东翼轨道巷巷道掘进作业规程.doc

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贵得金公司检槽田煤矿
东翼轨道巷掘进工作面作业规程
编号: 掘〔 〕4号

编制单位 : 技 术 科
编 制 人 :
总工程师:
矿 长:
编制日期: 9月

检槽田煤矿作业规程( 措施) 会审表
会审内容
贵得金公司检槽田煤矿
东翼轨道巷掘进工作面作业规程
会审日期
9月12 日
会审地点
矿调度会议室
主 持 人
蔡金福
参加会审人员
施工单位

调 度 室

通 防 科

通防副总

安全矿长

生产矿长

机电矿长

总工程师

矿 长

会审意见:
1、 该作业规程编制符合东翼轨道巷掘进工作面实际情况, 同意严格贯彻执行。
2、 开工前应首先按照设计形成独立的通风系统, 及时编制有关安全措施并认真贯彻执行。
3、 由于巷道上部距离11601采面较近, 应认真实施探放水工程, 严防透水事故发生。
4、 必须加强顶板管理, 严防顶板事故发生。
5、 在生产过程中, 根据实际情况及时修改和补充相关内容。

检槽田煤矿规程( 措施) 学习记录表
贯彻人

贯彻时间

学习人员签名
姓名
手印
姓名
手印

检槽田煤矿作业规程学习和考试记录
序号
姓名
分类
备注

目 录
第一章 工程概述 8
第一节 概述 8
第二节 编 写 依 据 8
第二章 地面位置及地质情况 9
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 9
第二节 煤( 岩) 层赋存特征 9
第三节 地质构造 11
第四节 水文地质 12
第三章 巷道布置及支护说明 15
第一节 巷道布置 15
第二节 巷道支护设计 16
第三节 支护工艺 18
第四章 施工工艺 20
第一节 施工方法 20
第二节 打眼方式 21
第三节 爆破作业 22
第四节 装载与运输 26
第五节 管线敷设 27
第五章 生产系统 28
第一节 局部通风系统 28
第二节 压风系统 31
第三节 瓦斯抽采系统 32
第四节 综合防尘 32
第五节 防灭火 35
第六节 安全监控与通讯系统 37
第七节 供电系统 40
第八节 排水系统 42
第九节 视频监控系统 43
第十节 人员定位系统 44
第六章 劳动组织及主要技术经济指标 45
第一节 劳 动 组 织 45
第二节 作业循环 45
第三节 主要技术经济指标 46
第七章 工程质量标准及要求 47
第八章 安全技术措施 48
第一节 一通三防 49
第二节 顶板管理 55
第三节 爆破管理 60
第四节 防治水措施 64
第五节 机电管理 65
第九章 管理制度 75
第十章 避灾路线 79

第一章 工程概述
第一节 概述
一、 巷道布置
东翼轨道巷布置在距16#煤层底板3～8m的底板岩层中, 巷道自主平硐底处开口, 以运输下山巷道开口点以里5m为中心, 按照方位57°、 30%流水坡度施工平巷180m达到设计位置, 作为现在东翼采区的轨道运输巷, 使采区生产系统得到优化。附图1: 巷道布置平面图。

