《东翼轨道大巷掘进作业规程修复的.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《东翼轨道大巷掘进作业规程修复的.doc(57页珍藏版)》请在三一文库上搜索。
1、东翼轨道大巷掘进作业规程 第 57 页 共 57 页第一章 掘进地质说明书表1位 置东翼轨道大巷在-585轨道大巷北东。地 面 标 高24.825.3m井下标高-593.00-565.00m邻 区 情 况预掘巷道在-585轨道大巷北东,其西南为-585水仓,其西南19、19b、20号煤层已开采,隔-575回风大巷煤柱与之相对应的是119b02、22002采空区;其顶部有正在安装的119b01工作面。预掘巷道北西侧与FD24、FD25、FD31相邻;北东为未采区;东南浅部有19、20、21号煤层的采空区。地 面 情 况地面为湖龙村水、旱田地,地表(地下)有水渠、矿区铁路专用线及矿区排水主干线在所
2、掘区域地表(地下)通过。工 程 要 求预掘巷道在-585轨道大巷北东帮拉门子,按设计要求平送20m弯道车场后,-6坡送下山抓22号煤层,见煤后沿煤掘送,在煤厚达不到巷高的情况下,破煤层底板掘送。施工岩石性质该区域内煤岩层走向北东南北,倾向北西或西,倾角06。预掘巷道在新农七队向斜褶曲东南翼,在22号煤层顶板中穿层掘送抓22号煤层。22号煤层:厚度0.802.30/1.1.34m,平均灰分26.18,平均发热量22.23Qgr,adMJ/kg,煤层结构以简单结构为主,中等结构次之,局部为复杂结构。煤层稳定类型:局部稳定。煤层(f=1.203.00) 泥岩(f=2.364.87)细砂岩(f=5.8
3、8) 炭质页岩 (f=2.77)构 造预掘区域地质构造简单,预掘巷道北西侧与FD24、FD25、FD31相邻:FD24断层:正断层,走向北5070东,倾向南东,倾角4867,落差024m。可靠。本巷道不接露,无直接影响。FD25断层:正断层,走向北1590东,倾向西,倾角4667,落差05m。较可靠。本巷道不接露,无直接影响(若有偏差,有揭露的可能)。FD31断层:正断层,走向北75东,倾向北北西,倾角5963,落差05m。较可靠。本巷道不接露,无直接影响。水 文经分析,预掘区域内不存在有害水体。涌水量:0.010.50m3/h。瓦 斯22号煤层:瓦斯含量CH4 0.834.11/2.61,C
4、O2 00.20/0.05,其中甲烷占瓦斯成分的80%以上,本层瓦斯属沼气带。煤尘具有爆炸性,煤的自燃倾向性属于易自然。地质部门建议因褶曲、断层等因素,预掘巷道围岩完好性差,预掘巷道要有预防片帮、抽条及瓦斯异常的防范措施。 提报人:2012年6月15日附图:1、地层综合柱状图 1:2002、 东翼轨道大巷22号煤层底板等高线预测图 1:20003、 东翼轨道大巷预想地质剖面图 1:20004、 东翼轨道大巷井上下对照图 1:2000第二章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置一、巷道布置参数表:表 2巷道名称东翼轨道大巷用 途进风、行人、运输层 位22号煤层井下标高-593.00-565.
