390水平岩石运输巷掘进工作面安全技术措施Word格式.docx
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煤层倾角(0)
75—80
煤(岩)层硬件度f
8—10
煤层层理(发育程度)
较发育
煤层节理(发育程度)
不发育
自燃发火期(d)
自燃
绝对瓦斯涌出量(m3/min)
6.81
煤尘爆炸指数%
19.37
地温(0C)
20
属地温正常区
围岩类型
Ⅳ
较稳定围岩
煤层底板情况
顶板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性特征
顶板
老顶
砂岩、砂质泥岩
菱铁矿
f=8
1.86
易碎裂、受大力、易垮落
直接顶
泥岩
f=4.5
0.48
易碎裂、易垮落
伪顶
炭质泥岩
f=4
1.14
易垮落
底板
直接底
1.52
岩性松软、易垮落
老底
粉砂岩、泥岩
f=6
3.52
结构较松散、易碎
第三节地质构造
根据地质队提供的资料分析,该区域为单斜构造,施工巷道区域地质条件比较简单,属龙王洞背斜西翼,全煤地层为二迭系上统龙潭组(P1L)下部,合煤五层,K1煤层在区内较稳健,属主要可采煤层。
因此,在掘进过程中,有可能出现次生小断层。
故在掘进时必须注重地质构造的变化情况,特别要注意伴生的小断层将会破坏本区煤、岩煤,造成煤、岩层破碎,必要时采取针对性措施。
第四节水文地质
一、基本情况
根据地质报告及相邻掘进巷道的资料分析,该区域水文地质相对简单,对掘进无大的影响。
该掘进面布置于茅口灰岩上段(P1m2),在掘进过程中主要需注意防止岩溶和裂隙水,掘进作业必须严格执行“有疑必探,先探后掘”的探放水原则进行掘进,探放水措施见后面详细介绍。
二、预计涌水量
根据邻近采区岩巷掘进工作面涌水量情况进行分析,预计该面涌水量为0—2m3/h,主要为巷道局部淋水和裂隙水。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道断面
一、巷道形状
根据地质资料,巷道均布置在茅口灰岩内,围岩条件较好,根据经济适用原则,+390m南岩巷设计为圆弧拱断面。
二、断面尺寸
+390mS岩巷及石门钻场的断面为:
掘进断面为S掘=8.3m2,净断面为S净=8.2m2。
净宽3米,全高2.9米,强高2米,拱高0.9米,车场净断面11.56㎡,净宽3.9米,全高2.9米强高2米,水沟宽0.5米,深0.4米
+390m岩巷断面图
第二节支护设计
一、支护设计
根据矿历年在茅口灰岩中施工掘进的经验,确定采用裸体支护形式,即利用围岩自身的强度对巷道空间进行支护,不采用其它支护方式。
二、设计方法
1、根据目前掌握的地质资料,结合我矿已施工区域巷道的经验数据,采用工程类比法进行该面支护设计。
2、类比工程的选择与比较
+540m北翼运输大巷和+640m、+790m运输大巷布置于茅口灰岩上段P1m2,采用裸体支护,此巷道分别施工于1970-1980年,目前该巷已服务30年,目前通风、行人情况良好,本次掘进施工的巷道与上述巷道的地质情况完全相同,均布置于同一岩层,岩性接近,故选择+390m运输岩巷支户设计类比对象是科学合理的。
第三节支护工艺
一、支护工艺
+390m南运输岩巷采用裸体支护方式,支护工艺较简单,应加密巷道的周边炮眼布置,使其巷道的轮廓面形较好,不出现顶、帮凹凸现象。
施工的工程质量必须符合巷道设计断面,工程质量物检验标准严格按下表进行。
二、质量标准与检验
质量标准检验表
项目
设计尺寸(mm)
合格(mm)
优良(mm)
+390m南岩大巷
0—+150
0—+100
巷道净宽
(mm)
中左(1500)
中右(1500)
巷道净高
腰线上(1400)
腰线下(1500)
第四节轨道及道床
+390m南运输岩巷铺设15kg/m的钢轨和水泥轨枕或木轨枕,轨距600mm,轨枕间距不得大于0.8m,道床高度不得低于120mm,道碴使用碎矸石铺设,其粒度为30mm。
