12106辅运、回风顺槽掘进作业规程(上湾矿)

目录第一章工程概况 3第一节巷道名称及掘进工作面位置 3第二节巷道用途工程量及开竣工时间 3第二章地面相对位置及地质情况 5第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 5第二节煤层赋存特征及地质构造 5第三节水文地质 7第三章巷道布置及支护 8第一节巷道布置 8第二节巷道支护 8第四章 工程施工 建筑工程施工承包1园林工程施工准备消防工程安全技术交底水电安装文明施工建筑工程施工成本控制 方法及 工艺 钢结构制作工艺流程车尿素生产工艺流程自动玻璃钢生产工艺2工艺纪律检查制度q345焊接工艺规程 13第一节生产工艺 13第二节工作面设备配备及技术特征 15第三节循环作业方式 17第五章工作面生产系统 19第一节主、辅运输系统 19第二节通风系统 19第三节供电系统 24第四节供水、防尘系统 38第五节排水系统 38第六节通讯照明系统 39第七节安全监测系统 39第八节防灭火系统 40第六章工作面工程质量及煤质管理 42第一节工作面工程质量 42第二节机电设备管理及文明卫生管理 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 43第三节煤质指标及煤质保证措施 45第七章劳动组织及工作面主要经济技术指标 47第一节劳动组织 47第二节劳动组织表（见下表） 48第三节主要技术经济指标（见下表） 50第八章工作面灾害防治 51第一节水灾事故的预防 51第二节火灾事故的预防 51第三节瓦斯事故的预防 53第四节煤尘爆炸事故的预防 55第五节顶板事故的预防 56第六节自燃发火的预防 57第七节避灾路线 57第八节应急物资的设置 58第九章工作面安全技术措施 59第一节安全技术措施一般 规定 关于下班后关闭电源的规定党章中关于入党时间的规定公务员考核规定下载规定办法文件下载宁波关于闷顶的规定 59第二节“一通三防”安全技术措施 60第三节掘进安全技术措施 63第四节顶板管理及支护安全技术措施 66第五节过地质构造安全技术措施 68第六节工作面过沟（有流水）开采控制流水渗漏措施 69第七节机电运输管理安全技术措施 70第八节作业人员健康、职业病防治和环境保护措施 77第十章作业规程学习贯彻及职工考试记录 78第一节员工规程学习 78第二界作业规程考试 78第一章工程概况第一节巷道名称及掘进工作面位置1.1.1、巷道名称上湾煤矿12106工作面胶运、辅运顺槽。1.1.2、工作面位置1-2煤胶运、辅运顺槽平行布置在1-2煤层中。对应地面标高为1150～1230m，1-2煤层底板标高为1078～1100m。第二节巷道用途工程量及开竣工时间1.2.1、巷道用途1-2煤胶运、辅运顺槽担负着12106综采工作面煤炭的胶带运输；辅顺用于行车、行人等。1.2.2、巷道工程量上湾矿1-2煤辅顺掘进工程量为3084.7m，1-2煤胶运顺槽掘进工程量为3059.6，顺槽联巷掘进工程量为781m，辅运绕道为54m，辅顺风桥段为44.6m，移变绕道为44.7m，胶顺过渡架段为51.2m，主回撤通道为298.45m，辅回撤通道298.45m，通道联巷125m，调车、配电联巷170.8m，通道探巷75m。1-2煤总工程量为8222m。1.2.3、开竣工时间上湾矿1-2煤胶运、辅运顺槽掘进开工时间为2009年10月5日，竣工时间预计在2010年4月底，施工工期预计为6个月20天左右。1.2.4、本章附图1、工作面巷道布置图2、工作面井上下对照图第二章地面相对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2.1.1、地面相对位置12106工作面1-2煤胶运、辅运顺槽对应的地面标高为1150～1230m，1-2煤层底板标高为1078～1100m，1-2煤厚为5.40～6.20m，上覆基岩厚度为49～119m，松散层厚度0～20m。2.1.2、工作面内的水体和地物对工程的影响情况根据1-2煤胶运、辅运顺槽附近钻孔资料，煤厚为5.480～8.64m。1-2煤底板岩性主要细粒砂岩，平均厚度约1.40m，灰白色，成份以石英为主，长石次子，含云母碎片，泥质胶结，分选性好；直接顶主要为砂质粘土岩，平均厚度约0.25m，灰色，含砂质不均，泥质结构，含植物化石碎片，致密；老顶主要岩性为细粒砂岩，厚度为0～12.36m，灰白色，成分以石英为主，次为长石、云母，局部波状层理发育，夹煤线，泥质胶结，厚层状。2.1.3、老空水、火、瓦斯对工程的影响本工作面掘进中不受老空水、火的影响。根据2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为：相对涌出量0.0643m3/min，绝对涌出量1.67m3/t，属低瓦斯矿井。根据上湾矿其他邻近的掘进工作面瓦斯涌出量情况预计本工作面相对瓦斯涌出量最高为0.092m3/min，本工作面为低瓦斯区。第二节煤层赋存特征及地质构造2.2.1、煤层厚度、产状、结构根据附近的钻孔资料表明，1-2煤层煤为黑色，沥青光泽～丝绢光泽，半暗型煤为主，含黄铁矿条带状结构，贝壳状断口，厚层状。老顶为细粒砂岩，厚度为0～12.36岩性特征为灰白色，成分以石英为主，次为长石，云母，局部波状层理发育，夹煤线，泥质胶结，厚层状；直接顶为砂质粘土岩，厚度为0～0.93，岩石特性灰色，含砂质不均，泥质结构，含植物化石碎片，致密。直接底为细粒砂岩，厚度为0～2.35，岩石特性为灰白色。