1909皮带顺槽及切眼掘进作业规程

1909皮带顺槽及切眼掘进工作面

作业规程

第一章 概况

第一节 概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本《作业规程》掘进巷道为： 1909皮带顺槽及切眼。井下相对位置位于井田中南部。北为1909轨道顺槽，南为实体煤区，西部为三条下山大巷（轨道下山、皮带下山、采区回风巷），东与我矿原先采空区相邻50m保安煤柱。

二、巷道用途

1909皮带顺槽巷用于1909回采工作面的进风、运煤、行人等，巷道内安设皮带及悬挂电缆；

1909工作面切眼用于安装回采1909工作面设备及贯通轨道顺槽与皮带顺槽所形成的通风及生产系统。

三、巷道掘进长度

1909皮带顺槽掘进量为1298m+160m（1909工作面切眼），均采用锚杆+锚索支护。

本掘进工作面由掘进队施工作业，工期7个半月，服务于1909回采面的接替，服务年限为二年。

四、巷道性质及服务年限

1909皮带顺槽工作面均延90°00′00″真方位掘进(与9#煤被破坏处相隔50m）1298m，1909工作面切眼延0°00′00″真方位掘进贯通与1909轨道顺槽。

该掘进工程于2011年1月初开工，于2011年8月15日完工。 五、巷道平面布置

（附图1：巷道平面布置示意图）

第二节 编写依据

一、经过审批的设计及批准时间

本工作面所掘巷道和施工依据《蔡家沟煤业有限公司巷道布置设计图》、《蔡家沟煤业有限公司一采区开采设计方案》，批准时间为2009年。

二、地质说明书

地质资料的依据是《蔡家沟生产矿井地质报告》，批准时间为2007年。

三、矿压观察

参考1907皮带顺槽、1907工作面及1909轨道顺槽掘进过程中有关矿压观测数据分析结论。

第二章地面位置及地质情况

第一节 地面相对位置及邻进采区开采

表1：地面相对位置及开采情况

工作面名1909皮带顺槽及切眼 称 地面标高(m) 地面相对位置建筑物及其它 井下相对位置1080～1123 井下标高（m） 860～900 本掘进工作面位于蔡家沟村山地，工作面为第三、四纪黄土覆盖，掘进对地表无影响。 北部为1909轨道顺槽；南为实体煤区；西接回对掘进巷得影风上山巷(皮带上山、轨道上山)；向东掘进1298m响 邻近采掘情况因北为1909轨道顺槽，南为实体煤区，所以对本掘对掘进巷道的进工作面无影响。 影响

（与9#煤被破坏处相隔50m）。 第二节 煤（岩）层赋存特征

该工作面煤层厚度2.6m，顶板厚度为6.0m，底板厚度为1.6m。含1～2层夹矸，夹矸厚度为0.4～0.6m，均厚0.50m。该工作面煤、岩层总体呈

单斜状，煤、岩层走向为北西——南东，倾向南西，倾角4～7°，平均5°左右。夹矸以泥岩为主，煤层结构简单、赋存稳定属稳定可采的近水平煤层。

表2：煤层特征情况表

指标 煤层厚度（m） 煤层倾角（°） 煤层硬度 自然倾向性 绝对瓦斯涌出量1.60 (m3/min) 绝对二氧化碳涌出量2.41 (m/min) 煤尘爆炸指数% 地温（°C） 地压(kpa) 煤层层理 煤层节理 50 19 表3：煤层顶底板情况

顶底板名称 基本顶 顶直接顶 板 伪顶 底基本底 板 1.6 3 黑色泥岩、细砂岩 0.2 1 黑色泥岩 6.0 3 泥岩、砂质泥岩 厚度（m） 30.2 硬度 4 岩性类别 灰黑色细、中砂岩 煤尘具有爆炸性 不发育 不发育 3参数 2.6 (4°～7°)5° 2～3 II级 备注 含1—2层夹矸 倾向南西 自燃 属低瓦斯矿井 附图2：煤层综合柱状图

