西三采区胶带下山掘进作业规程.doc

西三采区胶带下山掘进作业规程 第一章 概 况 第一节 概 述一、巷道名称所掘巷道名称为西三采区胶带下山。二、巷道用途西三采区胶带下山用于运输及行人。三、设计长度、坡度及服务年限本巷道总长1370.553m，巷道沿7#煤底板破顶掘进；服务年限10年。四、巷道施工顺序：西三采区胶带下山由J点至H点的顺序施工。五、本工作面2014年06月30日开工，预计2014年12月30日竣工。六、巷道平面图、剖面图。（见附图1、附图2）第二节 编制依据一、法律法规根据煤矿安全规程、中华人民共和国安全生产行业标准、煤矿防治水规定及沈阳焦煤股份有限公司红阳三矿有关制度、规定。二、编制依据工作面设计说明书名称为西三采区准备巷道布置图，批准时间为2013年12月14日。三、地质说明书及批准时间地质说明书名称为西三采区胶带下山、轨道下山及回风下山掘进地质说明书，批准时间为2014年05月07日。四、矿压观测资料：根据西翼胶带斜巷矿压观测资料预计西三采区胶带下山地质构造段应力集中。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1、西三采区胶带下山地表标高为+21.8+23.1m。相应地表为蒿子屯村、高压线、旱田、稻田、公路，地表内水体和建构筑物对西三采区胶带下山掘进无影响。2、西三采区胶带下山井下水平标高为-1083.266-1138.292 m。西三采区胶带下山位于西翼胶带斜巷西侧。西侧南侧北侧均为未采动区域。3、西三采区胶带下山临近采掘现状对掘进巷道影响较小。4、井上下关系对照表见表1 表1采 区西三采区工程名西三采区胶带下山地面标高/m+21.8+23.1井下标高/m-1083.266-1138.292地面相对位置建筑物小井及其他蒿子屯村、高压线、旱田、稻田、公路井下相对位置对掘进巷道的影响西三采区胶带下山位于西翼胶带斜巷西侧。西侧南侧北侧均为未采动区域。邻近采掘情况对掘进巷道的影响临近采掘现状对掘进巷道影响较小。第二节 煤（岩）层赋存特征1、西三采区胶带下山所掘煤层层理发育。7-1煤层平均厚为0.30m；7-2煤层平均厚为0.50m；7-3煤层平均厚1.10m，7煤层平均厚1.90m，夹矸为泥岩，平均厚0.9m。2、7-1煤顶板为黑色泥岩，平均厚10.31m，其上为细砂岩，平均厚7.6m。7-3煤底板为粉砂岩，平均厚为0.40m，其下为中砂岩平均厚为8.88m。3、坚固性系数：7煤：f=0.3；泥岩f=1.82.9；粉砂岩f=2.74.5；中砂岩f=6.2。4、煤、岩层产状：210300； 26。本区域地温：44。5、煤、岩层赋存特征（见表2-1），煤层顶底板情况（见表2-2）。煤层特征表 表2-1指标参数备注煤层厚度（最大-最小/平均）（m）1.9煤层倾角（最大-最小/平均）（）（2-6）/4煤层硬度f0.3煤层层理（发育程度）发育煤层节理（发育程度）发育自燃发火类型类预计绝对瓦斯涌出量（立方米/分）0.44预计相对瓦斯涌出量（立方米/吨）910煤尘爆炸指数17.23%地温（）44 煤层顶底板情况表 表2-2顶底板名称岩石类别硬度f厚度/m岩性顶板伪顶、直接顶泥岩1.8-2.910.31灰黑色，无层理，含植物化石底板直接底粉砂岩2.7-4.50.4灰黑色，含植物化石老底中砂岩6.28.88灰色，中至细粒结构，泥质胶结第三节 地质构造1、根据钻孔资料及相邻工作面实见断层综合成果推测，西三采区胶带下山在掘进过程中可能遇Fw3t2正断层产状12060，落差28米，断层两侧派生构造发育。2、预计掘进过程中还可能遇见其它中小构造。3、断层情况表 表3编号断层名称性质走向倾角落差对工程的影响1Fw3t2逆断层1206028m巷道顶帮破碎第四节 水文地质1、西三采区胶带下山所掘煤、岩层位于二叠系下统山西组及太原组地层。二叠系下统山西组裂隙承压微弱含水层，单位涌水量为0.00334升/秒米，渗透系数为0.00913米/日。二叠系下统山西组上部为二叠系下统下石盒子组裂隙承压微弱含水层，单位涌水量为0.00004升/秒米，渗透系数为0.00004米/日。二叠系下统山西组地层下部为石炭系上统太原组裂隙承压微弱含水层，单位涌水量为0.000040.0006升/秒米，渗透系数为0.00040.00084米/日。通过附近巷道实际揭露情况表明，该巷道所掘岩层围岩裂隙局部含水，在掘进过程中，该巷道可能出现滴水现象。综上所述，西三采区胶带下山工作面水文地质条件简单，围岩富水性弱，无突水危险性。预计该预掘巷道涌水量小于2立方米/小时。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、西三采区胶带下山为西三采区准备巷道，西三采区胶带下山水平标高为-1083.266-1138.292，巷道断面形状为三心拱型，长度为1370.552m，平均掘进坡度为-4，巷道拉门位于西三采区701运顺联络道与已掘西三采区胶带下山交叉口处，巷道宽度为5.2m，高度为3.37m。