成分以石英为主，长石次之，含云母碎片，泥质胶结，分选性较好。2.2.2、顶底板岩性特征分析（表2-1）煤层顶底板情况顶底板岩石名称厚度岩性特征老顶细粒砂岩0～12.36m灰白色，矿物以石英为主，长石、云母碎屑次之，局部波状层理发育，夹煤线，泥质胶结，厚层状。直接顶砂质泥岩0～0.93灰色，含砂质不均，泥质结构，含植物化石碎片，致密。伪顶无　直接底砂质泥岩0～2.35m灰白色，成份以石英为主，长石次之，含云母碎片，泥质胶结，分选性较好，顶部为0.15m。2.2.3、工作面瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、自然发火期根据邻近的掘进工作面瓦斯涌出量情况预计本工作面瓦斯相对涌出量0.01521m3/min，最高相对涌出量为0.092m3/min，绝对涌出量0.36m3/t，本工作面属于低瓦斯区。煤尘具有强爆炸性，爆炸指数为36%，该煤层有自燃发火倾向，属二类易自燃煤层，最短发火期为30-40天。2.2.4、地质概况12106工作面1-2煤胶运、辅运顺槽对应的地面标高为1150～1230m，1-2煤层底板标高为1078～1100m，1-2煤厚为5.40～6.20m，上覆基岩厚度为49～119m，松散层厚度0～20m。根据1-2煤胶运、辅运顺槽附近钻孔资料，煤厚为5.480～8.64m。1-2煤底板岩性主要细粒砂岩，平均厚度约1.40m，灰白色，成份以石英为主，长石次子，含云母碎片，泥质胶结，分选性好；直接顶主要为砂质粘土岩，平均厚度约0.25m，灰色，含砂质不均，泥质结构，含植物化石碎片，致密；老顶主要岩性为细粒砂岩，厚度为0～12.36m，灰白色，成分以石英为主，次为长石、云母，局部波状层理发育，夹煤线，泥质胶结，厚层状。第三节水文地质1-2煤胶运、辅运顺槽，巷道对应地面地形切割较普遍，排泄条件较好，富水性较差。地表的松散含水层为潜水含水层，主要受大气降水的补给，其次是地表水。因本区降水量和地表水都比较小，所以潜水量大。涌出量为5m3/h，因巷道为负坡掘进，所以要做好排水工作，建议以30m3/h设防。本章附图：工作面地层综合柱状图第三章巷道布置及支护第一节巷道布置3.1.1、巷道布置位置1-2煤12106工作面胶运和辅运顺槽两条巷道平行布置在东为西二盘区1-2煤辅运、胶运和回风三条大巷，北为12105为开采综采工作面，南侧是武家塔井田，西侧是尔林兔未开采区。3.1.2、巷道断面1-2煤辅运顺槽宽6.1m、高4.5m，矩形巷道；1-2煤胶运顺槽宽6.0m、高4.5m，矩形巷道；1-2煤顺槽主回撤通道宽6.0m、高4.50m，矩形巷道；1-2煤顺槽辅助回撤通道宽5.0m、高4.4m，矩形巷道；加强支护大巷联巷宽5.0m、高4.4m，矩形巷道。3.1.3、大巷开口位置与掘进方位角1-2煤胶辅运顺槽开口位置在西二盘区1-2煤胶运大巷，掘进方位243°。1-2煤辅运大巷开口位置坐标为（4350910.702，37426811.921），尔林兔2-2煤主运大巷开口位置坐标为（4350884.484，37426011.4383），掘进方位243°。第二节巷道支护3.2.1、矿压观测对新辅运大巷及尔林兔主、辅运大巷掘进工作面进行顶板离层观测。观测要求如下：1、掘进工作面每掘进200m，在巷道中部布置测点，进行观测，要求测点间距200m。每一测点设置一个观测断面，用锚杆拉力计检测顶锚杆的锚固力；在巷道中部正顶安装顶板离层仪，用于测定巷道顶板离层量，并保证测点处有记录牌板显示。2、顶板离层仪由锚索队负责安装，并做好初始值的设定与观测记录；矿生产办负责对安装过程进行全面监管，保证顶板离层仪安装符合规定，并负责顶板离层量的记录牌板的安设。3、生产办负责对顶板离层仪进行监测，并做好监测记录；根据矿生产实际，规定掘进过程中，顶板离层仪每旬进行一次观测。4、通过观测，如发现顶板出现异常现象，及时对顶板进行分析，预测顶板变化情况，报矿主管部门和主管领导，制定有效措施，进行预防治理，以防事故的发生。5、施工单位、职工不得随意对顶板离层仪进行调制、破坏。6、数据处理：采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈道 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。3.2.2、支护工艺1、支护形式根据附近的钻孔Hn23资料表明，煤层及顶板情况为：12煤煤厚7.0m，直接顶为厚度0.93m的砂质泥岩，灰色，致密块状，含植物化石碎；老顶为约12.36m的泥岩，灰白色，成分以石英为主，次为长石、云母碎片，泥质胶结；直接底为约2.35m以石英为主，长石次子，含云母碎片，泥质胶结。1-2煤胶运顺槽采用锚杆+锚索联合支护。1-2煤辅运顺槽采用锚杆+钢带+锚索联合支护。加强支护大巷采用锚杆+钢带+锚索联合支护。顶板遇地质构造时，支护形式根据现场施工情况制定安全技术措施。2、支护参数及支护材料根据上湾矿1-2煤12106工作面顺槽施工图设计：1-2煤12106工作面胶运顺槽宽为6.0m，锚杆4根/排，间排距为1100mm×1000mm。锚索2套/3m（间距为2.5m，Φ17.8×8000mm），矩形布置。1-2煤12106工作面辅运顺槽宽6.0m，锚杆5根/排，间排距为1100mm×1000mm。钢带1条/排（Φ10×80×4200mm），锚索2套/3m（间距为2.5m，Φ17.8×8000mm），矩形布置。顺槽联巷宽5.0m，锚杆4根/排，间排距为1200mm×1000mm。矩形布置。