11052运输巷揭M5煤层专项防突设计.docx
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11052运输巷揭M5煤层专项防突设计
11052运输巷揭M5煤层
专项防突设计
编制:
袁明生
编制单位:
生产技术部
编制时间:
2013年11月23日
审批意见
审批人员签字:
施工队:
年月日技术部:
年月日
机电部:
年月日通防部:
年月日
调度室:
年月日安全部:
年月日
生产矿长:
年月日安全矿长:
年月日
通防矿长:
年月日机电矿长:
年月日
机电副总:
年月日通防副总:
年月日
主管矿长:
年月日总工程师:
年月日
11052运输巷揭M5煤专项防突设计
第一章概况
一、工作面概述
11052运输巷现从开口至迎头已施工125m,工作面因遇断层,M5煤层已断死,根据钻机队施工地质探孔资料显示,M5煤层位于巷道顶板垂高约2m左右,为了能尽快揭露M5煤层进入煤巷施工,经矿务会议研究决定,巷道掘进按+7°坡度上山施工,揭露M5煤层后,沿M5煤层顶板施工。
因M5煤层瓦斯突出危险性鉴定报告未批复下来,M5煤层按有突出危险性煤层管理,根据《防治煤与瓦斯突出规定》第六十二条之规定,为防止煤与瓦斯突出事故发生,确保矿井安全生产,结合现场实际情况,特编制本专项设计。
1、掘进目的及巷道用途
主要用于巷道掘进目的是为了满足11052采区回采时的通风、行人、运输和管线敷设的需求
2、巷道设计长度及服务年限
11052运输巷500m,服务年限与11052采面服务年限相同。
3、相关巷道采掘关系
11052运输巷位于主斜井以东,南临11052回风,西临11053采面(未施工)。
4、11052运输巷巷道布置图
详见11052运输巷工作面巷道布置图
二、揭煤区域瓦斯地质情况
1、煤层瓦斯情况
该区域M5煤层埋深为121~139m,该区域无掘进巷道,因北京煤科院提供的《文化煤矿M5煤层瓦斯突出危险性报告》还未批复下来,矿井M5煤层按突出煤层管理。
2、M5煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性情况
文化煤矿M5煤层无自燃发火倾向,煤尘无爆炸性。
3、掘进工作面穿过的煤岩层及沿煤层掘进顶底板岩性特征
产于P3l中上部,上距P3c底63.93~86.16m,平均75.32m;上距M4煤层底界17.57~44.73m,平均35.08m,下距M9煤层顶界17.10~44.73m,平均21.62m,层位稳定,呈层状产出,区内点状见煤率100%;点状可采率50%。
厚0.43~1.52m,平均厚0.78m,煤层厚度标准差0.16m,变异系数22.22%,为局部可采的不稳定煤层,M5煤层结构较简单,一般不含夹矸,
M5煤层顶板为浅灰色、灰色薄至中层状粉砂岩,夹粉砂质泥岩,局部相变为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩,伪顶为炭质泥岩,含黄铁矿结核。
底板为灰黑色薄层状泥岩、局部为粘土岩。
4、地质构造
1、褶皱
矿区范围内总体表现为一个近北东向的背斜构造(偏坡窑背斜),该背斜构造在矿区南西扬起,在矿区北东湾子寨一带倾覆。
核部出露的最老地层为二叠系中统峨嵋山玄武岩(P2β);两翼地层依次为二叠系上统龙潭组(P3l)、长兴组(P3c),三叠系下统夜郎组(T1y)及茅草铺组(T1m);矿区范围内延伸约4公里;背斜北西翼倾向为320°左右,倾角12~20°,一般在13~15°,背斜南东翼倾向120~160°,倾角10~19°,一般在10~13°;总体表现为一较宽缓的单一背斜构造。
巷道受背斜的影响,在施工过程中煤、岩层较破碎、节理较发育,顶板压力大,隐伏构造多,存有瓦斯及水涌出的可能。
2、断层、陷落柱、溶洞
该采区内无岩溶陷落柱现象,无火成岩侵入现象,岩层裂隙很发育。
第二章安全系统
一、通风系统
