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文档简介
1、目目 录录 第一章第一章 概况概况 .2 2 第一节 编制依据.2 第二节 巷道布置.2 第二章第二章 地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况 .4 4 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况.4 第二节 煤(岩)层赋存特征.4 第三节 地质构造.5 第三章第三章 巷道断面及支护巷道断面及支护 .5 5 第一节 巷道断面.5 第二节 支护设计.6 第三节 支护工艺.7 第四节 轨道及道床.9 第五节 巷道排水沟及梯步设置.10 第六节 巷道管线布置.10 第七节 矿压观测.11 第四章第四章 施工工艺施工工艺 .1111 第一节 施工方法.11 第二节 凿岩方式.12 第三节 爆破作业.
2、12 第五章第五章 生产系统生产系统 .1414 第一节 掘进通风.14 第二节 掘进压风.15 第三节 瓦斯防治.16 第四节 综合防尘.17 第五节 防灭火.17 第六节 安全监控.18 第七节 供电.18 第八节 排水.20 第九节 运输.21 第十节 照明、通信和信号.21 第六章第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 .2121 第一节 劳动组织.21 第二节 循环作业.22 第三节 主要技术经济指标.22 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施 .2323 第一节 一通三防安全技术措施.23 第二节 顶板管理安全技术措施.25 第三节 爆破安全技术措施.25
3、第四节 防治水安全技术措施.29 第五节 机电安全技术措施.29 第六节 运输安全技术措施.30 第七节 工程质量保证措施.31 第八章第八章 灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线 .3232 第一节 灾害应急措施.32 第二节 避灾路线.36 第一章第一章 概况概况 第一节第一节 编制依据编制依据 一、经审批的xxxxxxxx 中部主干系统施工设计 。 二、 xxxxxxxx 中部主干系统掘进地质说明书 。 三、 煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及川煤集团掘进作业规程编制有 关技术规范。 四、经批准的生产接替计划。 五、李子垭煤矿各种生产管理规范。 第二节第二节 巷道布置巷道布置
4、一、巷道名称位置及其所在层位与煤(岩)层、相邻巷道的关系,相邻巷道名称、 用途,本巷道用途,设计长度、工程量、坡度,服务年限、开(竣)工时间等 1、巷道名称、位置 该巷道名称为 xxxxxxxx 专用回风上山,在 xxxxxxxx 皮带下山上段煤仓上口开口, 布置在煤层底板灰岩中。 2、巷道所在层位与煤(岩)层、相邻巷道的关系 巷道所在层位为茅口组的灰色石灰岩,类。相邻巷道为 xxxxxxxx 皮带下山,两巷 道相连。 3、相邻巷道名称与用途 相邻巷道名称为 xxxxxxxx 皮带下山,主要用于行人、运输、通风。 4、本巷道用途 xxxxxxxx 专用回风上山主要为 xxxxxxxx 采区工作
5、面回风用。 5、设计长度、工程量及坡度 xxxxxxxx 专用回风上山设计长度为 xxxxm,总工程量为 xxxxm;其中联络巷 xxxxm, 下车场 xxxxm,上车场 xxxxxm。上山坡度为 xx,上车场坡度为 xx。 6、服务年限及开(竣)工时间 该巷道的服务年限为 xxxxxxxx 采区工作面回采年限,2010 年 6 月开工,预计 2010 年 7 月底竣工。 二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题 1、由于专用回风上山坡度大,巷道掘进时应加强上山防飞矸的安全工作。 2、在靠巷道的南帮安装搪瓷溜槽以便于爆破后的矸石在人工的辅助下自溜至 xxxxxxxx 煤仓。 3、由于巷道较
6、长坡度较大,一次性让矸石自溜至煤仓会给煤仓和下部挡矸设施带来 较大冲击,所以在安装搪瓷溜槽时,每 70 米安装一个简易的闸门,实行分段下矸。 4、边安装搪瓷溜槽边在巷道的正中设置挡矸设施,具体要求如下: (1)在溜煤通道下方 0.5m 左右位置,根据现场情况而定,打两根支柱,一根打 在巷道正中,一根打在靠巷道大手帮,间距 1m,然后把木板用铁丝捆在支柱上,一块接 一块,一直到巷道顶部,最后用金属网把它封严,要求要严实,牢固,可靠,以便能挡 住掘进中从上面滚落的矸石。 (2)从正中第一根支柱起,随着工作面的推进,在巷道的正中每隔 3m 打一根支 柱,用一块木板捆在两支柱中间位置,再把金属网铺在两
