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综掘工作面作业规程

第1章概况

第一节概述

一:

井巷的名称、长度、用途、坡度、方位、服务年限,开竣工时间

1、1E401工作面运输顺槽。

2、1E401工作面运输顺槽设计长度为总长1600m.

3、该巷道用于1E401工作面的主要运输和设备列车的安设。

4、沿煤层底板掘进;方位:

98018'20''。

5、服务期限为1E401回采工作面回采结束。

6、1E401工作面运输顺槽巷于二0一二年十二月开始掘进,预计二0一四年三月竣工。

第二节编写依据

一、cc煤矿《90万吨矿井精查地质报告》。

二、B4煤层东翼1E401工作面施工设计图。

三、有关的矿压观测资料。

四、相关的技术规范。

五、《煤矿安全规程》2011版。

六、《xx煤矿初步设计》

七、《煤矿井巷工程质量检验及评定标准》

八、已施工完的B4煤层西翼1W401工作面收集的地质资料。

九、2011年12月28日的矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告。

十、煤层自燃发火期和煤尘爆炸性鉴定报告。

第三节矿压观测资料

现生产1W401工作面掘进和生产时收集的矿压观测资料,但由于本工作面是东翼下山的第一个采区,没有进行过矿压观察。

在掘进时要及时进行锚杆、锚索拉、拔力测定,并安装好顶板离层仪,对顶板离层情况进行观察,以便对下一个工作面掘进提供矿压资料。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、地面位置

1E401工作面运输顺槽地面位置位于井田东部山坡地带,无任何建筑物,也无河流通过。

二、井下位置

1E401工作面井下位置:

南邻老采空区,东面为井田边界,北部为实体煤,西面为1W401工作面。

3、附平面布置图:

 

第二节煤(岩)层赋存特征

1.本面煤层赋存稳定,煤厚变化不大,平均厚度为5.3m,结构单一;煤层在本面发育较为均匀,煤层倾角为130。

2、煤层结构柱状图:

第三节地质构造

受区域单斜构造控制,本矿井田总体为由南向北的缓倾斜的单斜构造,倾向1。

-10。

,倾角12。

-17。

,地层产状呈东缓西陡,浅部稍缓,深部约陡的变化特点。

地表及矿井均未发现较大的褶曲及断裂,因此,井田属构造简单区。

从现生产1W401工作面和+1565水平收集资料分析,该巷道不会出现2.5米以上的断层。

该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂,节理发育,裂隙多、富含水。

由于该巷道沿煤层顶板掘进,因此在掘进过程中常常会遇到顶板裂隙、破碎带、顶板淋水。

第四节水文地质

1、水文:

据有关资料反应,贯穿井田南北的西沟河的径流量为0-360m3/h。

由于西沟和垂直切割产状平缓的地层,并途径火烧区,为井田地下水的主要补给源。

井田内的大气降水是井田地下水的另一来源。

火烧层是井田地下水形成的主要途径之一。

火烧区:

距地面地质调查、矿井测量,结合邻区矿井调查,井田内3层可采煤层在地表浅部有不同程度的火烧,在回风石门的东南端(1620m水平)B3煤层火烧区已与西沟小河贯通形成较大水流,说明最低火烧标高低于1620米水平,推测火烧垂深在30-150米之间,主要可采煤层B4、B3和B2因煤层厚度较大,多形成厚度较大的火烧区,B3煤层最大火烧垂深为150米。

从已有资料分析,火烧区总体呈东高西低的变化趋势,因各煤层火烧强弱不一,形成的火烧深度也不尽相同。

不同地段被不同程度火烧后,形成深浅不一的火烧洼地,这些低洼地带成为火烧区裂隙潜水的有利聚集部位。

采空区:

根据矿相关资料显示,在缓坡斜井东面有不同程度的采空区,这些不同程度的采空区,也将成为裂隙潜水的有利聚集部位,在掘进时,应采取提前探水、防水措施,避免井巷突发性涌水。

因此在施工时注意观察顶板淋水,底板涌水等现象,发现异常及时向有生产部门汇报,及时安泵排放巷道低洼处积水。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

1E401工作面运输顺槽布置于B4煤层,巷道要求沿B4煤层顶板掘进,掘进时巷道顶底板要截割平缓,严禁出现高低凸凹现象。

二、巷道规格尺寸

1、B4煤层1E401工作面运输顺槽设计为矩形断面。

宽:

5.2m,高3.6m。

2、巷道设计断面图:

1E401工作面运输顺槽断面图

第二节矿压观测

巷道每向前掘进30米,安装一组顶板离层监测仪,并作数据分析表,定期审查,及时修改支护。

在距掘进工作面50米范围的顶板离层监测仪,观察次数一般1次/2天,其他范围内的,一般每7天观察1次。

第三节支护设计

  考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度,结合我矿1W401工作面两顺槽和+1565水平巷锚杆支护经验,初步确定1E401运输巷道选用矩形断面,采用锚杆、锚网及锚索联合支护。

一、支护断面图:

二、支护参数表:

巷道基本情况

支护方式

锚杆支护

锚索支护

每米材料消耗

净断面

毛断面

周长

支护形式及断面形状

外露长度

(mm)

排列方式

间排距

(mm)

顶锚深

(mm)

帮锚深

(mm)

锚深

(mm)

间排距

(mm)

锚杆托板

(根)

锚网

m2/m

锚索托板根/3.6m

m2

m2

m

18.71

19.2

12.58

锚杆、锚索支护、矩形

30

矩形

800*900

2950

1750

7500

3600*1700

17.8

17.7

2

三、具体参数选择:

1、采用锚杆、金属网支护,托板平行于工作面呈一字形排列,排间距0.8×0.9米。

(1)、顶部锚杆采用Φ20mm的螺纹钢制成,长度为3000mm。

下帮采用Φ18mm的螺纹钢制成,长度为1800mm的锚杆。

上帮采用Φ18mm,长度为1800mm的树脂锚杆。

(2)、托板用5mm厚的钢板制成120mm*120mm的凸形托板。

(3)、锚索采用Φ15.46mm的钢绞线,长度为7800mm。

(4)、锚索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。

(5)、顶部采用CK2350和CK2330每眼各1卷快速锚固剂,两帮采用CK3535快速锚固剂,每眼2卷。

(6)、锚索采用CK2350快速锚固剂,每眼4卷。

(7)、金属网要求用10号铁丝编制成宽2米,长9米的菱形金属网,网孔直径30mm,支护时网横着铺。

两网搭接不得小于100mm,每20cm必须用铁丝进行连接,并用锚杆压紧。

四、临时支护的形式:

采用前探梁作临时支护。

使用吊挂式前探梁作超前临时支护时,吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上,两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。

前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管,背板数量不少于8块,规格为3800×300×50㎜,

详见工作面临时支护示意图。

五、巷道锚杆、锚索支护设计计算:

(一)采用计算法校核支护参数

1、达到支护效果的条件,应满足:

L≥L1+L2+L3式中L——锚杆总长度,m;

L1——锚杆外露长度(顶锚杆取50mm,帮锚杆取50mm);

L2——有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m;

L3——锚入岩层内深度(顶锚杆取0.7m,),m。

普氏免压拱高:

b=[B/2+H.tan(45°-ω帮/2)]/f顶

式中B、H——巷道掘进跨度和高度,B=5.2m,H=3.6m;

f顶——顶板岩石普氏系数,f顶取2.5;

ω帮——两帮围岩的内摩擦角,ω帮取68.19°

b=[5200/2+3600×tan(45°-68.19°/2)]/2.5=1317mm

C=3800×tan(45°-68.19°/2)=693.5mm

L3=dat/4tc=20×350/4×2.5=0.7m

L3——锚入岩(煤)层内深度,m。

d——锚杆直径,cm

at——杆体材料的设计抗拉强度.MPa

tc——锚杆与砂浆的粘结强度:

园钢tc≈2.5MPa,螺纹钢tc≈5.0MPa。

依据上述公式计算得出:

顶锚杆长度2017mm;帮锚杆长度732.1mm,实际顶锚杆长度3000mm;帮锚杆长度1800mm所选锚杆长度均大于计算长度,因此,实际所选锚杆长度符合要求。

2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:

每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

为安全起见,再考虑安全系数K,取K=2。

实际Q(80KN)>2G(32.95KN)

反算锚杆间、排距a=(Q/KrL2)0.5=1.214m

实际所选锚杆间排距为800*900mm均小于计算长度,因此,实际所选锚杆间排距符合要求。

(二)、悬吊理论校核锚索间距:

为防止巷道顶板发生大面积整体跨落,用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

此时,靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距。

L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]

式中L——锚索间距或排距,m;

B——巷道最大冒落宽度,取5.2m;

H——巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;

γ——岩石容重,26.7KN/m3;L1——锚杆排距0.9m

F1——锚索锚固力,80KN;n——锚索排数,取1。

F2——锚索极限承载力,取1860KN;