加强支护顺槽联巷宽5.0m，锚杆5根/排，间排距为1000mm×1000mm。钢带1条/排（Φ10×80×4200mm），锚索2套/3m（间距为2.5m，Φ15.24×6500mm），矩形布置。联巷开口处抹角尺寸不得超过3×3m，支护锚杆6根。联巷开口支护锚索3根，贯通处支护锚索2根。锚杆规格选用Φ16×2100mm圆钢一次性紧固锚杆，螺纹锚固端为100mm，麻花锚固端为500mm，托盘选用120×120×10mm的钢板，采用MSCK型Φ23×500mm树脂作为锚固剂，每孔1卷。3、校验支护参数现将此支护参数进行校验：锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：L＞L1+L2+L3式中：L—锚杆长度，mm；L1—锚杆外露长度（钢带厚度+托盘厚度+螺母厚度+10mm～50mm），此处取50mm；L2—锚杆有效长度（顶锚杆取免压拱高b），mm；L3—锚杆锚固长度，取400mm。普氏免压拱高：b=[B/2+Htan（45°-w/2]/f顶式中：B、H—掘进巷道的宽度和高度；f顶—顶板岩石普氏系数，取3；w—两帮岩石的内摩擦角，w取63.43°（查表得）；L2=b=[6100/2+4500×tan（45°-63.43°/2）]/3=1360mm经计算锚杆长度：L＞50+2039+500=1910mm（取2100mm）锚杆排距：a≤（Q/kγL2）1/2式中：a—锚杆排距；Q—锚杆锚固力，取49KN；K—安全系数，取2；γ—岩体容重，取16.7KN/m3；经计算，a≤〔（49/（2×16.7×1.36）〕1/2=1.03m，取1m。每排锚杆根数：根据公式算每排锚杆个数：N1=KQrDr/Pr=3×66.7×1.0/49=4.1（根）＜6（根）；其中：Dr—锚杆排距Pr—锚杆抗拔力；取49KNK—安全系数；根据顶板岩性取3Qr——顶板载荷集度；取66.7KN/m5经理论计算和实践经验：选用Φ16×2100mm的锚杆满足安全及设计要求。采用一次性紧固锚杆支护，其中锚杆布置为矩形，排距1.0m。锚杆规格为Φ16×2100mm圆钢一次性紧固锚杆，托盘选用120×120×10mm的钢板，采用MSCK23*500树脂作为锚固剂。4、巷道锚索支护根据上湾矿1-2煤12106胶辅运顺槽巷道施工图设计：1-2煤辅运顺槽宽6.1m，锚索2套/3m，间距为2.5m，锚索规格为Φ17.8×8000mm，锚固段长度1.5m，树脂药卷配套使用，托盘规格为300×300×12mm，矩形布置。1-2煤胶运顺槽宽6.0m，锚索2套/3m，间距为2.5m，锚索规格为Φ17.8×8000mm锚固段长度1.5m，树脂药卷规格为MSZ23/50，托盘规格为300×300×15mm，矩形布置。大巷联巷宽5.0m，锚杆4根/排，矩形布置。加强支护大巷联巷宽5.0m，锚索2套/3m，间距为2.5m，锚索规格为Φ15.24×6500mm锚固段长度1.5m，树脂药卷规格为MSZ23/50，托盘规格为300×300×15mm，矩形布置。联巷开口支护锚索3根，贯通处支护锚索2根。锚索支护与工作面掌子头距离要求：12煤12106工作面辅运顺槽锚索支护滞后工作面掌子头不超过200m；尔林兔主运锚索滞后工作面不超过200m，胶运顺槽锚索滞后工作面不超过200m；当顶板出现破碎或出现特殊地质构造带时，工作面必须加强支护，锚索紧跟工作面。本章附图1、巷道支护平、断面图2、联巷抹角支护平面图第四章工程施工方法及工艺第一节生产工艺4.1.1、掘进工艺1、落煤（1）切槽采垛采用连续采煤机进行截割煤和装煤。在每次掘进巷道前，司机先开动煤机调整在巷道前进方向左侧，并按激光线确定位置，其中激光线距巷道左帮3.5m。开始向前方煤壁切割直至割入深度达一个循环进度15m，即为切槽；然后退出煤机，再调整到巷道右侧，开始截割剩余部分，即为采垛，连采机就是以切槽和采垛工序来完成巷道的掘进。（2）截割方式无论是切槽还是采垛工序，连采机截割时，首先将煤机截割头调整至巷道顶部，将截割头切入煤体，然后逐渐调整截割头高度，由上向下截割煤体，当割到巷道底板时，煤机稍向后退，割完底煤，使巷道底板平整，并装完余煤，将煤机截割头调整在巷道顶板，接着进行下一个循环，这样截割循环往复进行，直至掘进进尺达到一个循环进度时，连采机就得移到下一条巷道进行作业。2、装煤采用连续采煤机自装煤方式，连采机割煤时，煤落入收集头上，装在收集头上的圆盘耙爪连续运转，将煤装入中部运输机，中部输送机将煤装卸到搭接在连续采煤机后面的运煤车内。3、运煤工作面运煤选梭车来完成运煤工序。由梭车→给料破碎机→1-2煤胶运大巷皮带→111上仓胶带机→原煤仓，完成煤炭运输。4、清煤选用488型铲车清理巷道内的浮煤、淤泥，保证巷道干净、畅通。每个掘进循环完毕以后使用488型铲车清理巷道内的浮煤。5、工作面掘进时最大空顶距根据工作面顶板具体情况，若顶板稳定较好无裂隙、无构造时，最大空顶距为16.7m，当遇顶板破碎、离层、遇构造带时，根据现场情况确定最大空顶距，一般不超过为6m，采取短掘快支，锚索紧跟掌子头不强支护。开联巷口时，由于悬顶面积大，循环进度一般不超过6ｍ，支护完毕后方可进行下一循环掘进。4.1.2、支护工艺选用ARO四臂锚杆机来完成打眼和安装工作。1、打眼前依据激光线，将锚杆机调整在巷道的正中间位置并检查巷道高度是否符合标准，同时将钻架主托架移到距工作面最近一排锚杆排距处（按一排锚杆的排距停机），停止行走，伸出支撑臂进行临时支护，根据设计好的锚杆的间、排距，将要打锚杆的位置预先标好，并在钻杆上标出钻进的深度。同时，检查钻具的完好状况和安全情况。