东四煤柱运输联络巷掘进工作面作业规程(平巷).doc

河南煤化焦煤集团 演马庄矿 东四煤柱运输联络巷掘进工作面河南煤化焦煤集团演马庄矿东四煤柱运输联络巷掘进工作面 编号：J201305作 业 规 程 编制单位： 掘二区 编 制 人： 郑玉晶 施工负责人： 王 玉 总工程师： 马天军 编制时间： 2013年12月8日审批意见: 参加会审人员签名：技术科： 安监科： 防突科： 机运科： 地测科： 通风区： 供应科： 调度室： 企管科：编制人： 施工区队长： 安全副总工程师： 地测副总工程师：通风副总工程师： 技术副总工程师：机电副总工程师： 分管领导：安全矿长： 总工程师： 会审时间： 年 月 日摘 要1、设计长度129.6m，掘进目的是服务于东四煤柱工作面回采时的通风、运输及行人。2、 预计工作面正常涌水量0.1m3/min，最大涌水量0.5m3/min，掘进期间及时挖水沟排水。3、该巷采用矿用12工钢架梯形棚支护，规格：梁长柱长=2.8m2.8m，上部净宽2.6m，下部净宽4.0m，巷高2.4m。每棚使用4块连板加固,连板采用长700mm、宽60mm、厚5mm的钢板制作，一板四孔（前后两端各两个），每端相邻两孔间距120mm,棚距（中-中）0.5m,两帮扎角均为0.7m。4、施工过程中坚持使用前探梁进行临时支护，且一梁三卡，禙紧禙牢。5、运煤采用刮板输送机运输，运料采用矿车运输、绞车提升，平巷段采用人力推车。6、爆破前，巷道内所有人员全部撤至反向风门以外新鲜风流中的压风自救处，并有专人负责站岗警戒。7、掘进过程中，通风方式为压入式，实际需要风量为184m3/min，选择FBD6.0/230型隔爆压入式对旋轴流局部通风机，双风机和双电源，并且实现“三专两闭锁”。8、掘进工作面揭露F39断层后由二1煤层底板煤巷进入岩巷，断层对工作面掘进影响较大。工作面内无火成岩侵入及陷落柱、冲击地压等。9、 根据11072回风巷掘进工作面掘进期间的瓦斯涌出量，预测该掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.95m3/min，必须按规定加强瓦斯监测，安设甲烷传感器Tl距掘进工作面5m，甲烷传感器T2距回风口1015m。 第 2页 共 2 页目 录第一章 概况1第一节 概述1第二节 编写依据4第二章 地面位置及地质情况5第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况5第二节 煤（岩）层赋存特征5第三节 地质构造8第四节 水文地质8第五节 瓦斯地质8第三章 巷道布置及支护说明10第一节 巷道布置10第二节 支护设计10第三节 矿压观测13第四节 支护工艺13第四章 施工工艺17第一节 施工方法17第二节 施工方式17第三节 爆破作业18第四节 装载与运输22第五节 管线及轨道敷设22第六节 设备及工具配备23第五章 生产系统24第一节 通风24第二节 压风27第三节 瓦斯防治29第四节 综合防尘29第五节 防灭火30第六节 安全监控31第七节 供电33第八节 排水34第九节 运输42第十节 照明、通讯和信号46第六章 劳动组织及主要技术经济指标48第一节 劳动组织48第二节 循环作业48第三节 主要技术经济指标49第七章 安全技术措施50第一节 一通三防50第二节 顶板53第三节 爆破56第四节 防治水66第五节 机电67第六节 运输74第七节 防治煤与瓦斯突出76第八节 煤质83第九节 质量标准化及文明生产要求84第十节 其他86第八章 灾害应急措施及避灾路线91第一章 概况第一节 概述一、巷道名称东四煤柱运输联络巷二、掘进的目的及用途服务于东四煤柱工作面回采时的通风、运煤及行人。 三、巷道设计长度、坡度及服务年限巷道设计长度：129.6m 东四煤柱运输联络巷由A点开口, 沿煤层底板掘进AB段（AB=84.1m），到达拐点B点，由B点按+3坡度掘进BC段（BC=3m），到达点C，由C点按+13.1坡度掘进CD段（CD=42.5m），到D点，与东四煤柱运输联络巷岩巷段贯通。服务年限：2年四、预计开工、竣工时间预计开工时间2013年12月20日，预计竣工时间2014年1月16日。