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文檔簡介
雙富煤礦
5103回風順槽綜掘施工作業規程
子長縣雙富煤礦
現場調研報告
地點5103回順口時間2015年3月6日
事項掘進組織單位生產科
一、現場情況:
1、巷道沿煤頂板掘進。
2、輔助運輸系統:副井一5號煤輔助運輸巷一工作面。
3、出煤系統:工作面采裝煤溜一5103回順運輸皮帶一5煤主運輸巷皮帶一5號
煤倉f主井f地面。
4、通風系統:風機安設5煤輔助運輸巷內,距5103回順口30米。
5、供電:從5煤采區變電所8號配電柜接線,風機雙電源供電,“三專兩閉鎖”
管理。
二、規程(措施)編制重點:
1、巷道布置及地質情況。
2、巷道支護形式及施工工藝。
3、一通三防系統及供電系統等。
4、質量標準化工作。
5、各項安全技術措施。
編寫依據
一、根據生產部提供的《5103工作面掘進地質說明書》及其附圖:
1、雙富煤礦采掘工作面平面圖1:2000
2、5103回風順槽掘進區域頂底板煤巖柱狀圖1:200
2、雙富煤礦井上下對照圖1:5000
二、任務來源于生產部下達的“規程編制通知單”
三、巷道布置依據生產部提供的《5103綜采面設計》
目錄
現場調研報告......................................................................2
編寫依據..........................................................................3
第一章工作面基本概況.............................................................6
第一節工作面井上下及煤層對應關系..................................................6
第二節工作面四鄰關系、采掘情況...................................................6
第二章地質情況...................................................................6
第一節煤層賦存特征...............................................................6
第二節地質構造情況...............................................................7
第三節煤層瓦斯、自燃發火情況....................................................7
第四節水文地質情況...............................................................8
第三章巷道布置情況...............................................................8
第一節巷道簡述..................................................................8
第二節施工順序..................................................................9
第三節巷道中線布置..............................................................9
第四章巷道支護...................................................................9
第一節臨時支護..................................................................9
第二節支護形式.................................................................9
第五章掘進施工方式..............................................................11
第一節工藝流程.................................................................11
第二節施工設備.................................................................12
第三節作業方式.................................................................13
第四節循環進尺.................................................................13
第五節運煤(砰)方式...........................................................13
第六章生產系統..................................................................14
第一節一通三防系統.............................................................14
第二節輔助運輸系統.............................................................18
第三節供電系統.................................................................19
第四節壓風系統.................................................................25
第五節供、排水系統.............................................................25
第六節監測監控系統.............................................................25
第七節通訊、信號系統...........................................................26
第七章安全質量管理..............................................................26
第一節工程質量驗收要求..........................................................26
第二節文明生產管理要求..........................................................27
第三節煤質管理要求..............................................................27
第四節機電設備管理要求..........................................................27
第八章勞動組織、循環圖表與經濟技術指標.........................................29
第一節勞動組織圖表.............................................................29
第二節正規循環作業圖表........................................................30
第三節主要技術經濟指標表.......................................................30
第九章重大危險源及有害因素辨識..................................................31
第十章安全技術措施............................................................32
第一節一通三防..................................................................32
第二節頂板管理安全技術措施.....................................................33
第三節機掘作業安全技術措施.....................................................33
第四節運輸、裝卸車、抬運、起吊設備安全技術措施................................34
第五節礦井其它自然災害預防措施.................................................34
第六節機電檢修、機電設備安全防護技術措施......................................36
第七節檢修、更換機組及皮帶設備安全技術措施(起吊)............................36
第八節電氣安全技術措施.........................................................38
第九節風動設備使用安全技術措施.................................................39
第十節機掘安全技術措施.........................................................40
第十一節其它安全技術措施.......................................................40
第十二節探放水施工、5103工作面探查安全技術措施................................41
第十三節底皮帶運料安全技術措施...............................................43
第十一章工作面避災路線..........................................................43
雙富煤礦5103綜掘施工作業規程
根據生產銜接,由我隊負責5103巷綜掘施工。為保證施工質量及安
全,特編制本作業規程。
第一章工作面基本概況
第一節工作面井上下及煤層對應關系
巷道名稱:5103回風順槽
巷道用途:5103工作面回風、行人、材料回收、鋪設管線及綜采工
作面生產設備布置需要。
巷道位置:5103風巷方位角90°沿5#煤層頂板掘進。
(附圖:巷道平面布置圖)
第二節工作面四鄰關系、采掘情況
5103回風順槽巷東側為5101工作面,西100米為礦井甄家溝礦邊界,
北側為本礦北采區,南側為洪水溝礦界。
第二章地質情況
第一節煤層賦存特征
5號煤層位于瓦窯堡組第五段底部,煤層厚度0.94~1.30m,平均厚度
1.15m,為全區可采的穩定煤層。不含或含一層泥巖夾肝,厚度0?0.16m。
頂板為砂質泥巖,底板以泥巖為主。在區內東南部遭受不同程度的剝蝕。
可采面積4.58kn?,其煤層底板標高在1070?1090m之間,基本上由東向
西緩傾,伴有波狀起伏,煤層埋深受地形控制,在溝谷處淺,在梁期處
深。地層傾角1?3°
(附圖:工作面煤層頂地板綜合柱狀圖)
第二節地質構造情況
子長礦區大地構造位置處于鄂爾多斯盆地之陜北斜坡中部、構造
相對穩定的區段。構造形態總體為北西向緩傾的單斜構造,傾向270?
