水平进风巷作业规程(最终)

PAGE36PAGEPAGE1目录第一章工作面概况 1第一节掘进工作面概述 1第二章地面位置及水文地质情况 1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 1第二节煤（岩）层赋存特征 1第三节地质构造 1第四节水水文地质 1第三章巷道布置及支护说明 1第一节巷道布置 1第二节巷道支护设计 1第三节巷道支护工艺 3第四章施工工艺 4第一节施工方法 4第二节凿岩方式 4第三节管线及设备敷设 5第四节设备及工具配备 5第五章劳动组织及主要技术经济 6第一节劳动组织 6第二节循环作业 6第三节主要技术经济指标 7第六章主要生产及“六大”系统 7第一节通风系统 7第二节运输系统 10第三节供电系统 10第四节排水系统 10第五节灌浆系统 15第六节防尘系统 15第七节防灭火系统 16第八节安全监控系统 17第九节压风系统 18第十节“六大”系统 18第七章灾害预防及避灾路线 18第一节特殊情况下的防范措施 18第二节避灾线路（见附图）。 19第八章安全技术措施 19第一节工作面顶板管理安全措施 19第二节矿压观测措施 20第三节移供电设备措施 20第四节设备故障处理安全防范措施 20第五节防治水专项安全措施 22第六节“一通三防”及监控专项安全措施 22第七节运输安全措施 29第八节工作面冒顶处理措施 30第九节机电设备管理措施 31第十节工作面贯通安全管理措施 34第十一节其它 35第九章工作面管理制度 36第一节工作面交接班制度 36第二节敲帮问顶制度 36第三节安全质量标准化管理制度 36第四节巷道维护制度 37第五节设备保养制度 37第六节瓦斯、煤尘管理制度 38第七节材料管理制度 39第十章其它 40第一节局部通风 40第二节工程质量 40第三节地质预报 40第四节其他安全技术措施 40第五节喷浆安全技术措施 40PAGE42第一章工作面概况第一节掘进工作面概述本掘进工作面所掘进巷道为二采区水平进风巷，开口位置位于井底运输石门运测点2往东南方向开口。该井巷今后将担负二采区进风，轨道运输。第二章地面位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地表为种植甘蔗、芒果等农作物以及部分旱地，地表标高＋170m。水平进风巷标高-203m。该巷道附近无采空区。第二节煤（岩）层赋存特征水平进风巷穿岩层掘进，以泥灰岩为主，岩层较为稳定。第三节地质构造水平进风巷附近无大的地质构造，从所掘的回风石门、运输石门巷道开拓情况看，巷道常见底鼓现象，深部巷道支护较困难。第四节水文地质水文地质构造简单，根据勘探资料钻孔柱状图，巷道涌水量极少，邻近没有老巷，无采空区积水。巷道涌水来源主要为顶板上的渗水层，有极少的涌水量，因此也要做好排水工作。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置该巷道总工程量约832m，从井底运输石门测点2处往东南方向，以方位角165°55′00″为二采区水平进风巷第二节巷道支护设计2、巷道断面(1)二采区水平进风巷巷道断面为半圆拱形，巷道掘进断面：净宽3.2m，净高2.7m。（附见二采区水平进风巷巷道支护断面图）(2)巷道断面积计算：S半煤＝1.6×1.6×3.14÷2+3.2×1.1＝7.54㎡1、锚杆支护方式=1\*GB2⑴支护设计根据勘探资料钻孔柱状图岩性，二采区水平进风巷采用锚杆支护方式，顶板锚杆选用ф18×2500mm的螺纹钢锚杆，边帮锚杆选用ф18×2000mm，间距800mm，排距1000mm，顶板锚杆锚固力不少于70KN，扭力矩不少于80N.m；帮锚杆锚固力不少于60KN，扭力矩不少于70N.m。采用计算法校核支护参数二采区水平进风巷L≥Kb+L1+L2式中L——锚杆总长，㎜K——安全系数，一般取K=2L1——锚杆锚入稳定岩层的的深度，一般取400㎜L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取50㎜b——冒落拱高度，㎜顶板：b={B/2﹢Htan(45°－arctan(f)/2)}/f由上式可得，b＝679mm式中：B——巷道开掘宽度，取3200mmH——巷道开掘高度，取2700mmf——岩石坚固性系数，取3-4，顶板为岩层取3，则：L岩＝2×679+400+50＝1808mm顶板为岩层取2500>1808所以顶板使用2500mm锚杆，边帮使用2000mm锚杆，根据右江矿务局公司顶板管理规定和锚杆支护管理规定要求巷道高度不小于2500㎜故顶板使用2500㎜锚杆。=2\*GB2⑵锚杆的间距、排距计算：通常间、排距相等，取a。并根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定，顶板为全岩：α<（Q/KγH岩）＜（70/2×26.166×0.75）＜1.79m因此排距为1000mm、间距为800mm，设计合理。式中：α——锚杆的间、排距，m;K——安全系数，取2；Q——锚杆的设计锚固力，70KN;γ——被悬吊岩石的重力密度；根据本矿地质资料取26.166KN/m3。因而间排距参数能满足计算结果。=3\*GB2⑶锚固长度：根据本矿五年多来使用情况，以拉拔试验统计，采用700mm锚固长度满足锚固力要求。（附见二采区水平进风巷巷道支护断面图）2、临时支护⑴巷道岩性较好、顶板较完整时，切割后及时用长把工具撬掉迎头悬矸危岩后，才能进入工作面进行超前临时支护作业。超前支护形式、材料、规格及要求：采取前探水管临时支护。前探水管为长6000mm，直径80mm的无缝钢管，中心线左右800mm⑵临时支护后为永久支护。临时支护距迎头不大于1.2m。⑶临时支护与永久支护的关系：当控顶距＜1.0m时，只采用临时支护；当控顶距≥1.0m时，必须在确认顶板安全的情况下进行永久支护。第三节巷道支护工艺一、锚杆支护工艺1、支护形式及材料规格=1\*GB2⑴支护形式①顶板采用锚杆+钢筋钢带+托板+金属网+喷浆。②边邦采用锚杆+钢筋钢带+托板+金属网+喷浆。=2\*GB2⑵支护材料（单位㎜）①顶锚杆：ф18×2500mm螺纹钢锚杆②帮锚杆：ф18×2000mm螺纹钢锚杆③药卷：ф23×350mmK2335树脂药卷④托板：120mm×120mm×10mm方形钢板⑤钢筋带：3000mm×50mmф8钢筋制作⑥金属网：10000mm×1600mm菱形金属网2、支护工艺及要求=1\*GB2⑴锚杆布置要求：（见巷道断面及锚杆布置图）①锚杆间距为800㎜，排距1000㎜，破碎地段间排距为800㎜。②全巷采用钢带采用“井”字型布置。③锚杆外露长度不大于50㎜。（见支护示意图）锚固力：顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不少于60KN。