下组煤皮带大巷作业规程.docx
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下组煤皮带大巷作业规程
下组煤皮带大巷作业规程
下组煤皮带大巷作业规程
编制:
施工单位:
开拓一队
施工队长:
编制日期:
2010-05-10
1、地质概况
1.1巷道穿越的煤层和围岩特征及其柱状图:
1.1.1巷道穿越的岩层:
下组煤皮带大巷施工过程中将穿越8号、9号煤层的顶底板岩层。
详见综合柱状图(图一)
1.2巷道所处位置:
下组煤皮带大巷施工处地表位于山头村以东,歇马村北东,独兰村以南,八字山村北西附近;巷道底板标高770-790米,地表标高为1136-1220米,盖山厚度为346-450米。
井下东接760东一轨道巷,西接南翼下组皮带巷。
1.3工作面周围的水文地质情况:
下组煤皮带大巷施工处水文地质情况复杂,属带压开采区,奥灰水是工作面的主要充水因素,奥灰静止水位标高900米,巷道底板标高为770-790米,工作面标高低于奥灰静止水位标高110-130米,底板最大突水系数为0.029Mpa/m。
煤层实际隔水层厚度(70米)大于安全隔水层厚度(35.1米),在没有构造导水的情况下,工作面是安全的。
8号煤顶板L1、K2、L4三层灰岩含水层水也是工作面的主要充水因素。
工作面正常涌水量为5.0m3/h,最大涌水量为30m3/h。
1.4其它地质情况:
1.4.1瓦斯:
该区瓦斯含量低,相对涌出量为1.58m3/t。
1.4.2煤尘:
煤尘具有爆炸性,爆炸指数为22.31%。
1.4.3煤的自燃:
煤的自燃倾向属Ⅱ类(自燃发火)。
1.5巷道顶、底板:
1.5.1加强顶板管理。
下组煤皮带大巷煤(岩)层整体呈单斜构造,大致由北西向南东倾斜,煤(岩)层倾角5°左右。
掘进中工作面将揭露六条落差分别为12.0米、6.0米、9.0米、3.3米、3.4米、2.0米的正断层,对工作面的影响较大。
1.5.2日常涌水由水沟经由大巷排至中央水仓,如遇构造时出现渗水、涌水等现象或工作面发生底鼓、顶板压力增大、裂隙增大、裂隙出现渗水等出水征兆时,立即汇报矿调度,撤出所有施工人员,按水灾避灾路线撤退,等待采取必要的防治措施,确保安全后方可施工。
2、工程概况:
2.1巷道用途及布置:
下组煤皮带大巷联络巷主要为下组煤运输系统而进行开掘。
见巷道平面位置图(图二)
下组煤皮带大巷联络巷从760东轨道巷300米处A#点开口,按方位角255°按3‰的下山施工15米至B#点后再按3‰的上山施工54.065米至C#点,断面见C-C断面图(三-1),工程量为69.065米。
下组煤皮带大巷从C#点起,按方位角300°,3‰的下山施工10米至D#点,从D#点起按8°12′23″上山施工190米至E#点,断面见B-B断面图(三-2);从E#点起再按3‰的上山100米至F#点(煤库上口),断面见A-A断面图(三-3);工程量为300米。
躲避硐:
从D#点至E#点每40米需设置一个躲避硐,深度不得小于1米;见躲避硐断面图(四)。
水沟:
砌筑水沟距工作面不能超过30米,规格尺寸见水沟大样图(五)。
2.2巷道工程量:
下组煤皮带大巷联络巷施工工程量为69.065米,下组煤皮带大巷施工工程量为300米,总工程量为369.065米。
3、巷道断面及支护形式:
3.1巷道断面
下组煤皮带大巷联络巷C-C断面为直墙半圆拱形,净断面:
宽4.2m,高3.5m,墙高1.4m,拱半径2.1m,断面积12.80m⊃;;掘进断面:
宽4.4m,高3.6m,拱半径2.2m,墙高1.4m,掘进断面积13.76m⊃;。
下组煤皮带大巷B-B断面为直墙半圆拱巷道,净断面:
宽4.5m,高3.65m,墙高1.4m,拱半径2.25m,断面积14.25m⊃;;掘进断面:
宽4.7m,高3.75m,拱半径2.35m,墙高1.4m,掘进断面积15.25m⊃;。
下组煤皮带大巷A-A断面为直墙半圆拱形,净断面:
宽5.0m,高3.9m,墙高1.4m,拱半径2.5m,断面积16.81m⊃;;掘进断面:
宽5.2m,高4.0m,拱半径2.6m,墙高1.4m,掘进断面积17.89m⊃;。
掘进期间静压水管、高压风管布置在巷道前进方向的左侧,风筒布置在巷道前进方向左侧,监控线、通讯线、电缆布置在巷道前进方向右侧。
3.2支护形式:
3.2.1临时支护:
临时支护为喷射砼,喷射砼厚度为60mm-80mm。
3.2.2永久支护
3.2.2.1在临时支护初喷60mm-80mm厚砼的基础上挂钢筋网、打锚杆、打锚索并复喷砼,厚度达到100mm做为永久支护。
3.2.2.2铺钢筋网与注锚杆同时进行,把钢筋网压在锚杆托盘下。
且网与网要对接并用双股12#联网丝在肋筋处隔一孔联一道,每道联网丝扭3匝,喷浆时喷入砼中,巷道每施工50米,钢筋网必须空出500mm防止杂散电流的安全间隙。
3.2.2.3全断面为岩石掘进时,要求拱部正顶部中线两侧各45度(共90度)范围内挂网;全断面为煤或软岩掘进时,要求拱部及墙部最下一排锚杆以上部分全部挂网;全断面为半煤半岩掘进时,若断面上部为煤,下部为岩石时,煤层部分全部挂网;若下部为煤,上部为岩石时,最下一排锚杆以上部分全部挂网。
3.2.2.4巷道支护为锚喷支护,锚杆全部采用φ20mm×2200mm的螺纹钢锚杆,间排距900mm×900mm;其初锚螺母扭矩不得低于150N·M,锚固力不低于90KN。
钢绞线锚索沿垂直巷道方向并排布置两根,间距1.3m,排距2.7m。
3.2.2.5锚索托盘采用200mm×200mm×14mm钢板切割而成。
锚索的预紧力不低于30MPa,锚固力不小于200KN。
3.2.2.6进行永久支护喷墙部时,必须将两墙底脚基础深度开够设计尺寸,保证基础深度100mm和喷射砼厚度100mm,杜绝赤脚穿裙现象。
3.2.3最大、最小控顶距及支护与工作面之间的关系
最大循环控顶距为2.0m,最小控顶距为0.2m,耙斗机后复喷厚度达到100mm。
见巷道掘支关系图(图六)
3.2.4支护材料的材质、规格、型号、参数及支护材料表
3.2.4.1喷射砼材料
水泥使用P.O42.5普通硅酸盐水泥,细骨料选用粗砂粒径不大于5mm;粗骨料为碎石,粒径为5mm-10mm;速凝剂为煤鑫J85速凝剂,掺量为水泥重量的3-4%;砼重量配合比为:
水泥:
砂子石子混合料=1:
4,砼强度标号为C20。
3.2.4.2锚杆材料
采用规格为φ20mm×2200mm的螺纹钢锚杆,树脂药卷为MSK2360型与MSZ2380型各一卷,呈“三花”形布置,C-C断面每排布置9-10根,B-B断面每排布置10-11根,A-A断面每排布置12-13根;打注的锚杆必须垂直于巷道岩层主要层理面或巷道周边轮廓,最小角度不低于75°。
孔深度误差0-50mm,间排距误差不得超过±100mm。
见锚杆锚索支护图(图七-1)、(图七-2)、(图七-3)。