310°,傾角1?3°。巖層發育寬緩的波狀起伏,地表未發現較大斷層,
亦無巖漿巖活動跡象,總體構造簡單。區內主要為近于水平的平緩單斜
地層,傾向NW。
第三節煤層瓦斯、自燃發火情況
1、5號和3號煤層的瓦斯含量和瓦斯成份數據接近,同屬氮氣一沼
氣帶。
根據陜西省煤炭工業局“關于2014年度全省煤礦瓦斯鑒定批復”,雙
富煤礦瓦斯相對涌出量2.9n?/3絕對涌出量為O.31m3/min,證明瓦斯含量
較低。
根據礦區內南家咀煤礦、瓦窯堡煤礦瓦斯爆炸事故的發生,巷道施工
中要注意到井下通風,監測瓦斯,采取有效措施防止老窯采空區瓦斯竄入
井下,以防止瓦斯事故的發生。
2、煤塵
各煤層煤塵爆炸時,火焰長度>50mm,抑制性煤塵爆炸巖粉用量
均255%,均有爆炸性危險。
3、煤的自燃性
5號、3號煤層為本區主采煤層,屬不易自燃煤層,對礦井的安全生
產不會造成大的威脅。
按礦井地溫調查為無熱害區O
第四節水文地質情況
子長礦區地處陜北黃土高原中部,屬典型的黃土梁郎地景觀,區內
溝谷縱橫,地形復雜,第四系松散沉積物廣布,基巖沿溝谷出露。地下
水的形成與分布受地質、地貌、構造及水文氣象諸因素的綜合控制。因
該區地表坡降大,透水性差,大氣降水主要形成地表徑流流走,少量滲
入補給地下水。對巷道施工主要影響為頂板裂隙水。
第三章巷道布置情況
第一節巷道簡述
一、巷道開口位置及布置形式
5103回風順槽開口位置在5號煤輔運巷內,距5101運輸順槽
18.3m(中——中)處,施工時以方位角90°沿煤層頂板掘進1208m到切眼
位置。5103回風順槽繞道開口距,5101運順7.5米,與5號煤輸運巷夾角
為60度,長度為15米。
二、巷道斷面
巷道斷面規格為3.0X2.4(寬X高)米,掘進斷面積為7.3米2,凈斷
面為6.44米2。繞道斷面同回風順槽斷面。
三、巷道施長度及內容:
1、巷道設計長度:1208m。
2、施工內容;除工作面正常掘外,掘進工作面耍進行探放水,對5103
工作面進行鉆探。
3、繞道設計長度為15米。
第二節施工順序
1、按掘進一探放水—掘進要求進行施工作業。
2、掘進施工工藝:割煤T裝煤T臨時技護一頂板支護T幫部支護一
工程質量檢查
第三節巷道中線布置
施工中,巷道中線以地測部給出為準。正常施工為無腰線施工,如
遇巷道坡度變化,要以生產部測量組給定的腰線施工。
第四章巷道支護
第一節臨時支護
掘進施工采用EBZT60掘進機割煤,最大空頂距不大于1.Omo
1、超前支護裝置為2根1.8m長的一字型8’槽鋼,隨掘前移。
2、超前支護使用方法為:將超前支護裝置從棚梁上方穿到無支護
區前端緊貼窩頭煤墻頂板,從挑梁后端將其背緊剎實。
(附:超前支護圖)
第二節支護形式
一、支護形式
本巷采用錨網支護,頂板與巷道西幫采用普通螺紋鋼錨桿鋼筋網,
回采側幫采用玻璃鋼錨桿塑料網。繞道支護形式同回風順槽。
(附:巷道支護斷面圖)
二、支護參數及規格
1、頂板支護
錨桿形式和規格:桿體為謖0—M22—2000mm左旋無縱筋螺普通螺
紋鋼。
錨固方式:樹脂加長錨固,采用兩支錨固劑,一支規格為K2335,
另一支規格為Z2360o
托板:采用普通鋼板加工而成,托板尺寸為120X120X100mm。
錨桿角度:頂角錨桿外斜10度打設,中間錨桿與頂板垂直。
網片規格:采用優.5鋼筋加工而成,網孔規格lOOXIOOmm,網片
規格4000X1050mm與2000X1050mm。
錨桿布置:錨桿間距為870mm,頂部布置4根錨桿。
錨桿扭距為:2150N.m
錨索形式和規格:錨索材料為1X7股高強度低松馳預應力鋼絞線,
長度6300mm,鉆孔直徑28mm,采用一支K2335和兩支Z2360樹脂藥卷
錨固。
錨索托盤:采用300X300X15mm高強度平托板及配套鎖具,錨索
托盤承載能力要大于26t。
錨索布置:錨索布置在巷中,間距為2.0米。
2、巷幫支護
錨桿形式和規格:桿體為C18T600mm玻璃鋼錨桿。
錨固方式:樹脂端部錨固,采用一支錨固劑,規格為2335#。
塑料托板:直徑為100mm的塑料托板。
網片規格:采用塑料網護幫,網孔規格50X50mm,網片規格2000
X1050mm。
錨桿布置:每排3根錨桿,上下孔距頂底板300mm,間距900mm,
排拒900mmo
錨桿角度:肩角錨桿上斜10度打設,底角錨桿下斜10度打設。
錨桿預緊扭矩:NlOON.m。
聯網:聯網時注意網片與煤墻緊貼,雙絲雙扣,孔孔相連,搭接形式為
對接。
5103回風順槽支護材料清單
序號名稱型號消耗量10%富余備注
1高強度螺02O-M22-2OOOmm84009200
