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文档简介
陕西黄陵二号煤矿有限公司
301工作面辅运巷反掘作业规程
编号:掘[2020]01号
批准日期:二。二。年月日
执行日期:二。二。年月日
陕西黄陵二号煤矿有限公司
301工作面辅运巷反掘作业规程
批准:
总工程师:
副总工程师:
审批:
生产矿长:
安全矿长:
机电矿长:
审核:
调度室:
安全监察部:
生产部:
机电部:
通风部:
信息化办公室:
地质测量部:
编制:
编制单位:生产服务分公司综掘三队
单位主管:
编制人员:
编制时间:2020年5月2日
目录
第一章概况.................................................1
第一节概述................................................1
第二节编制依据............................................2
第二章地面位置及地质情况.....................................3
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况......................3
第二节煤(岩)层赋存特征...................................3
第三节地质构造.........................................4
第四节水文地质............................................4
第五节地质管理.............................................5
第三章巷道布置及支护说明.....................................6
第一节巷道布置............................................6
第二节矿压观测............................................6
第三节巷道支护............................................7
第四章施工工艺..............................................16
第一节施工方法...........................................16
第二节中线的标定与校核...................................16
第三节割煤及运煤.........................................16
第五章主要生产系统..........................................18
第一节通风系统...........................................18
第二节压风系统...........................................22
第三节瓦斯(油型气)防治.................................23
第四节防尘系统...........................................28
第五节防灭火.............................................29
第六节安全监控系统.......................................30
第七节供电系统............................................32
第八节排水系统...........................................35
第九节运输系统...........................................36
第十节通信系统...........................................37
第十一节其他系统.........................................37
第六章劳动组织及主要技术经济指标.............................39
第一节劳动组织.............................错误!未定义书签。
第二节循环作业方式........................................39
第三节主要经济指标.......................................41
第七章主要安全技术措施......................................43
第一节施工准备............................................43