第三节 地质构造

本掘进巷道沿9#煤层顶板掘进，地质构造简单，总体呈简单单斜构造，走向为北西—南东，倾向南西，煤层倾角4°—7°，平均5°，属近水平煤层。

根据已掘1909轨顺巷揭露和精查报告资料分析，预计本掘进工作面不会有陷落柱等地质构造。

第四节 水文地质

本工作面地表为山坡、山梁、沟谷地形，地面多为上第三系上新统所统覆盖，主要充水来源为山西组砂岩裂隙及以上砂岩裂隙含水层通过裂隙、冒落带裂隙渗入井下，第三系上新统也是地表水与井下很好的隔水层。第四纪砂砾岩层水不会对巷道掘进造成影响。因奥陶系灰岩岩溶水，水位标高为806～807m，最低底板标高为838～852m，高于奥陶系岩溶水水位，不属带压开采。预计最大涌水量为0.1～1m3/h，正常涌水量为0.3m3/h，掘进时在低凹处打水窝，配备相应能力的排水设施。

1909皮带顺槽与工作面切眼离采空区留设了50m保安煤柱，预计老空积水不会对1909皮带顺槽与工作面切眼构成影响，但在掘进过程中必须严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水方针。

MSK23400型树脂锚固剂；金属网规格为：250031000mm的14#铁丝编制的金属棱形网；锚杆配套木托板、铁托板规格为：Φ3L3h=4003200350mm中孔22mm的木托板、Φ3h=13035mm中孔22mm的铁托板。两煤帮支护间、排距12003800mm，呈矩形排列。距顶往下400mm处打一根，再往下按间距1200mm打一根，两根锚杆均垂直打入巷帮。

1909切眼巷两帮采用玻璃钢锚杆并加挂金属菱形网、木托板。锚杆间排距为：8003800mm，呈矩形布置。

3、顶板布置单排锚索加强支护，排距2米，锚索规格为：Φ3L=15.436000mm的钢绞线锚索，钢绞线规格为735mm。每根锚索采用4支MSK23400树脂锚固剂锚固。锚索打在W钢带，锚索垂直打入顶板。

第四节 支护工艺

一、支护形式 1、永久支护形式

①1909皮带顺槽巷掘进巷道均采用全锚支护。顶板采用“锚杆＋W型钢带＋金属菱形网＋锚索＋铁杆板”联合支护，锚杆间、排距为：8003800mm，呈矩形布置。锚杆、锚索间排距误差≤±100mm。

②1909皮带顺槽靠工作面两帮采用两排玻璃钢锚杆并加挂金属菱形网、木托板、铁托板。靠煤柱两帮采用铁锚杆间排距为：12003800mm，呈正方形布置。

③如遇顶板局部破碎或压力过大时，加强支护，适当缩小锚杆、锚索间距。

④遇顶板破碎或过断层、陷落柱等不宜采用全锚支护时，支护形式改为砌墙、钢梁（间距为0.8m工字钢梁）水泥板支护。

2、支护工艺要求 顶锚杆支护：

①、打眼施工前必须首先敲帮问顶，将活矸、活煤处理掉，在确保安全的条件下方可施工。

②打锚杆眼使用MGT-120气动锚杆钻机，Φ28mm钻头，中空六角可接长钻杆打眼，顶板靠巷道两侧的锚杆向两帮倾斜角度10~15°，并使用角锚托板；中间锚杆角度要尽可能与顶板岩面垂直。锚杆眼深2.3～2.37m，外露长度不大于30mm，施工中遇顶板坚硬等情况不能使用锚杆钻孔时，改用气动式风钻打眼。打锚杆眼前由代班长按作业规程将锚杆眼位画出，打眼时要做好控制眼深的标记，钻机打一眼移动一次，不得斜打。

③安装锚杆使用MGT-120气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂。安装前要检查树脂锚固剂是否失效，失效的锚固剂严禁使用。安装时，一手将两个锚固剂塞入眼内，一手用金属锚杆端顶住锚固剂缓慢送入眼内然后套上连接套，开启钻机将锚杆缓慢均匀地推入眼底，连续搅拌20—30秒后撤开锚杆钻，锚杆安装15分钟后必须紧固锚杆，并用扭力扳手检查紧固力，24小时后重新坚固，要求扭力矩不小于100N.m,设计锚固力不低于1000KN。

④、在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网， L3B＝2.80031000mm金属网长边垂直巷道掘进方向铺设，长边对接，短边搭接

100mm，用双股16#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距150mm；也可以用成形铁丝直接穿接。

帮锚杆支护：

①、打帮锚杆眼使用MGT-120气动锚杆钻机，φ为22mm钻头配合1800mm的麻花钻杆打眼。眼深1.68—1.73m，打眼时要做好控制眼深的标记，当钻孔到所需深度时，先关掉水阀，两臂用力推拉几次钻机，将孔内煤粉及水排出。

