3801风巷规程.doc

广安鑫福煤业有限公司 统一编号YFGC【2012】19 号 高 顶 山 煤矿 +314m水平南3801风巷掘进工作面作业规程 批 准 日 期： 年 月 日会审单位及管理人员签字单位及职务名称签 字时 间备 注编 制 人生产技术科通 风 科机 电 科安 全 科施工队队长调 度 室生产副矿长安全副矿长机 电 矿长技术负责人矿 长施工时 间会 审 意 见一、存在的主要问题：二、处理意见：三、会审结果：目 录第一章 概况6第一节 编制依据6第二节 巷道布置6第二章 地面相对位置及地质情况6第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节 煤（岩）层赋存特征7第三节 地质构造9第四节 水文地质9第三章 巷道断面及支护10第一节 巷道断面10第二节 支护设计10第三节 轨道及道床13第四节 巷道排水沟13第五节 巷道管线布置13第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿岩方式14第三节 爆破作业14第四节 装载与运输17第五章 生产系统17第一节 掘进通风17第二节 掘进压风19第三节 综合防尘20第四节 防灭火20第五节 安全监控21第六节 供电21第七节 排水25第八节 运输25第六章 劳动组织及主要技术经济指标26第一节 劳动组织26第二节 循环作业26第三节 主要技术经济指标27第四节 劳动组织制度27第七章 安全技术措施28第一节 一通三防安全技术措施28第二节 顶板安全技术措施29第三节 爆破安全技术措施29第四节 防治水安全技术措施32第五节 机电安全技术措施32第六节 运输安全技术措施32第七节 其它安全技术措施33第八章 灾害应急措施及避灾路线33作业规程学习和考试记录36作业规程补学和考试记录37第一章 概 况第一节 编 制 依 据一、经过审批的+314水平南八采区设计；二、+314水平南八采区地质说明书；三、煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范；四、经批准的生产接替计划；五、其它依据：高顶山煤矿操作规程、安全生产责任制以及各项管理制度、136地质队提供的高顶山井田精查报告。第二节 巷道布置一、巷道名称：3801风巷。巷道位置：3801材料上山上车场以南井田边界。其所在层位、与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称、用途：布置在k1煤层中，风巷以上10米是+446水平老空区煤巷，10米水平煤柱隔开老空区，相邻巷道石门外是3801材料上山、石门内是回风上山，以北是已掘的3801风巷,底板是岩巷。本巷道用途，设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间： 用途：用作3801采面回风。设计长度：225米（其中北头已掘150米。本次由南向北掘75米左右贯通）。坡度：7%。服务年限、开（竣）工时间：服务年限：0.9年；开（竣）工时间：开工时间，2012年8月；竣工时间2012年10月。二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。支护间距0.9米/架，排材间距0.3米/根。因本采区是末采区，决定单向掘进，要求巷道坡度不能太陡。煤层中间矸石厚，支护时靠顶板侧。 第二章 地面相对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一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。工作面相对地面为山区林地，无重要建筑物，无居民，无水体。标高在950850米之间，工作面标高在454米。与地面高差400500米之间。因埋深较深，本巷道掘进对地表无影响。 二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。巷道以上10米是老空区，停采多年，积水通过老空区石门自流排出，掘进时必须加强支护和淋（滴）水情况观察，发现安全隐患，及时补充措施和处理。底板侧岩巷层间距25米，属灰岩坚硬，掘进放爆对它无影响。原掘风巷做密闭与回风隔开，与3801回采相距350米，各自有独立回风系统。所以，已有采掘活动对3801掘进无影响。三、采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。