2、打钻时，先用1000mm的短钻杆打眼定位，定位眼钻孔必须达到深度后，换2200m的长钻杆在进行打眼；先在钻箱上装好钻杆，一手握住钻杆，轻轻动作，给进控制阀，使钻头顶到顶板，摆动阀使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀杆，稍微用力先刚好顶个小窝，然后打200mm左右深的孔。3、开动快速给进阀，钻眼达规定的深度，退出钻杆。退钻杆时，严禁高钻速带动钻杆。4、安装锚杆，先给眼内塞进1卷树脂药卷，推到孔底，然后将已上托板和螺母的锚杆尾部套上钻机，起动钻机捅破药卷并搅拌，同时将杆体推至孔底，搅拌时间15秒后，停止推进与旋转，必须等待20秒后，只给旋转力，直至螺母将销子切断并紧固到位，钻箱泻压停止转动，使锚杆扭矩达到100N·m，锚固力不小于5T，锚杆安装结束。5、由于现在使用单螺母一次性机械快速紧固锚杆，锚杆机必须加设旁路减压装置（即卸压阀），并将最大扭矩调整为120N·m。6、打锚杆时必须严格按定位、钻眼、装药卷、装锚杆、搅拌、紧螺母的顺序来操作。第二节工作面设备配备及技术特征4.2.1、工作面设备配备1、掘进：采用12CM27—11D连续采煤机，该机采高2657mm～5000mm，采煤能力20～35T/min。2、运输：使用CH818运煤车。3、支护：使用澳大利亚生产的ARO四臂锚杆机进行支护，该机功率为90KW，可同时支护四根锚杆。4、转载：采用国产太原煤科院生产的GP460/150给料破碎机将煤炭转载至皮带上。5、DBT公司生产的488型铲车清理浮煤、运送物料，该车最大可载重4T。6、掘进通风采用通风机是2BKJ/2×18.5型对旋隔爆轴流式通风机。4.2.2、设备技术特征工作面设备的主要技术参数见表4-1、表4-2，表4-3，表4-4，表4-5，表4-6使用设备一览表（4—1）序号设备名称规格型号数量备注1连续采煤机12CM27-11D12运煤车CH81833锚杆机ARO-40RELMB-CWT14给料破碎机GP460/15015铲车UN-48816皮带机DSP1080/1000/617局部通风机2BKJ-NO6.0218kw8移动变电站KBSGZY-1250/10KBSGZY-500/10KBSGZY-200/10共4台9铲车充电机LA10C型112CM27-11D型连采机主要技术特征表（4-2）技术特征主要参数技术特征主要参数长×宽×高11.25×3.505×2.702m生产能力20-35T/min重量76T输送机长度2078mm总功率750KW输送机宽度965mm电压3300V尾部旋转角左右45度截割头宽度3.505m采掘范围2.675-5m滚筒直经1367mm厂家JOYCH818运煤车主要技术特征表（4-5）技术特征主要参数技术特征主要参数长×宽×高10460×3100×1660mm动力来源蓄电池128V充电运转时间8h/次重量25.3T回转半径内3960mm、外7570mm载重18T装载量17m3牵引速度8.04km/hGP460/150给料破碎机主要技术特征（4-3）技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸（长X宽X高）9984X3755X1950（mm）破碎机电机功率破碎机电机电压75KW660V/1140V给料斗容积6.51立方米输送电机功率75KW牵引速度15.32米/分输送机电机电压660V/1140V转载速度460立方米/时重量27.9吨输送机宽度1270mm生产厂家太原煤科院UN-488型铲车主要技术特征表（4-4）技术特征主要参数技术特征主要参数长×宽×高8365×2794×927mm动力来源蓄电池128V充电运转时间8-10h/次重量15.15T回转半径内3531mm、外6655mm载重4T转向角800牵引速度8.85km/hARO-40RELMB-AWT型锚杆机主要技术特征表（4-6）技术特征主要参数技术特征主要参数长×宽×高6.87×2.35×1.95功率90KW离地距离300mm电压1140V重量20T行走速度3.3km/h行走方式履带转杆速度0-30m/min转矩265N*m推进速度0-30m/min液压泵齿轮泵油箱容量450L第三节循环作业方式4.3.1、工作面循环作业方式作业形式：实行“三八”作业制生产组织：采用两个生产班，一个检修班的劳动组织形式。即三个班按“三八”作业方式，两个生产班生产，一个检修班在早班停机检修，为生产做准备工作，在早班有时间的情况下也进行生产。为了充分利用工时，采用各工种平行与顺序作业相结合的劳动组织形式，各工种之间尽可能组织平行作业，各负其责，互相配合，共同完成工作面的落煤、装煤、运煤、支护、延皮带、接风筒、更换电瓶、运送材料及清理巷道等工作。4.3.2、循环作业图表工作面采用一次掘进成巷的循环作业方式，生产班完成落煤、装煤、运煤、支护和清理原煤等工作，检修班对机电设备负责进行全面检修与保养，同时负责工作面机电设备搬迁，接水管、电缆的延伸与吊挂；负责延皮带、接风筒和各种材料的运送等工作，为生产班的正常生产做好一切准备工作。本章附图表1、连采机切槽、采垛工序示意图2、连采机截割方式示意图3、工作面支护布置图4、工作面循环作业图表第五章工作面生产系统第一节主、辅运输系统5.1.1、主运输系统工作面运煤路线：12煤12106工作面胶辅运顺槽：工作面由连续采煤机→运煤车→给料破碎机→1-2煤胶运大巷胶带机→南运2-2煤集中胶带机→主机胶带机→原煤仓。5.1.2、辅助运输系统工作面材料和人员运送采用低污染车和防爆车运输。