④顶锚杆中间一条垂直与顶板布置，两边角的锚杆角度在40°—60°之间，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直裂隙面，邦锚杆垂直巷帮布置。⑤顶邦药卷均使用树脂药卷，顶、邦每孔均使用3根药卷。安装锚杆时，用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌停止后，等待25—35s，卸下搅拌器上托板，拧紧螺母。⑥锚杆间排距误差不超过±50㎜。⑦打锚杆眼采用煤电钻，钻头使用岩石钻头。⑧严禁空顶作业，边掘边锚，即“掘一排，锚一排”必须是打顶锚杆后，再打边帮锚杆。⑨顶板采用挂网配钢带支护。=2\*GB2⑵锚杆支护工艺及要求①掘进够一排锚杆距离→处理顶板活矸，并‘敲帮问顶’→打好临时支护→出顶矸→打顶锚杆→上菱形网→上顶钢带→上顶托板→上螺帽并扭紧→出完底矸→打帮锚杆→托板→上螺帽并扭紧②锚杆间距、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。③巷道超挖达300mm以上，要及时报告技术部门，制定相应措施进行处理。④锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。⑤边邦锚杆眼必须将眼内岩石粉掏净。⑥、铺设锚网及钢带铺设要求：所铺设的锚网、钢带必须紧贴顶板，顶网长边平行巷道中线铺设，相邻网必须搭接，搭接宽度为200mm，每隔300㎜用12号铁丝网连接一道，拧紧不少于3圈，严禁有吊坠现象。=3\*GB2⑶质量要求：①巷道掘进必须用经纬仪确定方向，并在掘进过程中时刻注意校核激光指向仪以防由于偏差而达不到设计质量要求。②净宽、高要求：按给定的中线掘进和支护，合格的为中左中右不小于设计值50mm；不大于设计值50mm。优良的为中左中右不小于设计值20mm；不大于设计值20mm，巷道净宽、高不得小于设计数据。③巷道保持整洁卫生，材料工具摆放整齐。④管线、风筒吊挂整齐，有环必挂，风筒接口翻边严密不漏风，风筒有破口要及时补好。⑤上下帮的锚杆布置要平直，上下误差不超过50㎜。⑥锚板位置要求平整，而且锚板的摆贴方向要平行或者垂直中线。=7\*GB3⑦锚板螺帽要扭紧，不得有松动现象。=8\*GB3⑧挂网要紧，不得有松动现象，且网与网的搭接不少于0.2m,每隔0.2m要扭接一次。=9\*GB3⑨、锚杆要求：间排距允许偏差为±100mm，锚孔深度允许偏差为±50mm，外露长度不超过50mm（从钢板量至锚杆端头），锚杆方向与井巷轮廓线角度允许偏差为≤15°。=10\*GB3⑩如果挂网过后，顶板脱层落在挂网时，要及时放下来。第四章施工工艺第一节施工方法采用EBJ—132TP型掘进机一次切割成巷，转载机输送矸石到皮带机装矿车提升到地面。第二节凿岩方式施工的巷道均采用EBJ—132TP型掘进机切割煤岩。1、钻眼机具：采用MZ-1.2煤电钻钻眼。2、装载、运输：皮带机跟迎垱头出煤、矸装矿车提升到地面。3、降尘方法：喷雾降尘。4、EPJ132TP型掘进机的掘进工艺=1\*GB2⑴掘进机切割落煤岩的程序，是首先在工作面进行掏槽，掏槽位置一般是在工作面的下部。开始时机器逐步向前移动，截割头切入工作面煤或岩石一定的深度（截深）。然后停止机器移动，操纵装载机构的铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样贴紧底板，作为后支点，提高机器在切割过程中的稳定性。最后再上下摆动悬臂切割头切落整个巷道断面的煤或岩石。=2\*GB2⑵EPJ132TP型掘进机截割头的最佳切割深度应根据所截割煤、岩的性质、顶板状况，以及落煤岩效果和切割一m巷道所耗时间最短来确定，本机一般推荐0.4m。截割头的切割厚度取决于煤岩的截割阻力,以牵引油缸回路尽量不溢流、截割电机接近满载、机器不产生强烈振动及落煤岩效率最高为原则，一般推荐为截割头直径的2/3。=3\*GB2⑶截割头在巷道工作面上截割移动的路线，称为截割程序。掘进工作面截割程序的合理选择，取决于巷道断面积，煤、岩硬度、顶底板状况，夹矸的分布等工作面条件和技术规范。确定掘进工作面的截割顺序应遵循下述原则：=4\*GB2⑷工作面的切割应注意煤或岩的层理，断面切割时应以左右横扫切割为主，截割头沿层理移动切割阻力较小。第三节管线及设备敷设1、巷道管线布置=1\*GB2⑴动力电缆、信号电缆、通讯电缆布置在巷道右边邦，必须用电缆钩吊挂整齐。=2\*GB2⑵压风管、防尘水管布置在巷道左帮且离底板至少30cm吊挂整齐。=3\*GB2⑶通风与机电部门相互协调好铺设工作。2、风筒吊挂在巷道左上顶角，吊挂离顶板20cm，通风后与左帮距离20cm，吊挂要平直整齐逢环必挂，不影响运输和行人，风筒出口到垱距离不大于8m3、管路布置在巷道右边，供水水管（铁管）距工作面不超过10m，胶管紧跟工作面，以满足洒水需要，而且每50m设一处三通。（附见巷道断面图）第四节设备及工具配备表五序号设备工具名称型号规格功率/kw单位数量备注1综掘机EBJ—132TP台12局部通风机FBD-NO6.02×15Kkw台13煤电钻MZ-1.21.2台2备用1台4钢钎把25铁铲把5第五章劳动组织及主要技术经济第一节劳动组织1、劳动组织:按“三·八”制综合作业组织施工，采用综合工作组，为了保证正规循环作业完成工作面施工作业必须根据各组的人员配备，合理的安排工序，工序与工序之间尽量做到平行进行，平行作业以充分利用工作时间提高工作效率，每班定员8人（另加检修2人）。各工种各班人员配备(见劳动组织表6—1)2、作业方式实行“三八”工作制。3、严格执行交接班制度：=1\*GB2⑴各班班长、跟班队长必须认真组织、严格执行交接班制度。=2\*GB2⑵每个班必须由跟班队长带队，做到集体入井、集体交接、集体收工、集体上井。=3\*GB2⑶每个班入井前，必须由值班队长主持召开班前会。主要根据上一班作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想，班前会要准时、简明，完毕后更衣，要准时入井，安全到达作业地点。=4\*GB2⑷进入作业地点后，必须与上一班岗交岗、口对口，交不清、不能走。=5\*GB2⑸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，在本班内保质量按时完成额定工作量。劳动定员表表6—1工种出勤人员备注早班中班夜班合计清理工3339掘进司机3115皮带机2226班长2226正、副合计108826第二节循环作业为了保证正规循环作业完成，工作面施工作业必须根据组织的人员配备、合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。