15201回风顺槽.docx
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15201回风顺槽
第一章概况
第一节概述
巷道名称
15201回风顺槽
用途
服务于回采工作面回风
设计长度
580米
坡度
3~10°
巷道性质
沿15#煤层底板掘进布置
服务年限
10个月
预计开工时间
2011年7月26日
预计竣工时间
2010年12月26日
一、巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、预计开工时间、预计竣工时间见下表
二、联络横贯的布置
附巷道平面布置图
第二节编写依据
一、批准的设计批准时间
本面所掘巷道施工依据为:
《山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合初步设计》。
批准时间为2007年11月2日
《山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合安全专篇》,
批准时间为2008年1月28日
二、地质说明书
本规程所掘巷道地质资料依据为:
《山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合矿井地质报告》,批准时间为2007年6月28日。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况
井上下对照关系情况表
水平、采区
+825
工程名称
15201回风顺槽
地面标高
1020-1050m
井下标高
810-820m
地面相对位置、建筑物及其它
位于陈家沟村以北,主斜井以西,回风斜井以东,地面为山川、沟谷地带,无建筑物
井下相对位置对掘进巷道的影响
本规程所掘巷道以东为二采区实体煤田,以西为回风斜井,以北为采空区,以南为实体煤田。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
邻近无其它采掘情况,矿周边均留有足够的煤柱,无任何影响。
第二节煤层赋存特征
一、煤层情况
本规程所掘15#煤层,煤层厚度在5.10-9.56米之间,平均7.20米,一般0—4层夹矸,煤层倾角在3-10度之间,煤层结构属简单---复杂型,煤层颜色为黑—灰黑色,具金刚和似金刚光泽,有一定韧性,硬度3-4,条带状、线状结构,快状或层状构造,以亮煤为主,夹有镜煤条带和少量暗煤。
15#煤层含少量黄铁矿结核体。
二、煤层顶底板情况
15#煤层伪顶为0.05-0.70米厚的泥岩,直接顶顶板为K2石灰岩,厚度在11.2-16.3米之间,平均厚度为13.75米,该灰岩硬度较,整体强度较高,属坚硬岩石,但由于灰岩中常夹有三层泥岩,而将灰岩四分,俗称“四节石”灰岩,其节理裂隙发育,一般随采随落,顶板管理较容易;15#煤层底板为沙质泥岩、泥岩底板,厚度在0.6-7.8米之间,平均厚度为4.8米。
煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数(f)、预计巷道揭露的各煤层间距,顶、底板岩性及特征分析;预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等情况.
煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度(最大~最小/平均)m
9.65-5.10
平均厚度7.2
煤层倾角(最大~最小/平均)°
10-3
煤层硬度(f)
3-4
煤层层理(发育程度)
中等
煤层节理(发育程度)
中等
自然发火期/d
6个月
绝对瓦斯涌出量/m3.min
13.8
相对瓦斯涌出量/m3.t
煤尘爆炸指数/%
有爆炸性
地温/℃
25
顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
四节石灰岩
11.2-16.3m
整体强度较高,属坚硬岩石,常夹有三层泥岩
直接顶
伪顶
泥岩
0.05-0.7m
底板
直接底
砂质泥岩
0.6-0.7m
附:
煤层综全柱状图
第三节地质构造
