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文档简介
1、学号: 河北理工大学井巷课程设计说明书设 计 人: 专业名称: 班 级: 学院名称: 指导教师:唐 瑞 李占金 刘祥鑫 2015年6月目录1设计的目的-12设计的条件-1 2.1地质条件-12.2生产能力及服务年限-12.3井筒装备-12.4运输设备及装备-13设计内容-13.1主井的设计-1(1)选择井筒断面形状-1(2)选择罐道形式及材料-1 (3)确定净断面尺寸-11)箕斗布置及其相应尺寸-12)梯子间的布置及其结构尺寸-23)用图解法确定井筒直径-34)验算并调整M, 1,2-3(4)风速校核验算-3(5)选择支护方式及支护参数-4(6)管路布置及计算各部分尺寸-4(7)计算材料消耗(
2、每米井筒)-4(8)绘制井筒断面图-5 3.2副井的设计-5(1)选择井筒断面的形状-5(2)选择罐道形式及材料-5(3)确定净断面尺寸-51)罐笼布置及其相应尺寸-5 2)梯子间的布置及其相应尺寸-53)井筒直径的确定-54)验算并调整2 M-6(4)风速校核验算-6(5)选择支护方式及支护参数-7(6)管缆布置及各部分尺寸计算-7(7)计算每米井筒材料消耗-7(8)井筒断面图-83.3石门设计-8(1)选择巷道断面形状-8(2)确定巷道断面尺寸-81)确定巷道净宽度-82)确定巷道拱高-83)确定巷道壁高-84)巷道净断面积S和周长P-95)用风速校核巷道净断面积-9(3)选择支护方式及支
3、护差数-10(4)选择道床参数-10(5)确定巷道掘进断面尺寸-10 (6)布置巷道内水沟和管缆-10(7)计算巷道掘进工程量及材料消耗-11(8)巷道断面图-12(9)就该双轨运输大巷进行施工组织设计-121)主要施工设备-12 2)爆破作业设计-123)通风与防尘措施-154)合理组织施工并编制循环图表-165)循环图表的执行与管理-19(10)制定管理制度-194.参考文献-21附图-221.设计的目的本课程设计是 “井巷工程”课教学的重要环节,通过本设计,使学生熟悉设计的程序和方法,培养学生独立分析和解决问题的能力,为毕业设计打下基础。2.设计的条件2.1地质条件矿山第一水平石门大巷所
4、通过岩层的普氏系数f24,为稳定性较差岩层,涌水量360m3/h ,风量60m3s 。主井与副井所通过岩层f46,中等稳定,风量均按80 m3s考虑。该矿井属于低瓦斯井。2.2生产能力及服务年限矿山年产量120万t,其第一水平服务年限20a。2.3井筒装备主井为双箕斗井,箕斗容积2.5m3,型号为FJD2.5(5.5)型。主井内铺设300mm排水管2条,并设有梯子间。副井为双罐笼井,采用3单层罐笼(YJGG2.2型)。副井内铺设有200mm供风管2条,100mm供水管1条,2条动力电缆,3条照明和通讯电缆,设有梯子间。2.4运输设备及装备石门运输巷为双轨运输大巷,内设水沟,铺设有供风管2条,8
5、0mm供水管1条,动力电缆1条,照明和通讯电缆3条。电机车型号:ZK10600550;矿车型号:YCC1.2(6)。3.设计内容 根据已知条件设计主、副井井筒和石门运输巷道。3.1主井的设计(1)选择井筒断面形状: 选圆形,因为圆形断面受力条件好,通风阻力小,适用于井筒服务年限大于15年的矿山,该矿服务年限较长,故选用圆形井筒。(2)选择罐道形式及材料:选用槽钢组合罐道,材料为18号槽钢,其断面尺寸为160mm180mm。 罐梁选用28a号工字钢,其高宽=280mm122mm;梯子梁选20a工字钢,高宽=200mm100mm;(3)确定净断面尺寸:1)箕斗布置及其相应尺寸,mm箕斗型号:FJD
6、2.5(5.5),其最大外形尺寸:长宽高1236mm1452mm4831mm式中: L箕斗两侧罐道梁中心线间的距离箕斗两罐道间的间距;一般情况下=A+2cA箕斗的宽度;取A1236c罐道宽度;取c=65h罐道的高度;根据型号取 h=180 同一根罐道梁双侧安装罐道时,两罐道底面的间距,等于罐道梁的宽度加上两垫板的厚度t。=1/2(122+122)+210t罐道卡与罐耳之间的间距;一般取t=10x罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。故 L1366+360+142=1868 x=1/2(1868+1236) =1552断面尺寸计算图2)梯子间的布置及其结构尺寸,mmM=1200+m+b3/2 S=H-
