2502瓦斯联络巷炮掘施工安全技术措施.doc

现场调研报告
地点
2502工作面瓦斯联络巷
时间
2016年5月15日
事项
掘进
组织单位及组织者（签字）

一、现场情况：
1、2502工作面瓦斯联络巷1#—9#横贯开口位于2502风巷北帮，开口处巷道支护形式为：4.4×3.3m（宽×高）锚网支护支护，排距1m。
2、辅助运输系统：运料时单轨吊经25材料巷再经2502风巷运至开口附近，由人工运至工作面。
3、出煤系统：利用安设煤溜，经2502风巷皮带再经25皮带巷皮带出煤。
4、通风系统：在25皮带巷内安设2台2×22KW风机。
5、巷道顶板有淋水现象，掘进中要完善排水系统。
二、规程（措施）编制重点：
1、巷道支护情况。
2、巷道开口施工顺序、工艺。
3、质量标准化工作。
4、施工过程中防治水及顶板管理。
5、施工过程中“一通三防”管理。
6、各项安全技术措施。
参加调研人员（签名）

编写依据
一、根据地测科提供的2502工作面掘进地质说明书及其附图：
1、2502工作面煤层底板等高线图　　　 1：2000
2、2502工作面顶底板煤岩柱状图　　 1：200
3、2502工作面剖面图　 1：2000
4、2502工作面井上下对照图　　　　 　　 1：2000
二、任务来自于生产科下达的“规程编制通知单”编号为：
三、巷道布置依据生产科提供的《2502工作面设计》及北京煤科院设计。

第一章 工作面基本概况
第一节 巷道布置
巷道名称：2502工作面瓦斯联络巷。
巷道用途：2502工作面排放瓦斯。
巷道位置：2502风巷与瓦斯巷之间。(见附图1：2502工作面瓦斯联络巷平面布置示意图)
第二节 工作面上下左右四邻关系
2502工作面瓦斯联络巷掘进区域地面北面为常隆水库，南面为闫村，东面为新旧208国道及一条淤泥河，西面为长太高速公路，其井下位置位于2502工作面风巷与瓦斯巷之间。
第二章 地质情况
第一节 煤层赋存特征
工作面开采煤层属二叠系下统山西组下部三号煤层，该煤层赋存稳定，煤厚变异较小，煤层结构较简单。煤质变化不大，均为贫煤。
根据漳76钻孔、1009钻孔及漳5钻孔资料综合分析，煤层平均厚度6.13m，煤层倾角为西倾2°—5°。煤层之上为直接顶，厚度5.2m—5.7m，平均为5.45m，岩性为泥岩，灰黑色，块状，性脆，含云母，断口不平坦；直接顶之上为老顶，厚度5.3m—14.46m，平均为8.72m，岩性为中粒砂岩，灰色~深灰色,石英为主,并含有云母,岩屑大量煤屑,泥质胶结,中部有方解石脉,分选中等具有水平理,中上部夹粉砂岩两层,有植物化石碎片,底部为粉砂岩；煤层之下为直接底，厚度为0.6m—1m，平均厚度为0.8m，岩性为泥岩，灰黑色，块状，断口较平坦，含植物化石；直接底之下为老底，厚度1.2m—9.7m平均为5.07m，，岩性为细粒砂岩，浅灰黑色，块状，断面为浅黑色。（见图2-1：2502工作面顶底板煤岩柱状图）
第二节 地质构造情况
根据2502工作面煤层底板等高线图分析，2502工作面整体东高西低，东西高差约47m，工作面位于一向斜（向斜倾伏方向基本为正西，两翼倾角3°—5°）南翼，风巷和瓦斯巷正好位于该向斜轴部。
根据漳村煤矿掘探一体化相关规定，2502瓦联络巷在掘进过程中必须严格执行“有掘必探，先探后掘”原则。
第三节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况
根据矿井22 、23采区相对瓦斯涌出量预测等值线图及漳村矿水平延伸区补充勘探5月份施工总结（5.28）中3#煤层瓦斯样报告，瓦斯含量取3.75ml/g。煤尘具有爆炸性，火焰长度为20mm；煤层无自燃发火现象，顶压、侧压明显，地温15℃--17℃。在掘进过程中，密切观测CH4情况，并作及时补充更正。
第四节 水文地质情况
2502工作面瓦斯联络巷掘进区域地面北部为常隆水库，南面为闫村，东面为新旧208国道及一条淤泥河，西面为长太高速公路，其井下位置位于2502工作面风巷与瓦斯巷之间，顶部含水层基本未受到破坏和疏放，含水层富水性较强，水文地质条件复杂；同时根据已掘的2502工作面其他巷道顶板涌水情况分析，2502工作面瓦斯联络巷掘进时顶板会出现淋、滴水现象，预计最大涌水量为15 ~20m3/h，正常涌水量为10 m3/h。
施工前要准备好排水管路、水泵等排水设施，并随工作面的掘进及时向前延伸，保证正常掘进。