第二节一通三防...........................................43
第三节顶板管理............................................50
第四节防治水管理..........................................52
第五节机电管理............................................52
第六节运输管理............................................55
第七节安全与职业卫生......................................57
第八节预防大面积冒顶安全技术措施..........................58
第九节预防片帮安全技术措施...............................60
第十节锚杆拉拔力及锚索预应力检测安全技术措施.............62
第十一节巷道施工措施......................................64
第十二节掘进机施工安全技术措施............................66
第十三节胶带输送机操作安全技术措施........................68
第十四节临时支护使用安全技术措施..........................69
第十五节锚索滞后施工安全技术措施..........................72
第十六节煤质管理安全技术措施..............................73
第十七节瓦斯抽采钻场施工安全技术措施......错误!未定义书签。
第十八节安全生产标准化...................................77
第八章岗位作业流程控制......................................79
第一节掘进岗作业流程.....................................79
第二节支护岗作业流程......................................82
第三节运输岗作业流程......................................84
第四节电钳岗作业流程......................................86
第五节打钻岗作业流程......................................88
第九章灾害应急措施及避灾路线................................92
第一节灾害应急措施.......................................92
第二节避灾路线...........................................96
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
301工作面辅运巷反掘。
二'用途
301工作面辅运巷反掘与301辅运巷贯通后为303工作面回采时形
成通风系统。
三'设计长度及工程量
表1规程涉及工程范围表
数工程量巷道净断面积煤岩
序号巷道名称备注
量/m层位//m2类别
301工作面
11357.42#煤17.48煤
辅运巷反掘
四、巷道基本情况
303工作面井下位置示意图
服务年限:10个月以上
开工时间:预计在2020年5月下旬开工
竣工时间:预计在2020年7月上旬竣工,工期40天
1
支护方式:采用锚网梁索联合支护
施工方式:采用综合机械化掘进
第二节编制依据
本规程依据《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《操作规程》及
上级有关规范、文件规定,按照《301工作面辅运巷反掘设计施工图》
(图号:HLE—20200410,审批时间2020年4月10日)及本工程有关
的会议纪要和安全生产标准化要求、安全评估标准、本地区地质资料、
相邻工作面矿压资料等,并结合施工区队现有设备和工人的实际操作水
平而编制的。
2
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
地面现对位置及邻近采区开采情况见表lo
表2井上下关系对照表
301工作面辅运巷反
水平、采区三盘区工程名称
掘
地面标高+1180〜+1240m工作面标高+718m〜+729m
地面的相对位置建301工作面辅运巷地表为中〜低山林区。地面周围无建
筑物其他筑物和其他设施,回采对地表影响很小。
井下相对位置及邻近301工作面辅运巷位于井田三盘区中部,西部、北部为
采掘情况对掘进巷道未采区,南部紧邻301工作面,东至三盘区辅运大巷。
的影响
第二节煤(岩)层赋存特征
煤(岩)层赋存特征见表3、表4。
表3煤层特征情况表
指标参数备注
煤层厚度(最大〜最小/平均)/m4〜3/3.5
煤层倾角(最大〜最小/平均)/(°)4-0/2
