井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室作业规程.doc

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1、第一章 地质概况第一节 巷道穿越煤（岩）层和围岩特征一、 巷道穿越的岩层和围岩特征巷道主要在细砂岩、粉砂质泥岩、9号-11号煤层、泥岩、灰岩中施工，施工段煤层倾角512，平均10。二、综合柱状图附：图1-1 综合柱状图第二节 地质构造及其平、剖面图一、地质构造施工期间里程46m、104m处预计分别揭露两条落差为0.9m、0.6m正断层。二、巷道平、剖面图附：图1-2 巷道地质平、剖面图第三节 工作面对应地表位置及周围采掘情况巷道里程64-68m上部间隔107m为南一补回风斜井，104-108m上部间隔106m为南一回风斜井。第四节 掘进工作面周围的预计水文地质条件含水层水：施工巷道穿过的细砂岩

2、及巷道上部2032m的L1泥灰岩均为承压裂隙弱含水层，受其影响，施工巷道遇煤岩层裂隙发育顶板有少量淋滴水现象，预计正常涌水量1m/h，最大涌水量10m/h对施工有一定影响。奥灰水：本区奥灰水静水位标高910m，施工段巷道最低标高910m，施工巷道不受奥灰水影响。第五节 掘进工作面煤（岩）层预计瓦斯涌出量、自燃发火期等预计相对瓦斯涌出量为0.76m/t；煤尘爆炸指数为28%；属II类易自燃倾向性煤层。第六节 重要地质情况预报及提示巷道在煤层、软岩中及下部、断层面附近施工时，小循环掘进，并加强巷道支。施工过程中加强涌水观测，发现异常及时汇报、处理；施工过程中严格按照“有掘必探”要求进行超前探测，防

3、止意外导通隐伏构造造成水害事故；施工过程中加强通风及瓦斯监测监控管理；第二章 工程概况第一节 巷道用途井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室,用于蓄电池电机车检修及充电。第二节 巷道布置平面图附：图2-1 巷道布置平面图第三节 巷道工程量井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室段工程量为156.48m；1#2#3#交岔点工程量为40.629m，值班硐室3m，合计工程量200.109m。第四节 工程施工安排一、施工顺序井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室段+1.2施工；按+3施工段，+1.3施工，按-3施工，先施工检修硐室及回复联巷段，最后施工充电硐室。、段施工交岔点另补安全技术措施。二、工程施

4、工安排 该工程共计200.109m，每月预计施工50m，4个月完成。第五节 矿压观测由专人每日对顶、帮砼进行观察，查看砼是否有掉皮、裂缝、离层等情况，巷道每施工300根锚杆拉拔一组，一组要求拉拔3根锚杆，顶锚杆一根，两帮各一根，锚索施工后，及时进行拉拔，达到设计要求，每40m做一组试块，一组三块，每隔25m打一组（3个）验收孔，均匀布置并填写记录。第三章 巷道断面及支护形式第一节 巷道断面井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室、段采用11断面，净宽3000mm，掘进宽度3200mm，净高3000mm，掘进高度3100mm，墙高1500mm，铺底0.2m,净断面7.43m2，掘进断面9.15m2

5、。段采用22断面，净宽6600mm，掘进宽度6800mm，净高5800mm，掘进高度5900mm，墙高2500mm，铺底0.2m,净断面32.28m2，掘进断面35.48m2。段采用33断面，净宽3500mm，掘进宽度3700mm，净高4700mm，掘进高度4800mm，墙高2950mm，铺底0.2m,净断面14.43m2，掘进断面16.62m2。值班硐室断面，净宽3000mm，掘进宽度3200mm，净高3000mm，掘进高度3100mm，墙高1500mm，铺底0.2m,净断面7.43m2，掘进断面8.3m2。本工程需施工水沟，水沟规格为：300300mm。施工时，先挖毛水沟，待浇筑底板时一并

6、完成，水沟距工作面距离不得超过30m。（具体浇筑要求见断面图）附：图31-1、2-2、3-3支护断面图第二节 永久支护形式、支护材料的材质、规格型号及其它设计参数一、永久支护形式永久支护采用打注树脂锚杆+全断面挂钢筋网+锚索+锚梁+喷砼的联合方式进行支护，锚杆由外向里，从拱部正顶处开始向拱基到墙面打注,锚杆间距800mm，排距800mm，1-1断面和值班硐室断面锚杆按“九、十”数量布置，锚索每1.6m施工五根，布置在巷道相对应锚杆的位置上，锚杆呈“三花”型重复布置，锚索排距为1.6m。2-2断面锚杆按“十九、二十”数量布置，锚杆呈“三花”型重复布置；锚梁每1.6m施工三根，每根锚梁采用两根锚索