设计巷道沿7#煤层底板破顶掘进。2、巷道断面图、拉门口大样图（见附图3、附图6）第二节 矿压观测1、观测对象：西三采区胶带下山。 2、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆的锚固力。3、观测方法：巷道拉门口10m内设一组顶板离层观测点，每掘进50m设一组顶板离层观测点；每掘进35m对锚杆锚固力进行1组测试，每组2根，两帮各1根。4、数据处理：帮锚杆锚固力30KN。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式根据地层综合柱状图资料分析，7#煤顶板为灰黑色泥岩无层理含植物化石，厚度10.31m，属稳定岩层，适合于锚网支护。根据矿压观测及支护经验，初步确定本预掘巷道断面形状为三心拱形，采用锚网、锚索联合支护。（见附图3、4） 二、支护设计计算1、锚杆支护参数确定（1）、锚杆长度计算公式：锚杆长度：LL1+ L2L3式中：L杆理论长度 m；（帮锚杆理论长度为Lc）L1锚杆外露长度，取0.1m； L2有效长度（帮锚杆煤帮破碎深度c）m；L3锚入岩层内深度（帮锚杆取0.6m），m。c=Htan(45/2)=3.37tan(45-35.67)=0.552m经计算得出：Lc=0.1+0.552+0.6=1.252mLs取2.2m帮LsLc；所选锚杆长度均能满足计算要求。（2）、锚杆间距、排距计算；设计时令间距排距均为A,则 A=Q/KH=67.2/(20.726.07)=1.84式中： A=1.36mA锚杆间排距, m； Q锚杆设计锚固力；67.2KN/根；H冒落拱高度，取参照H=B/2f；被悬吊岩石的重力密度，取26.07 KN/mK安全系数，一般取2。校核：施工时，As 取0.8m。所以AsA,取值满足要求。（3）、锚杆直径校核：理论直径： 1=（1/110）L=（1/110）1760=16mm实际直径： s=20mm校核： 因为 s1 所以，锚杆直径满足要求。（4）、锚杆拉力（锚固力）校核理论应具备锚固力Q1=KLsA2R=22.10.8225=67.2（KN）实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力大于70KN.校核： 因为 QsQ1 所以，锚杆拉力（锚固力）满足要求。根据以上计算结果，确定该巷道支护参数为：锚杆长度为2.2m，锚杆直径为20mm；锚杆间、排距为800mm。2、锚索支护计算（1）、确定锚索长度计算：L=La+Lb+Lc+LdL锚索总长度，mLa锚索深入到较稳定岩层锚固长度，mLb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5mLc上托盘及锚具的厚度，取0.15mLd需要外露的张拉长度，取0.35m按照GBJ86-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定：LaKd1fa/4fc式中k安全系数，取K=2d1锚索钢绞线直径，取 21.7mm）fa钢绞线抗拉强度，查得直径为21.7mm钢绞线抗拉强度为1770N/fc锚索与锚固剂粘合强度，取10N/计算得出La(221.71770)/(410)=1.92m，La取2.5mLa大于 (La)则 L=2.5+2.5+0.15+0.35=5.5mLs取6.5m，LsL，取值满足要求。（2）锚索支护密度NN=KBLb/Q 式中：B巷道跨度；K安全系数，取2；被悬吊岩石的重力密度，26.07KN/m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5m；Q锚索的最低破断力，240KN。N = KBLb/Q=226.072.55.2/240=2.281根/mNs =3.125根/m校核：因为N s N所以锚索支护宽度满足要求。（3）锚索排距P=nQ/KBLb式中：n每排锚索确定的平均根数，取2.5；Q每根锚索最低破断载荷，取240kN；煤岩体积力,26.07kN/m3；B巷道宽度。 K安全系数，取2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.5m；P=nQ/KBLb=2.5240/226.075.22.5=1.1mPs=0.8m因为PsP所以锚索排距满足要求。（4）、锚索间距M=B/n-1式中：n每排锚索确定的平均根数7根；M=5.2/7-1=0.87mMs=0.8m校核：因为MsM，所以锚索间距满足要求。