7、d式中 M梯子间短边梁中心线与井壁的交点至主梁中心线间距 m梯子间安全隔栏的厚度,金属梯子间m=77 b3梯子主梁或罐道梁的宽度 H梯子间的两外边次梁中心线间距,即梯子间长度,取1400mm,平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm,前后长度应不小于700mm,梯子梁宽均按100mm计算 S梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离 d梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离,考虑安装应不小于300mm,取d=400mm M=1200+77+122/2=1338 H=2(700+50+50)=1600S=1600-400=12003)用图解法确定井筒直径:根据已有尺寸用CAD作图,量测出直径为42
8、66mm,由于直径小于6.5米,则应按0.5米进级,故井筒直径D=4500mm4)验算并调整M, 1,22=R- x2+(C+e)2 1/2 2001=(R2-S2)1/2+e-M-B- b2/2150M=(R2-S2)1/2+e-B- b2/2-1m+1200+ b2/21箕斗最突出部位距梯子梁内边的安全距离2箕斗最突出部位与井壁间的安全距离c井筒中心线至罐道中心线的距离R井筒近似净半径B罐道中心线距箕斗一端的距离,B=595C罐道中心线距箕斗另一端的距离,C=857b2梯子梁的宽带,b2=100 e井筒中心至罐道梁(最近的)中心的距离m=77经计算,得 2=247,1=334,M=1338
9、(4)风速校核验算:式中: Q通过井筒的风量,m3/s;取Q80m3/sv井筒内实际风速,m/s井筒内通风有效断面积,m2;井内设梯子间时,A梯子间等面积,A可取2.0m2主井井筒允许的最高风速,m/s 煤矿安全规程规定 ,专为升降物料的井筒,=12 m/s则: 故井筒净直径满足通风要求。(5)选择支护方式及支护参数:该井筒穿过中等稳定岩层即类围岩,服务年限大于20年,故采用整体浇注混凝土支护,井壁厚度为T300mm(6)管路布置及计算各部分尺寸把2条300mm排水管布置在梯子间右侧,管路用U型螺纹卡固定在罐梁上,具体情况见断面图。(7)计算材料消耗(每米井筒)井筒净周长:P=23.142.2
10、5=14.13m井筒净断面积: 井筒设计掘进断面数:每米井筒的掘进体积:V1=S21=20.42m21m=20.42m3每米井筒浇注混凝土消耗材料:V2(S2-S1)1(20.42-15.9)14.52m3每米井筒粉刷面积:Sn=P1=14.131=14.13m2每米巷道罐道梁消耗:罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3,即200mm,从图中测量井筒断面上共用I28a型钢罐道梁长7.7m重量取43.49kg/m,I22a型钢罐道梁长3.96m重量33.07 kg/m,I20a型钢罐道梁长1.78m重量取27.93kg/m,14号工字钢罐道梁长3.25m重量取16.89kg/m,罐道梁层间距为4.1
11、68m。故每米巷道罐道梁消耗钢材:(7.743.49+3.9633.07+1.7827.93+3.2516.89)/4.168=136.86kg罐道消耗:每米罐道重量为38kg/m,一井筒内布置四条罐道,所以,每米竖井所需罐道为38*4=152kg/m。巷道每米钢材消耗136.86+152=288.86kg/m 主井特征 围岩类别断面面积/ m2浇注混凝土厚度/m净周长/m净面积设计掘进III15.920.4230014.13主井井筒每米工程量和材料消耗 围岩类别掘进工程量/ m3材料消耗粉刷面积/ m2混凝土/ m3钢材kgIII20.424.52288.8614.13(8)绘制井筒断面图按
12、1:25绘制井筒断面图,见附图3.2副井的设计(1)选择井筒断面的形状选圆形,因为圆形断面受力条件好,通风阻力小,服务年限长。(2)选择罐道形式及材料选用槽钢组合罐道,材料为18号槽钢,其断面尺寸为160mm180mm。1,3号罐梁选用28a号工字钢,其高宽=280mm122mm;2号罐梁为22a工字钢,其高宽=220mm110mm;梯子梁主梁选20a工字钢,高宽=200mm100mm;梯子小梁选用14号工字钢,高宽=140mm80mm。(3)确定净断面尺寸1)罐笼布置及其相应尺寸:3#单层罐笼YJGG2.2型,尺寸:长宽=2200mm1350mm。可乘人数为15人。L1=m0+2h+1/2(
