枯。本区河流属黄河流域沁河水系上游西岸支流狼尾河汇水区。

XX采区变电所地表区域内有马兰沟河，属于季节性河流，雨期水流量稍大，旱季水量较小，甚至干枯。

二、含水层组特征

1．奥陶系中统石灰岩岩溶含水层组

由石灰岩、泥灰岩及溶洞中次生沉积物等组成，据XX采区施工的ZK-7号水文孔水文资料显示，峰峰组和上马家沟组混合抽水试验资料，渗透系数为0.7077m/d，单位涌水量为2.029L/s.m，富水性强，水位降深0.79m，水位标高914.10m，矿化度1408mg/L，总硬度686.52 mg/L，PH值7.64，水质类型为SO42-－Ca2+2（K++Na+）型；

井田内2号煤层在S5向斜核部和井田东南部均存在待压开采问题，推测奥灰水位标高在909—916m，XX采区在开采2#煤层时正处于承压安全区，地下水径流方向由东北向西南，在井田东南角最低处奥灰水的突水系数Ts为0.0298MPa/m，小于受构造破坏块段临界突水系数值0.06 MPa/m，处在承压安全区内；东南部处在承压危险区内，其余处在承压安全区内；XX采区在开采2#煤层时，奥灰水突水危险性小。

2．石炭上统太原组石灰岩岩溶裂隙及砂岩裂隙含水层组

太原组含水层组主要由K2、K3、K4石灰岩组成，其次为K1砂岩和层间砂岩。据本次所施工的各钻孔简易水文观测资料和ZK-7号水文孔资料，该含水层组石灰岩岩溶裂隙及砂岩裂隙均不太发育，富水性弱。 3．二叠系下统XX组砂岩裂隙含水层组

XX组含水层主要由XX组底K7等砂岩组成，含水层岩性主要为粗、中、细粒砂岩。据本次所施工的各钻孔简易水文观测资料和ZK-7号水文孔资料，该含水层组砂岩裂隙均不发育，富水性弱。

4．二叠系上、下石盒子组砂岩裂隙含水层组

该含水层组主要由K8、K9、K10等层间砂岩组成，岩性主要为粗、中、细粒砂岩。据本次所施工的各钻孔简易水文观测资料和ZK-7号水文孔资料，该含水层组砂岩裂隙均不发育，富水性弱。

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5．第四系松散岩类孔隙含水层组

井田内主要分布在中西部李成沟河谷、中部马兰沟河谷及井田西段南部边界附近的狼尾河谷区，包括中、上更新统和全新统的砂砾石层，属孔隙水，是当地民用水井的主要水源，一般河谷、沟谷低凹处，富水性中等，但水位及水量随季节变化大；坡梁之上富水性弱或透水而不含水。

（2）、隔水层

奥陶系顶面至11号煤底板间的岩层以泥质岩类为主，裂隙不发育，具有较好的隔水性能，可视为隔水层。石炭、二叠系含水层间均夹有较厚的泥质岩层，据上述含水层叙述，各含水层的水位标高相差较大，说明其间水力联系较差，因此这些岩层具有较好的隔水性能，可视为隔水层。

第五节 地质构造

根据邻近已掘进巷道及相关地质资料显示，该工作面总体构造为单倾斜构造，岩层节理发育，直接顶板为细粒砂岩，直接底为细砂岩，硬度均为6-7，在掘进过程中在机掘工艺上会造成一定的影响。

该巷道走向西东，倾向南北，在掘进过程中会揭露陷落柱、断层等地质构造。在施工作业过程中要加强工作面支护质量。

XX采区进行了三维地震勘探，本次勘探共查明了长轴直径大于30m的陷落柱15个，地震勘探后发现落差大于6m的断层3条，小于5m的断层4条。其中控制程度可靠的陷落柱11个，控制程度比较可靠的陷落柱3个，控制程度较差的陷落柱1个。位于XX采区变电所附近的陷落柱有XL13陷落柱和断层F12。

XL13陷落柱，错段2#煤层，在2#煤层底板等高线图上形态为近椭圆形，长轴方向近N45°W,长轴长175m，短轴长105m，该陷落柱共有16个断陷点控制，其中2#煤层上A级断陷点8个，B级断陷点4个，C级断陷点4个，控制程度可靠。

FL2G正断层，错段2#煤层，在2#煤层底板等高线图上控制长度为205m，走向进N13°E，倾向S77°W，倾角约75°，控制最大落差为4m，控制点数为5点。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

一、2#煤层XX采区变电所位置：变电所通道开口位置位于XX采区轨道下山内XX胶带顺槽以东260m（中至中）处，开口标高为893.628m，（变电所底板高出巷道底板0.5m）变电所与胶带下山交叉点处距离XX胶带顺槽中为305m，贯通点位于XX采区回风下山126m（实壁至中）处。（详见附图：2#煤层XX采区变电所巷道布置示意图）

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二、施工顺序及工程量：变电所开口位于XX采区轨道下山内XX胶带顺槽以东260m（中至中）处，按方位180°，坡度按0°向南掘进19.1m，再按方位90°，水平施工44.7m，最后按方位180°，按坡度水平0°施工11m后，变坡度为-25°17′

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59″施工36m与XX采区回风下山贯通。

三、巷道设计长度及断面规格：

1、巷道设计长度为：①—②段长度为19.1m，断面规格为：3.0m33.0m（净宽3净高），净断面积为10.48m2，见附图：1-1断面；

2、巷道设计长度为：④—⑤、⑥—⑦段，预留安设防火栅栏门位置，各留0.5m，断面规格为：3.0m33.0m（净宽3净高），净断面积为10.76m2，见附图：4-4、5-5断面、Ⅱ—Ⅱ剖面图；

3、巷道设计长度为：③—④、⑦—⑧段长度为8.1m，断面规格为：3.0m33.0m（净宽3净高），净断面积为10.48m2，见附图：1-1断面。

4、⑤—⑥段长度为35m，断面规格为4.8m33.9m（净宽3净高），净断面积为16.24m2，在距⑤点1.9m处顶板预埋照明电缆挂钩，以后每间隔2.0m预埋一个照明电缆挂钩，共17个，见附图：2-2断面、Ⅰ—Ⅰ剖面图；

5、⑨—⑩段长度为37.4m，断面规格为：2m32.5m（净宽3净高），净断面积为4.57m2，见附图：3-3断面；

四、支护方式：2#煤层XX采区变电所通道1、变电所、变电所通道2巷道断面形状均为直墙半圆拱形，均为锚网索喷支护。

五、附属工程：铺底厚度100mm,水渠规格为300mm3200mm（净宽3净高），水渠设在巷道的右帮，其中①—②为水平段，③—⑧为+3‰。铺底、水渠工程在巷道施工完成后完善。（详见附图：断面示意图）

说明：

1、施工过程中依据图号S-1865-161-01图纸施工。

2、其中设计中1-1、2-2、3-3、4-4、5-5支护方式为混凝土砌碹调整为锚网索喷支护，喷浆厚度为200mm，2-2断面为复合支护，调整为锚网索喷支护，喷浆厚度为200mm。

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一、支护设计 1、临时支护

第二节 支护设计

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临时支护采用3根长度3.0m的Φ75㎜钢管作临时支护，前探梁用六个专用吊梁器将其固定在迎头前两排锚杆上。放炮后首先进行敲帮问顶、摘除活矸，前移前探梁，并接实顶板，空顶部分使用木料接实顶板，前探梁到迎头的端面距不大于300㎜。固定前探梁的锚杆留有足够长的丝扣，一般为30—40㎜。放炮前最大控顶距不大于0.2m，放炮后最大控顶距不大于1.8m，循环进尺为1.6m。

临时支护架设方法

? 放完炮后，在专人监护下，由班组长站在支护完好、退路畅通的安全地点利用专用工具由外向里进行敲帮问顶，活岩、活矸要及时处理。

?、敲帮问顶无问题后，两人配合将钢管前移至迎头，同时前移吊梁器，将钢管穿入相应吊梁器内。

?、根据前端接顶情况加设木料，接实顶板。 2、永久支护

变电所通道1、变电所、通道2断面形状均为直墙半圆拱形，支护均采用锚网索喷联合支护；锚杆采用18HRB335（18MnSi）左旋高强度无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆为Φ=18mm、L=2200mm，间、排距为800mm3800mm，每根锚杆使用三根型号为CK2335树脂锚固剂加长锚固，锚固长度不少于900mm；金属网由直径6mm的钢筋焊接而成，网格规格为100mm3100mm，网片规格为1700mm3900mm、3300mm3900mm，搭接长度为100mm。开口及贯通5m时，长度≥0.5m，用尼龙网或塑料网代替，以防止静电；锚索型号为Φ15.24—7000mm，①—②、③—④、④—⑤、⑥—⑦、⑦—⑧、⑨—⑩段锚索布置形式为单根布置，排距1600mm，⑤—⑥段锚索布置形式为单排布置，间、排距2500mm，每排布置三根，每根锚索使用四根型号为CK2335树脂锚固剂加长锚固，锚固长度不少于1200mm。喷浆厚度200mm，初喷距挂网不得大于8m,复喷距初喷不大于12米。锚杆锚固力不低于80KN，预紧力不低于120N2m。锚索预应力不小于100KN，锚固力≥250KN。（详见附图：支护示意图）

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3、支护验算

按悬吊理论计算锚杆参数： 1）、巷道埋深约300米，①—②、③—④、④—⑤、⑥—⑦、⑦—⑧段设计巷道净宽3.0米，净高3.0米。

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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，一般取K=2；

L1 — 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5； L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m； 其中：H = = 3.0÷2÷2.6=0.577(m) 式中：B — 巷道开掘宽度，取3.0 f — 岩石坚固性系数，砂岩取2.6