五、巷道布置平面示意图如图1-1所示图1-1 巷道布置平面示意图六、东四煤柱运输联络巷预想剖面示意图如图1-2所示：图1-2 东四煤柱运输联络巷预想剖面示意图第二节 编写依据 一、设计图及批准时间 依据东四煤柱工作面设计图编制，批准时间：2013年11月14日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为东四煤柱掘进工作面地质说明书，批准时间：2013年12月5日。 三、本规程根据煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行）及其它相关技术规范、标准、规定。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表见表2-1表2-1 井上下对照关系表煤层名称二1煤层水平名称一水平采区名称东四采区工作面名称东四煤柱地面标高（m）+110+106工作面标高（m）-54-70地面位置东四进风井西南井下位置及四邻采掘情况 该巷在东四底板轨道上山开口，周边无采掘作业。四周工作面均已回采，采空区内无老空、老巷积水，对掘进工作面无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征 一、煤层特征情况见表2-2表2-2 煤层特征情况表指 标单 位参 数备 注煤层厚度（最大最小平均）m86/6.8煤层倾角（最大最小平均）（）1310/11煤层硬度f0.52煤层层理（发育程度）发育煤层节理（发育程度）发育煤层瓦斯含量m3/t5.7煤层埋深m172184m煤层透气性m2/MPa2 d0.20.31自燃发火期d不自燃绝对瓦斯涌出量mmin-10.95煤尘爆炸指数（%）无爆炸危险地 温正常其 它 二、煤层顶底板情况表2-3 煤层顶底板情况表煤 层顶 板底 板情 况顶底板名称岩石名称厚度（m）f（kg/cm2）岩性特征老 顶砂 岩10.868细中粒，砂质胶结，坚硬。直 接 顶泥 岩2.835黑色，致密，含植物化石碎片及白云母片。伪 顶炭质泥岩局部发育0.5直 接 底泥 岩11.535致密，含细云母和植物化石碎片。老 底石灰岩(L9)0.78黑灰色，致密，坚硬，充填方解石细脉，含海百合茎化石。 三、地层综合柱状图如图2-1所示图2-1 地层综合柱状图第三节 地质构造 工作面揭露F39断层后由二1煤层底板煤巷进入岩巷，断层对工作面掘进影响较大。F39断层，走向N 86E，倾向南，倾角60，落差13m。工作面内无火成岩侵入及陷落柱、冲击地压等。 断层特征情况表2-4 表2-4 断层特征情况表编号断层名称走向倾向倾角性质落差(m)对掘进影响1F39N86E南60正断层13影响较大2第四节 水文地质一、水文情况工作面主要充水水源为顶板砂岩水。顶板砂岩在该区富水性较弱，工作面在掘进过程中顶板会有滴淋水现象，无水害威胁。工作面四周均已回采，下部一一集中运输巷（底板巷）揭露L8灰岩时无水，以及北部东大巷回风联络巷底板岩巷掘进情况，工作面底板L8灰岩突水的可能性不大，不考虑其涌水量。工作面内无老空积水、地表水等。根据北部东大巷回风联络巷掘进情况预推工作面在掘进中，正常涌水量0.1m/min，最大涌水量0.5 m/min。2、 问题及建议 1、掘进中揭露F39断层前，由施工区队制定过断层安全技术措施。 2、掘进过程中，应加强排水管理，安设0.5m3/min排水设施。第五节 瓦斯地质 瓦斯地质情况表2-5表2-5 瓦斯地质情况表 地点埋深（m）瓦斯含量（mt）煤层透气性系数（m2/MPa2d）煤层坚固性系数（f值）绝对瓦斯涌出量(m3/min)东四煤柱运输联络巷172184m5.70.20.310.520.95东四煤柱运输联络巷掘进工作面，煤层埋深172184m。煤层瓦斯赋存规律：煤层埋深是影响演马庄矿二1煤层瓦斯含量的主要因素，瓦斯含量赋存趋势值与煤层埋深呈正比，煤层埋深越深，瓦斯含量越大。随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量、压力逐步增大，瓦斯涌出量也逐步增加。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、巷道布置： 东四煤柱运输联络巷由A点开口, 沿煤层底板掘进AB段（AB=84.1m），到达拐点B点，由B点按+3坡度掘进BC段（BC=3m），到达点C，由C点按+13.1坡度掘进CD段（CD=42.5m），到D点，与东四煤柱运输联络巷岩巷段贯通。