13、b1+b2)L= m0+2h+1/2(b1+b3) 式中: ,L两相邻罐道梁中心线间距离提升容器要求的罐道之间水平净间距,由罐笼型号确定 b1,2,3罐梁的宽度其他符号同主井。故 L1=1350+2(65+10)+360+1/2(122+100)=1956 L=1350+2(65+10)+360+1/2(122+122)=19622)梯子间的布置及其相应尺寸:梯子间的尺寸同主井。3)井筒直径的确定:用图解法确定井筒直径,量测出半径为2772.6mm,则直径为5545.2mm。按0.5米进级则直径为6000mm。4)验算并调整2 M:量得e=672 2=R- C2+(N+e)2 1/2 r200
14、M=(R2-S2)1/2+e-Lm+1200+ b3/2式中 2罐笼最突出部位与井壁间的距离r罐笼收缩半径,此处r=0 R井筒半径N罐道梁中心线距罐笼收缩尺寸y的距离,此处y=0C井筒中心线距罐笼短边收缩尺寸x的距离,当罐笼不切角是C=A/2 e井筒中心至罐道梁(最近的)中心的距离 其他符号同前。故 2 =3000- 11002+(1666+672)2 1/2 =416.2200 M =(30002-12002)1/2+672-1962= 1459.677+1200+ 61=1338断面尺寸计算图(4)风速校核验算式中: Q通过井筒的风量,m3/s;取Q80m3/sv井筒内实际风速,m/s井筒
15、内通风有效断面积,m2;井内设梯子间时,A梯子间等面积,A可取2.0m2副井井筒允许的最高风速,m/s 煤矿安全规程规定 ,升降人员和物料的井筒,=8 m/s则:v=80/(1/43.1466-2)=2.9m/s 故井筒净直径满足通风要求。(5)选择支护方式及支护参数该井筒穿过中等稳定岩层即类围岩,服务年限大于20年,故采用整体浇注混凝土支护,井壁厚度为T450mm(6)管缆布置及各部分尺寸计算两条供风管,一条100mm供水管布置在梯子间左侧,管路用U型螺杆卡固定在罐道梁上,2条动力电缆及照明电缆布置在梯子间右侧。通讯电缆布置在左侧管路上方。具体情况见断面图。(7)计算每米井筒材料消耗井筒净周
16、长:P= 井筒净断面:井筒设计掘进面积:S2=1/43.14(6+0.9)2=37.37 m2每米井筒掘进体积,V1=S21=37.371=37.37 每米井筒浇注混泥土消耗材料, V2(S2-S1)1(37.37-28.26)1=9.11每米井筒粉刷面积, Sn=S11=18.84m2 每米巷道罐道梁消耗:罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3,即300mm,从图中测量井筒断面上共用I28a型钢罐道梁长12.44m重量取43.49kg/m,I22a型钢罐道梁长3.33m重量33.07 kg/m,I20a型钢罐道梁长1.93m重量取27.93kg/m,14号工字钢罐道梁长3.64m重量取16.89
17、kg/m,罐道梁层间距为4.168m。故每米巷道罐道梁消耗钢材:(12.4443.49+3.3333.07+1.9327.93+3.6416.89)/4.168=183.91kg罐道消耗:每米罐道重量为38kg/m,一井筒内布置四条罐道,所以,每米竖井所需罐道为38*4=152kg/m。巷道每米钢材消耗183.91+152=335.91kg/m副井特征 围岩类别断面面积/浇注混凝土厚度/mm净周长/m净面积设计掘进 III28.2637.3745018.84副井井筒每米工程量和材料消耗 围岩类别掘进工程量/ 材料消耗粉刷面积/混凝土/ 钢材kg/mIII37.379.11335.9118.84
