煤矿掘进区轨道大巷掘进作业生产系统技术措施

煤矿掘进区轨道大巷掘进作业生产系统技术措施第一节“一通三防”一、工作面通风：（一）选择通风方式、通风设备、设施：1、通风方式：（1）方式：压入式通风。（2）设备：局扇（双风机，且同等能力）,阻燃、抗静电、Φ600mm拉链胶质风筒。（3）设施：无永久风门。2、通风机供电安全保护：局扇采用双电源、双风机、自动切换；实行风电、瓦斯电闭锁。（二）掘进工作面风量计算：1、按瓦斯涌出量计算：Q=100q·K=100×0.6×1.5=90m3/min式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，0.6m3/min；K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.5。2、按炸药量计算需要风量：每kg炸药供风≮25m3/min硝胺炸药：Q=25A=25×9.3=232.5m3/min式中： 25-每千克炸药不低于25m3/min的配风量；A-1次爆破炸药最大用量，取9.3kg；Q-掘进工作面实际需要风量，m3/min。3、按掘进工作面最多人数计算需要风量：每人供风≮4m3/minQ=4N=4×20=80m3/min式中：Q-掘进工作面实际需要风量；4-每人每分钟不低于4m3/min的配风量；N-掘进工作面同时工作的最多人数取20人。4、按最低风速进行验算：（1）按最低风速进行验算煤与半煤岩掘进工作面的最低风量（Q煤）：Q掘≥60×0.25S=60×0.25×10=150m3/min（2）按最高风速进行验算煤与半煤岩掘进工作面的最高风量：Q掘≤60×4S=60×4×12.4=2976m3/min式中：S—掘进工作面的断面积,12.4m2。（3）验算结果：60×0.25S<Q掘<60×4S5、根据上述计算结果，取最大值，确定工作面需要风量为：232.5m3/min。6、根据工作面风量，确定工作面风筒出口风量为：232.5m3/min。（三）局部通风机的选型：（1）根据Q扇=Q工作面/(1-P100×L/100)=232.5/(1-2﹪×900/100)=232.5/0.82=283.5m3/min式中：Q扇-局部通风机吸风量；Q工作面-工作面需要风量，取283.5m3/min；P100-风筒百米漏风率，取2﹪；L–局部通风机供风距离，取900m。根据上式计算，局部通风机吸风量为283.5m3/min。根据查找对比，确定山西运城生产的FBDNO6/2×15KW防爆对旋轴流式局部通风机满足生产需要。风量：220-370m3/min，风压：800-4700Pa。（2）全风压供给掘进工作面风量计算为了保证风机不循环，采用下式计算全风供给掘进工作面风量：Q≥I×Q局+S×K×60(m3/min)=1×370+12.4×0.25×60=556m3/min式中：Q-掘进工作面实际需要风量；Q局-局部通风机的额定风量，取370m3/min；I-掘进工作面局部通风机同时运转台数，取1台；K-局部通风机所在巷道内最低风速，煤巷取0.25；S-局部通风设置地点巷道断面积，取12.4㎡。通过以上计算，要求局部通风机安设地点全风压风量必须≥556m3/min。经过实测，安设局部通风机地点风量为940m3/min，全风压风量大于局部通风机实际吸入风量，符合《煤矿安全规程》规定。（3）根据局部通风机型号选择风筒：根据风筒选型规定：2×15KW风机选择600mm风筒。（四）确定风筒距工作面距离：风筒距工作面距离计算：L1=(4～5)(m)=4×≈14m式中：L1-射流有效射程；S-掘进工作面的断面积，取12.4m2。通过以上计算，判定风筒距工作面长度不得大于14m，依据《煤矿安全规程》规定确定风筒距工作面长度不大于10m。（五）局部通风机安装地点：局部通风机安装在-585运输大巷内距东翼轨道大巷拉门口往上45-50m处。（六）通风系统：新风：副井→-480m车场→暗副井→-585车场→局部通风机及风筒→工作面。乏风：工作面→-585车场→-585车场与-575回风巷联巷→-575回风巷→暗风井→-430m回风巷→风立井→地面。附图14通风系统示意图二、瓦斯防治：（1）认真执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制度。（2）东翼轨道大巷设专职瓦斯检查员，执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度。（3）瓦斯检查员巡回检查有害气体浓度每班不少于3次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录，将每次检查结果通知现场工作人员。瓦斯超限，瓦斯员有权停止作业，撤出人员至安全地点。