11052运输巷采用安装在副井四偏口扩大断面处(进风侧)的2台2×30KW局部通风机供风,两台风机分别接在Ⅰ、Ⅱ两个电源回路上,铺设一路直径φ600mm风筒供风。
新鲜风:
地面→副井→局扇→风筒→掘进工作面。
乏风:
11052运输巷掘进工作面→11052运输上山→1185运输石门→1185回风绕道→风井→地面。
二、监控系统
为保证11052运输巷在掘进期间的安全生产,根据《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定,对11052运输巷瓦斯监测监控及断电控制设计如下:
甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围如下:
甲烷传感器设置地点
编号
报警
浓度
断电
浓度
复电
浓度
断电范围
11052运输巷工作面
T1
≥0.78%
≥0.8%
<0.79%
11052运输巷工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备
11052运输巷回风流
T2
≥0.78%
≥0.8%
<0.79%
11052运输巷工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备
三、抽放系统
11052运输巷揭煤及掘进期间,利用11052运输巷敷设的DN250瓦斯管作为主管路抽放钻孔瓦斯,通过DN250/108三通连接多通进行连抽钻孔,管路安装时必须在抽放管路上安装导流管和控制闸阀。
四、供电系统
11052运输巷主要电器设备有:
皮带一部、四台刮板运输机、一台15KW绞车、打钻设备和各种开关等。
该迎头掘进施工中,供电方式为集中供电,局扇、动力双回路电源均来自井下采区变电所内经KBZ-400开关接至QBZ开关,再用不同型号的电缆联接,供工作面各机械设备用,电缆要吊挂整齐,必须使用三专两闭锁装置。
配电点设置在新鲜风流处,必须采用风电、瓦斯电闭锁检漏继电器等设备。
实行专用供电线路、专用开关、专用变压器;实现风电闭锁、瓦斯电闭锁。
第三章揭煤工序流程图见附件
第四章巷道揭煤过程中煤层的层位控制
一、根据钻机队提供资料,11052运输巷按+7°上山向前掘进15m时,巷道顶板将揭露M5煤层,现巷道定板与M5煤法线距离为2m。
二、施工时必须加强地质预测预报工作,准确掌握煤层层位,防止误揭煤层事故的发生。
三、为了防止掘进过程中误揭煤层,区域验证有效恢复掘进后,11052运输巷掘进过程中必须先探后掘、边探边掘,确保巷道距离煤层的法线距离不小于1.5m。
四、探眼施工时,必须有专职瓦检员、当班班组长在现场监督,否则不允许开工,并详细记录钻孔煤、岩情况,必须采取“双汇报”制度,当班班长和瓦检员必须根据现场实际煤岩情况向调度室汇报。
根据探眼施工情况计算,如巷道距煤层(煤厚大于等于0.3m)的法线距离小于或等于1.5m时,调度室必须通知通防部进行工作面突出危险性预测,只有当预测为无突出危险时方可按批掘进尺施工,否则必须采取局部综合防突措施。
五、经探煤计算巷道距M5煤层的法线距离小于等于1.5m后不在施工探眼,利用防突考察钻孔作为探煤钻孔判断煤层的变化。
六、探煤钻孔施工参数及布置图如下:
钻孔编号
与巷道中心线夹角(。
)
倾角(。
)
开孔高度
钻孔长度(m)
备注
1#探煤钻孔
0
+38
巷道底板以上2.2m
5m
钻孔穿过煤层全厚
2#探煤钻孔
0
+18
巷道底板以上1.8m
5m
七、探眼施工完后必须进行封堵,瓦斯涌出量较大时必须进行封孔连抽,以减少风排瓦斯量。
八、巷道在全断面揭露煤层后,在煤层中掘进施工时利用顶板支护锚杆作为探煤钻孔。
第五章区域综合防突措
一、区域预测
因北京煤科院所提供的《文化煤矿M5煤层突出危险性鉴定报告》还未批复下来,矿井M5煤层按突出煤层管理,因此不再进行区域预测,直接采取区域预抽措施进行消突。
二、区域防治突出措施