正规循环作业图表表6—2班次时间（分）工序早班中班夜班81012141618202202468交接班10安全检查10中线检查10洒水掘进310出煤、矸310锚杆支护160检修维护160清理工310其他160第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表表6—3序号指标单位数量备注1巷道长度m8322净断面㎡7.543在册人数人304出勤人数人265出勤率%906循环进度m1．27日进尺m7.28月进尺m180按25天计算9循环率%8010锚杆消耗根/m9顶+帮11药卷消耗卷/m23顶+帮第六章主要生产及“六大”系统第一节通风系统水平进风巷采用压入式通风，ф600㎜型风筒导风送至垱头。局部通风机安装在运输大巷距炸药库开口大于10m有足够空间的新鲜风流处，此处全风压风量大于局部通风机吸风量且可以保证局部通风机吸风。通风方式:采取压入式通风。A、掘进工作面风量计算1、掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯、二氧化碳、人数和最低需要风量分别进行计算，并选取其中的最大值进行风量设计。=1\*GB2⑴按瓦斯涌出量计算：Q=100qkQ=100qk=100×0.22×2.0=44m3/min式中，Q—掘进工作面需要的风量，m3/min；q—掘进工作面的瓦斯最大绝对涌出量，根据原运输大巷在掘进过程中最大瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min。k—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取2.0。按二氧化碳涌出量计算：Q=100qkQ=100qk=100×0.26×2.0=52m3/min式中，Q—掘进工作面需要的风量，m3/min；q—掘进工作面的二氧化碳最大绝对涌出量，根据原运输大巷在掘进过程中最大二氧化碳绝对涌出量为0.26m3/min。k—掘进工作面的二氧化碳涌出不均衡的备用风量系数，此处取2.0。=2\*GB2⑵按人数计算：Q=4NQ=4N=4×10=40m3/min式中，N—掘进工作面同时工作最多人数，此处N=10=3\*GB2⑶按掘进工作面最低需要风量计算：Q=SVQ=SV=7.54×0.25×60=113m3/min式中，S—掘进巷道断面，取7.54㎡；V—半煤岩巷掘进工作面最低风速，按0.25m/s计算。通过以上计算，最终掘进工作面的设计需风量为130m3B、局部通风机、风筒规格选型1、局部风机吸风量的确定：Qf=Qj/φc=113/77%=169式中，Qf—局部通风机吸风量，m3/min；Qj—掘进工作面需风量，m3/min；φc—风筒有效风量率，%，取φc=77%。2、经以上计算，则选用FBD-NO6.0（2×15KW）型局部通风机，根据右矿安（2015）68号文其吸风量为300m3/min，可以达到上述要求。3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ600mm。风筒要吊挂平直，拐弯处用弹簧风筒缓慢拐弯，具有一定弧度，保证风流畅通。C、按局部通风机实际吸风量计算需要供风量有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=300×1+60×0.25×13=495式中：Qhf—掘进工作面实际需要风量，m3/min；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；0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷的允许最低风速，m/s；Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面,m2。根据公司煤矿具体条件和近几年自治区工信委进行通风能力核定现场核查时的统一标准，局部通风机实际吸风量按局部通风机的功率按下列标准选取：2×5.5KW局部通风机，实际吸风量取150m3/min；2×7.5KW局部通风机，实际吸风量取200m3/min；2×11KW局部通风机，实际吸风量取250m3/min；2×15KW局部通风机，实际吸风量取300m3/min。通过以上计算，最终掘进工作面的实际需要供风量为495m3/minD、掘进工作面风量验算1、按工作人员数量验算Qaf≥4Nhf≥4×10≥40式中：Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。2、按最低风速验算：煤巷掘进工作面最低风量为Q煤≥0.25×60×S煤=0.25×60×7.54=113m3/min式中，0.25m/s—按煤巷掘进工作面最低风速，S煤—掘进断面积，S煤=7.54㎡。3、按最高风速验算：煤巷掘进工作面最高风量Q煤≤4×60×S煤=240×7.54=1810m3/min式中，4m/s—掘进中的岩巷最高风速；S煤—断面积，S煤=7.54㎡。目前掘进工作面需风量113m3/min能满足以上3个条件，所以选用FBD—N0.6.0型（2×15KW）局扇风机，符合要求。D、根据巷道的布置的实际情况，该风机安装在运输大巷距井下炸药库开口大于10m新鲜风流中，距回风口大于10m。1、通风系统说明=1\*GB2⑴新鲜风流地面→主井筒→井底车场→局扇风机→风筒→水平进风巷垱头。=2\*GB2⑵乏风水平进风巷垱头→水平进风巷→第三联络巷→回风石门→副井筒→地面第二节运输系统1、掘进机出碴通过皮带运输提升到地面。2、装碴、运碴：通过水平进风巷→运输石门→回风石门→副井→地面3、材料及设备运输：地面→主井→井底车场→运输石门→水平进风巷第三节供电系统一、设备布置方案1、供电保护方式电源供电实行风电闭锁及瓦斯断电仪断电系统供电。2、设备布置方案=1\*GB2⑴在井底大巷安装一台2*15KW风机对→水平进风巷实行供风；在水平进风巷使用一台EBZ-132型掘进机前进打巷、皮带机进行送煤。=2\*GB2⑵水平进风巷垱头配置一台MZ-1.2型煤电钻机。=3\*GB2⑶低压电气设备选择根据《煤矿安全规程》的有关规定，各配电点的低压电气设备选择如下：水平进风巷供电电源由井底车场移动变电站KBSGZY-1000/6变压器供给，与炸药库掘进头供用一台变压器，在二采区回风联络巷配置一台KJZ5-200馈电开关供电，各配电点的低压电气设备选用QBZ系列的隔爆型真空磁力开关，其中2*15KW风机和水泵的起动开关均使用QBZ80-80型防爆开关。MZ-1.2型煤电钻选用KSCZ-25/0.66B型综合保护装置。