二、 巷道用途: 服务于16#煤层的通风、 轨道运输、 行人。
三、 总工程量: 巷道设计长度180m, 其中: 按照方位57°、 30%流水坡度施工180m。
四、 工期要求:
该巷预计 9月15日开工, 12月31日竣工。
五、 服务年限:约6.5年。
六、 工程结构特点:
巷道开口标高: 1350m, 巷道终点标高: 1350.6m。
七、 附近开采情况
东翼轨道巷东部为矿区三区边界, 西部为一采区上山煤柱, 南部为11601采面采空区, 北部为及东翼运输巷保护煤柱, 上部为16#煤层采空区和11603回风巷巷道。
第二节 编 写 依 据
一、 织金县猫场镇检槽田煤矿生产地质报告;
二、 织金县猫场镇检槽田煤矿开采方案设计( 变更) ;
三、 织金县猫场镇检槽田煤矿安全设施设计( 变更) ;
四、 《煤矿安全规程》及其它有关技术规范。
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
一、 地面相对位置、 建筑物及其它
东翼回风巷相对应地表为夏家庄东部村庄、 山坡、 空地, 标高+1361.6～+1392.46m之间; 开口位置地表对应于夏家庄, 标高+1345.5m, 整条巷道距地表30～60米不等, 巷道掘进区域内无地表水体及岩溶裂隙, 地面为低山地形, 无建筑物和水体。掘进期间爆破震动可能对夏家庄西南边几户有影响; 该巷位于16#煤层, 上部14#煤层局部采空, 与下部21#煤相距32米左右, 掘进对相邻煤层无影响。
二、 井下临近采掘情况及对掘进巷道的影响
东翼轨道巷东部为矿区三区边界, 西部为一采区上山煤柱, 南部为11601采面采空区及老窑, 北部为及东翼运输巷保护煤柱, 上部为16#煤层采空区和11603回风巷巷道。
巷道大部分上方存在采空区, 因此在施工过程中应加强探放水、 瓦斯治理、 顶板管理工作。
第二节 煤( 岩) 层赋存特征
一、 地质柱状
地质柱状详见附图2地质柱状图。
二、 煤层顶底板岩性特征
1、 顶板: 伪顶黑色炭质页岩, 强度低; 直接顶板为粉砂岩、 泥质粉砂岩, 易风化崩解, 遇水易膨胀、 软化, 厚度3．6m, 为不稳定顶板。间接顶板为灰岩, 坚硬, 裂隙发育稳定。
2、 底板: 直接底板为灰色页岩、 粉砂岩、 泥质粉砂岩, 易风化崩解, 遇水易膨胀、 软化, 为不稳定底板。
三、 煤层情况
1、 16#煤层: 位于龙潭组第二段( P3l2) 中下部, 上距14#煤层25～35米, 下距21#煤层30～35m。最小厚度1.11m, 煤层最大厚度2.48m, 平均厚度约1.66m。夹矸0～2层, 夹矸厚度0.10～0.38m之间。夹矸多为黑色砂质泥岩或炭质泥岩, 属中厚煤层, 层位稳定,
全区可采。
2、 地层走向46°～58°, 倾角8～12°, 平均倾角为10°。
东翼轨道巷16#煤层特征表
工作面( 巷道)
地面标高
+1350～+1350.6m
煤( 岩) 层倾角
-8～-12°
煤厚
平均1.8米
煤坚固系数
1.3
直接顶岩性
粉砂质泥页岩
厚度

f

老 顶
粉砂质页岩
厚度

f

最大涌水量
2m3/h
正常涌水量
0.5m3/h
绝对瓦斯
涌出量
1.6m3/min
相对瓦斯
涌出量
2.65 m3/t
煤与瓦斯突出
推测瓦斯含量2.65m3/吨, 按有突出危险性对待
煤尘爆炸
指数
煤尘无爆炸危险性
煤的自燃倾向
Ⅲ类不易自燃
地温情况
本矿区范围地温正常, 无异常地温区
主要地质
构造
根据临近巷道东翼运输巷掘进情况分析, 此巷掘进施工基本不受地质构造的影响( 东翼运输巷揭露有3条落差在0.6-1.2米的斜交断层, 但基本不影响巷道施工)
煤层层间距
上部16#煤层局部采空, 16#～21#约28-32米
老巷老空、 钻孔封闭情况
东翼回风巷布置在16＃煤层中, 上部14#煤大部分采空, 16#煤层有不同程度的采空现象, 东翼回风巷范围内无封闭不良钻孔。
施工中应特别注意的问题
煤层鉴定在+1350m标高以上无煤与瓦斯突出危险性, 该巷施工最低标高为1300m, 在施工中若遇到断层需要揭煤时制定专项揭煤措施。施工中要做好探放水和顶板管理工作。
第三节 地质构造
一、 褶皱
整个矿区为一直立倾伏背斜褶曲, 两翼倾角相等, 倾伏端指向N20°W, 褶曲的枢纽约10°。
二、 断层
从矿区的西部到东部, 区内地层走向由NE逐渐变为SE向, 倾向由315°逐渐变为45°, 倾角为8～12°, 一般为10°。煤层产状与地层产状一致, 地层沿倾向有一定的波状起伏, 对东翼回风巷掘进无影响。
矿区内构造复杂程度属中等类型。地质构造类型确定为Ⅱ类。