7、固定，布置在巷道相对应锚杆的位置上，锚索排距为1.6m。3-3断面锚杆按“十三、十四”数量布置，锚杆呈“三花”型重复布置；锚索每1.6m施工一根，布置在巷道正顶相对应锚杆的位置上，锚索排距为1.6m。值班硐室断面锚杆按“九、十”数量布置，锚杆呈“三花”型重复布置；锚索每1.6m施工一根，布置在巷道正顶相对应锚杆的位置上，锚索排距为1.6m。支护设计1-1、2-2、3-3和值班硐室断面巷道采用“螺纹钢全长锚固树脂锚杆+锚索+钢筋网+喷砼”组合支护系统，并进行喷砼封闭。1、锚喷支护参数计算锚杆长度L的确定1-1、值班硐室断面L=N(1.3+W/10)式中：W-巷道或硐室跨度，m; 选取3.2m;L

8、-锚杆总长度，m；N-围岩影响系数 2-2断面L=N(1.3+W/10)式中：W-巷道或硐室跨度，m; 选取3.7m;L-锚杆总长度，m；N-围岩影响系数 3-3断面L=N(1.3+W/10)式中：W-巷道或硐室跨度，m; 选取6.8m;L-锚杆总长度，m；N-围岩影响系数 本段巷道所掘岩层主要为细砂岩、粉砂质泥岩，围岩类别为类，选取1.0。（见表）（围岩类别按煤矿井巷工程、锚杆、喷浆、喷射混凝土支护设计试行规范中的围岩分类）1-1断面L=N(1.3+W/10)=1.0（1.3+3.2/10）=0.62代入数据，得L=0.62m （取长度为2m的锚杆）2-2断面L=N(1.3+W/10)=1.

9、0（1.3+3.7/10）=0.6代入数据，得L=0.6m （取长度为2m的锚杆）3-3断面L=N(1.3+W/10)=1.0（1.3+6.8/10）=1.87代入数据，得L=0.5m （取长度为2m的锚杆）围岩影响系数表围岩类别围岩影响系数N0.91.01.11.2锚杆间距M的确定 M0.4L式中：M-锚杆间距，mm;M0.4L=0.42000=800代入数据，得M800mm (按设计锚杆间距为800mm符合要求)锚杆直径d的确定d =L/110式中：d-锚杆直径，mm;d =L/110=2000/110=18.18代入数据，得d=18.18mm (取直径为20mm的锚杆)混凝土喷厚选型该段

10、巷道围岩分类为类，巷道跨度分别为3.2m3.7m6.8m，服务年限为10年以上，根据锚喷巷道混凝土支护参数表查表确定喷厚应为50100mm，本工程取100mm。材料规格及使用要求锚杆形式和规格：采用杆体为20左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，长度2000mm，杆尾螺纹为M22，型号为MSGLW335/202000。锚固方式：树脂全长锚固。锚杆托板：采用拱型高强度托盘，规格：110110mm。锚杆角度：与顶帮垂直。网片规格：9001800mm。锚索补强支护由于巷道跨度较大，为加强顶、帮支护，防止巷道受压力影响后顶、帮破坏深度延伸而造成支护失效，设计1-1断面顶板每1.6m打五根锚索；2-2断面顶板每1.