7、支柱间,用铁丝捆牢,金属网 上要接顶,下要接底,做到把整个溜煤间和行人间完全隔开。 (3)整个分隔人行间和溜煤间的设施随着碛头的推进而推进,滞后碛头不能超过 5m。 附图1-1-1 巷道布置平面图 附图1-2-2 巷道布置剖面图 第二章第二章 地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况 第一节第一节 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 一、巷道对应地面标高 该巷道对应地面标高为+1082m+1235m,巷道标高为420 m+850m 。对应地表于芋 头湾、菩萨洞、田儿啄一带,地貌为山峰和沟谷,无民房建筑,无大的水体及河流。 二、与邻近巷道位置关系 该巷道与xxxxx
8、xxx皮带下山相连,以西为F1大断层,以东1000m标高以上为小煤窑采 空区。 三、采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响 该掘进巷道距离F1断层较近,受其影响,巷道以东1000m标高以上为小煤窑采空区, 岩溶及伴生断层较发育,巷道施工时需加强探防水工作及排水工作,同时加强有毒有害 气体的检测。由于巷道在煤层底板灰岩中掘进,故无火、瓦斯影响,但必须加强防灭火和 瓦斯检查. 第二节第二节 煤(岩)层赋存特征煤(岩)层赋存特征 一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数(f) 根据地质队提供的资料以及施工的钻孔资料分析,岩层的厚度:灰岩11.07m,砂岩及 泥岩互层19.19 m,k1煤层0.68 m
9、1.05 m,煤层夹矸0.3m。岩石坚固性系数;顶板砂岩、 f=46,底板泥岩f=34,k1煤层f=1.01.5,煤层夹矸f=3.55。巷道揭露的围岩主 要是灰色石灰岩,灰岩f=811。 附图2-1-3 地层综合柱状图 2、煤与瓦斯涌出情况 3、由于巷道在煤层底板灰岩中掘进,掘进时不会发生煤与瓦斯涌出,但必须加强瓦 斯检查,严禁瓦斯超限作业。 四、巷道围岩分类 巷道在煤层底板的茅口灰岩中掘进, 围岩分类为类。 第三节第三节 地质构造地质构造 根据地质队提供资料本区域以西有断层一条F1,断层走向一般为N31EN35E,向 西倾斜,倾角一般6373,垂直断距50180m。区域内的钻孔距施工巷道的距
10、离均 在100m以上,对巷道施工不构成威胁。 一、巷道岩层产状要素 岩层倾向300 320左右,倾角45,南北走向,东高西低。 二、该区域岩石普氏分类及系数 该区岩石分类及围岩坚固性系数;顶板砂岩、f=46,底板泥岩f=34,k1煤层 f=1.01.5,煤层夹矸f=3.55。巷道揭露的围岩主要是灰色石灰岩,灰岩f=811。 第四节第四节 水文地质水文地质 该巷道处于茅口灰岩中掘进,而茅口灰岩为强含水层,邻近所揭露的巷道岩溶发育, 局部有滴淋水现象,水量在0.51.0 m3/h ,随着巷道的延伸,其涌水量可能越来越多,预 计平均涌水量10 m3/h,最大涌水量为20 m3/h。 第三章第三章 巷
11、道断面及支护巷道断面及支护 第一节第一节 巷道断面巷道断面 一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状 1、巷道布置层位、围岩岩性 (1)层位:xxxxxxxx 专用回风上山在煤层底板的茅口组灰岩中。 (2)岩性:茅口灰岩为强含水层,邻近所揭露的巷道岩溶发育,局部有滴淋水现 象。 2、选择巷道断面形状 根据围岩岩性及强度、埋深、工程类比等,xxxxxxxx 专用回风上山断面形状选择 三心拱形。 二、巷道断面设计 为满足巷道回风要求,xxxxxxxx 专用回风上山断面设计如下:(附图 3-1-4 灰岩 段断面示意图,附图 3-2-5 软岩段断面示意图) 1、xxxxxxxx 专用回
12、风上山灰岩段巷道宽 3m,高 2.8m,巷道净断面 7.87。 2、xxxxxxxx 专用回风上山软岩段巷道宽 3.2m,高 2.9m,掘进面积 8.46;净断面 积 7.87。 三、巷道工程量、坡度、中腰线设置、开口位置、方位角等 1、工程量:xxxxxxxx专用回风上山工程量为212.6m。 2、坡度:上山坡度为35,上、下车场为0。 3、中腰线设置:中腰线由测量现场放线为准。 4、巷道在xxxxxxxx皮带下山上段煤仓眼口西帮以2772542方位开口。 5、方位角:绕道为2772542,下车场522542,上山为763040, 上车场为31523。 第二节第二节 支护设计支护设计 一、巷