5、00m断 面拱形工 程 量810m坡 度沿煤层顶板中 腰 线正中心,以激光定向拉门位置在-585轨道大巷内K106点后退17.3m位置为中心方 位 角N9154方位变化情况前20m按N9154后790m按N3159二、巷道施工顺序:在-585轨道大巷内K106点后退17.3m位置为中心,按N9154方位角拉门子,施工20m平巷变方位,按N3159方位角,按-6施工下山约98m,抓22号煤层后沿22号煤层顶板施工692m至设计位置。附图5:开口大样图、巷道工程平面图。三、特殊地点的施工:1、东翼轨道大巷每间隔300350m在巷道上帮施工一个绞车硐室,规格:长高深=4.0m左帮全高1.0m,支护形
6、式为正常帮、顶锚支护。加打一排锚索,间距距中心2.1m,锚索排距为3.0m。2、若巷道顶板出现淋水,可在巷道中部采用风镐施工水沟,规格:宽深为300mm200mm,将积水引至,并在巷道低洼处设水仓,规格:长宽深为3.0m1.0m1.5m。附图 6:绞车硐室布置示意图、水仓布置示意图。第二节 矿 压 观 测一、矿压观测内容、方法:该施工巷道要进行顶板离层观测,锚杆和锚索载荷监测。观测内容、目的、方法见表表 3 矿压观测内容、目的、手段一览表序号观测内容观测目的观测手段1顶板离层监测顶板稳定状况,及时采取安全措施离层指示仪2锚杆受力监测锚杆强度是否合适,以调整密度锚杆拉力器3螺母拧紧力矩检查锚杆安
7、装质量扭力扳手顶板离层仪每隔90m设置一套,巷道遇复杂地段(断层及围岩破碎带、应力集中区、顶板淋水区、裂隙发育区、巷道穿层地段、瓦斯异常区、大断面、大跨度巷道等地段)时必须安设一套,并可缩至50m安设一套,每10天观测一次数据变化情况,将观测结果填写在观测牌内,并做好记录。锚杆螺母拧紧力矩每班必须抽查。300根锚杆以下为一组,每组不少于3根锚杆,做一次锚杆拉力试验(顶板锚杆锚固力为60KN,帮锚固力40KN),将测试结果填写在测试牌内,并做好记录。二、数据处理:锚杆抗拔力数据资料与设计不符时,应及时补充或修改设计;当离层仪读数的临界值100mm时,要采取加密锚索或备棚措施,维护巷道的安全,保证
8、巷道的服务年限。第三节 支 护 设 计一、巷道断面:表4 巷 道 支 护 形 式 表巷 道名 称断 面形 状施 工长 度支 护形 式规格尺寸(m)荒 断 面(m2)净断面(m2)东翼轨道大巷拱形810m锚 喷4.23.414.512.4附图7 巷道支护平、断面图。 二、支护方式:(一)临时支护:巷道断面利用四根前探梁进行支护,前探梁支护间距为0.8m,每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。前探梁与顶板之间用木板梁接顶背实,防止矸石掉下伤人。1、前探梁规格:直径3吋以上,长3.5m钢管。2、吊环规格:采用22mm无纵筋螺纹钢焊接而成,经强度试验:强度在6t以上满足要求。吊环上的螺
9、母往顶板锚杆上拧时必须拧满扣。附图8 临时支护断面图、临时支护平面图(二)临时支护与永久支护间的距离:安装锚杆必须在临时支护下进行,临时支护与永久支护间的最大距离为1.2m,最小距离为0.2m。锚网支护紧跟迎头,锚索滞后工作面不大于4.0m。附图9 永久支护平面图(三)支护参数确定:1、临时支护设计参数确定:1)基础资料及荷载计算:(1)巷道顶板上部围岩压力拱的计算: b=a/f=2.2/4=0.55m式中:b压力拱计算高度 m; a巷道荒宽的一半 2.2 m; f岩石普氏硬度系数 取4。(2)巷道空顶压力拱范围内岩石重量:G=bBSr=0.554.41.225=7.2t式中:b压力拱计算高度
10、m, 取0.55m; B巷道荒宽m, 取4.4m; S最大控顶距时单根锚杆承载力的距离,取1.2m; R岩石密度: 25KN/m3; G控顶压力拱范围内岩石重量,t。2)临时支护构件承载能力验算:(1)前探梁端锚杆每根承载能力验算:P=G/n= 7.2/4=1.8t式中:P单根锚杆承载力 t; n前探梁锚杆根数 取n=4; G控顶压力拱范围内岩石重量,取G=7.2t。每根锚杆设计抗拔能力值为: F= Gk=7.22=14.4t式中:F单根锚杆设计承载力 t;K安全系数 取2。因为:P=G/n= 7.2/4=1.8t F= Gk=7.22=14.4t所以:前探梁锚杆4根能够满足临时支护强度要求。