3.2.4.3钢筋网材料
钢筋网采用φ5.5mm钢筋焊接成900mm×4000mm矩形片网,肋与筋的间距均为90mm。
3.2.4.4锚索材料
锚索采用φ17.8mm×6500mm的钢绞线,MSK2360、MSZ2380树脂药卷各两卷。
3.2.4.5支护材料表如下
4、掘进方式:
4.1工艺流程:
其工艺流程见掘进工艺流程图(图八)。
4.2作业形式
4.2.1采用钻眼爆破法施工,工作面正常施工采用“两掘、两喷、两锚、一复喷”的正规循环作业方式,循环进尺为1.8m。
除遇托顶煤或
特殊地质构造岩层不稳定时,改变支护方式不能完成一个循环外,在正常施工掘进时,每个掘进班完成一个小循环,每圆班完成一个大循环,在确保安全的前提下可组织多工种平行作业,但在工作面打锚杆与出碴平行作业时,耙斗机导向轮距工作面必须保证至少8m的安全距离,在装药联线、爆破时,工作面其它工序都必须停止。
4.2.2施工中可组织如下平行作业
4.2.2.1交接班、安全检查与打眼准备平行作业。
4.2.2.2打锚杆、打眼与出碴平行作业。
4.2.2.3搅拌喷浆料与喷射砼平行作业。
4.3爆破说明书
4.3.1爆破器材:
选用Ⅱ级煤矿许用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MFB-150[换行]型发爆器起爆。
4.3.2爆破说明书:
采用垂直楔形掏槽,正向装药,爆破时采用分次装药分次爆破的方法;掏槽眼深2.2m,装药3卷;辅助眼深2.0m,装药2卷;周边眼深2.0米,装药1卷;底眼深2.0米,装药3卷;C-C断面全断面布置炮眼52个,总装药量为19.6Kg;B-B断面全断面布置炮眼68个,总装药量为24.6Kg;C-C断面全断面布置炮眼76个,总装药量为28Kg。
具体见炮眼布置三视图(图九-1)、(图九-2)及(图九-3),爆破参数表(表一-1、表二-1、表三-1)、爆破参数表(表一-2、表二-2、表三-2)及爆破参数表(表一-3、表二-3、表三-3),装药结构图(图十),炮眼联线图(图十一-1)、(图十一-2)及(图十一-3)。
5、运输管理:
5.1矸石的装、转、运方式:
5.5运输管理规定和措施:
5.5.1轨道铺设
5.5.1.1每掘进15m-25m延长轨道一次,使用24kg/m轨道,钢筋砼轨枕,轨距600mm,轨枕间距为700mm。
5.5.1.2轨道的轨距误差不大于5mm、不小于2mm,轨道接头间隙不超过5mm,内错差、高低差不大于2mm,水平误差不大于5mm。
轨枕间距误差不大于50mm,构件齐全有效;轨道道夹板螺丝匹配齐全、紧固,使用正规道岔,道岔构件齐全,螺栓紧固。
5.5.1.3无杂拌道,轨枕无浮离、空吊板现象。
5.5.2装岩
5.5.2.1装岩采用P-60B型耙斗机装1T“U”型矿车。
5.5.2.2耙斗机司机必须经过培训,并持证上岗。
5.5.2.3耙斗机作业前,司机应对耙斗机进行全面检查,撤离无关人员再进行试运转,发现故障或零配件短缺情况时,应及时处理,严禁带故障运转。
5.5.2.4工作面有人作业时,耙斗机前导向轮距离工作面不小于8米。
5.5.2.5耙斗机必须设置护绳栏、防止耙斗机出槽等设施。
在耙斗机尾轮后2米范围内,除耙斗机司机外,严禁有人通过或逗留。
5.5.2.6出碴与打眼(打锚杆眼、炮眼)平行作业时,打眼的风水管线必须挂在巷道帮上耙斗碰不到的地方。
