3601运输巷过陷落柱揭煤通风措施

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1、3601运输顺槽过陷落柱揭煤通风安全技术措施1、概述1.1工作面概况3601运输顺槽为东西走向,掘进煤层单一,无其它采掘煤层影响。巷道四周均为未采区。3601运输顺槽位于工业广场保护煤柱北部,西郭村保护线北部,掘进对其没有影响。3601运输顺槽掘进至里程156m处,工作面左帮揭露0.7m岩石,右帮1.4m岩石,工作面全岩,表现为工作面岩层破碎、较为紊乱,硬度小,岩石呈棱角状,大小不一,中间胶结泥岩,岩石受水软化,顶板有少量淋水。根据地质测量科下发的地质、水文临时预报通知书预测此构造为JX9陷落柱,长轴80-90m近东西向,短轴50m近南北向,预计3601运输顺槽受此陷落柱影响走向长度80-90

2、m,为确保3601运输巷过陷落柱揭煤时通风安全,特制定本安全技术措施。1.2地质状况根据地质测量科下发的地质、水文临时预报通知书预测,陷落柱附近顶板压力大,易破碎、离层、塌顶,瓦斯涌出异常;陷落柱周围也可能发育隐伏性小断层,在构造应力集中区顶板压力大,易破碎、离层、塌顶,瓦斯涌出异常。1.3瓦斯状况1、瓦斯情况:据实验测得3601运输巷所掘3#煤层破环类型为类,煤层瓦斯含量最大值为7.0259m/t,绝对瓦斯涌出量为1.2m/min。2、突出危险性情况:根据重庆煤科院对井田内3#煤层评估报告可知,3#煤层为非突出危险区。1.4区域顶底板岩性3601运输顺槽位于3#煤层,3#煤层煤质特性:黑色,

3、块状,细条带状结构,似金属光泽,以亮煤为主,暗煤次之,光亮型煤,煤的种类为低中灰-中灰,特低硫-低硫、高热量值-特高热值、灰份具有较高软化温度贫煤。参差状断口,中间夹有夹矸,岩性为炭质泥岩,见表1、表2。表1 煤 层 特 征 情 况 表指 标数 值备 注煤层厚度/m(5.05.6)/5.3m煤层倾角/()(05)/2.5煤层硬度/f0.31f煤层层理中等发育煤层节理中等发育绝对瓦斯涌出量(m3/min)2.3m3/min瓦斯含量/(m/t)7-8m3/t地压13.1-19.2Mpa表2 煤 层 顶 底 板 情 况 表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老 顶细粒砂岩9.85

4、浅灰色,中厚层状,洗粒砂质结构,以石英为主,长石次之,含少量云母碎片,及暗色矿物,半坚硬。直 接 顶泥岩5.50深灰色,中厚层状,参差状断口,产丰富不完整植物化石,半坚硬,与下伏岩层呈明显接触。伪 顶炭质泥岩0.25深黑色,硬度软,泥质胶结。直 接 底泥岩3,20深灰色,中厚层状,半坚硬,断口见大量植物茎化石。老 底砂质泥岩1.50浅灰色,中厚层状,石英为主,长石次之,含少量暗色矿物,均匀层理,半坚硬。2、通风系统2.1通风路线 新风:地面主井/副井主运大巷/东辅运大巷/西辅运大巷主运大巷局部通风机 掘进工作面。乏风:掘进工作面11#联络巷西回风大巷总回风大巷/总回风大巷副巷风井地面。2.2风

5、量计算 (1)按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q =125qK式中:Q掘进工作面需要风量,m3/min;q掘进工作面回风流中的绝对瓦斯涌出量,m3/min。根据矿井实际情况,正常掘进时,3601运输巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min;K掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,K取值为1.7;125掘进工作面回风流瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数;Q =1251.21.7=255m3/min(2)按掘进工作面同时作业最多人数计算Q掘 4N式中:4每人供风量不小于4 m3/min;N掘进工作面同时作业最多人数。Q煤= Q半煤 =439=156m3/min综上计算,3601运输巷掘进期间工

6、作面迎头所需风量255m/min。(3)局部通风机吸风量计算Q扇= Q掘 /(1-L掘 / 100)式中:Q扇局部通风机实际吸风量,m/min;Q掘掘进工作面实际需风量,m/min;风筒百米漏风率,3%;L掘掘进工作面长度,970m。Q 扇= 255/(1-970/1003%) =360m/min 根据上述计算,3601运输巷掘进期间选用型号为FBDNo7.1的风机,功率为237KW,风机实际吸风量为420m/min。(4)按局部通风机实际吸风量计算局扇安装地点供风量Q =Q扇Ii+600.25S掘式中:Q扇局部通风机实际吸风量,m3/min;Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数;S掘安设局

7、部通风机巷道的最大断面积,20m2。Q =4201+600.2520=720m3/min(5)按风速进行验算掘进最低风量:Q煤掘15S掘1515225 m3/min掘进最高风量:Q掘240S掘240153600 m3/min式中:S3601运输巷净断面积为15m2。经验算,3601运输巷风机安装地点全风压供风量为:720m/min,风机吸风量为420m/min,工作面所需风量255m/min,风速验算符合要求。故采用双风机双电源对旋式风机,主副风机均选用FBDNO7.1 , 237KW型风机。2.3通风方式掘进工作面采用压入式通风方式,为保证3601运输巷的供风量,特配备2台237kw的局部通