2、 巷道开口大样示意图如图3-1所示：图3-1 巷道开口大样示意图第二节 支护设计一、设计方法根据目前的情况，结合二五煤柱工作面煤巷中层已掘进巷道的支护经验数据，采用工程类比法进行架设工钢棚支护设计。二、类比工程的选择与比较二五采区大部分中底层工作面的运输巷、回风巷都采用架设工钢棚支护。回采期间运输巷、回风巷支护整体状况良好，能够满足安全及生产需要。由于东四煤柱运输巷联络巷工作面顶底板岩性和相邻地区比较相似，所以选择二五采区为该巷支护设计的类比对象是合适的，其支护参数对该巷的支护设计有重要参考价值。三、支护形式该掘进工作面主要沿煤层底板掘进，所掘巷道仅服务东四煤柱工作面开采，服务时间短，为了抵抗顶压和侧压，同时又便于回收，运输联络巷采用梯形断面，工钢支护，支护材料为矿用12工钢，预选巷道规格：柱长梁长2.8m2.8m，平棚上、下两帮扎角均为0.7m，棚距（中-中）0.5m,巷高2.4m（梁下至道碴面），巷道断面积S7.92m2 。验算巷道下部净宽：L底=a+b+c+d+e=0.8+0.88+0.55+0.44+0.53.17（m）L实=4.0m。其中：a巷道底板人行道宽度(a巷道在1.6m高水平必须留有宽0.8m以上的人行道之要求)；b:矿车宽度；c:矿车距溜煤槽输送机位置最小间距；d：溜煤槽最大宽度；e：溜煤槽与巷帮最小间距；为满足机头和机尾设备检修和检查需要，根据规定机头和机尾距巷帮不得小于0.7m，故机头和机尾采用窜长梁(梁长3.6m)来增加巷道宽度，满足设备检查和维修。 因预选巷道L实L底L，故支护设计能满足行人、行车及运输要求。 四、东四煤柱运输联络巷支护断面图支护断面图如图3-2所示：图3-2 巷道支护断面图（比例：1:50 单位：mm）施工说明：1、采用矿用12#工钢支护，梁长柱长=2.8m2.8m,棚距（中-中）0.5m，巷高2.4m，平棚两帮扎角均为0.7m（若顶板出现变化时，根据顶板实际情况两帮扎角可在0.70.9m之间调整），巷道高度2.4m（梁下至道碴面），上部净宽2.6m,下部净宽4.0m。顶板及两帮均铺设塑料网，褙顶褙帮荆棍均不得少于6根，褙紧褙牢。每棚4块连板进行加固，连板采用长700mm、宽60mm、厚 5mm的钢板制作，一板四孔（前后两端各两个），每端相邻两孔间距120mm,连板分别打在距梁头0.3m、距柱头0.3m处，安设直顺，扣板齐全。2、施工时，巷道一帮挖出0.3m0.3m的毛水沟，毛水沟距柱腿0.2m，水沟滞后掘进工作面不大于20m，以便排水。3、管线吊挂：电缆自上而下吊挂顺序为瓦斯监测线，其它信号线、动力线、不同电压等级的控制及信号线，间距大于100mm，同等级电压间距大于50mm，必须用专用线卡吊挂，两个吊挂点间距为0.8m。风筒布置距顶不得大于200mm，距帮不得大于300mm，一般以紧靠巷帮为准。压风管、供水管及排水管悬挂在巷道左侧，从巷道底板起0.6m处，风管与水管的间距为0.2m,吊挂间距为4m。第三节 矿压观测1、观测对象及内容：东四煤柱运输联络巷的顶底板和两帮移近量2、观测方法巷道内每隔40m设一个观测站，每个观测站设三个测点，测点间距12m，每旬观测一次，并做好记录。3、数据处理通过测量巷道的顶底板和两帮移近量，进行数据分析，摸索巷道压力变化规律，为支护设计提供依据。第四节 支护工艺一、支护工艺审帮问顶移前探梁上梁裱褙顶梁禙前探梁栽柱裱褙巷帮打连板。二、临时支护与永久支护临时支护与永久支护平面、剖面示意图如图3-3所示：图3-3 临时支护与永久支护平面、剖面示意图（单位：m）施工说明：1、施工过程中采用4根前探梁作为临时支护，平行巷道中心线设置，靠近中线的一根前探梁距中线0.40.6m，同侧两根前探梁间距不大于0.4m，顶板中心线两侧各安设两根前探梁，两侧共4根，交叉迈步前移且一梁三卡，褙紧褙牢，每根顶梁前探梁卡不超过两个。前探梁后端固定处外露长度不少于0.2m，前端距迎头煤壁不大于0.2m。前探梁、卡变形或存在其它影响安全使用的情形，必须及时更换。同时必须有备用的前探梁、前探梁卡、褙木等。2、前探梁长度不小于3.2m，材料为11工钢，使用专用前探梁卡固定。3、临时支护与永久支护的最大距离为0.5m。