采空区积水自排流出，掘进时如有滴水现象必须停止掘进，采取措施后方可掘进；采空区无发火现象，掘进时应加强采空区一氧化碳浓度观测，发现一氧化碳浓度上升、温度升高和超标时，必须停掘采取措施进行处理；巷道上方是采空区，相对瓦斯涌出量较小，仍必须坚持四位一体的防止煤与瓦斯突出措施。井上下对照关系表水平、采区+314水平南八采区工程名称3801风巷地面标高950米-850米井下标高454米地面的对应位置建筑物是山区林地，无建筑物井下对应位置对掘进巷道的影响埋深较深，对掘进工作面无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响掘进工作面距邻近采掘工作面较远，无影响第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析。煤层产状：走向20度，倾向110度，倾角48度。厚度：1.0-2.3米（含矸石）。坚固性系数（f）=1.5本煤层属单一煤层，中间矸石较厚，沿走向掘进，巷道布置在本层中不穿层掘进，顶板较稳定。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。预测巷道瓦斯涌出量：绝对涌出量0.7m3/min；。2004年据四川省煤炭产品质量监督站提供的检测报告，煤层自然发火倾向为自然，煤尘有爆炸性，爆炸指数16.29%三、其他煤（岩）层技术特征分析。煤（岩）层特征表指标参数备注煤（岩）层厚度（最大最小/平均）（m）1.0-2.3米（含矸石）煤（岩）层倾角（最大最小/平均）（）47-49度煤（岩）层硬度系统（f）1.5煤（岩）层层理（发育程度）不煤（岩）层节理（发育程度）未见煤层自然发火期（d）12-15个月绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.7相对瓦斯涌出量（m3/t） 煤层爆炸指数（%）16.29地温（）20围岩类型煤煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板老 顶石灰岩8-1070-90米直接顶泥岩3-58-10米伪 顶泥岩20.2米底板直接底泥岩3-57-9米老 底石灰岩8-10120米 第三节 地质构造一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。矿井位于天池向斜南段东翼，在矿井内尚未发现对煤层有较大破坏的断层存在，受相邻断层影响，煤层中间矸石较厚。(1)褶皱天池向斜昂起消失于黄岭峡之南，北倾伏于天池以北，全长19.5km，为一东翼较西翼陡的不对称向斜。南段西翼比较紧凑，向北逐渐敞开。核心部位宽缓，倾角220，尤以中段为最缓，倾角210，随标高上升翼部骤然陡起，形成盆形构造。向斜轴向倾角284030，轴面东倾，倾角有所变化，由南向北，由倾角60，逐渐增大至80；向斜煤层槽线倾伏角811。向斜东翼，边界断层以内，煤层倾角一般4556。在矿区总体呈单斜层，地层及煤层倾角在4556之间。(2)断层矿区地表及钻孔均未发现对煤层开采有重大影响的断层，在矿井边界，岩石节理较发育，一般发育两组，产状1271466083，32596085，发育密度一般540条/m。据3801风巷分析，煤层有分层现象，掘进时加强防治水和支护。综上所述，矿区构造较简单。二、受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，进行技术分析 矿井无冲击地压，工作面在原始煤层中四周无采掘活动，对施工无影响。 第四节 水文地质一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。矿区的地下水类型为层间裂隙水、岩溶水，含水岩层主要为茅口组、龙潭组、长兴组，属弱含水富水层，一般为承压水。矿区内出露地层有二叠系下统（阳新统）、龙潭组、长兴组、三叠系下统飞仙关组等。含水层与隔水层相间排列，彼此间无水力联系。巷道上方采空区积水自流排出，水源主要是大气降水补给，夏季影响较大，冬季影响较小，掘进时注意巷道上方滴水情况。二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。 1976年底之前，对精查施工的钻孔竣工的封闭，在煤层之上封止10m以上，未止封龙潭组四段石灰岩顶板，在煤层开采顶板塌陷后，这类钻孔有可能起到贯通长兴组含水层作用，以致将水导入矿井。本采区未见钻孔，也应注意水患危害。底板岩巷掘进时有断层水出现，水量很小，已作探放处理，未见异常。