2号煤层20101工作面轨道顺槽作业规程.

1、 四川煤矿基本建设工程公司山西曙光船窝煤业有限公司20101工作面轨道顺槽作 业 规 程编制单位:四川煤矿基本建设工程公司船窝煤业项目部 编制日期 : 2013年 5月 29日 作业规程会审记录表 审 批 记 录 表 目 录第一章 概 况 . - 6 -第一节 概 述 . -6-第二节 编写依据 . . -6-第二章 地面相对位置及地质水文状况 . . - 7 -第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 . -7-第二节 煤 (岩 层赋存特征 . -7-第三节 地质构造 . . -8-第四节 水文地质 . . -8-第三章 巷道布置及支护说明 . . - 9 -第一节 巷道布置 . -9-第二节

2、 支护设计及支护材料 . . -10-第三节 支护工艺 . . -12-第四章 施工工艺 . . - 13 -第一节 施工方法 . . -13-第二节 设备及工具配备 . -14-第三节 管线敷设 . . -15-第五章 生产系统 . . - 15 -第一节 通风系统 . . -15-第二节 供水、排水系统 . . -19-第三节 消防灭火、防尘系统 . -19-第四节 压风系统 . . -20-第五节 瓦斯防治 . . -21-第六节 安全监控系统 . . -22-第七节 照明、通讯和信号 . . -24-第八节 供电系统 . . -25-第九节 运输系统 . . -33-第六章 劳动组织及

3、主要技术经济指标 . . - 34 -第七章 安全技术措施 . - 37 -第一节 施工准备 . . -37-第二节 “一通三防”管理 . -38- 第三节 顶板管理 . -42-第四节 设备管理 . . -44-第五节 防治水管理 . . -48-第六节 机电管理 . . -49-第七节 运输管理 . . -52-第八节 文明生产管理规定 . . -53-第九节 其它措施 . -53-第八章 灾害预防及避灾路线 . . - 55 -第九章 施工质量标准及工程质量保证措施 . - 61 - 第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称:20101工作面轨道顺槽二、 位置与煤 (岩 层:位于主斜井北

4、侧, 位置在 2号煤轨道下山右侧, 沿 2号煤层顶板开口,按 -4°坡进入 2号煤层底板,沿煤层底板布置。 三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度:653.17m 。2、服务年限:2年。四、巷道用途:为 20101首采工作面轨道巷,主要用于回采时运料、 行人和通风。五、 20101工作面轨道顺槽右为 20101工作面运输顺槽,左为原矿井 采空区;第二节 编写依据1、山西曙光船窝煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计2、山西省煤炭规划设计院 20101工作面轨道顺槽【图纸编号 S1688-113.4-01】3、山西曙光船窝煤业有限公司矿区水文地质补充勘察报告、 矿 井水文地质类型

5、划分报告4、山西曙光船窝煤业有限公司兼并重组矿井地质报告5、煤矿安全规程 (2011版 6、煤矿井巷工程质量验收规范 (GB50213-20107、煤矿井巷工程施工规范 (GB50511-20108、煤矿防治水规定9、山西曙光船窝煤业有限公司管理制度汇编10、四川煤矿基本建设工程公司山西曙光船窝煤业有限公司项目部管 理制度 第二章 地面相对位置及地质水文状况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节 煤 (岩 层赋存特征一、煤 (岩 层赋存特征2号煤层位于山西组下部,为本井田内可采煤层之一。 在施工区域内 煤岩赋存较稳定,结构简单, 仅局部含 1层夹矸, 井田内稳定可采, 煤层 顶板主要为

6、砂质泥岩, 局部为中砂岩、 泥岩, 厚度 4.057.66m , 平均 5.03m , 底板砂质泥岩,局部为泥岩。 层节理不发育,普氏系数 f <3,在施工区域 内煤层倾角为 25°。 二、煤层瓦斯等级:相对瓦斯涌出量:8.28m 3/t(根据矿井初步设计 , 为高瓦斯矿井三、煤尘:煤层有爆炸危险性。四、煤的自燃:煤层自燃等级-级,易自燃。五、地温:本区地温梯度小于 3 /100m,无地温异常,属地温正常区 域,矿井无地温危害。六、地压:无地压异常。第三节 地质构造井田构造总体上为走向北东,倾向北西的单斜构造。井田局部为缓波 状起伏背向斜,地层倾角 2°18°