二、变压器的校验负荷统计及移动变电站选择：1、负荷统计：设备名称数量（台）设备容量额定电压（V）额定电流（A）额定起动电流（A）单台电动机功率（kw）总功率（kw）SGW-34型刮板机1222266024.8149KSCZ-25/0.66型煤电钻综合保护装置11.21.29954小结功率（∑Pe）23.233.8EBZ-132型掘进机1132+75207660148+80.888.皮带运输机1111166012.575KSCZ-25/0.66型煤电钻综合保护装置11.21.29954排水泵1111166012.5201小结功率（∑Pe）253.4295.82、移动变电站容量计算：=1\*GB2⑴井底车场移动变电站KBSGZY-1000/6校验负荷统计∑PN=253.4KWKr、cosφ数据选自《煤矿电工手册》表10-3-1，Kr取0.4，COSψ取0.6式中：∑PN━所计算的所有用电设备额定功率之和,KWＳ━所计算的电力负荷总视在功率,KVA;━参加计算的电力负荷的平均功率因数，取0.6。Kr━需用系数，取0.4。Ps—最大电动机功率KW因变压器额定容量为1000KVA＞169KVA，故满足使用要求。三、低压电气设备选择根据《煤矿安全规程》的有关规定，各配电点的低压电气设备选择如下：对于馈电开关选用KJZ5-400/1140(660)或KJZ5-200/1140(660)矿用隔爆兼本质安全型真空馈电开关，对于用于起动的开关，均选用QBZ-120或QBZ-80矿用隔爆型真空磁力起动器，对于MZ-12T型煤电钻，选用ZBZ-2.5或KSGB-2.5/0.66B型煤电钻综合保护装置。四、电缆选择根据供电网络的有关规定，低压供电采用三相660V电压，因工作面设备属非固定敷设设备，故供电电缆均采用现有的UP-1000和MYP型矿用橡套铜芯电缆，电缆线芯数为４根。根据公式Ｌ＝Ｌｍ＋Ｌｎ来确定各段电缆长度。式中：Ｌ━━电缆的实际长度，m；Ｌｍ━━供电距离，m；Ｌｎ━━电缆增加的悬垂长度，一般取10％Lm。公式由《煤矿电工手册》而得。电缆线长度如供电系统图所示。1、二采区回风巷主干线电缆截面的选择：=1\*GB2⑴4移动变电站KBSGZY-1000/6低压侧到7#低压馈电开关主干线电缆截面选择所供负荷的计算功率P为：Ｐ＝Ｋr∑PN＝0.4×230.2≈92KW电缆中所通过的工作电流Ｉw为：(A)根据原巷道铺设电缆用70mm2电缆，查《煤矿电工手册》表12-2-23，主线芯截面为70mm2电缆长时允许载流Ｉcc为260A，校正系数K=0.87，因此K×ICC=0.87×260=226A大于134=2\*GB2⑵7#低压馈电开关到8#低压馈电开关主干线电缆截面选择70mm2电缆满足要求。=3\*GB2⑶8#低压馈电开关到掘进机开关主干线电缆截面选择70mm2电缆满足要求。五、按运行电压损失校验电缆截面：4#移动变电站电源MYP-3.6/6kv-3×35+1×16型电缆电压损失校验据公式：符合要求式中：K－－每兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失的百分数，查表得K=2.569%；Pe－－电缆输送的有功功率，Pe=0.832MW;L－－电缆线路的长度，L=1.2km。六、低压电网短路电流计算：短路点的选定：短路点一般选在变压器的二次母线上和低压配电线路的首、末端，如果线路短，可以只选在线路的首端，即母线上。根据这一原则，水平进风巷掘进工作面供电系统选定d1、d2两点计算短路电流，就能满足开关选择校验与继电器保护整定要求。短路电流计算：3#KBSGZY-1000/6型移动变电站二次出口端的短路电流Id1计算：变压器二次电压690V，容量1000KVA,系统短路容量按50MVA计算：查表得：系统电抗Xx＝0.0288Ω；MYJV32-6/10kv-3×25型电缆长度Lg＝1km；查表得6KV高压电缆的电阻、电抗值为：R0=0.857Ω/km，X0=0.066Ω/km,则高压电缆的电阻、电抗：Rg＝0.857×1＝0.857ΩXg＝0.066×1＝0.066Ω变压器的电阻、电抗：Rb5＝0.0101ΩXb5＝0.0931Ω2.水平进风巷短路点d2的短路电流Id2计算；电缆编号电缆型号电缆长度(km)查表电缆单位电阻(Ω/km)查表电缆单位电抗(Ω/km)计算低压电缆电阻R2(Ω)计算低压电缆电抗X2(Ω)L5MYP-3×70+1×350.250.3060.0610.07650.01525合计七、低压馈电开关的整定计算按《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》公式（４）计算整定值Ｉz≥Kx∑Ｉe+ＩQe式中：Ｉz━━过流保护装置的电流整定值,AＩQe━━容量最大的电动机的额定起动电流,A∑Ｉe━━其余电动机的额定电流之和,AKx━━需用系数,取0.5—1按《细则》公式(6)校验灵敏度K=Id/Iz≥1.5（倍）式中：Id━被保护电缆干线或支线距变压器最远点的两相短路电流值，Ａ。1.5━保护装置的可靠动作系数。1、8馈电开关（KJZ5-200）的电流整定运行电流的整定Ｉz≥Kx∑Ｉe=0.6×(148+80+12.5+9+12.5)≈15故取Iz=200A起动电流的整定Ｉz≥Kx∑Ｉe+ＩQe=0.6×(80+12.5+9+12.5)+888≈95取5倍额定电流,即5×200=1000A>956校验灵敏度K=1867/1000≈1.8>1.5，校验合格。八、其它1、本供电设计未提及的按《煤矿安全规程》有关规定执行。2、本整定方案所需公式及数据均选自《煤矿井下低压电网短路保护的整定细则》及《煤矿电工手册》3、供电系统图附后。第四节排水系统根据Ⅳ4煤层水文地质情况和相邻运输石门掘进过程中渗水量情况看，预计巷道掘进过程中存在局部涌水，涌水来源主要为顶板上的砂层含水，巷道底板涌水。掘进施工过程中，若出现涌水，具体视涌水情况选择排水设备、布置排水管路，进行排水，保证掘进施工安全进行。若水量较小，则于滴水处挖小水窝，容积0.1-0.5m³不等；根据现场涌水量再定，水仓采用砌碹支护。要备有两台11kw水泵，一台使用，一台备用；巷道要挖好排水沟，巷道掘进到位后，要立即挖一临时水仓，容积1m³以上，采用砌碹支护。同时备有两台7.5kw水泵，一台使用，一台备用；所有排水管路使用￠80水管。第五节灌浆系统根据IV4煤层的自然发火情况，必须加强对水平进风巷掘进过程中的防灭火工作。根据煤层自燃发火的预兆情况，采取预防灌浆措施或出现明火险情，采用灌浆管路进行灌浆灭火。灌浆系统管路线路：地面灌浆池→副井→回风石门→第二联络巷→运输大巷→水平进风巷当头第六节防尘系统防尘供水水源来自地面200m3消防水池，工作面供水管路采用Φ50mm的管。1、巷道内防尘管路每100m安装一个控制阀，每50m设三通一个，供喷雾酒水降尘。2、转载点喷雾：