掘进工作面的正式轨道必须紧跟耙斗机后面,保证距耙斗机的距离不得超过15m,工作面的临时轨道必须铺设好。
保证矿车安全平稳通过。
轨道及道床参数表(单位:
mm)
轨道
型号
轨距
轨道与巷道中心距
道床高度
道碴厚度
碴面至轨面间距
轻枕间距
道碴粒度
排水孔径
排水孔间距
15kg/m
600
140
120
210
320
700
30
无
第五节巷道排水沟
根据水文地质报告提供的资料分析得知,该面涌水量为0—2m3/h,主要为巷道局部淋水和裂隙水,+390m岩巷在掘进水沟时,在巷道右帮布置水沟,其水沟的相关参数详见下表。
排水沟有关参数(单位:
m2、mm)
水沟
排水量
净断面
水沟掘进断面
净高度
水沟掘进高度
水沟掘进宽度
净宽度
浇筑宽度
水沟盖板
2m3/min
0.2
0.28
400
440
500
200
第六节巷道管线布置
一、压风管、防尘供水管及临时管道的布置及固定
掘进工作面的压风管、防尘供水管布置在巷道的右帮,距巷道底板高度不得低于300mm,在巷道右帮每间隔4m打一个吊挂风水管眼,眼深300mm,用于压风管、防尘供水管的放置,放置时在要保证其稳固,不被滑落。
压风管、防尘供水管紧跟耙斗机后面,并距碛头的距离不得小于30m,随掘随移,工作面碛头钻机处用皮管联接。
二、电缆、通讯、监测线敷设及电缆沟的固定
掘进工作面的电缆、通讯、照明、监测线敷设在巷道的右帮,并距巷道底板高度不得低于1500mm,电缆钩间距为2000mm。
三、风筒吊挂及出口到工作面距离
掘进工作面风筒应使用大线吊挂布置在巷道的右帮,风筒吊挂必须平、直、稳,无死弯和破口,以减少通风阻力和风量损失。
风筒出口距工作面不得大于5m,风筒吊挂眼每隔3m一个,高度1.8m。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、掘进方式
掘进采取钻眼爆破法掘进,掘进巷道全断面一次成巷。
在施工掘进前,施工队先处理好开口前的安全支护等工作,保证施工开口的安全。
要注意保护好管、缆及设备,以防止放炮时损坏,在巷道开口前,由测量组到现场施放中、腰线,施工队必须严格按中、腰线进行施工。
二、掘进机具
巷道施工打眼使用7655型气腿式凿岩机,1吨固定式矿车出矸,P—30B型装岩机装矸,蓄电瓶机车运至+390轨道上山车场,绞车提升到+540m车场运到地面,1—5段毫秒电雷管,二级煤矿安全许用炸药,FDA100型智能放炮器启爆。
三、工作面工艺流程
安全检查→清找悬矸→打眼→装药连线→停电撤人→站岗警戒→启爆→炮后间隙30分钟待炮烟吹散后检查工作面瓦斯浓度→安全检查→清找悬矸→转碛头装矸→运输→二次循环作业→文明生产。
第二节爆破作业
一、爆破参数定额
1、单位岩体炸药消耗量(kg/m3)和单位岩体雷管消耗量(发/m3)。
根据井巷掘进材料消耗定额,该巷道地质说明书岩石硬度等级f=8—10,断面积S掘=8.3m2,单位岩体炸药消耗量取2.08kg/m3。
2、炮眼直径
由于我矿使用炸药直径为32mm,为便于装药,帮炮眼直径取38mm。
3、炮眼深度
为保证施工质量,决定采用浅眼爆破循环作业。
预计炮眼利用率为85%,根据月计划要求,每循环进尺达到0.90m,故炮眼深度为1.5m,现场采用的7655型气腿式凿岩机能满足此要求。
4、炮眼数目确定
1)确定循环炸药消耗量
Q=qSLη=2.4×
8.3×
1.5×
0.85=25(kg)
2)炮眼数目:
已知药卷直径为32mm的煤矿安全许用二级炸药,m=0.2m;
p=0.2kg,取α=0.5,得:
N=
=33≈30(个)
5、炮眼布置
1)掏槽眼
采用楔形掏槽,槽眼对称巷道中线并偏下布置,取槽眼排距为0.5m,成对炮眼眼底距离为0.2m,槽眼与工作面水平夹角680,故槽眼深度为1.8m,由此得成对槽眼眼口间距为1.2m,共6个。