7、;,构造简单。井田内断层不发育,陷落柱不发育,无岩浆岩侵入。总之,井田地质构造简单,为一类。第四节 水文地质2号煤层位于山西组下部,其直接充水含水层为顶板以上砂岩裂隙含 水层,含水层水通过裂隙、采空冒落带、导水裂隙带入渗。大气降水作为 充水水源,主要通过岩层裂隙入渗,入渗量微弱, 2号煤层矿井涌水量主 要为采空区积水渗入所致, 井下开采 2号煤层, 涌水量一般在 430-570m 3/d, 均用两台配套 108排水管路的卧泵抽水,受季节性变化,奥灰岩溶水水 位标高 387.8m , 在开挖时应加强观测, 特别是以前打钻孔位置及封孔的观 测, 2号煤层水文地质为中等类,掘进中必须坚持“有掘必探

8、, 先探后掘” 的原则 , 掘进中应密切注意水情变化情况 , 发现水文地质异常应及时通知 有关部门解决,确保安全施工。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置20101工作面轨道顺槽布置在 2号煤层中;开口位置在 2号煤轨道下 山右侧 , 详见平面示意图;开口坐标 X=3959514.125米 Y=37464275.605米 H=355.718米 (顶板 ; 掘进方位角 34°52 59度; 沿 2号煤层顶板 开口, 先按 -4°坡掘至煤层底板, 下坡段长 30米, 之后延煤层底板掘进, , 按中线施工。附:巷道平面位置示意图 附:开口剖面图。 第二节 支护设计及支护材

9、料一、巷道断面设计断面形状为矩形断面,支护形式为锚网 +锚索联合支护,全断面 挂网; 巷道掘进宽度 4.2m 、掘进高度 3.3m ,掘进断面积 14.28m 2开口 剖面 图 二、支护方式(一、进口 30米段;支护形式:采用锚网 +锚索联合支护。支护参数:1 、锚杆采用为 20mm ³2200m ,左旋螺纹钢树脂锚杆,矩形布置, 间排距 800³800mm , 配套标准螺母紧固; 碟形托板, 规格 200³200³10mm ; 锚杆锚固力均不小于 5T ,扭距力不小于 100N.m 。2 、 锚索采用 17.8mm 的钢绞线配合 18#槽钢使用, 锚索

10、长度 10.3m , 间排距 2.4³1.6mm , 每排 2根, 槽钢长 3.4米, 托板规格 250³250³15mm ; 锚索锚固力预紧力 10T ,外露长度为 150250mm ,锚索紧跟工作面。 3 、钢筋网采用 6.5mm 圆钢焊接,网格规格 100³100mm ;网片铺设 的搭接长度为 100mm ,每隔 200mm 用 14#双股铁丝三扣法绑扎;锚杆托盘 必须压紧金属网,拧紧拧实紧贴壁面,严禁活动、拖空。4 、锚固剂采用树脂药卷,规格为 K2360、 Z2360型,端头锚固。锚 杆 1卷 /眼 Z2360;锚索 3卷 /眼,先装两支 K2

11、360,再装一支 Z2360。 5 、锚网及锚索支护紧跟工作面,工作面最大空顶距为 1米,最小空 顶距为 0.2米;顶锚杆紧跟工作面,帮部锚杆距工作面不大于 5m ,帮部煤 壁不稳定时紧跟工作面。6 、开口段为加强顶板控制,在开口处增加一排锚索 , 锚索配合钢筋 粱使用。(二、正常段;支护形式:采用锚网 +锚索联合支护。支护参数:1 、锚杆采用为 20mm ³2200m ,左旋螺纹钢树脂锚杆,矩形布置, 间排距 800³800mm , 配套标准螺母紧固; 碟形托板, 规格 200³200³10mm ; 锚杆锚固力均不小于 5T ,扭距力不小于 100N.