则L=230.577+0.5+0.05=1.704

2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a： a =

QKHRB2f式中：a — 锚杆间排距，m；

Q — 锚杆设计锚固力，80KN/根； H — 冒落拱高度，取同0.577m；

R — 被悬吊砂岩的重力密度，取32.48KN/m3； K—安全系数，一般取K=2； a= 80÷2÷0.577÷32.48= 1.46(m)

通过以上计算及经验：采用Ф1832200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距8003800mm，符合支护要求。

2）、⑤—⑥段设计巷道净宽4.8米，净高3.9米。 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，一般取K=2；

L1 — 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5；

L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m； 其中：H = = 4.8÷2÷2.6=0.923(m) 式中：B — 巷道开掘宽度，取4.8

f — 岩石坚固性系数，砂岩取2.6 则L=230.923+0.5+0.05=2.396

2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a： a =

QKHRB2f式中：a — 锚杆间排距，m；

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Q — 锚杆设计锚固力，80KN/根； H — 冒落拱高度，取同0.923m；

R — 被悬吊砂岩的重力密度，取32.48KN/m3； K—安全系数，一般取K=2； a= 80÷2÷0.923÷32.48= 1.15(m)

通过以上计算及经验：采用Ф1832200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距8003800mm，符合支护要求。

3）、⑨—⑩段设计巷道净宽2.0米，净高2.5米。 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，一般取K=2；

L1 — 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5； L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m； 其中：H = = 2.0÷2÷2.6=0.385(m) 式中：B — 巷道开掘宽度，取4.8

f — 岩石坚固性系数，砂岩取2.6 则L=230.385+0.5+0.05=1.32

2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a： a =

QKHRB2f式中：a — 锚杆间排距，m；

Q — 锚杆设计锚固力，80KN/根； H — 冒落拱高度，取同0.385m；

R — 被悬吊砂岩的重力密度，取32.48KN/m3； K—安全系数，一般取K=2； a= 80÷2÷0.385÷32.48= 1.789(m)

通过以上计算及经验：采用Ф1832200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距8003800mm，符合支护要求。

三、特殊地段的支护设计与技术要求： （1）工作面“十”字贯口、“丁”字贯口、地质发育等特殊地段，应根据实际情况增加锚索支护密度或调整支护形式。

（2）施工过程中，遇节理发育，顶板破碎时，根据现场实际情况及时调整支护参数。

（3）加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并备有5根锚索、20根锚杆、25块托盘、10块金属网在距工作面迎头20m处码放好备用，并挂牌管理。

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四、巷道质量标准化管理要求： （1）施工中杜绝出现锚杆、锚索松动现象。 （2）顶、帮锚杆外露长度控制在10-40mm之间，锚索外露长度控制在150-250mm之间。

（3）每班必须校对激光指向仪，以防中线跑偏，偏离中线不得超过±5cm。 （4）地质构造带必须按特殊安全技术措施执行。

（5）中、腰线严格按照技术科标定为准，不得随意改变巷道断面、方位及坡度。 （6）挂网处与初喷处间隔距离为8m，初喷与复喷间隔距离为12m。

（7）网与网之间联结网要用12#铁丝隔孔相连接，且网片搭接长度不小于10cm。 （8）锚杆要用力矩扳手检测，且紧固锚杆时与树脂凝固时间要相匹配。 （9）网片必须挂至底板，否则必须补加网片；锚杆距底板不得大于20㎝，否则必须补打锚杆。

五、工程质量规定

锚喷巷道工程质量标准

检验项目 设计要求 规格1.巷道净宽 3000mm 4800mm 2000mm 质2.巷道净高 2000mm 3900mm 2500mm 量 3巷道坡度 按设计坡度 1、喷层厚度 2、喷射混凝土的强度和基础深度 3.锚杆（索）安装 200mm 类 别 中线至任一帮距离 腰线至顶底板距离 标 准 规 定 标准 0--+100mm 0--+100mm 检查部位 墙体（上、中、下） 腰线（拱顶、左肩右肩） 顶/帮 掘进的坡度偏差不得超过1‰ 不低于设计值（现场每25m打观测孔至少打3个且均匀布置） 强度符合设计要求，基础深度≤10% 80（100）KN 安装牢固，托盘紧贴壁面未接触部位要楔紧 顶/帮 内在4、螺母扭矩、锚固力、网的铺设、连接质符合设计要求 量 5.锚杆、锚索的间排距 符合设计值 顶/帮 -100--+100mm 锚杆螺母外锚杆丝扣10--40mm之间，锚索露出锁具150--250mm 锚杆角度应与井巷轮廓线的角度或与层理面、节理面、裂隙面垂直，最低不小于75° 顶/帮 6.锚杆（索）外露 7、锚杆角度 顶/帮 顶/帮 第三节 支护规格及工艺

一、支护材料： 1、锚杆支护设计：

锚杆形式和规格：锚杆为18HRB335（18MnSi）左旋高强度无纵筋螺纹钢杆体，Φ=18mm、L=2200mm，杆尾螺纹为M20，型号为Φ18mm—M20—2200mm。

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锚固方式：采用三根型号为CK2335树脂锚固剂加长锚固。

托 盘：采用正方形拱形高强度托盘，铁托盘规格150mm3150mm、厚10mm的Q235钢板。

锚杆角度：锚杆安装均与顶板岩面垂直，安装角度不得小于75°。

网片规格：采用Φ6mm的钢筋焊接而成的矩形钢筋网护顶，规格为1700mm3900mm，网格为100mm3100mm。

锚杆布置：间距800mm，排距800mm，锚杆数量根据巷道断面大小进行布置，每根锚杆对岩层锚固力不小于80KN，预紧力不小于120N2m。（如果爆破后断面高度比设计断面高，要根据现场实际适量增加）

2、喷射混凝土支护设计：

混凝土，425#水泥，粒度2—5mm石子、砂子为中粒，其质量配合比为水泥：石子：砂子=1：2：2。

速凝剂：用量为水泥掺量的3%—5%。

混凝土喷厚200mm，初喷厚度为100mm。（详见附图表：支护材料参数表）

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二、支护工艺 1、临时支护工艺

1、施工前先用长度不小于2.0m的长柄工具，将顶、帮的危岩活石摘除干净，并将靠近迎头10m范围内的锚杆螺母重新上紧。

2、敲帮问顶无问题后，两人配合将钢管前移至迎头，一人顶住迎头钢管，一人前移吊梁器至合适锚杆上，铺网调整至合适位置并连接好，然后上紧下端螺母。

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3、螺母上紧后，根据前端接顶情况加设木料，要求木料贴紧顶板岩面。 4、工艺流程：敲帮问顶处理危岩活石→前移前探梁→铺网连网→紧螺母→背木料。

2、网片安装工艺

1、顶部网片安设顺序及要求见临时支护施工工艺部分。

2、两帮网片安设前先用长度不小于2m的长柄工具，将顶、帮的危岩活石摘除干净。两帮网片按由上向下、先外后里的顺序安设，安设时将网片按搭接要求在安设位置摆放好，连接在一起。

3、按由上向下、由外向里的顺序打设锚杆，并上托盘压网上紧锚杆帽。 4、工艺流程：敲帮问顶处理危岩活石→按搭接要求安设两帮网片→连接网片→打设锚杆→上紧锚杆托盘、帽。

3、锚杆安装工艺

（1）、在临时支护的掩护下及时挂网打设锚杆支护围岩。施工前先用长度不小于2m的长柄工具，将顶、帮的危岩活石摘除干净。

（2）、标定锚杆眼位置

①、按照巷道施工中、腰线检查巷道断面规格，局部达不到规格要求时必须处理合格。

②、根据施工中线找出巷道中心位置，并在顶板标定好。断面图给出的尺寸标定出顶部锚杆眼的位置。

③、两帮由靠近顶板处锚杆眼向下吊挂垂线，按锚杆间距由上向下确定出两帮锚杆眼的位置。

④、打锚杆眼：标定好锚杆眼后，按由外向里、先上后下、由顶到帮的顺序打锚杆眼。打眼时眼位误差不得超过±100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。

⑤、锚杆眼打完后，用吹管和压风将眼孔内的积水、岩粉吹扫干净，吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

（3）、安装锚杆

1）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位，锚杆杆体戴上托盘、螺母，利用锚杆和锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂药卷推入孔内，直到锚杆托盘距顶板10mm左右，注意在往上推树脂药卷时尽量不要旋转，严禁把托盘紧紧压在顶板上。

2）完成第1步后，迅速旋转锚杆搅拌15-20秒（旋转搅拌时不要施加上推力），然后顺势上推锚杆使托盘紧贴顶板。

3）完成搅拌时停止1分钟左右让药卷充分凝固。

4）上紧螺母：旋转搅拌器上紧螺母，在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力，以最大限度的上紧螺母。

5）用力矩扳手进一步上紧螺母，达到规定的预紧力。

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6）锚杆安装可以总结为：一推（推药卷至钻孔规定位置），二转（旋转搅拌药卷），三等（等药卷凝固），四紧（紧固螺母）。

在安装过程中要严格按安装步骤，否则会出现“长尾锚杆”或失效现象。这样会大大影响锚杆支护效果，甚至失效。

（4）、工艺流程：敲帮问顶处理危岩活石→拉线定眼位→（安装网片）打锚杆眼→吹锚杆眼→安装锚固剂、锚杆→搅拌锚固剂固定锚杆→安装锚杆盘帽支护围岩→拆除临时支护。

4、锚索施工工艺 1、锚索眼打设

?、施工前先用长度不小于2.0m的长柄工具，将顶、帮的危岩活石摘除干净。 ?、根据锚索布置方式及间排距要求，在巷道顶板上确定锚索眼的位置，并标定好。

?、根据锚索的长度确定出锚索眼深度，眼深比锚索长度小250～300mm。并将所需钻杆准备齐全。

?、将锚杆机放置在锚索眼的下方，接好风水管，将钻杆放置在锚杆机上，根据锚索眼的位置调整锚杆机，使锚杆机及钻杆垂直于锚索眼所在的巷道轮廓线。掌钎点眼人一手握住钻杆中上部，一手帮助钻手扶住锚杆机。钻手缓慢开启气腿阀门，使气腿慢慢升起，对准眼位顶紧，点动钻机，待眼位固定并钻进30～50mm深度后，点眼人退到钻手身后侧负责监护，钻手开水、并加大风量钻进。一节钻杆打完后，关闭锚杆机供风开关将压风量减到最小，慢慢关闭升降开关使锚杆机低速转动，慢慢回落到最低位置，续接钻杆后加深锚索眼。眼深达到要求后，开大锚杆机水门，加大水量，并上下来回串钎子，将眼孔内的岩粉冲刷干净。然后退下锚杆机，撤掉钎子。