②、打好帮锚杆眼后，将合适的搅拌头与锚杆旋紧后插入MGT-120气动锚杆钻机夹头内，用锚杆将一个锚固剂推入钻好的孔内。打开进气压柄，钻机开始旋转，此时用力推进钻机，边推进边搅拌。当锚杆被推至合理位置时，停止推进，连续搅拌20∽30秒后，关闭气阀，将钻机取下，待树脂药卷完全凝回后，将锚杆搅拌头用手拆下。锚杆安装15秒后必须紧固锚杆，将木托板、铁托盘及螺母装在锚杆尾部，把相应的扳装在钻机上，并与螺母连接，打开进气压柄，瞬间即可完成螺母紧固。且用扭力矩扳手检查紧固力，要求扭力矩不小于100N2m。

③、在煤帮与托板之间铺设单层金属菱形网，金属网长边垂直掘进方向铺设与顶网连接，长边对接，短边搭接100mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距150mm，也可以用成形铁丝直接穿接要求帮网铺设平整，紧贴煤帮，不留网包，相互拉紧。

顶锚索加强支护：

①锚索为加强支护，但炮掘成巷后锚索滞后于工作面不能大于4m。

②安装锚索

A、锚索孔施工：拉线定位后，采用MGT-120气动锚杆钻机、28mm钻头、B—IP系列可接长钻杆打眼，眼深为5.8～5.85m。

B、送树脂锚固剂：向孔中装入4个MSCK型树脂锚固剂，用规格为14.536000mm的钢较线锚索慢慢将树脂锚固剂推入孔内。

C、搅拌树脂锚固剂：用连接套将锚杆钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌30—45S后停机，一手托柱锚索，撤开机钻，用备好的小木楔塞入眼口，临时固定锚索，防止自重下滑,待锚固剂凝固1小时后拔离小木楔上好钢带、锚锁，预应力不得低于120KN，锚固力不小于120KN。

D、张拉钢绞线：24小时后拉千斤顶张拉钢绞线，初锚力达到160KN。

二、临时支护 1、临时支护形式

①使用“吊环”式3寸钢管作前探梁和圆板梁做临时支护，板梁数量两块，前探梁数量2根，L＝3m，每根前探梁配备4个活性“吊环”，吊环固定在中间两排锚杆螺丝上。其中3个吊挂前探梁，另一个在移前探梁时

替换使用。“吊环”用厚12mm的钢板焊制，固定在已锚锚杆螺丝上。因巷

道坡度突然变化较大，“吊环”不能正常使用时，可临时使用“锚链”吊挂前探梁，锚链要用“U”型环连接并上好螺丝拧满扣。

②掘进时每进一循环（1m)后，前探梁支护必须向前推进一次.用备用“吊环”,将前梁移至工作面，将金属网铺好，板梁钢带摆好位置，前探梁及板梁与顶板刹紧背牢且错开锚杆眼位置，以便于打锚杆。视顶板情况，在临时支护紧跟工作面的情况下，一般掘进2m后，进行一次永久支护。

③临时支护前，复拧检查锚杆螺丝,不合格锚杆严禁吊挂前探梁。前探梁必须探至工作面煤壁，尾部超出“吊环”250mm的安全距离，固定“吊环”的螺帽必须拧满扣。

④或者用工作面备用坑木点柱四根作为临时支护。 2、临时支护与工作面永久支护的关系

①顶板完整，采用“锚杆＋钢带＋金属网＋锚索＋铁托板”联合支护时，永久支护顶锚杆距工作面的最大距离为2m，最小距离为1m，每生产一循环后要及时前移探梁，进行临时支护，使临时支护紧跟工作面。