永久支护与工作面间的最大距离为0.7m，最小距离不大于0.2m。4、在架棚过程中，必须使用前探梁，托住支架的顶梁褙紧褙牢后，再栽柱，柱脚掩埋深度0.2m。超前临时支护前，必须在永久支护处进行敲帮问顶，清除顶、帮及迎头的煤块或危岩活石，并对后巷清理，保持退路畅通。三、支护说明1、掘进工作面顶帮均铺塑料网,网与网之间要用连接绳扣扣相连，褙帮褙顶荆棍均不少于6根，均匀布置、打齐打直、褙紧褙牢。2、每棚4块连板进行加固，连板分别打在距梁头0.3m、距柱头0.3m处，打成直线，扣板齐全。3、柱应栽到实底，柱脚埋深0.2m。 四、工程质量标准与要求1、工钢支护巷道质量标准与要求 表3-1 工钢支护巷道质量标准与要求 项目巷道净高巷道净宽（上/下）支架梁水平（平棚）支架梁扭矩棚梁接口支架间距规格24002600/4000500允许误差0+800+80501005100 2、其他： （1）水平巷道前倾后仰0.5即1m垂线不大于9mm。 （2）倾斜巷道迎山角每68向上挺1，不得退山。五、每米支护材料用量 表3-2 每米支护材料用量表名称规格单位数量荆棍0.03m0.7m根40连板0.7m0.06m0.005m个8塑料网2.8m0.6m卷0.7塑料网2.4m0.6m卷1.3工钢12#（2.8m2.8m）根6第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法东四煤柱运输联络巷的施工方法为炮掘、刮板输送机运输。二、特殊条件下的施工方法1、开口前首先对开口处巷道两帮加强维护，维护方式：一梁三柱叉子棚（采用长2.8m的矿用12#工钢梁、11#卡口柱）。开口处搁抬棚，抬棚上褙木楔接顶，褙紧褙牢，吃劲有力。开口处及过老巷掘进时采取打浅眼、放小炮措施，即眼深0.61m，每眼装药1/21卷，每次拉炮不得超过4个眼。 2、巷道局部压力较大时，由区长指定位置，及时打上一梁三柱叉子棚加强巷道支护。第二节 施工方式一、炮掘施工方式1、采用风煤钻打眼，爆破落煤。2、施工工艺流程检查瓦斯钉道、延长槽、打眼检查瓦斯装药检查瓦斯站岗、爆破检查瓦斯临时支护洒水出煤架设支架、打连板清理验收。按施工工艺流程中间内容依次架设第二棚。3、 施工说明： （1）配备瓦斯检查工，按规定检查瓦斯。（2）掘进工作面5m内按规定悬挂便携式甲烷检测报警仪，巷道中按规定安装甲烷传感器，实现连续监测瓦斯。（3）整个施工过程中，必须加强审帮问顶，坚持派专人观察顶板及支架变化情况。（4）一旦崩翻棚，由外向里逐棚修复。第三节 爆破作业一、掏槽方式为楔形掏槽法。二、爆破器材使用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格：32mm200mm，重200g，13段毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。三、炮眼数目和装药量的确定1、根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目：N=qSmn（xp）式中N炮眼数目，个；m每个药卷长度，取m=0.2m；x炮眼装药系数，一般取0.50.7，取0.5； p每个药卷重量，取0.2kg。 q单位炸药消耗量，q=0.8625kg/m3； S巷道断面积，9.18m2； n炮眼利用率，取0.93； 根据以上公式，确定每茬炮进尺所需炮眼数量为：N=（0.86259.180.20.93）（0.50.2）=15（个） 参照二五煤柱运输巷爆破经验数据确定炮眼数量为25个。 2、根据下列公式可算出一个掘进循环所需的总炸药量：Q=qSln式中：q单位炸药消耗量，q=0.8625kg/m3； S巷道断面积，9.18m2； l炮眼深度，取1.0m； n炮眼利用率，取0.93；根据以上公式，确定一个掘进循环所需炸药量为：Q=0.86259.181.00.93=7.4（kg）实际炸药量取：一个掘进循环为6.6kg。