11、(2)前探梁3吋钢管抗弯承载能力的验算:前探梁按均布荷载简支梁计算: q=G/(BS)Sb0=7.2/(4.41.2)1.20.8=1.42t/m式中q单根钢管设计线荷载 t /m;B巷道荒宽 取4.4m;S最大控顶距 取1.2m;b0前探梁间距 取0.8m。前探梁承受最大弯距:Mx=1/8qL2=1/81.421.02=0.1775KN/mWx=0.0982=0.0982 =14264mm3=Mx/Wx=1775000/14264=124N/mm2式中Mx单根钢管设计线最大弯距 KN/m;B巷道荒宽 取4.4m;S最大控顶距 取1.2m;b0前探梁间距 取0.8m;q单根钢管设计线荷载 KN
12、/m;L前探梁支撑跨度 取1.0m;Wx3钢管抗弯截面系数 mm3;3钢管抗弯设计强度 N/mm2。因为:=124N/mm2215N/mm2(Q235钢材抗弯强度设计值) 所以,前探梁钢管抗弯强度满足支护要求。3)按悬臂梁计算:荷载计算:按压力拱高形成近式三角形的冒落拱,利用相式三角形定理推算出前探梁承担线荷载:g=9.0KN/0.8m=1.125 KN/m按悬臂梁计算前探梁弯矩:Mx=1/4qL2=1/411.251.02=2.8KN.mWx=0.0982=0.0982=14264mm3=Mx/Wx=2800000/14264=197N/mm2因为:=Mx/Wx=2800000/14264=
13、197N/mm2215N/mm2(Q235钢材抗弯强度设计值)所以,前探梁钢管抗弯强度满足支护要求。经上述验算,认为此种超前支护结构设计合理,强度满足要求,方案可行。2、永久支护(以锚杆为例)按悬吊理论计算锚杆参数:1、按悬吊理论计算:(1)锚杆长度:L=L1+L2+L3L=0.1+1.09+0.7=1.89m 取L=2.4m。式中:L1锚杆外露长度;L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.020.03)m,取0.1m;L2锚杆有效长度,L3锚杆锚固长度, 取0.7m;锚杆有效长度的确定采用解释法中普氏自然平衡拱理论确定。因为f3 所以按L2= KB/2fL2=KB/2f =24.4/(24)=1.0
14、9mf普氏系数, 34;B巷道垮度, 4.4m;K安全系数, 取23。(2)锚杆间排距的确定:对于锚杆支护巷道,考虑施工工艺通常取间排距相等,锚杆间排距D按下式计算:锚杆间距:D0.5LD0.5L=0.52.4=1.2m 取D=0.8m。D锚杆间距, L锚杆长度, 取2.4m;(3)锚杆直径确定:本设计巷道顶板和两帮采用相同直径的锚杆。锚杆直径d可按下式计算:d=(1/110)Ld=(1/110)L=1/1102.4=0.022m=22mm 取d=22mm。(4)锚杆锚固力确定:锚杆锚固力可按下式计算:Q=K L2 D2rQ= KL2r=31.40.822.16=5.8t顶板锚杆设计锚固力取7
15、.0t。式中:L2锚杆有效长度, m;K 安全系数, 取23;Q 锚杆设计锚固力, t;r 视密度, t/m3。(5)锚杆的选择:锚杆选择无纵筋螺纹钢等强锚杆, L=2.4m,=22mm。45Mn螺纹钢承载能力9.6t满足设计要求。(6)锚固剂的确定:锚杆支护巷道采用CK2335和Z2335树脂药卷。2、锚索支护参数确定:(1)锚索长度L:L=La+Lb+Lc=1.655+1.5+0.3=3.5m 取7.3m。式中: L锚索长度,m;La锚固长度,m;按下式计算:LaK(d1fst)/(4fcs)=2(17.81860)/(410)=1.655mK 安全系数, 取2;d1 锚索钢绞线直径, 为