矿区主要断层特征表
断层编号
位置
断层性质
断层产状
备注
走向
倾向( 度)
倾角( 度)
断距( 米)
F1
矿区西部, 走向长2170m。
逆断层
NE～SW
NW
60
＞50m

F2
矿区西部, 走向长约920m。
逆断层
S～N
E
60
＞50m

F3
矿区西部, 走向长3300m。
逆断层
NW～SE
NE
不明
不清楚

三、 节理及裂隙
矿区内地层露头观察表明: 节理裂隙主要发育于次级褶皱轴部及翼部, 走向与褶皱轴基本相近, 充填物多为石灰岩, 少量无充填物, 轴向延伸不长, 其规模较小。产出形态有两种, 一是紧闭型, 二是宽缓型, 在勘探区内具有不均一分布特征。
上述节理裂隙出露部位会导致煤层频繁起伏, 给采煤活动带来较大影响。
第四节 水文地质
一、 矿区充水因素
1、 充水水源
( 1) 地表冲沟、 溪沟水
区内四层可采煤层位于北北东向展布的缓坡及冲沟口, 季节性的冲沟水沿途接受泉水及煤窑水、 山坡紊流的补给, 雨季还有较大面积大气降水汇入, 水量较大, 这些冲沟多位于含煤地层露头地带, 冲沟附近的网状、 脉状裂隙密集, 它们与煤层风化、 氧化带直接接触, 冲沟水可能沿风化裂隙、 老窑及原矿井浅部采空区渗入或突入矿井, 为矿井开采的直接充水水源。
另外, 矿区南部及西部均有常年性溪沟水, 开采过程中, 受地下采煤工程活动的影响, 其溪沟水可能经过裂隙等进入矿井, 从而对矿床形成充水。
( 2) 第四系孔隙水
( 3) 矿区内覆盖的第四系, 含水性弱, 加之厚度不大, 蓄水量有限, 对煤矿开采影响小。
( 4) 龙潭组弱裂隙含水层
该组主要为碎屑岩, 富水性总体微弱, 在构造裂隙带及应力破坏影响的地段, 含水量相对会较大, 矿床开采到这些地段, 矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。
( 5) 采空区积水
上部16#煤层已开采形成采空区, 其采空区常年排出有积水, 雨季变化较大, 不会存在大面积积水。故要提前探放水, 避免老窑、 采空区突水的危害。
2、 充水通道
( 1) 岩石天然节理裂隙
矿区内的直接充水的龙潭组含煤地层在接近地表附近, 岩石风化节理、 裂隙很发育, 而深部发育成岩或构造节理、 裂隙, 它们是地下水活动的通道, 并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。
( 2) 人为采矿冒落裂隙
采煤活动产生大量的采矿裂隙, 四层可采煤层的顶板和底板均为软弱岩组, 矿井及采空区易坍塌, 地压对围岩破坏严重, 易诱发突水通道。
( 3) 断层破碎带
矿区断层破坏了地层的完整性、 连续性, 降低了岩石的力学强度, 塑性岩石中断层破碎带含水性和导水性不强, 刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性, 可能连通含煤地层上部的中强含水层或地表水, 加之未来矿床开采中, 人工采矿裂隙大量出现, 改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场, 地表水、 地下水更可能沿断裂带进入矿井。
在历年的开采过程中, 多出发现断层, 应在今后生产工中引起重视。
( 4) 老窑采空区