1、为了保证11052运输巷揭M5煤期间的施工安全,按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求,由钻机队在工作面迎头施工25个钻孔进行瓦斯抽放。
2、抽放钻孔设计详见:
第十二章附件8。
三、区域防突措施的效果检验
11052运输巷恢复掘进前,由矿领导请有资质的单位对揭煤区域预抽进行效果检验,经效检区域措施有效后方能对工作面抽放管路进行撤抽,施工单位方能打眼放炮施工。
效检指标
瓦斯压力P
瓦斯含量Q
有无喷孔等异常情况
突出倾向
单位
(Mpa)
(m3/t)
临界值
P<0.74
Q<8
无
无突出危险
P≥0.74
Q≥8
有
有突出危险
区域效检采用煤层残余瓦斯含量Q和残余瓦斯压力P作为检验指标,其指标临界值如下:
1、检验方法:
通防部根据11052运输巷揭M5煤抽放钻孔竣工图,分析瓦斯抽放钻孔的控制范围、瓦斯抽放钻孔间距、瓦斯抽放量等参数,计算钻孔控制范围内的残余瓦斯含量Q,当计算的残余瓦斯含量Q大于临界值时,则说明区域防突措施无效,则继续对揭煤区域进行抽放;当计算的残余瓦斯含量小于其临界值时,在11052运输巷工作面内向11052运输巷预揭M5煤区域施工四个检验测试孔(其中一个检验测试孔距钻孔控制范围边缘不大于2m范围),各测定点应布置在原始瓦斯含量较高、钻孔间距较大、预抽时间较短的位置,并尽可能远离预抽钻孔或与周围预抽钻孔保持等距离。
2、检验测试孔在施工过程中,见煤后必须立即停止钻进,由通防部派专人到现场配合有资质的检测单位采用压风排渣工艺进行取煤芯,取煤芯后必须按规定进行井下解析和带到地面实验室进行化验,测定经抽放后钻孔控制范围内的煤层残余瓦斯含量Q。
3、进行区域效检时,首先测定煤层瓦斯残余含量,然后对检验测试孔进行封孔测压,测压时必须停止整个区域内抽放钻孔抽放,并将所有单孔闸阀关闭,测压时间不小于1个星期。
4、化验后,如检验测试孔控制范围内煤层残余瓦斯含量Q小于8m3/t且煤层的残余瓦斯压力小于0.74Mpa时,以及检验孔施工过程中无喷孔、顶钻等其它异常现象,方可认为措施有效,该区域判定为无突出危险区,如检验测试孔控制范围内的煤层残余瓦斯含量Q大于8m3/t或煤层的残余瓦斯压力大于0.74Mpa,且施工检验孔的过程中有喷孔、顶钻等异常现象,则判定为措施无效,该区域仍为突出危险区,必须继续加强区域瓦斯抽放直至措施经效检有效。
5、区域效果检验钻孔具体设计由生产技术部根据区域措施竣工图进行设计,报送总工程师批准后组织实施。
四、区域验证
1、11052运输巷区域验证采用综合指标法进行。
2、区域防突措施效果检验时,施工的测压钻孔在见煤后必须每米采一个煤样测定煤的坚固性系数f,并把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度△P,则此值及所有钻孔中测定的最大瓦斯压力P值、最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数及瓦斯压力参数值。
综合指标D、K的计算公式为:
综合指标D、K临界值如下表:
综合指标D
综合指标K
无烟煤
其他煤中
0.25
20
15
4、当测定的综合指标D、K都小于临界值,或者指标K小于临界值且D值计算公式两括号内计算值均为负值,且无其他异常现象(喷孔、顶钻、卡钻等),工作面即为无突出危险工作面,在采取安全防护措施后可组织掘进施工;否则,为有突出危险工作面,必须加强揭煤区域穿层钻孔抽放。
5、在11052运输巷向前掘进过程中,当巷道顶板距M5煤净岩柱≤1.5m时,严格按照局部综合防突措施要求执行。
第六章、局部综合防突措施
一、揭煤工作面突出危险性预测
(1)预测方法
①采用钻屑量与钻屑瓦斯解析指标法相结合的方法进行工作面突出危险性预测。
②钻孔参数表:
钻孔编号
夹角(。
)
倾角(。
)
预计长度(m)
开孔间距(m)
备注