第三章 巷道布置情况
第一节 巷道简述
一、巷道开口位置及布置形式
2502工作面瓦斯联络巷由10个横贯组成，由东向西分别为：1#横贯、2#横贯…10#横贯。1#横贯开口位置东距2502风巷与风绕交叉点105m（中—中），2#横贯到9#横贯间距均以100m（中—中）布置，10#横贯东距9#横贯165m（中—中）。
10#横贯开口位置位于2502瓦斯巷南帮，施工时以方位角90°28′14″，沿底掘进25m（中—中）与2502风巷贯通。
1#横贯——9#横贯开口位置位于2502风巷北帮，施工时以方位角0°28′14″以8°坡上山掘进25m（中—中）与2502瓦斯巷贯通。（见附图3：2502工作面瓦斯联络巷剖面示意图）
二、巷道断面
1、2502工作面瓦斯联络巷断面为：3.6×3.3m（宽×高）矩形，掘进断面面积11. 88 m2。（见附图4：2502工作面瓦斯联络巷断面图）
5、各交岔点（见附图5：巷道交岔点图）
三、巷道施工内容及长度：
2502工作面瓦斯联络巷由10个横贯组成，长度均为25m（中—中），总计250m。
第二节　施工顺序
10#横贯开口施工及正常掘进25m与2502风巷贯通施工。
9#横贯——1#横贯：以从西向东逐个与2502瓦斯巷贯通施工。
说明：若人员充足的情况下，可组织对下一个横贯进行开口施工。
第三节　巷道中腰线布置
施工中、腰线由地测科提供。巷道坡度变化或距离超长时，地测科及时延挂中腰线。
第四章 巷道支护
第一节　支护设计结论说明
根据潞安矿区煤巷锚杆支护设计系统，2502工作面瓦斯联络巷设计断面呈矩形，采用高强度螺纹钢锚杆、高强度预应力锚索树脂加长锚固组合支护方式，能够满足支护效果，保证巷道使用。
第二节　临时支护
1、锚网支护采用活动钩环挂在顶钢带锚杆上配合两根长3.0m或4.0m 2寸钢管进行临时支护，随掘前移（坡度变化或高顶时，可根据现场情况适当调整钢管长度）。（见附图6：锚网临时支护示意图）
3、窝头正面煤墙采用打设4根玻璃钢锚杆配合刹杆进行临时支护，煤墙上部打设两根，下部打设两根。若在施工过程中，迎面煤墙煤质疏松，可根据现场情况增加打设玻璃钢锚杆数量进行临时支护。
4、两帮各采用一根带孔的0.9-1.2m长8#槽钢用螺帽固定在前一排帮上部锚杆上配合刹杆进行临时管理。
第三节　支护形式
一、巷道支护形式：
2502工作面瓦斯联络巷为3.6×3.3m（宽×高）矩形断面，采用335#螺纹钢锚杆树脂锚固支护方式，并采用锚索补强，锚杆排距1m。
二、巷道支护参数及规格：
2502工作面瓦斯联络巷断面为3.6×3.3m（宽×高）支护参数：
采用335#高强锚杆+钢筋托梁支护
顶板支护：
锚杆形式与规格：杆体为Φ22－M24－2400mm 335#左旋无纵筋螺纹钢锚杆，采用Φ32mm钻尖钻孔。采用一支K2335和一支Z2360型树脂药卷锚固。
锚杆布置方式：采用等间距布置，每排4根，间距1000mm，排距1000mm。锚杆全部垂直顶板布置，分距巷帮300mm。
钢筋托梁：由Φ16钢筋焊制，规格为Φ16--4--80--3300。
锚杆配件：采用高强锚杆螺母M24×3，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用拱型高强度150×150×10mm。
网片规格：采用网格为40×40mm经纬网，规格为4000×1050mm（长×宽）。
锚索形式与规格：锚索材料为直径Φ18.9mm高强度预应力钢绞线，长度7300mm，用Φ32mm钻尖钻孔，采用一支K2335和两支Z2360型树脂药卷锚固。
锚索托板：采用300×300×16mm高强度可调心托板及配套锁具。
锚索布置：巷中布置一排，锚索间距2.0m，垂直顶板打设。
两帮支护：
锚杆形式与规格：杆体为Φ22－M24－2400mm335#高强度螺纹钢锚杆，采用Φ32mm钻尖钻孔。
钢筋托梁：由Φ14双钢筋焊制，规格为Φ16--4--80--3000。
锚杆布置方式：等间距布置，每排每帮4根，间距900mm；锚杆全部水平布置，距顶、底板分别为200mm、400mm，排距为1000mm。
金属网：采用网格为40×40mm经纬网，规格为3000mm×1050mm（长×宽）。
锚杆配件：采用高强锚杆螺母M24×3，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用拱型高强度150×150×10mm。
锚固方式：采用一支K2335和一支Z2360型树脂药卷锚固