井田范围内构造简单,主要为褶皱构造,本巷总体为一单斜构造,走向WE,倾向NS,倾角为3-8度之间。
预计在掘进过程中有可能会遇到顶板破碎地段,对掘进有一定影响。
第四节水文地质及防治水
井田内河流主要为秀水河,为季节性河流,地表为山川沟谷地形,陈家沟与杨家沟村庄及公路均横穿本巷道,为一季节性河流,15#煤层盖山厚度最小埋藏深度在177米,最大埋藏深度在332米之间。
预计地表水对工作面正常掘进无直接影响。
15#煤层上方直接充水含水层主太原组下部灰岩含水层,根据本矿历年开采,上部含水层富水性不强,对本掘进无影响。
但是,在开采的过程中要加强对原采空区积水及上组煤采空积水的观察防范工作。
同时,施工作业时严格执行“有掘必探,先探后掘”的探放水原则。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
本规程所掘进工作面位于主斜井以东,属主水平,所掘巷道沿底板布置,坡度为向东3-8度。
巷道掘进断面
第二节矿压观测
一、观测对象
15102回风顺槽
二、观测内容
用MYC-18型锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测,用YCD—200型千斤顶检测锚索预紧力,用LBY—3型顶板离层仪观察顶板位移量,在顶帮标注观察点,用钢尺实测巷道表面位移,及顶、底板和两帮移近量。
具体观测内容见表。
观测内容
序号
观测项目
观测内容
观测仪器
1
巷道围岩表面位移
顶底和两帮相对移近量
测枪、卷尽
2
巷道顶板部位移
顶板离层位移
ZBY-3型顶板离层仪
3
锚杆锚索载荷
顶、帮锚杆、锚索承载
YGS-16型锚杆测力计
4
锚杆锚固力锚索预紧力
顶、帮锚杆(索)预应力
MLJ-10/20型锚杆拉力计和KZB0.63/63型涨拉泵及配套千斤
5
巷道断面收缩及支护破坏情况
变形破坏程度
钢尺、宏观观测
三、观测方法
1、测点设置:
正常情况下每100m设一观测点,遇顶板破碎地段每50m设一观测站。
每个观测站设2个观测断面并挂牌。
每个观测站仪器安装见表
观测站仪器安装
测力计
离层仪
备注
锚杆巷道
全锚索巷道
同时进行表面位移
锚固、预紧力、扭矩测试
顶
加强锚索
矩锚索
加强锚索
1
1
1
1
1
2、观测办法:
巷道掘进按方案设点布置,安装仪表、仪器即日起开始观测记录,掘进期间30天之内每2天观察一次,30天后每星期观测一次。
四、观测要求
每300要锚杆检测一次锚固力,每次检测不少于5根,其中3根顶锚杆,2根帮锚杆;每100根锚索检测一次锚索预紧力,每次检测不少于5根。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据《初步设计》及《施工组织设计》15102运输顺槽采用矩形断面,锚杆+网+锚索+W钢带联合支护。
二、支护参数设计
(一)巷道断面选择
15102回风顺槽用锚杆、网、钢带、锚索联合支护,矩形断面。
具体参数见表。
巷道断面尺寸
巷道名称
断面形状
断面尺寸/m
净断面/m2
荒断面/m2
净宽
毛宽
净高
毛高
1510回风顺槽
矩形
4.0
4.2
2.7
2.8
10.8
11.76
(二)支护形式及材料规格
根据《初步设计》及《施工组织设计》15102回风顺槽巷顶板选用¢15.24×7300和¢17.8×9300的锚索,采用锚索、网、钢带、联合支护,5孔W钢带,间距为850mm,排距为800mm;帮锚杆选用直径为20×2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆,四排矩形布置,间距为800mm,排距为800mm,最上一排距顶板为600mm,最下一排距底板为600mm。
两帮锚杆锚固力岩石中不小于70KN,煤层中不小于30KN,扭力矩岩层中不小于120N.M,煤层中不小于60N.M。
顶板锚索预紧力不小于130KN。
1、支护形式
①15102回风顺槽顶板采用W钢带、锚索、菱形网联合支护,两帮均采用菱形网、树脂锚杆支护。
②巷道临时支护采用11#工矿钢铁棚支护,每架间距为0.8米规格,工作面最大控顶距不得超过1米,每架棚腿两帮,横梁顶部要用长1米,宽0.2米,厚0.1米的拉木或撑木撑实、背紧。
2、支护材料及规格
①锚杆:
直径20×2000mm普通螺纹钢树脂锚杆
药卷:
顶用直径28×600mm中速树脂卷,帮用药卷直径为1000×140mm。
菱形金属网:
顶用4200×1000mm,帮用3000×1000mm
W钢带:
4000×220×3mm
两帮钢筋钢带:
直径为12×2500×80mm
顶托盘:
100×100×8mm
帮托盘:
150×150×10mm
②锚索材料及规格
锚索:
直径15.24×7300和直径17.8×9300钢绞线
药卷:
直径28×600mm中速树脂卷
托盘:
1000×140mm(长×宽)14#槽钢
垫片:
150×100×10mm铁垫片
③单孔锚具:
规格为OVM15-1型
④喷射砼:
强度C20级,喷层厚度为100mm
第四节支护工艺
一、支护工艺
(一)15102回风顺槽支护工艺流程
1、综掘机割煤、装煤、出煤(同时钻孔安装滞后的帮锚杆)→临时支护→钻孔安装顶锚杆或短锚索(钻孔安装上一排的帮锚杆并联顶、帮网)→下循环。
(二)15102回风顺槽临时支护工艺
1、机掘工作面临时支护工艺
锚网及锚杆巷道临时支护采用综掘机上的托梁器托一根2000×170×140mm(长×宽×厚)的方木,方木上搭钢带、网临时管理顶板。
具体操作:
综掘机割出一排进度后,退出煤头不少于1.5m,放低截割头、停电、闭锁综掘机开关后,将方木、钢带、网放到托梁架上(网与钢带按排距捆牢),除司机外其它人员撤至综掘机以外的安全地点后,升起截割头,调好位置后托住顶板。
停电闭锁机组开关,人员站在安全地点用长柄工具处理掉顶帮的活煤、活矸、探头、伞檐,确无问题后,进行锚网支护。
(二)、支护要求
1、顶板采用锚索、网、钢带联合支护,5孔W钢带,间距为850mm,排距为800mm;锚索间距均为850mm,排距为800mm;帮锚杆选用直径为20×2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆,四排矩形布置,间距为800mm,排距为800mm,最上一排距顶板为600mm,最下一排距底板为600mm。
顶板锚索选用为直径15.24mm和直径17.8mm的钢绞线,最小长度不低于7.3m,采用“三花眼”布置,每四排W钢带为一组,一组为三根,间距为1.5m,采取预留眼的方式交替进行。
2、锚索外露长度从螺母外50mm。
3、顶锚索角度不小于75度,遇到裂隙时,锚索要尽量垂直于裂隙面,帮锚杆垂直巷道布置,托板垂直于顶、底板。
4、顶网长边垂直于巷道中线,帮网垂直于顺巷铺设,相邻两边必须对接,每隔200mm用14#双股铅丝连接一道,拧紧不少于3圈。
(三)锚索、锚杆安装工艺
1、帮锚杆安装工艺
在顶锚索施工完毕后,进行帮锚杆安装,顺序由上向下。
根据锚杆布置图钻孔后放入药卷,用杆体将药卷轻轻送入眼底,铺、联好网,上好锚杆托板,杆尾用紧固螺母套连接风煤钻,开钻搅拌30-45秒,达到规定要求,稍后直接将螺母拧紧即可。
使用非力短锚杆时,安装锚杆用专用甩杆,紧固螺母用紧固套筒。
帮锚杆采用风煤钻钻孔、搅拌、安装,钻杆为∮27mm的麻花钻杆。
2、锚索安装工艺
采用锚杆钻机钻孔,钻杆为1m长的∮19mm的六楞空心钻杆多根套接使用,钻头为∮25mm的复合片钻头。
锚索安装需三人配合,一人操作钻机,两人拆换钻杆。
钻完一孔后,用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底,戴好连接套,开钻搅拌,且个别机应缓慢上升,并保证锚固到上底,锚索药卷搅拌时间为50-60秒,搅拌完毕停下钻机,等待180秒后开始拆下搅拌器,半小时后,才能用千斤涨拉锚索(短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉)。
涨拉时,先戴上托梁(或铁托板)锚具,然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉,油泵压力表应缓慢上升,若发现突然非人为上升或下降,千斤顶油缸伸出量超过150mm时,立即停止涨拉,重新涨拉,两次超过规定行程仍不达设计预紧力时,必须在附近20mm处重新补打。
(四)锚杆、锚索施工技术要求
1、上钢带,使钢带紧贴顶板。
