主井装载硐室作业规程文档格式.docx
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第四节运输系统……………………………………………6
第五节压风排水系统………………………………………6
第六节通讯照明系统………………………………………6
第四章施工工艺…………………………………………………7
第一节施工工艺流程图……………………………………7
第二节支护说明……………………………………………7
第三节工程质量要求………………………………………9
第四节文明生产……………………………………………9
第五节劳动组织……………………………………………9
第五章安全技术措施……………………………………………10
第一节现场管理制度………………………………………10
第二节安全技术措施………………………………………11
第三节避灾路线……………………………………………17
第四节其它方面……………………………………………17
第六章主要经济技术指标………………………………………18
第一章工程设计概况
第一节施工组织设计
该硐室(上室)开口于主井底距井口194M处东帮,开门位置的底板水平标高为+20米,方位同主井永久提升方位,坡度±
0,总工程量16.6米。
其中:
开口处净断面4.0×
3.0米半圆拱;
向东掘进3.86米处净断面为3.0×
3.0米半圆拱,壁厚0.4米。
均采用钢筋砼浇灌支护,钢筋网格为300×
300mm,钢筋直径:
竖筋为18mm,横筋为12mm,并用细铁丝绑扎,砼浇灌厚度为0.5米,装载硐室顶板煤仓处采用29U型钢加强护顶。
在煤层底板以下13米处掘进,计划施工工期17天。
开口时不得超过1米,浇灌时随井筒一次浇注砼,而后向东开挖、浇灌完工。
再转入井筒段,同装载硐室(下室)一并开挖、浇灌;
下室长×
宽×
高为:
3.36×
4.0×
4.0米,壁厚0.5米。
砼标号均为C30。
第二章地质说明书
工作面(巷道)距地面深度
194m
煤(岩)层倾角
16°
-18°
厚度
9.2
f
直接顶岩性
砂质泥岩
9.8m
4~5
直接底
4.36m
老底
L8灰岩
3.27m
f
8
最大涌水量
1m3/min
正常涌水量
0.5m3/h
绝对瓦斯涌出量
0.075m3/min
相对瓦斯涌出量
6.25m3/t
煤尘爆炸指数
煤的自燃倾向
三级
主要地质构造
该巷道地质构造比较简单,以单斜为主。
水文地质情况
该巷道在煤层底板中掘进,揭露的岩层为砂质泥岩及L8灰岩,周围无老空区及地质构造复杂区,预计在掘进过程中,会有顶板淋水出现和少量的底板涌水,对送巷会有一定影响。
施工中应特别
注意问题
1、掘进过程中,顶板岩石易破碎,要加强顶板管理工作,确保安全生产。
2、巷道掘进时,要加强通风,及时冲散打钻所产生的岩尘。
3、掘进过程中,要做好排水工作。
第三章生产系统
第一节局部通风及瓦斯监测系统
一、风量计算
1、按瓦斯相对涌出量计算
Q绝=Q相×
S×
L×
ρ/t
式中:
Q绝—掘进头绝对瓦斯涌出量m3/min
Q相—掘进头相对瓦斯涌出量,取3.05m3/t
S—掘进断面积14.8m2
L—班进尺0.6m
ρ—煤的容重1.4t/m3
t—班实际工作时间360min
Q绝=3.05×
14.8×
0.6×
1.4/360=0.105m3/min
则:
掘进工作面所需风量
Q掘=100Q绝K
K—掘进头通风系数,主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素,一般取1.5~2,此处取2.0。
Q掘=100×
0.105×
2=21m3/min
2、按掘进工作面最多人数计算
Q掘=4NK=4×
20×
1.2=96m3/min
N--掘进工作面同时工作最多人数,单班10人,交接班时最多人数取20人。
K—备用系数取1.2
3、按一次爆破最大炸药消耗量计算
Q掘=25A=25×
32=800m3/min
A--掘进工作面一次爆破最大炸药消耗量取32Kg。
4、按风速验算
根据以上计算,取Q掘=150m3/min为掘进面所需风量进行验算。
V=Q掘/S=800/14.8×
60≈0.9m/s
0.15m/s<V<4m/s
该计算符合《煤矿安全规程》关于掘进工作面风速不小于0.15m/s,不大于4m/s的规定,根据以上计算结果,结合我矿实际情况,采用FBCZ—10型局扇两台,一备一用,其工作风量为145—225m3/min。
二、风机、风筒选型及通风系统
1、风机、风筒选型
根据计算结果,结合我矿实际情况,选用FBCZ—10型局扇两台,一备一用;