根据以上计算结果，并结合锚索的悬吊作用，确定煤层巷道顶板支护采用钢带、金属网、锚索联合支护，支护参数为：锚杆长度为2.2m，锚杆直径为20mm；锚索布置形式为全锚索，长度为6.5m，直径21.7mm。施工过程中如遇局部地段巷道顶板破碎，则根据实际情况煤层巷道采用工字钢梯形对棚支护，锚喷巷道采用砌筑料石碹或钢筋混凝土碹支护。三、支护参数设计根据“经验公式计算法”和巷道所处围岩性质确定选用如下支护材料：1、锚索选用21.7mm6500mm的钢绞线，为7股钢丝扭制成，配用20mm厚钢板加工的托盘，300mm300mm。间距800mm，排距800mm。2、帮锚杆选用20mm2200mm的等强锚杆，间距800mm，排距800mm。3、钢带选用10mm钢丝绳加工成，长5.4m。4、锚杆托盘选用7mm厚钢板制成，规格120mm120mm或选用100mm厚钢板制成，规格200mm200mm，中孔22mm。5、锚固剂选用树脂锚固剂，规格23mm500mm。6、金属网采用8#（顶板）、10#（巷帮）铁线编制成的70mm80mm网孔，规格5m1.1m、5m1.8m。第四节 支护工艺与质量标准一、支护形式及材料规格1支护形式：（1）巷道顶板采用钢带、锚索、金属网联合支护。（2）两帮均采用锚网支护。（3）锚索布置方式：顶板锚索为全锚索布置（见附图3）。2、铺连网要求：顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网沿巷帮铺设。相邻网搭接在50-100mm之间，每隔100-150mm使用链网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣，且必须拧紧不少于2圈。3、锚杆支护工艺及要求掘进巷道成型退机后操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶开始吊连顶网前移前探梁打顶锚索紧固锚索打帮锚杆。（1）锚杆外露长度从螺母外算起10-40mm。（2）锚杆按设计要求布置，锚杆角度允许偏差15。（3）锚杆锚固剂使用树脂锚固剂。帮锚杆每孔使用2根锚固剂。安装锚杆时将锚固剂用锚杆送至孔底，搅拌时间25s-30s。搅拌停止后，2min-3min，使用扭矩扳手拧紧螺母，其预紧力不小于100N.m，帮锚杆锚固力30KN。（4）帮锚网支护，第1-2排帮锚杆允许滞后工作面不大于6条带，第3排帮锚杆允许滞后工作面不大于12条带；若两帮岩石破碎，第1-2排帮锚杆允许滞后工作面不大于3条带，第3排帮锚杆允许滞后工作面不大于6条带。4、锚索支护工艺及要求（1）锚索必须按设计进行布置，每孔使用2根锚固剂，锚索锁紧压力为180KN。（2）锚索应与巷道轮廓线垂直布置，外露长度150250mm。（3）敲帮问顶打眼上药卷安装索线上托盘及锁头用千斤顶预紧索线。5、巷道一帮超挖宽度超过400mm，顶板必须及时补打点锚杆，且超挖长度3000mm以上补一条顺带，并安设锚索，锚索锚杆间隔布置。二、支护工艺及要求1、临时支护（1）前探梁及吊环规格：前探梁：采用长4.0m的直径75.5mm的钢管, 壁厚4mm。吊 环：巷道顶板为全锚索支护，所以用40T刮板输送机链与锁具代替吊环。（2）吊环的固定：临时支护用40T刮板输送机链与锁具代替，首先将40T刮板输送机链两端用锁具固定在顶板锚索上，然后将探杆穿入40T刮板输送机链与锁具组成的吊环内进行临时支护，锚链与3寸管接触的部位必须用双股8#铁线拧紧。2、临时支护工艺、工序及要求：（见附图5）（1）掘进机掘进成型后，将掘进机退出距工作面最后一条钢带5m的安全地点，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关并用皮带盖严。操作人员站在完好支护的巷道下，用2m以上长柄工具进行敲帮问顶，处理干净顶帮的活矸（煤），确保无问题后，人员站在永久支护下，挂连一片顶网。顶网连好后（粗连网要求金属网成片可托起，支护完成后，终连网间距必须达到规程要求），上好40T刮板输送机链与锁具，施工人员将网顶起，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢带，并用木拌将挑杆与顶板间刹实接顶。（2）前移前探梁时，班组长亲自指挥，并指派专人监护帮顶，发现问题及时处理。（3）掘进完成后，临时支护移至准备施工的第一条钢带处，锚网支护完后，临时支护移至准备施工的第二条钢带处，依次顺序施工。 三、工程质量标准1、巷道净宽：中心至巷道一侧允许偏差 0 +100mm。2、巷道净高：无腰线测全高允许偏差 -50 +200mm。3、锚杆角度：与巷道轮廓线垂直，允许偏差154、锚杆外露长度：1040mm。5、帮锚杆间排距：800mm，排距800mm，顶板锚索间距800m，排距800mm，允许偏差100mm。6、锚索角度：与巷道轮廓线垂直，允许偏差15。7、锚索外露长度：150250mm。