13、道永久支护 1、支护设计 根据巷道围岩性质和矿井已施工的岩巷巷道受压及变形等情况,巷道灰岩段为裸体 巷道不支护,软岩段采用锚喷支护。 2、支护材料 20mm2000mm 右旋全螺纹树脂锚杆、金属网为 3500mm1700mm、水泥、河沙、细 碎石等支护材料。 3、支护参数 (1)灰岩段:不支护,须加强敲帮问顶。 (2)软岩段:锚杆垂直岩层层面或巷道轮廓线,间、排距为 800mm,顶板破碎段间、 排距为 600mm。锚杆间排距偏差不超过100mm,锚杆外露长度不大于 50mm,不小于 15mm。 4、最大空顶距 永久支护(锚网支护)距离碛头最大不得超过 800mm;断层及顶板破碎段最大控顶 距不
14、得超过 600mm。 5、锚固力 锚固力不小于 100KN。 附图 3-3-6 临时支护平面图、剖面图 二、巷道临时支护 1、支护材料 内注式支柱、木料等。 2、支护方式 临时支护采用单体液压支柱或内注式支柱加木料作顶梁的方式进行支护。 3、支护要求 (1)碛头临时支护支柱和木料均不少于 2 根,备用不少 4 根。当碛头空顶距离小于 400mm 时,可以使用不少于二根支柱进行支护;当碛头空顶距离大于 400mm 时 ,必须使 用四根支柱进行支护。 (2)软岩段爆破后应及时对碛头未打锚杆部分和未够一排(小于 800mm 或 600mm) 锚杆的部分采取临时支护,支护前先找尽顶帮悬矸,人员操作时必
15、须站在顶板永久支护 可靠的顶板下操作,严禁在空顶下操作。 附图 3-4-7 软岩段永久支护剖面图 第三节第三节 支护工艺支护工艺 一、支护工艺及要求 1、巷道灰岩段为裸体巷道不支护。 2、软岩段采用锚喷支护,其相关要求如下: (1)右旋全螺纹树脂锚杆的施工要求 树脂锚杆钻径为 28 mm,眼深 1.95 m1.98 m。施工前必须先检查锚杆、托板、药 卷规格、型号是否符合设计要求,眼深、间排距、角度是否符合要求,安装前对不符合 要求的锚杆眼应重新补打,然后将眼内积水、岩(煤)粉吹洗干净。 安装锚杆前,先对锚杆安装机进行检查,检查各零部件是否齐全,紧固件是否松动, 各操纵机构是否灵活可靠,压缩空
16、气是否清洁,风压是否在 0.4Mpa0.6 Mpa 之间,外接 水源和气源阀门是否良好,扳机和搬把是否处于关闭状态,油杯内是否有足够的润滑油, 检查完毕,应开机空载运转检查是否正常,否则不能安装。 安装锚杆前,首先清洁锚杆前端的油脂和煤岩粉,然后用锚杆安装机将组装好的锚 杆连同药卷一起送至眼底后再开动锚杆安装机用锚杆捅破树脂药卷并快速搅拌推进,推 进搅拌速度要均匀,推力要适度,安装时快凝药卷(红色)应在里端,中速药卷在外端, 搅拌时,前 20 s 时搅拌推进 0.5 m,后 5 s10 s 搅拌推进适当位置,总体推进时间不 得超过 30 s,安装搅拌推进不得中断。锚杆前端至眼底后不得再进行搅拌
17、,以免影响锚 固效果。锚杆杆体推进搅拌到位后,锚杆机应抵住锚杆(不松动时间 2 min 以上) ,等树 脂药卷固化后,先将锚杆安装联结器握住防止落下伤人,再慢慢退安装机,卸下安装联 结器后及时用木楔在孔口将杆体楔住,固化前不要使杆体位移或晃动。 锚杆机使用结束后,各种操作开关处于关闭状态,清理干净后,搬离安装地点。树 脂锚杆安装后每天要进行检查。发现托板松动时,必须用扳手及时拧紧螺帽;发现托板 悬空的锚杆,暴露锚杆长度小于 50mm,用扳手将螺帽拧紧,杆体超过规定部分锯掉;暴 露锚杆长度过大于 300mm,重新补打锚杆。班组自检用扭力扳手检测,锚固力小于 100KN 的锚杆必须在其旁重新补打。
18、 (2)喷浆的要求 喷浆的相关要求,具体见巷道喷浆的安全技术措施(巷道喷浆前单独编制) 。 二、支护工序安排与支护要求、质量要求 1、支护工序 巷道进入软岩段爆破后先进行临时支护,后进行锚网支护。巷道施工结束后具体确 定喷浆支护的时间。 2、支护要求 巷道支护必须按照支护设计要求进行,严禁空顶作业。 3、质量要求 (1)树脂锚杆垂直于巷道轮廓线或岩层面,角度不小于 75(两肩窝处除外) ,两 肩窝处锚杆角度偏差不大于 5,锚杆间排距偏差不超过100mm,树脂锚杆端部锚固, 采用配套螺母,严禁采用普通螺母,螺母必须紧固,锚杆外露长度不大于 50mm,不小于 15mm,并用力矩扳手拧紧。 (2)金
19、属网铺设要紧贴岩面,不得空臌翘边,网与网之间搭接采用 12#铁丝穿连或 勾连。 (3)正常段正式锚杆支护距碛头的距离(控顶距)不大于 800,断层及破碎带正 式锚杆支护距碛头的距离不大于 600,碛头未打锚杆部分采取内注式或液压支柱作临 时支护。 (4)锚固力检测及要求 用锚杆预紧力检测仪进行检测锚固力,其型号为 MYJT60 型。锚杆锚固力不小于 100KN。检查后发现有锚固力达不到要求的应及时查找原因进行处理。 三、备用支护材料的品种、数量、规格型号、存放地点规定 备用支护材料不能过多,但至少备够 3 天所用支护材料。为方便存放与管理,材料 必须集中堆码 xxxxxxxx 皮带下山上段适当