紋鋼錨桿
2玻璃鋼幫018-16OOmm36004200
錨桿
3樹脂藥卷2335#2400026000
5金屬網50X50mm1200
2000X1050mm
6非金屬網50X50mm3600
2000X1050mm
8塑料托板0100mm42672
9錨索Cl5.24-6300mm600
10錨索托盤250X250X15mm16
第五章掘進施工方式
第一節工藝流程
采用EBZ-160型掘進機割煤、出煤。
一、二正常掘進施工
工鋼支護施工工序:
安全檢查一試機一進刀割煤出煤一敲幫問頂一前移超前支護一架
棚一校正架棚中線一絞頂背幫一進行下一循環。
施工工藝:
1、掘進機割煤按照截割路線圖進行作業,保證頂、底平并要保證
高度,凈高為2.4m(后790m為2.2m)。巷道出完煤后退出機組,機組退
出窩頭距離為5m,將截割頭落于巷道底板中部,切斷并閉鎖機組一切動
力電源(僅保留照明),司機監護操作臺。
2、敲幫問頂:在出煤完畢其他作業人員進入工作面前,施工人員
利用長柄工具站在完好支護下進行認真的敲幫問頂,確認無異常后進入
工作面開始進行下一工序作業。
3、移超前支護、挖柱窩:割煤完畢后,司機將機組退出窩頭5m外,
停機閉鎖,整個架棚期間,司機不得離開操作臺,專職監護,然后架棚
人員站在完好的支護棚下用長柄工具對煤墻頂板進行敲幫問頂,將活煤
活炭找下后,及時上好超前支護,超前支護裝置為2根1.8m長的一字型
8’槽鋼,待超前支護接頂絞實后,人工用鍬站在支護棚下清挖柱窩。
4、架棚時,豎腿,上幫拉桿后,兩名上梁人員,由其它兩人將梁
抬起放在上梁兩人手中,上梁人員將梁抬穩后,與扶腿人員配合使梁腿
合口,然后上頂拉桿,校正中線后將棚絞實。
5、撤出窩頭人員進行下一循環。
6、遇到底板變化時,坡度應不大于12°,要求底板不得出現凹凸
現象。
7、皮帶、風水管路、風筒布置在東幫。
第二節施工設備
設備配備表(附圖:巷道設備布置示意圖)
名稱型號數量電壓(V)
掘進機EBZ-1601660
風機FBDN082660
磁力開關QBZ-1206660
煤溜40T1660
皮帶DSJ80/40/2X551660
開關QBZ-804660
開關BKD16-4001660
開關QBZ-2001660
水泵ZS25-100X21660
綜合保護ZBZ-41660
第三節作業方式
掘進機割煤嚴格按照截割軌跡圖進行作業,并保證所掘巷道頂平、
幫直。
(附圖:截割軌跡)
第四節循環進尺
正規循環:每個生產班正規循環進尺為6架棚。
第五節運煤(砰)方式
正常掘進出煤:
掘進機割煤、出煤-5煤主運巷皮帶一煤倉一主井皮帶->地面。
第六章生產系統
第一節一通三防系統
一、巷道通風(附圖:巷道通風系統圖)
A.風量計算:
計算如下:
1.按瓦斯(二氧化碳)涌出量計算:
Q掘=100Xq掘Xk
式中:
Q掘——掘進工作面正頭實際需要的風量,m'/min
q掘------參照5101綜采面瓦斯涌出量為0.09m3/min,取1.Om3/min;
k—掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數,3105風巷掘進工作面為機掘,
Ml.8;
Q掘=100X0.09X1.8=16.2m3/min
(2)按人數計算:
Q掘=4XN=4X20=80m3/min;
式中:
Q掘一掘進工作面正頭實際需要的風量,m7min
N—掘進工作面同時工作最多人數,取20人;
3
4一每人供給的最小風量,m/mino
(3)根據以上計算工作面的風量要求,進行局部通風機的選型:
局部通風機風量的確定
Q,=Qj/0=80/0.70=114.28(m3/min)
Q「一局部通風機風量,m3/min;
Qj一掘進工作面需要風量,掘進工作面需要最大風量為80m3
/min;
。一風筒的有效風量率,70%;
根據以上計算風機吸風量為115m3/min,可滿足人員呼吸、稀釋
瓦斯需要,本工作面風機型號為FBDN08功率為18.5KW,額定吸風量為
260s500m3,掘進工作面進風量可滿足生產要求。
柔性風筒有效風率及漏風率參考表
風筒5010015020025050070010001200
長/m
。/%969390888684807770
3、掘進工作面風量驗算:
(1)按風速進行驗算
煤巷或半煤巖巷掘進工作面風速介于0.25?4.Om/s間,才符合生產
要求。
根據掘進工作面風速計算公式:
V風速=Q/60S=/60X7.3=0.(m/s)
Q-Q值為300m3/min
S-巷道凈斷面,取7.3m?