16、17.8mm;fst钢绞线抗拉强度, 1860N/mm2;fcs锚索与锚固剂的设计粘结强度,钢绞线与树脂按10N/mm2;Lb需要悬吊岩层厚度,m 根据顶底板岩性柱状图确定,取1.5m;Lc锚索外露长度,取0.3m。(2)锚索间排距:SL/2=7.3/2=3.65mS锚索间距, m。间距取1.2m,排距取2.0m。3、支护参数:(1)锚杆长度2.4m,锚杆直径为22mm,锚杆间排距为0.8m1.0m。(2)巷道顶板每根锚杆采用2节CK2335树脂药卷,顶部锚杆扭距不低于140NM,锚杆预紧力不低于6t。(3)巷道两帮每根锚杆采用2节CK2335树脂药卷,帮部锚杆扭距不低于100NM,锚杆预紧力
17、不低于4t。(4)锚索:锚索直径为17.8mm,长度为7.3m,间、排距为1.2m2.0m,锚索有效长度不小于7.0m,每根锚索采用3节Z2335和2节CK2335树脂药卷,锚索预紧力不小于10t。(5)菱形金属网规格1.0m4.2m、帮部菱形金属网为1.0m2.5m。第四节 支 护 工 艺一、临时支护工艺:1、工作面控顶距达到1.2m后,操作人员站在永久锚杆支护下,用不小于1.5m长的长柄工具,处理顶帮浮煤(矸)及伞檐,并进行敲帮问顶,确认安全后,进行临时支护操作。2、上前探梁时不少于2人,顶板不稳定时,前探梁前端挑上道木或木刹杆接顶,用木楔紧牢。架设临时支护时必须设专人监护帮顶压力情况。3
18、、发现顶板压力大不稳定时,必须首先打好护顶吊杆,上盘拧紧。二、永久支护工艺:(一)支护材料要求:1、必须使用具有产品合格证或材料试验报告的支护材料。2、锚杆的杆体及配件的材质、规格、强度、结构要求:(1)锚杆:直径22,长度2.4m。采用左旋无纵筋螺纹钢制成,材质45Mn,承载能力9.6t。(2)锚索:采用直径17.8,长度7300的钢绞线制成,钢绞线承载能力30t。(3)钢筋梯:长宽为4200mm70mm,采用10mm钢筋双面焊接而成,材质Q235。Q235钢材抗弯强度设计值215N/mm2。 (4)菱形金属网规格1.0m4.2m、帮部菱形金属网规格1.0m2.5m,采用10号铁丝编制。(5
19、)锚盘:锚杆用小锚盘规格,长宽为140mm140mm,采用材质Q235钢,厚度10mm钢板冷压而成。锚索用大锚盘规格,长宽为300mm260mm,采用U29型U钢冷压而成。(6)树脂药卷:采用Z2335和CK2335树脂药卷,直径长为23mm350mm,锚固强度达到16 MPa。(二)支护工艺要求:1、打锚杆眼及锚索眼:(1)施工顶板锚杆眼:采用气动锚杆钻机,28mm钻头按钢筋梯孔位间距由巷道两帮向中间施工锚杆眼。靠两帮两根顶板锚杆眼要与顶板垂线方向向工作面外侧成15的角度,其余与顶板垂直,顶板锚杆眼深度为2300mm。(2)施工帮部锚杆眼:采用煤电钻,28mm钻头按钢筋梯孔位由上向下施工锚杆
20、眼。两肩角帮锚杆眼与垂直顶板方向成75,其余与煤壁垂直。两帮同时施工,眼深2300mm。(3)施工顶板锚索眼:采用气动锚杆钻机和28mm钻头,施工锚索眼,深度7000mm,锚索眼要与顶板垂线方向往工作面外侧成15的角度。(4)施工锚杆、锚索眼时,必须依据测量给定中心,做到横竖成线。2、安装锚杆: a、安装顶板锚杆:(1)装药卷:向顶锚杆眼装入2节CK2335树脂药卷,用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。(2)搅拌药卷及安装锚杆:用接头将钻机与锚杆连接起来,然后升起钻机推动锚杆,当钻机升到锚杆接触顶板岩面时,停止升钻机,将药卷搅拌10-15S停止。(3)安装金属网、钢筋带、托盘和螺母:安装锚杆约
21、5min后,上金属网、钢筋带、托盘和螺母,上金属网时连网方式为网与网对接,连接扣间距100mm,连接铁线为14,网的铺设要有一定的涨紧力再次启动钻机边转边推进锚杆螺母,在钻机的带动下托盘快速压紧顶板岩面,使锚杆有较大的预拉力,钻机输出扭矩不小于120NM,最后在掘进迎头采用人工加扭的方式,将扭矩增至140NM以上。b、安装帮锚杆:(1)装药卷,穿过锚带孔向锚杆孔装入2节CK2335树脂药卷,用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。(2)搅拌药卷及安装锚杆:用连接套将煤电钻与锚杆连接起来,然后开动煤电钻边搅拌边推动锚杆,将锚杆推入孔底搅拌10-15S后停止搅拌。(3)安装金属网、钢筋带、托盘和螺母