20、位置。所有材料必须挂牌管理,且上墩上架, 不能上架的必须采用桶或框装。备用支护材料品种、数量、规格附表: 名 称树脂锚杆药 卷金属网支柱 单 位套箱张根 规 格 202000CK23703.51.7 m3.5m 数 量 10010508 第四节第四节 轨道及道床轨道及道床 一、确定永久轨道的钢轨型号及标准道床 该巷道主要为回风用,故不设置轨道,但是在掘进期间设备和材料的提升要用到轨 道,所以,在皮带下山和皮带下山绕道需铺设轨道。 敷设应严格按照煤矿安全规程相关规定布置,轨道间距最小不得小于 598mm, 最大不得超过 605mm,枕木间距中对中不得超过 800mm,根据工作面运输需要,巷道内选
21、 用 18kg/m 钢轨。轨枕的规格及数量应符合标准要求,道碴的粒度及铺设厚度应符合标准 要求,轨枕下应填实。对道床应经常清理,应无杂物、无浮矸、无积水。巷道内严禁使 用非标准道岔。轨道必须铺设平、直。 轨道及道床参数表(单位:mm) 轨道(/m)轨距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度 18kg600300150150800 2040 第五节第五节 巷道排水沟巷道排水沟及梯步设置及梯步设置 一、水沟设置 由于该巷道用作专用回风,顾不设置正式水沟,但在掘进期间要施工 300mmx300mm 的毛水沟,以便掘进期间碛头上的水能自然排放。 二、梯步设置 由于该巷道坡度大且用作专用回风,所
22、以不设置正式梯步,但是需设临时梯步便于 人员上下,临时梯步设在北帮,帮上要挂绳子,辅助人员上下。 第六节第六节 巷道管线布置巷道管线布置 一、压风管、消防、防尘、供水管吊挂固定 xxxxxxxx 专用回风上山管路沿巷道走向方向布置在巷道的北帮,管路必须平、直, 每 6m 必须对压风管和消防防尘供水管进行吊挂固定;吊挂眼高度为 500mm,管子吊挂高 度不得低于 300mm。 二、电缆、通讯、照明、监测线等敷设方式及电缆钩的固定 xxxxxxxx 专用回风上山电缆、通讯、照明、监测线分别布置北帮,通讯、照明、监 测线在上,电缆线在下,其间隔为 300mm,缆线距离底板为 1800mm,电缆钩间距
23、为 1000mm,偏差100mm,缆线必须吊挂平直,且电缆有一定的弧度。 三、风筒吊挂及出口到工作面距离 xxxxxxxx 专用回风上山风筒布置在巷道的北帮,每 10m 应布置一个固定吊挂风筒细 钢丝绳的眼子,距离底板为 2000mm。风筒口距碛头距离灰岩段不得大于 10m,软岩段不 得大于 5m。 四、缆线防滑、防坠 由于该巷道为倾斜巷道,所以应加强管缆线的防滑和防坠管理,其具体要求如 下: 1、所有管缆线眼子深度必须达到 250 mm。 2、管缆线眼子间距不得超过 1000mm。 3、管缆线吊挂必须稳固。 4、管缆线吊挂必须符合集团公司安全质量标准化细化考核细则规定 。 第七节第七节 矿压
24、观测矿压观测 该掘进工作面是岩巷掘进,故不进行矿压观测,但掘进过程必须加强“敲帮问顶” , 加强顶板观察和找顶工作。 第四章第四章 施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 一、确定巷道施工方法 巷道采用钻爆法,全断面一次爆破成巷的施工方法。 二、巷道开口施工 巷道在xxxxxxxx皮带下山上段煤仓上口西帮开口,施工前测量部门应提前到现场测 定好巷道开口位置及中腰线,施工队应根据测定的方位严格按中腰线进行施工。 三、巷道施工顺序 巷道施工顺序:先做8m绕道,然后做7.6m下车场,做6m上山后就先施工溜煤通道与 xxxxxxxx煤仓贯通,以便后面出矸,然后再做完剩余的177m上山,最后施
25、工14m上车场与 720机车硐室贯通。 四、特殊条件下的施工方法的具体规定和要求 该巷道掘进进入煤层底板软岩段,需进行锚喷支护和探放水工作。 (附图4-1-8 探眼 布置示意图, ) 第二节第二节 凿岩方式凿岩方式 一、凿岩方式和凿岩机具、数量 1、采用凿岩机钻眼方式施工。 2、凿岩机具:YT 29型凿岩机、YT 28型凿岩机、7655式凿岩机;施工单位根据自身 情况选用。数量至少需要9台(3台使用,3台备用,3台检修)。 辅助工器具:FBJ(A)闭锁报警器、FD200(A)多功能发爆器、SM-475型压风机。 二、施工工序安排及工艺流程 1、灰岩段 安全检查施工准备打眼吹眼装药连线爆破排炮烟
26、找顶出矸。 2、软岩段 安全检查施工准备打眼吹眼装药连线爆破排炮烟找顶临时支护出 矸永久支护。 注明:收浮矸、出矸可与其它工序平行作业,但不能与装药连线及爆破排炮烟等工 序平行作业。 第三节第三节 爆破作业爆破作业 一、爆破条件 1、启爆点必须设在顶板完好,通风良好的地方。 2、周边眼与巷道轮廓线的距离为100mm。 3、掏槽采用楔形掏槽方式;掏槽眼、辅助眼、周边眼、底眼均采用正向装药;爆破 材料采用煤矿许用安全炸药、15段毫秒电雷管;连线方式为串联;采用FD200 (A)多功 能发爆器全断面一次启爆。 二、爆破警戒 1、启爆点:xxxxxxxx南大巷,距碛头150 m。 2、警戒点 (1)启