（4）掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止电钻打眼，严禁放炮，瓦斯浓度达到1.5%时或二氧化碳浓度达1.5%时必须撤出人员，切断电源，进行处理。（5）局部通风机上必须安装“风电闭锁”及“瓦斯电闭锁”装置，并必须保证工作正常。（6）不得随意移动甲烷传感器等监控设备，发现损坏，及时汇报通风部门处理。三、综合防尘：1、综合防尘设施：1）掘进工作面防尘用水由井上蓄水池供给，掘进工作面必须安设防尘洒水管路，防尘管路要铺设到位，距掘进工作面不大于50m。2）防尘管路每隔50m安设一个三通阀门，配有不小于25m洒水软化胶管；洒水管路保证24小时供水，并由专人管理。3）综掘工作面综掘机内外喷雾装置必须完好，雾化程度好，能覆盖滚筒，并坚持正常使用；在水压低、无水或喷雾装置不能喷雾时，综掘机不得工作。4）炮掘工作面必须采用湿式打眼。5）炮掘工作面放炮前后、装药前要洒水降尘。6）炮掘工作面必须使用水炮泥或水封爆破。7）炮掘工作面安装放炮自动喷雾装置。喷雾器挂在距工作面50-100m,距巷道底板2m处的支架两帮，放炮后，喷雾10-15min。8）综掘工作面在综掘机后的转载机皮带机架上安设除尘风机，降低巷道内的粉尘浓度。9）炮掘工作面距迎头50m处安设除尘风机。10）掘进工作面各转载点处均安设自动喷雾装置。11）掘进工作面距迎头50m处设置一道净化水幕。12）掘进巷道在距迎头60m至200m处设置隔爆水棚，隔爆水棚的水量不少于200L/m2。13）加强个体防护，工人工作必须佩防尘口罩。2、综合防尘系统：地面消防水池→主井→-480m车场→暗副井→-585m车场→-548m皮带巷→工作面。附图15综合防尘系统示意图四、防灭火：（一）相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况无火区。（二）采取预防性措施在回风侧距皮带头主动辊10～15m处设置一枚GTH500型一氧化碳传感器，一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%。（三）防火系统（说明防灭火器材的存放方式和地点等）1、东翼轨道大巷应每隔50m设置三通阀门和不小于25m的洒水胶管。2、在胶带输送机机头4个、机尾处配备有2个MFZ/ABC8型手提试干粉灭火器和1个0.3m3砂箱。3、井下使用的机油必须装入铁桶内盖严，由专人护送至使用地点，放置在适当位置，并备有2个MFZ/ABC8型手提试干粉灭火器和1个0.3m3砂箱。4、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，用过的也必须放在严的铁桶内并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷内。5、如工作面或巷道内着火时，首先汇报矿调度，根据火情，首先用直接灭火法，如用灭火器，用水灭火等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向；直接灭火不能取得灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火法，封闭火区前，必须根据火区的瓦斯深度、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。6、专职瓦斯检查员每班对工作面CO浓度进行检查，发现CO浓度超标，及时查明原因，进行处理并汇报矿调度室。第二节安全监控与通信照明一、工作面监控系统：1、安全检测仪器仪表布置：（1）为加强掘进工作面瓦斯管理，必须在掘进工作面设置瓦斯监控设备，安装KJ19-F型监控分站和GJC4型甲烷传感器。（2）距工作面5m范围内的回风侧（风筒另一侧），设置一台甲烷传感器，其报警值为≥1%、断电值为≥1.5%、复电值为＜1%。在掘进工作面巷道回风口以里10～15m处，安装一台甲烷传感器和一台一氧化碳传感器，在巷到中部安装一台甲烷传感器，甲烷传感器的报警值为≥1%、断电值为≥1%、复电值为＜1%。一氧化碳传感器的报警值为0.0024%。都距顶板不得大于0.3m，距巷帮不得小于0.2m。断电范围：东翼轨道大巷掘进工作面内所有非本质安全型电器设备。2、具体措施当工作面瓦斯超限时，切断工作面内全部非本安型电器设备电源，当各测点瓦斯浓度＜1.0%时，方可人工对连锁开关送电，严禁连锁开关自动恢复送电。附图16监控设备布置示意图二、工作面的通信，信号设施：1、照明：在施工过程中，巷道内每隔10m顶板挂设一台防爆照明灯。2、通信：距工作面30m范围内和皮带头处各设置一部矿内程控电话，中间最高点加设一台。皮带头、尾须各设置一部扩音电话。中间每隔50m设一部扩音电话。3、信号：1）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。2）绞车和皮带信号应能同时发声和发光。3）点线必须齐全、可靠灵敏。附图17工作面通讯、照明、信号系统示意图第三节压风系统一、掘进工作面风源及压风方式：风源来自主井井口位置的风压机房，压风方式为压风房集中压风。二、空气压缩机的选择：表9风动工具统计表序号风动工具使用台数同时使用系数单台耗风量（m³/min）1锚杆机21.02.82风镐21.01.23风泵11.02.51、总耗风量Q计算：Q=αβγ∑nKq=1.1×1.1×1×（2×2.8+1.2×2+2.5）=10.5m3/min式中α——管路漏风系数，1.1；