22、:安装锚杆约5min后,上金属网、钢筋带、托盘和螺母,再次开动煤电钻将螺母上紧,托盘快速压紧岩面,安装完毕。最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至100NM。(4)锚盘及锚索盘四角必须紧贴岩壁,四角方向必须朝向一致。3、安装锚索:1)锚索滞后工作面不得大于4.0m。2)安装顶板锚索。(1)安装药卷:自孔内装入2节CK2335和3节Z2335树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。(2)搅拌药卷及安装锚索:用接头将锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起锚杆钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直至推入孔底,搅拌15-20S后停机。但继续保持锚杆机的推进力约3min,然后可缩下锚杆机。(3)上托盘、托盘紧固件和
23、张拉钢绞线:安装锚索15min后,上托盘、托盘紧固件用张拉千斤顶张拉钢绞线同时顶托盘紧固件及托盘,预紧力为10t。三、支护工艺流程:1、炮掘:安全检查(顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等)打眼放炮出煤(矸)敲帮问顶超前支护打锚杆眼装药卷及锚杆铺网、上钢筋梯、上托盘及螺母进入下循环。2、综掘:安全检查(顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等)切割煤(岩)敲帮问顶超前支护打锚杆眼装药卷及锚杆铺网、上钢筋带、上托盘及螺母进入下循环。四、巷道工程质量:表5 巷道工程质量评定表项 目设计尺寸/mm允许偏差巷道净宽/中心左2100合格0150中心右2100优良0100巷道净高/3400合格0150优良0100锚杆
24、扭距/顶140符合设计帮100符合设计锚杆排、间距/顶8001000-100+100帮8001000-100+100锚杆锚固力/KN顶60合格:最低值不小于设计值90%。优良:最低值符合设计值。帮40锚杆角度帮顶见附图7锚杆外露长度/帮顶5010露出螺母50锚索间、排距/顶12002000150锚索锚固力/kN顶100符合设计锚索外露长度/顶300300第三章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、巷道开口施工方法 :1、施工前测量提前标定拉门子位置,标定巷道中心,施工队组严格按中心施工。2、拉门子前,门口交岔点采用锚索加强支护。锚索间、排距1.51.6m。锚索长度8.3m,锚索有效长度不小
25、于8.0m,药卷锚固长度1.8m。3、拉门子时,要浅打眼(0.6m)、少装药(150g)、放单炮,必须用炮泥全封眼孔。 4、拉门子放炮前,班组长必顺亲自布置专人在通往放炮地点的巷道内,距放炮地点前后100以外的安全地点放好警戒,并挂好警戒绳,禁止人员入内,发出信号至少5s后,方可起爆。二、巷道施工方法:1、东翼轨道大巷初期采用炮掘施工,具备使用掘进机条件时,采用掘进机施工至设计位置。2、巷道断面为拱形,断面规格:净断面(宽高)4.2m3.4m,荒断面(宽高)4.4m3.5m。3、支护形式采用锚网、锚索支护。锚杆间、排距为0.81.0m,顶、帮锚杆长度2.4m,锚固长度0.7m。锚索间、排距为1
26、.22.0m,锚索长度7.3m,锚索有效长度7.0m,锚固长度1.8m。4、一次循环进度1.0m。5、最大控顶距1.2m,最小控顶距0.2m。三、凿岩(煤)方式:东翼轨道大巷初期采用人工钻眼爆破落煤(岩),具备使用掘进机条件时,采用掘进机破煤(岩)。掘进机截割顺序,在顶板稳定的情况下由下向上顺序截割;在顶板破碎的情况下由上向下顺序截割。附图10 截割顺序图第二节 爆 破 说 明 书一、爆破作业方式: 表6 爆 破 作 业 方 式 表巷道断面12.4m2火工品消耗火药(kg):9.3雷管(个):38通风方式压入式顶板情况较稳定瓦斯含量0.6炮眼利用率90掏槽方式楔形掏槽炸药种类三级乳化炸药循环进