?、锚索眼要与所在部位巷道轮廓线垂直布置，眼向误差不得大于±3°，眼位误差不得超过±50mm。

2、安装锚索

根据锚索的长度，确定采用的锚固剂的数量。安装锚固剂前应检查其外观质量，确保锚固剂无变形、失效现象；并将锚索锚固段上的水、岩粉（煤屑）等擦干净。

?、首先将锚固剂依次放入锚索眼内。

?、二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送达钻孔底（不能反复抽拉锚索），确保药卷全部送到孔底。在锚索末端拧紧上牢固转换套，然后将转换套放入锚杆机钻杆套内并再次紧固锚索的螺栓紧固情况，确无问题时将高压风控制阀打到三分之一处使锚杆机慢速升起、旋转进行搅拌树脂锚固剂，锚索到眼底后按设计时间搅拌树脂锚固剂后停止锚杆机旋转，停止搅拌约30s待树脂锚固剂凝固后慢慢将锚杆机落下、退出，再将锚索上的转换套卸下，完成锚索的锚固。

3、锚索盘安装

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?、要等锚索锚固剂凝固30s后再进行锚索盘的安装。

?、先将锚索盘托起，使锚索由锚索盘中间的锚索孔内穿出，抬高锚索盘使其紧靠巷帮，在外露的锚索上放置锚索盘和与锚索配套的锁具,并使它们紧贴顶板。

4、锚索的涨拉

?、涨拉操作至少由两人配合进行，一人操作气风动液压泵，另一人操作涨拉千斤顶。

?、涨紧时首先将千斤顶卡在外露的锚索上顶住锁具，然后开动液压泵张紧锚索，液压泵压力表的读数达到25MPa时，锚索达到设计预应力100KN的要求。停止涨拉，卸下千斤顶。若千斤顶柱塞一次行程不够，应收回柱塞，将千斤顶抬高靠近索具，然后继续涨拉。

5、工艺流程：敲帮问顶处理危岩活石→定锚索眼位→打锚索眼→安装锚固剂、锚索→搅拌锚固剂→安装锚索盘、锁具→涨拉锚索。

5、喷射混凝土 （1）喷浆前准备工作

1)检查井巷掘进规格质量并使其符合设计要求。

2)拆除影响喷射作业的障碍物，对不能拆除的，要加以保护。

3)将喷浆机安放在适当位置，不影响过往车辆，检查喷浆机具和风、水、电、管线，并试运转正常。

4)做好回弹料的回收准备工作及防尘措施。 （2）喷浆料的准备

1）喷浆顺序为先墙后拱，先帮后顶，先凹后凸，先下后上。

2）开动地面搅伴机，按设计混凝强度等级配制喷浆料，放入矿车，再用绞车将料下到井下喷浆机处，进行喷浆。

（3）喷射作业：喷射作业要求喷浆手严格按操作规程进行，操作人员必须带上防尘口罩，操作喷头时一手托住喷浆头，一手调节水阀，再联系送料，开始喷射。喷浆时要按开风、送电、开水、送料的顺序进行，喷浆作业结束时，要先停止加料，等罐内喷料用完后再停电机，最后停水、停风，并将喷浆机料斗加盖保护好。喷浆时喷头一般距喷射点0.8-1.2米为宜，喷射点的角度在喷射两帮时，由下而上喷射，喷浆时可将喷头下扶5-10度，其它方向要求喷头方向始终垂直于受喷面。

（4）发生堵管时，应立即停电，随后关闭风源，并将剩余压风放出。处理堵管时要先将软管拉直，用手锤沿管路敲击寻找堵管部位，处理时喷头前方不得有人。

3、锚杆安装质量检查标准: 合格的锚杆安装应该满足下列标准:

1) 托盘必须紧贴岩面，锚固力必须达到设计要求。 2) 锚杆外露长度：螺母以外大于10mm，且小于40mm。 3) 用扭矩扳手检验，扭矩不能低于120N2m。

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4、锚索安装质量标准：

1)钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）3—5cm。

2)钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外包装破裂。 3)用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。 4)将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时钻机推力要最大。锚固剂搅拌时间为25—30秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。

5)锚固剂搅拌完毕后15—20分钟后，用锚索张拉器拉紧锚索，锚索预应力要达到100KN。

6)锚索外露长度要控制在150mm-250mm之间，锚索应紧跟工作面安装。

第四章 施工工艺

第一节 工艺流程

（一）生产工艺流程

①安全检查（瓦斯检查）→延伸刮板输送机（皮带）→瓦斯检查→打眼→装药→瓦斯检查→放炮→瓦斯检查→洒水降尘→安监（敲帮问顶）→临时支护→清理煤（岩）（备料）→挂网、安装锚杆→验收合格后进入下一循环

② 详细工序：

（1）安检：对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查，无异常后方可作业。 （2）延伸煤溜（皮带）：将煤溜延伸至工作面迎头不小于1米处。 （3）打眼：打眼工严格按照规程设计进行炮眼布置。 （4）装药：放炮工严格按照规程设计要求进行装药。

（5）放炮：瓦斯员要严格检查爆破地点附近的瓦斯浓度，并严格执行“三人联锁”放炮及放炮停电制度，安全员监督。

（6）安检（敲帮问顶）：巷道爆破成形后，人员站在安全地点，用专用工具敲帮问顶，及时处理活煤活矸，确认无问题后，方准进入工作面，进行作业。

（7）临时支护：同前（第三章 第三节内容）。

（8）清煤：在清煤同时，班组长严密观察顶板变化，发现异常，立即停止作业，撤出人员，进行处理，确认无危险后方可正常作业。

（9）打设顶锚杆：用专用工具量取距离后，首先打设中部顶锚杆，然后打设其他顶锚杆，并联好顶网。

（10）标定帮锚杆位置：上帮网，打设帮锚杆；正规循环作业时，固定中部顶锚杆后，打帮、顶锚杆、锚索可平行作业。

（11）对工程质量进行全面检查，合格后进行下一循环。 （2）安全注意事项：

a、顶板认定由班长、跟班队长负责，在顶板破碎、有裂隙及过构造期间必须严

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格使用临时支护。

b、要求工作中经常检查锚网是否按规定铺设、距工作面迎头空顶距是否超过规定。

第二节 施工方法

本工作面掘进采用爆破的方式进行作业，支护采用锚网喷联合支护。

第三节 凿岩方式

?打眼机具：采用2台风动凿岩机作业。

?施工前的准备工作：将风水管拉至迎头，接好凿岩机并试运转，打眼前根据中腰线及断面图画出巷道轮廓线，然后按炮眼布置图点好眼位，确定好眼深。眼深、眼位必须符合规定。

?打眼方法：打眼时打眼工要定人、定钻、定眼、定位、定责，钻进的方向、角度符合规定。

爆破作业时，使用煤矿许用三级乳化炸药，1—5段毫秒延期电雷管，MFB—100型隔爆电容式发爆器起爆。

?装药结构：全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时必须小心将药卷用木棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。 起爆方式:采用全断面一次正向爆破作业，严禁一次钻眼、分次装药，分次起爆。

详见附图：炮眼布置图、装药结构图、爆破说明书

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炮眼数量和装药量的确定：

根据下列公式可算出一次爆破所需的总药量： Q=qszn

此总装药量如按照一定的炮眼装药系数，平均装入工作面所有的炮眼中去，总装药量可写作

Q=NLaP/m ,kg

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以上两式相等，故得总炮眼数为 N=qsnm/ap ,个

式中q—单位炸药消耗量q= 2.86kgm3

S—变电所通道1巷道断面面积m2 8.03m2

—变电所巷道断面面积m2 16.24m2

—变电所通道2巷道断面面积m2 4.57m2

L—炮眼深度，m取2.0m n—炮眼利用率，取0.85 N—炮眼数目,个。

m—每个药卷长度，取0.2m；

a—炮眼装药系数一般取0.5—0.7 取0.6 p—每个药卷重量，取0.2kg 则N=qsnm/ap

N=（2.8638.0330.230.85）/(0.630.2)=33（个）

1-1断面根据巷道岩石硬度及实际爆破效果，实际炮眼数量取52个。 N=（2.86316.2430.230.85）/(0.630.2)=66（个）

2-2断面根据巷道岩石硬度及实际爆破效果，实际炮眼数量取79个。 N=（2.8634.5730.230.85）/(0.630.2)=19（个）

3-3断面根据巷道岩石硬度及实际爆破效果，实际炮眼数量取36个。

第四节 管线及轨道敷设

1、管路安装。变电所在施工期间布置3趟管路，管路安装于巷道左帮，供风管路为Φ159mm铁管、水管为Φ108mm铁管均铺设至XX采区第十四联络贯口，管径变为Φ75mm的铁管铺设至距XX采区变电所通道1口，再变管径为Φ19胶管至工作面；排水管根据施工期间的涌水情况铺设管径不小于2寸的铁管。风管、静压水管、排水管按管径由粗到细自下而上进行布置，高压管的连接使用“U”卡连接，管路间距100mm—300mm。