β——风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.10～1.15；γ——高原修正系数，海拔每增加100米系数增加1%，取1.0；n——同型号风动机具使用数量，台；Kq——锚杆机、风镐同时使用系数，1；Q——风动工具耗风量,m3/min；2、加上备用风量（应为设计风量的25～30％）确定空气压缩机：风动工具耗风量加上备用风量为13m3/min。选择固定式螺杆空气压缩机，地面压风机为40m3/min，满足要求。3、压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。固定式螺杆空气压缩机型号：DLG－40/0.8；排气量：40m3/min；最大排气压力：0.8/0.85Mpa；电机功率：120kw；电机转速：2970r/min；空气压缩机安装在主井井口位置，采用6吋管路向井下输送。敷设路线：主井→主副井联巷→-480井底车场→-585运输大巷→工作面。附图18压风系统示意图第四节供电与排水一、供电电压的确定：采用1140V电压等级供电。照明信号电压为127V。二、设备选型及负荷统计附表。三、移动变电站的选择1、确定移动变电站的台数：选用1台1.14KV电源移动变电站（由于风机专用移动变电站向井下多处地点提供风机专用电源，所以，此处不做单独计算。）。2、确定移动变电站的位置和容量：额定容量SN应大于一组负荷的计算负荷SCa,即SN≥SCa，SCa=Kde∑pN/cosø=0.5×616/0.65=473.8KVA查《煤矿电工手册》表2——2取cosø=0.65Kde=0.5选取一台KBSGZY——500/6/1.14型煤矿用隔爆型移动变电站。四、低压供电电缆的选择电缆主干线长度取定：890米×1.1=979米。电缆型号、截面在《东翼轨道大巷供、断电系统图》中体现。以综掘机电源电缆为例进行计算：选择按长时允许工作电流选择电缆截面Ica=Kde∑PN×10³/√3×UNcosø=0.5×535×10³/√3×1200×0.65≈198.3A查《煤矿电工手册》表1——2，额定电压1.14KV、主芯截面95mm²的矿用橡套电缆长时允许载流量Ip为250AIp＞Ica所选95mm²电缆满足了长时允许工作电流，所以，确定选用3×95+1×50型矿用移动屏蔽橡套软电缆。校验1）按正常工作时的允许电压损失校验电缆主截面低压电网电压损失由三部分组成：移动变电站电压损失、供电干线电压电压损失、供电支线电缆电压损失。移动变电站电压损失:△UT=√3Ica.t(RTcosøT+XTsinøT)=1V其中△UT％=ST(ur％cosø+ux％sinø％)/SNT≈0.085供电干线电缆电压损失:△Up.tl=Kde∑pNLtl×103/rscAblUN=0.5×81×979×10³/42.5×1200×95 ≈8.18V供电支线电缆电压损失:△UbL=PNLbl×10³/rseAbLUNηbl=150×10×10³/42.5×1200×95×0.85≈0.36V查《煤矿电工手册》，正常工作时线路允许的电压损失：△Up=U2N–0.95UN=1200–0.95×1140=117V综掘机电源电缆的电压损失：△UT+△Up.tl+△UbL=9.62V△UP＞△UT+△Up.tl+△UbL117V>9.62V所选电缆截面满足了电压损失的要求。2）按满足机械强度要求效验电缆截面查《煤矿电工手册》表4——6，满足综掘机电缆机械强度的最小截面为50mm²，所选电缆为95mm²电缆，符合要求。五、短路电流计算以综掘机为例进行短路电流计算电源系统的电抗：Xsy=U²AV/SS=6.3²/500=0.08Ω变压器的阻抗：ZT=Uz％U²2N.T/100SN.T=5.5×1.2²/100×0.8≈0.099Ω变压器的电阻：RT=△PN.TU²2N.T/S²N.T=0.0052×1.44/0.64≈0.01Ω变压器的电抗：XT=√Z²-R²T=√0.099²-0.01²≈0.098Ω电缆线路的电阻：RW=R0l=0.195×1.59≈0.30Ω电缆线路的电抗:XW=X0L=0.076×1.59≈0.12Ω2、绘制短路计算图KBSGZY——500 L=979m S移动变电站综掘机3、计算S点的短路电流三相短路电流Is（3）=Uav/√3√R2∑+X2∑=1.2/√3√(0.01+0.3)2+（0.098+