11、6m打六根锚索；3-3及值班硐室断面顶板每1.6m打一根锚索；这样可有效减小潜在冒落拱的宽度和高度；潜在冒落高度为假设锚杆失效的情况下冒落岩体高度2m,岩石容重2.5t/m3，冒落面积系数取0.8。则潜在冒落拱内岩体重量为:1-1断面23.2250.8/3=43kN 2-2断面26.8250.8/3=91kN3-3断面23.5250.8/3=47kN 据此计算锚索支护参数。1、锚索排距：Lb=2T/(K1Q)式中 ：K1-安全系数，取3；T -锚索额定破断载荷，取530kN；Q -沿巷道走向每m潜在冒落拱内岩体重量1-1断面43kN;2-2断面91 kN; 3-3断面47 kN根据公式计算1-

12、1断面Lb=8.2 m，2-2断面Lb=3.9m，3-3断面Lb=7.5m；1-1、2-2、3-3断面锚索排距选取1.6m,符合设计要求。2、锚索长度LL=b+Lc+Ld 式中：b -顶板潜在离层厚度，取2 m；Ld-锚索外露长度，取0.25 m；Lc-锚索锚固长度；式中：-锚固安全系数，考虑采动影响，取3；-树脂与锚索粘结强度，取10 N/mm2；d-锚索杆体直径；将以上数据代入公式:=3370000/(17.810)=1985.97mm锚索锚固段长度取1985 mm 将以上数据代入公式:L2+2+0.25=1.29m，根据以上计算1-1及2-2、3-3断面锚索长度取5.2m，符合要求。3、

13、工程类比法本工程类比南九进风大巷所掘岩层为中砂岩、砂岩，最大断面采用半圆拱形，宽度6m,高度5m，墙高2m，面积26.1m2；锚杆采用杆体为20左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，长度2000mm，杆尾螺纹为M22，型号为MSGLW335/202000，间排距为800800 mm；采用一个MSCK2360型和一个MSZ2380两支树脂锚固剂全长锚固；锚杆托盘采用规格：110110mm拱型高强度托盘；锚杆角度与顶帮垂直；锚索采用21.6mm的钢绞线，长度5300mm，布置形式为每1.6米腮部施工三对，采用一个MSCK2360型和2个MSZ2380三支树脂锚固剂进行锚固，最后喷砼100mm进行支护；该巷道目

14、前支护良好。南九进风大巷所掘巷道从地质情况、巷道断面及支护方式上与井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室作业规程基本类似，采用工程类比法确定南九进风大巷支护参数适用于井下1#蓄电池电机车检修硐室及充电硐室作业规程。4、支护形式及参数的确定顶帮支护形式锚杆形式和规格：采用杆体为20左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，长度2000mm，杆尾螺纹为M22，型号为MSGLW-335/20-2000，间排距为800800 mm。锚固方式：树脂全长锚固，采用两个锚固剂，一个MSCK2360型和一个MSZ2380型，钻孔直径为30mm。托板：采用拱型高强度托盘，规格：110110mm。锚杆角度：与顶帮垂直。锚索：采用

15、17.8mm的钢绞线，长度5200mm，加长锚固，采用三个锚固剂，一个MSCK2360型和2个MSZ2380，布置形式为每1.6m施工三根。网片规格：9001800mm。混凝土参数：喷厚100mm。技术要求预紧力矩：锚杆为190Nm。锚固力：锚杆不小于105KN。预紧力：锚索为150KN。砼标号C20。锚索露出锁具不得小于150mm，不得大于250mm。锚杆外露丝扣不得小于10mm，不得大于40mm。5、特殊地质条件支护设计在掘进过程中，如遇顶板破碎，则将缩小锚杆间排距，并加打锚索补强支护进行护顶。如遇断层、破碎带或超高超挖时，或者根据现场实际需要，局部地段需要加宽加高时，应及时调整支护设计，

16、适当缩小锚杆锚索间排距。二、永久支护工艺锚杆施工工艺1、打锚杆前，先要“敲帮问顶”，找掉活石、危岩后方可作业。2、点眼时，人员要站在支护完好的安全地点，按规程规定的锚杆间排距点好眼位。3、检查和准备好风动搅拌器和风钻，接好风、水管路。根据锚杆钻孔深L=1.911.95 m，在钻杆上做好标记，保证眼深准确，使得安装锚杆时，螺母外锚杆丝扣1040mm。4、打锚杆眼要由外向里、逐排进行，由拱顶向墙面逐眼进行，打眼时采用套钎的方法。锚杆眼的方向要与岩面或主要裂隙面垂直或成最大角布置。5、打锚杆眼顶板采用MQT系列气动锚杆钻机、30mm钻头和钢质钎杆或配合中空六角内丝、外丝接长钎杆打眼。腮部及两帮采用Y