②顶板压力过大或局部破碎时，顶锚杆排距缩小为600mm，小循环作业支护。

三、支护质量要求

1、打锚杆必须严格按照规程规定打眼，照好中线找好锚杆眼位置画眼，排间距误差为±100mm。

2、锚杆外露长度不得大于50mm。

3、铺设金属网时，金属网必须铺平、拉紧、不得留有网包。 4、锚索的有效锚固长度为5.6～5.8m，外露长度不得大于300mm。

（6）半煤岩采掘工作面煤岩必须分装、分运，无法分装、分运的不能上皮带，要排到指定场所，技术人员负责措施的制定和贯彻，队长组织实施，安质工现场把关。

（7）临时发生的塌矸、漏矸，跟班干部和班组长负责组织分装、分运、安（质）工监督执行。

（8）采掘工作面必须加强顶板支护管理，严禁空顶作业，防止冒落矸石，跟班干部和班组长负责组织协调，安（质）检工负责监督检查。

（9）生产部门、煤质管理部门在生产现场检查时必须把煤质作为主要检查内容之一。

采掘队设质检员要兼管煤质，制订煤质管理目标和煤质分析制度，并结合实际进行分析总结活动，关键工序要组织工序控制活动，由队长主持，技术员协助、质检员负责。

第七章 劳动组织与主要经济技术指标

第一节 劳动组织

一、作业方式

表13：劳动组织一览表：

队长、副队长、材料验收员各1人，合计56人。

工种 带班长 安全员 电工 机工 综掘机司机 皮带司机 刮板司机 早班 1 1 2 支护工 6 验收员 清巷工 抽水工 检修工 巡检人员 合计 总计 1 6 1 17 1 1 1 22 1 1 1 14 中班 1 1 1 1 2 1 1 2 6 4 夜班 1 1 1 1 2 1 1 4 合计 3 2 3 2 4 2 2 4 12 8 1 2 2 6 3 56 为富裕系数） 职责 全面指挥全班生产 全面指挥全班安全 机电、一通三防安装及维护 维护、检修机械设备 割煤、开综掘机 开皮带 开刮板 锚索支护 帮锚杆支护 顶锚杆支护 监督、验收本安全生产情况 清除整理本班所掘巷道浮煤杂物 抽 水 为生产班做准备工作 队长1人 、副队长1人 技术员1人核算领料1人（56＋4）31.1＝66人 （1.1

1、1909皮带顺槽工作面探、掘均采用“三八”制作业。首先大循环超前探放水作业，每30m一循环（钻探深度不小于60m，超前距不小于30m，掘进距为30m）；其次小循环炮掘作业，三班生产，每班两循环，每循环0.5m，每根掘进头班进尺为3.0m，日进尺为9m。(详见正规循环作业图)

2、作业时，工作面分钻探作业；打眼、装、联、放；临时支护、攉煤；支护四大项分项验收。

附图11：正规循环作业图 二、劳动组织

为了合理安排人员，充分利用工时，提高工效，各工种由带班长统一调动指挥，使各工序科学衔接，尽量减少或避免互相影响，既要加快速度，又要提高工程质量，保证安全，做到一次成巷。

第二节 经济技术指标表

14：经济技术指标

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 项 目 掘进工程量 巷道毛断面 循环进尺 日循环数 出勤率 日进尺 顶锚杆间排距 帮锚杆间排距 循环出煤量 帮锚杆消耗量 顶锚杆消耗量 梯子梁消耗量 锚索 树脂药卷耗量 单 位 米 平方米 米 个／日 ％ 米 米 米 吨 套/米 套/米 根/米 根/米 个／米 指 标 备 注 8.32 0.5 16 90 9 0.830.8 1.230.8 6.74 12.5 7.5 3.6 0.83 26 15 16 17 截齿消耗量 液压钻头消耗 液压钻杆消耗 个/米 个／米 根／米 0.05 0.04 0.1

第八章 灾害应急措施及避灾路线

一、避灾路线

1、在工作面发生水灾时，人员应有组织地由低处到高处撤离，撤离路线为：

A：1909皮带顺槽工作面→皮带上山巷→井底车场→主斜井→地面

2、工作面发生火灾时，所有人员应立即戴好自救器，按避灾路线撤离：

A：1909皮带顺槽工作面→皮带上山巷→井底车场→主斜井→地面

3、工作面发生瓦斯煤尘爆炸时，所有人员应就地卧倒，并立即戴好自救器，待冲击波过后避灾路线撤离:1909皮带顺槽工作面→皮带上山巷→井底车场→主斜井→地面。

4、透水预兆：掘进工作面或其它地点有透水预兆时，如挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气。水叫顶板淋水加大、顶板来压、底板起鼓、产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异状。必须停止作业，采取措施，报矿调度室，如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所