矿区内老窑多分布于14、 16#煤层中, 为当地居民开采自用煤形成, 多为平硐及斜坑, 采坑长20m至40m不等, 由于时间较长, 现又进行了封闭, 均汇聚了一定的老窑积水, 是矿床充水水源之一, 对矿坑的安全构成一定的威胁。据本次老窑水调查, 老窑水水质类型为SO42-～Ca2+, 具有较强的腐蚀性。矿井现处于生产阶段, 采空区及生产系统影响区面积约0.03km², 现正常日排水量527m³, 充水水源主要为龙潭组裂隙水。
( 5) 岩溶管道
矿区内各组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道, 当它们被断层沟通与下伏煤层联系时, 也会成为矿井充水通道。
3、 充水方式
由于矿区内直接充水含水层多为粉砂质泥岩、 泥岩、 泥质粉砂岩, 此类岩石接受大气降水补给不强, 为中等～弱含水层, 充水通道主要以岩石原生和采矿节理、 裂隙为主, 规模一般不大, 少量为老窑、 采空区巷道、 岩溶管道导水, 因此当前矿井充水方式主要以渗水、 滴水、 淋水为主; 矿井进一步向深部开采后, 有从上部采空区积水及下部承压水突水的可能。
4、 地表水、 地下水动态变化
本区地表水、 地下水受大气降水影响, 其流量、 水质变化均与降水的季节和强度相对应, 雨季流量增大, 矿化度减少, 枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟, 各含水层无直接的水力联系, 且地下水动态变化显著, 周期性较明显, 并具滞后现象。
二、 水文地质类型
矿区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水和老窑采空区积水、 地表溪沟水, 局部区域承压水也可能突入, 故本矿区属于以裂隙—岩溶充水为主, 水文地质条件复杂程度为中等复杂。
综上所述, 本区水文地质类型属裂隙-岩溶充水矿床, 水文地质条件属中等复杂类型。
三、 涌水量
预计涌水量为: 正常涌水量为5m3/h, 最大涌水量为10m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
一、 巷道布置
东翼轨道巷布置在距16#煤层底板3～8m的底板岩层中; 巷道自主平硐底处开口, 以运输下山巷道开口点以里5m为中点, 按照方位57°施工平巷180m, 然后调整方位为297°施工平巷40m进入16#煤层。
第二节 巷道支护设计
一、 永久支护:
东翼轨道巷支护采用3.04×2.62( 梁×腿) 梯形工字钢支护, 巷道上净宽2.8m, 巷道净高2.35m, 掘进断面9.12㎡, 净断面8.0㎡。顶部背板6道, 每间隔600mm用φ( 80～120) ×800mm半圆木背顶1道; 两帮各背板4道, 每间隔660mm用φ( 80～120) ×800mm半圆木背帮一道, 棚距0.6m。过断层等地质构造、 顶板破碎、 帮顶压力大易造成支护变形时, 棚距可缩小至0.3～0.5m.
帮顶围岩破碎时, 铺设金属网护帮、 护顶, 金属网采用钢丝直径Φ3.2mm、 网格宽度50×50mm、 网片长度1.6m、 宽度0.8m的编制金属网; 网与网搭接不小于100mm, 用12#铁丝绑扎连接, 扎点间距小于等于200mm。
附图3 巷道支护断面图。

二、 临时支护
施工中必须坚持正确使用临时支护, 临时支护采用两根11#工字钢梁做为前探梁。前探梁每根长度3.6m, 每根前探梁配三道吊环, 均匀分布, 前探梁分别挂在棚梁中心两侧各0.8m处。
附图4 巷道支护平面图。