辅助运输路线：1-2煤12106工作面胶辅运顺槽：地面→辅运平硐→1-2煤辅运大巷→工作面。第二节通风系统5.2.1、局部通风系统工作面通风采用局部通风机进行压入式通风大巷开口掘进时：局扇安设在1-2煤辅运大巷，使用对旋隔爆轴流式通风机，其技术特征见表。随着工作面的推进，当风量不足使用时，必须及时将局扇倒入工作面。5.2.2、通风路线1、1-2煤12106工作面胶辅运顺槽通风路线新风方向：地面→辅运平硐→1-2煤辅运大巷→风机→风筒→工作面。污风方向：工作面→1-2煤辅运顺槽→1-2煤辅运大巷→2-2煤煤练油辅大巷→2-2煤煤练油回风大巷→2-2煤煤练油回风大巷20联巷→回风立井→主扇。2、12106工作面1-2煤胶运辅运顺槽工作面通风系统5.2.3、工作面通风方式的选择与确定1、通风方式掘进工作面通风采用局部通风机进行压入式通风，由风机和直径800mm、每节长10米的风筒将新鲜空气压入工作面。2、风量计算根据《煤矿安全规程》的有关规定和神东分公司《矿井一通三防管理补充规定》，风量按以下计算：1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.076×1.6=12.16(m3/min)式中：Q掘——单个掘进工作面需要风量（m3/min）；q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/min），根据矿通风科提供的数据为0.076m3/min。表5-1：K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数采煤方法Kgf机采工作面炮采工作面水采工作面1.2～1.61.4～2.02.0～3.0故按瓦斯绝对涌出量计算一个掘进头所需风量为12.16m3/min。2）按CO2涌出量计算Q掘=67×q掘×K掘通=67×0.81×1.5=81.4(m3/min)式中：Q掘——单个掘进工作面需要风量（m3/min）；q掘——掘进工作面回风流中CO2绝对涌出量（m3/min），根据通风科提供数据为0.81m3/min；K掘通——二氧化碳涌出不均衡通风系数，根据通风科提供的数据，K掘通取1.5；3）按掘进工作面最多人数计算需要风量：Q掘=4N=4×40=160（m3/min）式中：Q掘——单个掘进工作面需要风量（m3/min）；N——掘进工作面最多人数，考虑检查参观人数在内的最多人数40人；4）按风速验算按最低风速验算：1-2煤12106工作面辅运顺槽：Q辅运=V1SD=0.25×26.5×60=397.98（m3/min)1-2煤12106工作面胶运顺槽：Q主风=V1SD=0.25×20.9×60=313.5（m3/min)式中V1--允许最低风速，0.25m/sS--巷道断面面积按最高风速验算：1-2煤12106工作面辅运顺槽：Q辅运=V1SD=4×26.5×60=6360.0（m3/min)1-2煤12106工作面胶运顺槽：Q主风=V1SD=4×20.9×60=5016（m3/min)式中V2--允许最高风速，4.0m/s5）防爆胶轮车需要风量：柴油车根据欧Ⅱ标准CO排放量为1g/kg,入井胶轮车速度按最高允许速度30km/t计算每分钟CO排放量为：QCO=0.5g/min换算为体积：QCO=0.00043m3/min将其浓度稀释到0.0024%需风量为：Q车=17.92m3/minQ车取20m3/min台可将普通胶轮车的CO排放量稀释到21.5ppm，符合《煤矿安全规程》要求。根据实际侧得特种柴油胶轮车CO排放量最大为普通柴油车的3倍，故特种车辆配风量Q特种车为60m3/min。工作面一般配备两台特种柴油车，两台普通柴油车。Q特车=2×60+20×2=160m3/min3、风机、风筒的选择及设置1）局扇的工作风量QfQ局=ψ×Q面单位：m3/min；式中：Q面—掘进工作面需要风量（m3/min）；ψ—风筒漏风备用系数，ψ=1/（1-nLi/10）n—风筒接头数，按通风最长距离800m；Li—1个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005；L=800m；ψ=1/（1-80×0.005/10）=1.0416Q吸1=ψ×Q掘=1.0416×397.398=413.929m3/min；Q吸2=ψ×Q掘=1.0416×397.398=413.929m3/min；Q吸3=ψ×Q掘=1.0416×313.5=326.542m3/min；2）局扇的工作风压hf根据：H局=R100Q局×Q面（Pa）H局1=RQ局×Q面（Pa）=6.5×8×397.398×413.929=4553.7KPH局2=RQ局×Q面（Pa）=6.5×8×397.398×413.929=4553.7KPH局3=RQ局×Q面（Pa）=6.5×8×313.5×326.5=4322.6KP其中R100——百米风阻，为6.5（NS2/m8）3)风筒出口到掘进工作面掌子头的最大距离（按最小巷道断面计算）Lp=（4-5）×S1/2=（4-5）×26.531/2=(20.6-25.75)m,取18m。4、确定系统供风量煤巷掘进：Q1-2煤辅运顺槽=413.929（m3/min）Q1-2煤胶运顺槽=413.929+397.98+326.542=1138.4（m3/min）所以，由上确定，2-2煤新辅运大巷的系统供风量≥413.929m3/min，1-2煤胶运辅运顺槽的系统供风量≥1138.4m3/min时，即可满足供风要求。