17、TP-7655型风钻30柱齿钻头和钢制钎杆打眼。6、锚杆安装前，验收员要认真检查锚杆眼布置形式、眼距、眼深、角度和孔直度，不符合标准的必须重新打眼。锚杆安装前还要检查锚固剂型号、颜色和手感柔软程度，如发现结块、发硬、变质和过期等异常现象，严禁使用。7、安装锚杆时，每根锚杆使用一个MSZ2380和一个MSCK2360型树脂锚固剂，按顺序先装MSCK2360然后再装入MSZ2380，用锚杆杆体将锚固剂送入眼底，最后在锚杆尾部套上风动搅拌器，帮锚杆使用搅拌器，顶部锚杆使用锚杆机，启动搅拌器，顺时针连续搅拌，先匀速推进搅拌时间约：2025秒，推进到快速或超快速锚固剂时，搅拌1520秒推到孔底，总搅拌时

18、间35秒。搅拌结束后先不撤下锚杆机或搅拌器，待扭矩螺帽打开后方可撤下锚杆钻机或搅拌器，防止固化前杆体位移，树脂经5分钟固化后，使用扭力扳手将锚杆紧固到力矩不小于190Nm，要求做到打一个锚杆眼安装一根锚杆，严禁将全部锚杆眼打完后再进行打注锚杆，每班要对安装的锚杆，根据巷道里程和所打注的数量做好紧固力记录。锚杆施工，除执行上述规定外，还必须按西山煤电（集团）开掘专业技术操作规程中“锚杆支护工”中的有关规定执行。锚索施工1、使用MH100型端头锚固预应力锚索。钢绞线规格为：L=17.85200mm，钢绞线结构为75mm。其锚索露出索具150250mm，使用一个MSCK2360与两个MSZ2380锚

19、固剂，按顺序先装一个MSCK2360锚固剂然后再装入两个MSZ2380锚固剂。2、使用MQT系列气动锚杆钻机，=32mm钻头，B=19mm，L=0.61.8m的中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚索孔。孔深5000mm。锚索安装1、检查锚索孔深度和锚固剂质量。2、用钢绞线将3个树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将钢绞线、锚固剂推到位。3、将钢绞线套入搅拌钻杆中，利用锚杆机安装，使锚杆机顺时针旋转，搅拌时间不少于45秒，搅拌结束后撤下锚杆机，防止固化前钢绞线位移。4、一小时后先上好锁具，将张拉装置套在钢绞线上，利用千斤顶对锚索进行预应力张拉，达到30Mpa后停止。张拉过程中，人员不能站在锚索下方，并要躲在高

20、压管波及范围以外，以防崩管伤人。三、铺网工艺钢筋网铺设时，网与网之间重叠搭接不小于200mm，用单股10铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距200mm。四、支护材料的材质、规格、型号及其它设计参数喷射砼选用32.5普通硅酸盐水泥，粒径为0.32.5mm的中粒河砂、粒径为510mm碎石，红心C型水泥速凝剂、XPM砼外加剂型。喷射材料重量配合比为：水泥：碎石：河砂1：2：2；水灰比为0.40.5，速凝剂参入量为水泥用量的35（喷墙时为3，喷拱时为5%），XPM砼外加剂型掺入量为水泥用量的5%6%。喷射砼标号为C20。支护材料要从矿供应科统一领取，并要有“生产合格证”和“检验报告”。河砂的含泥量要在5以

21、下，河砂、碎石必须过筛；过期、发硬、结块的水泥和速凝剂不允许使用，水要干净，无杂物，不许使用污水或酸性水。其它支护材料的材质、规格及其设计参数表材料名称规 格材 质用 途钢筋网9001800mm6mm钢筋护帮、护顶锚 杆L=202000mm螺纹钢护帮、护 顶铁托盘中孔 23mm铸钢或钢板护帮、护顶锚 索L =17.85200mmMH100护 顶锚 梁L=1000mm14#槽钢 11#工字钢护 顶锚索托盘20020013mm钢 板护 顶树脂锚固剂MSCK2360锚固剂锚 固树脂锚固剂MSZ2380锚固剂锚 固第三节 临时支护形式、结构及最大、最小控顶距一、临时支护形式临时支护形式放炮后，首先进行