煤层硬度f2〜3
煤层层理(发育程度)近水平发育
自然发火期/d58
瓦斯等级高瓦斯矿井
煤(矿)尘具有爆炸性
3
表4煤层顶底板情况表
顶底板名称岩石类别厚度(m)岩性
深灰色〜灰黑色粉砂岩,中夹
薄层粉砂质泥岩,水平层理〜缓波
粉砂岩7〜12
基本顶状层理,含植物化石碎片,较坚硬,
层位、厚度稳定。
顶板灰色细粒砂岩,岩石成份以石
英、长石为主,次棱角状,含丰富
直接顶细粒砂岩11.5〜12
的植物化石及炭屑,泥钙质胶结,
波状层理,致密、坚硬。
伪顶无
灰黑色炭质泥岩、泥岩,岩石
直接底泥岩、砂质泥岩1.2-4团块状,易风化破碎,含植物根化
底板石,具滑面,含少量镜煤条带。
灰绿色,结构疏松,易风化破
基本底细粒沙岩、粉砂岩8-10
碎,可见滑面。
附:图1301工作面辅运巷煤层柱状图
第三节地质构造
301工作面辅运巷反掘地质构造较简单,煤层近水平发育,倾角为
0°至4。,一般为2。。前期勘探未见断裂构造及其他影响采掘活动的
地质构造发育。
第四节水文地质
矿井直接充水含水层为侏罗纪中统延安组(J2y)煤层裂隙水和砂
4
岩裂隙水,含水量较小,间接含水层为直罗组下段弱含水层,301工作
面辅运巷反掘2号煤层距直罗组下段间距在64m至74m间,因此直罗组
下段含水层对301工作面辅运巷反掘影响较小。依据上述情况以及301
辅运巷掘进期间涌水量预计301辅运巷反掘时正常涌水量为3〜5m3
/h,最大涌水量为20m3/ho
第五节地质管理
1.掘进工作面的巷道素描工作由主管生产的技术员负责。
2.地质工作应当坚持“预测预报、保障安全”的原则,每月初由地
测部出具掘进工作面地质预报。当工作面掘进至钻孔、断层等异常区域
附近时,还需下达临时预报。
3.掘进巷道地质条件无较大变化的区域,必须每隔30m绘制一次巷
道素描,素描内容包括巷道顶煤厚度、破顶厚度、揭露煤层厚度、夹讦
厚度及位置、破底厚度、探底煤厚度等主要因素。根据当月掘进进尺,
巷道素描汇总后,月底向地测部地质主管报送。
4.巷道掘进揭露断层、冲刷带等地质异常时,应绘制单独的地质
素描卡,详细标明其揭露位置、延伸方向、影响范围等因素,并及时向
地测部汇报。
5
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一'301工作面辅运巷反掘布置
301工作面辅运巷反掘从303工作面切眼导碉侧开始施工,位于303
工作面切眼导碉向里300.5m处,301工作面辅运巷反掘宽为4.6m,高
3.8m,掘进断面17.48而,全长357.4m,沿巷道设计中心及煤层顶板
掘进。
二'巷道净断面的设计
301辅运巷反掘:357.4m。
巷道断面为矩形,掘进宽度4.6m,掘进高度3.8m,S掘=17.48m,
第二节矿压观测
一、顶板离层仪的安装
使用尤洛卡股份KJ216型顶板动态监测系统,实现了井下采掘工作
面顶板在线实时监测和分析。对已施工的巷道,每100m在巷道顶板中
线位置安装一个顶板位移传感器,矿压监测设备安装滞后工作面距离不
得超过100m。
二、观测内容
采用GYW300W型顶板位移传感器观测顶板浅层和深层位移量。
三、观测时间
采用在线实时监测。
四'数据处理
每周用系统自动生成报表,对观测数据进行分析,了解矿压分布规
6
律,由专职人员上报总工程师指导现场施工。
第三节巷道支护
一'支护设计
301工作面辅运巷反掘临时支护采用机载临时支护装置,永久支护
为锚网梁索联合支护。
1.支护参数选择依据
(1)按悬吊理论计算锚杆参数
①锚杆长度计算
L=KH+L1+L2
式中L—锚杆长度,m;H一冒落拱高度,m;
K—安全系数,取2;
Li—锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.6m;
L2—锚杆露出巷道轮廓外的长度(包括钢带、金属网片、托板、
螺母厚度),取o.12m。
式中B一巷道掘进宽度,取4m;
f—岩石坚固性系数,顶板为砂质泥岩,取3。
则L=2X0,77+0.6+0.12=2.26m
所以选取3.5nl长锚杆满足悬吊理论要求。
②锚杆直径计算
按杆体承载力与拉拔力等强度原则计算锚杆直径
d=35.52^=20.28mm
式中Q—锚杆的拉拔力,取150KN;
7
。一锚杆抗拉强度,取460Mpa;
选取的①22mm锚杆满足支护要求。
③按单体锚杆悬吊作用计算锚杆间排距
式中Q—锚杆拉拔力,150KN;
k—安全系数,取2;
r—岩体容重,取25KN/n?;
L2一巷道顶板岩体破碎带高度,取1.8m。
则150
a=J=1.29m
\2x25xl.8
支护设计中锚杆间排距为650mmX800mm,间距、排距均小于1.29m,
所以设计锚杆间排距满足要求。
(2)按悬吊理论计算锚索参数
①加强锚索长度校核,应满足L=
式中L—锚索总长度,m;
4—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
^0.0218xl860
L>Kx=2x=a8175
a4x24.8
4fc
其中:
K—安全系数;4—锚索直径;