2)周边眼
根据质量管理要求,保证巷道成形效果,顶、帮眼应适当加密,共布置炮眼12个,间距500mm,底眼布置9个,间距500mm,周边眼总计共18个。
3)辅助眼
根据已确定好的槽眼、周边眼之间的间距,均匀地布置辅助眼,以求扩大掏槽,获得更好的爆破条件。
共布置6个辅助眼,间距为500mm。
通过炮眼布置,得炮眼总数为33个,水沟眼1个
6、各炮眼装药量分配
1)掏槽眼:
为了取得较好的效果,槽眼装药系数比其余炮眼多取,故α=0.5。
每眼装药卷数1.8×
0.5÷
0.2=5(卷)
槽眼装药量6×
5×
0.2=6(kg)
2)辅助眼:
α=0.5
每眼装药卷数1.5×
0.2=4(卷)
辅助眼装药量9×
4×
0.2=7.2(kg)
3)周边眼:
炸药余量为11.8kg,故
每眼装药卷数11.8÷
18÷
0.2=3.2≈3(卷)
周边眼装药量18×
3×
0.2=10.8(kg)
4)水沟眼装药量=1.5×
0.2=1(kg)
总炸药量为:
6+7.2+10.8+1+0.4=25.4(kg)
通过计算,单位岩体雷管消耗量为4.1发/m3,单位岩体炸药消耗量为3kg/m3。
掘进炮眼布置图、装填药结构图
二、爆破说明表(详见爆破说明表)
三、放炮执行地点
运输巷施工,放炮执行地点设于巷道内的躲避硐室内,每次放炮执行地点必须距工作面碛头不小于200m。
四、警戒设置及撤人范围
1、每次放炮作业,必须撤出掘进工作面的所有人员到放炮执行地点,并在执行地点站岗警戒,由当班班长负责安排布岗责任人员,布岗责任人必须认真履职,放炮后,由班长负责安排专人撤岗。
2、放炮作业地点必须悬挂“放炮执行地点牌”。
放炮警戒布置示意图
第五章生产系统
第一节掘进通风
一、通风方式
1、通风方式
掘进工作面的通风方式采用压入式通风。
2、风筒敷设方式
工作面的风筒采用钢丝绳进行吊挂,吊挂平、直、稳,无死弯和破口,以减少通风阻力和风量损失。
3、供风距离
掘进工作面在掘进时,局扇距工作面的最大通风距离为800m。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯(CO2)涌出量计算:
从岩掘进工作面的资料得知,本工作面绝对瓦斯涌出量为0.31m3/min。
Q掘=100×
Qwj×
Kjt=100×
0.31×
1.2=37.2(m3/min)
Qwj—掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.31m3/min
Kjt—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数1.2
2、按30分钟排烟时间计算
Q掘=7.8/t×
=130.8m3/min
上式中A:
一次性启爆炸药量,为10.4kg
S:
巷道净断面,为8.3m2
L:
通风长度,按760m计算
T:
通风时间,按30分钟
P:
风量比,取1.5
3、按炸药量计算
Q掘=25A=25×
25人=625m3/min
A—工作一次爆破炸药量25kg
4、按掘进同时工作最多人数计算:
Q掘=4N=4m3/min·
人×
20人=80m3/min
上式中N:
工作面同时取多人数,N取20人
4:
每人每分钟应供应的最低风量
5、按局部通风机的实际吸入风量计算
Q掘=(Q局+9S)×
Ⅰ=(200+9×
8.3)×
1=255m3/min
上式中Q局:
拟选掘进局部通风机的额定风量,为200m3/min
Ⅰ:
掘进工作面同时运转的通风机台数
S:
安设局部通风机的断面积m2
6、掘进工作面风量验算
1)按最低风速验算
Q岩≥9S岩=9×
8.3=74.4m3/min
2)按最高风速验算
Q岩≤240S岩=240×
8.3=1994m3/min
通过上式对工作面最低风速和最高风速的验算,工作面的风量符合要求。