27、度1000打眼机具煤电钻或风煤钻雷管型号1-5段毫秒电雷管起爆方式正向起爆装药结构正向装药联线方式串/并联二、爆破说明书 ,炮眼布置图:表7 爆 破 说 明 眼号炮眼(m、个)装药量角度(0)封泥长度(m)爆破顺序名称眼深眼距个 数kg/孔合计(kg)水平垂直左右仰俯16掏槽眼1.21.060.452.7727272720.65718辅助眼1.11.0120.303.6909090900.51938周边眼1.00.8200.153929292920.58附图11 炮眼布置图 第三节 装运煤(岩)方式一、装煤(岩)方式:炮掘时:工作面采用耙斗机装煤(矸),机掘时,工作面采用掘进机装煤(矸),二、
28、运输方式:1、初期(炮掘时)工作面运输方式:刮板运输机。2、后期(综掘时)工作面运输方式:胶带输送机。三、设备配备情况:表8 设备配备情况表 序号设备、工具名称规格型号单位数量备 注1局部风机FBDNO6/215kw组1备用1组2综掘机EBZ-200型台13刮板输送机SGB620-40T型台14胶带输送机SDJ-150型台25卡轨车JWB-75台16耙斗机P-60B台1附图12 设备布置示意图四、管线、轨道敷设及安全设施:1、管线敷设:在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置布置,要求吊挂牢固整齐。电缆垂度一致,挂电缆标志牌,电缆高度距轨面上方1.8m,采用统一的塑料电缆钩吊
29、挂,吊挂间距0.3m。供水、供风、排水管路布置在巷道下帮,采用2吋钢管,喷涂标志牌,吊挂高度距轨面上方1.2m,管路间距0.2m,风水管应及时跟至工作面后并按要求敷设。风水管要接口严密,不得出现漏风、漏水现象。固定管路的管托架,铺设必须成一线。2、轨道敷设:东翼轨道大巷设22kg/m的4m长钢轨,轨道节头不准错接,允许偏差50mm,接头间隙25mm、高低和左右错差不得大于5mm,直线段2条轨道顶面高低差不得大于5mm,如有曲线段,曲线段内应设置规矩拉杆,轨道枕木要求露出地面1/3,按4m轨道枕木间距标准铺设偏差不得超过50mm,扣件齐全,采用标准鱼尾板,鱼尾螺栓(M20x80)道钉要钉”八”字
30、钉,轨距0.6m,道木间距按图施工,轨道至人行道侧0.8m,轨道边缘距两帮设备及风、水、排管路间距0.5m,要求铺设平直没有错接,构件齐全、紧固有效接头间隙 0.5mm,轨枕必须垫实,道床无杂物、无积水。不同轨型严禁混用,要定期检修。附图13 轨道铺设平面图3、安全设施:1)东翼轨道大巷内必须配齐“一坡三挡”灵敏可靠。2)绞车钩头插销必须使用试验合格的产品与矿车配套的标准插销。第四章 生 产 系 统第一节 “一通三防”一、工作面通风:(一)选择通风方式、通风设备、设施:1、通风方式:(1)方式:压入式通风。(2)设备:局扇(双风机,且同等能力),阻燃、抗静电、600 mm拉链胶质风筒。(3)设
31、施:无永久风门。2、通风机供电安全保护:局扇采用双电源、双风机、自动切换;实行风电、瓦斯电闭锁。(二)掘进工作面风量计算:1、按瓦斯涌出量计算:Q=100qK=1000.61.5=90m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,0.6 m3/min; K掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数,取1.5。2、按炸药量计算需要风量:每kg炸药供风25 m3/min硝胺炸药:Q=25A=259.3=232.5m3/min式中:25-每千克炸药不低于25 m3/min的配风量;A-1次爆破炸药最大用量,取9.3kg;Q-掘进工作面实际需要风量,m3/min