12、m 。2 、 锚索采用 17.8mm 的钢绞线配合 18#槽钢使用, 锚索长度 10.3m , 间排距 2.4³1.6mm , 每排 2根, 槽钢长 3.4米, 托板规格 250³250³15mm ; 锚索锚固力预紧力 10T ,外露长度为 150250mm ,锚索紧跟工作面。 3 、网片采用矿用塑料拉伸网,网格规格 30³30mm ;网片铺设的搭接 长度为 100mm ; 顶部挂双层矿用塑料拉伸网, 帮部挂单层矿用塑料拉伸网; 每隔 100mm 用 14#双股铁丝三扣法绑扎;锚杆托盘必须压紧网片,严禁活 动、拖空,网片铺设必须平直。4 、锚固剂采用树脂

13、药卷,规格为 K2360、 Z2360型,端头锚固。锚 杆 1卷 /眼 Z2360;锚索 3卷 /眼,先装两支 K2360,再装一支 Z2360。 5 、锚网及锚索支护紧跟工作面,工作面最大空顶距为 1米,最小空 顶距为 0.2米;顶锚杆紧跟工作面,帮部锚杆距工作面不大于 5m ,帮部煤 壁不稳定时紧跟工作面。第三节 支护工艺一、锚网 +锚索支护1、施工工序和工艺过程如下:交接班 安全检查 (敲帮问顶、顶底板、岩帮、瓦斯、工程质量等 切割 安全检查 定锚杆、锚索眼位 打顶 (帮 部锚杆眼 装填树脂药卷 挂网 安装顶 (帮 部锚杆2、临时支护:1 、挂设顶网,人工托起顶网,及时窜前探梁,然后用木

14、楔把前探梁 与吊环楔实,并使顶网紧贴顶板,移动前探梁时提前在需要移动前探梁的 前方安装好备用的吊环,前探梁移动到位确认吊环固定可靠后,立即调整 前探梁末端铁链生根点,铁链挂钩生根在与前探梁自由窜动的反方向顶部 网的十字交点上,并尽量拉紧铁链;2 、在移动前探梁时,要从外向里在支护完好的情况下进行,班中要 经常检查前探梁及吊环的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现 问题要及时更换,临时支护完毕,使用掘进机出煤后进行永久支护。 3、锚网支护施工顺序和方法如下:顶部锚杆在截割完成后由外向里及时钻装。 1 、定位:依据激光中心线和锚杆布置图,先定排位,再以间距定出 孔位,用自喷漆标记。2 、钻锚

15、杆 (索 眼:顶部采用 MQT-130风动锚杆钻机打眼,钻杆采用 B19中空六角钢钻杆,钻头采用 D29mm 钻头;帮部采用 MZ-1.2煤电钻或 YT-28风钻机湿式打眼。 钻眼前首先按照中、 腰线严格检查巷道断面规格, 不符合作业规程要求时必须进行处理。并按锚深要求在钻杆上作好标记, 然后用锚杆钻机垂直 (>75° 顶底板钻进,煤电钻垂直帮部打眼,钻进达 到设计深度后退出钻杆。施工时由外向里、先顶后帮、逐排钻眼的顺序进 行打眼。3 、装填树脂药卷:锚杆套上托板戴上螺帽,将树脂药卷插入锚杆眼 口,然后用锚杆上端头送入锚杆眼内,再将锚杆尾端套在搅拌杆上顶部用 风动锚杆钻机顶至眼

16、底、帮部用风煤钻顶至眼底。4 、挂网:人工将网片按照设计要求和搭接关系挂好网片,网片搭接 长度为 100mm ,要求所有锚杆托盘必须压住网片。5 、安装锚杆:树脂药卷顶入眼底后,锚杆机 (风煤钻 升压捅破药卷 开启锚杆机进行搅拌,托板紧贴顶板后停机,到达紧固时间后开动钻机上 紧螺母, CK(超快 搅拌时间 8-15S 紧固等待时间 60S , K(快速 搅拌时间 20-35S 紧固等待时间 180S , Z(中速 搅拌时间 35-40S 紧固等待时间 480S 。 锚杆设计扭矩力 100 N.m,扭矩锚固力 5T 。6 、锚索安装:将锚杆机搬至施工地点,接齐风水管,配齐钻头钻杆 等钻具, 根据