四、爆破条件表4-1 爆破条件表绝对瓦斯涌出量0.95m3/min掘进断面积m29.18煤岩普氏系数f=0.52钻眼机具风煤钻炸药种类三级煤矿许用乳化炸药雷管类别毫秒延期雷管 五、巷道爆破说明书 1、炮眼布置三视图（比例1：50 单位：mm）：图4-1 炮眼布置三视图（比例1:50 单位:mm）2、爆破连线示意图图4-2 爆破连线示意图3、装药结构示意图图4-3 装药结构示意图 4、爆破说明表表4-2 爆破说明表 炮眼名称炮眼编号炮眼深度/m眼距/m封泥长度/m炮眼角度/（）装药量雷管段数连线方式水平竖直炮眼个数/个孔装药量/卷总装药量/卷总装质量/kg左右槽眼 1 2 3 4 5 61.00.50.5 103 77 90 77 103 900611.5291.81串联帮眼9 10111213 1415 160.80.40.4909008111181.62串联顶眼7 821 220.80.70.49090041140.83串联底眼17 1819 202510.40.49090-1051.51.51.57.51.52串联合计2328.55.7说明：（1）采用乳化炸药、毫秒延期电雷管，全断面一次爆破。联线方式：串联。（2）使用毫秒延期电雷管，段与段之间不得间隔，最后一段延期时间不得超过130毫秒。（3）炮眼深度0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。（4）底眼装药必须使用彩带，彩带外露长度不小于300mm。（5）根据现场煤质软硬变化，当班班组长和爆破工及时调减爆破参数，确保安全生产。第四节 装载与运输装载设备运输方式表表4-3 装载设备运输方式表序号设备名称型号 数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1调度绞车JD-11车房地锚或四压两戗方式绞车牵引运输50m2刮板输送机SGB-420/303巷道内地锚或压柱机械运输180m4矿车MGC1.1-6绞车、人力运输并用260m第五节 管线及轨道敷设管线及轨道敷设方式表表4-4 管线及轨道敷设方式表 序号名称规格型号数量吊挂方式与工作面间距轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道24kg/m2130m4m0.7m2mm5mm2风筒 600mm 410m逢环必挂5m3风管50mm130m悬吊20m4水管50mm130m悬吊20m5电缆线50mm22130m悬吊第六节 设备及工具配备一、 设备及工具配备表表4-5 设备及工具配备表序号设备、工具名称型号规格单位数量备 注1调度绞车JD-1部12刮板输送机SGB-420/30部34局部通风机FBD6.0/230台25综合保护ZBZ-4台16控制开关QBZ-80台48控制开关QBZ-80N台19馈电开关KJZ5-200台310开关QBZ-120台211锨把712风镐个213尖枪根214风煤钻台215电 话部1设备布置示意图如图4-4所示：图4-4 设备布置示意图第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离采用压入式通风，局部通风机安设在东四进风斜井下车场，最长供风距离410米。二、风量计算 每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其最大值。1、按瓦斯涌出量计算（Q掘）按瓦斯涌出量计算需要风量： Q掘=100qk =1000.951.5=142.5m3/min式中：Q掘： 掘进工作面实际需要的风量；q： 掘进工作面的绝对瓦斯涌出量：0.95m3/min；k： 掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,一般可取1.31.8，取1.5。 2、按炸药量计算 按炸药量计算实际需风量：Q掘=10A=105.7=57m3/min式中：Q掘：掘进工作面实际需要风量；A：掘进工作面一次爆破的最大炸药用量：5.7kg；3、按工作人员数量计算按人数计算实际需要风量： Q掘=4N=446=184m3/min 式中： Q掘：掘进工作面实际需要风量；N：掘进工作面同时工作的最多人数：46人；4：每人需风量：m3/min。 通过以上计算，掘进工作面实际需要的风量为184m3/min，选择FBD6.0/230型隔爆压入式对旋轴流局部通风机，工作风量为300610m3/min。 故选择FBD6.0/230型隔爆压入式对旋轴流局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求。 