8、网 搭 接：在50-100mm之间，每隔100-150mm使用链网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣，且必须拧紧不少于2圈。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法1、本巷道和硐室采用EBZ-260掘进机施工，巷道采用全断面一次掘进，进行全锚索、锚网支护，两帮采用锚网支护。2、施工特殊要求1）严格按地测中心施工，控制巷道高度。2）严禁空顶作业，最大控顶距3.4m，遇断层破碎带时为1.0m。3、巷道开拉门施工方法（1）巷道拉门前风机、风筒、风水管路、安全监控、监测等设备必须安设齐全完好。（2）巷道拉门采用掘进机施工，掘进成型后，将掘进机退至皮带尾处，巷道高度、宽度达到要求后及时对巷道帮顶进行支护。（3）巷道开拉门5m范围内，顶板锚索加密布置（见附图6）。（4）巷道开拉门3m范围内，缩小最大（临时）控顶距为1.0m。第 二 节 凿 岩 方 式一、施工方式1、生产工艺流程：掘进机进入工作面，对急停试验、报警掘进机割、装、运掘进成形，扫净工作面浮矸，后退敲帮问顶临时支护锚索、钢带、锚网联合支护撤出工作面所有工具、设备、清理杂物，检查风筒、探头（距工作面距离）是否符合要求，撤出人员。二、掘进机截割顺序（见附图7） 1、掘进机按照截齿切割方向由上向下循环切割。 2、每循环进尺3200mm。 3、每次进刀深度200-300mm。第三节 装 载 与 运 输一、装煤（岩）方式工作面采用掘进机装煤（岩），桥式转载皮带到800皮带上运输。二、运输设备的铺设1、轨道的铺设（1）、本工作面采用轨型24Kg铁道，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，水平偏差不超过2mm，轨枕间距0.6m，轨枕必须垫实,轨道终端距工作面50m100m。（2）、运输沿线保持清洁无杂物，每月对铺设的轨道至少检查一次。2、输送机的铺设（1）、机头、机尾与巷帮距离不小于0.7m，其它部位与巷帮距离不小于0.5m。（2）、胶带输送机机头主体架行人侧用防护网挡严，机尾安设防护罩，皮带架要求平直。第一部皮带头迎头必须设置迎煤板。（3）、胶带输送机各部件齐全、可靠、有效，要求平直。（4）、胶带输送机机头、机尾采用打底锚固定。机头底锚数量为4根，打在固定的机座孔内，机尾底锚数量为2根。采用20mm2200mm的等强锚杆，锚固力不小于70KN。（5）、桥式转载机一端用销轴与掘进机连接，另一端骑在胶带输送机机尾轨道上。桥式转载机行人侧用防护板挡严，机头、机尾设置迎煤板。3、绞车的安装：小绞车固定采用打混凝土(混凝土标号为C20)基础固定。基础规格按矿机电科相关规定执行。斜巷运输“一坡三挡”，其位置为帮道绞车往下一列车长度处设置阻车器，阻车器下方3m6m处设置挡车栏。挡车栏基础采用打砼，其规格为1.0m1.0m1.5m（长宽深）。挡车栏的开启方式采用远方操作。 装载、运输设备运输方式表 表5序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1掘进机EBZ-2601工作面非固定刮板输出10m2桥式转载机QZP-2601工作面非固定带式输出60m3带式输送机DSP-8002西三采区胶带下山机头机尾锚固带式输出1400m第四节 管线及轨道敷设一、各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、电缆、风水管路按巷道断面图布置（附图3）。2、风管、水管用专用钩固定在帮锚杆上，每隔35m一个钩，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过30m。3、电缆挂在专用的电缆钩上，电缆钩挂于固定在顶板15.5mm钢丝绳上，钢丝绳一端用卡子拧紧在顶板锚杆的吊环上，另一端用同样的方法固定于顶板上，钢丝绳中间部分用铁线每隔1.6m吊于顶板钢带上。电缆钩每个间距600mm，且每钩只准挂一根电缆。 管线及轨道敷设方式表 表6序号名称规格型号单位数量吊挂方式与中心腰线距离与轨道水平/垂直距离(m)与工作面距离轨面高低差轨道接头间隙1轨道24Kgm800-中心左0.6m-50-100m2-5mm2-5mm2风筒1000mm80悬吊中心右2.1m2.7/3.0-3风管108mm200悬吊中心右2.1m2.7/0.5-4水管108mm200悬吊中心右2.1m2.7/0.5-5排水管108mm200悬吊中心右2.1m2.7/0.5-6缆线70m900悬吊中心左2.1m1.5/2.4- 27 -第五节 设备及工具配备设备及工具配备见表7 设备及工具配备 表7序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1控制开关QBZ-120台82馈电开关KBZ-200台93激光指向仪EQJ-500台14综保ZBZ-4.0台75局部通风机FBD-NO6.3/230kw台26凿岩机7655台47锚杆钻机MQT130台48风煤钻ZMS30台39带式输送机DSP-800台110掘进机EBZ-260台111桥式转载机QZP-260台1第五章 生产系统第一节 通风部分一、通风方式及供风距离1、采用压入式通风，最长供风距离为1600米。