22、敲帮问顶后初喷、挂网、打注顶部锚杆作为临时支护。 临时支护的结构初喷砼（3050mm）+钢筋网+锚杆二、工作面最大、最小控顶距放炮后锚杆距迎头的最大距离为1.8m，最小距离为0.2m。喷砼距迎头的最大距离为：拱部1.8m，墙部30m。拱部3.4m，墙部30m以外的巷道必须全部永久支护成巷。附：图3-2 锚杆最大最小距离平、剖面图第四章 掘进方式第一节 工艺流程一、 工艺流程“一掘、一初喷、一支、两掘一复喷” 配合喷浆班的循环作业方式。即一个班，掘进一次，初喷一次，挂网支护，下一个班掘进一次，初喷迎头，挂网支护，每掘进一次为一个小循环，喷浆班负责出碴，补打帮锚杆及顶部复喷和两帮成巷。施工中可组织

23、如下平行作业： 交接班，安全质量检查与打眼准备可平行作业； 打眼与拌料，加工引药可平行作业； 装药与掩护工具、设备可平行作业； 喷砼与上料可平行作业； 迎头8m以外出碴与工作面打眼可平行作业（工作面所有人员距滑轮的距离不小于8m。第二节 作业方式一、作业方式采用炮掘法施工，炮眼深度1.8，循环进度1.6m。附：图4-1 工艺流程图 图4-2 1-1、2-2、3-3炮眼布置图 图4-3 爆破原始条件表、炮眼排列及装药量表；预计爆破效果表第五章 运输方式及运输管理第一节 矸石的装、转、运路线及方式工作面矸石由耙斗机装入1.5吨矿车人工推至南一1#暗斜下车场由架线电机车牵引至南大巷由架线电机车牵引至

24、井底车场副立井地面矸石山。第二节 材料、设备的运输路线及方式材料、设备由地面运至副斜（副立）井口，由绞车（罐笼）下至井底车场，由架线机车送到910南大巷，南一1#暗斜下车场工作面。第三节 运输管理规定及措施一、轨道运输平巷段或车场内人工推车时，一次只准推一个车，同方向推车，坡度5两车间距不小于10m，坡度5时，不得小于30m，不得推串车，严禁在矿车两侧推车，坡度7时严禁人力推车。同时执行煤矿安全规程中第三百六十二条中相关规定。在南一1#暗斜口处，5m处及检修硐室开口10m处和南一1#暗斜下车场变各安设一绝缘道夹板，距离可以适当调整。南一1#暗斜口设置一组阻车器，只有在车辆运行通过时，才允许打开

25、，其余时间必须处于关闭状态。人员在运送物料或拿工具时，注意910大巷内及井底人车场内的架空线，不许将工具扛在肩上，避免发生触电事故。处理车辆落道事故的规定1、车辆发生落道，要立即停止运行，处理落道车辆时，必须由工长或当班队长指挥处理，使用专用上道工具，并指定安全监护人，所有人员站到安全地点，上道时，严禁强拉硬上，必须采用机械方法上道。使用导链、千斤顶等专用工具上道时，上道工具必须完好且起重量应大于上道车辆的重量。2、车辆上道作业时，需用可靠的支撑物从车辆两侧将上道车辆支撑稳固，以防车体倾倒伤人。3、采用导链或千斤顶上道时，每抬起高度不得超过150mm，抬起后及时用垫木等垫好，垫稳。4、处理上道

26、时，若使用导链，需架设三角架，起吊能够承受所起吊设备的重力。严禁使用巷道原支护作为悬挂点，确需起吊时，需打设专用起吊锚杆。5、处理落道时，若要人工上道时，要用木轨枕或板木，交替支垫、逐步抬高；上道时，人员不得站在矿车两侧。二、人员出入井路线入井路线：地面副立井井底车场5#道人车场910南大巷南一1#暗斜工作面。出井路线：沿入井路线返回。运输管理规定及措施执行上述规定以外，严格按煤矿安全规程中，第348条、第349条、第351条、第353条、360条364条、400条、402条409条、420421条和西山煤电运输专业技术操作规程中相关规定执行。第六章 通风管理第一节 风量计算及局部通风系统一、