第三节 支护工艺
一、 临时支护工艺
1、 上前探梁时先将3个前探梁吊环按间距1.2m( 2架棚) 均匀挂置在棚梁上, 人工抬起前探梁将前探梁用吊环吊挂, 连接好卡环, 上好螺丝。上梁时每头不少于三人, 2人抬梁, 1人上吊环。
2、 前探梁与棚梁间用背板或木楔备背紧背牢。背板为长度800mm, 宽度60～70mm, 度厚40～50mm的木板; 木楔尺寸为280×100×80mm(长×宽×厚)三角楔。
3、 爆破后前探梁向前移动时, 去掉前探梁与棚梁间的背板或木楔, 先将后侧的前探梁吊环移挂在最前一架永久支护上, 两端各2人拖住前探梁向前推移0.6m, 逐根移动到位后, 放上棚梁, 将前探梁推移到循环进尺位置, 背好顶板, 在前探临时支护下挖柱窝、 载腿子。
二、 永久支护工艺
爆破后安全检查、 敲帮问顶后, 延好中心, 使用好临时支护, 在临时支护上临时固定棚梁, 背好顶板, 在临时支护掩护下出货至设计高度, 挖出柱窝、 载好腿子, 背好两帮, 打齐撑木, 形成永久支护。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、 施工顺序
东翼轨道巷自主平硐底处开口, 以运输下山巷道开口点以里5m为中心, 按照方位57°施工平巷180m, 然后调整方位为297°施工40米平巷进入16#煤层。
二、 施工方法
1、 采用普通钻爆法施工, 打眼采用YT28型气腿式凿岩机打眼, 毫秒延期电雷管正向装药, 串联联线全断面一次起爆。
2、 工作面跟SGB－320/17B刮板运输机, 人工攉装渣入刮板运输机外运出渣。后期人工装岩, 人力推车, 0.75T型矿车。
3、 按给定的中腰线架设3.04×2.62( 梁×腿) 梯形工字钢支护顶板。
三、 施工工序
交接班安检――开工准备――打眼——装药、 联线—爆破、 通风――前探支护――上梁――出渣――挖柱窝――载腿子――出碴――安检――第二循环开始。
附图5 施工工艺流程图
检查瓦斯

交接班

工作准备

临时支护
敲帮问顶

清理炮眼

打眼

装药

检查瓦斯

加固支护

掩护设备

设岗撤人

跑后炊烟、 检查瓦斯

联线放炮

检查瓦斯

洒水降尘、 敲帮问顶

前探支护

出矸

质量验收

铺溜

锚杆支护、 工字钢支护

交班

四、 工作制度
采用”三八”制作业方式, 每班工作时间8小时。

第二节 打眼方式
一、 打眼方式
采用炮掘施工方式, 人工用YT28型气腿式凿岩机, 配1.5m六棱钻杆、 φ41mm岩石钻头打眼。风源来自地面压风机经压风管路与钻机连接。
二、 施工设备列表
打眼设备情况表
序号
机械、 钻具名称
型号
数量
动力
配套方式
备注
1
气腿式钻机
YT28型
2
风

2
钻杆
1.5m
4
风

3
手镐

5
人力

4
尖锹

6
人力

第三节 爆破作业
一、 爆破器材
1、 炸药: 使用三级煤矿安全许用乳化炸药, 药卷直径Φ35mm, 长度200mm, 重量200g/卷。
2、 雷管: 使用1～5段煤矿许用毫秒延期电雷管, 2m长脚线引爆。最后一段延期时间不得超过130ms。
3、 发爆器: 使用MFB-100/200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、 装药结构
采用正向连续柱状装药结构装药, 炮眼有水时使用防水套, 引药外放置2个水炮泥后黄土炮泥封孔。要求炸药和雷管的聚能穴均指向眼底; 封泥长度不小于0.5米; 雷管脚线必须纽结。