固定尾轮的扁钎对面不得有人,耙斗机司机随时观察、检查尾轮的牢固情况。
5.5.2.7耙斗机启动前必须发出警号,至少等5秒,确认无误方可送电启动,且耙斗机必须装有急停按钮。
5.5.3耙斗机导向轮的固定:
5.5.3.1导向轮的固定采用两种方法固定:
一种为扁钎配合牛尾巴绳固定;另一种为打注锚杆固定。
5.5.3.2当掌子面为完整的硬岩时,采用牛尾巴绳和扁钎固定。
牛尾巴绳用φ18.5mm的钢丝绳加工,一头加工焊接金属锲头,一头加工成“O”型圈套。
扁钎用废旧钻杆加工成“L”型,固定端砸成扁斜面。
牛尾巴绳和扁钎长度均不小于1米。
要求扁钎的打入方向与耙斗机钢丝绳的夹角不小于10度,见加工固定示意图(图十二)。
5.5.3.3当掌子面为软岩或煤时,采用打注φ20mm×2200mm锚杆固定。
药卷采用MSK2360型与MSZ2380型各一卷。
保证锚杆外露不大于200㎜,因此眼深为2000㎜,锚杆完全凝固后,顶开力矩螺帽,垫片向外露出30mm-50mm的锚杆丝扣然后将导向轮挂在垫片里侧的锚杆上。
5.5.3.4牛尾巴绳固定眼深为1.2米,固定前先将眼孔内用高压风吹扫干净,将牛尾巴绳的锲型端轻轻送入眼底,然后一手牵住牛尾巴绳,一手将扁钎插入眼底,并用大锤敲紧,再将导向轮挂在绳套上。
5.5.3.5打固定眼前,要先确定好眼位,将周围的浮岩活石清理干净,保证锚固在稳定的岩层内。
5.5.3.6挂好导向轮后,要进行慢速试拉,确认无问题后,方可开始出碴,出碴时切忌用力过猛或主付绳同时拉紧,以防拉出锚固装置或拉断钢丝绳。
5.5.4耙斗机的移置和固定
5.5.4.1当耙斗机前槽距工作面25m时,应前移耙斗机。
5.5.4.2在准备移耙斗机前,必须将前方的所有浮岩及其它杂物清理干净,保证巷道的规格尺寸。
5.5.4.3铺设轨道至预移位置,轨道要保证平直,坡度与巷道一致,轨枕间距700mm。
5.5.4.4移耙斗机时,若施工段为平巷,则由人工推至预移位置,将耙斗机四个卡轨器卡好,两根腿子顶牢,两道挡绳栏上好,并挡上铁丝网,簸箕口安放好后方可操作。
在倾斜巷道施工时,则应按下列顺序及其规定进行。
上山移耙斗机:
a在耙斗机预移位置的两帮距底板0.1米处各打两个1.5米深的地锚眼,其眼径为42mm,眼口略向上山方向倾斜,在这四个眼中分别插入φ38mm圆钢制作的地锚,插入深度为1.4米,外露φ200mm的圆环。
b在工作面两帮岩石中,各固定两个牛尾巴绳,其间距为500mm,眼口略向上倾斜,将φ18.5mm的新钢丝绳绕过牛尾巴绳环与自身重叠,且两绳头也重叠在一起用三道20#的绳卡卡紧。
c将一个承载能力为10吨的滑轮钩头挂在卡紧的钢丝绳上,并上好保险,将绞车钢丝绳绕过反滑轮及保险绳,将钩头用φ18.5mm的新钢丝绳三道20#的绳卡固定在耙斗机机身的前端。
d在耙斗机尾槽后用插销三环链固定一个空车,空车上放置道木垫牢耙斗机尾槽。
e此时即可卸开固定耙斗机的四个卡轨器,进行试拉,给绞车司机发慢拉信号,由绞车司机开动绞车,慢慢试拉两次,确认无误时,再卸开原固定耙斗机的地锚钢丝绳,慢慢开动绞车,将耙斗机拉至预移位置。
f耙斗机移到位并停稳后,人员才准上去,用φ18.5mm的新钢丝绳绕过耙斗机底盘与地锚尾环,用三道20#的绳卡卡牢,共固定4道钢丝绳,将耙斗机的四道卡轨器与轨道卡紧,顶好腿子,上好挡绳栏方可操作。
5.5.4.5无论是平巷还是斜坡,移耙斗机时都必须切断耙斗机电源,闭锁开关,严禁自拉,并保证电缆长度。