18、(8)井筒断面图 按1:25绘制井筒断面图,见附图.3.3石门设计(1)选择巷道断面形状矿山年产120吨矿井的第一水平大巷,服务年限20年,采用600mm 轨距双轨运输,其净宽度在3米以上,穿过稳定性较差岩层,选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面。(2)确定巷道断面尺寸,mm1)确定巷道净宽度B:电机车型号:ZK10-600/500,宽A=1060 mm ,高h=1550 mm ;矿车型号YCC1.2(6),长1900mm, 宽1050 mm ,高1200 mm。根据煤矿安全规程,取巷道人行侧宽度c=800mm,非人行侧宽度a=300mm. 查表知该巷双轨中线距b=1300 mm,
19、则两电机车之间距离t=1300-1060=240mm。故巷道净宽B=a+A+b+c=300+1060+1300+800 =3460mm按0.1m进级,取B=3500mm2)确定巷道拱高h0半圆形巷道拱高h0=B/2=1750mm3)确定巷道壁高h3按架线式电机车导电弓子要求确定h3式中轨道起电机车架线高度,按煤矿安全规程取=2000 mmhc道床总高度 查表2.9选 22kg/m钢轨,再查表2.11得hc=410mm,道碴高度hb=220mmn 导电弓子距拱壁安全间距取n=300K导电弓子宽度之半,K=718mm/2=359mm 取K=360mm 轨道中线与巷道中线间距=B/2-=3500mm
20、/2-(300+1060/2)mm=920 mm故 h32000+410-【(1750-300)2-(360+920)2】1/2=1729mm按管道装设要求确定h3道碴面至管子底高度,按煤矿安全规程取=1900mm导电弓子距管子间距,取=300mm压气管法兰盘直径,取=335mm轨道中线与巷道中线间距,=B/2-=3500/2-(1060/2+800)=420 mm故 h31900+900+220-【17502-(360+300+335/2+420)2】1/2 =1793mm按人行高度要求确定h31900+ hb-【R2-(R-j)2】1/2式中j 距壁 j 处的巷道有效高度不小于1900mm
21、 。,一般取j=200mm故 h31900+220-【17502-(1750-200)2】1/2 =1308mm综上计算确定巷道壁高h3 =1793mm,按10mm进级则h3 =1800mm巷道净高H= h3+h0-hb=1800+1750-220=33304)巷道净断面积S和周长P:S=B(0.39B+h2) P=2.57B+2 h2式中h2为道碴面以上巷道壁高;h2=H-h0 =3330-1750=1580mm故 S=3.5(0.393.5+1.58)= 10.3m2 P=2.573.5+21.58=12.1m5)用风速校核巷道净断面积:查表知最大允许风速为8m/s,已知通过大巷风量,v=
22、Q/S=60/10.3=5.83m/s 符合要求。断面尺寸说明图(3)选择支护方式及支护差数巷道净宽度3.5米,服务年限为20年,穿过稳定性较差的岩层,属类围岩,故采用锚喷支护。杆体直径为14mm螺纹钢,每孔安装两个树脂药圈,锚深1800mm,外露长度50mm,锚杆长度2.0m,呈方形布置,其间距0.8m,托板为8mm厚150mm150mm方形钢板。喷射混凝土厚度T1=100mm,分两次喷射,每次50mm厚度。故支护厚度T=100mm(4)选择道床参数根据本巷道的运输设备,已选用30kg/m钢轨,其道床参数hc、hb分别为410mm和220mm,道碴面至轨面高度ha=hc-hb=410-220
23、=190mm。采用钢筋混凝土轨枕。(5)确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3500+2100=3700 mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2=3700+275=3850 mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3330+220+100=3650mm巷道计算掘进高度H2=H1+=3650+75=3725mm巷道设计掘进断面积 S1=B1(0.39B1+h3)=3700(0.393700+1800)=11999100mm2 取S1=12.00m2 巷道计算掘进断面积S2=B2(0.39B2+h3)=3850(0.393850+1800)=12710775mm2 取S2=12.71m