有水灾威胁地点人员。掘进时必须坚持“有疑必探，先探后掘、不治不掘、治不好不掘”的原则。

5、顶板来压预兆：托板压烂严重、顶板有“闷炮”声、巷道掉渣片帮严重、顶板破碎、顶板下沉有裂缝、打眼时卡钎。

遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理增大锚杆支护密度、减小空顶距离、锚杆排距缩小并紧跟工作面，遇危急情况及时撤离危险区。

6、发生灾害时，应用最快的速度汇报矿区调度室和值班领导，并听从指挥按照《山西交口联盛蔡家沟煤业有限公司2011年度灾害预防处理计划》积极进行自救、互救、抢救工作。

附：避灾路线图

第九章 安全技术措施

第一节 一通三防

一、通风及瓦斯管理

1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收合格后方可入井，局部通风机应定期检修和更换。

2、任何人不得私自停风和拆除、损坏风筒，所有职工要爱护防尘、灭尘、安全监测监控仪器、仪表等各种设施。

3、工作面停风时，所有人员必须迅速撤到全风压地点，等到恢复正常通风，经瓦检员检测确认安全无误，人员方可进入工作面作业。

⒁掘进机更换大部件时，所使用导链的负载能力必须大于部件重量，导链要挂在牢固可靠的支护上。

⒂综掘机司机必须根据巷道中线进行截割，严禁超控超割破坏顶底板及

两邦煤壁，最后支护必须由人工砍壁成型。

五、工艺流程

大循环探掘作业：超前探水→综掘机掘进→再超前探水 小循环破煤掘进作业：

安全检查→延伸刮板→综掘机切割出煤→敲帮问顶→临时支护→打锚杆眼安装锚杆进行永久支护→收尾（整理工程质量标准化）。

六、硐室、小水窝施工

水窝断面规格：深4m、宽3m、高3m；炮掘，深入底板1m,采用锚网支护，净容水量≥12m。

3

第二节 探水及破煤方法

本掘进巷道均执行‘先探后掘’的原则。即：超前探放水—破煤成巷—再超前探放水循环作业。

探水钻孔布置：巷道每掘进30m在巷道掘进前方布置一组水平扇形钻孔，共9个钻孔。角度根据9#煤层巷道底板坡度平行决定，大于底板坡度2～3°。深度见平面图与断面图。超前距、允许掘进距离、邦距、水平角度的确定根据采矿设计手册与实际情况确定。