5.5.4.6斜坡出碴运输时,耙斗机下10T反滑轮必须用φ18.5mm新钢丝绳并使用五道绳卡固定在轨道上,并且使用φ18.5mm保险绳固定在固定耙斗机的地锚上,绳卡不得少于三道。
5.5.5平巷及斜坡运输:
5.5.5.1其中斜坡用绞车运输,车场和平巷采用绞车运输和人力推车。
运输线路上,所有挡车安全设施必须齐全、完好、可靠,有一处不完好严禁相应坡段运输作业。
5.5.5.2绞车、信号工、把钩工都必须持证上岗。
5.5.5.3平巷人力推车时,必须严格执行《煤矿安全规程》第362条的规定,车辆运行中,空、重车道之间严禁站人,道岔及弯道附近严禁站人,以防挤伤人员,必须保证安全。
矿车落道后,严禁直接用手抬和用绞车强行上道,而要用复轨器或千斤顶等上道。
在上道时,必须将车稳住,先抬一头上轨后,再抬另一头复位。
上道时人员应避开矿车倾倒方向,特别注意自身与他人安全,现场要有班长指挥。
矿车上好道后,要及时将现场清扫干净,各种材料工具放到指定位置。
5.5.5.4在矿车能自动滑行的轨道上存放车辆时,必须在矿车的下滑方向用铁马将其挡住,车场间隙达不到要求时两股道不准同时存车。
5.5.5.5平巷采用车场调车方式,车场为双轨铺设,双轨中心距及两侧与巷道的安全距离,人行道的宽度必须符合《煤矿安全规程》规定。
5.5.5.6斜坡或平巷串车必须使用专用的、合格的标准插销、三环链并按规定数量挂车,严禁超挂车。
5.5.5.7每班进行运输作业前,必须详细检查运输线路上的绞车、钢丝绳、钩头、信号等运输设施、设备,必须保证完好,否则不得拉放车。
绞车固定必须有效可靠。
5.5.5.8斜坡运输的所有钩头必须带有保险绳,挂车时严格按规定使用好保险绳,保险绳必须挂在最后一个车的末端。
拉放车时,挂钩工必须详细检查各矿车的连接情况,确认无误后方可开亮红灯进行运输,严禁放飞车或不带电放车,无特殊情况不得意外变速。
5.5.5.9斜坡运输必须严格执行“行人不行车,行车不行人”[换行]制度,并设有可靠的挡车设施,斜坡绞车拉放车辆时,严禁下部车场有人通过或逗留,所有人员必须进入躲避硐,并有专职信号工坚守岗位,警戒行人。
5.5.5.10摘挂钩工只有当车辆运行到位、停稳后,方可摘挂钩,摘挂钩时要站在矿车一侧和人行道边,严禁站在道心摘挂钩。
5.5.5.11斜坡运输四超车时,必须采用专用的架子车或平板车,严禁用矿车运输长物料,且必须单独运输,严禁人员跟车护送,且严格执行运输区运输四超车的有关规定。
5.5.5.12矿车在斜坡落道,要立即停车进行处理,且必须有队干部现场指挥,不得用绞车强行牵引上道,用千斤顶或起道器上道,若必须用绞车牵引矿车上道时,人员必须撤到矿车运行的上山方向,同时坡底信号工负责设好警戒,严禁行人通过。
5.5.5.13无论是坡顶还是坡底信号工,都必须兼操作挡车器,当矿车距挡车器10m时,挂钩工在躲避硐内扳动操作阀拉起风动挡车器,待车通过后,及时关闭挡车器。
5.5.5.14斜坡拉放车时,绞车司机必须检查绞车的闸皮、制动闸的完好情况;信号工必须先进行信号双打试验,与绞车司机进行联系试验;把钩工必须检查挡车器、钢丝绳钩头的完好情况。
如上述检查中有一项存在问题时,严禁拉放车。
5.5.5.15斜坡运输绞车信号规定:
一响----停车二响----拉车三响-----放车
四响----慢拉五响----慢放乱响-----事故