24、2(6)布置巷道内水沟和管缆已知通过该巷道的水量为360m3/h,将水沟布置在人行侧,现采用水沟坡度为4查表得水沟深500mm,净宽500mm,净断面积0.225m2,掘进断面积0.306m2,水沟每米消耗混凝土0.161 m3;水沟盖板每米消耗钢筋2.036kg,每米消耗混凝土0.0323m3。水沟盖板比水沟宽100mm,厚为60mm。管子悬吊在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通信电缆挂在管子上方。具体情况见石门断面图。(7)计算巷道掘进工程量及材料消耗巷道总掘进工程量 S=12.71+0.306=13.02 m2每米巷道拱与墙计算掘进体积 V1=S21=12.71m3每米巷道墙脚计算
25、掘进体积 V3=0.2(T+)1=0.2(0.1+0.075)=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗 V2=1.57(B2-T1)T1+2h3T1 1=0.949m3每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T11=0.20.11=0.02m3每米巷道喷射材料消耗 V=V2+V4=0.949+0.02=0.969m3每米巷道锚杆消耗 式 -计算锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.573.85+21.8=9.64m、 锚杆间距、排距,= =0.8m,故 N=(9.64-0.50.8)/0.80.8=14.44根折合质量为: 14.44=34.88kgL-锚杆深度,L=2m;d-锚杆直径,d
26、=14mm;-锚杆材料密度,=7850(kg/)每排锚杆数为N0.8=14.440.8=11.6根 ,取12根。每米巷道粉刷面积Sn=1.57B3+2h2 故Sn=1.57B3+2h2=1.573.65+21.58=8.89m2每米工程量及材料消耗 围岩类型计算掘进工程量m3锚杆数量/根材料消耗粉刷面积m2巷道墙脚喷射材料m3 钢筋kgIV12.710.0414.440.96934.888.89运输大巷特征 围岩断面断面,m2设计掘进尺寸,mm喷射厚度mm锚杆 /mm净周长/m设计掘进计算掘进宽高型式排列方式间、排距锚杆长直径12.1IV12.0012.7137003650100螺 纹钢树脂锚
27、杆方形800200014(8)巷道断面图按1:50绘制巷道断面图,按1:25绘制水沟断面图。(9)就该双轨运输大巷进行施工组织设计1)主要施工设备:选择以液压钻车、侧卸式装载机为主的钻眼爆破掘进作业线,用活动调车法进行调车,利用菱形浮放道岔调车。施工主要设备表设备名称型号数量备注液压凿岩台车CTH10-2F1台配2台HYD200凿岩机侧卸式装载机2C-32台交替使用,斗容0.6 m3气腿式风动凿岩机7655安装锚杆用2.5t架线式电机车ZK10600/5501台用于调车10t架线式电机车ZK10600/5501台用于运输3t矿车YCC1.2(6)若干台运输容器混凝土喷射机转II型2台1台初喷支
28、护,1台复喷支护局部通风机BKJ661 NO.4.52台其中备用1台 配直径800mm胶质风筒激光指向仪J281台2)爆破作业设计:爆破器材选择。选用直径为35mm,重150g,长150mm的药卷。使用煤矿许用2号岩石硝酸铵炸药,起爆电雷管采用8号,130ms延迟的毫秒电雷管;采用矿用防爆型电容式发爆器,型号MFB-100,用串联方式起爆。爆破参数的确定。巷道掘进的爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。炮孔直径38mm,炮眼深度为2.7m,炸药单耗为,炮孔数目N=qSm/(ap) N炮眼数目 q单位炸药消耗量,kg/ S巷道掘进断面积,m2 m每个药卷长度,m 炮眼利用
29、率 a装药长度系数,一般取0.50.6 P每个药卷的质量,kg则 N=1.613.020.150.85/(0.60.12)37考虑到实际布置情况,炮孔数量偏差为1个。 空孔直径为40mm炮孔布置。掏槽眼选用楔形掏槽方式,角度60,间距为500mm,辅助眼垂直于工作面布置间距为600mm,顶眼和帮眼间距600mm,底眼间距500mm,周边眼距巷道边缘0.10.3m,向外稍微倾斜使孔底落到轮廓线上。具体布置情况见炮眼布置图。单孔装药量计算。qa=qsl/Nqi=miqa qa单孔平均装药量,kg l炮孔深度,m mi药量调整系数,掏槽孔mi=1.151.2,辅助孔 mi=1,周边孔mi=0.850