一锚索抗拉强度,取1860N/mm1
力一锚索与锚固剂的粘合强度,取24.8N/mm2;
4一需要悬吊的不稳定岩层厚度,取5m;
〃一托板及锚具的厚度,取0.1m;
8
Ld—外露张拉长度,0.25m;
L=0.8175+5+0.1+0.25=6.1675m
所以选取10.3m长锚索满足支护要求。
②悬吊理论校核锚索排距:
L<nF2/[BHY-(2Fisin0)/Lj=1X342/[4.6X3.5X25-(2X150
Xsin75°)/0,8]=8.4
式中L—锚索排距,2m;
B一巷道最大冒落宽度,取4.6m;
H一巷道最大冒落高度,取3.5m;(最大取锚杆长度)
Y—岩体容重,取25kN/m3;
Li—锚杆排距,取0.8m;
Fi—锚杆拉拔力,取150kN;
F2一锚索极限承载力,取342kN;
。一角锚杆与巷道顶板的夹角,75。;
n—锚索排数,取1。
所以选取锚索排距为0.8m满足支护要求。
(3)加强锚索数目的校核,应满足
W
N>Kx——
尸断
式中N—锚索数目;
K—安全系数,2;
他一锚索最低破断力,取360kN;
w一被悬吊岩石的自重,kN;
W=BXEX£7Xd=4.6X0.83X25X1,6=152.72
其中B—巷道掘进总宽,4.6m;
9
D—锚索间排距,1.6X1,3m;
£h一悬吊岩石厚度,取0.83m;
£7—悬吊岩石平均容重,取25kN/ni3。
N=数量/排距=4/1.6=2.5根/m
W
长义三一二2X152.72/360=0.85
尸断
2.520.69
所以设计锚索数目满足支护要求。
2.顶部支护
锚索布置特征:锚索使用021.8-10300mm十九芯防腐锚索,结合
T140钢带施工,每根钢带施工四根,靠帮处顶锚索与顶板呈75。施工,
其余锚索均垂直于巷道顶板施工。T140钢带为长度4100mm。锚索间排
距1300X1600mm,锚固方式采用树脂端部锚固,每根锚索使用一卷
MSK2850和三卷MSZ2850树脂药卷。垫片规格为80X80XlOnrnio
锚杆布置特征:顶锚杆采用022-3500mm左旋螺纹钢锚杆配合钢筋
托梁进行支护,钢筋托梁由①16圆钢加工,梁长4100mm,孔距650mm,
孔呈矩形70X70mm,一梁七孔,每排施工7根锚杆,靠帮处顶锚杆与
顶板呈75。施工,其余锚杆均垂直于巷道顶板施工,锚杆间排距650
X800mm,锚固方式采用树脂端部锚固,每根锚杆使用一卷MSK2335和
两卷MSZ2360树脂药卷,并压Q235锚杆托盘,规格为150X150X12mm。
3.帮部支护
采面侧帮部采用中27-2800mm高强树脂锚杆,每排施工4根,锚杆
间排距1000X1000mm,靠近顶板帮锚杆距顶300mm。树脂锚杆加垫规格
为400X200X5()mm的木托板。锚固方式采用树脂端部锚固,每根锚杆
使用一卷MSK2335和一卷MSZ2360树脂药卷。
10
煤柱侧帮部采用①22-2800mm左旋螺纹钢锚杆,每排施工4根,锚
杆间排距1000X1000mm,靠近顶板帮锚杆距顶300mm。螺纹钢锚杆加垫
规格为200X200X12mm的锚杆托盘。锚固方式采用树脂端部锚固,每
根锚杆使用一卷MSK2335和一卷MSZ2360树脂药卷。
4.网片
顶部采用铁丝菱形网,规格为1200X5000mm,横向铺设。网片搭
接100mm,采用14#铁丝连接,联网步距200mm。顶帮网之间搭接100mm。
采面侧帮采用复合网,规格为1200X3600mm,纵向铺设。复合网
采用中3mm尼龙绳连接,网片搭接100mm,联网步距200mm。
煤柱侧帮部采用小6.5mm钢筋网片,规格为1000X2000mm,网片搭
接100mm,采用14#铁丝连接,联网步距200mll1。
二、支护使用的作业机具型号及有关技术要求
表5支护使用的作业机具型号及有关技术要求
序号名称型号、规格有关技术要求
1临时支护装置掘进机机载支护临时支护
2锚杆钻机MQT-120J33施工顶板锚杆、锚索孔
3手持式气动钻机ZQS-50施工两帮锚杆孔
1.0m/节,B19mni的六角中空采用短打长套法,钻杆长度不得
4顶锚杆钎杆
钢钎超过钻孔深度
1.0m/节,中19mm的六角中施工完孔后,上下拉2〜3次冲洗
5锚索钎杆
空钢钎锚索孔
026mm,L=2800mm
6麻花钎杆①26mm,L=2000mm施工帮锚杆孔
①26mm,L=1000mm
11
7锚杆机钻头030mm/c32mm用于施工顶锚杆、锚索孔
8麻花钎杆钻头①28mm用于施工帮锚杆孔
M36mm用于安装螺纹钢锚杆
9搅拌器
M38mm用于安装树脂锚杆
10锚索张紧机具MSY—160用于张拉锚索
11风动扳手AT5185用于紧固锚杆螺母
三、支护工艺
1.支护工艺顺序
敲帮问顶一临时支护一铺网、安装钢筋托梁一施工锚杆眼一安装锚
杆一施工锚索眼一安装锚索、T140钢带。
2.临时支护及永久支护操作方法及步骤
(1)掘进机割煤后,施工人员进入工作面,站在永久支护下,使
用专用工具敲帮问顶,清除顶帮活煤危岩。
(2)敲帮问顶后,及时升起临时支护装置,严禁空顶作业。
(3)在临时支护下进行永久支护。