4、按风速验算： （1）按最低风速验算： 煤巷掘进工作面的最低风量： Q掘15S掘=159.18=137.7m3/min 式中： Q掘：煤巷掘进工作面的最低风量； S掘：煤巷断面积：9.18m2。 （2）按最高风速验算： 煤巷掘进工作面的最高风量： Q掘240S掘=2409.18=2203.2m3/min； 式中： Q掘：掘进工作面的最高风量； S掘：巷道断面积：9.18m2。 通过验算，137.7m3/min184m3/min2203.2m3/min符合煤矿安全规程第一百零一条对井巷中风流速度的规定。 三、掘进工作面全负压供风量计算 Q掘=Q局机+Q余 Q掘：掘进工作面实际需风量：m3/min；Q局机：局部通风机工作风量之和：m3/min；Q余：保证局部通风机吸风口到掘进工作面回风流之间巷道的最大断面的最小风速风量，m3/min；Q局机300m3/min；Q余600.15S面积=600.1515.8=142.2m3/minS面积：局部通风机安装地点至掘进工作面回风巷口之间的巷道最大断面，15.8m2；则Q掘300+142.2=442.2m3/min所以掘进工作面全负压供风量不少于442.2m3/min。综上所述，选择FBD6.0/230型隔爆压入式对旋轴流式局部通风机，工作风量为300610m3/min，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机和双电源。四、局部通风机安装地点及通风系统1、局部通风机安装地点 局部通风机安装在东四进风斜井下车场，局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的巷道的风速不得低于0.15m/s，风筒出风端头距掘进工作面不大于5m，且必须保证掘进工作面风流中瓦斯浓度在0.8%以下。2、通风系统 新鲜风流：东四进风斜井东四进风斜井下车场（局部通风机经风筒）东四煤柱联络巷东四煤柱运输联络巷掘进工作面； 乏风风流：东四煤柱运输联络巷掘进工作面东四煤柱联络巷东大巷回风联络巷东四轨道底板上山东总回风东风井。 通风系统示意图如图5-1所示：图5-1 通风系统示意图第二节 压风风源来自地面压风机房。压风系统：地面压风泵站东四进风斜井东大巷东四煤柱联络巷东四煤柱运输联络巷掘进工作面。安装压风自救系统应当达到下列要求：（1）压风自救装置应安装在压缩空气管路上，且位于顶板稳定、支护完好、巷道较宽敞、无片帮冒顶、无杂物堆积和无淋水的安全地点。压风自救装置必须吊挂牢固，距底板的高度为1.11.2m，在同一巷道内的吊挂高度统一、整齐，并保持连续供风。因检修等其它原因停止供风时，掘进面必须停止作业。（2）距掘进工作面2540m范围内和反向风门外拉炮地点各安设一组压风自救装置，每组数量必须满足一班工作的最多人数使用，在反向风门以里的各部刮板输送机的机头、小绞车房、小水泵房及风门以里的巷道内每隔50m也要安设压风自救装置，以供流动人员使用。（3）每组压风自救装置应可供6个人使用, 平均每人的压缩空气供给量为0.030.055m3/min。 压风自救系统示意图如图5-2所示：图5-2 压风自救系统示意图第三节 瓦斯防治东四煤柱工作面运输联络巷为底层掘进工作面，布置在1107工作面下方，巷道沿底掘进。1107顶层工作面于2001年已回采结束，回采前已经消突，且顶层工作面回采期间未发生动力现象，故该工作面为无突出危险工作面，在底层煤巷掘进时不再执行区域措施，直接进行区域验证。第四节 综合防尘防尘水源来自东四进风斜井底板静压水，水源充足能保证消防和防尘用水的需求，定期冲刷巷道，掘进坚持用湿式打眼，爆破装药使用水炮泥，爆破前后人工洒水降尘，掘进工作面安设两道能封闭巷道全断面、雾化效果良好的净化风流水幕，第一道距工作面不大于20m，第二道距工作面不大于50m。巷道内每隔100m安设一个三通阀门。巷道净化水幕必须覆盖全断面，并有专人负责管理，各转载点喷雾设施使用正常并且必须采用喷嘴形结构，手动喷雾必须有灵敏可靠的开关，喷嘴连接必须采用硬连接，不得用软管连接。 防尘系统示意图如图5-3所示：图5-3 防尘系统示意图第五节 防灭火 1、防灭火系统：工作面内防灭火管路系统与防尘管路系统共用同一供水管路。