第五章 矿压监测
第一节　观测内容
日常监测包括锚杆锚固力抽检、顶板离层仪观测和锚杆预紧力矩检测三部分内容。
1、锚杆锚固力抽检：
按不小于10%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆锚固力抽测，抽测时只做非破坏性拉拔，335#螺纹钢锚杆达100KN后停止拉拔。
2、顶板离层监测：
巷道的开口处、贯通处安设一个顶板离层指示仪。新打设的离层仪至少连续观测7天离层值，随后一周观察一次深、浅部的颜色，由当班验收员及跟班队干负责观察，其他人员也应随时注意观察，以便及早发现异常情况，及时处理确保安全。
3、锚杆预紧力矩抽检：
巷道掘进施工过程中，按不小于30%的比例和不大于两天的时间间隔用力矩扳手对锚杆预紧力进行抽检，335#螺纹钢锚杆230-450Nm为合格，玻璃钢锚杆60Nm为合格。
第二节　安装及观测方法
顶板离层测站：
采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外离层位移值，各交叉点布置一组，在巷道顶板中部钻一φ32mm的铅垂钻孔，深度7m，安装顶板离层指示仪直接读取锚固区内、外顶板离层值。观测频度：安装后连续观测一周，过后每周1次，离层仪编号管理，并及时填写初始读数。
离层仪安装注意事项：
1、离层指示仪安装位置距迎头不得超过5m，否则无法捕捉顶板离层的全过程；打设离层指示仪距窝头较近时，为避免放炮损坏离层仪，将其两个刻度坠轻轻推入口内保护好，待放炮不影响时将其恢复原状。
2、钢丝绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结。
3、推入锚固器时，安装杆不得回拉。
4、浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记，安装深度2.3m。
5、安装后，两个刻度坠均应自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。
第三节　数据处理
一、由生产科矿压组负责采集数据和分析处理。
二、在观测过程中，若发现离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围及时采取补打锚杆或锚索的措施进行加固，并及时对锚杆设计参数进行修改。
三、在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应由矿总工程师召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。
四、在地质条件发生变化时，缩短测站距离，加大观测频度。
五、每月对各监测巷道的监测数据进行分析总结，作出分析报告。监测数据异常时，要及时进行分析，并作出分析报告，提交相关领导与部门负责人，并及时修改锚杆支护设计参数。