=1\*GB2⑴各运输转载点必须安装喷雾设施进行消尘，并保证正常使用，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有漏水。

=2\*GB2⑵所有喷雾必须安装位置得当并呈雾状。

3、施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。

4、巷道冲尘：掘进巷道内，由施工队定期冲洗粉尘。（两帮、顶板、风筒）每天至少冲尘一次，对垱头100m以外巷道（两帮、顶板、风筒）及第三联络巷每周至少冲尘两次，巷道要保持湿润，确保不出现积尘（巷道中煤尘堆积厚度不得超过2mm，长度连续不得超过5m）。5、距工作面0～50m范围内及开口进工作面30m范围内各6、其他：

⑴带式输送机机头处必须设置专用的洒水胶管。⑵煤巷、半煤岩掘进巷道必须按规定设置隔爆水棚：=1\*GB3①隔爆水棚水袋容积为40升。=2\*GB3②水棚组的总需水量按巷道断面计算：Q总=S*q=7.54m²*400L=3456L式中:Q总——水棚组的总需水量（升）；S——巷道毛断面（平方m）；q——隔爆水棚每平方m所需水量（升/平方m）；其中隔爆水棚q≧取400升/平方m；水棚组所需水袋的数量按下式计算：n=Q总/Q袋=3456L/40L=86个式中：n——所需水袋个数个；Q总——水棚组的总需水量升；Q袋——隔爆水袋的容积升；辅隔爆Q袋=40升。依以上计算水平进风巷需安装两排每排4个，棚区长度50m。=3\*GB3③隔爆水棚的排间距为1.2m，间距必须布置均匀；棚区长度不得小于20m；隔爆水袋应横向嵌入式安装，各排的安装高度应保持一致，隔爆水袋距离顶梁（无支架时为顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100毫m，距巷道轨面不小于1.8m；

④水棚应尽可能安装在巷道直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不得小于50m；

⑤水袋采用易脱钩布置方式，挂钩位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置（勾尖与勾尖相对），挂钩使用4～8毫m的圆钢，挂钩角度为60度，弯勾25毫m。

⑥隔爆水袋实行挂牌管理，每周检查一次，确保水袋的完好和规定的水量。⑦各施工队要按规定距离挪移隔爆水棚，及时补充水袋水量，保持水袋满足水量要求。⑶进行综掘机割岩时：①在综掘机割岩时必须正常使用安设在当头回来的第一道能封锁全断面的净化水幕；打开综掘机内外喷雾。②综掘机割岩前后，对工作地点20m附近巷道进行洒水降尘；

防尘系统管路：地面水池→副井→回风石门→第二联络巷→运输大巷→水平进风巷当头第七节防灭火系统掘进工作面防火的重点是：①设备、机械摩擦及物体碰撞生热，引燃可燃物，引起火灾；②吸烟、电气焊等明火引燃可燃物，引起火灾；③由于电气设备性能不良、管理不善，如电机、开关、电铃、电缆等出现损坏、过负荷、短路等，引起电火花，引燃可燃物，引起火灾；④瓦斯、煤尘爆炸引起火灾；⑤掘进巷道托顶煤施工时，出现的松散冒落区和冒落空洞，易发生的自然发火。为了防止火灾发生，必须采取以下措施：

1、巷道中消防管路（防尘管路）应每隔50m设置一个三通阀门，并设置支管。

2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。在胶带机头至少备用2个灭火器和1个砂箱（砂不得低于0.5m3）。

3、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。

井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

4、加强井下明火管理，严禁携带烟草和点火物品下井，掘进工作面严禁违反规程要求进行电气焊等工作。

5、加强供电管理，电气设备按规定使用各种保护装置，严禁出现电火花。

6、掘进巷道出现冒落空洞时，必须采取措施进行封闭堵漏处理，防止自燃，并及时将冒落区域详细情况汇报通风科。由通风科安排瓦斯员每班至少对冒高区一氧化碳浓度、温度检查一次。