图6 装药结构示意图

三、 起爆方式
起爆使用MFB一100型发爆器全断面一次起爆。采用直眼掏槽方式掏槽, 正向装药, 起爆顺序依次为掏槽眼——辅助眼——底眼——周边眼。
四、 联线放炮
放炮母线使用绝缘双线, 联线采用串联联线。放炮前必须在通往放炮地点的所有通道的警戒处设好警戒, 放炮警戒距离规定为: 在工作面防突风门之外有视频监控地点放炮。必须严格执行”一炮三检”制和”三人连锁放炮”制。
附图7: 爆破警戒示意图。

五、 炮眼布置图及爆破说明书
炮眼确定和爆破说明书按巷道架棚支护时的掘进断面9.12㎡计算。
1、 炮眼数目和装药量的确定
根据下列公式能够一次起爆所需的总炸药量:
Q=qsln=1.25×9.12×1.2×0.95=13( kg)
式中: q——单位炸药消耗量, q=1.25kg/m3;
s——巷道断面积, m2, s=9.12 m2;
l——炮眼深度, m, l=1.2;
n——炮眼利用率, %, 取95%。
根据下例公式可算出每茬炮所需的炮眼个数:
N=qsmn/(xp) =1.25×9.12×0.2×0.95/( 0.35×0.2) ≈30( 个)
式中: N——炮眼个数, 个;
m——每个药卷的长度, 取m=0.2m;
x——眼的装药系数, 取0.35;
p——每个药卷的重量, 取0.2kg。
根据上述公式计算, 确定每循环爆破所需的炸药量为13kg, 炮眼个数为30个。
2、 爆破说明书
（1） 炮眼布置图:
图8 炮眼布置图

( 2) 爆破基本条件表。
矿井瓦斯等级
高瓦斯矿井
掘进断面
9.12 m2
煤( 岩) 普氏系数
F=1.3
钻眼机具
YT28型气腿式凿岩机
炸药种类
3#煤矿安全乳化炸药
雷管类型
毫秒延期电雷管

( 3) 爆破说明表

炮眼
名称

炮眼
编号

炮眼深度m

炮眼个数
炮眼角度
装药量
雷管段别

封泥长度

连线方式
水平
( °)
垂直
( °)
kg/眼
合计( kg)
掏槽眼
1-4
1.4
4
75-85
75-85
0．6
2.4
Ⅰ
不得少于0.5m
串 联 连 线 正 向 起 爆
辅助眼
5-12
1.2
8
88-90
90
0.5
4
Ⅱ
周边眼
13-23
1.2
11
85-90
80-90
0.4
4.4
Ⅲ
底眼
24-29
1.2
6
85-90
80-90
0.4
2.4
Ⅳ
合计

29

13.2

( 4) 爆破指标
顺序
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
95
5
一循环炮眼长度
m
35.6
2
工作循环进度
m
1.2
6
掘进一米炮眼长度
m
29.7
3
一循环实体煤岩量
m3
10.94
7
掘进一米炸药消耗量
kg
12.012
4
掘进一米煤岩量
m3
9.12
8
掘进一米雷管消耗量
发
26.3

第四节 装载与运输
一、 煤( 岩) 运输:
工作面安装一部SGB－320/17B型刮板运输机, 机尾跟迎头, 机头撘主平硐SSJ-800型胶带运输机外运出煤岩。
刮板运输机安装长度6～60m, 随掘进工作面进度在机尾段加装溜槽延接, 延接长度达到60m以内时, 缩短刮板运输机延长胶带运输机。
二、 出渣系统:
1、 初期开口人工攉装渣至主平硐胶带运输机, 开口6m后再安装刮板运输机, 机头主平硐SSJ-800型胶带运输机, 机尾跟工作面迎头。爆破落煤岩由人工用铁锹装至跟工作面的刮板运输机上, 由刮板运输机转载外运出煤岩。
2、 前期工作面煤岩——东翼轨道巷刮板运输机——主平硐胶带运输机——地面转载胶带运输机——地面。
巷道施工80米后, 改为轨道运输, 人力推车, 0.75T型矿车, 副平硐铺设21Kg钢轨。
3、 运料系统:
工作面所需材料、 设备自地面装车——副平硐——井底车场——主平硐里段——东翼轨道巷——东翼轨道巷工作面。
装载设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输距离
备注
1
刮板运输机
SGB－320/17
1
掘进工作面
压柱
60m

