井底车场施工方案.docx

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井底车场施工方案

山西晋煤集团泽州天安岳圣山煤业

井底车场施工方案

第一节建井测量

一、近井点及测量资料

岳圣山煤业井底车场工程施工，测量控制点及有关测量资料均由甲方提供，可利用井下陀螺定向测量成果数据导至井底车场开口巷道。

二、巷道开口位置标定

根据施工图纸设计平面坐标和高程，利用井下陀螺定向测量控制点导出井底车场开口位置，求出标定要素，进行现场标定巷道中腰线。

第二节施工方案

一、作业方式

两掘一喷，喷浆、支护、出矸交叉平行作业，一次成巷。

二、施工组织

“三八”制作业，两班生产，一班备料喷浆，组织综合工种相结合的施工方式进行施工。

三、掘进方式：

采用炮掘施工，全断面一次打眼装药爆破。

四、循环方式及循环进度

循环方式：

双排循环作业方式。

（1）当顶板完整,煤体完好，采取双排循环作业方式：

一次施工两排。

（2）若地质条件发生变化,如顶板破碎、片帮严重、底鼓、淋水严重等，采取单排多循环作业方式，一次施工一排，每个生产班每条巷道根据条件变化程度施工不同循环，循环进度1.0m或0.8m。

5．采用的先进施工技术：

深孔光面爆破施工技术、现代机械化出矸方式。

第三节技术要求

一、临时支护

采用吊挂前探梁做为临时支护，前探梁采用两根3寸钢管制作，长度不小于3.5m，安装间距不大于1.6m，用锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形或圆形，倒梯形式吊环宽面朝上，圆形吊环采用4寸～6寸钢管制作。

为了防止前探梁滚动，每根前探梁不少于2个吊环。

吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2个，锚杆锚固力不小于70KN/根，前探梁最大控顶距离1.8m，前探梁上方用2块规格为：

长×宽×厚=1800×200×150mm小板梁和小杆接顶，前探梁后端用木楔背紧。

二、临时支护及要求

（1）、每次掘进作业完毕，由操作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。

确保工作面顶帮无活矸后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网。

顶网联好后，在紧靠迎头两排锚杆上好吊卡，施工人员及时顶起网，前移前探梁。

前探梁上及时用木板梁维护顶板，板梁与前探梁用木楔背紧。

穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。

顶板维护好后，撤出迎头所有人员，由外向里打顶锚杆。

（2）、上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥、2人顶起钢筋网、2人穿前探梁。

（3）、前探梁移到迎头后，在最后一个吊卡的上面用木模与钢管背紧。

（4）、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强支护后方可继续施工。

（5）、打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打起所有顶锚杆后，再打帮锚杆。

（6）、当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，可用木桩打点柱进行临时支护。

3．控顶距要求：

锚杆最大控顶距双排不大于2.8米，单排不大于1.8米；最小控顶距：

顶板正常的条件下，最小控顶距不超过0.8m；双排掘进时有效锚索距工作面最大距离不超过4.8米，单排不超过3.4米；进行巷道临时支护后，及时打注锚杆、锚索，对巷道顶板进行有效支护和控制。

4．验收制度：

每次临时支护后，都必须经班长和验收员检查合格后方可进入下一道工序。

三、永久支护

1．永久支护采用锚网索喷联合支护。

2．锚杆、锚索施工工艺流程：

（1）顶锚杆施工工艺：

安全检查→敲帮问顶→定钻孔位置→先用1000mm/1200mm/1500mm中空六方钻杆湿式打眼，再换用2500mm钻杆施工到位→依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂→钻孔内放入锚杆，并用锚杆头部把锚固剂推入孔底→用锚杆搅拌器连接顶钻机与锚杆→搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌，取下钻机→施工下一根锚杆→待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。

（2）帮锚杆施工工艺：

安全检查→敲帮问顶→定钻孔位置（正常情况下先施工帮部第二根锚杆，如帮部煤体酥软时从上往下依施工）→用2200mm中空麻花钻杆施工到位→依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂→钻孔内放入锚杆，并用锚杆头部把锚固剂推入孔底→用锚杆搅拌器连接帮钻机与锚杆→搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌，取下钻机→施工下一根锚杆→铺网、在锚杆头部依次套上托盘、铁饼、球垫、螺丝（也可在锚固锚杆时直接将网压好）→联网→待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。