第六章 掘进施工方式
第一节　工艺流程
（一）2502工作面瓦斯联络巷开口施工
1、开口前加固（打设单体锚索）
（1）施工前，由地测部门给出准确的开口施工位置及中线，其中1#横贯——9#横贯还需实测巷道标高，给出腰线施工。
（2）作业人员按设计要求在巷道开口范围顶板上距开口侧煤墙0.5m处顺巷打设一排4根单体锚索将开口范围的顶板加固，锚索为Φ18.9—7300m预应力钢绞线锚索。(锚索间距1m，打设时以中线两侧各两根控制)
（3）施工前，用废旧风筒、废旧皮带保护好巷道内的电缆、信号等设备。
2、打小眼放小炮开口
将开口范围巷帮的锚杆松开，按照开口角度打小眼放小炮掘进，最小抵抗线不小于0.5m，最大装药量不大于0.1Kg/孔。
3、临时管理顶板
作业人员使用长柄工具或撬棍找掉浮煤活炭，确无问题后，由施工人员上好顶网及钢带，（如有顶板宽度、高度不符合要求时，施工人员使用风镐或洋镐将其凿好）并将临时支护用2根2寸钢管穿插于锚杆专用活动吊环下并探出空顶区，用刹杆绞于网与钢管间，确保网接顶，以此方法将顶临时管理。
4、按正常掘进工艺打设锚网、出煤。打小眼放小炮掘进5m后，恢复正常掘进工艺。
（二）、锚网支护正常掘进
施工工序：打眼放炮－－敲帮问顶，架设临时支护，临时管理顶板，打设帮上部锚杆—出煤－－打设顶帮锚杆－－接溜。
1、打眼放炮
打眼前进行敲帮问顶，凿掉煤墙活炭，采用风动锚头湿式打眼，乳胶炸药及毫秒延期电雷管、电容起爆器全断面一次引爆，全断面一次成巷，最大控顶距不超过1.2m。（见附图7：2502工作面瓦斯联络巷锚网支护爆破图）
2、敲帮问顶，前移临时支护，临时管理顶板，打设帮上部锚杆。
放炮后进行敲帮问顶，凿掉帮顶浮煤活炭，确无问题后，由施工人员将待上网片与前一排网联接，（若宽度、高度不足时，用刹杆临时支护顶板并有专人监护，及时用风镐或洋镐将其凿好，再将临时支护顶板刹杆拆除），将钢带按设计排距固定在网上，之后移设临时支护将顶网挑起，临时支护必须移设至窝头煤墙。待顶板临时管理好后，作业人员站在煤堆上使用风动锚头将帮眼打至设计深度，用锚杆将树脂药卷送入底，用搅拌器将锚杆与风动锚头相连接进行搅拌，时间不小于30秒。
3、出煤
帮上部锚杆施工完毕后，信号联系开溜，未打设好机尾压柱以前，人员必须撤至机尾15m以外，打设煤溜机尾压柱时，要有专人负责与司机联系，防止误动；打好煤溜机尾压柱后（压柱打在网外面），进行正常开溜，采用溜拉大锨和人工用小锨装煤的方法将煤出完，煤出到距顶一定高度时将迎面煤墙打设玻璃钢锚杆配合刹杆进行临时支护，拉煤时，可以用两张大锨同时拉煤。
4、打设顶帮锚杆
打顶眼时按托梁上的眼位，采用MQT系列风动锚杆钻机配合六棱方接长钻杆将眼打至2300±50mm深后，用锚杆将一支K2335和一支Z2360树脂药卷依次送入眼底，杆尾带上托板及搅拌帽，用搅拌器将锚杆与钻机相连，开动钻机搅拌30秒以上，中途不得间断，并及时预紧。
帮锚杆打设：打顶锚杆的同时可打设帮锚杆。施工时将煤墙用洋镐刷至设计净宽后，将金属网贴紧煤墙并用16#铅丝双丝双扣孔孔相连好，按设计眼位，采用风动锚头将眼打至2300±50mm深，用锚杆将一支K2335和一支Z2360树脂药卷轻推送入孔底，用搅拌器将锚杆与风动锚头相连接进行搅拌，时间不少于30秒。
5、接溜
接溜时，拆紧链必须用导链或专用紧链装置，链拆开后，将机尾延到窝头，对好溜槽，上齐大链刮板，再用导链或专用紧链装置紧好链，打好机尾压柱后试运转。
说明：
1、在锚网段施工过程中，由于巷道高度较高，根据现场施工条件，可在放炮完毕以及顶板绞实之后，提前打设下一排顶部炮眼施工，但不得装药。
2、在破煤层走中线掘进过程中，为防止产生坠包，在没有打设锚索的架间补打1.2m短钢带。
3、放炮后，在顶、帮及正面煤墙临时管理好后，对施工范围锚杆进行及时预紧。
（三）、补强锚索或锚索槽钢梁
1、采用Φ18.9--7300mm高强度低松弛预应力钢绞线锚索。
2、采用一支K2335，两支Z2360型树脂药卷锚固。
3、预先标好眼位后，采用MQT130风动钻机配合利用B22接长钻杆和Φ32mm双翼钻头，按标定位置钻孔，孔深控制在7000±30mm内，钻孔中心线必须保证呈铅垂状态。
4、利用锚索将一支K2335和两支Z2360型树脂药卷轻轻送入眼底，开机搅拌20—30秒，并等待30—60秒后，退下钻机。
5、及时将强力托盘或槽钢梁上起，张拉锚索预紧力至200—250KN，预应力损失后不小于200KN，外露控制在200—350mm以内。
（四）、过特殊区段的施工工艺
10#横贯与2502风巷及9#横贯——1#横贯与2502瓦斯巷贯通施工
1、9#横贯——1#横贯与2502瓦斯巷贯通距贯通还剩20m时，地测部门给出贯通位置，并核实给出腰线。
2、当两巷贯通还剩5m时，每次放炮前必须检查工作面及被贯通巷道贯通点10m范围内的瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时方可放炮。
3、当两巷贯通还剩5m时，每次放炮必须在工作面及被贯通巷道两侧距放炮点75m外设好警戒，以免人员误入放炮区域。
4、当两巷相距5m时，必须坚持“边探边掘”的原则。
5、贯通前用废旧风筒、皮带保护好被贯通巷道内的电缆、信号线等设备。
6、两巷贯通后，及时用戴帽点柱或锚杆管理交岔点三角区顶板，煤帮用单体锚杆管理，然后将三角区内的煤出净。
7、两巷贯通后在被贯通范围顶部距贯通侧0.5m顺巷打设一排4根组锚索加固锚索为Φ18.9—7300m预应力钢绞线锚索。(锚索间距1m，打设时以中线两侧各两根控制)