7、

其它执行《煤矿安全规程》第二编第五章防灭火部分。

消防系统管路：地面水池→副井→回风石门→第二联络巷→运输大巷→水平进风巷当头第八节安全监控系统一、安全监控装置布置1、水平进风巷监控装置布置直接从附近中央变电所中分站接线。2、安装有瓦斯电闭锁及风电闭锁，掘进垱头及回风流装有甲烷传感器（详见安全监控布置图）。设备种类配备和安装要求见下表：设备名称安装地点设备型号数量断电仪风机与电源开关处KDG11401台分站中央变电所KJ770-F31台甲烷传感器巷道回风流距巷口15mGJC41台甲烷传感器距掘进垱头5mGJC41台电缆沿巷道电缆钩敷设MHYVR1×4×7/0.281000m设备开停传感器局扇风机进线电源KGT91台3、设置要求安全监控设备的供电电源必须取自移动变电站，严禁接在被供开关的负荷侧。甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于30cm，距巷壁不得小于20cm，并应安装方便，不影响行人。=1\*GB2⑴垱头甲烷传感器控制范围为水平进风巷掘进垱头及其回风流所有非本质安全型电气设备，包括综掘机、煤电钻、皮带机、水泵、综保、电铃等。CH4报警浓度：1.0%；CH4断电浓度：1.5%；CH4复电浓度：0.9%=2\*GB2⑵垱头回风流甲烷传感器的控制范围为水平进风巷垱头及其回风流所有非本质安全型电气设备，包括综掘机、煤电钻、皮带机、水泵、综保、电铃等。CH4报警浓度：1.0%；CH4断电浓度：1.0%；CH4复电浓度：0.9%4、信号电缆和电源电缆原则上不能铺设在巷道同一侧，若非铺设在同一侧不可的，其间距不能少于30cm，且不能相交。二、使用与维护1、每隔7天必须对甲烷超限断电闭锁及每隔7天进行甲烷风电闭锁功能进行测试。2、甲烷传感器每隔7天必须使用甲烷标准气样和空气气样调校一次。便携式甲烷检测报警仪每隔7天必须使用甲烷标准气样和空气气样调校一次。3、掘进工作面安装的安全监控系统及电缆的运行情况由当班瓦斯员进行巡回检查，并使用光学瓦斯检测仪与甲烷传感器进行对照，并将结果记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者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8小时内将两种仪器调准。4、下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器计数误差大于允许误差时，应立即通知调度监控进行处理。5、工作过程中受影响的甲烷传感器由施工队负责移动到安全位置，处理后该甲烷传感器恢复到正确位置后方可工作。6、井下使用的断电仪、传感器和电缆由所在区域的区队长、班组长负责使用和管理。7、传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。8、低浓度甲烷传感器经大于浓度为4%的甲烷冲击后，必须及时进行调校或更换。9、监控分站在井下使用一年后，必须升井进行检修维护。10、使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。11、坚持矿长、矿总工程师、综掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、综掘机司机下井时对便携式甲烷报警仪的领用制度。12、一旦发现瓦斯超限，瓦斯监控系统即发出警告，当瓦斯超过断电设定值时，整个工作面的电气设备立即自动断电，所有人员必须撤出并及时处理。13、监控系统必须灵敏可靠，由调度监控负责日常维护管理，机电科负责协助安装调试工作，保证正常运转。第九节压风系统水平进风巷压风管路采用ф50㎜镀锌管,由施工队负责从运输大巷接至垱头。通风科负责安排人员日常维护管理。第十节“六大”系统我矿现已建成监控系统、供水施救系统、压风系统、通讯系统，并已延伸至水平进风巷巷垱头，各工作地点正常使用，紧急避险系统和人员定位系统正在建设中。第七章灾害预防及避灾路线第一节特殊情况下的防范措施1、进入新工作面地点之前，必须熟悉该工作面的通风系统及避灾路线。2、下井人员携带自救器，并会正确使用。3、遇有火灾、瓦斯、煤尘爆炸或巷道内侧发出有害气体事故时，要立即佩戴自救器，一律逆着新鲜风流方向组织撤人，并及时汇报调度室。4、垱头或巷帮有透水预兆时，或遇水灾事故时，要立即组织人员向第二联络巷往副井底撤退。第二节避灾线路（见附图）。如果是井下发生火灾、水灾或瓦斯、煤尘爆炸，作业人员应先佩带好自救器撤离。火灾、瓦斯超限或瓦斯、煤尘爆炸时避灾线路：线路：工作地点→运输大巷→井底车场→主井→地面水灾时避灾线路：线路：工作地点→第二联络巷→副井底→副井→地面第八章安全技术措施第一节工作面顶板管理安全措施1、开工前，队长和安全员先检查顶、帮情况，确认无问题后方可施工。2、严格执行“敲帮问顶”制度（工作面必须配备镐、撬棍等敲帮问顶工具）、仔细检查顶帮围岩情况，处理净松煤、危岩，确保施工安全。3、顶板破碎时，严禁空顶作业，最大空顶距离不超过1m，必须在有正式支护或临时支护下打眼，锚杆眼的方向、角度原则上应与岩石的层理面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向与巷道周边垂直。顶板破碎时,要采取加密锚杆、加工字钢、摩擦支柱。4、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时必须及时补打。5、发现顶板压力大、顶板离层、托板变形，听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，等压力稳定后，由外向里进行顶板维护。6、处理冒顶区段，队长、班长、安全员必须现场指挥，抽调2个老工人配套作业，1人工作、1人监视顶板，发现有跨落流矸、片帮预兆时，要将人员立即撤至安全地点。7、冒落高度在1m以上时，撬顶前先检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。8、处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘打不少于3个工字钢架棚，防止冒顶区域的扩大。9、处理冒顶时，首先用2.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶帮松煤、松石头，顶板处理好后，如可以打锚杆时由外向里逐排补打，如支棚架时由外向里逐加要支设，用半木、板皮背顶维护。10、施工中要有专人监视顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。11、处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停工撤人，先组织排放瓦斯。12、如遇顶板有淋头水，停止作业汇报调度室，经处理无问题后，方可施工。必须“掘一排，锚一排”，加强顶板管理，在顶板淋水段必须缩小锚杆排距为600×600㎜。如有顶板压力大时，顶板有离层、响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里进行施工，当无法使用锚杆支护时，应采用“U”钢进行巷道支护并做好顶板支护。13、要按《规程》要求安设顶板离层仪和锚杆压力器并定期做锚杆位力试验而且做好记录。14、安监员、瓦检员每班要对当头所打的锚杆进行做扭力检查，凡有扭不紧或滑牙的现象，要重新扭紧或补打。第二节矿压观测措施为搞好矿井矿压观测，为矿井采掘工作提供可靠依据。观测方法：水平进风巷开口处布置观测站，每个观测站间距离为50m。每一个观测站设置2个观测方式：用MLJ-40（Y）拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，正顶安装一个DLY型顶板离层指示仪观测顶板离层情况，正顶和上帮最上排锚杆安装MYJ-16型锚杆液压测力计，根据掘进巷道顶板压力显示状况，对锚杆受力及围岩位移每周观测一次，压力大、巷道变形较明显的地段必须每天进行观测。第三节移供电设备措施1、移供电设备必须由井下电钳工进行停电和指挥，严禁带电移动电器设备。2、将供电设备移到指定地点后，要将接地桩打紧并检查好电缆接头是否松动，确认不失爆后方可进行送电工作。第四节设备故障处理安全防范措施1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电压、检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。2、操作井下电气设备应遵守下列规定：=1\*GB2⑴非专职人员不得擅自操作电气设备。=2\*GB2⑵手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。