3.铺网、安装钢筋托梁
(1)人员站在支护完好区域连接网片,连接完成后用长把工具将
网片挑至顶部铺设平整。
(2)把巷道支护的钢筋托梁放在顶梁架上(为防止钢带滑下伤人,
可用细扎丝将放置在顶梁上的钢筋托梁先绑扎住)。
(3)升起前梁,待钢筋托梁距离顶板10cm时,调整中线及钢筋托
梁间排距,然后继续升前梁,将钢带和网片压紧到巷道顶部。
4.顶板锚杆、锚索施工
(1)先用卷尺、线绳确定锚杆、锚索眼位,然后用自喷漆点眼。
12
(2)施工锚杆、锚索孔:采用2台MQT-120J33型锚杆钻机按照钢
筋托梁孔位由中间向两侧方式依次施工,孔深必须与锚杆、锚索长度相
匹配。锚杆孔深为2700mm,锚索孔深为10000mm。
(3)安装锚杆、锚索:安装前先将孔内积水、煤岩粉清理干净,
然后用锚杆、锚索顶住树脂锚固剂至孔底,利用相匹配的套筒进行搅拌,
边搅拌边推进,待锚固后对锚杆进行三次预紧,锚索进行二次张拉,完
成安装。
锚杆进行三次预紧,3-5分钟后初次预紧扭矩必须达到100N•m,
3-5小时后使用加力扳手进行二次预紧,预紧扭矩必须达到200N•m,
24小时后使用风动扳手进行三次预紧,预紧扭矩必须达到300N•m以
上。锚索进行二次预紧,初次预紧不小于90KN,二次预紧不小于260KN,
同时做好当班施工记录,填写当班验收台账。
5.帮锚杆施工
(1)铺设、连接网片。
(2)施工锚杆孔:采用ZQS-50型手持式气动钻机按照钢筋托梁孔
位由上向下施工,先使用1200mm钻杆开孔,然后更换2000mm钻杆施工,
最后更换2800mm钻杆施工至设计深度。
(3)安装帮锚杆:安装前先将孔内煤岩粉清理干净,然后用锚杆
顶住锚固剂至孔底,利用相匹配的套筒进行搅拌,边搅拌边推进,待锚
固后对锚杆进行三次预紧,完成安装。
6.顶板锚杆必须逐排由外向内、由中间向两侧依次施工,必须采用
快速安装工艺钻孔、搅拌、安装,尽可能减少顶板空顶时间,严禁一次
性将所有钻孔打好,再安装锚杆(索)。
7.工作面最大控顶距为2m,最小控顶距为0.4m,最大空帮距为2m,
13
最小空帮距O4mo
8.锚杆间排距允许偏差为±30mm,锚杆(索)角度应按设计施工不
得与层理面、节理面、裂隙面平行,锚杆螺母外露应在10〜50mm,锚
索外露应在180-220mm(不含锁具)。
9.锚杆数量严格按照设计施工,不得缺少。出现失效的锚杆、锚索
必须及时补打。
10.每班施工完毕后,由验收员进行质量验收。
四'锚杆(索)滞后施工方式
1.顶锚杆及帮锚杆上部三排必须按设计支护到工作面正头,帮锚杆
最下部一排可以滞后至掘进机尾部后10m,距离掘进机尾部10m范围以
外的帮锚杆必须全部施工到位。
2.距工作面迎头40m范围内巷道每两排安装一根T140钢带,每根
钢带上施工2根锚索(靠采面侧和煤柱侧的锚索);距工作面迎头40nl
范围以外的锚索支护必须按设计施工到位。
附:图2301工作面辅运巷反掘锚索滞后施工示意图
五'特殊地段的支护方式和技术要求
1.遇断层破碎带、应力集中区等特殊地段时,必须缩小循环进尺,
逐排掘进,逐排支护。采取缩小锚杆排距,加密锚索等措施,并及时根
据现场情况补充安全技术措施。
2.在构造带内,因局部顶板破碎、掉讦等原因造成顶板不平整,临
时支护装置着力点较少前移困难需采取:
(1)使临时支护装置能够有较多接触着力点,可在临时支护装置
与顶板之间垫道木、木板或木托盘等给予临时支护装置更多的着力点,
从而使临时支护装置支撑有力。
14
(2)各工序之间衔接紧密及时升起机载临时支护装置,尽快完成
铺网和安装钢筋托梁,进行永久支护。
六、巷道断面规格及支护断面图
301工作面切眼导碉
S掘=4.6mX3.8m=17.48m2
附:图3301工作面辅运巷反掘支护断面示意图
15
第四章施工工艺
第一节施工方法
采用综合机械化掘进工艺,一次掘全断面,若遇煤层厚度变化,则
根据煤厚沿顶板掘进,后部高度不足处进行起底,煤、石干分装分运。
第二节中线的标定与校核
1.巷道掘进施工前,必须由地质测量部对巷道中线进行标定,中
线必须标定在完整、稳定的顶板上,每组不少于3根。
2.施工过程中要根据施工进度及时联系地质测量部延长中线。
3.中线必须由地质测量部亲自标定,中线一经地质测量部标定,
人员严禁损坏或修改。
4.每次开工前,必须由验收员检查核对中线,发现三点不成一线
时,要及时联系区队通知地质测量部重新标定。
第三节割煤及运煤
一、概况
根据设计要求,301工作面辅运巷反掘满足掘进机掘进条件,采用
EBZ-200型掘进机进行掘进。
在断面的中下方进刀,分左右两部分截割,截割至巷道断面的中
上部。每循环截深600〜800nmi,周边留下300mm厚的边煤,每水平摆
动截割一次,抬高800mm,按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初
步成形,截完一个循环进度后,修整周边达到设计要求。
附:图4301工作面辅运巷反掘切割示意图
二、施工工艺及工序
1.交接班及安全检查一开机检查(确认掘进机周围有无人员及杂
16