超前距： 30m

允许掘进距离：30m 钻孔深度： 60-70m 邦距： 21.6m 钻孔终孔距： ≤ 3m

附图：探水钻孔的超前距、邦距、间距和允许掘进距离示意图。 ②钻孔竖直角方位以大于顶板坡度2～3°打设，眼口距底板0.8～1.0m。

⑷、钻孔参数：

①号孔：靠巷道左帮距底板1米处施工,方位N68.9°，顺煤层，孔深64.33

米。

②号孔：靠巷道左帮距底板1米处施工，方位N73.8°，顺煤层，孔深62.47

米。

③号孔：靠巷道左帮距底板1米处施工，方位79.1°，顺煤层，孔深61.11

米。

④号孔：靠巷道左帮距底板1米处施工,方位N84.5°，顺煤层，孔深60.28

米。

⑤号孔：靠巷道中孔距底板1米处施工,方位N102.96°，顺煤层，孔深60.00

米。

⑥号孔：靠巷道右帮距底板1米处施工,方位N95.5°，顺煤层，孔深60.28

米。

⑦号孔：靠巷道右帮距底板1米处施工,方位N100.9°，顺煤层，孔深61.11

米。

⑧号孔:靠巷道右帮距底板1米处施工,方位N106.2°，顺煤层，孔深62.47

米。

⑨号孔:靠巷道右帮距底板1米处施工,方位N111.1°，顺煤层，孔深64.33

米

一、 打眼工具：

超前探水孔采用1台ZLJ—400型探水钻机钻探，配套φ为42mm钻头和

60

根（每根

1.5m）中空六角可接长钻

杆；

顶锚杆、锚索眼及锚杆、锚索的安注采用2台MGT-120气动锚杆钻机进行，一台工作，一台备用。

二、降尘方法

采用湿式打眼，及时冲洗煤帮，水幕及各转载点喷头降尘。

第三节 装载与运输

一、设备配备 1、装运设备

机掘工作面必须配备与EBZ—135型掘进机相配套桥式转载皮带出煤。

2、运料设备

JD——11.4KW小绞车,JD——25KW小绞车轨道运输及平板车。

二、运输方式及要求

1、综掘机装煤或人工装煤，刮板机或带式输送机运煤，材料运输根据坡度使用11.4KW小绞车或25KW小绞车牵引平板车或矿车运输，平巷运输或进入车场人工推车。

2、运煤过程中直经大于40cm的煤块需打碎，各个转载点洒水灭尘。

3、小绞车运输材料时，要用声光双向往返联系，斜巷与顺槽巷运输材料时，严格执行“行车不行人，行人不行车，行车放警戒”的规定。推车要在车后推车，严禁两侧推车。

第四节 管线及皮带、道轨敷设

在掘进过程中，所敷设电缆、供水和排水管路、风筒等均布置在巷道下帮按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。风筒悬挂在巷道右上角，下方挂设电缆钩，电缆钩距巷道底板为1.8m，电缆钩最上方挂设信号线，以下0.3m处挂设高压电缆，高压电缆以下0.1m处挂设低压电缆，同等电缆间距为0.05m。排水管路布置于距底板1.2m处，静压洒水管路布置于据底板1.5m，压风管布置于距底板1.8m处。各种管路在过水仓、硐室等处时必须做管路龙门。

1、静压洒水和排水管路接头严密，不得漏水。1907皮带顺槽静压洒水管路用一趟3寸钢管，排水管路用一趟2寸纳米管；横贯用在

顺槽内用软管联接使用，其中静压洒水管路距工作面20米范围使用6分胶管；皮顺安装一趟2寸钢管做压风管路。

风筒使用直经800mm的软布风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。

各种管路、线路、风筒等挂设位置见断面支护图所示。 2、运输设备及人行道布置

皮顺采用机掘工艺，顺槽掘进时均安装皮带进行运输，皮带安装在巷道下帮，皮带中心线距巷道中心线850mm。皮顺上帮为人行道。

3、轨道的铺设

轨道巷单轨铺设，轨道至人行道一侧不小于0.8m，要求铺设平整、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，轨枕间距不大于1m，且轨枕必须垫实，且保证道岔灵活可靠。

第五节 设备及工具配备

表10：设备及工具配备表

机械类型 名称 探水ZLJ-400 钻 可伸缩胶带运输机 SSJ——650/2 80 340 KW 1 大锤 把 3 7.5 KW 1 器 灭火台 4 功率 单位 数量 工具 单位 数量

Q掘全≥15S掘

923＞0.2536038.32=125m3/min 按煤巷最高风速要求4m/s进行验算： Q掘全≤240S掘

525＜436038.32＝1997m3/min

式中：Q掘全——局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min

S掘——安装局部通风机的巷道断面，m2

根据以上计算开拓运输巷掘进工作面风机前需配风量为525m3/min。

三、局部通风机安装地点及通风系统

局部通风机安装在1909皮带顺槽巷距回风巷10m外的全风压地段.掘 进过程中如通风系统调整、变化时，必须及时调整局部通风机的安设位置并由通风科编制调整措施。

通风系统：

进风：主斜井－皮带下山—1909皮带顺槽－局部通风机－工作面

回风：工作面－双巷贯眼－1909轨道顺槽—采区回风巷－总回风巷－回风立井－地面

第二节 压 风

掘进工作面压风风源来自地面压风机房，用4寸无缝钢管自主斜井经主斜井、南采皮带巷、1909皮带顺槽进入工作面。供风管末端距工作面不大于100m，后设三通阀门用φ16mm高压软胶管紧跟工作面。地面风压为0.75 MPa，工作面风压最小为0.4MPa，耗气量为2.8～3.2m3/min。

压风系统:

地面压风机房—主斜井—南采皮带巷—1909皮带顺槽—工作面 附图6:压风系统图

第三节 综合防尘

1、防尘供水水源来自矿井工业广场高位水池，工作面供水管直径Φ3寸钢管，并在管路上安装过滤器，保证水质清洁，水中悬浮物含量不得超过150mg/L，粒径不大于0.3mm。

2、防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。

3、转载点喷雾

⑴运输巷的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时。必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头。

⑵喷嘴高度安在距转载点40～50cm的位置，而且喷嘴必须正对转载出煤点。

⑶保证井下防尘洒水的水压所有喷雾呈雾状。

4、巷道冲洗：每班冲洗工作面30m内的巷道，每3天全巷冲洗一次，工作面巷道要保持湿润，巷道口的水管、风筒、电缆、设备的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，堆积长度不得超过5m。