4、电气设备超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应做“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。5、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。6、掘进工作面配电点的位置和空间要满足设备检修、运输、矿车等其他设备安装要求，并用不燃性材料支护。7、井下电缆的选用应遵守下列规定：=1\*GB2⑴电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应；=2\*GB2⑵电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体；=3\*GB2⑶电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。8、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定：=1\*GB2⑴电缆吊挂必须用电缆钩。=2\*GB2⑵巷道中悬挂的电缆高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击。在电缆坠落时应不落在轨道。=3\*GB2⑶电缆钩的悬挂间距不得超过3m。9、电缆不应悬挂在风筒或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在水管上方，并保持0.3m以上的距离。10、电缆的连接应符合下列要求：=1\*GB2⑴电缆与电气设备的连接，芯线要使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行连接。=2\*GB2⑵电缆之间严禁直接连接，要经过符合要求的接线盒、连接器、母线盒进行连接。=3\*GB2⑶在地面修补电缆必须经浸水耐压试验，合格后才能放下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。11、井下防爆电气设备的运行、维修和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。12、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行通流试验。13、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。14、严格执行停送电制度，停电必须挂牌。工作前进行验电、放电，严禁带电作业。15、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。16、存在下列问题的电气设备及小电器不得下井使用：=1\*GB2⑴防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。=2\*GB2⑵绝缘座破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。=3\*GB2⑶导电螺栓、螺母锈蚀超过规定。=4\*GB2⑷喇叭嘴不配套或断裂、缺损。=5\*GB2⑸开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。=6\*GB2⑹开关的机械闭锁失效。=7\*GB2⑺开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。=8\*GB2⑻开关底托架断裂或固定不牢。=9\*GB2⑼电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。17、电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格，不得锈蚀。18、机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其他防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。19、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。20、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1~3个螺距，不得在螺母下面加余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。21、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：=1\*GB2⑴外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50㎜，同时凹凸深度超过5㎜；。=2\*GB2⑵使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）；=3\*GB2⑶防爆壳内外有锈皮脱落。=4\*GB2⑷闭锁装置不全、变形损坏，起不到机械闭锁作用。=5\*GB2⑸隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂，或使用普通玻璃；=6\*GB2⑹防爆电机接线盒内缺隔爆绝缘座。=7\*GB2⑺改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。22、电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。23、电气设备必须使用综合保护开关、风电闭锁等安全保护装置；自动停电时，待查明原因，确认无误后再人工送电。24、各低压操作规程信号都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。25、各机械设备必须定期按时进行注油、检查、维修，以保证设备良好运行。26、井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火、明电照明。27、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。第五节防治水专项安全措施1、在巷道掘进过程中必须抓好排水工作。在涌水大的地方，要挖水仓积水，并安装好排水设施以便排水。2、当巷道接近复杂的地质构造（如断层）时，地质部门必须做好水情的预测预报工作，施工单位必须做好防水工作，必须做到“有疑必探，先探后掘”的原则。探放水工作须有专人负责。每班前进前必须用“三m”长钻杆进行超前钻探，无异常情况下方可进行下一步工作。第六节“一通三防”及监控专项安全措施一、通风管理1、开口前，通风科必须对采区通风系统进行调整，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。2、开口前，通风科、机电科必须严格按要求进行风量调节和局扇安装，通风科组织施工队将风筒接至开口位置。3、通风科、机电科安装的局扇在运输大巷距炸药库开口进风侧大于10m处（进风巷道内），离底板高度大于0.3m，吸风口有风罩，高压部位有衬垫，并按要求安设消音器，安装做到“稳”、“平”、“牢”，同时实行“三专两闭锁”供电，严禁发生循环风。铺接的风筒为ф600mm的阻燃风筒，吊挂时靠顶靠帮，接头反压边，逢环必挂，吊挂平直，拐弯处安设拐弯风筒，破口及时补漏，确保严密不漏风。4、掘进期间，瓦斯员必须加强局部通风区域的巡回检查，发现问题，及时汇报。5、掘进期间，掘进电工必须加强局部通风机的供电系统管理，确保供电正常，严禁无计划停电、停风。6、掘进期间，掘进中队每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护，确保风筒出风口距垱头大于5m7、掘进期间，测风员每10天必须对采区通风系统、风量分配等情况进行全面检查、测定，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。8、掘进期间，通风科每天必须对采区的通风设施进行认真检查维护，确保各设施完好、可靠。9、掘进期间，局部通风机由专人进行检查和维护，严禁任何人随意停、开。10、掘进期间，风机因故停运，当班瓦斯员、安全员、中队班队长必须及时安排电工把局部通风范围内动力电源切断，将闭锁开关锁死。及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至采区进风巷全风压新鲜风流中，由瓦检员负责在开口位置设置栅栏、揭示警标，现场指派专人在栅栏前设置警戒，禁止人员进入停风区域内，及时就近电话汇报矿调度室，查明原因，采取措施，进行处理。11、恢复通风前，值班瓦斯员应立即检查停风区内和局扇及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度。