θ——锚杆与巷道顶板的夹角,75°;

L=1×1860/[5.2×2.6×26.7-(2×80×sin75°)/0.9]=9.829m

通过公式计算,锚索排距为9.829米,实际间距为3.6米小于计算长度。

因此,实际所选锚杆间排距符合要求。

第四节支护工艺

一、临时支护的施工工艺

锚网支护时,掘出毛断面后,首先进行敲帮问顶,用长柄工具将浮矸活石找尽,将前探梁前串。

二、临时支护的质量要求

采用前探梁作临时支护。

使用吊挂式前探梁作超前临时支护时,吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上,两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。

前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管,背板数量不少于8块,规格为3800×300×50㎜,详见工作面临时支护示意图。

三、永久支护材料及规格:

(一)锚网支护

1、顶板锚杆布置:

5.2米宽的矩形断面,锚杆布置7根等强螺纹钢锚杆(φ20×3000mm),间、排距800×900mm树脂锚固剂CK2350和CK2330每孔各1支。

锚网为用10号铁丝编制成宽2米,长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。

两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm,每20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。

2、帮部锚杆布置:

5.2米宽的矩形断面、高3.6m,下帮布置4根等强园钢锚杆(φ18×1800mm),上帮布置5根树脂锚杆(φ18×1800mm),间、排距800×900mm树脂锚固剂CK3535每孔2支。

锚网为用10号铁丝编制成宽1.9米,长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。

两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm,每20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。

(二)顶板锚索(φ15.24×7300mm)按巷道中线率3.6m布置2根,锚索在巷前呈矩形排列,间、排距3.6×1800mm,锚索采用树脂锚固剂(每孔4支CK2350)锚固。

锚索的外露长度≤300mm,其偏差在±50mm之间。

(三)巷道的电缆吊挂采用金属锚杆(φ18×1000mm),间距为1500㎜;水管的吊挂采用金属锚杆(φ18×1000mm),间距为3000㎜,采用柔性钢丝绳吊挂。

四、工作面空顶距:

每班巷道按0.8米的截深割2刀后,就停止掘进,机组后退,将顶帮隐患处理后,搭好稳固的工作平台,先移前探支护,然后在前探支护的掩护下进行锚杆枝护,永久锚杆支护距工作面最大距离不得超过2.4米。

五、永久支护施工工艺

综掘机将工作面上部掘出后停止掘进机运转,并做好临时支护后,将锚

(索)杆机搬至迎头,接齐风水管,配齐钻头钻杆等钻具,由班组长点准锚杆位置后,开动锚杆机打锚杆眼,打眼时一人扶锚杆机手把操作,一人扶钎稳钻杆并换钻具,中间一根或两边锚杆眼打齐后,铺网按中线上,安装好锚杆安装器,开动锚杆机,用组装好的锚杆将2卷树脂药卷送入锚杆眼底,用锚杆机带动锚杆搅拌15-30秒,搅拌先慢后快(送入孔底后搅拌时间不小于10秒)严禁把锚杆直接顶入眼底不搅坢或搅拌时间不够即停机,3~5分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。

打其它眼孔完成顶部一排锚杆的全部安装。

1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检验。

一排施工完后再施工下一排,每循环顶部支护完好后再拆除临时支护的带帽点拄,帮部锚杆滞后迎头不超过4排锚杆,用风镐或手镐将帮裁齐,找准锚杆眼位置,用煤电钻打锚杆眼,眼打齐后应用扫眼器清除煤粉,铺网,装入树脂药卷及锚杆,插上搅拌器,开动煤电钻搅拌,待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。

打锚索时,先找准锚索设计位置,锚索眼施工工艺与锚杆眼相同,仅深度较深需使用套接钻杆,锚索眼打齐后,装入树脂药卷,插入锚索线,送锚索时应注意轻送,防止将药卷在眼的下部即被弄破,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,时间不少于50秒(送入孔底后搅拌时间不小于15秒),待树脂凝固后取出搅坢器。