2
胶带运输机
SSJ-800
1
主平硐运输上山
地锚

3、 运输系统
详见附图9 工作面设备和运输系统示意图。

第五节 管线敷设
一、 风筒吊挂: 采用12#扎丝绑扎在工字钢梁左侧后再吊挂风筒吊环。风筒吊挂距巷道底板不小于1.7m, 要求接头合格、 吊挂平直、 逢环必挂, 无漏风、 无死弯, 拐弯处加设弯头。
二、 供水管、 供风管、 排水管: 敷设在巷道左侧靠帮吊挂, 自上向下依次为供水管、 供风管、 排水管, 最下一根管子距巷道底板1.2m, 两管之间间距100mm。用8#铁丝在棚腿与管路间每根绑扎吊挂不少于一道。
三、 抽放管: 在巷道左侧靠帮敷设, 距底板不少于0.3m。
四、 电缆、 通信线、 监控线: 敷设在巷道右侧靠帮吊挂, 距巷道底板不小于1.8m用电缆沟吊挂, 电缆沟每间隔1.8m安设一道, 电缆吊挂上细下粗, 电缆松紧一致, 多余的电缆必须靠帮吊挂整齐。

第五章 生产系统
第一节 局部通风系统
一、 通风系统:
新鲜风流: 地面——主平硐——运输上山——运输上山内的局部通风机——东翼轨道巷工作面。
乏风风流: 东翼轨道巷工作面——东翼轨道巷——溜煤斜巷——上山煤柱采面进风巷——上山煤柱采面——上山煤柱采面回风巷——回风斜井——地面。
附图10 通风系统示意图。
二、 局部通风设计:
( 一) 掘进工作面需风量计算
掘进工作面实际需要风量, 按瓦斯、 二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、 风速、 人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算, 然后取其中最大值。
1、 按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:
Q掘=100×CH4×K=100×1.9×1.7=323m3/min
式中: Q掘——为掘进工作面实际所需风量, m3/min;
CH4——为掘进工作面绝对瓦斯涌出量, m3/min; 据贵州省能源局文件《关于毕节地区工业和能源委员会文件<关于请求审批 矿井瓦斯等级鉴定报告的批复>的批复》( 黔能源发[ ]699号) , 检槽田煤矿绝对瓦斯涌出量1.9m3/min,
K——为备用风量系数, K=1.5～2.0 , 取K =1.7;
100——单位瓦斯涌出配风量。
2、 按一次爆破最大炸药消耗量计算:
Q掘 = 25A=25×13.2=330( m3/min)
式中: 25——为每公斤炸药爆破后的用风量;
N——为一次爆破炸药最大用量, kg。
3、 按掘进工作面同时作业最多人数计算:
Q掘 = 4×n=4×20=80( m3/min)
式中: n——掘进工作面同时工作的最多人数, 取20人。
经过以上计算, 掘进工作面所需风量拟取Q＝330m3/min。
( 二) 掘进工作面风量验算
1、 按最低风速验算:
Q小=60V小S=60×0.25×9.12=136.8m3/min﹤330m3/min
式中, Q小——掘进工作面最小配风量;
V小——《煤矿安全规程》规定的巷道最低风速, 取0.25 m/s;
S——掘进工作面掘进最大断面积, 掘进断面9.12m2。
2、 按最高风速验算:
Q大 =60V大S=60×4×9.12=2188.8m3/min﹥330m3/min
式中, Q大——掘进工作面最大配风量;
V大——《煤矿安全规程》规定的巷道最高风速, 取4m/s。