管路安装高度：最下面的管路距底板不小于0.3m。固定方法：采用专用的管路吊挂钩或用14#铁丝捆绑固定在巷帮，固定点每间隔5.0m-6.0m固定一处。

质量要求：管路吊挂要同巷道起伏情况一致，同时管路要做防腐处理。横跨巷道的管路高度自底板起不小于2.0m。

2、电缆吊挂。该巷道施工期间电缆吊挂在行人侧（巷道前进方向左侧）。电缆按监测、通讯、信号、低压、高压的顺序自上而下分档吊挂，电缆上严禁悬挂任何物件；电缆必须在风、水管、排水管路的上方，并保持0.3m以上的距离，电缆钩每隔3m一个，垂度不得超过50mm。

3、风筒吊挂，风筒布置在巷道前进方向右侧，且要吊挂平直、逢环必挂。风筒

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接头严密、无破口，风筒出风口距迎头的距离应保持煤巷、半煤岩巷≤5m，岩巷≤8m。

4、风水管路、电缆、风筒吊挂除执行本规程的要求外，还必须严格执行《煤矿安全质量标准化标准》。

5、迎头掘进轨道的敷设标准：轨道型号统一为24kg，轨距误差+5mm～-2mm；轨道间隙不超过2mm，内错差不大于2mm；轨枕间距不大于1.0m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于700mm，轨道要保证距煤头不超过200m。要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，并且轨枕必须垫实。

第五节 工具及设备配备

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 名 称 刮板输送机 锚杆钻机 MQS-45/1.4C2 锚索涨拉机具 馈电开关 磁力启动器（可逆） 局部通风机 凿岩机 风 镐 MQ-15-180/55 BKD9-400 QBZ-80(N) FBDNO5/237.5KW 台 台 台 台 台 台 型 号 SGB-620/40 MQT-120 台 2 2 4 2 2 2 2 风动 电动 电动 电动 气动 气动 单位 部 数量 3 2 风动 动力 电动 第五章 劳动组织与主要技术经济指标

第一节 劳动组织

一、作业方式

本工作面采用“三八制”作业方式，一班、二班生产，三班检修、喷浆。 二、劳动组织

序号 1

工 种 班 长 劳 动 组 织 配 备 表 出勤人数（人） 一 班 1 29

二 班 1 三 班 1 小 计 3 备 注 山西XX集团XX煤矿变电所作业规程

2 3 4 5 6 支护工（喷浆工） 爆破工 设备司机 安全员 瓦检员 合计 完成生产任务。

三、严格执行交接班制度

（一）各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。

（二）每个班必须由班长统一开会领取任务，做到集体入井、集体交接、集体上井。

（三）每个班入井前，必须召开班前会。首先根据上班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；

（四）进入作业地点后，必须与上一班班交班、岗交岗。

（五）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准，在本班内保质保量按时完成规定工作量，并在班末认真填写交接班记录表，与下一班认真交接签字。

（六）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项向下一班人员交接清楚。

（七）岗位负责人必须在交班前将本班内能够处理的问题当班处理完毕。 （八）凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。

（九）接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致地检查。接班者要对自己盲目接班后发生的问题负全部责任。

（十）交接双方将交接的现场与岗位交接卡核对无误、交接清楚后，共同在交接班记录表上签字完毕，交班人员方可离开现场。

（十一）接班后，班长要向矿调汇报当班作业地点、负责人、出勤人数、工作内容、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。班末交班前，要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。

（十二）交接双方班长要相互协调，如发生争执意见。必须及时向当日跟班队长汇报，并按跟班队长提出的协调意见执行。

四、工作岗位责任制

1、日常生产过程中正、副队长全面负责安全、工程质量及生产任务的组织，安全员对工作面的工程质量与安全作业进行监督与管理。

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2 2 2 1 1 9 2 2 2 1 1 9 3 — 3 1 1 9 7 4 7 3 3 27 劳动组织见下表，在实际工作中既要有分工，又要有周密协调的配合，以共同

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2、当班跟班队长、班长负责当班安全生产工作的指挥、协调与安排，并严格按照质量标准化标准进行作业。

3、支护工负责工作面的临时支护与永久支护的操作，作业标准要符合本规程要求，作业过程要执行有关操作规程。

4、爆破工负责严格按照巷道的中线及煤层顶板性质布置炮眼，并要熟悉掌握光面爆破技术，确保循环进度、作业效率、操作安全，使巷道断面尺寸符合设计要求。

5、检修工主要在检修班对工作面的机械设备进行全面的检查与维修及注油等工作，确保机械设备在生产班能够正常有效运行。

6、瓦检员主要对工作面日常生产过程中通风瓦斯的变化情况进行不间断的检查与观测，并要对其它有毒有害气体予以关注，确保通风可靠。

7、其余各岗位的人员要严格按照各自的本职工作尽职尽责，以本班的安全生产为重，确保自己的安全、监护他人的安全。

第二节 作业循环

一、循环进度与循环次数

循环进尺1.6m，日进尺1.6m，每月按26天计算，月进尺41.6m。 二、正规循环作业图表详见附图表：正规循环作业图表

第三节 主要技术经济指标表

序号 项 目 单位 1 2 巷道总长度 净断面 m m 333 数 量 100.6 4.833.9 232.5 备 注 通道1：19.1m、变电所：44.7m、通道2：37.4m 净宽3净高 31

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3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 在册人员 出勤人数 出勤率 循环进度 日进度 月进度 锚杆消耗 网消耗 树脂消耗 雷管消耗 炸药消耗 托 盘 锚 索 锚索托盘 工 效 人 人 % m m m 30 24 80 1.6 1.6 40 按25d/月计算 CK2355 根/m 13.75 18.75 11.25 m2/m 8.54 11.36 6.97 支/m 43.75 61.25 36.25 个/m 32.5 49.38 22.5 Kg/m 16.5 25.63 11.13 个/m 13.75 18.75 11.25 根/m 0.625 1.25 0.625 个/m 0.625 1.25 0.625 m/工 0.066 第六章 生产系统

第一节 通风系统

一、通风系统（通风方式、局扇位置、风量计算、防尘措施）

该巷采用局部通风机压入式供风，局部通风机安装于XX采区轨道下山内距变电所通道1以西10m—15m处安设两台FBDNO5.0对旋风机，风机参数为：功率为：2311Kw，额定吸风量为210～350m3/min，选用Φ600mm阻燃式抗静电胶布风筒跟迎头，安设双风机双电源，风筒出风口距迎头5—8m。

（1）、通风系统：

新风：地面→副斜井→XX采区轨道下山→工作面

泛风：工作面→变电所通道1→XX采区轨道下山→XX采区第十五联络贯→XX采区回风下山→回风斜井→地面

（附图：通风系统图） （2）、工作面所需风量计算： 1、根据沼气涌出量计算：

Q拓＝100q3k＝10030.7132.0＝142m3/min Q拓——工作面所需风量m3/min

q——工作面瓦斯绝对涌出量为0.71m3/min k——瓦斯涌出系数，取最大值K=2 2、根据工作面最多作业人数计算：

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Q1＝4N＝4318＝72m/min Q掘——工作面需风量m3/min N——工作面最多作业人数 3、根据一次最大用炸药量计算： Q掘＝10A＝10321.6＝216m3/min Q掘— 工作面实际需要风量m3/min； A — 按工作面最大一组装药㎏计算

10 — 每千克炸药爆破后的需供风量 4、根据局扇实际吸风量计算：

Q掘＝Q局I＋60V小S＝350＋123.6＝473.6m3/min Q

局

3

—向该工作面供风局扇的最大吸风量，2311kw局扇实际最大吸风量为

350m3/min,故Q局取350m3/min;

I—向工作面供风的局扇台数 Q掘—工作面需风量m3/min 5、按巷道风速验算：

Q小＝15S＝15316.24＝243.6m3/min。 Q大＝240S＝240316.24＝3897.6m3/min。

由1—3项中取最大数为473.6m3/min，代入Q大＞Q拓＞Q小

得出3897.6＞473.6＞243.6，所以变电所工作面局扇前风量应按473.6m3/min配给。XX采区变电所工作面风量不得小于243.6m3/min。

（2）、局部通风机的安装规定 1、安装地点顶板完整可靠。

2、每台局扇用三股锚链捆绑牢固，并用连接环、螺丝、锚具等悬挂在6根专用起吊锚索下面稳固牢靠，起吊锚索预紧力达标。

3、局扇安设地点的高度、宽度必须满足运输、行人等要求。 4、使用相匹配的3T或5T导链起吊，并且保证导链完好。

5、起吊局扇时，人员身体任何部位不得进入起吊物下或可能挤压的侧面，起吊物受力方向严禁有人。

6、起吊时随起随垫。

7、起吊时必须专人指挥，确保起吊人员的安全。

8、全风压供风量必须大于局部通风机最大吸风量，且满足局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速不的低于：岩巷0.15m/s、煤巷0.25m/s。

3、局部通风管理

（1）风机必须由专人负责管理，安设局扇管理牌板，严禁随意停开风机。 （2）采用Φ600mm阻燃风筒供风，风筒吊挂于巷道侧帮，风筒吊挂平直，逢环必挂，接口严密不漏风，风筒接头之间要顺接，不得反接，风筒出风口不准落地。

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（3）正常工作的局部通风机和备用局部通风机通过交叉风筒与主风筒连接。交叉连接风筒在局扇自动切换时故障风机的风筒交叉连接装置自动关闭，启动的风机，风筒交叉连接装置能自动打开。变叉接头风筒应与使用的供风风筒型号相同，必须固定一节风筒为迎头风筒，以避免风筒损坏导致漏风。交叉连接装置损坏导致风筒漏风时应及时更换。

（4）压入式局扇和启动装置，必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10m处。全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸风量，避免循环风。

（5）正常工作的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。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。

（6）正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。

（7）使用局部通风机的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。

（8）每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。局部通风机切换必须由当班电钳工与瓦斯检查员负责。