第二节　施工设备
名称
开关
开关
开关
煤溜
130
钻机
风机
钻尖
钻杆
数量
1
2
2
2
4
2
100
10
单位
台
台
台
部
台
台
个
套
规格
BKD400A
QBZ
200A
QBZ 120A
30
KW
MQT
130
2×22KW
Φ32
六棱接长钻 杆
(见附图8：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工设备布置图）
第三节　作业方式
采用全断面一次起爆①爆破落煤方式：炸药使用煤矿许用乳胶炸药，雷管使用毫秒电雷管②装药结构采用正向装药结构；③起爆方式：使用发爆器进行全断面一次起爆。联线方式为串联。
第四节　循环进尺
锚网循环进尺为2m，循环日进尺为6m。
第五节　运煤方式
装煤采用溜拉大锹和人工用小锹装煤，将煤装入煤溜中拉出。
运煤路线：
1、10#横贯→煤溜→2502瓦斯巷皮带→25皮带巷皮带→西下山皮带巷皮带→二水平皮带巷皮带→西异皮带→1#煤仓或2#煤仓→主井皮带→地面。
2、9#横贯——1#横贯→2502风巷皮带→25皮带巷皮带→西下山皮带巷皮带→二水平皮带巷皮带→西异皮带→1#煤仓或2#煤仓→主井皮带→地面。