32、。3、按掘进工作面最多人数计算需要风量:每人供风4 m3/minQ=4N=420=80m3/min式中:Q-掘进工作面实际需要风量; 4-每人每分钟不低于4m3/min的配风量;N-掘进工作面同时工作的最多人数取20人。4、按最低风速进行验算: (1)按最低风速进行验算 煤与半煤岩掘进工作面的最低风量(Q煤):Q掘600.25S=600.2510 =150m3/min(2)按最高风速进行验算煤与半煤岩掘进工作面的最高风量:Q掘604S=60412.4=2976m3/min式中:S掘进工作面的断面积,12.4m2。(3)验算结果:600.25S Q掘604S5、根据上述计算结果,取最大值,确定工
33、作面需要风量为:232.5m3/min。6、根据工作面风量,确定工作面风筒出口风量为:232.5m3/min。(三)局部通风机的选型:(1)根据Q扇= Q工作面/(1-P100L/100)=232.5/(1-2900/100)=232.5/0.82=283.5m3/min式中:Q扇-局部通风机吸风量; Q工作面-工作面需要风量,取283.5m3/min; P100-风筒百米漏风率,取2; L 局部通风机供风距离,取900m。根据上式计算,局部通风机吸风量为283.5m3/min。根据查找对比,确定山西运城生产的FBDNO6/215KW防爆对旋轴流式局部通风机满足生产需要。风量:220-370
34、m3/min,风压:800-4700Pa。(2)全风压供给掘进工作面风量计算为了保证风机不循环,采用下式计算全风供给掘进工作面风量:QIQ局+SK60(m3/min)=1370+12.40.2560=556 m3/min式中:Q-掘进工作面实际需要风量;Q局-局部通风机的额定风量,取370 m3/min; I-掘进工作面局部通风机同时运转台数,取1台; K-局部通风机所在巷道内最低风速,煤巷取0.25; S-局部通风设置地点巷道断面积,取12.4。通过以上计算,要求局部通风机安设地点全风压风量必须556 m3/min。经过实测,安设局部通风机地点风量为940 m3/min,全风压风量大于局部通
35、风机实际吸入风量,符合煤矿安全规程规定。(3)根据局部通风机型号选择风筒:根据风筒选型规定:215KW风机选择600mm风筒。(四)确定风筒距工作面距离: 风筒距工作面距离计算: L1=(45)(m)=414m式中:L1-射流有效射程;S-掘进工作面的断面积,取12.4m2。 通过以上计算,判定风筒距工作面长度不得大于14m,依据煤矿安全规程规定确定风筒距工作面长度不大于10m。(五)局部通风机安装地点:局部通风机安装在-585运输大巷内距东翼轨道大巷拉门口往上45-50m处。(六)通风系统:新风:副井-480m车场暗副井-585车场局部通风机及风筒工作面。乏风:工作面-585车场-585车场
36、与-575回风巷联巷-575回风巷暗风井-430m回风巷风立井地面。附图14 通风系统示意图二、瓦斯防治:(1)认真执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制度。(2)东翼轨道大巷设专职瓦斯检查员,执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度。(3)瓦斯检查员巡回检查有害气体浓度每班不少于3次,并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录,将每次检查结果通知现场工作人员。瓦斯超限,瓦斯员有权停止作业,撤出人员至安全地点。(4)掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止电钻打眼,严禁放炮,瓦斯浓度达到1.5%时或二氧化碳浓度达1.5%时必须撤出人员,切断电源,进行处理。(5)局部通风机上必须安装“风电闭锁”及“瓦斯电闭
37、锁”装置,并必须保证工作正常。(6)不得随意移动甲烷传感器等监控设备,发现损坏,及时汇报通风部门处理。三、综合防尘:1、综合防尘设施:1)掘进工作面防尘用水由井上蓄水池供给,掘进工作面必须安设防尘洒水管路,防尘管路要铺设到位,距掘进工作面不大于50m。2)防尘管路每隔50m安设一个三通阀门,配有不小于25m洒水软化胶管;洒水管路保证24小时供水,并由专人管理。3)综掘工作面综掘机内外喷雾装置必须完好,雾化程度好,能覆盖滚筒,并坚持正常使用;在水压低、无水或喷雾装置不能喷雾时,综掘机不得工作。4)炮掘工作面必须采用湿式打眼。5)炮掘工作面放炮前后、装药前要洒水降尘。6)炮掘工作面必须使用水炮泥或