根据上述风量计算与验算,确定该掘进工作面的供风量为200m3/min,安装局部通风机的巷道风量为262m3/min。
三、局部通风机选型计算
(一)局部通风机风量的确定
Qf=Qj/φc=200/0.95≈210m3/min
上式中:
Qf:
局部通风机风量m3/min
Qj:
掘进工作面需风量m3/min
φc:
风筒的有效风量率%
(二)局部通风机风压的确定
Hft=RQfQj+Qj2/D4=198×
200×
130+1302/0.5=3560180Pa
上式中Hft:
局部通风机工作全风压Pa
R:
风筒风阻(按最大通风距离计算)N·
S2/m2
局部通风机风量m3/min
D4:
风筒出口直径m
根据上述计算和以往的经验,选择FBDCNO6—2×
7.5kw型对旋式局部通风机,并使用φ600mm双抗风筒,能满足岩巷的供风要求,且是合理的。
四、安装局部通风机的规定
1、局通风机安装在+390m南6进风上山风门外,距离不得小于10m,局部通风机的各种设备必须齐全,且必须垫高(距巷道底板高度不小于300mm)。
局部通风机的供电必须与采煤工作面分开,并实现“三专两闭锁”。
同时,局部通风机的日常管理必须专人管理,并实行挂牌留名制管理。
2、风筒的吊挂必须平、直、稳,缝环必挂,且环环吃紧,不得有缺环或松环,风筒接头应顺着风流方向插接,并必须进行反压边,做到严密不漏风,大直径风筒与小风筒之间的连接,必须做到先大后小,并使用过渡节,严禁花接,破损的风筒必须及时缝补或更换,风筒距碛头的距离不得超过10m,同时在耙矸机处或正式风筒与临时风筒搭接处安设一个三通,但要保证风筒出口风量不低于200m3/min,供给安装局部通风机处的风量不得低于262m3/min。
五、确定放炮后通风时间
掘进工作面的供风量为200m3/min,放炮后完全将炮烟排出该掘进巷道需40分钟通风时间(最大通风距离计算)。
通风系统及监控系统图
第二节压风系统
+390m南岩巷掘进,由井下螺杆式压风机供风,掘进时采用两台7655型气腿式凿岩机2把,工作压力0.5mPa,耗气量为3.6m3/min。
第三节综合防尘
掘进坚持湿式打眼、放炮使用水炮泥、冲洗巷帮、装岩前进行洒水防尘等综合防尘措施。
在巷道耙矸机处安设1道喷雾装置,并确保在耙矸机运转出矸时的正常使用,同时,必须在耙矸机的后方5—10m安设一道放炮喷雾,在巷道回风流中安装一道净化水幕,当掘进巷道长度超过500m时,必须在巷道中部增设一道净化水幕。
防尘喷雾和净化水幕必须做到灵敏可靠,使用正常且雾化好。
已掘巷道中的防尘供水管路必须敷设平直,并进行吊挂或垫高,距巷道底板的高度不得小于300mm,接头严密不漏水。
同时,供水管路每隔100m必须设置一个三通闸阀,巷道中的积尘必须定期冲洗清扫。
防尘管路系统:
井下+640消防水池→+540m3#上山→+390m车场→+390m南石巷→+390m岩掘工作面。
其主要管路采用φ108mm的无缝钢管,支管用6'
的焊接钢管。
防尘管路及压风系统布置示意图
第四节防灭火
矿井防尘管路系统兼作防灭火水源,同时在变电所、设备硐室等电气设备地点设干粉灭火器材。
防灭火管路系统:
第五节安全监控
一、安全监控设施的安装:
在掘进工作面的安全监控分站安设在+390m南6机电硐室里,瓦斯传感器2台分别吊挂在距工作面碛头5米以内和距离回风第一合流点以里10m—15m,巷道中部上方,距巷道顶板的距离不大于300mm,距巷道两帮不小于200mm。
传感器的设置分别为:
报警点≥1%CH4,断电点≥1.5%CH4,复电点<
1%CH4,断电范围为该掘进巷道及其回风巷中的所有非安全本质型电气设备。
安全监控信号传输电缆必须吊挂在非风筒帮,且吊挂平直,其接头必须使用专用接线盒,严禁裸接,严禁出现失爆,同时,必须定期对瓦斯传感器进行调校、检查、维护,确保瓦斯传感器的精度不超差,动作灵敏可靠。
二、监控设施管理措施