27、风量计算与局部通风系统图按照瓦斯涌出量计算：Q掘=125q掘KCH4=1250.41.7=85m3/min式中：q掘掘进面回风巷风流中最大绝对瓦斯涌出量，0.15m3/min。K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.7。125按掘进面回风流中瓦斯的浓度不超0.8的换算系数。按照二氧化碳涌出量计算Q掘 =100qCO2kCO2 =1000.031.1 =3.3m3/min式中：qCO2掘进面回风巷风流中最大绝对二氧化碳涌出量，m3/min；KCO2掘进面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.1；100按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.0的换算系数。按掘进工作面同时作业人

28、数计算需要风量:每人供风4m3/min：Q掘4N （m3/min）Q掘4N=430=120 m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取30；按工作面配风量计算炸药量：工作面采用三级煤矿许用炸药，根据AQ1056-2008煤矿通风能力核定标准。每kg炸药供风量为10m3/min，参照本工作面爆破循环图表，每循环需用炸药58.6kg,实际工作中采用分两次放炮，最大一次炸药为29kg。Q掘10A=290m3/minA一次爆破炸药最大用量，29kg根据以上计算，风量取290 m3/min。按巷道最低风速计算Q掘 =600.15S =315m3/min S掘掘进工作面的断面积，35m2。根据以

29、上计算该工作面需风量取最大值315m3/min。按局部通风机吸风量计算：按照风筒百米风率实测值计算局部通风机最低吸风量。Q扇 = Q掘/(1-L掘/100) =315/（1-0.02200/100）=328m3/minQ扇局部通风机实际吸风量，m3/min；Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；风筒百m漏风率，2%；L掘掘进工作面风筒长度，200m。根据以上计算该工作面选用两台FBDY-NO6.3(230KW)型对旋式局部通风机,两台风机一台运行一台带电备用。该风机开单机运行时，额定吸入风量为330m3/min，可以满足供风要求；按局部通风机最大额定吸风量核定该风机的配风量：开单级运行时：Q

30、掘 =Q扇 +600.15S最大 =330+913 =447m3/min 开两级运时：Q掘 =Q扇 +600.15S最大=530+913=647m3/minQ扇 局部通风机最大额定吸风量，m3/min；0.15 岩巷允许的最低风速；S最大 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积13m2。根据计算采用FBDY-NO6.3(230KW)型对旋式局部通风机,可以满足供风要求；采用600mm双反边胶质阻燃风筒，风筒每节长度10m,风筒不得与电缆同侧吊挂，风机安设位置于南一1#暗斜口里程15m处，顶板完好、无淋水的地方。按风速进行验算1、验算最低风量岩巷区Q小600.15S掘=315m3/min

31、2、验算最大风量Q大604.0S掘=8400m3/minS掘-掘进工作面巷道的毛断面积，取最大值35。315m3/min315m3/min8400m3/min根据以上计算，该掘进工作面满足掘进巷道风速要求。局部通风机前需风量I级为447m3/min，级为647 m3/min。局部通风系统工作面进风风流：地面新鲜风流910南大巷南一1#暗斜局部通风机工作面。工作面回风风流：工作面乏风南一1#暗斜980回风巷南一回风斜井地面。出风口距工作面距离L压L射=4S1/2=23.7m，取15m。式中：L压风筒出风口到工作面的距离mL射风流的有效射程mS巷道的毛断面，取最大值35m2因岩巷炮掘，风筒出风口到

32、工作面的最大距离为15m。附：图6-1 通风系统图第二节 通风安全监测、监控仪器、仪表布置图一、瓦斯监测、监控系统由通风区负责安装、施工队组负责日常使用和保护。二、距工作面不超过35m处设一瓦斯探头T1，在距回风口15m处设置瓦斯探头T2，探头悬挂在回风流侧帮上，距顶板不大于0.3m。距帮不小于200mm，报警瓦斯浓度: T10.8%, T20.8%；断电瓦斯浓度T10.8%m，T20.8%；复电瓦斯浓度：T10.8% ,T20.8%。断电范围：T1 、T2、均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。探头T1在放炮前由工长移出工作面并掩护好,放炮后再移进工作面,挂好后才允许进行其它作业。三、距回