物)一掘进机截割2排一掘进机退后一敲帮问顶一升起临时支护一铺
网、固定钢筋托梁一由中间向两侧施工顶板锚杆。
2.从上至下施工帮锚杆一铺网、压网一紧固锚杆一撤出人员及工器
具一扫底进行下一循环。
三、掘进工作面出煤系统
掘进机落煤一随机刮板运输机一二运一带式输送机一三盘区主胶
带运输机一中央二号胶带运输机一主斜井一号胶带运输机一地面生产
系统。
17
第五章主要生产系统
第一节通风系统
一、参数计算依据
通风参数依据《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008进行计算。
二、通风系统和通风方式的确定
(-)通风系统
新鲜风流:地面一副一(二)斜井一一号辅运大巷一三盘区辅运大
巷一303胶带巷一局部通风机一工作面
乏风:工作面一303工作面切眼导碉-303胶带巷一303四联巷一
303辅运巷一风桥一三盘区回风大巷一中央回风大巷一一号回风斜井
一地面。
(二)通风方式、设施
方式:采用压入式通风方式。
设施:2X45KW变频式局部通风机两台,安装在303胶带巷四联巷
往外不小于20米处。
使用①1000mm阻燃风筒,供风距离不大于2500m,风筒使用钢丝绳
进行悬挂,逢环必挂,风筒接头处8#铁丝捆扎不得少于两道,同时要
坚持风筒双反压边,杜绝风筒漏风和风筒脱节。
局部通风机使用专用的变压器、开关和线路以及专用的风电、甲烷
电闭锁装置,并且每15天做“风电、甲烷电闭锁”试验一次,将实验
结果详细记录在专用的记录本上,以备查用。
三、掘进工作面全负压需风量计算及局部通风机选择
(-)301工作面辅运巷反掘需风量
1.按瓦斯绝对涌出量计算
18
Q«=100Xq®XK«
式中Q掘一单个掘进工作面需风量,m3/min;
q掘一掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量,根据前期探孔
及301辅运巷掘进时瓦斯绝对涌出量为依据,预测301工作面辅运巷反
掘瓦斯绝对涌出量为1.ZmS/min;
K掘一掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数,应根据实际观测的结
果确定(掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比),
通常,机掘工作面K掘=1.5〜2.0。
100—工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。
3
#q«=1.2m/min,K掘=1.5代入式中得:
3
Qfl=100Xl.2X1.5=180m/min
2.按照二氧化碳涌出量计算
Q掘=67义q掘义K掘
式中q掘一掘进工作面中回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,
m3/min,取0.04m'/min;
K掘一掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数(正常生产
连续观测一个月,最大绝对二氧化碳涌出量与平均绝对二氧化碳的比
值),最大绝对二氧化碳涌出量取0.08m3/niin,所以k=2;
67一按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换
算系数。
3
Q掘=67X0.04X2=5.36m/min
3.按局部通风机实际吸风量计算
无瓦斯涌出的岩巷
Q掘=q掘XI+60><0.15S掘.....................①
19
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷
Q掘=口掘*1+60X0.25s掘....................②
式中:
3
q掘一局部通风机实际吸风量,m/min;
I一掘进工作面同时通风的局部通风机台数;
0.15一无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速;
0.25—有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;
2
S掘一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,mo
工作面有瓦斯涌出,按式②计算
将q掘=506m3/min,1=1,S掘=20.52itf代入式中得:
3
Q掘=口掘义1+60X0.25S掘=506X1+60X0.25X20.52=813.8m/min
每个掘进工作面配备2台互为备用的FBDN07.1/2X45型局部通风
机采用压入式通风,其风量830〜545m3/min,风压:1450〜6780pa,
局部通风机实际吸风量取506m3/min,巷道供风量需满足813.8m3
/min以上。
局部通风机参数表
额度功率额定转速电压风量风压
2X45kw2900r/min660/1140v510T200m3/min920-7000Pa