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。采用正梯形断面，11#矿工钢金属支架支护二、巷道断面设计：巷道净高2.0米、净宽（上1.4米，下2.5米），净断面积3.5m2，掘进断面积5.3 m2。三、确定并计算：巷道工程量确定：75m*5.3 m2=397 m3坡度:7中腰线设置:中线，沿煤层方位掘进，腰线设顶板侧，距轨面1.0米，每20米延伸一次。开口位置、方位角：开口于446边界石门煤八字口，向北掘进；方位角20度。贯通相距20米按贯通措施执行。 第二节 支护设计一、巷道永久支护：根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，支护材料、支护参数等。确定永久支护与工作面的最大、最小距离。 (1)支护强度计算及支护间距A、F=PS5 =150KN/2.8m5 =2100KN/m3 P-围岩压力，取P=150KN/ S-最大开挖宽度，取S2.8m 5-安全系数，取5B、金属支架强度验算 采用11#矿用工字钢加工制作金属支架支护，抗压强度为510mp/cm2，抗剪强度为355mp/cm,截面积33.2cm2，支架间距0.9m，其支护强度为F510233.2/0.95 =6772KN/m2经计算，金支抗压强度大于围岩压力，所以选用11#工字钢，支护间距0.9m。遇煤层增厚、软分层增加、淋水、压力增大等构造时，必须缩小支护间距为0.6米。(2)支护参数：S3801风巷参数指标单位数量净断面M23.5毛断面M25.3支护形式金支正梯形棚距M0.9二、巷道临时支护方式：巷道遇垮落，冒顶，淋水增大，遇构造等应采用临时支护。支护的方式有超前支护、点柱、刹刁等。支护材料为前探梁、园木或内注式单体。临时支护与工作面的最小距离0.1米。三、保证质量的主要措施1、不符合设计要求的金属支架和不同型号的金属支架不得使用。2、支架脚窝深度不得小于20cm，并且接口要求紧密。3、支架必须垂直巷道顶底板，梁头肩窝起拱一致，前倾后仰不得超过3cm，架设支架时，允许支架顶板方向梁头高于底板方向梁头2-4cm。4、巷道两帮、顶必须用排柴、矿笆扛好。排柴两端必须超越所扛支架不少于5cm。矿笆接头处必须要有排柴，并且要将帮、顶充填结实。严禁空帮、空顶。5、钢轨接头上、下错距不得超过3mm，左右错距不得超过2mm，枕木间距1.0m，工作面所钉临时道（浮道）不得超过3m。6、巷道两边的浮煤和杂物必须收尽，当班不用的物料和当班不即时用的物料不准带入工作面。7、碛头50m以外巷道失修率不得超过3%，当班发现失修支架时，应即时修复，不修复支架就不允许做碛头。8、距碛头50m巷道范围内支架不得有失修现象，否则不准做碛头。9、严格执行煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法相关规定。 四、巷道质量标准：主要项目单位煤大巷设计值允许误差净高M2.00.05上净宽M1.4下净宽M2.50.05支架间距M0.90.05排材间距Cm305巷道坡度o7排材直径Cm3-61 第三节 轨道及道床 轨道及道床参数表（单位：mm）轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度排水孔径排水孔间距11600一致1580100第四节 巷道排水沟 排水沟有关技术参数（单位：m2、mm）水沟排水量水沟净断面积水沟掘进断积水沟净高度水沟掘进高度水沟净宽度水沟掘进宽度浇筑厚度水沟盖板长：宽：厚0.2*0.20.040.20.20.20.2 第五节 巷道管线布置一、消防、防尘供水管、压风管吊挂及托架的固定：消防供水管道布置在顶板侧，距轨面1.8米，用铁丝固定。防尘管兼作消防管。 二、电缆、监测线等敷设方式及固定：电缆、监测线等敷设在底板起拱处，用专用线固定。监测线在上方，间隔0.3米。所有缆线用专用钩固定。三、风筒吊挂及出口到工作面距离： 风筒吊挂在底板侧起拱处，出风口到工作面距离小于或等于5米。转弯用专用风筒，横平竖直。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法施工方法和工艺流程：施工方法为钻爆法。工艺流程：交接班及安全检查临时支护（前探梁）打眼支护加固瓦斯检查装药联线站岗警戒瓦斯检查启爆通风排尘瓦斯检查排煤矸支护现场文明生产交接班。全过程进行通风、瓦检。第二节 凿煤岩方式一、确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量：凿煤（岩）方式为手工，凿岩机具为电煤钻或YT-24型凿岩机。