第七章 生产系统
第一节　一通三防系统
一、巷道通风（见附图9：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工通风系统图）
1、新鲜风流：25皮带巷→局扇→10#横贯
乏风流：工作面→2502瓦斯巷→25材料巷→西下山材料巷→23材料巷→新回风井。
2、新鲜风流：25皮带巷→局扇→9#横贯
乏风流：工作面→2502风巷→25材料巷→西下山材料巷→23材料巷→新回风井。
A. 采用压入式通风方式，局扇为2×22KW对旋式风机，风筒为阻燃胶质风筒，直径为800mm.风筒出口离窝头为5-10m，风筒要求逢环必挂，吊挂平直接口严密不漏风，拐弯用弯头，出现破口，及时粘补，风机实行挂牌管理，专人负责。每天必须由专职电工将风机自动切换装置进行一次切换试验。使用与风筒规格配套的风筒分叉，且吊挂平直保证风机在自动切换时通风畅通。
B.工作面局扇风机安设在25皮带巷，采用双风机双电源自动切换装置。
C.风量计算：
计算如下：
1.按瓦斯涌出量计算Ｑ掘＝Ｑ瓦×K/C＝0.45×2.0/1%＝90m3/min
式中Ｑ掘-----掘进工作面实际需要的风量，m3/min
q瓦---------掘进工作面瓦斯相对涌出量，根据南大巷炮掘施工平均绝对瓦斯涌出量取Ｑ瓦为0.45 m3/min。
Ｃ-------掘进工作面回风流中瓦斯的允许浓度，取1%。
Ｋ-------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数， 取2.0。
2、按工作面人数进行计算
Ｑ掘＝4Nm3/min＝4×24＝96m3/min
式中Ｑ掘-----掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Ｎ-------掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4-------每人供给的最小风量，m3/min。
3、按炸药用量计算：
Ｑ=25A=25×4.6=115m3/min
A-------采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg。
4、按风速验算：
1）按最小风速验算：
Ｑ掘≥18s＝18×14.52=261.4m3/min
2）按最高风速验算：
Ｑ掘≤240s＝240×11.88＝2851.2m3/min
式中：Ｑ掘—掘进工作面正头风量m3/min
Vmin——最低允许风速煤巷取18m/min
Vmax——最高允许风速煤巷取240m/min
S——掘进巷道净断面面积m2
根据以上计算掘进工作面最小需风量为261.4m3/min。
5、局部通风机供风量计算
Ｑ局=KＱ掘=1.2×261.4=313.7m3/min
式中：Ｑ掘—掘进工作面正头的需风量m3/min
K——掘进工作面风筒漏风系数取1.2
根据以上计算选用2×22KW对旋式局部通风机800mm的胶质风筒，实际吸风量为380-550 m3/min左右，可满足工作面供风要求。
二、综合防尘（见附图10：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工综合防尘系统图）
A、防尘系统：
工作面供水由25材料巷静压水管（4寸）接至工作面， 水管每隔50m接一三通阀门，供防尘洒水消防之用，水管吊挂平直，接口严密不漏水。
B、防尘措施：
1、根据通风质量标准化标准，确保距工作面5—10m处安装放炮自动喷雾装置，各转载点安装合格的喷头，位置固定并保证正常使用。
2、巷内布置净化风流水幕，距窝头不超过50m。掘进时，水幕喷雾正常，封闭巷道全断面。
3、各转载点必须保证喷雾正常有效使用，水流畅通。
4、生产过程中必须班班冲洗窝头50m范围内巷道， 窝头往外50--100m巷道每日冲洗一次，100m以外每周冲洗一次。
5、挡尘帘布置于净化风流水幕外0.5m处，距窝头不超过50m。掘进时，封闭巷道全断面。
6、装炮时必须装水泡泥、装水泡泥应符合标准。
三、防治瓦斯及排放瓦斯措施
1、工作面供电实行“三专两闭锁”。
2、施工时，必须及时延挂风筒。
3、局扇实行专人负责，挂牌管理，严禁无计划停风。
4、停风期间，严禁进入无风地点作业。因故停风时，当班工长，维护工必须立即切断电源停止作业撤出工作人员，及时查清原因进行处理。
5、队干、工长、机电维护工下井时，必须携带合格的瓦斯报警仪。
6、局扇恢复送风前，必须检查瓦斯情况，当局扇开关及附近10m范围内瓦斯浓度不超过0.5%， 局扇供风区域内瓦斯浓度不超过1%， CO2浓度不超过1.5%时方可人工恢复送风，否则当瓦斯浓度超限，必须采取措施进行瓦斯排放。
7、瓦斯排放要实行分级管理：（1）临时停风时间不超过30min，瓦斯浓度不超过2%，由通风部门负责人在矿调度室组织指挥，指定人员组织现场人员排放。（2）临时停风时间在30min至8小时以内，或未超过30 min，但瓦斯浓度达到2%——3%时，由主管通风的副矿长（矿技术负责人）在矿调度室组织指挥，由矿通风部门领导现场组织人员进行排放。（3）临时停风时间超过8小时或瓦斯浓度大于3%时，由矿长在调度室组织指挥，主管通风的副矿长（矿技术负责人）现场组织排放瓦斯工作。
8、排放瓦斯前，凡是排放瓦斯流经的巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面，硐室等地点必须撤出全部人员，切断电源，并设专人进行警戒。
9、排放瓦斯时采用风筒错位的方法控制风量， 严禁“一风吹”和高瓦斯浓度直接排放。采用分段排放瓦斯时，只有在排放段内的瓦斯浓度降到1%以下， CO2浓度降到1.5%以下，方可进行下一段排放瓦斯工作。
10、排放瓦斯风流与全风压风流混合后的瓦斯浓度不得超过1.5%。
11、当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到1%， CO2浓度降到1.5%以下， 经全面安全检查情况正常，无局部瓦斯积聚并且稳定30min后方可结束排放瓦斯工作。
四、防火防爆
1、在配电点（开关超过3台以上）处必须配备2个合格的灭火器， 一个消防沙箱， 并装有不少于0.2m3的消防沙，沙袋不少于10个，消防锹一张。
2、井下所用胶带风筒必须具有阻燃性质。
3、各类油脂严禁井下存放，各减速箱漏油必须及时处理，地下油迹必须及时清理干净。
4、其它严格执行《煤矿安全规程》 第244条规定：视火灾性质灾区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，并迅速报告矿调度室，矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和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。矿值班调度和现场的队、班组长应按照灾害预防和处理计划的规定，将所用可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。
第二节　辅助运输系统
一、运料：
地面 → 一部卡轨车（卡轨车）→ 二水平材料巷 (单轨吊)→ 西下山材料巷(单轨吊)→25北绕道(单轨吊)→25材料巷(单轨吊)→1#横贯(人工)→25皮带巷(人工) →工作面（人工） (见附图11：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工运输系统图)
第三节　供电系统
（见附图12：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工供电系统示意图）
一、负荷统计
1、出煤系统(90KW)
2502瓦排巷在掘进过程中使用3部30D煤溜。
2、通风系统：(44KW)
采用压入式通风方式，局扇为2×22KW(660V)对旋式风机。
3、电气设备及负荷统计表
名 称
配用电机
型 号
电 压V
功率(kw)
备注
局 扇