（9）严禁使用3台以上（含3台）局部通风机向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

（10）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，必须将人员全部撤离至全风压进风流处，并切断电源。

（11）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。

（12）局扇的安装、拆除、迁移都必须经通风部门负责人和矿分管领导批准。安装局扇要求离轨道距离大于50cm，距运输皮带高度大于30cm，局扇周围要清理干净，无杂物堆积。

（13）局扇移动后，必须组织有关单位对“三专两闭锁”通风系统及设施等进行验收，验收合格后，方可组织生产。

（14）加强通风瓦斯的管理，发现风筒有破口，必须及时修补或更换。风筒吊挂平直，逢环必挂。风筒接头严密，软质风筒接头要双反压边，风筒出口风量必须根据工作面的瓦斯涌出量确定，保证无瓦斯超限或积聚，风筒距工作面的距离不得

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大于8m。必须使用阻燃，防静电的风筒。

（15）临时停工的工作面不得停风，特殊情况下需要停风时，必须立即撤人、断电，设置棚栏，悬挂警示标志牌，并编制相应措施。停风时间超过8小时，要在盲巷口临时封闭，并设巡回检查点。

（16）盲巷必须立即封闭，暂时不能封闭的，必须及时设置栅栏，悬挂警示牌和瓦斯巡回牌板。

第二节 风筒管理

一、质量标准要求

?风筒吊挂要平、直、紧、稳，避免车刮，炮崩，必须逢环必挂。

?风筒之间的接头，插接要顺接，不得反接，接口必须严密（手距接头处0.1米处感到不漏风）。

?每列风筒的直径要一致，如果直径不一致时，要使用过渡节，先大后小，不准花接。

?风筒在拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。

?要经常检查和维护井下风筒，发现有破口，必须及时修补，保证不漏风。 ?风筒末端距工作面的距离不得超过规定，必须保证工作面有足够的风量。 ?巷道中不用或损坏的风筒必须及时回收存放到材料库，备用风筒要叠放整齐，不同规格型号的分开码放，严禁混堆乱放。

?各班组负责维护其施工巷道内的整列风筒，运送物料时要采取措施，防止损坏或挂破风筒，吊挂时严禁将完整的风筒割成半截或去掉接头。工作人员不得在风筒上躺、卧、坐、靠等休息，工作面末端风筒始终要保持有钢圈。

二、吊挂风筒

将当班需要的风筒，事先准备好，并拴好绑丝，绑丝要拴牢固，然后与班长、皮带、刮板机司机联系，确认停机后，方可吊挂。吊挂前必须先用8号或10号铁丝上好引线且拉紧并用16号铁丝在网片上扭结固定，然后吊挂风筒、接口，接口要顺接、正反压边，保证不漏风，风筒要平、直、紧、稳，风筒出口距工作面的距离要符合规定要求，最后进行检查，发现破口及时修补，确认完好合格后，通知班组长，方可开机。

三、更换风筒 更换掘进工作面风筒时，要事先和调度室联系好并汇报指挥中心，为确保工作安全和质量，吊挂风筒和掘进工作不得平行作业，更换风筒作业需停止该工作面作业，期间不得随意开动刮板输送机和胶带输送机以及其他影响作业的电气设备，只有确认当吊挂、修补和拆除完毕，汇报调度室批准后，方可开始掘进作业。更换风筒要提前汇报调度室，批准后方可进行更换。

(1)先将所用风筒搬运到更换地点，搬运时要防止风筒被巷道中的其它材料，物件挂破。

(2)将风筒展开，拴好绑丝，并对好口，正反压边，保证更换的风筒长度满足风

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筒出口距工作面距离的要求。

(3)吊挂更换的风筒时要紧靠被换的风筒，拴到风筒引线上，保证风筒平、直、紧、稳，逢环必挂。吊挂时要将梯子扶稳。

(4)风筒全部吊挂完好后，要进行接口时，要动作迅速，不能延误，尽量缩短工作面无风时间。

(5)将被替换的风筒全部拆除，并叠放整齐，放到安全地点，并将原过渡节存放到指定地点，备作下次换风筒用。

第三节 瓦斯防治

(1)必须配备足够的专职瓦斯检查员，工作面每班必须有一名专职瓦斯员，跟班检查瓦斯，不得兼面。

(2)严格执行“瓦斯巡回检查”及“请示汇报”制度。

(3)瓦斯检查每班不少于3次，二氧化碳浓度每班至少检查3次，必须做到“三对口”即：瓦斯检查班报、瓦斯检查日报和瓦斯检查牌板、内容一致，缺一不可。

(4)瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《规程》规定时，瓦斯员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。

(5)掘进工作面应设的主要检查点：掘进工作面回风口，工作面回风流、工作面煤壁等。

(6)除上述检查点外，瓦斯检查员对所负责区域通风设施的完好情况，监控断电装置读数都进行检查对照。

(7)矿长、矿技术负责人、跟班矿长、爆破工、采掘队长、通风科长、工程技术人员、班长必须携带便携式甲烷检测仪，瓦斯员必须携带便携式光学甲烷检测仪。

(8)掘进工作面、所有硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都应纳入检查范围。

(9)每班由瓦斯检查员要使用光学甲烷检测仪与甲烷传感器显示数据进行对照。并将结果汇报通风科或瓦斯巡回员，两者误差大于允许误差（0—1%、±0.1%；1%—2%，±0.2%；2%—4%，±0.3%）时，先以读数较大者为依据采取安全措施，并必须在8小时内对设备调校完毕。

(10)因停电等原因造成局部停风或全矿井停风，在恢复通风排放瓦斯时，通风科必须制定相应安全措施，并派负责人现场监督指挥，必须坚持低浓度排放的原则，必须先进风后回风，由外向里逐段加风筒或采用控制风流中的瓦斯浓度，严禁一风吹。

(11)掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。

(12)掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达1.0%时，严禁爆破。

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掘进工作面风流中、电动机附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。 掘进工作面，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止作业，撤出人员切断电源，进行处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。

(13)掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

(14)通风科要制定防止瓦斯积聚和因停电、检修主要通风机停运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的专项安全措施，并严格遵照执行。 (15)恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，确认无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合《规程》规定时，方可开启。

(16)掘进巷道临时停工，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿安全指挥中心报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过《规程》规定不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕。

(17)恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点进，必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。

(18)严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。

(19)局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合《规程》规定的通风条件时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。

(20)停风区中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。

(21)停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。

(22)在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度还超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内供电。

第四节 综合防尘

严格执行掘开工作面综合防尘标准，具体规定如下：

防尘水源来自地面静压水池，供水管路由行人斜井（Φ75mm无缝钢管）经XX采区轨道下山至工作面，在距迎头20米采用高压胶管接到工作面。

一、防尘管路敷设

防尘管路每隔50m安设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，且手轮应朝向巷道内侧，不得影响矿车及人员行走。

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二、转载点喷雾

1、在所有的转载点处必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时必须连接阀门及管路接头，三通不得有流线性漏水，阀门必须安装在人行道侧。

2、喷嘴高度安在距转载点400-500mm的位置，且喷嘴要正对转载出煤点，同时要保证喷雾呈雾状。

三、净化水幕

1、在距迎头50m以里安装一道水幕，在爆破工连线结束后需开启喷雾，爆破结束后进入工作面关闭水幕。净化水幕喷雾要封闭全断面，灵敏可靠、雾化效果好、使用正常。

2、净化水幕的连接：所有净化水幕的连接次序是阀门→过滤器→净化水幕。阀门及所有连接处不得有流线性漏水。

3、净化水幕水管：

①水管的长度不得小于巷道宽度0.2m；

②水管弯成半圆形，固定在巷道中，安装在距顶板不超过30cm的位置； ③喷水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距300-400mm。 4、喷嘴的方向：

①、距工作面50m范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反； ②、喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。 四、巷道冲洗

工作面的巷道要经常冲洗，保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、工作面迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板的煤尘厚度不得超过2mm，堆积长度不得超过5m。

五、其它措施

1、巷道内距工作面60—200m范围内设置隔爆水袋一组，长度不小于20m，用水量按巷道断面计算不小于400L/m2，并要保证水量充足，同时在附近悬挂隔爆设施说明牌。隔爆水棚要设专人管理，每周检查一次，发现水袋损坏，必须及时更换，并随时补充水量，保证水量充足。

2、施工过程中采用湿式打眼法，作业人员佩戴防尘口罩，在开口施工及联络巷施工采用炮掘工艺时还应装设水泡泥，炮前开启喷雾等。（附图：防尘系统图）

第五节 六大系统

一、监测系统

（一）安装种类及数量：分站1台，型号KJFT-2B，甲烷传感器3台，馈电1台，开停2台，风筒传感器1台，声光报警器1台。

（二）根据《煤矿安全规程》规定，矿井采掘工作面必须安装监测装置，随各巷道掘进长度加长，应及时移动各巷内各传感器至规定位置，保证瓦斯监测监控准确，此外，定期对监测设备进行维修、调试。

T1-掘进工作面风流中甲烷传感器，安装于风筒对帮距工作面不大于5m处。 T2-掘进工作面回风流中甲烷传感器，安装于掘进巷道中距回风口10-15m处。

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沼气报警浓度T1≥0.8% T2≥0.8% 断电浓度T1≥1.2% T2≥0.8% 复电浓度T1 T2＜0.8% 断电范围：T1-掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备及XX采区第十五联络贯溜则。

T2-掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备及XX采区第十五联络贯溜则。

（三）传感器的设置

甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人，安装维护方便，且垂直悬挂，距顶板不大于30cm，距巷道侧壁不小于20cm。