38、水封爆破。7)炮掘工作面安装放炮自动喷雾装置。喷雾器挂在距工作面50-100m,距巷道底板2m处的支架两帮,放炮后,喷雾10-15min。8)综掘工作面在综掘机后的转载机皮带机架上安设除尘风机,降低巷道内的粉尘浓度。9)炮掘工作面距迎头50m处安设除尘风机。10)掘进工作面各转载点处均安设自动喷雾装置。 11)掘进工作面距迎头50m处设置一道净化水幕。 12)掘进巷道在距迎头60m至200m处设置隔爆水棚,隔爆水棚的水量不少于200L/m2。13)加强个体防护,工人工作必须佩防尘口罩。2、综合防尘系统:地面消防水池主井-480m车场暗副井-585m车场-548m皮带巷工作面。附图15 综合防尘
39、系统示意图四、防灭火: (一)相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况无火区。(二)采取预防性措施在回风侧距皮带头主动辊1015m处设置一枚GTH500型一氧化碳传感器,一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%。(三)防火系统(说明防灭火器材的存放方式和地点等)1、东翼轨道大巷应每隔50m设置三通阀门和不小于25m的洒水胶管。2、在胶带输送机机头4个、机尾处配备有2个MFZ/ABC8型手提试干粉灭火器和1个0.3m3砂箱。3、井下使用的机油必须装入铁桶内盖严,由专人护送至使用地点,放置在适当位置,并备有2个MFZ/ABC8型手提试干粉灭火器和1个0.3m3砂箱。4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸
40、等必须存放在盖严的铁桶内,用过的也必须放在严的铁桶内并由专人定期送到地面处理,不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷内。5、如工作面或巷道内着火时,首先汇报矿调度,根据火情,首先用直接灭火法,如用灭火器,用水灭火等,在直接灭火过程中,一般不得改变火区的风流方向;直接灭火不能取得灭火效果时,为防止火势发展,应采取封闭隔绝灭火法,封闭火区前,必须根据火区的瓦斯深度、一氧化碳等气体变化情况,慎重决定通风方法和封闭程序。6、专职瓦斯检查员每班对工作面CO浓度进行检查,发现CO浓度超标,及时查明原因,进行处理并汇报矿调度室。第二节 安全监控与通信照明一、工作面监控系统:1、安全检测仪器仪表布置: (1)
41、为加强掘进工作面瓦斯管理,必须在掘进工作面设置瓦斯监控设备,安装KJ19-F型监控分站和GJC4型甲烷传感器。(2)距工作面5m范围内的回风侧(风筒另一侧),设置一台甲烷传感器,其报警值为1%、断电值为1.5%、复电值为1%。在掘进工作面巷道回风口以里1015m处,安装一台甲烷传感器和一台一氧化碳传感器,在巷到中部安装一台甲烷传感器,甲烷传感器的报警值为1%、断电值为1%、复电值为1%。一氧化碳传感器的报警值为0.0024%。都距顶板不得大于0.3m,距巷帮不得小于0.2m。断电范围:东翼轨道大巷掘进工作面内所有非本质安全型电器设备。2、具体措施当工作面瓦斯超限时,切断工作面内全部非本安型电器设备电源,当各测点瓦斯浓度1.0%时,方可人工对连锁开关送电,严禁连锁开关自动恢复送电。附图16 监控设备布置示意图二、工作面的通信,信号设施: 1、照明:在施工过程中,巷道内每隔10m顶板挂设一台防爆照明灯。2、通信:距工作面30m范围内和皮带头处各设置一部矿内程控电话,中间最高点加设一台。皮带头、尾须各设置一部扩音电话。中间每隔50m设一部扩音电话。3、信号:1)照明和信号装置应采用具有短路、过载和
链接地址:https://www.31doc.com/p-2512504.html