5.5.5.16所有道岔必须设立警冲标志,警冲标志设在道岔尾部离轨道中心0.75米处,阻车器设在距警冲标志1米处,所有车辆必须停放在阻车器以内,严禁任何车辆停放在阻车器以外,弯道车场严禁停放超长、超宽车辆。
5.5.5.17斜坡运输使用红灯信号,40米一盏红灯信号,且红灯必须与绞车联锁,绞车开动时,红灯自动亮起。
5.5.6人员行走:
5.5.6.1人员上下班行走时必须严格按照规定路线,并乘坐人车、猴车。
超长工具和物件必须放在工具车内,严禁放入车厢内。
5.5.6.2所有施工人员必须熟悉行走路线,结伴或集体行动,不得乱走动,行走时要时刻注意巷道内的车辆运行情况,通过交岔点时,要确认无行车后再通过。
严禁人员行走大巷,严格执行“行车不行人”的规定,严禁损坏沿途设备或设施;携带长件工具时,要平行拿在手中,防止碰伤人员或被其它物件挂触。
行走时注意力要集中,走人行道一侧,严禁接触架空线。
5.5.6.3背送炸药人员在大巷行走时必须穿反光背心。
并且要求背送炸药的人员和背雷管的人员保持60米的间距。
5.5.6.4严禁在作业范围以外随意行走。
5.5.6.5严格执行《镇城底矿运输管理制度》中的规定。
6、通风系统管理:
6.1通风方式
采用局部通风机压入式通风,风机安设在760东轨道大巷的新鲜风流中,距回风口大于10米,使用φ800mm胶质柔性风筒,风筒吊挂在巷道前进方向的左帮距底板1.8m,保证行人通过及不被矿车挂破。
风机最突出部位距轨道边缘不得小于700mm,距离巷道底板不小于300mm。
6.2风量计算及局部通风系统:
6.2.1局部通风系统:
见通风系统示意图(图十一)
(新鲜风):
地面南进风井760东轨道大巷局部通风机风筒 工作面。
(污风):
工作面760东轨道大巷760南大巷回风立眼南翼总回风大巷南风井地面。
6.2.2风量计算:
6.2.2.1按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q瓦·k=100×0.3×1.2=36m3/min
式中:
Q掘——掘进工作面最低配风量
q瓦——掘进工作面瓦斯绝对涌出量取0.3m3/min。
k——瓦斯涌出量不均衡系数镇矿取1.2。
6.2.2.2按工作面人数计算:
Q掘=4×N=4×30=120m3/min
其中:
4——《煤矿安全规程》规定井下每人的需风量。
N——掘进工作面的人数(按交班的人数计算)
6.2.2.3按工作面最低允许风速计算:
Q掘=60×V×S=60×0.25×16.81=252m3/min
其中:
Q掘:
掘进工作面最低配风量m3/min
V:
《煤矿安全规程》规定最低允许风速,煤巷取0.25m/s
S:
掘进巷道净断面积16.81m2
6.2.2.4以稀释、排除掘进巷炮烟所需的风量。
Q压=7.8/t×A1/3(SL)2/3=7.8/45×16.41/3×(16.81×400)2/3=154(m3/min)
式中:
t——掘进巷道通风时间,吹散炮烟取45分钟。
A——掘进工作面一次同时起爆的炸药量16.4kg
S——掘进巷道的净断面积16.81m2。
L值的确定应以:
L掘——掘进巷道的通风长度取400m
L稀=400A/S=400×16.4/16.81=390m
L稀——从掘进工作面至稀释炮烟到安全浓度的距离。
L稀>L掘时,取L掘值,L=390m
根据上述工作面配风量计算,取其中最大值Q掘作为工作面最低配风量,即:
Q掘=252m3/min
6.2.2.5局部通风机的选型:
试选FBDNO6.3/2×30型局部通风机,其吸风量为450-300m3/min,则
Q掘实=Q吸(1-L%×n%)=300×(1-400%×2%)=276m3/min
其中:
Q掘实:
掘进工作面实际供风量m3/min
Q吸:
局部通风机实际吸风量m3/min
L:
掘进巷道风筒通风长度400m
N%:
风筒百米漏风率取2%
因为:
Q掘实>Q掘
所以本工作面风机选择FBDNO6.3/2×30型对旋式局部通风机两台供风能满足通风要求。
其中一台为主风机,一台为副风机,两台风机实行双电源自动切换,杜绝无计划停风。
6.2.2.6局部通风机配风计算:
Q掘=N·Q吸+9·S=1×300+9×16.81=451.29m3/min
N:
安设局部通风机台数本工作面取1
S:
风机所在巷道的断面m2
Q[换行]吸:
局部通风机吸风量取300m3/min
6.2.2.7对配风量进行验算:
6.2.2.7.1对瓦斯浓度验算:
c=q瓦/Q掘实×k=0.3/276×1.2=0.013%<0.8%
符合《煤矿安全规程》要求
6.2.2.7.2按风速验算:
V=Q掘实/(60·s)=276/(60×16.81)=0.27m/s
因为0.15m/s<0.27m/s<4m/s符合《煤矿安全规程》要求。
6.2.2.8风筒出口到工作面的最大距离:
L射=4×s1/2=4×16.811/2=16.4m
其中:
L射:
风流的有效射程
s:
巷道净断面积取16.81m2
根据规定风筒出风口到工作面的最大距离不超过10m。
6.3通风安全监测系统:
6.3.1瓦斯监控系统:
瓦斯监控设备T必须符合下列要求:
序号设备编号报警
浓度断电
浓度复电
浓度断电范围
1T1≥0.8%≥1.3%<0.8%工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备
2T2≥0.8%≥0.8%<0.8%工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备
断电范围:
工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备。
见瓦斯监控系统图(图十四)。
6.3.2甲烷传感器T1应悬挂在距顶板不大于300mm,距回风流侧巷壁不小于200mm处:
距工作面距离不大于5m。
T2悬挂在距回风巷口10-15米范围内。
6.3.3甲烷传感器必须安设在顶板完整、支护完好、无进水以及其它机械损伤的安全地点。
甲烷传感器由监控队负责安装、延线和维修,甲烷传感器的前移由各班长负责,随掘进及时前移。
6.3.4瓦斯传感器应保持清洁,严禁用水冲洗,以免影响正常使用。
6.3.5安设甲烷传感器的同时必须安设断电仪,并确保有效运行。
6.3.6每班跟班队长、班长、电工必须携带便携式甲烷检测报警仪,对作业地点的瓦斯浓度进行随检。
6.3.7当工作面的瓦斯浓度达到0.8%时,所有人员都必须立即撤出到新鲜风流的地方,并汇报调度。
6.4综合除尘、防灭火设施布置
6.4.1防尘管路距离工作面不得大于20米;
6.4.2风流净化水幕安设在距工作面50米处的巷道内,喷浆和爆破时,打开三通阀门即可正常使用;
6.4.3爆破自动喷雾安设在距工作面20米
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