（四）设备安装安全技术措施

为保障设备安装期间人员及设备安全特制定以下安装安全技术措施。

1、监控设备由监控维护人员负责安装，电工负责接通设备电源及提供必要的控制设备并确保断电范围符合要求。

2、安装人员应严格按照《规程》、AQ1029标准、《作业规程》进行规范安装. 3、电缆铺设应符合《规程》规定，使用阻燃电缆且信号线不得与电源线共用共一根电缆。

4、井下敷设电缆应将盘好的电缆放在一个固定地点，慢慢放出，并设专人看管。 5、敷设人员要听从统一指挥，严禁各行其事，传输电缆通过巷道顶底板危险区段时，要首先观察顶底板有无危险，无危险方准操作，否则暂停敷设待处理后再敷设。

6、电缆之间、电缆与其他设备连接处，必须使用与电气性能相符的接线盒。电缆不得与水管或其他导体接触。

7、电缆与接线盒（分站）进线嘴连接要牢固、密封要良好，密封圈直径和厚度要合适，电缆与密封圈之间不得包扎其他物品。电缆护套应伸入器壁内5-15毫米。线嘴压线板对电缆的压缩量不超过电缆外径的10%。接线应整齐、无毛刺，芯线裸露处距长爪或平垫圈不大于5毫米，腔内连线松紧适当，符合机电设备安装连线要求。

8、安装完毕，送电前，必需对安装设备进行一次全面检查，确保接线无误。喇叭嘴无松动，螺丝齐全，紧固，空接线嘴用钢板堵死，无失爆现象。

9、送电后，应对各项功能进行测试，确保动作准确无误。测试时，必须有监控人员、瓦检员、电工在场，做好记录，并汇报调度室。

（五）管理与使用

1、安全监控设备使用前必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24h～48h方能下井。

2、甲烷传感器每隔10d必须用校准气体和空气样，按说明书的要求调校一次。 3、每隔10d必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

4、井下安全监测工应每天检查安全监控系统及电缆的运行情况。使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将检查结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内将两种仪器调准。

5、每班队长、班长、电工、安全员、瓦检员、爆破工必须携带便携式瓦检仪上

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岗作业。（附图：监测监控系统图）

二、人员定位系统

1、安装定位分站1台、读卡器1个。（附图：人员定位系统图）

2、定位分站安装在XX采区轨道下山临时配电点，XX采区轨道下山内距变电所工作面50m处安装读卡器1个（工作面的读卡器随工作面的掘进进度进行延伸）。

3、人员定位分站型号：KJ251-F8；读卡器型号：KJF210B；

4、人员定位分站信号由XX采区轨道下山主信号线引入，电源就近取至XX采区变电所工作面电源线路上，XX采区变电所读卡器线路由人员定位分站引入。

三、紧急避险系统

按照有关文件精神关于井下紧急避险系统的建设，我矿已做出建设计划，与120万吨改扩建工程同时设计、同时施工、同时投入使用。

四、压风自救系统 1、压风方式及风源

XX采区变电所掘进工作面风源来自地面空压机房，额定排风量30m3/min，额定排风压力为0.8MPa。

2、压风设备及安装铺设

变电所工作面风源来自地面空压机房，用Ф75mm钢管接至距工作面20米处，剩余距离采用Ф19mm高压胶管连接。空压机房内设2台空压机；压风机型号为SA200A型。

3、我矿现采用安徽省淮北创奇设备有限公司生产的ZYJ（C）型矿井压风自救装置，该系统供气压力为0.3～0.7MPa，呼吸气调节压力范围0.05-0.08MPa（手动式调压），呼吸气供气量范围30-55L/min，供气方式由地面系统直接供给，消音能力＜70dB(A)，重量13Kg，防护方法为医用氧气面罩，外形尺寸80033703160mm。该装置由六个呼吸面罩联成一组，装在不锈钢的箱体内，组成一个井下自救系统。

4、距工作面迎头50m的范围内设置一套矿井压风自救装置，该装置要同巷道内的压风管路保持不间断连接，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，压风自救装置安装高度应距底板1.0～1.2m，以便于现场人员应急自救。

5、压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.3～0.7MPa，在0.3MPa压力时，压风自救装置的供气量不少于100L／min。

6、压风自救装置的自救袋（即呼吸器）数量不得少于工作面的作业人数，即不得少于12个（两个压风自救装置）。（附图：压风系统图）

五、供水施救系统

1、供水施救系统与防尘供水为同一管路，水源来自地面静压水池，供水管路由副斜井→XX采区轨道下山→工作面，沿巷道左帮铺至工作面附近，主管路为Φ108mm钢管，支管路为Φ75mm钢管，最后变为1寸胶管至工作面迎头使用点。

2、供水管路上每隔100m设一个DN50支管阀门，阀门后装快速管接头。管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，且手轮应朝向巷道内侧。

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3、在巷道的入口处及距工作面迎头不小于50m的范围内设置饮水阀门。 4、供水施救系统的水质应符合下列要求： （1）悬浮物含量不得超过150mg/L； （2）悬浮物粒度不得大于0.3mm； （3）水的PH值在6.5～8.5范围内。（附图：供水施救系统图） 六、通信联络系统

变电所工作面共安装电话两部，分别安设在XX采区第十五联络贯溜则机头处、XX采区变电所距工作面20-30m处，能保证井上下畅通。

第六节 防灭火

一、火源因素及防火设施

1、火源因素

工作中产生撞击火花、皮带卡与皮带架、锚杆与皮带架撞击产生火花、皮带托辊转动不灵活硬磨产生火花。易燃油脂长期积存引起自燃、使用过的润滑油、废棉纱乱扔乱放而着火。

2、防火设施

开关群（3台及3台以上开关）、各皮带机头必须配备一个装满砂子的砂箱(装砂量不少于0.2m3)，两张锹和两台8kg干粉灭火器，要求上岗职工会熟练使用。灭火器上架、取放、移动方便，设专人管理，损坏失效及时更换。

消防供水：在掘进巷道静压水管每隔50m设一个三通阀门，每个三通阀门上接一根长度不小于20m的防火软管，并按规定吊挂，要求阀门齐全、灵活。

二、防灭火措施

1、机电设备附近5m范围内严禁堆放杂物。严禁将易燃油脂长期存放在工作面。 2、严禁在瓦斯超限和积聚的情况下作业。严禁产生明火和工作中产生火花。在用铁器工作的地点，先检查周围瓦斯浓度，不超过1.0%时方可工作。

3、每班经常检查皮带机尾附近瓦斯浓度,并要经常清理皮带机尾浮煤，防止浮煤与皮带摩擦产生火花。要防止皮带卡与皮带架、锚杆与皮带架撞击产生火花，保证皮带托辊转动灵活，以免硬磨产生火花。

4、井下使用过的润滑油、废棉纱必须存放在加盖的铁桶内，定期送地面处理，严禁乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼在巷道内。

5、一旦发生瓦斯局部燃烧或其它材料着火，当工作面及回风流中瓦斯浓度不超过2%，风机正常运转时，应在跟班队、班组长指挥下，用灭火器、砂和静压水管中的水在确保人员安全的情况下灭火，并及时向调度室汇报。若火势增加或瓦斯含量超过2%以及局部通风机停转时，应组织人员戴好自救器迅速按避灾路线撤离。灭火时，必须派专人携带便携式瓦检仪，随时掌握瓦斯情况。

6、防火管理：电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子、或岩粉进行灭火，严禁用水直接灭火；因机械、油脂等引发的火灾，要就近使用砂子用水灭火。要控制风流，防止火势蔓延。

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三、隔爆设施

XX采区轨道下山隔爆水袋设计水量必须大于实际水量，采用集中式布置。棚区长度不少于30m，水袋数量不少于为60个，水袋排间距1.2-1.5m，水袋距顶板两帮的间隙不得小于100mm。严格按《煤矿井下粉尘防治规范》中水袋吊挂标准吊挂。

隔爆设施设专人负责，实行挂牌管理，定期填水、冲洗及换水。

第七章 机电运输

第一节 供电系统

一、工作面供电系统的拟定

根据掘进工作面布置的实际情况，从XX采区十三贯临时配电点KBSGZY—T—10/0.69/1.14KV变压器为掘进工作面提供动力电源，电压等级为660V。掘进工作面局扇电源取自XX采区变电所KBSG—200/10/0.66局扇专用变压器，电压等级为660V。选用QBZ—23120（SF）型双电源双风机组合起动器作为局扇控制开关；选用KBZ—400矿用隔爆兼本质安全型真空馈电作为风电、瓦斯电联锁开关。选用QBZ—30型矿用隔爆型小型开关作为分站控制开关，电源取接于联锁开关一次侧电压等级为660V。

二、供电系统

1、XX采区变电所工作面设备装机容量统计： 序号 1 2 3 设备名称 带式输送机 刮板输送机 刮板输送机 型 号 DSJ80/25/40 SGB—40T SGB—40T 功 率 40KW 40KW 40KW 数 量 一部 一部 一部 2、参加计算功率 3、计算总功率： ΣPN=40+40+40=120KW 4、变压器容量计算

选择向工作面电气设备供电变压器，变压器的计算容量为：

ST?Kde?PNCOS?wn?0.7?234.5?234.5KVA0.7

选择一台KBSGZY—630/10/0.69矿用隔爆型移动变电站。 Kde—线路所带负荷的需用系数Kde=0.7（查表得）

COSфwm=0.7（查表得） 5、电缆截面选择

（一）XX采区变电所工作面主干线电缆选择 Ie=12031.15=138A 因为Iy=380> Ie=138A

动力主干线电缆选择MYP—0.66/1.14—3375mm2+1335mm2矿用屏蔽橡套软电缆，能够满足要求。

（二）探水钻负荷较小，选择MYP—0.66/1.14—3310mm2+134mm2矿用屏蔽橡套

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软电缆，能够满足要求。

（三）整个供电系统（从变压器至电动机）允许电压损失：

660V系统因为从XX采区十三贯临时配电点KBSGZY—T—630/10/0.69/1.314KV移动变电站为掘进工作面提供动力电源，所以电动机最小端电压绝对大于66030.95=627V，系统总的允许电压损失绝对小于ΔUy=690-627=63V，这样设备启动运行可以保证可靠、安全。