2、顶锚杆(索)带铁托板贴紧钢带,帮锚杆带托板贴紧煤帮,加强锚索U型钢托梁槽口向上,平行于钢带布置于两排钢带中间,托梁用两道双股14#号铁丝与顶网拴察看,托梁下锚具用14#铁丝拴牢。
3、钢带不能接顶处,顶弯钢带接顶,如局部无法顶弯时,用两半木“井”字构盘接紧顶板。
4、锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力都必须达到设计要求。
具体要求见表3-7。
锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力表
巷道类型
项目
15102回风顺槽
锚索
顶锚杆
帮锚杆
锚固力/KN
≥70
≥30
扭矩/N·m
≥120
≥60
预紧力/KN(MPa)
≥130
5、铺设金属网时,相互对接,每100mm联网一通,联网丝用14#铁丝,使用专用联网钩扭结不少于3匝拧紧。
6、锚索、锚杆角度必须符合设计要求。
7、正常情况下,锚索外露长度(自锚具下平面量起)应保留在150-200mm内,锚索外露长度超过500mm,必须重新补打。
8、锚索承载力应在320KN,预紧力应不小于169.6KN,即使用YCD-200千斤顶预紧时,压力表读数必须在45MPa以上。
9、托板(托梁)强度必须与锚索的承载力相适应。
10、锚索应尽量与岩层面或主要裂隙垂直。
11、如遇锚具、链固齐或涨拉千斤顶等出现问题,必须停止掘进、及时更换,并汇报上级。
12、钻锚索或锚杆眼时,应做好以下工作:
(1)检查开孔周围的顶板情况,应先择顶板完好地点开孔;
(2)检查钻机,打眼前所有控制开关应处于关闭位置,油雾器充满良好的润滑油;
(3)检查风水管长度是否够用,风水管接到钻机上以前要清理干净,接头与钻机连接要牢靠。
13、钻锚索时,要两人进行,开钻进一人扶钻安眼,一人开钻。
开钻时,先开水再开风,最后开钻。
停钻时先停钻,再停风,最后停水。
严禁干打眼。
安眼时,要缓气腿,将钻杆接顶,安好眼时开钻,缓慢钻进50~10mm后,再全速开钻,钻进时推力要均匀,不得顶弯钻杆。
14、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆,操作者的衣服、袖口要扎紧,严禁戴手套,当钻眼完毕钻机收缩时,手不要扶在气腿上。
15、接换钻杆时,不得挪动钻机,以保持钻机钻杆与钻孔同心。
16、钻孔完毕,用压水机将孔冲洗干净,回掉钻杆,放入锚固剂,用钢绞线将锚回剂轻轻顶入眼底,用搅拌器将钢绞线与锚杆钻机连接好,然后全速开钻将锚回剂充分搅拌,并将钢绞线顶至孔底搅拌30~45s,停止搅拌后保持钻机推力90~180s方可撤下钻机,上好托板(托梁)和锚具,30min后进行涨拉。
17、涨拉前做好以下检查工作:
(1)将油泵注好油,注入8L清洁N32或46号机械油,不得合用2种以上混合油;
(2)对油泵、千斤顶、电路、油路进行全面检查,如有异常情况,先处理再涨拉;
(3)现场组合的涨拉机具,应先进行空载运行,排尽液压油路中的空气。
18、涨拉时应遵照下列规定执行:
(1)涨拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线;
(2)网绞线外露长度不足于使钢绞线与紧楔器充分咬合时,不得使油泵带负荷进行,应使千斤顶在较小推力下上推一段,满足咬合长度后,退下千斤重新涨拉,以防损坏紧楔器;
(3)一次涨拉行程不得超过150mm,两次超过规定行程不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一眼;
(4)涨拉时,操作人员必须注视油泵压力表读数,油泵压力超过锚索设计涨拉力或压力表指针应急促上移时,停止涨拉,油缸回位到底时,也应立即停止供油,以防油路、油泵超负荷;
(5)油泵应缓慢升压,严禁高压换向。
19、涨拉时除操作人员外,千斤顶5m范围内严禁站人,操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域;回撤千斤顶时,操作人员应提前握持好千斤顶,以防紧楔器磨损提前松脱。
现现紧楔器磨损,应及时更换。
20、将外露长的钢绞线切断遵守如下规定:
(1)切断器由总部技术组统一管理,各项目部不得配备,钢绞线需切割时,经技术组鉴定统一切断;