17、设计锚索眼的位置和深度, 用锚杆机使用套接钻杆打锚索眼, 锚索眼打齐后,用锚索将树脂药卷送入锚索眼底,送树脂药卷时应注意轻 送,防止弄破树脂药卷。药卷送入眼底后,安上锚索搅拌器,开动锚索机 搅拌,搅拌应由慢到快,卸下钻机。 30分钟后上垫板及锁具,最后用锚索 涨拉机具涨拉锚索,锚索锁定后的预紧力不小于 120kN , CK(超快 搅拌时 间 8-15S , K(快速 搅拌时间 20-35S , Z(中速 搅拌时间 35-40S 。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方案根据巷道的煤岩特性、地质及施工条件,考虑到轨道顺槽的施工工期 要求,兼顾安全、优质、快速的原则,确定采用如下施工方案:1、

18、采用 EBZ-160型综掘机掘进,实现截割、装载、转载、运输连续 化。短掘短支多循环方式,掘支段长采用 0.8m 。2、开口后先用刮板机出渣;等掘进 60米后,安装一部 DSJ80/40/2³55型皮带输送机出煤。3、施工前必须提前标定开门位置、中线,严格按中线施工。4、 局部通风机安装在 2号煤层轨道下山中, 20101工作面回风顺槽巷 口向进风行人巷方向 50米的位置(2号煤层轨道下山 630米处。5、严格执行“有掘必探、先探后掘”制度,施工探水流程:探水 掘进再探水再掘进,如此循环进行。二、综掘机施工方法掘进机掘进主要施工工序如下:安全检查截割 装煤 (矸 转 载 运煤 (矸

19、。1、截割:截割时按设计宽度、高度确定掘进轮廓,截割顺序自下而 上进行。掘进 0.8m 后转换工序进行支护。2、装煤:采用掘进机自带耙爪装载机进行装载。3、转载:采用掘进机自带刮板转载机和皮带转载机进行转载。 4、运煤:工作面所出煤 (矸 经转载后通过一部 DSJ80/40/2³55型胶 第二节 设备及工具配备工作面机电设备配备表综掘机切割进刀图 第三节 管线敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定 的位置要求吊挂牢固整齐(见断面图。电缆钩每隔 2.0m 一个,电缆垂 度不超过 50mm 。风水管要接口严密,不得出现跑风漏水现象。第五章 生产系统第一节 通风系

20、统一、通风方式掘进工作面采用局扇压入式通风。二、局扇安装位置:局扇安装位置:安装在 2号煤层轨道下山中, 20101工作面回风顺槽 巷口向进风行人巷方向 50米的位置(2号煤层轨道下山 630米处。 三、通风系统新风:主斜井进风行人巷 2号煤层轨道下山局部通风机风筒 掘进工作面污风:掘进工作面 20101工作面轨道顺槽 2号煤层轨道下山联 络巷 2号煤层运输下山副斜井 2号煤层甩车场副斜井风机地面 四、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q 掘 =100q瓦 ³K 掘通 =100³3.14³1.8=565.2m3/min式中:Q 掘 掘进工作面实际需要风量, m 3/mi

21、n;100单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过 1%的换算值; q 瓦 掘进工作面的 CH 4绝对涌出量, 矿井开采 2号煤层时绝对 CH 4涌出量为 20.91m 3/min, 根据经验每个掘进工作面绝对 CH 4涌出量为矿井绝 对 CH 4涌出量的 15%,即为 20.91³0.15=3.14m3/min;K掘通 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取 1.8; 2、按 CO 2涌出量计算Q 掘 =100qK/1.5=100³3.64³1.8÷1.5=463.8m3/min式中:Q 掘 掘进工作面实际需要风量, m 3/min;q 掘进工作面的

22、绝对 CO 2涌出量 , 矿井绝对 CO 2涌出量为 24.27m 3/min,根据经验掘进工作面绝对 CO 2涌出量为矿井绝对 CO 2涌出量 的 15%,即为 24.27³0.15=3.64m3/min;K 掘进工作面通风系数 , 取 1.8。3、按同时工作最多人数计算Q 掘 3=4N=4³35=140m3/min式中:4每人每分钟应供给的最低风量, m 3/min;N 掘进工作面同时工作最多人数,取 35人;根据以上计算,取掘进工作面 Q 掘最大值 565.2m 3/min进行风速验算 4、风量验算a 、按最低风速验算Q 最小 15³S 掘 =15³