预测孔1
0
+24
8~10
0.8
预测钻孔穿
过煤层全厚
预测孔2
-25
+24
0.8
预测孔3
25
+24
0.8
预测孔4
0
+38
0.4
预测孔5
0
+18
0.4
③预测钻孔倾角根据煤层的变化情况及时进行调整,保证钻孔布置在煤层中。
④施工预测钻孔时,钻进速度要均匀应控制在1m/min左右,确保测定指标准确,钻孔倾角可根据现场煤岩层倾角进行调整,以保证钻孔在全煤中钻进。
钻孔每1m测试一次△h2值和钻屑量S值。
附图:
工作面预测钻孔布置平、剖面图
(2)预测步骤:
①11052运输巷工作面施工预测钻孔时,由通防部先用风钻配∮50钻头施工钻孔穿透岩柱后停钻,用风钻施工穿透岩石钻孔时可采用干式打眼;见煤后换用∮38的螺旋钻杆和∮42的钻头进行施工,打钻时现场作业人员要带好防尘口罩,并使用好各种防尘设施;现场人员必须配合防突工,按照防突工的要求进行布孔和施工。
②预测钻孔的控制位置:
4#孔终孔控制在前方上部煤体,2#孔终孔控制在前方左部煤体,1#孔终孔控制在前方中部煤体,3#孔终孔控制在前方右部煤体,5#孔终孔控制在前方下部煤体。
(3)预测预报指标:
突出危险性预测时对钻孔作钻屑量指标、钻屑瓦斯解析指标△h2值进行预测预报。
预测
指标
最大钻屑量(Smax)
钻屑瓦斯解吸指标(K1)
危险性
单位
Kg/m
ml/g·min1/2
临界值
≥6
≥0.5(0.4)
有一个指标达到或超过临界值或有异常现象即为突出危险工作面
<6
<0.5(0.4)
无突出危险工作面
(4)经预测指标不超限且工作面打钻时无喷孔、顶钻等其他明显突出预兆时,必须留有2m的预测钻孔超前距后方能施工。
(5)经预测工作面有突出危险时,必须采取局部综合防突措施且直至措施经效检有效。
二、工作面防突措施
1、工作面预测有突出危险时,根据现场情况施工浅孔抽放钻孔对工作面进行消突,工作面揭露M5煤时由通防部防突队用风煤钻机施工,工作面未揭露M5煤时由钻机队用液压钻机施工。
2、浅孔抽放钻孔设计详见:
第十二章附件9。
三、工作面防治突出措施效果检验
1、采用浅孔抽放措施后,必须对其进行效果检验,只有当效果检验措施有效后方能恢复工作面掘进,否则必须继续执行浅孔钻孔抽放措施直至措施有效。
2、对工作面进行效果检验时,效果检验方法及步骤与工作面突出危险性预测一样。
3、经效果检验措施有效后,必须按要求留有足够的超前距:
当措施效果检验孔长度等于措施孔长度时(即效检孔的投影长度等于措施孔的投影长度),必须留有5m的措施孔投影长度的超前距;当效检孔投影长度小于措施孔投影长度时,则应当在留足5m措施超前距并同时保留有2m的检验孔的投影长度的超前距的条件下,采取安全防护措施后按批掘进尺施工。
四、安全防护措施
(一)压风自救系统
1、揭煤前通防部在11052运输巷工作面25~40m范围内、站岗警戒地点及操纵放炮地点(井下)安装压风自救装置,压风自救装置尽量安装在站岗地点的硐室内。
安装完毕后交施工单位维护管理,保证其完好。
2、安装压风自救时必须达到以下要求,工作面压风自救装置不得少于8个呼吸袋,每个站岗警戒岗点及操纵放炮地点安装的压风自救装置不得少于5个呼吸袋;以上地点安装的压风自救装置每个呼吸袋的供风量不得小于0.1m3/min。
3、压风自救装置安装时必须方便使用,压风自救装置安装高度应以人员坐在巷道底板上后呼吸罩能完全罩住人体上半身为准,通防部按职责要求及时移挪和管理好分管范围内的压风自救装置。
4、揭煤期间井下严禁停压风,调度室必须在地面压风机正常运行的状况下方能允许揭煤放炮。
5、严禁在压风自救装置下堆放杂物或存放物料,要求压风自救装置方便避灾人员的正常使用。
(二)防突风门
1、揭煤前通防部必须对1185运输石门风门的防逆流装置进行检查,防止揭煤期间突出后发生风流逆转扩大灾变范围。
2、防突风门在揭煤期间必须关闭,通防部必须加强对井下与风井相连的各回风联络巷口铁栅栏的维护管理,防止人员随意进入风井内。