（3）顶锚索施工工艺：

安全检查→定锚索孔位置→先用1500mm中空六方钻杆湿式钻眼，再续接1500mm中空六方钻杆施工到位→依次在钻孔内放入一支MSK2335和两支MSZ2360锚固剂→钻孔内放入锚索，并用锚索头部把锚固剂推入孔底→用锚索搅拌器连接顶钻机与锚索→搅拌锚固剂至锚索锚固后停止搅拌，取下钻机→施工下一根锚索→待锚索锚固稳定后用锚索涨拉仪将锚索预紧到设计要求。

四、技术参数

1．施工前应将所用支护材料及工具准备齐全。

2．临时支护架设好后，由班长组织人员进行敲帮问顶，然后再开始永久支护。

永久支护由班长统一指挥，若干名支护工协作进行。

3．各工种必须严格执行本工种《操作规程》及《岗位作业标准》、《煤矿安全规程》。

4．施工过程中，发现顶、帮及迎头隐患及时将作业人员全部撤出，处理隐患后再行作业，防止出现意外事故伤人。

5．上尺上线标定锚杆眼位置。

6．锚杆眼方向与层面夹角严格按设计角度布置。

7．顶帮锚杆、锚索应紧跟掘进迎头及时支护；考虑施工过程中工作面留煤较多，受煤矸影响，帮下部锚杆可以滞后永久支护3排施工，起锚高度超过规定需要补打的锚杆滞后工作面15排施工，巷道施工过程中存在顶帮不能对齐的情况，可根据现场实际情况空帮不足帮锚杆设计排距时可下一排施工。

8．在煤体松软可锚时，采用打超前锚杆（玻璃钢锚杆或高强锚杆）进行超前维护。

9．安装锚固剂时，顶、帮锚杆各安装两支，先放入一支MSK2335锚固剂，再放入一支MSZ2360锚固剂；锚索安装三支，先放入一支MSK2335锚固剂，再放入两支MSZ2360锚固剂。

10．顶锚杆的技术要求：

钻孔眼深2150mm，允许偏差0-+50mm；锚杆锚固力不小于100KN，预紧力不小于150N·m，锚杆螺母外露不大于10-40mm；锚杆排间距允许偏差±100mm；顶锚杆与顶板角度为90°,允许偏差±5°。

11．帮锚杆的技术要求：

钻孔眼深2150mm，允许偏差0-+50mm；锚杆锚固力不小于100KN，预紧力不小于150N·m，锚杆螺母外露10-40mm。

帮锚杆排间距允许偏差±100mm；帮锚杆与岩壁度为90°,允许偏差±5°。

帮顶锚杆角度上调15°，帮底锚杆下栽15°。

12．锚索的技术要求：

顶锚索眼深为7000mm，允许偏差0-+50mm；锚索预紧力不小于150KN；锚索外露150-250mm。

锚索排间距允许偏差±150mm；顶锚索与顶板角度为90°，允许偏差±5°。

13．锚杆施工机具：

顶锚杆钻眼机具为MQT-120/130型风动锚杆钻机（接风水）；帮锚杆钻眼机具为35/50型风动锚杆钻机（接风水）；顶钻头采用φ30mm合金钢钻头；帮钻头采用φ32mm中空煤钻头；顶钻杆采用中空六方钻杆湿式钻眼，帮钻杆采用中空麻花钻杆湿式钻眼，顶钻杆长度为1000mm、1200mm、1500mm；帮钻杆长度为1000mm、2400mm；BK-42型气扳机、MC-500扭矩扳手；LDZ-200锚杆拉力计。

14．锚索施工机具：

顶锚索钻眼机具为MQT-120/130型风动钻机（接风水），顶钻头采用φ30mm合金钢钻头，顶钻杆为B19接长钻杆，钻杆长度为1500mm，Φ22mm锚索张拉设备，帮钻杆为1000mm、2400mm、4100mm麻花钻杆，Φ22mm锚索涨拉设备。

15．网与网之间搭接不小于100mm，联网间距不大于200mm，采用双股16#条丝联接牢固，网片铺设要求拉直拉紧。

16．掘进时造成巷道超高或超宽补打锚杆、锚索规定：

当巷道超宽顶1、顶5锚杆距帮超过600mm时，采取补打单体锚杆的方法加强支护；当巷道超高帮最上一根锚杆距顶超过700mm时，采取补打单体锚杆的方法加强支护，帮最下一根锚杆距底超过700mm时，采取补打单体锚杆的方法加强支护。