6、继电保护整定（结合电气设备实际容量调整，无计算数值时调整值应略小于此值）

（一）配电点630KVA移动变电站的高压开关调整保护定值： 过载定值：57A，过载延时：5S，短路定值：200A； （二）变电所BGPqL—50/10Y高压开关控制一台200KVA局扇专用变压器。 过载定值：18A，过载延时：3S，短路定值：60A； （三）其他真空开关的整定按下式计算整定 过载值=额定功率31.15

所有开关逐台整定，单台空载试验，系统空载试验，如遇定值调整，调整后必须做好相关记录，严格按产品说明书现场进行。

（附图：供电系统图） 三、接地保护

1、①在XX采区三贯临时水仓内埋设一块面积不小于0.75m2，厚度不小于5mm的耐腐蚀钢板，作为主接地极。且钢板与移动变电站抵押馈电开关外壳用不小于50mm2的扁铜线可靠连接。②移动变电站、电气设备硐室、低压配电点和三台以上电气设备的地点必须装设一个局部接地极。接地极可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，并垂直埋入底板。连接接地极的接地母线用截面不小于25mm2的扁铜线。并在设备投用前用接地摇表测定接地电阻，保证主接地、局部接地测定数值不高于2Ω的情况下方可投入使用。

2、在测定接地电阻符合要求的条件下，每天早班进行就地漏电及短路保护试验。每月进行一次远方漏电试验。试验作业时严格按照《煤矿安全规程》及《井下检漏保护装置远方漏电试验制度》相关要求进行。

3、电气设备投用前，所涉及高压配电装置、变压器、馈电开关、控制开关必须按照设计要求调整短路、过流等保护定值，确保各种保护动作灵敏可靠。 4、设备安装完毕后，机电队长负责试验“三大保护”，合格后方可投入使用，试验记录交机电科存档。

四、电气设备安装要求

1、开关、电动机在安装接线前要进行绝缘测试，并做好记录。 2、电气设备的螺丝、弹簧、挡板、密封圈要齐全、完整有效。

3、接线时要保证一定的电气间隙，绝缘距离，确保接线腔清洁卫生，保证接线工艺。

4、电气设备要安设在顶板完好，底板平整无淋水的地方。

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5、各个信号按钮，控制按钮、信号灯要吊挂牢固，安装合理。 6、要确保控制按钮，信号按钮灵敏、可靠、清晰。 7、所有压接线工艺部分，应压接牢靠，不的松动。 五、电缆的敷设

1、电缆吊挂要使用专用电缆钩，不得使用道钉、铁丝。电缆不得挂在风管或水管上，不得遭受淋水。

2、依据实际情况可以采纳以下规定：从上至下通信电缆、信号电缆、动力电缆、高压电缆，悬挂电缆间距严格按照《煤矿安全规程》执行。

3、电缆吊挂要平直，不得出现混挂、缠绕现象，实行一钩一线原则。 六、机电保护整定及管理 1、变电所高压开关保护定值由机电科技术人员进行调整。 2、安装时应对保护装置的整定值进行计算、校验。电钳工按设计要求进行安装、调试。

3、运行中的电气设备的保护装置，由跟面电钳工负责定期检查，如发现有误动作或整定值选择有误差时，由机电科负责人根据实际情况作必要的改动，其它人员不得任意变更。

4、继电保护要保持灵敏性、可靠性、速断性、选择性。 5、开关使用随着工作面负荷增减时，应对其过流保护装置进行一次检验和调整，科、队技术人员要及时进行计算，机电科技术员验收合格，方可使用。

七、设备管理

1、开关必须上架，挂牌，支放要平稳牢固。 2、定期对开关转换盖的防爆面上凡士林油或防锈油，保证防爆面不锈蚀、锈死。 3、照明信号综合保护每天试验一次，确保动作灵敏可靠。 4、漏电保护系统每日要进行一次试验，确保动作灵敏。 5、运料巷要安设红灯，红灯间距符合要求。

6、备品备件必须分类码放并实行挂牌管理，保证备品备件完好。 7、控制按钮及信号必须悬挂于人员容易操作的活动范围内。 8、电气设备的防爆检查严格执行井下电器设备防爆检查标准。

9、所有设备安装、试验、管理必须严格按照《煤矿安全规程》相关规定进行。 八、其他

结合工作面供电的实际情况，局扇电源采用两种不同电压等级，安装时必须由技术人员对局扇、控制开关的电压等级确认后方可安装，安装完毕后在局扇控制开关上必须悬挂标志牌，标明其电压等级以防误操作。局扇开关与动力联锁开关能可靠实现风电、瓦斯电闭锁保护。

第二节 运输

工作面掘进时材料、配件设备主要是轨道运输和人工运输。 一、出煤路线

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工作面刮板输送机→XX采区轨道下山胶带输送机→XX采区第十五联络贯刮板输送机→XX采区胶带下山胶带输送机→煤仓→主斜井→地面。

二、运料路线

行人及运料布置在巷道的前进左帮。

地面料场→副斜井→井底车场→XX采区轨道下山→XX采区第十五联络贯口（XX采区轨道下山侧）→人工运至工作面指定地点。（附图：运输系统图）

三、运输线路的维护： 1、设备维护：

运输设备由专业技术员维护，定期检查钢丝绳、工作闸和制动闸闸皮的磨损情况，检查各部位螺丝的完好情况。机电设备必须完好。

2、小绞车、钢丝绳部分的相关规定

小绞车紧固的螺母、垫圈应齐全有效，螺栓在螺母紧固后留有3～5个螺距。 绞车开关必须是双向可逆开关，并安设三向按钮进行操作。绞车应安装保险绳，绞车牵引钢丝绳和保险绳均采用4分绳，绞车绳头卡绳长度不得小于600mm，绳卡不得少于3道，运输时必须要装保险绳，打绳卡时应一反一正，间距均匀。绞车与钢丝绳固定必须用专用绳卡，严禁系在滚筒上。老钩与保险钩上好护绳皮,保险绳与主绳一致。

小绞车必须采用控制按钮远方控制方式操作，严禁用开关就地操作。

第三节 照明和信号

1、照明

各设备机头必须安装一盏照明信号指示灯，设备运行过程中信号指示灯熄灭时司机有权无条件停车。

2、信号

各部皮带输送机、刮板输送机、绞车间全部安装使用矿用防爆型语音信号装置，并推广使用带有急停功能的语音信号装置。

信号规定：一停、二开、乱点为事故点。各岗位工不准擅自离岗，严禁无人运行。岗位工通过操作各种信号指挥设备正常运行。（附图：通讯

第八章 防治水

第一节 工作面概况及煤层赋存情况

（具体详见：第二章——第一节、第二节）

第二节 工作面水文地质情况及充水因素分析

一、地表水

（具体详见：第二章——第四节、） 二、地下水

（具体详见：第二章——第四节） （1）、构造的控水作用

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XX采区变电所掘进中在遇断层和陷落柱时有短暂的渗、淋水现象，但水量不大，导水性差，正常排水情况下，不影响正常生产。

一般断裂、陷落柱易沟通地下水，是矿井充水及主要水害之一，故开采时应特别注意，井下采掘巷道接近断层、陷落柱时，必须加强探放水工作，开采时按矿井设计留设防水煤柱，确保煤矿安全生产。

根据涌水量相应的水文地质参数，XX采区变电所正常涌水量约为0.0021m3/min。 （2）、物探情况

在XX采区轨道下山区域进行瞬变电磁物探工作，存在明显的低阻异常区域，格局地质资料，推测为顶板富水区，共计6处。其他区域由于和富水区相邻，存在富水的可能性。

计划XX采区变电所井下物探工程量为100.6m，物探次数为4次。

第三节 积水调查

XX采区轨道下山北部、东部为待开采区，南部为XX采区胶带下山，根据《水害调查报告》采掘区域均无任何采空区积水、小窑开采情况，水害主要以顶板水、承压区域的底板水为主。

第四节 探放水工程设计

1、探放水目的

查明XX采区变电所顶板富水异常区、承压区域的含水构建、积水老窑的具体空间位置和产状，其主要目的是为了有效防治矿井水害做好必要的准备。

2、探放水设计的依据 ①、《煤矿防治水规定》2009年12月1日起执行； ②、《煤矿安全规程》2011年版； ③、《安全专篇》； ④、《水文补充勘探报告》2012年； ⑤、《三维地震勘探报告》

3、探放水施工地点的巷道掘进布置、方位、巷道断面和支护形式及巷道内影响工程施工的设施等情况（具体详见第三章 第一节、第二节、第三节及附图）

（1）、开掘方向

（具体详见：第三章——第一节——第二小项） （2）、施工次序

①、巷道开口前由地测科负责标定开口位置、施工中线、腰线。施工单位在施工过程中严格按照标定中腰线掘进。

②、开工前完善通风系统、供电系统、供水、供压风管路和出煤、进料系统。 ③、严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则和超前探放水来保证采掘作业的施工安全。

④、作业前的准备，允许掘进时采用爆破落煤、岩方式进行掘进。交接班→安全检查（瓦斯检查）→标定中腰线→延伸刮板输送机（皮带）→瓦斯检查→打眼→

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装药→瓦斯检查→放炮→瓦斯检查→洒水降尘→安监（敲帮问顶）→临时支护→清理煤（岩）（备料）→挂网、安装锚杆→验收合格后进入下一循环→12m后混凝土复喷→检查验收，如此循环。