3、放炮期间,由各岗点站岗负责人检查一次防突风门的防逆流装置,并将防逆流挡板关闭,放炮结束后方能打开。
(三)个体安全防护
1、下井作业人员必须随身携带隔离式化学氧自救器,并懂得使用自救器的正确方法,未携带自救器的严禁入井作业。
2、所有施工及技术管理人员必须认真学习本专项防突设计。
3、掘进期间,现场人员必须熟悉突出预兆:
有明显突出征兆(煤与瓦斯突出的预兆:
有声预兆①煤壁发生震动或冲击,并伴有声响;②煤层变形发出劈裂声、鞭炮声、机枪声、炮击声或远处雷鸣声,声音一般由远到近,由大到小,先单响,后连响,最后一声巨响,接着便发生突出;③顶板来压,出现裂缝、发生断裂声,支架被压断,发出折断声。
无声预兆:
①紧接着声响工作面压力增大,煤壁塌落,片帮掉渣,煤被挤出、喷出、弹出,局部隆起,顶板下沉,底板鼓起,打眼顶钎、夹钎、喷孔,装药顶炮。
②煤质变软,有时软硬相间,疏松易碎,层理紊乱,光泽暗淡。
③地压活动激烈,工作面瓦斯涌出量大或忽大忽小或呈喷出状,温度下降,空气变冷,煤壁发凉。
④人在工作面感到头昏发冷等)时,要立即停止作业、切断电源、撤出人员,人员撤至安全地点后向矿调度室汇报。
4、现场人员必须熟悉避灾路线,避灾路线所经过的岔道口应设置有醒目的方向指示牌,保证避灾人员安全快速撤离。
(四)远距离放炮
根据毕节地区煤矿安全生产“四个100%”,规定,我矿井下所有工作面放炮均采取远距离放炮,放炮地点均设置在防突风门以外进风巷中,距工作面300m以外的位置,11052运输巷工作面顶板距M5煤岩柱大于或等于1.5m时,到巷道全断面揭露煤层,严格按本揭煤设计要求执行远距离放炮(放炮地点设置在地面),远距离放炮时必须遵循以下原则:
1、撤人范围:
井下的所有人员。
2、站岗设置:
警戒岗点设在主、副、风井口20m范围以外。
3、撤人及站岗方法:
放炮前,施工地点的班组长打电话通知调度室,由调度室电话通知所有井下人员撤至地面。
4、停电范围:
井下所有动力电。
5、停电方法:
放炮前需停动力电时,由施工地点的班组长通知调度室,由调度室通知当班电工进行停电工作。
6、撤人站岗人员到位后,必须向调度室汇报正反向风门关闭情况和撤人站岗情况,调度室接到撤人站岗人员汇报后,并确认停电后方可同意现场揭煤放炮。
7、工作面执行远距离放炮时,操纵放炮地点设置在主井口(地面)。
第七章、工作面揭煤期间加强支护措施
11052运输巷掘进过程中将揭露M5煤,由于巷道揭煤过程中顶板较软且破碎,为保证安全揭开M5煤,需对顶板加强支护,为了确保施工过程中的安全,编制措施如下:
一、施工准备
1、迎头范围内必须备齐加强支护用的钢筋网、菱形网、钢带(2.6m)及锚索(6.2m)。
2、准备好锚索涨紧器以及压力表。
3、准备好打探眼用的5m长钎子。
4、现场准备好打超前管棚用的Φ40mm×6000mm/3000mm的铁管。
5、准备好架棚用的棚梁、棚腿不少于5架。
6、架棚使用的木料。
二、施工方法
1、在揭煤过程中,当M5煤进入巷道顶板时开始施工超前管棚+钢带+锚索联合支护,若揭煤段顶板破碎、裂隙发育、瓦斯大时,采用架设T型工字钢棚加强支护。
进入煤巷施工时,取消钢带、T型工字钢棚支护。
若顶板仍然破碎,可根据现场情况继续采用锚网索+T型工字钢棚联合支护;管棚规格为:
Φ40×6000mm,管棚间距控制在300mm左右,角度与巷道方向夹角不大于5°。
2、施工超前管棚的技术要求:
①超前支护所使用的直径为40mm钢管,长度为6m,施工时用直径50mm的钻头进行打眼,其角度控制在3~5°(相对于巷道的顶板),超前支护钢管的间距为0.2m~0.4m,根据现场顶板岩性来控制管棚间距,尽量均匀布置。
②控制循环进尺时6m管棚每三炮施工一次,3m管棚每炮施工,只有在巷道拐弯、变坡时每循环施工一排3m长管棚,其它正常揭煤段必须施工6m长管棚(保证支护效果减少施工次数),管棚尾部必须留出1m左右,便于钢带及锚索压在管棚上,起到支护作用。