考虑到该巷道掘进距离较长，风筒漏风等原因，选用2BKJ系列NO6.0/30功率2×18.5KW轴流对旋式局扇，额定风量在500～250m3/min，考虑到供风大，风筒使用Ф800mm胶质、抗静电、阻燃风筒。另使用双风机双电源为工作面使用，其中两台2×18.5KW轴流对旋式局扇为备用。表5-2：风机技术特征表型号功率KW转速r/min全风压（Pa）全风量（m3/min）全压效率2BKJ-NO6.0/2×18.5KW2×18.52930450-5500500-25080%表5-3：风筒技术特征表直径mm百米风阻NS2/m8漏风率风筒长度m8006.5<0.00510×15.2.4、通风管理1、保证风量，必须将瓦斯、二氧化碳浓度冲淡到《煤矿安全规程》中规定的允许浓度以下。2、采用双风机双电源的形式对工作面进行通风。严禁无计划停电停风，工作面因故障停风时，必须撤出所有人员，切断电源，设置警标，禁止任何人员入内。3、风筒必须按时延接，做到吊挂平直，逢环必吊，环环挂紧，避免风筒打折，出现死角，如发现问题应立即进行处理。4、为了保证通风良好、通畅，每个联巷必须打设密闭，密闭要求打在联巷靠近辅运大巷侧，保证不漏风。每五个联巷打设一个行人风门。密闭必须紧跟工作面及时打设，密闭的打设不得滞后工作面两个联巷以上。5、经常检查风筒，发现破、损、坏的应及时更换或修补。6、局扇实行挂牌专人负责管理，任何人员不得随意开、停风机。7、禁止任何人损坏、挪动、拆移通风设备、设施。8、如掘进中发现通风问题，应及时组织施工通风设施，保证通风良好。第三节供电系统5.3.1、工作面供电一、总体要求：随着工作面的推进，为满足供电要求，移变供电距离不超过1000米。二、主要供电线路12106工作面辅运顺槽移变→工作面连采及配套设备、水泵、照明、局扇等。三、工作面供电计算：1、概述：1）、从1-２煤副井中央变电所6KV变电站P2和G2柜分别取电，经过两趟MYPTJ3×35+1×16高压电缆到工作面移变硐室。从配电点KBSGZY-500/10/0.69型移动变电站供给胶带输送机以及排水电源，KBSGZY-3300/10/1.14型移动变电站供给连续采煤机，KBSGZY-1250/10/1.14型移动变电站锚杆机和破碎机，KBSGZY-200/10/0.69型移动变电站供电给主、副局部通风机。2）、工作面设备配备见下页表：表5-5电气设备明细表序号设备名称规格型号单位数量1移动变电站KBSGZY-1250/10/1.14V台12移动变电站KBSGZY-500/10/0.69KV台13移动变电站KBSGZY-200/10/0.69KV台24馈电开关BKD-630/1140台15馈电开关QJZ-300/660台16馈电开关KBZ3-200/660台87风机专用开关QBZ-4*80F/660台38磁力启动器BQD-30/660台29磁力启动器BQD1-80N台110照明综合保护ZXB-4/127V台1本设计共分五部分，分别是：1）变压器容量的选择；2）低压电缆截面的选择；3）开关的选择；4）整定校验的计算；5）附加图纸说明。根据本工作面的所用设备的功率及沿线的排水负荷和主运输系统的负荷来确定整个系统的总负荷。总负荷大约为1156KW，其中：工作面负荷为881KW（连采机750KW、破碎机150KW、锚杆机90KW）；主运输系统负荷为164KW（1台皮带电机160KW、张紧绞车4KW）；其他负荷功率111KW(4×2×18.5KW风机)。2、变压器的选择：为了便于操作工作面的动力设备及主运输系统中的各部胶带机和沿线的排水设施。特将变压器分开选择：工作面配电点变压器的选择；各部胶带机和沿线排水设施配电点变压器的选择。变压器选择是否合适，对采区安全生产影响极大，若变压器容量偏小，将使工作机械不能正常运转；若变压器容量过大，势必造成设备投资的浪费。所以采区供电负荷一般采用需用的系数法进行计算，并用下列公式确定变压器的容量：SB=（KVA）SB——变压器计算容量（KVA）——由该变压器供电的设备总功率（KW）KX——需用系数COSφdj——加权平均功率因数1）、工作面变压器的选择(3300系统)：查相关资料，所选参数按一般机械化工作面选择：COSφdj=0.6KX=0.5根据公式：SB=＝＝732.2KVA由以上计算可选变压器容量为SB=3300KVA；变压器的变比为10KV/1.14KV的KBSGZY-3300/10型移动变电站。2）、各部胶带输送机配电点变压器的选择：由于我队施工的两条大巷工作面延伸长度达3000多米。故主运输系统采用多部胶带输送机共同完成运输任务的。现以任一部胶带输送机配电点为例进行计算并选择移变。胶带输送机配电点负荷分布为：驱动电机为160KW，张紧绞车为4KV；排水负荷估计为60KW（预计为15台4KW排水泵）。根据公式：SB=＝=160KVA式中：KX=0.5、COSφdj=0.7由以上计算可选变压器容量为SB=500KVA；变压器变比为10KV/0.66KV的KBSGZY-315/10型移动变电站。其余胶带输送机配电点变压器的选择同上。3）、风机移变的选择：工作面为二条大巷同时掘进，需用二台2BKJ-NO.6.0/2×18.5的风机，通风系统总功率为74KW。根据公式：SB=＝＝52.85KVA式中：KX=0.5；COSφdj=0.7故选变压器容量为SB=200KVA；变压器变比为10KV/0.66KV的KBSGZY-200/10型移动变电站作为主、备风机移变，3、低压电缆的选择电缆芯线具有一定的阻抗，电流流过电缆会产生电压降，并使电缆发热。