v風速一工作面風速
驗算結果為:工作面風速為0.68m/s介于0.25?4m/s間,符合生產要
求。
(2)按有害氣體(瓦斯或二氧化碳)的濃度驗算。回風風流中瓦
斯或二氧化碳濃度不得超過1%;其它有害氣體應符合《煤礦安全規程》
規定。
Pw/QjW1%Pw/Qj=2/300=0.06%
掘進工作面風筒進風量,300m3/min;
Pw—瓦斯絕對涌出量,0.09m3/min;
驗算結果為:有害氣體(瓦斯或二氧化碳)濃度為0.06%,低于
0.8%,符合安全生產要求。
根據以上計算,取最大值風機出口風量300m3/min,采用雙風機雙
電源自動切換裝置。選用2臺FBDNO8旋式局部通風機(2X18.5KW),風量
為260s500m3/min,可滿足掘進生產需要。風筒選用膠質阻燃風筒,其
直徑為①600mm,每節長度為10m。
B.風機布置在5煤輔運巷距工作面開口位置30m處。
新鮮風流:風機一5103回風順槽一工作面
乏風流:工作面一5103回風順槽已掘巷一5號煤回風巷一5煤回風
下山一總回風巷一回風斜井一地面。
二、綜合防塵
A、防塵系統:
5103回風順槽掘進工作面供水由5煤輔運巷巷靜壓水管通過①
lOOmm管路接至工作面,水管每隔50nl接一三通閥門,編號管理,供防塵
灑水消防之用,水管吊掛平直,接口嚴密不漏水。
B、防塵措施:
1、在掘進機小皮帶后20m,安裝一道防塵簾,掘進機割煤時將防塵
簾關閉。
2、各轉載點要安裝合格噴頭,位置固定并保證正常使用。
3、巷道內布置兩道風流凈化水幕,第一道距窩頭不超過30m,第二
道距回風口15m,掘進時水幕噴霧正常,能封閉巷道全斷面。第一道凈
化水幕隨掘進工作面向前移動。
4、掘進出煤時,巷道內各噴霧必須開啟。
5、每天安排專人沖洗巷道。
6、工作面掘進至80m,需安裝隔爆設施,并隨掘進每200nl時設一組。
水量計算為:S凈X200=7.3X200=1440L。
三、防治瓦斯及排放瓦斯措施
(-)監測監控
1、掘進機必須安裝機載式瓦斯監測斷電裝置。工作面瓦斯傳感器
T1,距幫不小于200mm,距頂不大于300mm,距工作面距離不大于5m。回
風傳感器T2,距幫不小于200mm,距頂不大于300mln,距回風口10si5m。
T1:報警濃度為NO.8%,斷電濃度21.2%,復電濃度〈0.8%;斷電
范圍為:掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
T2:報警濃度20.8%,斷電濃度20.8%,復電濃度〈0.8%;斷電范
圍:掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
2、風筒傳感器距5103工作面距離小于20m。
3、一氧化碳傳感器安裝在皮帶滾筒下風側10si5m,距幫不小于
200mm,距頂不大于300mm。一氧化碳報警濃度224PPM。
4、風機及風筒開關通過系統實現風電閉鎖。
5、當工作面發生無計劃停風且T1或T2濃度大于3%時,通過系統實
現閉鎖風機開關,使其不能直接啟動,只有通過人工解鎖方能啟動。
(附:監測監控設備布置圖)
(二)瓦斯防治措施
1、工作面風機實行“三專”供電。
2、施工時要及時延掛風筒,風筒距工作面不超過10m。
3、風機實行專人負責,掛牌管理,嚴禁無計劃停風。
4、因故停風時,必須立即切斷電源停止作業撤出工作人員,及時
查清原因進行處理。停風期間嚴禁進入無風地點作業。
5、隊干、工長、機電工下井時必須攜帶合格的便攜瓦斯報警儀。
6、風機恢復通風時,必須檢查瓦斯情況,當風機開關及附近10m范
圍內瓦斯濃度不超過0.5%,風機供風區域內瓦斯濃度不超過1%,CO?不超
過1.5%時方可人工恢復送風。否則當瓦斯濃度超限時,必須采取措施進
行瓦斯排放。
7、瓦斯排放要實行分級管理,瓦斯濃度為在2%以下時,由通風部
門負責人調度指揮,指定現場人員排放;瓦斯濃度達到2%-3%時,由主
管通風的副礦長調度指揮,由礦通風部門負責人現場組織排放;瓦斯濃
度大于3%以上時,由礦長調度指揮,主管通風的副礦長現場組織排放。
(三)排放方式
1、將風機后第一節風筒安設為旁支短節風筒(簡稱為“卸壓三通”),
做為固定排放瓦斯時使用。風機正常運轉時,任何人不得擅自打開三通
風筒。