3、当锚索孔内有水,且水混浊不清,水流较大,且锚索锚固硬岩达不到1m时,必须更换9m长锚索或采取架棚等有效支护措施。
4、架棚施工方法:
⑴、全断面打眼—放炮—找顶、上前探梁、挂网—架棚—出矸
⑵、架棚施工顺序:
窜前探梁---上棚梁---背顶---挖腿窝---安棚腿---背实顶帮。
⑶、现场根据巷道中腰线要求,挖好棚腿腿窝并立好棚腿,要求棚腿与帮部网片连接,若帮部没有网片,则施工锚杆进行固定。
⑷、棚梁棚腿安设完后,对接处必须用螺栓锁紧,顶帮有空隙的用木背板背实背牢。
⑸、棚梁架设完后,每相邻棚子之间必须用拉杆连接在一起,防止倒棚伤人
⑹、巷道掘进期间遇到断层期间时,按棚距800mm架设11#矿工钢棚,特殊情况是缩短棚距至600mm加设棚梁,具体要求如下:
①棚子采用11#矿工钢,棚梁长为2800mm,棚腿为2500mm,巷道净高度控制在2200mm。
②棚子排距为800mm。
③背帮背顶必须刹紧背牢,撑木齐直成一条线,每6°~8°迎山1°且扎角为10°。
④架棚时必须先加固临近的支护,防止倒棚伤人,扶好棚好及时打齐撑木,架棚时必须使用好防倒装置,严格敲帮问顶制度,巷道超高超宽时,必须用道木和背板接实顶板和两帮。
⑤人工上顶时必须配足人力,并有专人扶住棚腿,施工人员必须听从指挥,统一行动,整个施工过程中确保后退路畅通。
⑥背帮背板必须隔棚成线,顶部背板6块,两边两块距棚梁端头各200mm,中间间距1040mm左右;帮部背板4块,上端距棚梁300mm,下端距底板500mm,中间间距780mm左右,背板必须背牢背实,超宽段支架必须充填实;撑木两帮各二道、顶部二道,距棚梁两端200mm处各一道,两端距离棚腿上端400mm各一道,距离棚腿下端1000mm处各一道;背帮背顶必须刹紧背牢,撑杆齐直一条线,棚子与巷道顶帮之间的间隙必须用背板接实接牢;背板与棚子垂直,与巷道走向一致并隔棚成直线。
⑦架棚时,首先进行安全检查,排除不安全因素,放炮前加固工作面10m内的支架,放炮后必须由外向里进行检查,整修;搞好临时支护,放炮后及时前窜前探梁,并固定好,上好需要架设的棚梁,调整好中线,背实顶板,棚梁前方空顶区用方木背实;挖腿窝时,先量好棚距,按中线和下宽定腿窝位置,按要求确定其深度,控制好顶帮后,再把腿窝挖至设计深度,挖腿窝时,必须专人监护;立棚腿时,调整好扎角并固定好;合棚梁:
前探梁上的棚头与棚腿合口,先合一头后,再合另一头,禁止人员在下方逗留,合口后将支架找正,压肩初步固定;最后检查支架的架设质量,符合质量标准后,再背顶背帮,楔紧打牢,并按规定使用好撑木、拉杆等装置。
架棚时,棚梁牙口用8#铁丝与棚梁连在一起,棚梁两头用8#铁丝与顶板网片相连,棚腿上距棚梁500mm位置用8#铁丝与帮部网片相连。
第八章、远距离放炮网络电流计算及放炮管理措施
一、揭煤放炮爆破网络电流计算
11052运输巷采用全断面打眼串联起爆法施工,总炮眼36个,工作面至放炮操纵点距离为750m。
爆破材料基本参数:
采用MFB—200型发爆器起爆,放炮电源使用四节干电池,电压为6V,峰值电压为2500V,雷管为镍铭丝毫秒电雷管,脚线长度为2m,最大电阻值为6.3Ω,放炮母线为断面积1.5mm2的铜芯电缆,导线电阻系数为0.0184Ω·mm2/m。
根据电爆网络计算:
I=
①
式中I---通过每个雷管的电流;
U---峰值电压2500V;
n---串联雷管的个数;
m---串联时为雷管串联的组数m=1;
r---每个雷管的全电阻,2m脚线镍铭丝雷管取最大值6.3Ω;
R---母线电阻R1与电源内阻R2之和,串联网络电流影响不大,所以电源内阻R2可以不计。
R1=
Ω②
式中l---导线长度,m;按照井筒深度、巷道长度、地面放炮设计长度为约750m;
S---导线断面积,1.5m
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