27、爆点 (2)xxxxxxxx南运输大巷以北距碛头150m。 启爆点和警戒点随碛头延伸而向前推移,但不能低于150m的距离。 爆破时,警戒范围内的电气开关手把打到零位,且警戒范围内严禁有人。 (附图4-2- 9放炮警戒示意图) 三、炮眼布置及说明 1、炮眼布置 (1)掏槽眼布置 掏槽眼采用斜眼一次掏槽,布置在巷道断面的中央靠底板处,由于岩层结构的变化, 掏槽眼尽量布置在较软的岩层中。掏槽眼 6 个,炮眼与工作面之间的夹角大致在 5570之间,眼口距为 1.2m,掏槽眼排距为 0.6 m。 (2)辅助眼布置 辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间,炮眼方向垂直工作面,在岩石中布置的 辅助眼眼距为 6
28、00mm。 (3)周边眼布置 周边顶眼、帮眼的终孔布置在掘进断面的轮廓线外上,靠巷道轮廓线外 100 mm 布置; 底眼的眼口应高出巷道 100 mm,但眼底应低于底板标高 100 mm。 2、爆破说明书 掏槽眼 6 个,眼深 1500 mm,每眼装药量 0.8;辅助眼 9 个,眼深 1300 mm,每 眼装药量 0.6;周边眼 9 个,眼深 1300 mm,每眼装药量 0.6,底眼眼 5 个,眼深 1300 mm,每眼装药量 0.6。总炸药量为 18.6kg。 (附图 4-3-10 炮眼布置示意图) 3、该巷道采用全断面一次爆破方式,炮眼封泥长度不得小于 0.5m。当岩层厚度、 硬度发生变化
29、时,可根据现场变化情况调整装药量和眼孔个数及布置情况。 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 掘进通风掘进通风 一、选择通风方式 1、工作面采用全负压套风的方式供风。 (附图 5-1-11 通风系统示意图) 2、风筒敷设方式:风筒沿巷道北帮铺设,风筒吊挂眼距离底板 2000mm。 3、供风最远距离为 1250m。 二、掘进工作面风量计算 掘进工作面实际需要风量,根据排除炮烟所需风量和同时工作的最多人数等因素分 别计算,并选取其中最大值。 1、按排除炮烟所需风量计算 3 1 2 22 1 465 . 0 碳漏C P LAbS t Q 式中: t: 通风时间,一般取 2030 min,这里
30、取 20 min; A:同时爆破炸药量,Kg; b:每千克炸药产生的当量,岩巷爆破取 40L/Kg; S:巷道断面积,; L:巷道通风长度,m; P漏:风筒始、末风量之比,即漏风系数,取 0.5; C碳:一氧化碳浓度的允许值,%,C碳0.02%。 则:min/346 02 . 0 5 . 0 44087 . 7 04 . 0 6 . 18 20 465 . 0 465 . 0 3 2 2222 1 3 1 3 1 2 m CP LAbS t Q 碳漏 2、按工作面工作最多人数计算 Q2=4n=415=60 m3/min 式中: Q2-掘进工作面实际需要风量,m3/min 4-每人每分钟应供给的
31、最低风量,m3/min n-掘进工作面同时工作的最多人数,个,取 15。 3、风量验算 (1)按最低风速验算 按掘进工作面最低风量 Q1(单位:m3/min): Q19 S =98.46=76.14 m3/min 式中: 9按岩巷掘进工作面最低风速 0.15m/s 的换算系数; S巷道掘进工作面的最大断面积,断面取 8.46。 (2)按最高风速验算 岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量 Q2(单位:m3/min): Q2240S=2407.87=1888.8m3/min 式中: 240按掘进工作面最高风速 4 m/s 的换算系数; S巷道掘进工作面的最小断面积,断面取 7.87m2。 4、
32、风量确定 根据计算和验算结果,确定该掘进工作面风量为 346m3/min。 第二节第二节 掘进压风掘进压风 一、确定压风方式 1、为减少供风距离,提高掘进效率,采用一台移动压风机作为风源为整个巷道掘进 供风,供风方式为移动压入式。 2、用风设备名称、型号、同时使用台数 用风机具:YT28 或 YT29 凿岩机,工作面同时使用 3 台。 二、总需风量计算和选取 1、 风量计算 总耗风量应按下公式计算: 式中: nkqQ -总耗风量,m3/min; Q -管路漏风系数;取 1.10; -风动机械磨损增加的系数,取 1.101.15; -高原修正系数,海拔每增加 100 m,系数增加 1%;取 1.