半小时后上托盘及锁具,最后用SL-50T型锚索张拉仪张拉锚索线,油泵达到30Mpa以后方可回压卸下千斤顶。

锚索锁定后的预紧力不小于80KN,锚固力100KN。

锚索施工时必须按照设计布置方式,距迎头不得超过2排。

六、树脂锚固剂存储和使用应遵守的规定

(1)该工作面使用锚固剂的型为CK2350、CK2330、CK3535三种。

(2)、必须在4-25℃的避光防水气库内储存。

(3)、安装前,先检查树脂锚固剂性状。

严禁使用过期、破碎等变质失效的锚固剂。

(4)、井下运输存放应避免受压、受折、受热,已破碎或废弃的要挖坑掩埋或妥善处理。

(5)、锚固剂中的固化剂有腐蚀性,施工人员的皮肤应避免直接接触固化剂与树脂搅混。

如不慎接触到皮肤和眼睛,要立即用清水冲洗。

(6)、严禁接触明火。

(7)、搅拌时间15-30s,等待时间60-180s。

(8)、按设计要求放置药卷数量和顺序。

七、有关几点技术要求

(1)、锚杆孔钻眼完毕后,应用压水冲洗钻眼,将煤(岩)粉消除干净。

在煤或软岩中打眼,煤电钻不许采用拉钻杆,防止扩大孔径。

(2)、安装锚杆前,必须用锚杆量好眼深,并在锚杆上做好记号。

(3)、使用中速锚固剂,一般缓推猛搅,逐渐将杆体送到眼底,使用中速或快速锚固剂时,要快推猛搅,迅速将杆体送到眼底。

(4)、锚索药卷搅拌时,边推边搅拌,前半程用慢速旋转,后半程用快速旋转,搅拌时间在15-30s,搅拌停止后等待时间60-180s。

(5)、严禁用锚杆钻机将锚杆插入眼底再对药卷进行搅拌。

八、支护质量要求

1、永久支护离工作面最大距离2.4米

2、锚杆支护要求

(1)、严格按照中线的排间距布置锚杆,锚杆排间距误差为±100mm。

(2)、锚杆与顶板夹角不小于75°。

(3)、单垫双帽,外露长度30-50mm。

(4)、锚杆螺丝必须上紧,使用力矩搬手紧固,其紧固力不得低于15kg/m。

(5)、锚杆质量定期抽查,每300根抽查一组,每组10根,每根锚杆不少于15Kg/m,如发现锚固力上不去,应找到原因,重新补打锚杆。

施工工艺

第一节施工方法

1E401工作面运输顺槽在施工中沿B4煤层底板掘进,使用EBZ132掘进机进行切割,用皮带装载运煤,支护方式为锚网、锚杆加锚索。

第二节 巷道的施工工艺过程

交接班后,班组长、安全员、共同进入工作面进行安全检查,发现问题及时处理,只有确定工作地点安全可靠后,进行例行的各项检查工作:

①支护的质量、数量是否符合规程要求。

②瓦斯探头是否到位。

③内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。

④进行机组截割。

每小班进行二个作业循环,每循环进尺2.4m,每循环内的作业顺序是:

当割至距锚杆2.4m,必须停止掘进,进行安全检查后,进行铺网、联网,最后将两根掩护式前探推入工作面,将挑杆搭在前探梁之间;然后用木楔刹紧背牢。

根据支护要求号眼,先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入,用单垫双螺母拧紧。

以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。

然后开始打帮锚,支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。

标注眼位、支护锚杆,支护锚索必须在前探梁的临时支护下进行。

特殊地段,根据前探梁距顶板的高度采用相应厚度的刹顶木。

每个小班结束后,不安全隐患当班处理,否则向下班交接清楚,下班处理上班遗留问题和安全检查后仍按以上工艺再进行作业。

第三节  截割顺序和方法

一、截割机具和钻眼机具

使用EBZ132型掘进机掘进,打眼支护使用MYT-160C型液压锚杆钻机进行。

二、机组截割顺序、方法

1、开启跟机皮带→合上电控箱操作手把→拉出操作箱紧停按纽→将支护开关拔至“运行”位置→按压警铃发出开机信号→在信号发出30S内启动油泵电机→在油泵电机启动18S启动截割电机。

2、采用水平切割方法,切割头逆时针旋转,等整个系统正常后,按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀,钻入600㎜后,将铲板放下紧贴底板做为前支撑点,将机组稳定器(即后支撑)放下做为后支撑点进行切割,要求顶板水平切割,两帮垂直切割,一次性割够矩形断面的设计标准。

1E401工作面运输顺槽截割示意图

第四节装载与运输

装煤使用机组铲板耙爪将煤耙→掘进机二运→顺槽胶带输送机→运输上山胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面。

附图:

运输系统图

第五节巷道施工要求及管线布置

一、巷道施工要求

巷道断面为矩形,巷道掘进必须按给定的偏中线掘进,偏中线至一帮的距离与设计偏中线的误差允许±100㎜之间。

施工时必须沿煤层底板板掘进,巷道高度偏差与设计误差为±100㎜。

二、管线吊挂

巷内所有管线一律进行吊挂:

要求风筒挂在巷道右帮2米以上,静压水管和压风管挂到左帮巷道底板以上0.3米以上、静压水管和压风管接通到距工作面不小于10m,电缆钩挂在巷道右帮1.8米以上并固定锚杆上,电缆挂在电缆钩上,高压在下,低压在上,电缆间距按100—150㎜悬挂。

(详见管线悬挂断面图)

第六节设备及工具配备

设备及工具配备表表三

机械名称

型号

功率

数量

工具名称

单位

数量

掘进机

EBZ132

182KW

1台

铁锹

6

胶带输送机

DTL80/40/2*55

55KW

1台

大锤

2

通风机

FBDNO7.1

2X30KW

2台

吊链

2

水泵

潜水排砂泵

4KW

4

专用工具

2

锚杆钻机

MYT-150/320C

2台

信号综保

BXZ-2.5KVA

1

煤电钻

MZ-1.2

1.2kw

2台

信号线

m

1600

张拉仪

SL-50T

1台

激光指向仪

1

 

水管、压风管

Φ50

1100

掘进机总体技术参数表表四

机械名称

单位

参数

机械名称

单位

参数

掘进机

KW

掘进断面形状

任意

切割电机

经济切割煤岩硬度

Mpa

≤70

油泵电机

爬坡能力

±18

高度

1.55

供电电压

V

660/1140

长度

9.1

截割头伸缩量

mm

500

宽度

2.6

喷雾防尘

内、外喷雾

最大掘进高度

4.4

截割头形状

圆锥台式

最大掘进宽度

4.9

截割头转速

Rpm

47/23

最大卧底量

0.27

掘进机重量

T

36.5

铲板宽度

3.2

管线敷设方式表表五

序号

名称

规格型号

单位

数量

吊挂方式

与工作面间距

1

风筒

φ800㎜

160

逢环必挂

不大于5m

2

静压水管

φ50×1600

267

悬吊

不小于10m

4

压风管

φ50×1600

267

悬吊

不小于10m

5

电缆

70㎜2

1600

悬吊

跟掘进机

6

电缆

50㎜2

1600

悬吊

跟掘进机

7

电话线

1600

悬吊

跟掘进机

8

监测线

1600

悬吊

跟掘进机

9

信号线

1600

悬吊

跟掘进机

第五章工作面通风及瓦斯监测监控

第一节通风

一、风量计算

1:

按瓦斯涌出量计算:

Q掘=100×T×Q瓦×K掘通/(20×60)

=100×296×0.7×1.8/(20×60)=42.27m3/min=0.70m3/s

式中:

K掘通—为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8

QCH4—为掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.7m3/min。

T—为掘进工作面日掘进煤量,296t/d。

2、按局部通风机的实际吸风量计算:

根据井下掘进工作面的实际需要,选FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面供风,局部通风机实际吸入风量385~670m3/min,取480m3/min。

Q掘=Qf×I×K=480×1×1.2

=576m3/min=9.6m3/s。

式中:

Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m3/S。

Qf—掘进工作面局部通风机额定风,m3/min。

1—掘进工作面同时用局部通风机的台数,1台。

K—为防止局部通风吸环循风的风量备用系数,有瓦斯涌出的取1.2。

3、按工作面同时工作最多人数计算:

Q掘=4×Njm3/min

=4×10=40.00m3/min=0.67m3/S

式中:

Nj—为掘进工作面同时工作最多人数,10人。

通过上述3种方法计算取最大值,掘进工作面的风量为=576m3/min=9.6m3/s,取10m3/S。

4、按风速进行验算:

掘进工作面风量取以上计算的最大值10.00m3/S

按最低风速验算,工作面最小风量为:

Q1=15×S=15×19.2=288m3/min=4.8m3/s

式中:

S—为掘进工作面的平均断面积,取19.2m2

按最高风速计算,工作面最大风量为:

Q2=240×S=240×19.2=4608m3/min=76.8m3/s

式中:

S—为掘进工作面平均断面积,取19.2m2

4.8m3/s>10m3/s>76.8m3/s。

通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10m3/S符合《煤

矿安全规程》要求。

二、通风系统图及通风系统:

1、局部通风机安装地点

局部通风机应安装在缓坡副斜井距掘进工作面回风口10m以外的新鲜风流中,供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道最低风速不得低于0.25m/s。

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