23、;14.28=214.2m3/min式中:15按掘进工作面最低风速 0.25m/s的换算系数;S 巷道掘进断面积, 14.28m 2b 、按最高风速验算Q 最大 240³S 掘 =240³14.28=3427.2m3/min式中:240按掘进工作面最高风速 4m/s的换算系数根据以上计算,巷道允许最低风速要求风量 Q 最小 =214.2m3/min,允 许最高风速要求风量 Q 最大 =3427.2m3/min故选取 Q 掘 =565.2m3/min。5、局扇工作风量计算根据掘进工作面的需要风量、风筒种类和长度,以及实际管理水平, 确定局扇及其实际吸入风量,风筒的有效风量计算

24、:P=(1-L1000/100³100%=(1-800³1.5%/100³100%=88%式中 P-风筒的有效风量, %;L1000-风筒最长供风长度, 800米。Q 局吸 = Q掘 /P=565.2/0.88=642.3m3/min。根据计算结果,对照风机性能曲线,选用 FBD 7.1-2³37型风机 2台 (风量 750420m 3/min,全压 7006800pa ,一台工作、一台备用;采 用 1000胶布风筒向掘进工作面供风。可满足掘进工作面的风量要求。 实现双风机双电源并实现自动切换。五、局部通风机安装要求1、 安装在 2号煤层轨道下山中, 2

25、0101工作面回风顺槽巷口向进风行 人巷方向 50米的位置(2号煤层轨道下山 630米处。2、风机开关必须上架 , 风筒出风口距工作面不得大于 10m ,保证工作 面有足够过的新鲜风。3、局部通风机必须挂牌管理 , 专人负责,实现“两闭锁” (风电闭锁、 瓦斯电闭锁 。4、要求风筒逢环必挂,平直不出现拐死弯现象。拐弯处用骨架风筒 连接。5、风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地。6、必须保证风机正常运转,不准随意停开风机。通风系统见示意图。 第二节 供水、排水系统一、供水系统工作面供水路径如下:地面蓄水池主斜井通风行人巷 2号煤轨道下山 20101轨道顺 槽各用水工作面地点。供水管路选用 10

26、8无缝钢管一趟。每 50米设 108/DN20供水三通一组,每 500米装 DN100/2.5MPa主干闸阀一个。二、排水系统利用现矿井施工的临时排水系统,在巷道低洼处施工一个临时水仓, 掘进工作面的涌水自流到临时水仓,在临时水仓位置安装一台风泵,用风 泵排至 2#煤轨道下山临时水仓, 然后用卧泵通过管路排到主斜井井底水仓 后排至地面。排水管路路径:工作面涌水临时水仓 20101轨道顺槽 2号煤轨道下山 (临时水仓 进风行人巷主斜井水仓排水管路主斜井地面。排水设备选用 p46-45卧泵;排水管路选用 108无缝钢管一趟。 供、排水管路按临时安装,排水管在上供水管在下,用 8#铁丝靠右帮 吊挂架

27、设,吊挂间距为 3.0米。第三节 消防灭火、防尘系统1、防尘喷雾在距工作面 30m 范围内必须设置两道净化水幕悬挂于靠 近顶板位置,喷雾长度 3.8m ,喷头迎工作面与顶板成 45度夹角且不少于 6个,并在喷雾架上均匀排列,喷雾开启后能覆盖巷道全断面。2、掘进巷道距回风口 3050m 内,安设第一道净化风流水幕,水幕 悬挂于靠近顶板位置,喷雾架长度 3.8,喷咀迎工作面与顶板成 45°夹角 且不少于 6个,并在喷雾架上均匀排列,喷雾开启后能覆盖巷道全断面。 3、当掘进工作面距第一道净化风流水幕超过 200米时在距工作面 60米处增设第二道净化风流水幕,悬挂于靠近顶板位置,喷雾架长度根

28、据巷 道宽度而定, 靠近巷道两帮喷咀迎工作面与顶板成 45°夹角且不少于 6个, 并在喷雾架上均匀排列,喷雾开启后能覆盖巷道全断面。4、加强喷雾的维护与管理,保证喷雾实施完好,并投入正常使用。5、掘进巷道各运煤 (岩石 转载点必须安设转载喷雾且必须上固定架, 每组喷雾的喷嘴不少于 2个,喷雾开启后雾化好并能覆盖转载点断面。 6、掘进工作面的掘进机必须有内外喷雾 , 雾化程度好,能覆盖全滚筒 并坚持正常使用。7、掘进巷道防尘管路每隔 50m 必须设一个三通及阀门,安装在人行 道便于开启。8、巷道必须定期冲洗,每天进行巷道清扫煤尘,并清除堆积的浮煤、 积尘,确保巷道湿润。9、做好个人防护