为了满足使用要求，并保证电缆本身正常工作，在确定低压电缆截面时，应按下列四条原则进行选择。1）、在正常工作时，电缆芯线的实际温升不超过绝缘所允许的最高温升，否则电缆将因过热而大大缩短其使用寿命。2）、正常运行时，电缆网路实际电压损失必须小于或等于网路所允许的电压损失。3）、鼠笼电动机起动时，起动电流很大，使电缆线路电压损失增大，尤其当大容量电动机起动时，影响更为显著。4）、电缆的机械强度必须符合要求。A、连续采煤机供电电缆的选择由于连续采煤机属于移动设备，所以其随机电缆截面必须满足机械强度的要求。根据下表选择电缆的截面：表1橡套电缆机械强度要求的最小截面用电设备名称满足机械强度要求的最小截面/mm2各种采煤机组50～95带式输送机25～50回柱绞车、装岩机、装煤机16～25小调度绞车、照明干线4～6由上表可以确定连续采煤机的随机电缆截面积在50～95mm2进行选择。＝＝A＝175.04A式中：Ig---实际流过电缆的工作电流；P---所供负荷的计算功率，KW；Kx---需用系数；Ve——电网额定电压，V；COSφ——平均功率因数，一般为0.6～0.8。从橡套电缆长时允许负荷电流表中可查得70mm2的橡套电缆长时允许负荷电流为215A。按经济电流法计算，即实际流过电缆的工作电流必须小于或等于所允许的长时负荷电流。Ig≤IyIg——实际流过电缆的工作电流，A；Iy——电缆长时允许负荷电流，A。从上述计算过程中可得出：Ig＝175.04A≤Iy＝215A为保证采煤机的截割头的端电压不低于额定电压的95％，按允许电压损失的大小对所选电缆进行校验。A、1140V供电系统允许的电压损失1140V供电网线路末端的最低电压Umin为1083V，允许电压损失△UY为117V。B、1140供电网的实际电压损失△U网＝△UB+△UL=18.4+52=70.4V＜117V所以，所选电缆符合要求。B、给料破碎机电缆的选择从表1中，可知给料破碎机电缆截面可在25-50mm2进行选择。＝＝＝107.6A从橡套电缆长时允许负荷电流表中可查得50mm2的橡套电缆长时允许负荷电流为173A。按经济电流法校验，即实际流过电缆的工作电流必须小于或等于所允许的长时负荷电流。Ig≤Iy Ig——实际流过电缆的工作电流，A；Iy——电缆长时允许负荷电流，A。从上述计算过程中可得出：Ig＝107.6A≤Iy＝173A从上述计算过程中，可知所选的50mm2的橡套电缆符合要求。C、锚杆机随机电缆的选择从表1中，可知锚杆机随机电缆截面可在16-25mm2进行选择。＝＝＝75.97A从橡套电缆长时允许负荷电流表中可查得16mm2的橡套电缆长时允许负荷电流为85A。按经济电流法校验，即实际流过电缆的工作电流必须小于或等于所允许的长时负荷电流。Ig≤IyIg——实际流过电缆的工作电流，A；Iy——电缆长时允许负荷电流，A。从上述计算过程中可得出：Ig＝75.97A≤Iy＝85A从上述计算过程中，可知所选的16mm2的橡套电缆符合要求。D、胶带输送机供电电缆的选择从表1中，可知胶带输送机供电电缆截面可在25-50mm2进行选择。＝＝＝131.2A从橡套电缆长时允许负荷电流表中可查得50mm2的橡套电缆长时允许负荷电流为173A。按经济电流法校验，即实际流过电缆的工作电流必须小于或等于所允许的长时负荷电流。Ig≤Iy Ig——实际流过电缆的工作电流，A；Iy——电缆长时允许负荷电流，A。从上述计算过程中可得出：Ig＝131.2A≤Iy＝173A从上述计算过程中，可知所选的50mm2的橡套电缆符合要求。为保证驱动电机的端电压不低于额定电压的95％，按允许电压损失的大小对所选电缆进行校验。A、660V供电系统允许的电压损失660V供电网线路末端的最低电压Umin为627V，允许电压损失△UY为63V。B、660V供电网的实际电压损失△U网＝△UB+△UL=26.4+0.71=27.11V＜63V所以所选电缆符合要求。4、开关的选择1、低压电气设备的选择原则：1）、用电设备的额定电压应与其所在的电网的电压等级相符。开关的额定电流应大于或等于用电设备的实际工作电流。2）、作馈电用的总开关或分路开关，应选用DW80系列或其他系列的自动馈电开关。3）、直接控制电动机或其他动力设备的开关，应选用隔爆型磁力启动器，其具体结构，型号应分别根据工作机械及控制方式，按下述原则定：a. 对需要远方控制的生产机械，如运输机、采煤机等，均应选用真空磁力起动器。b. 对需经常进行远方控制正、反转的生产机械，应选用QC83-80N等系列可逆磁力起动器。c. 对于向电钻、照明设备供电的开关，一般应选ZXZ8-2.5/4系列综合保护装置。4）、开关电器的继电保护装置，应与电网和生产机械的要求相符，具体选择原则为：a、配电点的总开关，除需有短路、过载保护外，还应设有漏电闭锁或选择性检漏保护装置。b、向机械化采煤工作面馈电的移动变电站的低压馈电开关，除应有短路、过载保护外，还应当设有漏电闭锁和漏电保护装置。c、直接控制电动机的各种起动器，一般均应有短路、过载、断相的保护装置。d、井下低压真空开关，应有过电压保护装置。2、各部机头配电点总馈电开关的选择根据此馈电开关所控制负荷的额定电流来计算，馈电开关的额定电流要大于此馈电开关控制负荷额定电流之和。Iek＞∑IefIek——馈电开关的额定电流∑Ief——馈电开关所控制所有负荷的额定电流之和 Iek=400A∑Ief=160*1.15+5.5*1.15＝190.65A根据经验换算系数额定电压为660伏的负荷，1KW约等于1.15个额定电流。根据以上计算Iek＞∑Ief，故选择400馈电开关是合理的。