4.按工作人员数量计算
Q掘24N
式中:N—掘进工作面同时工作最多人数。考虑到瓦检员、安监
员和交接班,N取41,贝I]Q掘,4N=4X41=164m3/niin。
综上所述:301工作面辅运巷反掘风机前巷道实际供风量为1832nl
③/min,满足系统要求。
(二)301工作面辅运巷反掘风量验算
1.按风速进行验算
20
(1)按最低风速验算
无瓦斯涌出的岩巷
Q掘260X0.15S掘....................①
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷、煤巷
Q掘260X0.25S掘....................②
工作面有瓦斯涌出,按式②计算
3
Q掘260X0.25s掘=60X0.25X17.48=262.2m/min
(2)按最高风速验算
3
Q«<60X4,OS掘=60X4.0X17.48=4195.2m/min
2.按矿用防爆柴油机车需要风量验算
矿井使用矿用防爆柴油机车时,应进行风量验算,排出的各种有
害气体被巷道风流稀释后,其浓度必须符合《煤矿安全规程》第一百条
的规定。
Q=5.44XNXPXk
式中:
Q—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量,mVmin;
N一该地点地点矿用防爆柴油机车的台数,台;
P一该地点地点矿用防爆柴油机车的功率,kw;
k一配风系数,该地点使用1台矿用防爆柴油机车运输时,k为
1.0;该地点使用2台矿用防爆柴油机车运输时,k为0.75;该地点使
用3台及以上矿用防爆柴油机车运输时,k为0.5;
3
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量,m/mino
将N=3,P=75kw,k=0.5代入式中得:
Q=5.44XNXPXk=5.44X1X75Xl=408m3/min
21
3.按有害气体浓度验算
P瓦/Q掘W1%
式中Q掘---掘进工作面需要风量,m3/min,<450m3/min;
P瓦---瓦斯绝对涌出量,m3/min,取1.2nT7nlin。
PK/Q掘=1.2/450=0.003=0.3%W1%
经验算,根据工作面需风量及局部通风机供风量选用2X45KW的局
部通风机可满足需求。
(三)局部通风机、风筒要求
301工作面辅运巷反掘采用2X45Kw局部通风机供风,一用一备;
局部通风机距离底板高度不小于300mm,采用分风器实现风机自动切换
时的供风;风筒吊挂在巷道采面侧,选用直径为中1000的软质阻燃风
筒供风,风筒沿顶板使用中6塑套钢丝绳吊挂,风筒距离迎头距离不大
于5m;风筒严格按照安全生产标准化要求进行管理,风筒编码为白底
红字;局部通风机安装地点前后10m范围内巷道支护完好,无淋水、积
水、淤泥和杂物,局部通风机安装在303胶带巷四联巷以外20nl处。
附:图5301工作面辅运巷反掘通风系统示意图
第二节压风系统
风源来自地面压风机房,供风管路铺设在巷道煤柱侧,吊挂标准参
照301工作面辅运巷反掘供排水压风示意图,并每50m用一条T40链子
配合马蹄环锁紧固定于顶板锚索上。每60m安设一个KJ19的风阀,定
期巡查并维护压风系统,确保工作面风压不小于0.6Mpa。若遇钻场时,
必须在钻场口预留一个KJ19的三通。
压风系统:地面压风机一一号辅运大巷(管路中325)-三盘区辅
22
运大巷一303胶带巷(管路①159)->303工作面切眼导嗣(管路中159)
一301工作面辅运巷(管路①159)一分风器(管路中25)一用风工器
具(管路①19)o
第三节瓦斯(油型气)防治
一、抽采系统
1.301工作面辅运巷反掘期间瓦斯管理,按“先探、先抽、后掘”
原则。301工作面辅运巷反掘瓦斯抽采系统利用一号风井瓦斯泵站进行
抽采,抽采泵型号为2BEC67型水环式真空泵,抽采能力40(W/iiiin。
抽采系统:一号风井瓦斯泵站一中央回风大巷一三盘区回风大巷一
303辅运巷一303工作面一联巷一303胶带巷一303工作面切眼导碉一
301工作面辅运巷f工作面。
2.301工作面辅运巷反掘瓦斯抽采管路巾500铺设在煤柱侧。
3.每班必须安排人员对抽采系统进行巡查,做到管路无漏气、无积
水,并将抽采系统巡查情况汇报至通风调度。
4.掘进工作面瓦斯管路距离迎头不超过50m,管路末端加工堵板,
并从堵板延伸出两趟3寸软管,软管末端距离工作面不得超过5m,作
为工作面应急瓦斯抽采使用,并负责抽采软管的维护工作。
5.工作面准备油型气涌出应急设施,包括油型气收集罩、连接软管
等,应急物资存放点距离工作面不得超过50m,应急设施不能随意使用
并安排专人维护。
二'瓦斯抽采达标标准
掘进工作面风排瓦斯量不得超过2D?/min,工作面回风流瓦斯浓
度不超过0.4%。
23
三、瓦斯抽采管路安装标准
1.瓦斯抽采管路安装必须经调平工序,弯曲时角度不能小于
130°,安装管路时,要提前在顶板锚索施工时安装L吊片作为吊挂点,
并保证每根瓦斯管不少于2个吊挂点。
2.瓦斯抽采管路吊挂高度离地应大于1.8m,并用抱卡卡紧,每50m