当巷道超宽中线至任何一帮超过设计宽度1000mm时，顶部采取补打单体锚索的方式加强支护，补打锚索与原设计锚索间距不超过2000mm。

17．特殊地质条件下的处理：

（1）如遇顶板不完整，可采用缩小锚杆排距（0.6-0.8m）施工单体锚杆配钢筋网片护顶。

（2）如遇片帮严重，超挖大于500mm时，在片帮位置进行锚网支护后做假帮以满足巷道验收要求。

（3）遇特殊地质条件（如断层、破碎带、陷落柱等），应及时向技术部门反映，及时制定措施，确保巷道施工安全。

18．巷道拐弯施工横川时，磨角时顶部分超宽部分按1000mm间排距施工单体锚杆进行支护，同时按2.0m的间排距补强锚索支护。

19．巷道停掘时技术措施：

（1）巷道停掘时间达到一个小班时，巷道永久支护必须紧跟工作面迎头，且控顶距不超过800mm。

（2）巷道停掘前锚索必须施工到位、安装合格达到设计要求。

（3）如出现煤岩松软、破碎时，必须及时施工临时锚杆进行护顶、护帮，严禁留伞檐。

（4）巷道停掘时间达到或超过24小时，按各头面相应的停产安全技术措施执行。

20．巷道掘进过程中，遇地质构造时锚杆支护技术措施：

（1）当巷道掘进过程中，遇地质条件发生变化，如煤层变软、变酥、顶板淋水增大，瓦斯涌出增大，煤层节理、裂隙发育等情况时，必须加密锚索布置，锚杆按缩小排距进行支护。

（2）巷道掘进过程中，遇断层、陷落柱等地质构造时，及时进行可锚性试验，如不可锚时另行制定专项安全技术措施，并对地质构造区段前后10米范围内的巷道顶板进行补强，补强方式为缩小排距并补强锚索，锚杆排距缩小为800mm，锚索跟进工作面，施工工序为单排掘进，当帮部遇矸硬帮钻不能施工时，采用YT—28型风钻打眼帮；钻头为φ30mm“一字”钻头；锚固方式采用树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支为K2335，一支为Z2360，确保能满足实际需要。

21．发现不合格锚索时，应在其附近400mm范围内补打合格锚索。

发现不合格锚杆时，应在其附近300mm范围内补打合格锚杆,如不合格锚索/锚杆400mm/300mm范围内顶板冒落或帮部片帮不能补打时,可在离原不合格锚索/锚杆就近范围内补打合格。

22．锚杆托盘必须紧贴岩面，局部顶帮破碎、煤体松软造成锚杆超长托盘不能紧贴壁面时，可在原支护的情况下垫一个原锚杆托盘或开口铁饼，或者说1-2个柱帽。

23．巷道在掘进过程中如遇顶板严重破碎，现场留不住顶煤，应及时向相关科室汇报，并经生产技术科同意后，需要沿煤层顶板掘进时，在爬顶或卧底前后10米区段范围内，巷道顶板采取补强措施，补强方式为缩小排距并增打锚索，锚杆排距缩小为900mm，确保能安全顺利通过该区段。

24．对当日施工的所有锚杆、锚索进行保护，保证于次日中午班前保护完毕。

保护标准及保护范围：

（1）对锚杆保护：

采用不小于12#条丝从锚杆螺纹孔内穿过并捆绑在网上（铁丝扭结不少于2圈，扭结头不超过30mm,并打向内弯）。

如无法从锚杆螺纹孔中穿过可在锚杆头处缠绕1圈以上并捆绑在网上，严禁在螺母上缠绕；如锚杆本身无外露，需两根条丝打结，用结点固定锚杆头，并将四角捆绑在网上。

（2）对锚索的保护：

采用锚索套进行保护，如锚索头已分叉，无法套上锚索套时，可采用不小于12#条丝先穿过锚索分叉处，并在锚索上缠绕2圈以上并捆绑在金属网上（铁丝扭结不少于2圈），严禁在索具上缠绕。