30、.9故 qa=1.613.022.70.85/37=1.29kg掏槽孔 qi=1.151.29=1.49kg辅助孔 qi=qa=1.29kg周边空 qi=0.851.29=1.1kg实际装药量应为药卷重量的整数倍。根据实践经验,煤矿岩石巷道掘进采用光面爆破时掏槽眼,辅助眼,控制光爆层的辅助眼和周边眼(顶,帮)的每眼装药数量的比例大致为4:3:2:1。具体装药量见炮孔排列说明简表。 装药结构与起爆顺序。采用反向装药方式;炮眼的填塞,装药之前必须吹洗炮眼,将眼中的岩粉和水吹洗干净。 起爆顺序:应按掏槽眼辅助眼帮眼顶眼底眼的顺序先后起爆。电爆网路计算。 i=I=U / (R线+nr)i准 I 网络总
31、电流 i通过每个电雷管的电流A U起爆电源电压V取V=900v R线网络主线电阻 考虑爆破作业安全规程规定距离不小于150m时取R线=7.00.15=1.1 n串联电雷管个数取n=38 r每个电雷管的全电阻取r=4欧 I准式要求通过每个电雷管的准爆电流按爆破作业安全规程规定取I准=2.5A 故 i=900v/(384+1.1)=5.88A2.5A爆破作业附表。爆破原始条件 名称数量名称数量巷道的掘进断面/ m213.02炮眼数目/个40岩石坚固性系数24雷管数目/个38炮眼深度/m2.9/2.7总装药量(2号煤矿铵梯炸药)/kg 预期爆破效果 名称数量名称数量炮眼利用率/%90每米巷道秏药量/
32、(kg/m)19.6每循环工作面进尺/m2.4每循环炮眼总长度/m109.6每循环爆破实体岩石/ m331.25每平方米岩体秏雷管量/(个/ m2)3炸药消耗量(kg/m3)1.60每米巷道秏雷(个/m)15.83 装药量及起爆顺序 眼号眼名眼数/个眼深/m装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg1-2空孔22.9串联连续反向装药3-8掏槽眼62.9121.44728.64I9-19辅助眼112.7101.211013.2II20- 22 29- 31帮眼62.7101.2607.2III23-28顶眼62.7101.2607.2IV32-40底眼92.710
33、1.29010.8V合计40109.6526.2439247.04工作面炮眼布置图见附图。 3)通风与防尘措施:通风措施: 压入式通风局部通风机把新鲜空气经风筒压入工作面,污浊空气沿巷道流出。在通风过程中炮烟逐渐随风流排出,当巷道出口处的炮烟浓度下降到允许浓度时(此时巷道内的炮烟浓度都已降到允许浓度以下),即认为排烟过程结束。这种通风方式可采用胶质或塑料等柔性风筒,这种风筒比金属风筒吊挂方便,漏网也少,可用于长距离的独头借道中。压入式通风的优点是有效射程L压大,冲淡和排出炮烟的作用比较强;工作面回风不通过通风机,在有瓦斯涌出的工作面采用这种通风方式比较安全,其缺点是长距离巷道掘进排出炮烟需要的
34、风量大,所排出的炮烟在巷道中随风流而扩散,蔓延范围大,工人进入工作面往往要穿过这些蔓延的污浊气流。 抽出式通风局部通风把工作面的污浊空气经风筒抽出,新鲜风流沿巷道流入,风筒的排风口必须设在主要借道风流方向的下方,距掘进巷道口也不得小于10m。抽出式通风风流不经过借道,故排烟的时间或排烟所需风量与借道长度无关,只与排烟抛掷区的体积有关。但由于回风流经过通风机,如果叶轮与外壳碰撞或其他原因产生火花,有引起煤尘、瓦斯爆炸的危险,因此在有瓦斯涌出的工作面不宜采用此种通风方式。抽出式通风的有效吸程L抽很短,只有当风筒口离工作面很近时才能获得满意的效果,而这一点对于非机组掘进工作面很难做到,故目前在平巷掘
35、进中很少采用。抽出式通风的优点是在有效吸程内的排尘效果好,排除炮烟所需的风量较小,回风流不污染借道。抽出式通风只能采用刚性风筒或刚性骨架的柔性风筒。 混合式通风混合式通风方式是压入式和抽出式通风的联合运用。掘进巷道时,单独使用压入式或抽出式通风都有一定得缺点,为了达到快速排除炮烟的目的,可利用一辅助局部通风机做压入式通风,使新鲜风流压入工作面冲洗工作面的有害气体和粉尘。为使冲洗后的污风不在巷道中蔓延而经风筒排除,可用另一台主要局部通风机进行抽出式通风,这样就构成了混合式通风。防尘措施: 湿式钻眼,使用水炮泥爆破. 喷雾洒水:将压力水通过喷雾器在旋转或冲击作用下,使水流雾化成细散的水滴喷射于空气