8、风机供风,一台供风,一台备用;风机供风量为420680 m/min,吊挂2趟800mm软质风筒,一趟供风,一趟备用。 2.4局部通风机管理1、局部通风机必须由使用单位每班设定专职人员负责管理,保证正常运转,并每日进行风机切换试验。2、掘进工作面所用的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电。3、每周三进行局部通风机主副风机倒换运行,当天运行的风机为主风机,另一个为备用风机。4、局部通风机实现风电闭锁,风机切换前,各局部通风机使用单位指定专人通过电话通知监测监控。5、局部通风机主、副风机之间必须能自动切换。当正常工

9、作的局部通风机故障时,备用局部通风机能自动启动,保持掘进工作面正常通风,主风机和副风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。6、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部电气设备的电源。当主局部通风机发生故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应切断该区内全部电气设备的电源,待故障被排除,恢复到主局部通风机运行后方可恢复工作。7、局部通风机主、副风机切换必须每天试验一次,试验期间不得影响局部通风。试验参加人员为该工作面电工、瓦检员、带班长,并同时由试

10、验人员签字和做好风机切换记录,存放于现场切换记录箱内。试验完成后,向矿调度室、通风区和监控室进行汇报。8、局部通风机“三专、自动切换、风电闭锁”由机电科、通风区、信息科进行日常监督检查,并作为考核。3、瓦斯传感器安设3.1掘进期间各类传感器数量1.矿井装备KJ95N型瓦斯监测监控系统,24小时监控工作面、回风巷的瓦斯情况。2.工作面回风、工作面迎头、工作面掘进机设置瓦斯传感器,当瓦斯浓度超过0.8%时,必须停止工作, 采取措施进行处理。3.对各种传感器每10天由信息科人员负责进行一次校验和断电实验。4.工作面共安设各类传感器9个,其中甲烷传感器4个、烟雾传感器1个、一氧化碳传感器1个,风筒传感

11、器1个,风机开停传感器2个等。 3.2掘进期间各类传感器安设位置、参数设置及瓦斯传感器断电范围1.掘进期间工作面距掘进迎头5m以内,巷道回风口以里1015m处,必须各安设一台瓦斯传感器。2.掘进工作面的瓦斯浓度0.8时报警,1.2时断电,0.8时复电,断电范围为掘进巷道内及回风流中全部非本安型电气设备。3.掘进工作面回风流的瓦斯浓度0.8时报警,0.8时断电,0.8时复电,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4.风机开停传感器2个,安装位置:1#、2#风机各安装一个。风筒传感器1个,安装位置:距风筒出口20米处。5.在3601运输巷风机前3-5米内安设一个瓦斯传感器,瓦斯浓度

12、0.4时报警,0.4时断电,0.4时复电,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。6.在皮带机头下风侧515 m处,布置一个一氧化碳传感器和烟雾传感器。一氧化碳报警浓度0.0024。表3 3601运输巷掘进工作面各类传感器安装明细表序号编号传感器类型设置地点报警值断电值复电值断电范围1T1工作面瓦斯传感器距工作面掘进迎头5m内0.8%1.2%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备2T2回风流瓦斯传感器距回风联巷口1015m处0.8%0.8%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备3T3工作面机组传感器掘进机上风侧35m处1.0%1.5%1.0%掘进机电源4T4风机前瓦斯传感

13、器距风机吸风口3-5m内0.4%0.4%0.4%包括局部通风机在内的掘进巷道内全部非本质安全型电气设备5TCO一氧化碳传感器皮带机头下风侧1015m处24(PPM)-6T烟雾烟雾传感器皮带机头下风侧1015m处-7T开停风机开停传感器1#、2#风机开关电源线上-8T风筒风筒传感器局部通风机风筒出口20米内-4 、揭煤总体技术方案3601运输巷现已经揭露JX9陷落柱。为此,需要执行以下的揭煤方案,其防突工艺流程为:施工队组在巷道掘进时必须保留3个超前10米的钻孔,探明前方煤层赋存情况,且在距3#煤10m处停止掘进对3#煤层进行超前预探,精确控制煤层层位及产状,防止误揭煤层并为揭煤防突措施提供基础

14、数据。具备测定瓦斯条件时需打设测定钻孔,测定煤层瓦斯含量值,对所揭3#煤层突出危险性进行初步预评价;若预测揭煤有突出危险,则在掘进到距3#煤层10m处的位置前必须采用区域性综合防突综合措施,包括对煤层突出危险性进行区域性预测、防治突出措施、防突措施效果检验和安全防护措施的“四位一体”的综合防突措施。掘进至距煤层小于5米位置时,采用区域验证,测瓦斯含量的方法进行预测,若预测煤层无突出危险,在施工中也应实施瓦斯综合治理的措施,加强通风、监测,采用安全炸药远距离放炮揭煤等安全防护措施,进行边预测边探边掘至距煤层2m的位置时,采用钻屑指标法进行工作面突出危险性预测,若预测有突出危险时,采取打排放钻孔措施,进行工作面消突,后采用钻屑指标法进行效果检验,直至效果有效,后采用“短进尺、弱爆破、强支护”的施工技术,通过远距离放炮揭开煤层。揭煤防突工艺流程如图4.1所示。图4.1 揭煤防突工艺流程示意图5、 3#煤层前探由于3601运输巷在掘进过程中,遇见陷落柱,因此

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