2、通风系统新风：副井西翼轨道大巷西翼轨道斜巷联络川局部通风机吸风风筒工作面。乏风：工作面已掘西三采区胶带下山西三701运输顺槽联络道、西翼胶带巷西三701回风顺槽、西翼专用回风道南翼1#回风斜巷、北二南翼专用回风道、1#七煤回风巷南翼1#回风斜巷、1#回风石门南、北风井地面。二、风量计算（一）按瓦斯涌出量计算： Q = 125qk=1251.591.7 =337m/min式中：Q 掘进工作面实际需要风量，m3/min；q 工作面绝对瓦斯涌出量（按掘进工作面煤层瓦斯含量10m3/t，日出煤矸量228.24t计算绝对瓦斯涌出量为1.59m/min）。k 工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.7（根据相邻7煤层西翼胶带斜巷掘进工作面正常生产观测一个月。（二）按局部通风机的实际吸风量计算：煤巷半煤巷掘进：Q2Q机吸+600.25S Q2500+600.2510 Q2650m3/min式中： Q2掘进工作面需要风量，m3/min；Q机吸掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min；0.25 煤巷半煤巷道最低风速,m/s；S 局部通风机所在巷道断面，m2。（三）按炸药使用量计算：Q310A Q3100Q30 m3/min式中：Q3掘进工作面实际需要风量，m3/min；10每千克炸药爆炸后需要供给的风量，m3/minkg；A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量,kg；（四）按掘进工作面同时作业人数计算： Q4 = 4N=49=36m/min式中： Q4掘进工作面实际需要风量，m3/min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； n掘进工作面同时工作的最多人数。（五）确定掘进工作面实际需要的配风量：工作面实际需要风量为：Q=337 m3/min。（1） 风量验算取工作面需要风量Q =337m/min进行校核如下：（一）按最高风速校核Q高=VSQ高=24015.85=3804m/min 式中： Q高掘进工作面的最高风量，m3/min； S掘进工作面的断面积，m2； V高掘进工作面允许的最高风速460=240 m3/min；。Q Q高，（工作面风量符合规定）（二）按最低风速校核Q低=V低SQ低=1515.85=238m/min 式中： Q高掘进工作面的最低风量，m3/min； S掘进工作面的断面积，m2； V低掘进工作面允许的最低风速0.2560=15 m3/min；。Q Q低 ，（工作面风量符合规定）通过以上计算得出该工作面风量Q取337m/min能满足需要，为保证风量的稳定外加10%的富余系数，因此Q取370m/min。即：Q高 Q Q低（四）局部通风机选型根据风量计算结果，工作面设计风量为370m/min，风筒选用直径为1000mm胶质阻燃风筒供风，最长供风距离为1600m，根据其他工作面供风长度及风筒长度特性曲线得出，按百米漏风率1.5%计算，局部通风机供风量不小于487m/min。选用FBDNO6.3/230kW局部通风机，根据其他掘进巷道使用的相同型号、功率局部通风机，确定该局部通风机吸入风量为260-630 m3/min，能够满足工作面通风需求。局部通风机安设在西翼轨道反揭煤川内。常用局部通风机风量参考表型号或名称功率/kw吸入风量/ m3/min对旋局部通风机27.5180300（250）对旋局部通风机215240440（350）对旋局部通风机230260630（500）柔性风筒有效风量及漏风率参考表规格尺寸（直径mm）百米漏风率（%）6001.2038001.19310001.003局部通风机性能参数参数规格电机功率/kw全压/Pa最高全压效率（%）5.0/27.527.53403500756.0/2152154405100806.3/230230460600080第二节 压风掘进工作面的压风风源由地面压风机统一供风，采用4寸无缝钢管接设至工作面。压风压力不得小于0.45Mpa。第三节 防尘防火防尘系统：北风井下采轨道上山-850轨道大巷西翼轨道大巷西翼胶带斜巷工作面。掘进巷道内每50米设有一处三通阀门，其它巷道内每100米设有一处三通阀门。 