2、啟動風機前,先打開三通風筒控制風量,確保排放瓦斯風流與
全風壓混合處瓦斯濃度不超過1.5%,回風風流瓦斯濃度降至濃度1%后方
可系緊三通風筒,恢復正常通風。依據排放出來的瓦斯濃度調節三通風
筒。
3、排放瓦斯前,必須撤出瓦斯流經過巷道內的所有人員,切斷電
源,并設專人警戒。
4、排放瓦斯時?,必須采用三通卸壓控制風量的方法排放,嚴禁“一
風吹”和高濃度直接排放。
5、排放瓦斯風流與全風壓風流混合后,瓦斯濃度嚴禁超過1.5虬
6、當排放瓦斯濃度降到現以下時,經全面檢查情況正常,無局部
瓦斯積聚,并且穩定30分鐘后方可結束排放工作。
四、防火防爆
1、掘進機、煤溜及皮帶機頭,必須配備兩個合格8Kg干粉滅火器,
一個消防沙箱,裝沙量不少于0.20?,沙袋10個,消防鍬一張。
2、井下所有風筒、膠帶必須有阻燃性,抗靜電性。
3、發現減速箱漏油,必須及時處理,地下油跡要及時清理干凈。
4、其它防火措施要嚴格執行《煤礦安全規程》第244條規定:任何
人發現井下火災時視火情性質、災區通風、和瓦斯情況,立即采取一切
可能的方法直接滅火,控制火勢,并迅速向調度室匯報,礦調度室接到
井下火災報警后,應立即按災害預防和處理計劃通知有關人員及時搶救
災區人員和實施滅火工作,并組織人員戴好自救器,沿避災路線撤離。
5、礦值班調度和在現場的隊長、班組長應依照《災害預防和處理
計劃》的規定,將所有可能受火災威脅地區中的人員撤離,并組織人員
滅火。電氣設備著火時,應首先切斷其電源;在切斷電源前,只準使用
不導電的滅火器材進行滅火。
6、油脂物品管理地點,各種消防器材必須擺放到位。
第二節輔助運輸系統
一、運料
5103回順運輸系統:
地面一副井一5煤輔運巷一工作面
二、底皮帶運料運輸
1、底皮帶運料時,必須使用裝卸料臺,并保證裝卸料臺完好牢固,
托輻齊全,且裝卸料期間,機頭、機尾必須設專人看好信號,并由專人
監護,嚴禁人員通行,機尾信號距卸料臺不得大于10m,發生堵料等意
外事故時及時停機處理。
2、在指定的上下料平臺處進行上下料作業,兩人配合操作,動作協
調。專用信號靈敏可靠。
3、下料平臺利用卸料裝置和扒料工具,順勢將料卸下膠帶,整齊碼
垛到指定地點。運料期間禁止通行。
4、沿途要注意膠帶缺托輻跑偏或因材料放不正而發生其它事故。如
有問題要及時停機處理。
5、在下料平臺接料后,要及時碼垛整齊,不得影響其他作業和行人。
第三節供電系統
、負荷統計
負荷統計見電氣設備負荷統計表。
電氣設備符荷統計表
名稱型號電壓V功率(KW)數量
掘進機EBZ-556601101臺
煤溜40T660551部
皮帶機DSJ80/40/2X556601101部
風機FBDN086602X18.52臺(備用1臺)
探水鉆ZYJ380/120660221臺
水泵ZS25To0*2660371臺
總計419.5
二、系統組成
1、生產供電:由中央變電所8#高開經一趟MYP8.7/10-3X50+1*16
高壓電纜供給5煤主運巷KBSGYZ630T0/0.69掘進移變,由移變輸出660V
電壓,供給各動力負荷。
2、風機采用雙電源供電,主風機電源來自風機專線一回路,副風
機電源來自風機專線二回路。兩回路電源均來自5煤采區變電所。
三、電纜開關選型以及整定計算
1、電纜選型:電纜選型的三個要求,載流量必須大于實際通過的
流量;最末端電壓降能夠滿足最大設備負荷啟動;開關短路電流整定靈
敏度校驗必須大于1.2。
工作面所有設備電源均為660V,電纜選擇:
(一)風機電纜選擇:
(1)主風機專線從變電所1號風機專線接入,距離為150米,按照實
際設備負荷額定電流選擇開關電纜截面。
所帶負荷風機為18.5KW,經驗電流值為:18.5X1.12=20.7A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次電纜換
算長度為150><1(5011皿2截面換算系數)=15001,電纜末端兩相短路電流值
為4569A,最大負荷開關短路電流整定為
18.5KWX1.12X8=165.76A,靈敏度Ki=4569A+165.76A=27。
所以選擇50mm2橡套低壓電纜,長度為400米。電纜截流量
173A>20.7Ao
電壓降校驗:壓降值AUul.732X1XR=L732X(18.5X1.12)X
(0.380X0.15)=2V.