29、工作佩戴口罩。10、各皮带头尾处必须备有两个沙箱、 2个灭火器。第四节 压风系统一、压风系统地面空压机主斜井进风行人巷 2号煤层轨道下山 20101轨道 顺槽工作面各用风点二、据工作面设备配备情况,主要耗风设备有风镐、风动锚杆 (索 钻 机、风煤钻等。三、 地面空压机型号为 SA120A , 容积流量 21m 3/min, 工作压力 0.8MPa 。四、压风管路选用 108无缝钢管一趟。每 50米设 108/DN40三通 一组,每 500米装 DN100/2.5MPa主干闸阀一个。 第五节 瓦斯防治1、 加强瓦斯及其它有害气体的检查。 工作面瓦斯浓度达到 0.8%或二 氧化碳浓度超过 1.2%

30、时,都要停止工作,瓦斯浓度达到 1.2%时,切断 电源撤出人员进行处理。2、瓦斯传感器:安设在距工作面不大于 5m ,距顶板不大于 0.3m, 离 煤帮不小于 0.2m 局扇风筒的另一侧,机载瓦斯传感器安设在掘进机机头 前部。掘进工作面瓦斯传感器报警点为 CH 4浓度达到 0.8%,断电点为 CH 4浓度达到 1.2%。断电范围为巷口以里的工作面所有电源。并撤出人员进 行处理。具体有关事项严格按煤矿安全规程第 136条、第 138条、第 139条有关规定执行。3、瓦检员必须持证上岗,瓦斯检查次数每班不少于 3次,瓦斯检查 记录必须做到牌板、 记录、 报表做到三对口; 瓦斯传感器由专人负责维护,

31、 使之灵敏可靠显示准确。瓦斯检查范围:工作面、回风流、电气设备地点主斜井20101轨道顺槽压风示意图压风路线风 行 人 巷2号煤轨道下山20101回风顺槽20102进 风 顺 槽20101轨道 顺 槽20101运输顺槽 硐室、有人作业地点。4、入井人员必须佩戴自救器,遇到灾情时能够正确使用自救器。5、电工、班组长、跟班队长及入井干部要随身携带便携式瓦检仪, 发现瓦斯浓度大于 0.8%要立即停止作业,查明原因并立即处理。第六节 安全监控系统一、 安全监测设备型号、数量掘进工作面设一台甲烷传感器;综掘机设一台机载瓦斯传感器。 二、探头悬挂位置说明1、安全监控系统:井下甲烷传感器应设置在巷道上方,垂

32、直悬挂, 距顶板 (顶梁 不大于 300mm ,距巷道侧壁不小于 200mm.2、工作面瓦斯传感器应悬挂在风筒出口异侧的巷道中,距工作面距 离不大于 5m 处 .3、机载瓦斯传感器安设在掘进机机头前部。4、具体要求1 、监测设备之间必须使用专用阻燃电缆连接,与高压电缆分两帮吊 挂,吊挂必须整齐,严禁用铁丝吊挂,严禁有失爆现象。监测线延线时, 由机电队长负责,确保及时延线。2 、工作面甲烷传感器的前移必须与工作面风筒延伸同时移动,确保 甲烷传感器距工作面距离符合规程规定。3 、所有监测监控设备均通过电缆与地面监控主机相连。三、 CH 4传感器断电、复电设置及安全技术措施1、瓦斯传感器的报警浓度、

33、断电浓度、复电浓度和断电范围断电器复电浓度为<1.0%CH4。1 、掘进工作面瓦斯传感器报警浓度: 0.8%CH 4断电浓度: 1.2 CH 4复电浓度:< 1.0 CH 4断电范围:掘进巷道内所有电气设备, 2 、机载瓦斯传感器安设地点:悬挂在驾驶室报警浓度: 0.8%CH 4断电浓度: 1.2 CH 4复电浓度:< 1.0 CH 4断电范围 :掘进机电源。2、断电器的复电安全技术措施当掘进工作面的瓦斯浓度达到 1.2%CH4时,井下断电器自动切断工作 面区域的电源。为了安全、正确地给断电区复电,特制定以下安全措施: 1 、当瓦斯超限时,达到断电浓度 (如 1.2%时,断电