第四节 供水与综合防尘1、工作面必须采取湿式打眼，工作面装煤时洒水，转载点和皮带头必须安装喷雾装置，出煤时开启并保证雾化效果。2、掘进机内外喷雾水压分别不小于3Mpa和1.5Mpa。开机时必须打开喷雾装置。3、掘进巷道内设置2组隔爆水棚，每组隔爆水棚的总水量不小于3170升，棚区长度不小于20米，第一组水棚距工作面的距离必须保持在60200米范围内，第二组水棚距顺槽口不小于50米。隔爆水棚水量计算：Q =QeS=20015.85=3170LQ每组隔爆水棚需要的水量(单位L)：Qe巷道单位断面需要的额定水量200L/m2：S巷道断面积：m24、每处水袋棚必须使用同一规格水袋，不得混用。5、隔爆设施每周通风队检查一次。检查内容包括：安装地点、水袋数量、水量、安装质量、棚区长度、断面、棚距等参数。6、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩带防尘口罩。第五节 防灭火1、相邻采区、相邻煤层和邻近巷道均无自燃发火倾向和不存在火区，防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。2、本巷道在掘进过程中如遇到高顶、孔洞和裂隙时用不燃性材料充填。3、各运输机头及移动配电点配备2只灭火器、两把消防锹和两个灭火砂箱，灭火器必须放置在架子上，放于皮带头5m便于取用的地方。消防锹及灭火砂不得移做他用。消防器材一览表 表8防火器材存放地点存放方式数 量 名 称西三采区胶带下山皮带头成架摆放防火锹2把钩镰枪2把灭火器2个 沙 箱2个锥形筒2个西三采区胶带下山存放液压油处成架摆放防火锹2把钩镰枪2把灭火器2个 沙 箱2个锥形筒2个 西三采区胶带下山掘进作业规程 第六节 安全监控一、分站、传感器安设位置：（1）分站安设位置：西三胶带下山风机配电点（2）分站供电电源：西三胶带下山副风机专用电源负荷侧（3）传感器安设位置：掘进工作面甲烷传感器T1距工作面5m；回风流中甲烷传感器T2距拉门口1015m；当掘进巷道长度大于1000米时，在巷道中部增设甲烷传感器T3；与1090回风大巷掘进工作面混合回风流甲烷传感器T4距胶带下山联络道1015m；开停传感器固定在掘进工作面主、副局部通风机的电源负荷线上；风筒传感器固定在局部通风机的风筒末端；馈电传感器固定在被控高开负荷侧的低压电缆上。（4）标准要求：监测分站必须设置在新鲜风流的巷道中，应便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物，距巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。甲烷传感器应垂直吊挂，距顶板（顶梁）300mm，距巷道侧壁200mm，安装维护方便，不影响行人和行车，工作面甲烷传感器，不得与风筒设置在同一侧。二、传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围设置：（1）T1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：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（2）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：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（3）T3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：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（4）T4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：西三胶带下山及1090回风大巷掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。三、安全管理措施、掘进工作面甲烷传感器由掘进当班班组长负责按规定位置及时移动，由作业地点瓦斯检查员负责检查监督。、瓦斯监测维护人员每天至少对该地点甲烷检测传感器及其它安全监控设施巡视检查一次，并使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照检查。、监测设备必须定期调试，每七天使用标准甲烷气样和空气气样对该地点甲烷传感器调校一次，并对甲烷超限、设备故障等断电闭锁功能进行测试，确保报警、断电准确灵敏可靠。、当班瓦斯检查员负责对该地点的甲烷传感器检测精度和监控设施进行检查，如有超差和损坏，及时向安全监控部门汇报。