配备两台，一台配用，一台工作。 二、在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进：工作面上部原国有企业已开采多年，属老空区。掘进过程中主要采取局部密集浅孔排放瓦斯的防突措施管理，并采用WTC瓦斯突出参数仪进行预测预报及效果检验工作，测得钻屑解析指标小于0.5mL/(g.min1/2)和最大钻屑量小于6Kg/m时，工作面无突出危险性，此时工作面可采取远距离放炮掘进。当测得K1值及钻屑量超过0.5 mL/(g.min1/2)及6Kg/m时，应停止掘进，再次采取防突措施，并经效检证明无突出危险性时，方可允许掘进。允许的掘进进尺量必须同时保证在巷道轴线方向留有不少于5m的措施孔超前距和不少于2m的检验孔超前距。工作面防突施工见该面防突措施 第三节 爆破作业一、爆破条件：3801风巷指标名称单位参数炮眼利用率%90循环进度M0.9循环实体煤M34.2岩M31.1循环炸药消耗量Kg2.4循环雷管消耗量发16单位煤岩体耗药量Kg/m30.5单位煤岩体耗雷管发/m32.6炮眼密度个/m22.6日循环进度/日进度个/m0.9/2.7 二、爆破说明表：三、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆，既一次装药，一次起爆，严禁一次装药，分次起爆。不能全断面一次起爆的，必须分次装药，分次起爆。四、放炮警戒：一、启爆地点：3801材料上山上车场进风流中。二、警戒地点：撤出放炮区域人员到上车场启爆点外警戒、防突风门外警戒。38爆 破 说 明 表炮眼名称炮眼编号眼深(m)眼距(m)封泥长度（m）水炮泥数(个）炮眼角度（）装药量雷管段数雷管数量爆破顺序联线方式水 平坚 直眼数（个）眼装药量（块）总装药量（块）总装药量（kg）左右仰零俯槽眼1-41.00.40.260604140.6141串联辅助眼5-80.90.40.275754140.6242串联周边眼9-160.90.40.285855181.2383串联合计2.416第四节 装载与运输一、 确定装载与运输方式：根据我矿机械化程度和人工作业习惯与环境条件，决定采用人工装矸，人力运输方式。人工装煤至1.0m3“V”型矿车内，人力推车到石门倒入下煤眼，+314大巷车场装车运出井口。二、煤、矸、材料、设备等的运输方式：煤矸采用矿车装运，材料采用专用车运输。三、 人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：人员进出工作面时，发现运输煤矸车辆必须在底板侧风筒下蹬下，发出停车信号，待矿车停止后，再通过。严禁矿车运行时强行通过。材料运输时，人员禁止进入3801风巷，以免擦伤。 第五章 生产系统第一节 掘进通风一、选择通风方式：1、局部通风采用压入式通风方式 2、风筒敷设方式：随掘进碛头延伸，风筒敷设在底板上角，500风筒双反边阻燃抗静电，要求横平竖直，用专用风筒缓慢转弯，无死角，每环必挂。距风筒出风口20-40米安装风筒传感器，以监测送风情况。3、供风距离：掘进巷道75米，供风距离280米。二、掘进工作面风量计算。 1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q掘 =100q瓦K掘=1000.72.0=140m3/min式中:q瓦掘进工作面瓦斯的绝对涌出量,取q瓦=0.7m3/minK掘掘进工作面瓦斯涌出不均匀通风备用(系数)取K采=2.0 2、按炸药量计算： Q掘=25A=252.4=60m3/min式中：251kg炸药爆炸后需要供给的风量m3/（min.kg） A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，取A=2.4kg 3、按掘进工作面同时工作最多数计算：Q采=4N=46=24 m3/min式中：4每人每分钟的供风量，取4 m3/min N掘进工作面同时工作的最多人数，取N=6人4、按风速验算：按最低风速验算： Q 掘= U掘S掘 =155.3 Q =78m3/min按最高风速验算： Q掘=240 S采 =2405.3 Q =1248 m3/min： 通过计算取最大值140m3/min,作为掘进工作面供风标准。140m3/min大于最低风速，小于最高风速，因此工作面供风140m3/min,符合煤矿安全规程要求。全风压处局扇供风大于200m3/mi。工作面瓦斯涌出量增加或遇构造煤层增厚等，应加大供风量，降低瓦斯浓度。