(2)钢绞线的外露长度不得影响巷道的正常使用及回采期间退锚,一般应保留150~200mm;
(3)切断钢绞线前,除操作人员外,周围5m范围内严禁站人。
切断时,操作人员一手把持切断器,一手握紧钢绞线,必要时由两人配合进行,以防意外。
21、锚索要逐根检查,达到设计预紧力为合格,不合格的锚索必须重新补打。
22、托板、托梁应紧贴顶板或巷帮。
23、锚杆外露长度(从螺母下平面量起)应不大于50mm,不小于10mm,如因片帮等原因外露长时,可垫一块木托板,如仍不能紧贴宽帮,必须重新补打,帮锚杆搅拌时间为25~30S。
24、巷道使用的锚杆、锚索、钢带等材料的质量严格按《矿井质量标准化标准》及有关规定执行。
25、巷道要保持良好的工业卫生,巷内无杂物、淤泥、积水,材料要码放整齐。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法。
大巷所掘巷道均沿15#煤层底板机掘施工方法
二、大巷施工方法采用综掘机施工
(1)按设计要求一次切割成巷,超前距离不得大于5m,刮板输送机、带式输送机运输。
正常情况下,要按综掘机截割流程图进行;如遇煤层较软时,可先割上部,待顶板支护完毕后,再割底煤。
如遇无炭柱、断层等地质构造,综掘施工难以进行,施工方法采用人工爆破、综掘机装煤(岩),刮板输送机、带式输送机运输(具体施工措施另行编制)。
(2)设备配备:
MRH-S100-40型综掘机一台。
(3)工艺流程:
安全检查→标定中腰线→试车→进刀、割煤,出煤(钻孔安装滞后的帮锚杆)→安全检查→临时支护→照好中线→钻孔安装顶锚杆(索)、中路锚索及帮锚杆→下一循环。
附:
综掘机截割流程图
第四节装载与运输
一、装载与运输方式
(一)装煤:
15102回风顺槽采用掘进机装煤。
(二)运煤:
15102回风顺槽采用SGB-420/22型刮板输送机转载到STJ800带式输送机通过联络横管刮板机运至15102运输顺槽STJ800带式输送机转载到东胶带大巷STJ1000/2×125型水平固定带式输送机,然后转载到主斜井皮带运至地面。
(三)装运料:
人工装卸车,采用SQ-120/75型连续牵引绞车、JD-25绞车运输。
(四)人员运输:
人员乘座进风斜井人车于井底车场,然后通过集中轨道运料大巷步行到工作面。
(五)运输设备:
采用SQ-120/75型连续牵引绞车、JD-25绞车
二、运输设备的铺设
(1)刮板输送机必须铺在实底上,各部件齐全、可靠、有效。
(2)刮板输送机必须铺设平直,杜绝出现弯曲现象。
机头、机尾距巷煤帮距离不于700mm,中间部分距巷煤帮距离不小于500mm。
(3)辅助巷道绞车的安装:
绞车底座基础要牢固、可靠,必要时可以用直径为20×2000mm的地锚进行牢固处理。
(4)轨道铺设要求平直、扣件齐全,紧固有效,接头间隙不超过10mm,内错差不超过5mm,道枕间距不大于1米,轨道至人行道一侧不小于0.8米,轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于700mm。
(5)严禁不同轨型钢轨混用,同时轨枕要垫实。
三、安全设施及要求
(1)斜巷运输“一坡三档”齐全有效,并且灵活可靠。
(2)斜巷运输,下部沿途车场必须设置躲避硐,同时车场声光信号齐全可靠。
(3)绞车钩头、插销,严禁使用自制或不合格的连接装置。
(4)绞车运输保险绳,车尾巴连接装置、信号等安全设施齐全有效
(5)运输沿线几及上下平车场要求保持卫生清洁无杂务,并且要保证道岔使用灵活可靠。
四、运输系统
(1)运输系统图见附图
(2)运输系统:
出煤:
15102回风顺槽工作面煤头→由SGB-420/22板输送机→STJ800带式输送机→横管刮板机→15102运输顺槽STJ800带式输送机→东胶带大巷→STJ1000/2×125型水平固定带式输送机→主斜井皮带→地面筛分楼→储煤筒仓
进料:
井上→进风下料斜井→集中轨道运料大巷→东轨道大巷→联络横贯→工作面煤头
第五节管线及轨道的敷设
一、各类管线、运输设施的布置及要求
1、风筒、风管、水管、电缆、输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。