、安全监测值班人员接到安全监控系统出现故障和异常现象通知后，要立即赶到现场，对故障进行及时处理，并将原因和结果汇报通风队调度和矿调度。、使用单位负责提供监测电源，接通电源及控制线，并负责非本安设备的日常维护和管理。监测电缆应在动力电缆上方整齐悬吊，间距为0.1m以上，接头连接要规范。、与监测监控关联的电气设备，电源线和控制线在拆除或改线时，必须与信息中心共同处理。检修与监测监控关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。、当掘进工作面涌出的瓦斯造成断电后，在未流经胶带甲烷传感器之前或未确认小于0.8%以下时，禁止送电作业。 四、西三采区胶带下山人员定位设置1、西三胶带下山掘进工作面最远地点至地面中心站之间距离小于15km，采用矿井现有KJ405T型人员定位管理系统，实现对出入该掘进工作面人员的定位管理。2、选用系统配套的KJ405F型识别分站，识别距离为0-100米，最大位移不小于5m/s，并发识别数量不小于80，漏读率不大于10-4。3、在西三胶带下山工作面及巷道入口50米范围内分别安设一台识别分站，分站应固定吊挂在巷帮中上部，确保准确掌握工作面人员数量。4、分站的位置应便于读卡、观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物。5、所有入井人员必须携带KJ405-T型定位识别卡入井，入井前应检查识别卡是否正常，如出现故障要及时更换，识别卡不正常的不准入井。6、识别卡严禁擅自拆开。、通信线路应在动力电缆上方整齐悬吊，间距为0.1m以上，接头连接要规范。、掘进面定位设备及线缆由使用单位负责看护，由安监员负责检查监督。、维护人员要定期检查，测试在用定位设备及线路，定位系统出现故障后要及时处理，并向中心站汇报。附图14附图15- 92 - 西三采区胶带下山掘进作业规程第七节 施工设备与供电一、 变压器负荷统计（1） 变压器原有负荷量（1） 1#变压器原有负荷：Pe原=90.2kw（2） 2#变压器原有负荷：Pe原= 90kw（3） 3#变压器原有负荷：Pe原= 224kw（4） 4#变压器原有负荷：Pe原= 0kw（5） 5#变压器原有负荷：Pe原= 0kw详见供电系统图。（2） 变压器新增负荷量（1） 1#变压器新增负荷：Pe增= 60.1kw（2） 2#变压器新增负荷：Pe增= 60kw（3） 3#变压器新增负荷：Pe增= 248kw（4） 4#变压器新增负荷：Pe增= 124kw（5） 5#变压器新增负荷：Pe增= 435kw详见供电系统图。（3） 最大启动负荷量（1） 1#变压器新增负荷：Pmax=30kw,并采用直接启动方法启动。（2） 2#变压器新增负荷：Pmax=30kw,并采用直接启动方法启动。（3） 3#变压器新增负荷：Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。（4） 4#变压器新增负荷：Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。（5） 5#变压器新增负荷：Pmax=260kw,并采用直接启动方法启动。详见供电系统图。（4） 需用系数1) 变压器原有负荷需用系数（1）1#变压器原有负荷：取，Kx原=0.80（2）2#变压器原有负荷：取，Kx原=0.802) 变压器新增负荷需用系数（1）1#变压器新增负荷：Kx增=0.80（2）2#变压器新增负荷：Kx增=0.80（3）3#变压器新增负荷：Kx增= 0.50（4）3#变压器新增负荷：Kx增= 0.50（5）4#变压器新增负荷：Kx增= 0.76（5） 加权平均功率因数变压器原有负荷和新增负荷加权平均功率因数：查表，取0.6二、变压器容量效验1. 变压器所带原有负荷总视在功率（1） 1#变压器原有负荷：Sb原=120.27KVA（2） 2#变压器原有负荷：Sb原=120KVA（3） 3#变压器原有负荷：Sb原=186.67KVA2. 变压器所带新增负荷总视在功率1）1#变压器新增负荷：Sb增=80.13KVA2）2#变压器新增负荷：Sb增=80KVA3）3#变压器新增负荷：Sb增=206.67KVA4）4#变压器新增负荷：Sb增=103.33KVA5）5#变压器新增负荷：Sb增=551KVA3. 变压器所带负荷总视在功率1）1#变压器总视在功率：Sb= 200.4KVA2）2#变压器总视在功率：Sb= 200KVA3）3#变压器总视在功率：Sb= 393.34KVA4）4#变压器总视在功率：Sb= 103.33KVA5）5#变压器总视在功率：Sb= 551KVA 经效验，所选1#、2#、3#、4#和5#变压器容量全部满足要求。详见供电系统图。