34、器会自动切断电 源, 必须及时采取安全技术措施, 降低瓦斯浓度, 只有当瓦斯浓度降到 煤 矿安全规程以下时,方可有该采区电工人工复电,不可违规擅自复电。 2 、当断电器在误动作情况下断电,影响掘进时必须有调度员及时通 知安全监控系统维修人员检查该区域瓦斯、一氧化碳等气体情况,只有当 气体在 煤矿安全规程 规定的浓度以下时, 方可有该区域电工人工复电, 否则遵照第 1条执行。3 、为避免断电器的误动作,工作面区域的传感器安设位置必须符合 规程规定,由安全员及安全监控系统维修人员检查,严禁随意挪动。 4 、采掘工作面的安全员、瓦检员必须随时检查传感器位置,一旦发 现位置不合规程要求,立即责令现场跟

35、班干部或班组长更正,否则工作面 不准作业。5 、采掘工作面跟班干部或班组长,一旦发现工作面停电,立即指派 当班电工对工作面附近传感器进行认真检查。6 、一旦发现传感器报警,跟班干部或班组长立即向矿调度是汇报, 矿调度室立即通知瓦检员对其气体检查。7 、瓦检员检查后确定气体正常,探头仍处于报警状况,矿调度员立 即通知安全监测系统人员下井进行维修,维修好后再通知采掘工作面跟班 干部或班组长,立即安排本班电工复电。8 、本区域专职瓦检员对复电全过程进行现场跟踪监督,一旦发现违 章应立即制止,严禁工作人员强行复电或私自甩开断电器。 三、有害气体超限报警处理措施1、当掘进工作面有害气体超限报警时,根据煤

36、矿安全规程要求 需人员撤离时,立即组织人员撤到安全地点,向项目部调度室汇报,接到 命令后进一步采取处理措施。2、发现掘进工作面传感器报警时,现场作业人员必须立即通知项目 部调度室,调度室及时与井下瓦斯检查员及工作面带班人员联系,立即处 理。3、瓦斯检查员到命令后,必须及时查明原因后立即向项目部调度室 值班人汇报。4、根据工作面气体超限的具体情况,工作面人员配合带班领导、瓦 检员进行处理,等有害气体恢复正常后,进一步检测认定,向项目部调度 室汇报。5、确认工作面有害气体恢复正常后,方可恢复作业。 第七节 照明、通讯和信号一、照明系统综掘机前方、后方使用机载照明灯,胶带输送机机头、机尾及转载点 各

37、设一盏照明灯。二、通讯系统在工作面处安设 KTH17矿用防爆电话, 能够直接和调度室、 通风机房、 变电所相互直接取得联系。三、信号系统胶带输送机设置皮带保护;工作面及提升绞车均设置声光信号进行联 系。 第八节 供电系统一、概述1、供电系统:地面 35KV 变电所 井下移动变压器 降压至 1140/660V分别送 至掘进工作面各用电设备。2、考虑到供电系统保护末端最小两相短路电流和系统电压降问题, 本供电设计采用了两种电压等级,根据设备负荷及现有供电设备情况,安 装 KBSG-800/10KV移动变电站一台、 KBSG-630/10KV二台和 S7-315型变压 器各一台。其中:1 、 2号煤

38、层轨道下山中安装二台 KBSG-630/10KV移动变电站,其中 一台二次电压等级为 1140V ,作为综掘机的 1140V 电源,另一台二次电压 等级为 660V ,作为皮带机、电动滚筒电源。2 、 KBSG-800/10KV型移动变电站一台,安装在主斜井中、 2号煤进 风行人巷口向上 10米处,二次电压等级为 660V ,为进风行人巷、 2号煤 层轨道下山 660V 负荷电源3 、原二号煤井由地面安装一台 S7-315型变压器,为 660V 风机专用 负荷电源。3、 根据现有设备情况, 馈电开关全部选择 KBZ-200、 KBZ-400型开关, 660V 负荷控制开关选择 QBZ 系列真空