33、0; n-同型号风动工具使用系数,台;取 2; k-凿岩机使用系数,取 0.90; q-风动工具耗风量,m3/min; 按两台风动锚杆机、两把风锤同时用风,按以上公式计算风量: m3/min nkqQ)2 . 15 . 3(9 . 0211 . 11 . 145.10 2、用风设备:用风设备为 YT-28 或 YT-29 风锤(3 台使用、3 台检修、3 台备用) , MQT-100/3.1 型风动锚杆机(1 台使用,1 台备用) 。 3、风量选取 按备用风量为设计风量的 20%选取,通过计算,工作面风量应不小于 12.54 m3/min。 三、压风设备的选型及安装位置 1、压风设备的选型 选
34、用一台规格型号为: SM475A,产气量 13 m3/min,排气压力 0.8 MPa,电机功率 75 Kw 移动式螺杆压风机。 2、压风系统 压风机安装在 xxxxxxxx 南运输大巷内,压风管采用 2 寸钢管,风管布置在工作面的 北帮。 (附图 5-2-12 压风系统示意图) 第三节第三节 瓦斯防治瓦斯防治 一、监测监控系统布置 工作面必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置,风电闭锁装置安设 xxxxxxxx 南运输大 巷内,工作面必须安装瓦斯传感器。传感器安置在巷道中上方,距巷道顶板不大于 300mm。报警浓度和断电浓度必须符合煤矿安全规程第 168 条。 (附图 5-3-13 监控设备布置示
35、意图) 二、瓦斯检查及瓦斯安全检查员履职管理 1、瓦斯检查 瓦斯安全检查员必须执行巡回检查制度和请示报告制度,并认真填写瓦斯检查班报。 每班检查不少于 3 次,每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上, 并通知当班班长。 2、瓦斯安全检查员履职管理 (1)瓦斯安全检查员必须经过专门机构培训合格,持有效证件上岗。 (2)瓦斯安全检查员必须坚持手上交接班制度,巡回检查瓦斯,不得空班漏检和假 检,加强工作面的瓦斯检查,瓦斯超过 1% 严禁作业。 (3)瓦斯安全检查员负责风筒的接续和修补,保证风筒完好,逢环必挂,吊挂平、 直,距碛头距离不得超过 10m。 (4)瓦斯安全检查员负责碛头甲
36、烷传感器移设。 (5)加强局部通风机的管理。 (6)当瓦斯浓度超限时,瓦斯安全检查员有权责令现场工作人员停止作业,沿避灾 路线撤到安全地点,并及时向综合调度室和通风调度站汇报。 第四节第四节 综合防尘综合防尘 一、防尘水管布置 水管铺设:水管采用 2 寸钢管,xxxxxxxx 专用回风上山水管布置在巷道的北帮,与 风管布置在一起。 (附图 5-4-14 防尘供水系统示意图) 二、水源、水量及水压 水源来地面,水量估计 100 m3/h,水压不小于 2Mpa。 三、防尘设施个数及位置 (1)在各转载点安设自动喷雾防尘装置各 1 个。 (2)冲尘设施沿巷道每 50 m 设置一个三通。 四、碛头综合
37、防尘措施 (1)碛头爆破必须采取自动喷雾防尘装置净化风流。 (2)加强个体防护,佩带好口罩。 (3)必须坚持湿式打眼,严禁打干眼,爆破坚持使用水炮泥。 (4)装矸、爆破前后必须洒水降尘。 第五节第五节 防灭火防灭火 一、邻近巷道火区情况 根据揭露的邻近巷道地质资料和煤炭鉴定结果分析,该区域内煤的无自燃发火倾向但 巷道掘进期间还应加强区域防灭火工作。 二、防火 1、井下必须杜绝任何火源。 2、严禁在井下采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间,碛头附近严禁堆放易燃性 材料、严禁在井下存放易爆性物品。 三、灭火 1、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可 能的方法直接灭
38、火,控制火势,并迅速报告调度室,调度室在接到井下火灾报告后,应 立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。 2、 矿值班调度和在现场的队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定,将所有 可能受火灾威胁地点的人员沿避灾路线撤离或就近妥善避灾,并组织人员灭火。 3、 电气设备着火时,应首先切断电源;在切断电源前,只准使用灭电气火灾的灭 火器材进行灭火。 4、灭火过程必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳及其它有毒有害气体和风向、风量变 化。 5、在火势确实得不到控制的情况下,所有人员自行根据避灾路线撤退到地面。 第六节第六节 安全监控安全监控 工作面必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置