380/660
44

煤 溜
SGB-630/30

380/660
30×3

总 计

134

二、负荷分配：
根据现场地理位置情况，负荷分配方案如下。
1、由25皮带机头660移变引出一趟660V电源，为工作面煤溜供电。
2、由23下部变电所23X32#开关引出一趟660V电源，为通风机主风机供电；由23下部变电所23X26#开关引出一趟660V电源，为通风机副风机供电。
三、电缆、开关选型以及整定计算
1、电缆选型：电缆选型三个要求，载流量必须大于实际通过电流量；最末端电压降能够满足最大负荷设备启动，开关短路电流整定灵敏度校验必须大于1.2。
工作面所有设备电源均为660v，电缆选择：
（一）、风机电缆选择：
主风机：23下部变电所23X32#开关（660V）——2502瓦排巷主风机，距离为650m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷主风机44KW，经验电流值为：44 KW×1.12×0.9=43.35A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度600m*1.37（35mm2截面换算系数）=890m,电缆末端两相短路电流值为812A,最大负荷开关短路电流整定为
44 KW×1.12×8=394.24A,灵敏度Ki=812A÷394.24A=2.06。
所以选择35mm2橡套低压电缆,长度650m。电缆载流量为123A>43.35A。
电压降校验：压降值△U=1.732×IR=1.732×（44 KW×1.12）×（0.616×0.65km ）=19.73V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×35mm2截面电缆能够满足需要。
副风机：23下部变电所23X26#开关（660V）——2502瓦排巷副风机，距离为650m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷副风机44KW，经验电流值为：44KW×1.12×0.9=43.35A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度650m*1.37（35mm2截面换算系数）=890m,电缆末端两相短路电流值为812A,最大负荷开关短路电流整定为
44 KW×1.12×8=394.24A,灵敏度Ki=812A÷394.24A=2.06。
所以选择35mm2橡套低压电缆,长度650m。电缆载流量为123A>43.35A
电压降校验：压降值△U=1.732×IR=1.732×（44 KW×1.12）×（0.616×0.65km）=19.73V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×35mm2截面电缆能够满足需要。
(二)、动力电源选择：
（1）、25皮带机头660移变----中断开关，距离为300m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷为: 煤溜30KW（三部），经验电流值为：30 KW×3×1.12×0.9=90.72A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度300m*1.0（50mm2截面换算系数）=300m,电缆末端两相短路电流值为2229A,最大负荷开关短路电流整定为
90×1.12×8=806.4A,灵敏度Ki=2229A÷806.4A=2.76。
所以选择50mm2橡套低压电缆,长度300m。电缆载流量为150A>90.72A。
电压降校验：压降值△U=1.732×IR=1.732×（90KW×1.12）×（0.448×0.3km）=23.46V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×50mm2截面电缆能够满足需要。
（2）中断---一部煤溜，距离为20m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷为: 煤溜30KW（三部），经验电流值为：30 KW×3×1.12×0.9=90.72A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度300+20m*1.37（35mm2截面换算系数）=327.4m,电缆末端两相短路电流值为2108A,最大负荷开关短路电流整定为
90×1.12×8=806.4A,灵敏度Ki=2108A÷806.4A=2.61。
所以选择35mm2橡套低压电缆,长度20m。电缆载流量为122A>90.72A。
电压降校验：压降值△U=23.46 V +1.732×IR=23.46 V +1.732×（90KW×1.12）×（0.616×0.02km）=25.61V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×35mm2截面电缆能够满足需要。
（3）、一部煤溜——二部煤溜，距离为20m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷为:煤溜30KW（两部），经验电流值为：30 KW×2×1.12×0.9=60.48A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度327.4+20m*1.37（35mm2截面换算系数）=354.8m,电缆末端两相短路电流值为1902A,最大负荷开关短路电流整定为
60×1.12×8=537.6,灵敏度Ki=1902A÷537.6A=3.54。
所以选择35mm2橡套低压电缆,长度20m。电缆载流量为122A>60.48A。
电压降校验：压降值△U=25.61 V +1.732×IR=25.61 V +1.732×（60KW×1.12）×（0.616×0.02km）=27.04V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×35mm2截面电缆能够满足需要。
（4）、二部煤溜——三部煤溜，距离为30m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷为:煤溜30KW（一部），经验电流值为：30 KW×1.12×0.9=30.24A
查资料得，KBSGZY-630/6移变，额定电压690V，二次侧电缆换算长度354.8+30m*1.37（35mm2截面换算系数）=395.9m,电缆末端两相短路电流值为1732A,最大负荷开关短路电流整定为
30 KW×1.12×8=268.8A,灵敏度Ki=1732A÷268.8A=6.44。
所以选择35mm2橡套低压电缆,长度30m。电缆载流量为122A>44.35A。
电压降校验：压降值△U=27.04+1.732×IR=27.04+1.732×（30 KW×1.12）×（0.616×0.03km）=28.12V。允许电压降为690×10%=69V。
故选用：MYP-3×35mm2截面电缆能够满足需要。
综上：中断可采用50mm2橡套低压电缆；主风机、副风机、煤溜均可采用35mm2橡套低压电缆。