三、局部通风机选型计算： 所掘巷道的最大供风距离为280m，碛头需风量为140mmin，选择FBD2*7.5型局部轴流通风机，其风量为150240 mmin，风压7002300Pa，功率2*7.5KW，电压660V，重量180Kg。四、 局部通风机安装规定：局扇安装在3801材料上山上车场的新鲜进风流中。局扇安放在离地0.3米的支架上。新风路线：+314井口+314南大巷（3602）材料上山+380岩巷3801材料上山局扇3801边界石门碛头污风路线：碛头3801边界石门 回风斜巷446南回风大巷主要抽风机五、“双风机、双电源”，自动切换：该工作面局部通风机必须安装一台正常工作的局部通风机和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（1#）必须采用三专供电；备用局部通风机（2#）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。正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格和安装标准，严格按通风科制定的执行。正常工作的局部通风机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。正常工作的局部通风机（1#）供风的地点必须实行风电闭锁，保证正常工作的局部通风机（1#）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（1#）发生故障，切换到备用局部通风机（2#）工作时，3801工作面应停止工作，排除故障，待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机（1#）后方可恢复工作。每10天进行一次甲烷风电闭锁试验，每天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。第二节 掘进压风一、 确定掘进工作面压风源，用风设备名称、型号，同时使用台数、备用台数。由井口20立方固定式空压机或井下10立方移动空压机提供压力风，由108钢管送风。 掘进工作面采用YT-24型凿岩机打眼，一台工作，一台备用。压风取至+314井口或井下移动压风机。二、计算最大总耗风量：掘进工作面采用YT-24型手持式气动凿岩机打眼，其耗气量60L/s.(0.63MPa).54L/s(0.5MPa).50L/s(0.4MPa)，使用气压0.4、0.5、0.63MPa，重量18.0kg。压风设备和用风设备表设备名称型号规格风压(Pa)台数（台）风量（m3/min）空压机MLGF-10/8G0.8210凿岩机YT-240.51 第三节 综合防尘 供水防尘：引用+446南回风岩巷3601材料上山处矿井水经沉淀后静压供水。由3601取水池+380岩巷3801材料上山工作面；或+446井口取水池经沉淀后静压供水。由+446取水池+314岩巷+380岩巷工作面。1、该面采用的放炮掘进，作业人员必须配戴防尘口罩进行个体防护。2、每周必须定期清扫巷道、风筒、设备上的积尘。3、加强通风管理合理控制风速和保持系统畅通，防治粉尘积聚。4、必须坚持湿式打眼，放炮前、后用水冲洗靠碛头20m内的巷道和洒水出煤矸，防治粉尘飞扬。5、距碛头20米范围，倒煤点必须安设防尘喷雾净化风流。6、放炮必须使用水炮泥，水炮泥冲填长度必须是40cm以上，无水炮泥严禁装药放炮。第四节 防灭火一、相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。我矿开采煤层为自燃煤层，发火期12-15个月，开采50多年来末发生过煤层发火现象。二、在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道的安全措施：1、严格入井检身制度，严禁工作人员带烟火入井。2、严禁在工作面或井下其它地点拆卸、敲打矿灯。3、加强工作面用电设备管理，防止电器设备失爆。4、巷道内的电缆、监测线路等必须悬挂，以防被车辆挤压而发生火灾或引起爆炸事故。5、工作面一旦发生火灾，班组长应立即组织人员就地灭火，如火势过大，无法扑火时，人员应向进风方向撤离现场，并立即向调度室汇报。6、巷道石门内应配备两台干粉灭火器，供水管每50米设三通闸阀，配置20米长胶管，发生火灾时可直接灭火。7、放炮前后必须洒水防尘，不准使用过期和失效的雷管和炸药。 