当停风区内瓦斯浓度＜1％并且局扇及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度＜0.5％时，可立即送电恢复局扇正常通风,启动风机时，严禁“一风吹”；当停风区内瓦斯浓度≥1％但＜3％，局扇及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度＜0.5％时，严禁任何人启动风机，必须由通风科领导现场指挥，首先切断水平进风巷回风流流经路线的所有非本质安全型电气设备的电源后才能送电启动局扇通风进行瓦斯排放；当停风区内瓦斯浓度≥3％时，必须制定专门的瓦斯排放措施，矿总工程师组织有关部门编审后批准实施。因停风造成瓦斯超限后必须立即汇报矿调度室、局安全监管部。如所需排放瓦斯量较大，应提请局救护队负责进行。12、掘进期间，若主扇因故突然停运，现场安全员、瓦斯员、施工单位现场负责人必须严格按照《规程》规定撤离。13、贯通前，通风科要提前做好风路调节工作，防止贯通后风流短路。二、综合防尘1、掘进头的水源由地面蓄水池供给，用ф50mm镀锌水管向工作面输送。2、供水水管距工作面不少于30m，设三通、胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。3、巷道中设三通供喷雾消尘，做到机开雾来，机停雾止。4、各转载点设三通供喷雾消尘。5、工作面20m范围内巷道周边连续5m粉尘厚度不超过2mm。6、个人防护要按规定配戴防尘口罩。7、掘进巷道内，由施工单位定期冲洗粉尘（每周两次）。8、每班割岩前进时必须打开综掘机内外喷雾装置洒水降尘。9、打锚杆钻眼时采用接尘器接尘，防止粉尘飞扬。10、割岩前后必须对作业地点20m范围内进行洒水降尘。三、防灭火1、巷道掘进过程中采用综掘机割岩掘进时，防火重点是防设备、电缆和人为火灾。=1\*GB2⑴工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。=2\*GB2⑵掘进过程中如发现冒顶，除需要架木垛或采取其他管理措施外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面通知通风科及有关单位做好防灭火工作。通风科应立即预设观察孔和措施孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况，发现异常，立即汇报处理。通风科应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注凝胶充填等措施，防止高冒区自然发火。=3\*GB2⑶任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取停产撤人，按避灾线路要求撤退，并迅速汇报矿调度室。矿调度室所在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班领导或者管理人员和现场的队长、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。=4\*GB2⑷电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用沙或干粉灭火器灭火。=5\*GB2⑸在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。=6\*GB2⑹设移动变电站的该处存放黄沙不小于400kg，4个干粉灭火器。2、综合预防煤层自燃发火措施。=1\*GB2⑴防治煤层自燃发火应遵循“预防为主，综合治理”的指导原则，由矿长和矿总工程师负责组织制定防治煤层自燃发火的长远规划和年度计划。防治煤层自燃发火计划的费用和材料等必须列入财务和供应计划，并组织落实。=2\*GB2⑵矿井的所有可采煤层都必须进行自燃倾向鉴定。矿井延伸新水平时必须对所有煤层的自燃倾向性进行鉴定。凡经鉴定属于自燃的煤层或实践证明有自燃倾向的煤层均属于自燃发火煤层。开采容易自燃和自燃的煤层矿井，必须采取综合预防煤层自燃发火的措施。=3\*GB2⑶矿井都必须设置消防水池和井下消防管路。地面（或井下）应经常保持不少于200m3的储备水量，井下消防管路的敷设应符合“防灭火规范的规定”。=4\*GB2⑷矿井都必须设置井上，井下消防材料库，材料库备用的消防器材应符合右矿生「2009」18号文《关于印发我局井下隔爆水棚设置安装及管理规定和井上下消防材料库储存材料品种及数量统一规定的通知》的要求。=5\*GB2⑸自燃发火的矿井设计必须采取综合及专项预防煤层自燃发火的措施。采区巷道的布置，工作面的回风方式，采区内隔离煤柱的留设和通风构筑物的设置必须符合防火的要求。=6\*GB2⑹自燃发火煤层的采区或工作面的开采周期应小于本煤层的自燃发火期，否则，必须对采空区、突出和冒落的孔洞等空隙采用预防性灌浆或全部充填、注惰性气体以及均压技术等措施，防止自燃发火。采用灌浆，注惰性气体、均压技术等防火措施。=7\*GB2⑺开采自燃发火煤层必须在采区设计中预先选定构筑防火门的位置，并储备足够的防火材料，以便随时封闭。=8\*GB2⑻发生自燃火灾时，应尽快进行扑救，组织人员直接灭火。不能直接灭火时，应立即予以封闭。封闭前必须将封闭区内的人员全部撤出。在确保安全的前提下，封闭范围应尽量缩小。封闭火区时，应采取“进、回风侧同时封闭”。不具有同时封闭条件时，可以采用“先封闭火源进风侧，后封闭火源回风侧”的封闭顺序，一般不得采用“先回后进”的封闭顺序。在封闭过程中，必须有专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘及其他有害气体浓度。密切注意氧气浓度、风量、风向的变化，还必须采取防止瓦斯煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。无有效防爆措施时，必须将人员全部撤离到安全地带。采用直接灭火方法时，必须采取保证井下风流方向稳定性的措施。=9\*GB2⑼火区处理完毕后，必须在７日内按规定格式填写火灾报告书，由矿长签署后报矿务局备案。=10\*GB2⑽自燃发火矿井必须建立专门的防灭火队伍，配备足够的火区检查工和工程技术人员。井下火区和采空区密闭、巷道冒高处及其他易于自燃发火的地点，必须安排定期巡回检查和定期取样化验，发现发火预兆必须立即汇报和组织处理。=11\*GB2⑾所有火区都必须按时间顺序予以编号，建立火区管理技术卡片并绘制火区位置关系图，记录火灾的发生、发展和处理经过及火区管理的全过程。=12\*GB2⑿井下火区必须采用永久防火墙封闭，所有永久防火墙都必须同意编号，按《规程》和通风质量标准化的要求加强管理。=13\*GB2⒀防火墙内的气体成分和气温、水温等参数要定期取样化验，以便掌握火区发展状态，新密闭的火区每周化验一次，稳定一个月后可改为每月化验一次。=14\*GB2⒁矿总工程师负责定期召开防火专题会议，召集有关单位研究解决煤层自燃发火防治工作中存在的问题，分析现有火区的发展情况，制订下一步火灾预防和火区管理的措施，指定专人写出火区分析报告，连同火区气体化验报告，每月随通风月报表一起上报矿务局。=15\*GB2⒂经取样化验分析火区内的气体温度、氧气、一氧化碳气体和水温等指标符合《规程》规定的条件，必须制定措施，报矿务局总工程师批准。=16\*GB2⒃启封火区和火区初期恢复通风等工作，都必须由矿山救护队进行，通风等部门配合工作，启封工作必须按照《规程》和启封措施的规定执行。=17\*GB2⒄在启封火区工作完毕后３日内，每班必须由矿山救护队检查通风工作，并测定水温、气体温度和成分。确认火区完全熄灭、通风等情况良好，写出注销火区报告，经矿务局总工程师批准后，方可转人恢复生产工作。=18\*GB2⒅在火区附近进行采掘必须遵循《规程》和《矿井防灭火规范》的规定。3、防治煤层自燃发火专项措施=1\*GB2⑴煤层自燃发火征兆如下：=1\*GB3①巷道中空气温度增加，巷道中出现雾气或巷道壁“出汗”；=2\*GB3②巷道空气中出现煤油味、汽油味或松节油、焦油气味；=3\*GB3③巷道中温度、湿度较平常偏高；=4\*GB3④人体出现不舒适感，如头痛、闷热、精神疲乏等；=2\*GB2⑵发现水平进风巷掘进煤层有自燃现象时，要沉着冷静及时汇报矿调度室。人员要站在进风侧，尽快判断事故性质和危害程度，在救护队到达之前队长、班长应组织矿工进行自救、互救。=3\*GB2⑶针对自燃发火性质和客观条件采取相应的有效措施，积极投入现场抢救。现场人员无条件处理灾害时，人员要在班、队长的带领下迅速撤离到井底车场，由主井升至地面。=4\*GB2⑷发生煤层自燃发火时，通风科安排专人时刻监控检测水平进风巷瓦斯和一氧化碳浓度情况，通过电话机与矿调度室保持联系，并汇报有害气体浓度情况。=5\*GB2⑸发生煤层自燃发火处于初起阶段时，值班电工要及时切断二采区回风下所有电气设备的电源，停止向水平进