允許電壓降值為690X5%=34.5Vo
故選用:MYP-50mm2截面電纜能夠滿足需要。
(2)副風機專線從變電所風機2號風機專線接入,距離為400米,按
照實際設備負荷額定電流選擇開關電纜截面。
所帶負荷風機為18.5KW,經驗電流值為:18.5X1.12=20.7A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次電纜換
算長度為150Xl(50nun2截面換算系數)=150m,電纜末端兩相短路電流值
為4569A,最大負荷開關短路電流整定為
18.5KWX1.12X8=165A,靈敏度Ki=4569A+165A=27。
所以選擇50nlm2橡套低壓電纜,長度為150米。電纜截流量
173A>20.7Ao
電壓降校驗:壓降值AU=1.732XIXR=1.732X(18.5X1.12)X
(0.380X0.15)=2.OV.
允許電壓降值為690X5%=34.5VO
故選用:MYP-50mm2截面電纜能夠滿足需要。
(二)動力電源選型
(1)掘進機400饋電開關一中斷開關,距離為1200米,按照實際設
備負荷額定電流選擇電纜截面。
所帶負荷掘進機為相OKW,經驗電流值為:110X1.12X0.9=110.8A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次側電纜
換算長度為900X0.72(70mm2截面換算系數)=648m,電纜末端兩相短路
電流值為1420A,最大負荷開關短路電流整定為
110X1.12X8=985.6A,靈敏度Ki=1420A+985.6A=1.44o
選擇70mm2橡套低壓電纜,長度為1200米,電纜截流量215A>110.8A。
電壓降校驗:壓降值AU=L732XIR=L732X(110X1.12)X(0.267
X0.9)=51.27V.
允許電壓降值為690X10%=69V。
故選用:MYP-70mm2截面電纜能夠滿足需要。
(2)煤溜400饋電開關一中斷開關,距離為100米,按照實際設備負
荷額定電流選擇電纜截面。
所帶負荷為40KW,經驗電流值為:40X1.12X0.9=40.32A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次側電纜
換算長度為100X0.72(70皿2截面換算系數)=72m,電纜末端兩相短路電
流值為5015A,最大負荷開關短路電流整定為
40KWX1.12X8=358.4A,靈敏度Ki=5015A+358A=14。
選擇70mm2橡套低壓電纜,長度為100米。電纜截流量215A〉40.32A。
電壓降校驗:壓降值
△U=L732*IR=1.732*40*1.12*0.267*0.1=2.0V.
允許電壓降值為690X5%=34.5Vo
故選用:MYP-70nm2截面電纜能夠滿足需要。
(3)煤溜一皮帶,距離為100米,按照實際設備負荷額定電流選
擇電纜截面。
所帶負荷為U0KW,經驗電流值為:110X1.12X0.9=110.88A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次側電纜
換算長度為100><1(501加2截面換算系數)=100111,電纜末端兩相短路電流
值為5015A,最大負荷開關短路電流整定為
110KWX1.12X8=985.6A,靈敏度Ki=5015A+985.6A=5.090
選擇50mm2橡套低壓電纜,長度為100米。電纜截流量175A>168A。
電壓降校驗:壓降值AU=AU溜+1.732XIR=8.54+1.732X110X
1.12X0.380X0.1=16.65V.
允許電壓降值為690X5%=34.5VO
故選用:MYP-50nm2截面電纜能夠滿足需要。
(4)水泵開關,距離為50米,按照實際設備負荷額定電流選擇電纜
截面。
所帶負荷為37KW,經驗電流值為:37X1.12X0.9=38A
查資料得,KBSGYZ630-10/0.69移變,額定電壓為690V,二次側電纜
換算長度為50X1.98(25mm2截面換算系數)=99m,電纜末端兩相短路電
流值為6792A,最大負荷開關短路電流整定為
37X1.12X8=331.5A,靈敏度Ki=6792A+3335A=20.49。
選擇25mm2橡套低壓電纜,長度為50米。電纜截流量100A>38A。
電壓降校驗:壓降值
AU=1.732XIR=1.732X(37X1.12)X(0.732X0.05)=2.63V.