3、控制胶带机驱动电机的真空电磁开关的选择同理根据选择馈电开关的方法一样，开关的额定电流大于所控制负荷的额定电流，即：Iek＞IefIek——电开关的额定电流 Ief——电开关所控制负荷的额定电流Iek=200AIef=160*1.15A＝184A根据以上计算Iek＞Ief，故选择200开关是合理的。控制锚杆机真空电磁开关的选择方法同上，Iek=200A＞Ief=90*1.15A＝103.5A。所也选择200开关是合理的。4、短路电流计算1）、工作面连续采煤机最远点的短路电流的计算Sd=200MVA，L1=UCPQ3*70＋1*25350mL2=UCPQ3*70＋1*25150m;（1）、各部分的阻抗值　　电源系统的感抗值，Xx==Up²/Sd=0.0544ΩL1段的阻抗值Xg=X0L1=0.08×4=0.32ΩRg=L1r0=0.175×4=0.7ΩL2段的阻抗值XL2=X0L2=0.08×0.07=0.0056ΩR2=L2r0=0.42×0.07=0.0294ΩL3段的阻抗值XL3=X0L3=0.078×0.5=0.039ΩR3=L3r0=0.346×0.5=0.173Ω1250KVA变压器的阻抗值取0.094ΩSb=2000KVAKb=10/3.3＝3.03Rb=0.0294Xb=0.245（2）、总阻抗值=0.05445+0.3256/9.2+0.24503=0.33487=0.7394/9.2+0.0294=0.10977∑z=0.46876Ω（3）、最远点的两相短路电流Id=Ue/2∑z=3626.6A（4）、3300V移变的整定Pe=720KWUe=3300VIe=196A★过流保护整定:IZ=1.2Ie≈236A★短路保护整定:Id=750A★灵敏度校验:Id/Iz=3626.6/236A=16＞1.5满足灵敏度要求2）、工作面锚杆机最远点的短路电流的计算Sd=50MVA，L1=UYPJ3*35+1*16500mL2=UCPQ3*95+1*25300m;L3=UP3*16+1*10200m;（1）、各部分的阻抗值　　电源系统的感抗值，Xx=1.44/50=0.0288ΩL1段的阻抗值Xg=X0L1=0.0844×0.5=0.0422ΩRg=L1r0=0.1361×0.5=0.06805ΩL2段的阻抗值XL2=X0L2=0.075×0.3=0.0225ΩR2=L2r0=0.247×0.3=0.0741ΩL3段的阻抗值XL3=X0L3=0.090×0.2=0.018ΩR3=L3r0=1.37×0.2=0.274Ω1250KVA变压器的阻抗值取0.094ΩSb=1250KVAKb=10/1.2＝8.3（2）总阻抗值=0.0288+0.0422/68.89+0.0225+0.018+0.06139=0.1313Ω=0.06805/68.89+0.0741+0.274+0.0083=0.3574Ω（3）最远点的两相短路电流★灵敏度校验:满足灵敏度要求3）、皮带机最远点的短路电流的计算Sd=50MVA，L1=UYPJ3*35+1*16500m；L2=UPQ3*50+1*2550m；L3=UPQ3*50+1*2520m；（1）、各部分的阻抗值　　电源系统的感抗值，Xx===0.0095ΩL1段的阻抗值Xg=X0L1=0.0844×0.5=0.0422ΩRg=L1r0=0.1361×0.5=0.06805ΩL2、L3段的总阻抗值XL2=X0L2=0.081×0.7=0.0567ΩRL2=L2r0=0.491×0.7=0.03437Ω变压器的阻抗值Sb=500KVAKb=10/0.69＝14.19（2）总阻抗值=0.0095+0.156/209.96+0.0567+0.039=0.1059Ω=0.06805/209.96+0.03437+0.008712=0.0434Ω（3）最远点的两相短路电流（4）500移变的整定IZ≥1.2Ie=246过流保护整定:IZ=Ie=250A短路保护整定:Id=1250A灵敏度校验:满足灵敏度要求4）、风机最远点的短路电流的计算Sd=50MVA，L1=UYPJ3*35+1*16500m；L2=UP3*16+1*1610m;L3=UP3*16+1*1610m;（1）、各部分的阻抗值　　电源系统的感抗值，Xx===0.0095ΩL1段的阻抗值Xg=X0L1=0.0844×0.5=0.0422ΩRg=L1r0=0.1361×0.5=0.06805ΩL2+L3段的阻抗值XL2-3=X0L2=0.090×0.02=0.0018ΩR2=L2-3r0=1.37×0.02=0.0274Ω变压器的阻抗值Sb=200KVA10/0.69（2）总阻抗值=0.0095+0.0422/209.96+0.0018+0.08=0.0915Ω=0.06805/209.96+0.0274+0.0045=0.0322Ω（3）最远点的两相短路电流（4）专用风机移变的整定IZ≥IQe+=231.19+46.25=277.45A★过流保护整定:IZ=1.2∑Ie＝170A★短路保护整定:Id=1400A★灵敏度校验:满足灵敏度要求5、设计小结本次设计进行了变压器的选择、电缆的选择、短路电流的计算、变压器保护整定的计算和校验四方面的设计，综合应用了《矿山电工学》、《矿山供电》等理论知识，将理论和实际有效地联系起来，本供电设计符合井下现场实际情况。第四节供水、防尘系统5.4.1、工作面供水工作面供水管路选用108钢管，采用阀兰盘连接，可满足工作面用水，要求每隔400m安装一个闸阀，每隔50m留设一个消防三通出口以供灭火、消尘及其它临时使用，供水管路紧