（3）、支护规格和形式

（具体详见：第三章——第一节、第三节） （4）、用途

（具体详见：第一章——第一节）

第五节 探放水钻孔的布置：

（1）钻孔方法、深度与超前距离、帮距的确定

探水与掘进交替进行，即探水—掘进—探水—掘进循环进行，为确保掘进工作的安全，所有探水钻孔的布置，必须保证采掘巷道的前方有一段探明的安全距离。XX采区轨道下山钻孔以组布置，每组钻孔布置一个钻眼，钻孔倾角根据煤层倾角来确定，钻孔的深度不小于60m，掘进时允许掘进距离为30m，超前距离为30m，帮距为20m。巷道每掘进至允许距离时，必须立即停止掘进，再向前探放水，确定无突水危险时再进行掘进。

（2）当巷道正常掘进时钻孔参数的确定

1、当变电所通道1正常掘进时，钻场内布置4个钻孔（1#、2#、3#、4#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#孔与巷道中线平行（沿煤层倾角呈扇形布置）距底板0.8m；2#孔与1#孔呈18°夹角，距左帮0.7m；3#孔与1#孔呈18°夹角，距右帮0.7m，掘进时至少保持30m的超前距离和20m的帮距。

2、当变电所正常掘进时，钻场内布置4个钻孔（1#、2#、3#、4#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#孔与巷道中线平行（沿煤层倾角呈扇形布置）距底板0.8m；2#孔与1#孔呈18°夹角，距左帮1.1 m；3#孔与1#孔呈18°夹角，距右帮1.1m，掘进时至少保持30m的超前距离和20m的帮距。

3、当变电所通道2正常掘进时，钻场内布置4个钻孔（1#、2#、3#、4#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#孔与巷道中线平行（沿煤层倾角呈扇形布置）距底板0.8m；2#孔与1#孔呈18°夹角，距左帮0.5 m；3#孔与1#孔呈18°夹角，距右帮0.5m，掘进时至少保持30m的超前距离和20m的帮距。（附图：探水钻孔布置示意图）

（3）当存在陷落柱水钻孔参数的确定 1、当XX采区变电所通道1掘进时存在采空积水、陷落柱水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，每个钻孔沿煤层倾角呈扇形布置，距底板0.8m；钻孔与钻孔之间的夹角分别为18°，之间距离分别为0.7m，终孔之间的距离分别为0.3m。

2、当XX采区变电所掘进时存在采空积水、陷落柱水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，每个钻孔沿煤层倾角呈扇形布置，距底板0.8m；钻孔与钻孔之间的夹角分别为18°，之间距

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离分别为1.0m，终孔之间的距离分别为0.3m。

3、当XX采区变电所通道2掘进时存在采空积水、陷落柱水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，每个钻孔沿煤层倾角呈扇形布置，距底板0.8m；钻孔与钻孔之间的夹角分别为18°，之间距离分别为0.4m，终孔之间的距离分别为0.3m。（附图：探水钻孔布置示意图）

（4）当遇到地质构造、断层水钻孔参数的确定

1、当XX采区变电所通道1掘进时遇到地质构造、断层水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板1.0m处布置3个钻孔，0.5m处布置2个钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为1.0m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#、5#孔之间距离为1.0m，距1#孔为0.5m，以1#孔为准呈-18°的角下钻探。

2、当XX采区变电所掘进时遇到地质构造、断层水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板1.0m处布置3个钻孔，0.5m处布置2个钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为1.5m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#、5#孔之间距离为1.5m，距1#孔为0.75m，以1#孔为准呈-18°的角下钻探。

3、当XX采区变电所通道2掘进时遇到地质构造、断层水时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板1.0m处布置3个钻孔，0.5m处布置2个钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为0.7m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#、5#孔之间距离为1.4m，距1#孔为0.7m，以1#孔为准呈-18°的角下钻探。（附图：探水钻孔布置示意图）

（5）富水异常区钻孔参数的确定

1、当XX采区变电所通道1掘进到富水异常区时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板0.8m处布置3个钻孔，0.3m处布置1个钻孔，1.2m处布置1各钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为1.0m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#孔距1#孔为0.4m，以1#孔为准呈+18°夹角向上钻探。5#孔距1#孔为0.5m，以1#孔为准呈-18°夹角向下钻探。

2、当XX采区变电所掘进到富水异常区时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板0.8m处布置3个钻孔，0.3m处布置1个钻孔，1.2m处布置1各钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为1.5m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#孔距1#孔为0.4m，以1#孔为准呈+18°夹角向上钻探。5#孔距1#孔为0.5m，以1#孔为准呈-18°夹角向下钻探。

3、当XX采区变电所通道2掘进到富水异常区时，钻场内布置5个钻孔（1#、2#、3#、4#、5#），距巷道底板0.8m处布置3个钻孔，0.3m处布置1个钻孔，1.2m处布置1个钻孔，孔深不小于60m，孔径为50mm。1#孔为中心孔，1#、2#、3#孔之间的距离为1.4m，2#、3#孔与1#孔的夹角分别为18°，4#孔距1#孔为0.4m，以1#孔为准呈+18°夹角向上钻探。5#孔距1#孔为0.5m，以1#孔为准呈-18°夹角向下钻

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探。（附图：探水钻孔布置示意图）

第六节 止水套管规格及安装方法

止水套管的规格为止水套管使用无缝钢制管材制作，孔口直径为Φ108mm，每根套管长度为2.5m，总长度为10m。

一、安装方法：

首先将预先准备好的孔口套管按其对接顺序每两节之间上紧丝扣后顶入孔内。在套管与孔壁之间的正上方插入一根3—4m的小气管（15mm的铁管）用铁丝固定好，在气管口处装一只小闸阀。

第二、准备工作就序后进行第一次封孔。用锚杆封孔器对套管与孔壁之间进行封堵，封堵长度约3-5m左右。具体配置及操作方法是封孔材料，普硅425或525号水泥及经过筛分粒不大于2mm冲洗干净的黄沙。配比为1份水泥2份黄沙（体积比）。将灰沙比例对好充分混合后加适量的水搅匀，用手一抓成团状即可。然后再进行对筛，将过筛后的灰沙物装入锚杆封孔器内，用高压风打入套管与孔壁之间，由内向外直至孔口。最后用压风将气管打通，第一次封孔结束。

第三，初次封孔结束24h后进行二次封孔。 二、钻机型号、钻进能力等相关参数

该工作面采用专用钻机进行钻探，钻孔直径的大小，既能使积水顺利排出，又能防止冲垮煤壁，保证遇到积水时，能加以控制。设计探放水孔径为Φ42-50mm，采用ZY-1200型全液压坑道钻机，钻孔深度不小于60m。电机功率15kw，钻机Φ4231.5m。

第七节 排水系统

矿井防排水系统包括水仓、泵房、排水管路、排水设施、探放水设备和配电所工程。

1、工作面涌水情况

我矿水文地质条件中等，采掘工作面无明显涌水，涌水主要来源顶板淋水，积水主要来源于防尘洒水，所以，结合我矿实际，在井下各工作面备有ZY—1200型全液压坑道钻机，对各作业点坚持“有掘必探、先探后掘”的原则进行探放水。工作面备有BQN—7.5一台水泵，以备探水时急用。

2、排水系统及设备安装铺设 各巷道敷设管径为Φ50mm的排水管路，顺巷帮敷设至临时水仓。临时水仓长25m，宽3m，高2.8m，有162m3容水量。临时水仓的积水抽排到中央水泵房，中央水泵房设有主、副水仓，其中主水仓约为600m3，副水仓容量约为400m3，水泵房配有三台主排水泵、型号为D18/3038，分别作为工作、备用、检修水泵。矿井现正常涌水量为12m3/h，最大涌水量为16m3/h。排水系统具有抗灾能力，满足我矿防排水的需求。

XX采区变电所排水路线：

XX采区变电所工作面→XX采区第八联络贯（临时水仓）→XX采区轨道下山→中央水仓（主、副水仓）→副斜井→地面

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（附图：排水系统图）

第八节 探放水施工组织安排

1、探放水工程施工组织安排，依据工作面生产接替时间和排水期限，说明探放水工程施工时间和排水组织安排

2、如需构筑其他设施，如防水闸门、挡水墙等，应有相应设计。

第九节 探水前的准备工作

1、主要从如何加强钻孔附近的巷道支护；清理巷道、排水沟挖掘；排水设备安设、专用电话安设；钻孔方位、倾角、深度和钻孔数量的确定等方面进行说明；

2、在预计水压大于0.1MPa的地点探水时，还必须先编制固结止水套管、套管口安装闸阀、开掘安全躲避硐等内容，并制定包括撤人的避灾路线等安全措施，并组织作业人员了解和掌握；

3、在钻孔内水压大于1.5MPa时，必须预先制定采用反压和有防喷装置的钻进方法，并制定防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施，并组织作业人员了解和掌握。

第十节 探放水施工中的安全措施

一、钻机安装及探水的安全措施 （1）、探放水作业前的准备

为了确保探放水作业安全顺利的进行，安设探水钻机探放水前，必须作好以下准备工作：

①、加强钻孔附近的巷道支护，备好顶帮，并在工作面迎头打好兼顾的立柱额挡板，避免发生冒顶和片帮事故。

②、清理巷道浮煤，挖好排水沟，保证水流畅通，同时，应准备有相应容量的水仓和排水设备。

③、在打钻地点或其附近安设专用电话，以便水情紧急时，及时向调度室报告。 ④、确定主要探水孔的位置时应由测量和负责探放水人员亲临现场，共同确定钻孔方位、角度、钻孔数目及钻进深度。

⑤、每次钻探后要填写探放钻孔验收表，记录打钻时间、地点、钻孔编号及参数，并有打钻人员和验收人员签名。

⑥、预计水压大于0.1MPa的地区，探放水钻进之前，必须先安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方准继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。

（2）探水作业时安全注意事项

正式开钻探水后，要密切注意迎头的变化，发现异常，要及时采取措施，以防突水或发生其他伤害事故。为此施工中要特别注意以下事项：

①、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻眼中水压、水量突然增大，以及顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，要立即向矿调度室报告，并派人监测水情。情况紧急时，必须立即撤出所有受水害威胁地区的人员。

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