2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂,风筒口距煤头不大于5米。
3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上,每隔3~5米捆一道,悬挂高度不低于0.5米,距工作面不超过20米。
4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只挂一根电缆。
5、轨道枕木必须铺在实底上,东轨道大巷使用24kg/m轨道铺设,轨距0.6米,轨道至人行道一侧不小于0.8米,轨道水管路间距不小于700mm。
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式和供风距离
1、通风采用压入式通风方式,局扇必须采用双风机双电源
2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”。
3、风筒出口距煤头距离保证不超5m,风筒要吊挂平直,逢环必吊,不得有死弯和破口,保证掘进头有足够的风量。
4、所有工作人员必须人人爱护通风设施,不得随意损坏。
损坏后要及时修补,以免漏风严重,造成掘进头风量不足。
二、掘进实际需要风量计算
1、按掘进瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×q掘×K掘道
式中:
K掘道——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数,综掘取1.9、炮掘取2;
q掘——掘进工作面风排的绝对瓦斯涌出量,m3/min,综掘为1.86m3/min、炮掘为0.93m3/min
则:
Q综掘=100×1.86×1.9=353m3/min。
Q炮掘=100×0.93×2=186m3/min。
2、按炸药使用量计算
15号煤炮掘工作面按炸药使用量计算的风量与9号煤相同,即Q炮掘=127m3/min。
3、局部通风机吸风量计算:
根据上述计算,综掘工作面需风量为353m3/min、炮掘工作面需风量为186m3/min,综掘采用直径800mm的软风筒送风,炮掘采用直径600mm的软风筒送风,局部通风机的吸风量按下式计算:
Q扇吸=Q掘÷(1-n×a%)
式中:
Q扇吸——局部通风机的吸风量,m3/min;
n——风筒节数,按10m一节,巷道最远送风距离时有6节风筒。
a%——每节风筒的漏风系数,取0.1%。
则综掘局部通风机吸风量为353÷(1-6×0.1%)=355m3/min
炮掘工作面局部通风机吸风量为186÷(1-6×0.1%)=187m3/min
4、按局部通风机实际吸风量计算:
设计按上述计算结果进行局部通风机选型,综掘选用FBDNO6.7/2×30型对旋局部通风机,该局部通风机额定风量为420-600m3/min.
Q掘=Q局部通风机+(0.15或0.25)×S扇×60
式中:
0.15或0.25——掘进岩巷最低风速0.15m/s、掘进煤巷或半煤岩巷最低风速0.25m/s;
Q局部通风机——掘进工作面局部通风机额定风量,综掘、炮掘取600m3/min.
S扇——局部通风机安装处的巷道断面,m2,15号综掘、炮掘工作面局部通风机均安装在轨道、胶带大巷,其巷道断面为11.4m2。
经计算,综掘、炮掘工作面Q综掘=771m3/min
5、按风速进行验算
按照《煤矿安全规程》规定,煤巷、半煤岩巷掘进工作面风速应满足:
15×Sj≤Q掘头≤240Sj
式中:
Sj——掘进工作面巷道过风断面,m2,取轨道、胶带巷道断面11.4m。
Q掘头——掘进头的实际风量
综掘、炮掘:
600(1-6×0.1%)=594m3/min
则掘进工作面风速验算为:
15×11.4=171≤594≤240×11.4=273
因此,所选局部通风机是合理的,按局部通风机实际吸风量计算掘进风量也是合理的。
三、局部通风机的选型及安装地点
风机及启动装置必须安设在进风巷中,置于距回风巷口不小于10m处,并支高300mm以上。
根据瓦斯涌出量及局扇通风距
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- 15201 回风