1、瓦斯传感器只能悬挂在顶板完好、无悬矸、无淋水等无安全隐患的位置,防止冒顶或其它原因损坏传感器。
2、甲烷传感器只有监控人员有权标校,每七天用标准气样进行一次校定,日常若有故障,应做到随时进行处理。
3、巷道或回风流中所有非本质安全型设备必须与传感器实现“瓦斯电闭锁”和“风电闭锁”,并由机电队安设,严禁将“瓦斯电闭锁”和“风电闭锁”私自甩开不用。
4、洒水灭尘时,严禁将水洒到传感器和接线盒上,以免造成设备损坏或导致仪器精度超差。
通风系统及监控系统示意图
第六节供电
一、+390mS岩巷掘进供电
掘进采用放炮掘进,采用耙斗装岩机装车或人工装车,蓄电瓶机车运输。
二、+390mS岩巷掘进供电方式的确定
掘进所有设备采用干线式供电,在+390m南6机电硐室里配电,配电点开关同时起风电、瓦斯电闭锁作用,根据掘进面设备配备情况,确定其供电系数。
+390mS岩巷掘进机械设备配备表
序号
设备名称
单位
使用数量
备用数量
合计
回采
掘进
小计
1
局部通风机
FBDCNQ6/2X7.5
台
2
压风机
MLGF-9.6/8-55G
3
耙斗装岩机
P-308B
+390m岩巷采区电气设备技术特征
采区用电设备
额定
容量
Pe(kw)
额定电压
Ue(V)
额定电流
Ie(A)
额定起动电流
IQe(A)
超动功率因数
cosφQe
额定功率因数
cosφe
效率数
电动机型号
每台设备电机台数
2×
11
380
13
91
0.56
0.79
0.91
YB250-4
22
63
379.5
0.58
0.88
0.9
DZB2-17
17
19.7
138
0.57
0.89
三、电压等级确定
由地面变电所高压进+390m水平6机电硐室变压后低压送至+390mS岩巷用电地点,电压等级380V。
四、岩巷掘进用电负荷
SBmax=KXΣPN/cosφpj=32/0.79=40.5KVA
式中ΣPN=15+17=32Kw
KX:
需用系数,取Kde=1
cosφpj:
加权平均功率数,取0.79
低压电缆干线截面按电线路最长、负荷最大的线路进行计算先择,由于支线电缆经常移动,需要选择橡胶电缆,选择时考虑足够机械强度,按机械强度要求的电缆允许截面进行选择,装岩机最小截面16-25mm2
五、+390mS岩巷供电开关的选择
+390mS岩巷选用低压开关技术数据
被控制的设备
低压开关型号
额定电压(V)
额定电流(A)
配电总馈
KBD-200
QBZ
80
QBZ-120/380F
六、+390mS岩巷掘进供电网络续保整定值
+390mS岩巷供电网络各开关保护整定值
开关用途
开关型号
保护方式
整定值
配电馈开
过流继电器
IOPO≥IQe+ΣIe=138+13.6=151.6取
IOPO=200A
耙斗机控制开关
QC83-80
熔断器
IOPO≥IQe/(1.8~2.5)=138/2=69取
IOPO=80A
第七节运输系统
一、运矸系统
+390mS岩巷掘进工作面采用P-30B耙斗装岩机装岩或人工装岩,机车运至+390m车场,用绞车提升至+540m水平车场,机车运出井口地面矸场。
矿车过安全出口双风门处放慢车速,严禁同时打开双风门过往车辆,只许一道关、一道开进行过往车辆,过完车辆后,必须同时关闭两道风门。
二、运料系统
地面采用单独运输,所有材料必须按规定捆绑好集中运至井下,井下人工运至各自用料点
掘进运输系统布置图
第八节通讯
掘进工作面安设一部电话,安设在距工作面碛头最近的躲身硐室内,电话能够直接和矿井地面调度室相连,形成通讯网络。
第六章劳动组织及主要经济技术指标
第一节劳动组织
严格执行现场交接班制度,采用“三八制”工作,所有参与作业特殊工种必须坚持“持证上岗”。
劳动组织表
打眼
工
放炮
瓦检
员
跟班
队长
出矸
班长
耙斗
司机
小班
圆班
出勤人
9
27
在册人数
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