防火水源来自东四半斜井静压水东大巷东四煤柱联络巷东四煤柱运输联络巷掘进工作面。2、井下使用的润滑油等易燃品,必须放在盖严的铁桶内并有专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将废弃油脂洒在巷道内。、电气设备着火时,应先切断电源,在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。 、在小绞车硐室及配电点的进风侧配备消防器材，8kg灭火器2个，沙量0.2m3，沙袋8个，消防锹2把，消防水桶2个。井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法和存放地点。、井下一旦发生火灾,应视火灾性质、通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,及时汇报调度室,并按照避火灾路线撤离。第六节 安全监控1、甲烷传感器安设位置甲烷传感器Tl距掘进工作面5m，甲烷传感器T2距回风口1015m，监控分站安设在局部通风机配电点，其中Tl不准设在风筒正前方。巷道内有绞车房（机电硐室）、泵坑，绞车房（机电硐室）、泵坑内必须安设甲烷传感器T设。2、瓦斯报警、断电、复电浓度及断电范围 （1）瓦斯报警、断电浓度：T10.8%、T20.8%、T设0.5% （2）断电范围：T1、T2、T设掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 （3）瓦斯复电浓度：T10.8%、T20.8%、T设0.5%。复电方式：人工复电。3、甲烷传感器悬挂位置及规定（1）甲烷传感器应悬挂在规定位置，距梁下不大于0.3m，距巷帮不小于0.2m。每次爆破前，当班班组长将甲烷传感器移至距掘进面50m以外的安全地点，按标准悬挂，炮后再移至规定位置，当班爆破工、瓦斯检查工监督执行。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和瓦斯超限事故的发生。（3）掘进工作面T1甲烷传感器的监控线由通风区负责随掘进向前延长。4、监控分站采用KJ101NF2型号；甲烷传感器采用KJ10145B型号；甲烷传感器为声光报警。5、监控设备一览表 表5-1 监控设备一览表 序号名称型号数量备注1监控分站KJ101N-F212甲烷传感器KJ101-45B43设备开停传感器KGT824馈电状态传感器KGT1915风门开关传感器KGE826风筒风量传感器GFT5 1安全监测仪器布置示意图如图5-4所示：图5-4 安全监测仪器布置示意图第七节 供电一、供电方式：采用“三专”即“专用变压器、专用开关、专用电缆”供电，实现“风电闭锁、瓦斯电闭锁”。电气设备有局部通风机、绞车、刮板输送机、潜水泵等。 二、供电系统：东四煤柱运输联络巷由东四变电所供电，电压等级660伏，采用“三专”供电，其中专用变压器带工作通风机，另一变压器带备用通风机和掘进工作面负荷，两台局部通风机必须能自动切换，同时必须实现风电闭锁。每班机电维护工负责对两台通风机进行倒台试验并在倒台试验记录本上签字。供电系统示意图如图5-5所示：图5-5 供电系统示意图 三、供电设计根据技术科提供材料，该掘进工作面设计长度为129.6m，该巷为煤巷溜煤槽配合调度绞车运输掘进。根据现场实际情况，将该巷设备由东四半变电所132#KBSG2-T-630/6和621#KBSG-500/6R变压器供电；（详见供电系统图）。工作面设备统计：设备名称设备型号额定功率额定电压额定电流台数对旋局部通风机FBDN06.3/230230Kw660V32.42A2调度绞车JD-111.4kW660V13.2A1刮板输送机SGB-420/3030kW660V33.23潜水泵BQS-50/30/7.57.5kW660V9.1A1 1、变压器选择 式中：变压器的计算容量； 需用系数；(掘进工作面取0.6)；由该变压器供电的设备额定功率之和； 电动机的加权平均功率因数。取0.7621#KBSG-500/6R变压器线路（所带负荷为东四煤柱运输巷230kW工作风机、东四煤柱联络巷230kW工作风机）总负荷为120kW132#KBSG2-T-630/6变压器线路（所带东四煤柱运