36、中。 加强通风排尘工作:通风工作除不断向工作面供给新鲜空气外,还可将含尘空气排出,以降低工作面的含尘量。为了做好通风排尘工作,首先应在掘进巷道周围建立通风系统,以形成主风流;其次应在各作业点搞好局部通风工作,保证工作面能得到足够的风量和一定的风速,以便迅速的把工作面的粉尘稀释并排到主回风流中去。 加强个人防护工作:工人在工作面作业时一定要戴防尘口罩,对工人要定期进行身体健康检查,发现病情及时治疗。 清除落尘:及时清除巷道中的浮煤,清扫或冲洗沉积煤尘,定期撒布岩粉,定期对主要大巷刷浆4)合理组织施工并编制循环图表:a采用综合掘进队,多工序平行交叉和正规循环作业的劳动组织形式,六小时工作制,四班掘
37、进,两班复喷与掘进平行作业。b.确定循环掘进尺寸,由爆破情况知每循环进尺为2.4mc.确定循环掘进时间。一次循环作业时间采用公式:T=T1+T2+T3+T4+ T5+ T6 安全检查时间及准备时间T1 一般为15到20min,取20min。装岩时间T2:T2 =60Slk/ n P 式中S巷积道掘进断面积,;S=13.02l炮眼平均深度,m;l=2.7 炮眼利用率 ,一般为0.8-0.9;k爆破后岩石的松散系数;n同时工作的装岩机台数; P装载机的实际生产率;T2 =6013.022.70.91.5/(190)=32min 3钻眼时间T3 =(t1 +t2 )=Nl/mv 式中 t1 钻上部眼
38、时间,min; t2 钻下部眼时间 , min ; + 钻眼平行系数; N工作面炮眼总数,个; m同时工作的凿岩机台数; v凿岩机的实际平均钻速,m/min;T3 =402.70.6/(70.12)=77min装药联线时间 T4 =Nt/A 式中N工作面炮眼总数,个; T一个炮眼所需时间,min/个; A在作面同时装药的工人数;T4 =382/1=76min 5T5 为爆破通风时间,一般为15到30 min;T5 =20min 6T6 为支护时间,其中包括了临时支护和永久支护,T6 =100T=1.1(T1 + T2 + T3 + T4 + T5 + T6 )=1.1315=325min;循环
39、图表序号工序名称工作时间工作量掘进班工作时间/h锚喷班工作时间/hhmin1234561234561掘进准备工作2倒矸3打眼40个4装药5连线6通风7装运50车8拌料9初喷7车10打锚杆眼30个11安设锚杆12复喷车施工劳动力配比表 时间工种0到6点6到12点12到18点18达到24点 直接工钻眼工,司机8888定眼工1111维护工1111爆破员111班长1111临时喷浆工33喷浆手33小计15151515辅助工上料工33电车司机2222挂钩工2222水沟工1221钉道工11小计51096合计202524215)循环图表的执行与管理: a开工前,要在掘进队和有关部门中认真讨论贯彻,使每个工作人
40、员明确自己的岗位和协同关系,明确循环图表的各个环节。b 执行初期,应抓好循环图表的熟练执行工作,特别是各工序所需的时间,各工序的协调关系,有时甚至适当降低循环进度,使每个工作人员在时间上确保按图表执行。并注意在执行中发现图表中存在的问题,及时予以调整。 c在执行过程中,应对各个工序的操作,协调以及所需时间不断的观测,从中挖掘潜力,并发现和解决问题。这些工作既保证了图表的执行,又能为编制更合理的图表提供依据。(10)制定管理制度掘进队的管理制度:为了充分利用工时,提高施工速度和质量,做到安全生产,降低材料成本消耗,除了要有先进的技术装备和合理的劳动组织外,还要加强施工管理工作。为了充分发挥掘进队的设备、技术优势,搞好生产管理工作,必须健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度。1) 工种岗位责任制。工种岗位责任制要求人员固定、岗位固定、任务固定、设备固定、完成时间固定。其特点是任务到组、固定岗位、责任到人,根据井巷施工特点及工作性质,将每个小班的人员划分成若干作业组,每个小组或个人按照循环图表规定的时间,使用固定的工具或设备,在各自岗位上保质保量地完成任务。掘进工作面的岗位责任制可以参考表7.3。2) 技术交底制。工程开工前应由工程技术人员就施工组织设计(或作业规
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