33、风口1015m设CO传感器一个，报警浓度24ppm。局部通风机安设开停传感器，能正确反应局部通风机运行情况。风筒末端必须安设风筒传感器，能正确反应工作面有无风量。通风三队加强对工作面各类传感器的标校、检修和维护工作，确保风电闭锁、瓦斯电闭锁、故障闭锁功能可靠。附：图6-2 通风安全监测、监控仪器、仪表布置图第三节 综合防尘、防灭火系统一、综合防尘系统耙斗机机身处设一组转载点防尘水幕，并随耙斗机移动而前移；在距迎头不大于20m处设一组放炮喷雾；在距工作面不大于30m处设两道防尘水幕；距回风巷口30m范围设置一道水幕；所有水幕、喷雾在放炮、喷浆、出碴时打开降尘。放炮前后、出碴前，工作面20m范围内

34、洒水降尘。工作面进水管安装注水针，并随工作面的前进移动坚持使用水炮泥。巷道每隔50m安装一个洒水三通，每天至少冲洗巷道一次。坚持湿式凿岩，做到无水不开钻。采用湿喷工艺。做好个体防护，工作人员要佩戴防尘口罩。巷道准备好砂子、水桶以及其它灭火材料和工具。二、防灭火系统1、工作面配备2台灭火器、1个容积不小于0.2m3的沙箱。2、工作面有发火征兆时，及时制定防灭火措施。附：图6-3综合防尘、防灭火设施布置图第四节 通风管理规定及措施一、通风管理规定局部通风机采用双风机、双电源自动切换装置，分单双日运行。任何人不得私自停开风机和拆除、损坏风筒，所有职工要爱护防尘、灭尘、安全监测监控仪器、仪表等各种通风

35、设施，并正常使用。工作面停风时，所有人员应迅速撤出到有新鲜风流的地点，等到恢复正常通风，经瓦检员检测同意后，人员方可进入工作面。电气系统必须做到风电、瓦斯电闭锁。二、通风管理措施严格执行通风管理规定。要爱护各种防尘、灭尘设施、瓦斯管理牌板和仪器、仪表。风机因停电、检修等原因停止运转时，所有人员应迅速撤至有新鲜风流的地方。恢复通风前，必须检查瓦斯及其开关附近的瓦斯，当局部通风机及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度低于0.5%时，方可人工开动局部通风机，恢复通风后，当停风区瓦斯浓度不超过0.5%时，经瓦检员同意后，人员方可进入工作面。局扇、风筒要有专人管理，风筒要平、直，接头严密，不漏风，迎头

36、风筒不落地，出风口距迎头的距离，不得超过15m。每班必须配备专职瓦检员，当班工长、放炮员、机电工必须携带便携式甲烷检测报警仪，并正常使用。施工过程中，发现有瓦斯浓度增大或涌出异常等现象时，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，并及时汇报矿调度，在未得到通风部门许可，不得进入工作面。通风管理除执行上述规定外，还必须按煤矿安全规程中100 103条 、 108条 、 114条 、 118条 、124条、 127 129条、136 141条 、149条 、154条 、158 159条 、161 163条 、167 170条、173条和西山煤电通风专业技术操作规程中相关规定执行。第七章 机电管理第一节

37、 设备配备及在施工巷道中的布置图一、设备配备表7.11设备配备表序号设备工具名称型 号单位数量备 注1局部通风机FBDY-NO6.3型台22通风机开关QBZ-2120台12耙斗装岩机P-60B型台13风 钻28型台44喷浆机JPS6I-L台15综 保ZBZ-4.0台1 6磁力起动器QJZ2-30台17磁力起动器QJZ2-80台18激光指示仪YBJ-850A台19风 镐G8A台2二、设备布置附：图7-1 设备布置图第二节 供电系统一、 供电设计作面位于井底910南大巷南一1#暗斜下部车场处，工作面设备电源引自井底中央变电所干式变压器，工作面采用660V电压供电。根据综合技术、经济指标，确定变压器

38、台数为1台，风机电源引自井底中央变电所变电所风机专供。该干式变压器除负担本工作面供电以为，还附带主斜井底污水泵房（总功率342Kw）以及井底南八、南九胶带运输大巷（总负荷61Kw）供电，两处负荷仅作为变压器能力校验，本设计仅针对1#暗斜蓄电池电机车检修及充电硐室供电能力计算校验。主要用电负荷统计表序号设备名称电动机额定容量 (Kw)额定电压(V)安装台数工作台数设备容量(Kw)功率因数1主斜井底污水泵房324660113240.852南八南九胶带运输大巷6166011610.85井下1#蓄电池电机车检修及充电硐室负荷统计序号设备名称电动机额定容量 (Kw)额定电压(V)安装台数工作台数设备容量