经过以上计算及验算, 风量取330m3/min符合要求。
( 三) 风机选型:
根据以上计算, 该工作面配风量不得小于330m3／min。在考虑经济、 合理, 确保安全的同时, 结合现有实际情况, 选用二台FBD№6.0型2×15kw对旋轴流式局部通风机, 其供风量为240-420 m3/min, 一台工作, 一台备用, 能满足生产需要。
( 四) 局部通风方式:
采用压入式局扇通风方式, 工作面安设两台FBD№6.0型2×15kw对旋轴流式局部通风机, 双风机双电源, 一台工作, 一台备用; 实现自动倒台灵活可靠, 风电闭锁、 瓦斯电闭锁灵敏可靠。
( 五) 局扇安装位置:
掘进工作面通风系统是在主平硐内溜煤斜巷下口以外不小于10米、 运输上山口以里位置构筑一组过矿车风门( 符合风门和防突标准的要求) , 在运输上山溜煤斜巷口以外构筑一道厚度0.8米能过风筒的调节风墙( 安设防逆风装置) 。在运输上山下端安设一组局部通风机, 风筒经运输上山调节风墙、 溜煤斜巷进入掘进工作面压入式供风, 工作面的回风流经过溜煤斜巷、 运输上山、 进入停产的上山煤柱工作面, 最后回到风井。
风机吊挂在巷道下帮, 开关等设备摆放在巷道上帮。风机要求必须固定牢固, 距地面≥300mm。风机使用软质分风器, 必须吊挂平直, 吊挂牢固、 连接可靠。
( 六) 风筒及供风距离
风筒使用直径φ600mm, 长10米/节的阻燃抗静电胶质柔性风筒。风筒接头采用双反压边。风筒吊挂在巷道右帮, 距顶不小于200mm。最大供风距离约500m。
第二节 压风系统
一、 压风系统:
地面工业广场安装有ERC-120SALP型变频风冷螺杆式空气压缩机3台, 2台工作, 1台备用。空压机额定排气量15.5 m3/min, 额定排气压力0.8MPa向井下各用风地点供风。主管路沿副平硐至井底车场为￠133×4㎜无缝钢管, 支管路为φ57×3.5的无缝钢管。
东翼轨道巷掘进施工所用压风, 自运输上山的压风管路延接至掘进工作面, 加三通, 安装6分供风阀门, 接出φ25mm胶管, 向工作面用用风设备供压风。供风管路每间隔50米设三通阀门一个。
供压风管道线路为: 地面压风机房——主平硐——东翼轨道巷掘进工作面。
附图11 压风系统示意图。
二、 压风自救系统安装要求:
1、 巷道内距工作面25～40m处设置一组压风自救袋, 压风自救袋数量为15个, 可供15人使用; 巷道向外每隔50m设置一组压风自救袋, 压风自救袋数量为5个, 可供5人使用。每个压风自救袋压缩空气供给量不得少于0.1-0.15m3/min。每组压风自救袋经过三通与压风管路相连。
2、 压风自救装置应安设在巷道较宽敞、 支护完好、 前后5m内无杂物堆积的人行道侧, 人行道宽度应保持在0.8m以上。
3、 压风自救装置损坏时, 要及时更换。
4、 所有压风设施必须有专人负责管理, 每天检查是否漏风、 堵塞及每组自救装置的完好情况, 发现问题要及时处理。
5、 压风自救装置必须设置管理牌板, 内容包括: 时间、 地点、 数量、 供气量、 管理负责人。
6、 所有的压风自救装置必须保持24小时内有风, 发现无风要及时查找原因, 并进行处理, 现场处理不了的, 要及时向调度室汇报。
7、 所有人员必须爱护压风自救设施, 发现有故意破坏者将严重处罚。
8、 所有自救装置阀门开关必须灵活, 否则要及时更换。
第三节 瓦斯抽采系统
检槽田煤矿地面抽放泵站安装有2BEC-400型水环真空泵高负压抽放泵二台( 一台工作一台备用) , 最大抽放量80m³/