用一条T40链子配合马蹄环锁紧固定于顶板锚索。保证瓦斯管法兰外沿
与顶板、巷帮之间的距离不小于0.1m,保证维护方便。
3.瓦斯抽采管路管径在发生变化时,必需加设过渡节。管路在低洼
处及水仓处必须加设系统气水分离器和自动放水器,当系统水量较大
时,要挖池设泵抽排。
4.301工作面辅运巷反掘与切眼导碉交叉口加设一个泄压三通。
5.瓦斯抽采管路在跨越巷道、交叉口时,必须保障高度尽可能接近
巷道顶板,保证管路下方行车、行人,及抽采管路安全。管路底距地面
不低于2.5m。当高度无法满足过车或行人时,应用适当管径的软管过
度连接,且保证软管平直、无漏气、接头紧密、保护到位。
6.瓦斯抽采管路不得与电缆同侧吊挂。如瓦斯管与电缆必须同侧吊
挂时,瓦斯管与电缆间距不得小于300mll1,并且瓦斯管必须用废旧皮带、
橡胶皮等绝缘材料进行隔离保护。
7.瓦斯抽采管路要有良好的气密性,并采取防腐蚀、防砸坏、防带
电、防冻(地面)措施。经过施工段的抽采管路,由施工单位向通风部
以书面形式提出申请,并对管路进行全面保护,保护措施必须经通风部
现场验收通过方可施工。
8.瓦斯抽采管路在倾斜巷道吊挂时,应采取卡子将管路固定在巷
帮,防止管路下滑。并按照每周不低于1次巡查,并做好记录。
24
9.瓦斯抽采管路在连接、或堆放时必需保证离地不小于300mll1,防
止底鼓损坏管路、被水侵泡及避免杂物进入管路内。
10.瓦斯抽采管路连接时,接头必需加密封圈,紧固前先对螺丝渗
油再进行紧固,之后再涂抹黄油。
11.瓦斯抽采管路必需编号管理,要求编号醒目,统一为PE管编白
字,不锈钢管编黄字,喷在每根瓦斯管下侧,编号内容(CF-000),尺寸
为600X150mm,喷号位置保持在瓦斯管同侧。抽采辅助设施必需挂牌
管理。
12.瓦斯抽采管路在经过巷道、三岔口要加设限高标志牌,管路下
方吊挂危险源告知牌。管路要注明抽采区域。
13.瓦斯抽采管路安装期间,必须在不少于500m处安设一道接地
极,并有专人对其维护。
四、瓦斯管理
1.掘进工作面瓦斯浓度按照1%进行管理。当掘进工作面风流瓦斯
达到1%;底板出现油型气涌出;工作面局部瓦斯积聚等现象时必须停
止作业,进行瓦斯治理工作。
2.瓦检员必须对巷道内的碉室、水仓、电气设备周围、风机前、工
作面、回风流、瓦斯抽采钻场、以及临时安排需要检查的地点、工作面
30m范围内的底板、帮部、顶板锚杆(索)孔进行瓦斯检查。
3.瓦检员必须严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,按照规
定的巡回检查路线及时间,对分管区域的通风、瓦斯、煤尘、安全监测
设施等进行全面检查,并认真填写瓦斯检查手册和检查点的记录牌及检
查台帐,要做到数字准确,还必须通知现场工作人员,并将通风设施状
况与瓦斯检查情况汇报通风调度和通风队。瓦检员必须在指定的地点现
25
场交接班。
4.瓦斯检查次数:巷道内各检查点瓦斯、二氧化碳检查次数每班至
少3次;瓦斯涌出异常的地点每小时检查不低于1次。
5.瓦斯浓度超限时,瓦检员必须责令现场工作人员立即停止作业,
断电撤人,并汇报矿调度室和通风调度,等待处理意见。
6.处理瓦斯积聚或异常情况时,井下所有人员必须听从瓦检员及跟
班领导的指挥,严禁违章作业。
7.所有下井的班组长以上管理人员、工程技术人员、安监员、流动
电钳工、掘锚机司机、打钻工都必须携带便携式甲烷检测报警仪,对经
过路线和作业场所仔细检查瓦斯,发现风流瓦斯浓度超限或瓦斯积聚,
必须立即汇报矿调度室,并通知现场工作人员。
8.矿井因停电、检修、故障等原因,造成局部通风机停止运转,使
工作面瓦斯浓度超过1.5%,二氧化碳浓度超过1.5%,必须编制专门
措施,报矿总工程师批准,进行瓦斯排放。
9.监测监控设备传感器出现故障时,瓦检员必须人工检测,每小时
至少汇报一次。
五、掘进工作面“先探后掘”措施
1.掘进工作面必须遵循“先探后掘”的瓦斯(油型气)防治措施,
利用301工作面辅运巷反掘钻场施工探测孔,301工作面辅运巷反掘钻
场施工具体按照通风部下发标准执行。
2.探测钻孔施工完毕后,进行钻孔内瓦斯浓度的测定,并对钻孔内
气体压力、是否有煤油味进行观察。
3.当工作面探测到油型气富集后,采取以顶底板抽采钻孔为主的油
型气治理措施,若油型气富集,掘进时需连接好应急抽放管路。
26
六、钻孔抽采
1.301工作面辅运巷反掘施工10m在采面侧位置施工第一个钻场,
随后在巷道采面侧帮部开掘钻场(每50nl一个)进行抽采,钻孔施工参
数按通风部设计图纸施工,确保掘进工作面始终在钻孔抽采范围内。
2.施工设备:ZDY4300L型一体式矿用履带式全液压钻机。
附:图5301工作面辅运巷反掘钻场钻孔施工设计图
七、钻场管理
1.为保证钻机、钻孔的合理布置,在采空区侧帮部沿巷道顶底板施
工钻场,保证底板平整。
2.每次施工钻孔前,应将抽放管路延伸至钻场位置。
3.每日安排人员对所施工的钻孔进
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