39、电磁起动器,选择 ZBZ-4.0M 照明、 信号综合保护装置作为皮带机信号、照明的 127V 电源。4、根据系统电压等级及煤矿现有电缆情况,电缆分别选择MY0.38/0.69、 MYP0.69/1.14系列电缆,照明、信号电缆选择 MY3³1.5+ 1³1.0型。二、设备及电缆选型1、负荷情况根据生产系统负荷情况统计, 1140V 负荷主要为掘进机、液压泵站、 探水钻的电源, 装机总容量为 266.5Kw ; KBSG-800/10KV型移动变电站 660V 负荷主要有进风行人巷、 2号煤层轨道下山皮带输送机、电动滚筒,装机 总容量为 179.5Kw ; KBSG-630/

40、10KV型移动变电站 660V 负荷主要有皮带输 送机、电动滚筒、刮板运输机等,装机总容量为 169.5Kw ;局部通风机专 用电源电压 660V ,装机总容量为 2*37Kw*2,一台使用,一台备用。 掘进期间 1140(660V负荷统计表 2、设备选型1 、移动变电站选型计算(1、掘进机 1140V 移动变电站选型计算根据生产实际及负荷情况, 设备运行同时系数取 1, 需用系数取 0.85, 负荷系数取 0.9,加权平均功率因数取 0.83, 1140V 系统负荷的计算容量 为:P 1=266.5³0.85³0.9³1/0.83=245.6KVA由于掘进机单机

41、容量达 246KW ,因此考虑供电系统末端最小两相短路 电流及系统电压降问题,选择 KBSG-630/10, 10/1.14KV移动变电站一台。 该移动变电站额定容量为 630KVA ,二次电压等级为 1140V 。 (2、 660V 移动变电站选型计算A 、进风行人巷及 2号轨道下山移动变电站根据生产实际及负荷情况, 设备运行同时系数取 1, 需用系数取 0.85, 负荷系数取 0.9,加权平均功率因数取 0.83, 1140V 系统负荷的计算容量 为:P 1=179.5³0.85³0.9³1/0.83=165.4KVA考虑供电系统末端最小两相短路电流及系统电压

42、降问题,选择KBSG-800/10, 10/0.69KV移动变电站一台。该移动变电站额定容量为 800KVA ,二次电压等级为 660V 。B 、 2号煤层轨道下山中部移动变电站根据生产实际及负荷情况, 设备运行同时系数取 1, 需用系数取 0.85, 负荷系数取 0.9,加权平均功率因数取 0.83, 1140V 系统负荷的计算容量 为:P 1=169.5³0.85³0.9³1/0.83=206.9KVA考虑供电系统末端最小两相短路电流及系统电压降问题,选择KBSG-630/10, 10/0.69KV移动变电站一台。该移动变电站额定容量为 630KVA ,二次电

43、压等级为 660V 。2 、馈电开关(1、在 1140V 供电系统中安装馈电开关一台,作为综掘机负荷和探 水钻、液压泵站的后备保护,根据煤矿现有设备情况,选择 BKD16型真空 馈电开关。馈电开关的选型计算实际工作电流 =1.0³(164.8+10.1+3.7=178.6A经上述计算 , 选择 BKD16-400/1140(660 Z型真空馈电开关。(2、在 660V 供电系统中安装馈电开关三台,分别作为皮带机、电动 滚筒、局部通风机等负荷的后备保护,根据煤矿现有设备情况,上述馈电 开关均选择 BKD16型真空馈电开关。a 、进风行人巷、 2号煤层轨道下山皮带机后备保护馈电开关实际工

44、作电流 =1³(86.3³2+8.64+25.3 =206.54A 经上述计算, 馈电开关均选择 KBZ-400/1140(660 Z 型真空馈电开关。 b 、其它馈电开关的选型计算略。3 、真空电磁起动器、皮带机控制开关DSJ80/40/2³75皮带机电机额定功率均为 2³75Kw ,工作电压 660V 时额定电流为 172.5A ,选择 QJZ-200型真空电磁起动器一台 , 开关额定电 流为 200A 。DSJ80/40/2³55皮带机电机额定功率均为 2³55Kw ,工作电压 660V 时额定电流为 126.5A ,选择 QJZ-200型真空电磁起动器一台 , 开关额定电 流为 200A 。、皮带