39、,风电闭锁装置安设在 xxxxxxxx 南运输 大巷内,工作面必须安装瓦斯传感器,传感器设在风筒对面帮距碛头 5m 左右处。传感器 安置在巷道中上方,距巷道顶板不大于 300mm、距帮不小于 200 mm。 报警浓度和断电浓度必须符合煤矿安全规程第 168 条。 第七节第七节 供电供电 一、供电设备电压等级确定 1、动力供电 xxxxxxxx 专用回风上山掘进采用爆破落矸,用电设备均采用 660V 电压等级供电。 2、照明及信号 变电所、车场照明或信号采用 127 V 供电。 二、计算电力负荷和选择电缆 1、负荷统计 掘进工作面负荷统计表 设备名称台数功率 KW电压等级 KV 功率因数COS
40、备 注 压风机 1750.660.84 小计 292 xxxx xxxx 中部 变电所 2.2 加权平均功率因数计算 电压等级为 0.66 KV 的设备加权平均功率因数计算 82. 0 92 75 21 2 2 1 1 coscoscos cos PPP PPP eiee ei ei e e e e Pj 2.3 需用系数计算 供电的电压等级为 0.66 KV 的设备需用系数计算 89 . 0. 92 75 6 . 04 . 06 . 04 . 0 p p k e d X 3.低压电缆选择 3.1 选择原则 3.1.1 在正常工作时电缆芯线的实际温度不得超过绝缘所允许的最高温度。 3.1.2
41、正常运行时电缆网路的实际电压损失必须不大于网路所允许的电压损失。 3.1.3 距离电源最远,容量最大的电动机起动时,因起动电流过大而对电网造成的电压损失也最小。 3.1.4 电缆的机械强度应满足要求。 3.2 按允许电压损失校验电缆截面 变压器电压损失计算 采用 KBSG3156/0.69 KV 干式变压器供电。查表得该变压器的阻抗 Z=0.0605 。 A P pj e gB U K I 2 . 67 86 . 0 66 . 0 3 11259. 0 cos3 3 3 则变压器的电压损失为 UB=1.732ZIg=1.7320.0605112=11.75(V) 3.3 按起动条件进行校验 起
42、动时变压器电压损失为 )(78.33)210112(0605 . 0 732 . 1 )3 / min ( VZ I I U e Q BQ 式中 I e / 变压器其余额定负荷之和,210 A。 起动时总的电压损失为)(53.45V UU BQZQ 则有 69045.52=644.48 V487 V 故满足起动条件要求。 根据以上公式和预算,耙斗机的供电电缆主线选择 MY370+125 的电缆线米,压风开关选用 BQDH-160 型。由于压风机供电距离近,按经济型选择电缆选用 MY3325+110 的电缆线。( 附图 5-5-15 供电系统示意图) 第八节第八节 排水排水 一、预测工作面最大涌
43、水量 根据地质说明书提供依据,该巷道在茅口灰岩中掘进,局部有滴淋水现象,预计水 量在0.51.0m3/h。 二、选择排水方式及排水系统 1、由于该巷道为上山掘进,巷道无滴淋水段不须排水,有滴淋水段选择自然的排水 方式,水通过水沟流入 xxxxxxxx 南运输大巷水沟自然排水。 2、排水路线:碛头xxxxxxxx 专用回风上山xxxxxxxx 南运输大巷+572 主平硐 +572 放水平硐地面。 第九节第九节 运输运输 一、装载与运输方式 从开口到绕道完都是人工辅助运至煤仓,掘进专用回风上山时,由于坡度大,在上 山的南帮安装搪瓷溜槽转运至煤仓,然后在由机车牵引至地面。 二、矸石运输方式及路线 1
44、、矸石运输:煤矸通过搪瓷溜槽自溜至煤仓,机车牵引至地面。 2、运输路线:工作面xxxxxxxx煤仓xxxxxxxx南运输大巷+572东主平硐+572 主平硐地面。 三、材料、设备运输方式及路线 1、运输方式:材料设备运输采用 1 吨矿车、平板车、花车装载,人工辅助,机车牵 引,绞车提升的方式运至工作面。 2、运输线路:地面+572 主平硐+572 东主平硐xxxxxxxx 南运输大巷工作面。 四、运输设备型号 1、矸石、材料运输:1 吨矿车、CDXT8-6/140 型机车或 XK12-6/192-KBT 型机车。 (附图 5-6-16:运输系统示意图。) 第十节第十节 照明、通信和信号照明、通
45、信和信号 一、照明 在+xxxxxxxx 皮带下山上段煤仓处及专用回风上山下车场安设照明灯。 二、通讯 在压风机处、xxxxxxxx 专用回风上山下车场安设直通矿调度室的电话。 附图 5-7-17:通信、照明系统示意图 第六章第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 xxxxxxxx专用回风上山作业方式采用“三八”作业制度,具体劳动力配备具体见 下表。 人员配备 工种 早中夜 瓦斯安全检查员 111 班长兼打眼工 111 打眼工、挂眼工 222 爆破工 111 绞车司机 111 背药工兼信磨工 222 机修工 111 压风司机 111 合计