2、开关整定值计算详见附表：
编号
名称
负荷
（KW）
选用开关
保护
装置
I>
(A)
I>>
(A)
Id(2) (A)
Ki
1
主风机
44
QBZ-200/660(380)
JDB
36
8倍
288
2.06
2
副风机
44
QBZ-200/660(380)
JDB
36
8倍
288
2.06
3
煤溜
30
QBZ-120
JDB
36
8倍
288
2.61
4
中断
135
BKD16-400

114
8倍
582
2.76
5
信号
综保
5
ZBX-4

6
8倍
48
71.9

四、电气设备及材料
名　称
规　格
数　量
名　称
规　格
数　量
电缆
35mm2
1400m
馈电开关
BKD16－400
1台
电缆
50mm2
300m
接地极

8个
电缆钩
5钩
150个
开关
QBZ－200
2台
三通
660V
4个
开关
QBZ－120
3台
信号

4套
开关
QBZ－80
1台
双按

3个
综保
ZBZ－4.0Z
3台
接地线

20m

第四节　压风系统
工作面压风由25材料巷压风管路供风，风管采用4寸管接至工作面。压风管路每隔50m设一三通。
第五节　供、排水系统
1、供水系统：工作面使用静压水管，由25材料巷用4寸管接至工作面。
2、排水系统：工作面积水可通过自流方式排至2502风巷正头，由潜水泵排至22排水进风巷水沟内。
第六节　监测监控系统
(见附图13：2502工作面瓦斯联络巷炮掘施工监测监控设备布置图)
工作面必须安装瓦斯监测断电装置，随掘随移。窝头瓦斯传感器T1 距帮不小于200mm、 顶不大于300mm不超过窝头5m处。 回风传感器T2距帮不小于200mm、顶不大于300mm不超过回风口10-15m。
T1：报警浓度≥0.8%CH4；断电浓度≥1.2%CH4；复电浓度＜0.8%CH4；断电范围：开拓巷道内全部非本质安全型电气设备。
T2：报警浓度≥0.8%CH4；断电浓度≥0.8%CH4；复电浓度＜0.8%CH4；断电范围：开拓巷道内全部非本质安全型电气设备。
名称
型号
单位
数量
备注
瓦斯传感器
KJG28A
台
2

分站
KJF86N
个
1

综保
ZXZ-4.0
台
1
分站电源供电
分站电源
KDW55B

1
供电电源
传感器电缆
MHYVP1×4×7/0.52
m
200

断电仪
KP1001
个
1

风筒风量传感器

个
1

监测监控系统设备明细表：(见附图14：2502工作面瓦斯联络巷断电控制图)
第七节 通讯系统
在工作面工具箱处安装一部生产电话，工作面内部联系采用声光对打双显示信号联系。(见附图15：2502工作面瓦斯联络巷通讯系统布置图)