第五节 安全监控 工作面、回风流中应分别安设一台瓦斯甲烷传感器，工作面安设在距碛头5米范围内，风筒出风口另一侧，瓦斯报警浓度1.0%、断电浓度1.5、复电浓度1.0; 回风流中距全风压合流处10-15米范围内安装瓦斯甲烷传感器，报警浓度1.0%、断电浓度1.0、复电浓度1.0。并按规定时间检效，以保证灵敏可靠，一旦传感器报警必须立即停止作业，人员撤至新鲜风流中，报告调度室，待采取措施处理，瓦斯浓度符合规程规定后，方可恢复作业。安装的甲烷断电仪必须灵敏可靠，瓦斯超限能切断供风区域内所有非本质安全型电气设备电源。甲烷传感器应吊挂在巷道距顶不大于0.3米，距巷帮不小于0.2米处，不得影响行人和通风第六节 供电供电设计。一、电力负荷计算和选择电缆（后附短路计算电路图）1、电力负荷计算表序号设备名称型号规格单位(台)数量电机功率(KW)用 途1矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机FBY5.5台125.5S3801掘进工作面主扇2矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机FBY5.5台125.5S3801掘进工作面备用3煤电钻ZM12T台11.5S3801掘进工作面用2、电缆选型（1）Ig7-8 =该电缆选用MY316110-30米矿用橡胶电缆，其长时允许工作电流IY=85A1.03A 满足要求电压损失：U%=PLK%=30.030.351%=0.15%U=UeU %=6600.1%=0.66V33V 符合要求（2）Ig8-9 =该电缆选用MY316110-150米矿用橡胶电缆，其长时允许工作电流IY=85A1.03A 满足要求电压损失：U%=PLK%=0.90.150.351%=0.15%U=UeU %=6600.1%=0.66V33V 符合要求（3）Ig3-10 =该电缆选用MY316110-20米矿用橡胶电缆，其长时允许工作电流IY=85A7.55A 满足要求电压损失：U%=PLK%=6.60.020.351%=0.15%U=UeU %=6600.1%=0.66V33V 符合要求二、整定计算1、馈电开关的型号及整定计算开关为S3801掘进工作面动力分开关其最大短路电流Id(2)=1129A，Id(3)= 1.15 Id(2) =1.151129=1298A查资料选择KBZ-200型真空馈电开关，这种开关额定电流为200A，切断电流为200A2000A，额定电压为660伏，能满足技术要求。开关整定值计算：IzIQe =71.5=10.5A开关电流整定值取100A灵敏度校验：=11.29 1.5 合格2、馈电开关的型号及整定计算开关为S3801掘进工作面局扇分开关其最大短路电流Id(2)=1390A，Id(3)= 1.15 Id(2) =1.151390=1598A查资料选择KBZ-200型真空馈电开关，这种开关额定电流为200A，切断电流为200A2000A，额定电压为660伏，能满足技术要求。开关整定值计算：IzIQe=711=77A开关电流整定值取100A灵敏度校验：=13.9 1.5 合格3、磁力起动器的型号及熔体额定电流的计算Ie=1.11.5=1.65A选用QBD780型真空磁力起动器，其额定电流为80A熔断器熔体额定电流的选择：IR=4.5A根据计算选取额定电流IZ=100A的熔体灵敏度校验：=258.6 7 合格供电设备和使用设备表序号设备名称型号数量（台）额定功率电压等级用途备注1矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-2001660V局部通风机分开关2矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-2001660V动力分开关3矿用隔爆型真空电磁起动器QBD7-801660V风电闭锁启动器4远程断电器KDD-21660V瓦斯电闭锁5煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁起动器QBZ-280-SF1660V局部通风机启动开关6矿用隔爆兼本质安全型井下分站电源箱KJ90-F16（A）1660V传感器用7矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机FBD51660V掘进工作面主扇8矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机FBD51660V掘进工作面备用扇9矿用隔爆型煤电钻综合保护装置ZBZ-4.0Z1660V掘进工作面打眼电缆长度换算以及短路电流计算短路点电缆截面及实际长度换算长度两相短路电流（A）三相短路电流（A）截面（mm2)长度（m）换算长度(m)各段换长度(m)总换算长度(m)d1702000.731461652.8427.328491.4272701500.73109.5502501250504001400351501.37205.516303.0190.3161503.01451.5d25020012001560.7381.467438.68705501501150501001100254001.91764251501.91286.516203.0160.2第七节 