（3）锚杆、锚索防护安装标准：

①要顺巷道方向进行安装；②锚索套在拉紧后锚索伸入套内不小于50mm，钢丝绳要留有一定的松驰度；③条丝防护要保证条丝不能轻易脱落；④行人侧帮锚索套穿绳端要打磨圆滑，不留尖角并刷红漆，红漆长度大于50mm。

（4）已喷浆地点对锚杆、锚索可不进行保护。

25.如迎头遇到顶板破碎或者地质断层区域，可挂迎头网防止迎头工作面片帮。

26.补充内容：

（1）在掘进至软煤、酥煤区，支护锚杆多次预紧仍达不到设计支护强度时采取补打帮锚索加强支护。

（2）在顶板或帮部出现塌陷，支护锚杆达不到设计支护强度时，采取在塌陷范围内补打帮锚索加强支护。

（3）补打锚索保证外露长度不大于0.8米，经现场安检员检验合格（预紧力、锚固力）后，剪断至标准长度（不大于0.3米）。

27.为进一步提高掘进效率，人员在施工临时支护锚杆时，施工人员可以在永久支护下施工超高锚杆、清煤等工作。

28.验收员要严格按工程质量标准进行验收，严把工程质量关，发现问题，必须及时进行处理后，方可进入下一道工序。

第四节生产系统

一、通风系统

1.风量计算

根据晋煤集通字[2007]116号文件要求，按照晋煤集团矿井风量计算方法计算。

（1）按瓦斯涌出量进行计算

根据《井底车场巷道掘进地质说明书》，井底车场0～360m左右原始含量为0.6ｍ3/t，掘进工作面的瓦斯最大涌出量为0.57m³/min～0.77m³/min，CO2的绝对涌出量预计为0.28m³/min～0.31m³/min。

按瓦斯绝对涌出量计算工作面所需风量

Q掘=125×qCH4×K掘=125×0.77×1.5=144.4m3/min

Q掘=67×qCO2×K掘通=67×0.31×1.5=31.155m3/min

式中：

Q掘-掘进工作面配风量，m3/min

qCH4-参照临近工作面的平均值及掘进地质说明书提供的瓦斯涌出量为0.77m3/min（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）

K掘-掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均匀系数，取1.5。

按以上计算掘进过程中需要风量为115m3/min。

（2）按人数计算实际需风量

Q掘=4×N=4×30=120m3/min

式中：

Q掘-掘进工作面风量，m3/min

N-掘进工作面同时工作的最多人数，取生产班和检修班交接班时的最多人数30人（包括安检员、瓦检员、跟班干部）

经计算，工作面所需配风量应不小于120m3/min。

（3）局部通风机型号及台数

压风机：

FBDNO.6.0-2×22型对流式双电机风机2台（1台使用，1台备用），向井底车场工作面供风。

电机功率2×22kW

最大吸风量550m3/min

（4）计算掘进工作面风量

Q掘≈n.Q吸=1×550=550m3/min

式中:

Q掘—掘进工作面配风量，m3/min

n—局部通风机台数（n=1）

Q吸—局部通风机吸风量，m3/min

（5）安装局部通风机巷道需风量

Q巷≥60SV+n.Q吸=60×12×0.25+1×550=730m3/min

式中:

Q巷—安设局部通风机巷道需风量，m3/min

S-安设局部通风机所在巷道的净断面面积，m2。

（风机安设在副立井井底车场或地面）

V-安设局部通风机巷道的最低风速要求，煤巷取0.25m/s。

n-局部通风机台数，n=1。

Q吸—局部通风机吸风量，m3/min。

通过以上计算，井底车场在掘进过程中，安设局扇巷道配风量应不小于730m3/min。

（6）按《规程》规定进行风速验算

15×S净≤Q掘<240×S净

即15×S净＝180m3/min；240×S净＝2880m3/min

180m3/min≤Q掘<2880m3/min

式中:

Q掘-工作面所需配风量，m3/min

S净-工作面有效净断面积，m2

通过验算井底车场掘进过程中配风量满足《煤矿安全规程》规定的风速要求。

2.通风方式

采用压入式通风。

3.局扇安设及使用

（1）安设位置：

压风机及其开关安装在副立井井底西侧马头门进风流巷道内。

巷道掘进过程中倒移局部通风机时必须保证局部通风及安设在进风风流中且距回风口不小于10米处。

参见《通风系统图》。

如果调整高压供电系统或供电系统变动时，执行相关高压电补充规定或另行制定措施。

（2）风筒规格

压风筒：

φ600mm×10m胶质软风筒，φ600mm×5m硬风筒

（3）风筒吊挂及风筒出（吸）风口距工作距离：

①悬挂位置：

压风筒悬挂在巷道一帮，距顶板高度不大于300mm，且距巷帮的距离不大于100mm处。

②连接方式：

采用双反压边法，环环吊挂，成一直线。

③风筒出（吸）风口距工作面距离

风筒出风口在爆破前距工作面距离不大于10m

5

=17.32m

S净—掘进巷道最小断面积，净断面积为12m2

根据以上计算，结合以往经验取值，压风筒出风口距工作面距离不大于15m。

4.通风系统及风流方向

（1）进风风流

副立井→副立井马头门→局部通风机→风筒→工作面

（2）回风风流

工作面→15#煤皮带巷→15#煤总回风巷→回风立井→地面

5．因检修停电等原因停压风机时必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，必须检查瓦斯。

只有当工作面瓦斯浓度小于1%且压风机及其开关附近10m范围内，风流中瓦斯浓度小于0.5%时，方可人工开动局部通风机。

如果工作面瓦斯浓度超过1%，按有关排放瓦斯措施进行排放。

6．施工横川时，压风筒必须拐入横川口。

7．施工横川过程中，瓦斯探头必须紧跟掘进迎头，距迎头不大于3m，割完煤后及时移到距迎头不大于3m的区域。

二、压风系统

1．供风方式：

来自副立井空压机房总供风管。

2．供风风压：

>0.5MPa、≤0.9MPa。

3．需用风压：

0.5MPa。

4．管路敷设：

供风管路（规格：

DN100管）敷设在副立井井筒内，距井壁不大于0.1m，悬挂点间距6m，每12米用管卡固定在井壁预先锚固的锚杆上，并成一直线。

每50米出一三通或扁通，安装截止阀，并标准化达标。

5．供风线路：

副立井地面空压机房→副立井地面供风管路→副立井井筒→副立井马头门→井底车场→工作面

三、供电系统

1．由15#煤井下变电所供电，经移变供给本队各用电设备。

2．电缆敷设

电缆敷设在15#煤皮带巷西帮、副立井井底运输巷南帮，距底板高度不小于1.8m，悬挂点间距0.8—1.6m，并成一直线。

3．供电电压：

127V/660V

四、排水系统

1．排水方式及设施

采用集中排水，井底车场巷道内设置排水沟，巷道淋水及施工用水沿巷道水平自流至副立井井底水窝，在副立井井底水窝安装一台排水泵将水集中排至15#煤井底水仓，通过15#煤水泵房主水泵排至地面。

2．排水管路敷设

排水管路（规格：

DN100）敷设在副立井井底运输巷北帮，距底板不小于1.0m,悬挂点间距6m，每6米用管路“F型”支架固定在帮上，并成一直线，标准化达标。

（开关、电缆配套使用）。

3．排水路线:

工作面→巷道排水沟→副立井井底水窝→副立井井底运输巷→15#煤皮带巷→15#煤水仓→15#主排水泵房→管子道→主立井→地面

五、运输系统

1.运料

（1）运输设备及轨道：

一吨或一吨半矿车、轨道（30Kg/m）和JD-11.4kW、JD-25kW小绞车和无极绳绞车，木轨枕：

1200mm×150mm×150mm；轨距：

600mm,枕距≯700mm。

（2）运料系统：

主立井→主井底运输绕道→15#煤皮带巷→副立井井底运输巷→工作面料场（工作面料场到工作面采用人工运料）

2.运煤

（1）运煤设备：

P-120B型装岩机一部、一吨半翻斗矿车六辆。

（2）运煤系统：

井底车场：

装岩机→矿车→轨道运输→副立井临时定量煤库→吊桶→地面翻矸台→汽车排矸

3.运输作业方式：

运煤：

装、运煤连续作业。

运料：

人工装卸、轨道运输、绞车牵引调车。

六、防尘系统

1.供水

（1）供水方式:

静压式供水

（2）需用水压：

1.5Mpa

（3）供水压力：

>1.5Mpa

（4）管路敷设：

供水管路（规格DN100管）敷设在副立井地面静压水池引至副立井井筒内静压水供水管路，距副立井井壁不大于0.1m,悬挂点间距6米，每6米用管卡固定在提前锚固在井壁的锚杆上，并成一直线，每50米出一个三通。

（5）供水线路:

副立井供水管路→副立井井筒→副立井马头门→井底车场→工作面

2.隔爆水袋安装和使用

（1）安装位置：

巷道掘进过程中安装2组隔爆水袋棚，第一组安设在井底车场开口50m位置；第二组水袋棚安设在井底车场距工作面50m-150m的范围内。

如果工作面延伸距离较短，可只设置一组隔爆水棚。

（2）安装数量：

每一棚区用水量按巷道断面（净断面积为：

12m2）每平方米不少于200升计算，本棚区用水量不少于2400升，所需水袋数量不少于60个（每个水袋约40升）。

通过计算每组水袋棚应安装吊挂架（3000×30mm）30个，隔爆水袋60个，共需水量2400升。

（3）安装要求：

①棚区长度不小于20m；

②棚区前后10米的巷道断面与棚区巷道断面大小一致；

③水袋棚应设置在直线巷道内与转弯处距离须保持50-75m；

④水袋棚排间距为1.2-3.0m，水袋棚水袋边与巷壁、支柱、顶板之间的垂直距离不小于0.1m，水袋距顶板距离不大于1m，同排水袋间隙不小于0.1m，不大于1m。

（4）水袋安装支撑方式：

在巷道顶板锚杆上固定好水袋吊挂架，将水袋吊环自由吊挂在水袋架支撑挂钩上，不得用铁丝把吊环捆死。

（5）日常使用中，要加强对水袋棚管理和维护，保证水袋棚的正常完好。

（6）要定期对隔爆水袋进行检查，及时补充蒸发的水量。

（7）避免用锐器划水袋，当发现水袋有孔洞，破裂时，及时用干净布擦去浮尘和水，涂上pvc胶水，贴和一片pvc薄膜或水袋材料，防止水袋漏水。

3.防尘管路及各转载点喷雾：

（1）在巷道掘进过程中铺设防尘管路，防尘三通间距不得超过50m，所有转载点安设转载喷雾，操作阀门必须安设在方便人员操作的地点，手轮、手把必须齐全可靠、便于开启，转载点供水压力不得小于0.7MPa，转载点喷雾必须固定正确位置，雾化良好，罩住落煤点，并在生产过程中正常使用。

（2）皮带机头安设自动喷雾，溜子机头安设手动喷雾。

（3）装煤矸时应开启除尘风机及喷雾装置，装煤矸结束后，停止运行。

（5）在距离工作面迎头不超过30m内安设净化水幕，净化水幕的供水压力不得低于0.7MPa，打眼、喷浆过程中要正常使用净化水幕。

七、压风自救系统

1．压风自救系统安设在工作面压缩空气管路上。

2．井底车场安设2组压风自救系统，其他回风流有人作业地点安设2组压风自救系统。

每组压风自救系统的三通控制阀门要不少于15个供风口。

3．工作面压风自救系统安装在距工作面25～40m处。

4．压风自救系统由施工队负责安装、日常维护和管理，安设高度在1.6m左右。

安装压风自救系统的场所前后2m范围内严禁放置工具箱、材料和设备，确保人员到达压风自救场所路线畅通，保障人员能有效地使用。

5．每班开工前跟班干部必须对压风自救系统进行完好检查，发现问题及时安排人员进行处理，并填写“压风自救系统管理牌板”，否则不得进行掘进。

八、监测监控系统

1．安全监测仪的种类、数量：

井底车场掘进初期共安装两台干线扩展器、一台区域控制器、二台瓦斯传感器、二台开停传感器、一台馈电传感器、一台断电仪。

2．安装位置

瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300mm，且距巷帮不小于200mm处。

WS1设在井底车场距工作面迎头小于3m，压风筒出口的另一侧；WS2设在井底车场开口处10-15m位置；

KT1、KT2安装在井底车场主风机开关负荷侧；

KD安装在巷道回风监测闭锁开关负荷侧；WB放在巷道回风监测闭锁开关附近；

3．瓦斯传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围。

报警浓度：

WS1≥0.8%CH4WS2≥0.8