5、距工作面迎头30m内始终设一全断面水幕，巷道内每隔100～150m设一组水幕。

6、其他

⑴带式输送机机头处必须设置专用的灭火器、接头及洒水胶管。 ⑵隔爆水槽规格数量按《煤矿安全规程》规定执行。 ⑶隔爆水槽规格质量：

①隔爆水槽用水量按巷道面积计算为200升/㎡，并每隔200m布置一组。

②水棚排间距为1.5-3m，且在直线巷道内； ③水棚区长度不小于30m；

④水棚高度：距顶、两帮之间不小于0.1m，距轨面不低于1.8m，水棚应保持同一高度，水棚区内的巷道断面应与前后各30m巷道断面一致。

⑤水棚位置：首列水棚与工作面的距离必须保持60～200m，与巷道交叉口、转弯点的距离应保持50～70m。 8、防尘系统：

附图6：防尘系统示意图

第四节 防灭火

1、巷道中每隔50m设置洒水阀门和支管。

2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。在胶带机头、机尾至少各备有2个灭火器和1个砂箱。

3、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱。

4、井下使用的柴油、机油和高温黄油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。

5、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。

6、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等（机电设备着火时，必须使用灭火器，不可用水扑），在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得的灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧气碳气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。

第五节 通风安全监测监控

监测监控系统采用KJ95N系统，两套工控机（一台运行，一台备用），不间断监测掘进面瓦斯浓度以及局部通风机的开停。当电网停电后，两套工控机切换时间不大于5min。

1、保证分站，断电仪及闭锁装置可靠运行，应设备用电池。备用电池在电网停电时，仍能保证以上装置正常工作时间不小于2小时。

2、系统必须设有防雷保护装置，其作用：一是防止由雷电产生的高压击毁监控系统，二是防止雷电在爆炸性气体环境引起瓦斯爆炸。

3、系统具有异地断电、复电功能。

4、双机备份，且具有自动换机与手动换机的功能。

5、监控系统设备布置，能全面、及时掌握系统的运行状况，便于管理和维修。

6、系统分站应具有初始化掉电保护功能，以防分站停电后，初始化参数丢失。

在距各工作面5m处，工作面回风流距回风口10～15m处，分别安设甲烷传感器J1～J4；在回风山巷距回风口10～15m处安设一台甲烷传感器J5，工作面瓦斯浓度达到1%时报警，瓦斯浓度达到1.5%时断电,断电切断掘进工作面巷道中全部非本质安全型电器设备。

且瓦斯传感器直接挂于巷道上面，距顶小于等于300mm，距巷壁小于等于200mm，不影响行人行车安装维护方便。

监测监控系统的安装、使用和维护

1、安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。

2、安全监控系统必须有专门的机构和专业队伍进行管理，参加安装、使用、维护的人员应经过专业培训，持证上岗。

报警浓名称 度 掘进工作面 J1～J2 掘进工作面回风流J3～J4 种类 甲烷传感器 开停传感器 馈电传感器 监控分站

3、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。每隔7天必须使用标样和空气样按产品说明书的具体要求对甲烷传感器进行1次调校，每月至少一次并且由专人通过实测及时校正其读数

表12：监测监控技术参数表：

11：甲烷传感器报警、断电、复电浓度及断电范围表 □

数量 5台 2台 2台 1台 规格型号 KGJ16B KGT15 KDG15A-I KJF168 ≥1.0% ≥1.0% ＜1.0% ≥1.0% ≥1.5% ＜1.0% 度 度 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 断电浓复电浓断电范围

第六节 供电系统表

本工作面由南采区临时变电所实行单头供电。 附：供电系统图 一、供电方案：

根据生产计划，1909工作面计划皮顺掘进1298m，工作面长度150m,轨顺和皮顺都采用KBSGZY-1000/10/1.44KV移动变电站供掘进机1140电源。

风机电源取自南采变电所专用变压器。当掘进前半部时风电闭锁,瓦斯电闭锁与移变输出总开关闭锁，移变所带负荷详见供电系统图。

二、轨顺、皮顺主要负荷统计：

移变所带负荷：综掘机 EBZ-135 2台，皮带机2*40KW2台，刮板机30KW2台，风机2*11KW两台，除尘风机11KW一台，锚杆钻机15KW3台，探水钻机7.5KW1台，水泵7.5KW2台，离心泵37KW2台，照明综保2.5KVA1台，煤电综保2.5KVA2台。