三、 变压器压降计算1) 1#变压器：UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue=（160.320.0056+120.240.0415）/0.66=8.94V2) 2#变压器：UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=（1600.0056+1200.0415）/0.66=8.91V3) 3#变压器：UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue = (196.670.0068+2360.0427)/0.66 = 17.3V4) 4#变压器：UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue = (620.0068+51.670.0427 )/0.66 = 3.93V5) 5#变压器：UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue = (330.60.0167+440.80.125 )/1.14 = 55.18V四、 选择电缆截面及效验压降1、 电缆截面选择1) 1#变压器Ig= 0.80（2*32.9+0.1*1.15）= 52.73A 选用MY-0.38/0.66KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。2) 2#变压器Ig= 0.80*2*32.= 52.64A 选用MY-0.38/0.66KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。3) 3#变压器Ig=0.50(2*85+2*5.43+45)=107.93A 选用MY-0.38/0.66KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。4) 4#变压器Ig=0.50(80+2*5.43+45)=67.93A 选用MY-0.38/0.66KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。5) 5#变压器Ig= 0.76（156+96+9）=198.36A 选用MYCPJ-1.14KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。2、 电缆压降效验1) 干线电缆电压损失1、 1#变压器UG1 =UG1%*U2N =Pe1*Kx*L*U1%*U2N =30.1*0.80*0.910*0.096%*660 = 13.88VUG2 =UG2%*U2N =Pe2*Kx*L*U2%*U2N =30.1*0.80*0.01*0.243%*660 = 0.39V2、 2#变压器UG1 =UG1%*U2N =Pe1*Kx*L*U1%*U2N =30*0.80*0.91*0.096%*660 = 13.84VUG2 =UG2%*U2N =Pe2*Kx*L*U2%*U2N =30*0.80*0.01*0.243%*660 = 0.38V 3、 3#变压器UG1 =UG1%*U2N=Pe1*Kx*L*U1%*U2N =208*0.50*0.050*0.096%*660 = 3.29VUG2 =UG2%*U2N=Pe2*Kx*L*U2%*U2N =124*0.50*0.4*0.096%*660 = 15.71VUG3 =UG3%*U2N=Pe3*Kx*L*U3%*U2N =84*0.50*0.02*0.096%*660 = 0.53V4、 4#变压器UG1 =UG1%*U2N=Pe1*Kx*L*U1%*U2N =124*0.50*0.020*0.096%*660 = 0.79VUG2 =UG2%*U2N=Pe2*Kx*L*U2%*U2N =84*0.50*0.002*0.096%*660 = 0.05V5、 5#变压器UG1 =UG1%*U1N=435*0.76*0.500*0.0322%*1140 = 60.67V 2) 支线电缆电压损失1、 1#变压器UZ = UZ%*U2N = Pe1*Kx*L*U1%*U2N =30*0.80*0.015*0.931%*660 = 2.21V2、 2#变压器UZ = UZ%*U2N = Pe1*Kx*L*U1%*U2N =30*0.80*0.015*0.931%*660 = 2.21V3、 3#变压器UZ = UZ%*U2N = Pe1*Kx*L*U1%*U2N =40*0.50*0.005*0.366%*660 = 0.24V4、 4#变压器UZ = UZ%*U2N = Pe1*Kx*L*U1%*U2N =40*0.50*0.005*0.366%*660 = 0.24V5、 5#变压器UZ = U