46、101010 第二节第二节 循环作业循环作业 为提高工时利用率,根据掘进工艺流程和循环作业方式合理组织生产,具体循环作 业方式见图表。 (附图 6-1-18 正规循环作业表) 第三节第三节 主要技术经济指主要技术经济指标标 5102回风上山掘进主要技术经济指标具体见下表: 项目单位xxxxxxxx 专用回风上山 工程量 m213.4 断面 灰岩 7.87,软岩 8.46 支护方式灰岩为裸体巷道,软岩锚喷支护 循环进度 m1.1 日循环数个 6 日进度 m6.6 循环落岩体积 m3 灰岩 8.18,软岩 8.8 工效m/工.日 0.2 炸药消耗/m 0.48 炸药消耗/循环 17.4 雷管消耗/
47、循环发 27 雷管消耗/m发/m 0.74 炮眼利用率 85% 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施 第一节第一节 一通三防安全技术措施一通三防安全技术措施 一、通风管理措施 1、加强通风系统、通风设施管理,消灭不合理通风,保证工作面及其它巷道所需风 量。 2、工作面空气温度不得超过260C;当工作面空气温度超过30 0C,必须停止作业。 3、局部通风机必须指定专人负责管理,保证正常运转。 4、局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10 m的全风压供风的新鲜风流中;该处的供风量必须大于局部通风机的吸入风量。 5、工作面必须采用抗静电、阻燃风筒,风筒必须铺设平、直
48、,缝环必挂、环环吃紧。 6、因故停风的掘进工作面,恢复通风前必须检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关 附近10 m内风流中瓦斯浓度都不超过0.5 %时,且停风区中最高瓦斯浓度不超过1 %,最 高二氧化碳浓度不超过1.5 %时方可由瓦斯安全检查员开启局部通风机。 二、瓦斯检查、管理与监控措施 1、爆破工、工程技术及管理人员、班组长、流动电钳工下井时,必须携带便携式瓦 斯检测仪。瓦斯安全检查员必须携带光学瓦斯检测仪,所有采掘工作面、硐室、使用中 的机电设备的设置地点、有人员作业的地点都必须纳入检查范围。 1、工作面回风流中瓦斯浓度超过1 %或二氧化碳浓度超过1.5 %时,必须停止工作撤 出人员,采取
49、措施进行处理。 2、工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20 m以内风流中的瓦 斯浓度达到1.5 %时,必须停止工作,切断电源撤出人员进行处理。工作面及其他巷道内, 体积大于0.5 m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2 %时,附近20 m内必须停止工作,撤出人 员,切断电源,进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断的电气设备,必须在瓦斯浓度 降到1 %以下时,方可启动。 3、工作面二氧化碳浓度每班至少应检查2次;本班未进行工作时,瓦斯和二氧化碳 至少应检查1次,能涌出瓦斯或二氧化碳的硐室和巷道每班至少应检查1次。 4、瓦斯安全检查员必须坚持瓦斯巡回检查制度和请示报告制度并认真填写瓦斯检
50、查 表。每次检查结果必须记入瓦斯检查表和检查地点的记录牌上。 三、防止煤与瓦斯突出的措施 该巷在煤层底板岩石中掘进,故无煤与瓦斯突出,但必须加强瓦斯检查。 四、综合防尘措施 1、完善防尘系统,工作面实行综合防尘,并加强防尘设施维护、使用管理。 2、防尘水管随碛头跟近,每50 m安设一个三通,以方便冲尘。 3、必须坚持湿式打眼。 4、加强个体防护,作业人员必须佩戴防尘口罩。 5、爆破前后必须洒水降尘。 五、防灭火管理措施 1、预防电气设备失控产生火源。井下所有电气设备的选择、安装与使用除必须遵守 有关规定外,应正确选用过负荷继电气和熔断器,杜绝电气设备失爆。加强电气设备运 行中的巡回检查,消灭电气火灾事故。 第二节第二节 顶板管理安全技术措施顶板管理安全技术措施 1、严格执行“敲帮问顶”制度,加强顶板观测。临时支护、永久支护材料必须符合 规定,内注式支柱无卸压,初撑力达到设计要求。顶板支护无空顶、漏档现象,每次爆 破后必须进行敲帮问顶,由外向里逐步进行,严禁空顶作业。 2、掘进工作面临时停工时,巷道支护必须跟拢碛头,保持正常通风,并随时对巷道 支护变化情况进行检查。临时封闭时,必须对巷道支
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