39、(Kw)功率因数3喷浆机组JPS6I-L13.56601113.50.854耙斗机P-60B30114011300.85总功率428.5Kw确定工作面变压器容量、台数根据综合技术、经济指标，确定变压器容量及台数。台数为1台。计算公式及参数：视在功率计算公式：；：需用系数；：同时系数；：功率因数；：参加计算的用电设备额定功率之和(kW)该计算公式来源于煤炭电工手册(修订本)矿井供电下册第348页变压器编号：干式变压器型号: KSGB-500/6/1.2负荷额定总功率：428.5（kW); 最大电机功率：.30(kW)；需用系数根据机械化工作面设置：0.336视在功率计算：=169.38500选择

40、变压器为：KSGB-500/6/1.2校验结果：合格变压器统计报表编号型号视在功率是否合格干式变压器KSGB-500/6/1.2500合格选择高压电缆计算公式及参数：线路最大工作电流计算公式：(A)；电压损失计算公式：（V）；：电缆负荷功率(KW)；：电压； L：电缆长度；：需用系数；: 功率因数；n：同时工作电缆根数；J：经济电流密度；：三相短路电流；t：短路电流作用的假想时间；C：热稳定系数电缆：高压进线电缆1、电缆基本参数编号：高压进线电缆；长时载流量：255（A）；长度：20 m；电压：6（KV）；电缆负荷功率：428.5（KW）；2、按持续工作电流计算与校验)cos3PeKxgmax

41、j=UeI（）（= = 16.3255（A）；校验结果：合格3、按电压损失计算与校验电压损失绝对值：= = 0.13300（V）；校验结果：合格4、按经济电流密度计算与校验计算所得电缆截面：= = 6.5295（）；校验结果：合格5、按热稳定性计算与校验计算所得电缆截面：= 9.3495（）；校验结果：合格选择低压开关原则：（1）依据规程，进入采区巷道的用电设备均需采用防爆型。（2）满足额定电流、额定电压的要求。低压开关统计报表编号型号额定电压额定电流喷浆机组开关QBZ-30/66066030耙斗机开关QBZ-30/66066030选择低压电缆1、依据通过电缆的工作电流初选原则：低压电缆严禁采

42、用铝芯;正常工作负荷电流应电缆允许持续电流2、计算公式及参数：长时负荷电流计算公式：(A)；：电缆负荷功率(kW)；：工作电压(V)；：需用系数；: 功率因数；该计算公式来源于煤炭电工手册(修订本)矿井供电下册第370页低压电缆统计报表编 号型 号额定电流工作电流长 度是否合格喷浆机组干线MYP-3X5017321.261600合格喷浆机组支线MYP-3X2511311.8410合格耙斗机干线MYP-3X5017330.8710合格耙斗机支线MYP-3X2511330.8710合格喷浆机组干线MYP-3X5017321.261600合格短路电流计算计算公式及参数：两相短路电流：(A)；三相短路

43、电流：(A)；短路回路内一相电阻值的总和：；短路回路内一相电抗值的总和；：变压器二次侧额定电压；、：变压器的电阻、电抗；：矿用变压器的变压比；：根据三相短路容量计算的系统电抗值；、：高压电缆的电阻电抗值；、：低压电缆的电阻电抗值；计算公式来源于煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则第3页，煤炭电工手册(修订本)矿井供电下册第856页。1、短路点移变进线侧Id1、移变出线侧Id2、耙斗机电机进线端Id3的短路电流计算：短路点所在回路序号为耙斗机，回路由高压进线电缆及移动变压器和耙斗机干线、耙斗机支线等组成。短路电流统计报表短路点名称两相短路电流三相短路电流干变进线侧Id11744.872014.8干变出线侧Id23329.413844.47耙斗机进线端Id4740.81855.42喷浆机组进线端Id3744.9860.14干变进线侧Id11744.872014.8低压开关和移变高馈保护装置整定负荷电流计算公式：；：负荷功率（KW）；：工作电压；：需用系数；：两相短路电流；：功率因数；：灵敏度系数；：过负荷保护整定值；：短路保护整定值；：速断保护整定值开关基本参数开关编号：喷浆机组开关；型号：QJZ-400/660；额定电流：400A；保护类型：低压开关(1)通过