允許電壓降值為690X5%=34.5VO
故選用:MYP-25mm2截面電纜能夠滿足需要。
2、開關整定計算詳見附表:
編號負荷保護1>
名稱選用開關I?(A)
(KW)裝置(A)
1主風機45QBZ-120+120JBD508倍
2副風機18QBZ-120+120JBD508倍
3掘進機160QBZ-200JBD1108倍
4探水鉆22QBZ-80JBD302倍
5皮帶機110QBZ-200JBD1108倍
6水泵37QBZ-80JBD388倍
3中斷137.5BKD-400JBD1328倍
4中斷194.5BKD-400JBD2258倍
5信號中保2ZBZ-4熔體10A
電氣設備表
名稱規格數量名稱規格數量
電纜70mm21250m開關QBZ-803個
電纜50mm2400m饋電開關BKD-4001臺
電纜25mm250開關QBZ-1201臺
四通660V1個開關QBZ-2002臺
信號3套開關QBZ-301臺
綜保ZBZ-4A1臺
(附圖:供電系統圖)
第四節壓風系統
壓風由輔運輸巷壓風系統供風,風管由5煤輔運巷采用。50mm管接
至工作面。壓風管路每隔50m設一三通閥門。
壓風自救裝置安設在距窩頭50m處兩組,每組壓風自救裝置內放6個
自救呼吸器。壓風自救裝置隨著工作面的掘進移動,距窩頭不超過50m。
壓風系統:地面壓風機房一副井一5煤輔運巷一工作面。
第五節供、排水系統
1、供水系統:工作面使用靜壓水管,來自31采區皮帶巷用。100mm
管接至工作面。
2、供水自救裝置安設在距窩頭50m處,安裝一組(內有6個水嘴),
隨著工作面的掘進前移,距窩頭不超過50m。
3、排水采用。100mm水管,隨掘進延伸,采用ZS25To0X2水泵抽
水,排至31采區皮帶巷臨時水倉。
(附:巷道排水系統圖)
第六節監測監控系統
(-)安全生產監測監控系統
工作面必須安裝瓦斯監測斷電裝置,監控分站設在3102風巷口。風
機必須配置開停傳感器,并卡在風機開關電纜上,風筒必須安設風量開
關傳感器并安裝在距工作面迎頭不大于20nl范圍,隨掘隨移,并設置斷
電閉鎖。窩頭瓦斯傳感器「距幫不小于200mm、距頂不大于300mm,距
工作面W5m。回風流傳感器T2距幫不小于200mm、距頂不大于300nim,距
回風口10-15m。風機通過監控系統實現風電閉鎖。
皮帶機頭10-15m安裝一氧化碳傳感器和煙霧傳感器,一氧化碳報警
點224ppm。
斷電范圍:1、Tz—掘進工作面巷道中全部非本質安全型電氣設備。
瓦斯報警點:Tl^O.8%CH4T220.8%CH4
瓦斯斷電點:Tl^l.2%CH4T2N0.8%CH4
復電點:TKO.8%CH4T2<0.8%CH4
第七節通訊、信號系統
1、通訊:在工作面皮帶機頭、機尾分別安裝一部電話,與調度、隊
部直接聯系。
2、照明:在皮帶機頭段巷道頂部安裝三盞防爆燈管。
3、信號:在機頭、卸料臺處、機尾分別安裝聲光對打雙顯示信號。
4、專用電話:在風機處安設~■部專用電話。
(附:照明通訊圖)
第七章安全質量管理
第一節工程質量驗收要求
1、巷道凈寬允許誤差:一50?+200mm;
2、巷道凈高允許誤差:0?+200m。
3、巷道中線誤差:W50m。
4、錨桿扭距頂部為N150N.m,幫部為NIOON.m,錨索漲拉強度24.5
MPa.
5^錨桿外露長度20mms50mm,錨索外露長度lOOmms120mm.
6、錨桿托板緊貼巖面。
9、鋼網雙絲雙扣,孔孔相聯。
第二節文明生產管理要求
1、機組皮帶各轉載點必須設置噴霧裝置。
2、巷道內必須保證材料堆放整齊,并且集中分類堆放。
3、巷道內各管路無滴漏跑冒現象,且巷內無浮煤(肝)。
4、巷道內施工圖板必須規格統一,字跡清晰,尺寸正確。
5、膠帶輸送機膠帶寬度不得低于原寬度的95%,不得有缺托輯現象,
托輯上不得掛有毛繩,且膠帶輸送機的上下料臺架齊全、位置合理。
6、臨時支護必須保證及時有效。
第三節煤質管理要求
1.巷道內除煤以外的雜物,嚴禁隨煤運出。
2.機組割煤時,禁止割破頂底板。
3.割煤停機后,立即停水減少水對煤質的影響。
4.遇地質構造或石包形成石頭時與煤分裝,分運。
第四節機電設備管理要求
1、檢修必須按“四檢”對機電設備進行檢修,發現問題及時處理。
2、操作設備時,必須嚴格執行《操作規程》和《煤礦安全規程》
中有關規定。
3、工作面必須實現“三專兩閉鎖”。
4、各類設備銘牌、完好牌、整定牌、防爆合格證必須完好齊全。
5、嚴格按照“三大保護細則”對電氣開關進行合理整定。
6、不得帶電檢修,搬遷電氣設備、電纜和電線。
7、所有開關的閉鎖裝置必須能可靠的防止擅自送電,防止擅自開
蓋操作。
8、作業人員必須使用與電源電壓相適應的驗電筆。
9、檢查開關時,首先切斷電源,閉鎖開關并懸掛“有人工作、不準