排水本掘进工作面在煤层中水平掘进，距老空区较远，掘进时局部可能有滴水现象，为防止水害发生，搞好排水工作，在顶板侧设排水沟，让工作面滴水经专用水沟自流排出井口。排水路线： 工作面 回风石门 3801材料上山 380岩巷 3602材料上山 +314大巷 +314井口处理池 第八节 运输矸煤运输：工作面石门下矸眼+314大巷地面工业广场矸煤仓。 材料、设备运输:地面+314南大巷3602材料上山+380岩巷3801材料上山碛头。 第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 组织形式及作业制度劳动组织形式为综合性劳动组织。在施工时，各班组实行“六定”（即定工作地点、定时间、定人员、定质、定量、定安全）。在“六定”的规定下，煤巷实行“四.六”轮流交叉作业制，安排叁班作业，下夜班排放瓦斯及效检，每班工作六小时，在六小时内完成破煤（岩）、装运、架料和钉道等工作。 劳动人员配备工种班次早班中班上夜班下夜班备注打眼放炮工222深孔排放瓦斯和效果检验其中一人兼作班长装煤工111支护、钉道工22瓦检员111合计666第二节 循环作业 3801回风巷作业循环图表工序时间(分)早班中班上夜班下夜班6 8 10 1212 14 16 1818 20 22 00 2 4 6交班与安检30 打眼放炮120 浅孔排放及校检装运煤(岩)120支护巷道60现场文明30通风1440第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序 号项 目单 位指 标备 注1巷道设计长度m235752巷道掘进断面积m25.33巷道净断面积m23.84在册人数人125出勤人数人106出勤率%907循环进度m0.98日进尺m2.79月进尺m6910循环率%8511单位材料定额元/m12炸药消耗kg/m2.713雷管消耗发/m1814坑木消耗m3/m15支架架/m1.1第四节 劳动组织制度1、工作面施工组织为一个施工队。安排叁班生产、壹班排放和效果检验工作，间隙作业。2、利用下夜班时间进行瓦斯预测预报及效果检验工作，当工作面预测有突出危险时，下一班必须停止生产，掘进队领导和作业人员不得以任何理由干涉防突工作。工作面停掘后，由防突人员实施防突措施，并进行效果检验，直至突出危险被排除后，工作面才能恢复生产。3、各施工人员必须按本工种岗位责任制和操作规程执行，认真搞好本职工作。4、班长要对全班的工程质量和安全工作负直接责任，认真指导各工种按“三大规程”的规定进行作业，并作好各施工组交接班安全质量互检工作。5、队长必须每天对本队的工程质量（包括维修）、安全检查情况等作检查、验收和总结；直接负责全队的工程质量和安全生产工作的完成。6、各施工人员及班（队）长和瓦检员若发现工作面情况变化或与作业规程不相符时，必须停止作业并向调度室汇报，按修改补充的规定执行。第七章 安全技术措施 第一节 一通三防安全技术措施一、防治瓦斯积聚措施1、不得任意停启局部通风机，如遇停电、检修而停风时，必须立即撤出人员至新鲜风流中,设置栅栏和向矿调度室汇报。2、巷道高冒处必须及时封堵充填，以防无风而造成瓦斯积聚。3、加强通风管理，风筒出风口距碛头不得大于5米，碛头内煤矸堆积高度不得超过巷道高度的三分之二。风筒有损坏或漏风应及时补修或更换，确保工作面的供风。4、巷道内严禁堆放过多的材料设备，预防堵塞巷道，通风不畅而造成瓦斯积聚。二、通风管理措施1、按保安规程规定每人每分钟不得少于4m3供风量规定，合理选择通风机，以满足供风要求。2、必须保证巷道设计断面，回风系统巷道内不得设置风障、风阻，不用的风门框必须撤除、清除杂物和矿车，确保通风系统畅通。3、加强通风设施的管理，如有损坏应及时修复及更换。4、人员车辆进出风门时，严禁把两道正向风门同时打开，进出风门后必须关闭，避免造成风流短路而影响矿井整个通风系统。