三、变压器容量计算：

变压器所带负荷∑Pe=857=857KW

取需用系数Kx=0.5,平均功率因数CoS￠为0.7 Kx3∑Pe 0.53857

根据公式S=----------=------------=612.1KVA

CoS￠ 0.7

根据计算变压器KBSGZY-1000/10/1.44KV移变满足负荷要求。 长期允许负荷电流为198A, 大于计算工作电流87.9A,合格. 四、电缆选择：

由于本工作面终端负荷较大，故以70电缆敷设，否则短路整定将达不到规程要求。

电缆长时间工作电流校验：

1、移变所带综掘机电缆工作电流=168.930.75=126.7A

（本计算以综掘机负荷最大时的计算）查表UYPJ——3370+1316+336电缆当环境温度250C，载流芯线最高允许工作温升650C时，长期允许负荷电流为215A，大于计算工作电流126.7A，电缆截面满足要求。

2、移变所带头部皮带干线工作电流=1.1530.7340=32.2A,溜子干线工作电流=1.1530.7330=24.2A，除尘风机干线电流=1.1530.7311=8.9A，锚杆钻机、探水钻机、水泵干线电流=1.1530.7357.5=46.34A，查表UYPJ-3350+1325电缆当环境温度250C,载流芯线最高允许工作温升650C时，长期允许负荷电流为198A, 大于计算工作电流111.64A,合格.

五、低压网络电压损失计算:

低压网络损失为变压器,干线、支线各电压损失之和,其要求电压损失不大于其之和。

1、移变所带综掘机低压网络电压损失计算:要求不高于147.5V。

2

查表KBSGZY-1000/10/1.14移变电压损失△Ub为13.8V(1.99％)其中平均功率因数为0.7,负荷系数β为0.6.

综掘机干线(支线)电压损失计算: △ Ug％=Kk3∑Pe3Lg3K％ 其中: Kk:为需用系数取0.5.

∑Pe干线电缆所带负荷额定功率之和为190KW. Lg:干线电缆实际长度为0.6 KM.

K％:千瓦公里负荷矩电压损失百分数,查表UYPJ3370+1325电缆在平均功率因数为0.75时为0.088.

△ Ug％=Kk3∑Pe3Lg3K％ =0.5319030.630.088=5％ 干线电压损失△Ug=114035％=57.2V 低压网络电压损失=△Ug％=13.8+57.2=71V

根据计算,低压网络电压损失为71V,满足不超过147.5V电压损失的要求.

2、移变所带负荷低压网络电压损失计算: 要求不高于97.5V。 查表KBSGZY-1000/10/0.69移变电压损失△Ub为13.8V(1.99％)其中平均功率因数为0.7, 负荷系数β为0.6.

△ Ug％=Kk3∑Pe3Lg3K％ =0.5324630.7530.088=8.1％ 损失电压△Ug％=69038.1％=56.01V

移弯所带低压网络损失电压△Ub+△Uz=13.8+56 =69.8v

根据计算,低压网络电压损失为69.8,满足不超过97.5V电压损失的要求.

六、两相短路电流及短路,过载整定(见附表) 七、安装与日常使用维护:

1、设备应放置平稳,排列整齐,顶部不得有淋头水,底部不得有积水,开关应放在架上,日常洒水不得洒在电气设备上,要保持设备外表洁净.

2、电缆要悬挂整齐,电缆应与风筒挂在巷道两侧,电缆与风管,供水管在巷道同一侧敷设时必须敷设在管子上方,并保持0.3m以上.

3、新安装的接地装置,在投入运行前应检测其接地电阴值,正常运行后每季至少进行一次接地电阴测定,使之符合《细则要求》.

4、生产前要做好试运行工作,检查开关,煤电钻的漏电、短路、过载、断相等保护是否正常,发现问题及时处理,严禁甩掉保护,使设备在完好状态下运行.

5、用试验按钮对检漏保护装置每班生产前试验一次,照时信号综保每天试验一次.在瓦斯检查员的配合下,每月至少做一次远方人工漏电跳闸试验.

6、各台设备的控制开关要按机电科编制的井下电气设备整定并符合《煤矿井下低压电网短路保护装置整定细则》要求,不得调的过大和甩掉不用.

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