送電”牌,只有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。
10、嚴禁在電纜上懸掛任何物體,電纜懸掛平直、整齊。電纜敷設
要符合《安全規程要求》
11、電氣設備要安裝合格的接地極、接地線。
12、所有電氣設備嚴禁甩掉保護運行,不得用銅絲、鐵絲替代熔斷
器的熔體。定期對開關進行試驗,局部通風機必須指定專人負責看管。
15、嚴禁對有故障的供電線路強行送電。
16、嚴禁對保護裝置不可靠的電氣設備送電。
17、嚴禁使用失爆的防爆電器設備和有破口的電纜。電器設備的接
入要符合《煤礦安全規程》和防爆電器設備檢查的有關要求。
18、對所有電氣設備要按照規定定期檢查,杜絕失爆現象,定期更
換防潮劑。
19、容易碰到的機械外露的轉動和傳動部分必須加裝防護罩或遮欄
等防護設施。
20、皮帶機頭必須安裝皮帶機綜合保護,“四保護(溫度保護、速
度保護、煤位保護、煙霧保護)、三裝置(防跑偏裝置、超溫灑水裝置、
拉線急停裝置)”齊全。
21、皮帶機、轉載皮帶機托餛齊全,轉動靈活,皮帶無跑偏現象。
22、掘進機必須保證各部件的完好性,不得帶病運轉。
23、信號集中閉塞同時發聲和發光。
24、處理設備故障時,必須有措施。
第八章勞動組織、循環圖表與經濟技術指標
第一節勞動組織圖表
1.作業形式采用“三八”制,即兩個生產班,一個檢修班,工作時間
為8小時。
2.作業時間表
班次生產一班檢修班生產三班
工作時間0-8點8-16點16-0點
3、勞動定員
生產班
皮
皮
隊工架機維聯機副驗煤
副帶
工帶組溜合
工棚尾護網司收司
司司計
種司機
長機
干長工工工工機機員機
定
111411111111116
員
檢修班
隊副皮帶機組電風水驗
工
工種工檢修檢修器管路收合計
長
干長工工工工員
定員1114222114
第二節正規循環作業圖表
采用“三八”制,兩個生產班、一個檢修班,正規循環每小班6排。
第三節主要技術經濟指標表
序號名稱單位技術參數
1巷道凈斷面m27.2
2
2巷道毛斷面m6.72
3循環進尺m1
4每班循環數個6
5日循環數個12
6班均進尺m6
7班出勤個16
8隊直接出勤個42
9日均進尺m12
10效率m/工0.38
11理論每m出煤量t/m4.72
第九章重大危險源及有害因素辨識
1、巷內煤塵堆積,引起煤塵爆炸。
2、未執行“有掘必探,先探后掘”易造成透水事故。
3、在機頭、機尾及存放油脂區域消防設施不齊全,發生火災造成傷
人事故。
4、敲幫問頂不徹底,易造成片幫或冒頂傷人事故。
5、不及時使用好臨時支護,易造成冒頂片幫傷人事故。
6、空頂距超出規定要求,易造成片幫冒頂。
7、開機時,副司機或機尾工監護不到位造成傷人事故。
8、掘進機割煤時人員進入禁區,造成傷人事故。
9、帶電檢修、搬遷電氣設備,易造成人員觸電傷人事故。
10、施工作業中,人員站位不符合規定造成事故。
11、所架工鋼棚頂幫未絞實背牢,造成事故。
12、瓦斯探頭管理不到位,造成瓦斯報警事故。
13、機電設備管理不好,造成事故。
14、5號煤輔運巷運料,執行“行車不行人,行人不行車”的規定,
造成事故。
15、風筒、監控線路保護不到位,造成事故。
16、巷道沿上山掘進,工作面瓦斯容易積聚,風筒管理不到位,造
成瓦斯超限事故。
17、施工中不按探放水設計要求進行施工,造成事故。
18、交叉點支護不到位,造成事故。
19、風筒距工作面超距,造成瓦斯事故。
20、煤溜機頭機尾固定不牢,造成事故。
21、人員站位不符合要求,造成事故。
第十章安全技術措施
第一節一通三防
一、通風管理安全技術措施
1、風筒吊掛平直,風筒接口必須嚴密,不漏風,距工作面不超過10m,
以保證工作面有足夠風量。
2、風機要實現“六專”管理(專用變壓器、專用開關、專用電路、
專人管理、專用電話、專用臺賬),風機要安設自動切換裝置,并且每
天進行一次自動切換試驗。
3、因其它原因造成風機停止時,要停止作業,切斷電源,撤出人員。
恢復送電時,必須先檢查瓦斯,當局部通風機及電氣設備附近10m風流瓦
斯濃度小于0.5%時,方可送電。
二、防塵管理安全技術措施
1、掘進機割煤時,工作面所有施工人員要戴防塵口罩。
2、掘進機割煤時,必須開啟除塵風機。
3、每日沖洗一次工作面50m以內巷道頂幫和管路上的煤塵。
4、出煤時要進行灑水,煤溜噴霧必須打開,以進行降塵。
5、經常檢查防塵管路及防塵水幕,發現問題及時處理。
6、巷道內每掘進200m要加設一組隔爆水袋。
三、防火管理安全技術措施
1、電器設備或電纜著火時一,首先要切斷電源,就近用砂子或滅火器
進行
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