三、瓦斯管理措施1、每班瓦斯检查员必须按规程规定严检工作面瓦斯，回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度度超过1.5，必须立即停止工作，切断电源,撤出人员至新鲜风流中，并采取措施进行处理。掘进工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电煤钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。2、瓦斯检查员必须严格执行巡回检查制度，严禁空班、漏检和假检，同时做到瓦斯牌板、手册和日报三对口。3、工作中如发现煤岩层松软、裂隙、温度变化等，应立即查明原因，是否有瓦斯涌出，是否超限，如超过规程规定时，应立即撤出人员至新鲜风流中，并向矿调度室汇报。 第二节 顶板安全技术措施1、每班进班开工前，先由班组长组织人员由外向里检查巷道及工作面的支护情况，确认无安全隐患后才可安排工作。2、施工过程中应严格执行敲帮问顶，清除松动活石，保证在安全情况下施工。3、掘一棚支护一棚，支护必须跟拢碛头，作业时必须使用好前探梁,严禁空顶作业，巷道帮顶必须用排材、笆片等扛背严实，严禁空帮空顶。4、如遇断层或岩层破碎带时，应根据现场情况，缩小支护棚距（0.6m）和排材间距。5、掘进碛头后方若有被压坏或放炮打垮的支护，必须及时修复更换，同时应做到修复工作只能由外向里进行，只能单头作业，并且修复工作必须两人以上，严禁一人一头（面）工作，修复点前方巷内严禁从事任何工作和人员进出，做到修复一棚支护一棚，严禁空顶空帮作业。6、扛背帮顶的排材、笆片如有折断损坏，应及时重新扛背好，以防片帮或漏顶伤人。开工前在上车场存放10-20根园木以备急用处理冒顶时按以下方法：事先备好棚子的梁、腿、背顶材料；加固冒顶处两侧支护，在紧靠塌冒附近的支架上打点柱；清理出巷道两侧塌冒物，清理到架设一架棚子的空间时再挖腿窝，其深度应不超过邻近腿窝深度；立棚腿、上梁，动作要迅速、准确无误，并立即刹顶背帮，然后清理巷道中间的塌冒物。第三节 爆破安全技术措施1、炮眼布置图及爆破说明书附后。2、爆破必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和毫秒电雷管，不得使用过期或变质的爆破材料。3、装药前必须把眼内的岩煤粉排净后才可装填炸药。4、装填炸药、黄泥时只能用竹、木棍作炮棍，严禁用金属棍作炮棍使用。5、炮眼装药后剩余部分必须用水炮泥、黄泥填满封实，严禁用易燃物或矸煤粉作炮泥。6、雷管脚线必须扭紧悬挂，放炮母线必须分别挂在巷道顶帮，严禁与电缆、通讯、信号等线挂在一起，如需挂在同一侧时，两线应保持0.3m以上的间距。7、放炮前后，放炮母线必须扭结短路，同时严禁放炮母线有明接头，接头必须用胶布包扎完整。8、爆破作业必须执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”和“放炮请示许可制”。严禁用发爆器打火放电检测电爆网络是否导通。9、爆破工未接到班组长下达起爆命令前不得起爆。10、爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁装药爆破。11、装配引药时，必须在支护完整的地点进行，预防电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏绝缘层。12、爆破前，必须关好两道反向风门，正向风门用木杠撑牢。班组长必须认真清点人数，做好警戒工作，确认无误后，方可下达起爆命令。13、爆破30分钟后，必须经矿调度室观察瓦斯监控不超限，通风无异常后，方可同意爆破工、瓦斯检查员和班组长才可进入爆破地点检查瓦斯、通风、顶板、支护、拒爆和残爆等情况，如有安全隐患，班组长必须立即组织人员进行处理。14、爆破后如有拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行处理，并应在当班处理完毕，处理时在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆，严禁用工具刨或从炮眼中取出或从药卷中检出电雷管，同时严禁用打眼的方法往外掏药和压风吹拒爆、残爆炮眼。15、拒爆炮眼处理后，爆破工必须详细检查炸溶的矸碴，收集未爆的雷管，在拒爆炮眼未处理完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。16、拒爆炮眼如果当班未处理完 ，当班爆破工必须在现场向下一班