风筒直径500mm,每节长10m,双反压边接头,要求风筒吊挂平直,无接头漏风,无破口,压入式供风即可满足安全生产要求。
2、局扇安设
局扇安设在主井口20米以外。
3、通风线路
(1)进风路线:
地面→主井→迎头
(2)回风路线:
掘进头→主井→地面
4、风筒出风口距工作面迎头距离计算:
L≦(4-5m)
第二节洒水降尘系统
1、井下有完整的洒水防尘系统,按规定敷设水管,设一“三通”,并定期检查,保证掘进头正常供水,定期冲刷巷道煤尘。
2、施工队在开口处安设一道降尘水幕。
3、必须实行湿式打眼,严禁打干眼,放炮前打开水幕,净化风流。
4、在出矸的各个转载点设置喷雾装置,保证正常使用。
5、工作人员必须加强个人防护,佩戴防尘口罩。
第三节供电系统
该巷掘进用电来自地面变电所供给,电压380V,用电负荷有15KW局扇两台,一备一用,并能保证正常倒台,主井提升绞车等。
第四节运输系统
掘进出矸石路线:
迎头→人工装桶→主井→地面。
运料路线:
平地→主井底→迎头。
第五节排水系统
该巷掘进涌水装入吊桶排出或流入井底临时水窝,采用潜水泵经主井排至平地。
第六节通讯与照明系统
该地点掘进时,掘进头设一部防爆电话直通地面,个人照明为每人一盏矿灯。
第四章施工工艺
第一节施工工艺及流程图
施工工艺:
采用风钻湿式打眼,毫秒延期电雷管爆破,人工装岩,吊桶提升排矸。
工艺流程为:
清理退路→敲帮问顶→轮尺定位→打眼→装药→放炮→通风洒水→敲帮问顶→临时支护→装运岩→永久支护(绑扎钢筋浇灌砼)→验收工程。
施工工艺流程图:
打
眼装药放炮
通
风
洒
水
敲
帮
问
顶
临时支护出矸
永久支护出矸
验
收
工
程
交
接
班
轮
尺
定
位
进
眼
问顶
第二节支护说明
一、临时支护
实行短掘短支,放炮后要及时除掉活矸,空房部分用临时抬棚护顶。
爆破原始条件如下表
名称
单位
数量
掘进断面
M2
14.8
炮眼数目
个
76
4-6
雷管数目
炮眼深度
1.5
总装药量
kg
38.25
爆破预期效果如下表
炮眼利用率
%
81
炸药消耗量
Kg/m
31.88
循环进度
m
1.2
每循环炮眼总长度
115.3
爆破岩石实体
m3
17.88
雷管消耗量
个/m
63
岩石松散体
35.76
个/m3
2.1
说明:
炸药使用煤矿许用2#岩石乳化炸药,Φ=35mm,L=200mm,G=0.15kg,雷管使用段发毫秒延期雷管,使用防爆放炮器放炮。
炮眼布置及装药量
眼号
炮眼名称
深度
(m)
长度
装药量
倾角
爆破顺序
联
线
卷/眼
小计
(kg)
水平
垂直
1-8
掏槽
1.8
1.9
7
8.4
75°
Ⅰ
串
9-45
辅助
3
16.65
Ⅱ
46-52
帮眼
2
Ⅲ
53-64
顶眼
4.2
Ⅳ
65-75
底眼
5
6.75
Ⅴ
水沟
0.4
1
0.15
共计
二、永久支护
永久支护采用砼浇注砌碹。
施工中测量人员及时给出中、腰线,施工中发现中、腰线不准,应及时通知测人员校正。
临时支护必须紧跟窝头,围岩暴露时间不大于4小时。
空顶局部大于1米,严禁空顶作业。
第三节工程质量要求
1、基本项目
(1)净宽
巷道净宽:
4.0m;
3.0米。
允许误差为中线到任何一帮:
优良品0~+50mm,合格品-30~+50mm。
(2)净高
巷道净高:
开口3.0m.允许误差为:
2、壁后充填饱满密实,无空帮空顶现象,墙体无裂缝、蜂窝。
3、巷道两帮地基深度必须达到0.4米,壁厚0.5米。
4、施工材料及砼搅拌、配比、运输、浇注等按井筒施工作业规程执行。
第四节文明生产工作质量标准要求
一、搞好工程质量,支模板时先拉中腰线、三角线和边线,浇灌时再校线,确保巷道方向和工程质量符合设计要求。
二、严格按掘进文明生产“十个标准”内容施工。
三、巷道经常保持无杂物、无积水、无淤泥(淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过0.1m),材料,工具分类码放整齐,多余的运到地面。
第五节劳动组织
一、劳动组织形式
采用一次砌碹成巷,支护和运矸不能平行作业。
作业方式为“三八”制。
工种
人数
工作内容
打眼工
打炮眼、放炮
出矸工
4
运料、出矸、
支护工
6
搅拌砼进行支护
设备工
保证运输、巷道卫生
班长
组织生产,协调跟班队长工作
跟班队长
抓全面工作,保证安全和工程质量
合计
15
二、劳动组织表
第五章安全技术措施
第一节现场管理制度
一、工作面交接班制度
交接班必须是跟班队长、班组长及各工种现场交接。
做到交任务、交措施、交设备、交安全、交质量。
问题处理不了不能交接,工程质量不合格不能交接。
交接班必须交清接明
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