营脚煤矿 970皮带巷开拓掘进作业规程.docx
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营脚煤矿 970皮带巷开拓掘进作业规程.docx
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营脚煤矿970皮带巷开拓掘进作业规程
营脚煤矿+970皮带巷开拓掘进作业规程
申请巷道开工报告
猫场安全监察站:
营脚煤矿根据开采设计方案和安全专篇,主斜井已施工到,现根据设计将施工+970皮带运输巷,作为今后主井运煤,行人之用。
现+970皮带巷按141°方位、坡度按+3‰掘进,总工程量预计460米。
施工作业规程已编制,并经矿有关人员会审。
特请贵站申请该井巷工程开工掘进作业为感!
特此报告!
织金县营脚煤矿
2011年2月13日
目录
第一章编制依据
第二章概述
第一节概述1
第三章矿井概况
第一节地理情况2
第二节地质情况3
第三节矿井瓦斯4
第四章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
断面图
第二节支护设计
第三节支护工艺
第四节支护方式的参数主要参数
断面锚杆图
锚杆展开图
第五章施工工艺
第一节确定施工方法及顺序
第二节凿岩方式
第三节掘进工作面设备配置
第四节爆破作业
锚杆爆破说明书
装药结构示意图
砌碹爆破说明书
装药结构示意图
第五节装载与运输
第六节管路及轨道敷设
第六章生产系统
第一节通风
第二节压风
第三节瓦斯防治
第四节综合防尘
第五节防灭火
第六节安全监控
第七节供电、通讯
第八节排水
第九节运输
第十节通信
第七章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
劳动组织图表
第二节循环作业
第三节主要经济指标
第八章安全技术措施
第一节一通三防
第二节顶板
第三节爆破
第四节防治水
第五节机电
第六节运输
第七节揭煤防突措施
第八节其他
第九章灾害应急措施[换行]及避灾路线
特殊情况下防范措施
井巷布置示意图
安全监控示意图
通风系统示意图
避灾线路示意图
配电系统图
瓦斯探头在工作面位置示意图
运输系统示意图
第一章编制依据
根据《煤矿安全规程》及上级主管部门有关规定。
二、贵州省织金县营脚煤矿生产地质报告(2008年5月)。
三、贵州天宝矿产咨询服务有限公司2010年12月编制的《织金县营脚煤矿开采方案设计(变更)》。
四、贵州省煤田地质局实验室2006年9月提交的织金县营脚煤矿K16、K28、K32煤层煤尘爆炸性鉴定报告。
五、贵州华源矿山设计有限公司2009年2月编制的《织金县营脚煤矿安全专篇》。
六、结合本矿实际情况进行编制。
第二章概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
+970皮带巷开口于主井下220米处,井口标高+970米,以141°方位角,水平掘进。
由于地质变化和井筒揭露情况,+970皮带巷可能会布置在K16煤层当中。
在该巷的西部为主井,现其余为未掘区。
用甩车斜道将其与主井相连。
二、掘进目的及用途
主要作为K16#煤层煤炭运输、行人、入风、敷设各种管线。
三、巷道性质及特殊技术要求,需要重点说明的问题
甩道落平后必设置躲避硐并设红灯,设置躲避硐一侧必须有畅通的人行道。
上下人员必须走人行道,行车时红灯亮,行人立即进入躲避硐,红灯熄灭后,方可行走。
四、巷道工程量、工期
巷道工程量为460米,月进尺115米,工期为4个月。
第三章矿井概况
第一节地理概况
织金县马场乡营脚煤矿我矿地理坐标为:
东经106°07′10″~106°07′45″,北纬26°37′15″~26°38′14″。
我矿位于贵州省毕节地区织金县城东直距32km,距清镇55km,织金至清镇公路穿过矿区,交通较为方便。
地形地貌
我矿位于贵州省中西部,属云贵高原斜坡地带,区内地势西南高,北东低,地势起伏较大,以中低岩溶地貌为主,下三叠统夜郎组、长兴组灰岩在区内长形成悬崖陡壁,北东侧凹河切割较深,为区域最低侵蚀基准面标高960m。
凹河从矿区东部流过,多年平均流量为154.5m3/s,最大洪峰流量4660m3/s(1968.7.13),最小流量4.84m3/s(1966.5.12),年水位变幅10-14.55m,多年平均12.45m,为煤矿区最低侵蚀基准面(960m)。
矿区北部有落水洞小溪,属季节性溪流,
最大流量为3m3/s,往东流入凹河,该河流属长江水系,乌江支流。
第二节地质情况
一、矿区地层
区内出露地层由老到新有:
二叠系中统茅口组(P2m)、峨眉山玄武岩(P2β),二叠系上统龙潭组(P3l)、长兴组(P3c),三叠系下统夜郎组(T1y)及第四系(Q)。
1、茅口组(P2m):
分布在南部花洞-干捞洞一带,为一套浅海相浅灰~灰白色厚层~块状灰岩,岩溶裂隙发育。
厚度大于200m。
2、峨眉山玄武岩(P2β):
矿区未出露,玄武岩呈岩被(席)产出,厚度34-50m。
岩性为深灰、深灰绿色,风化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩,时夹硅质岩、粘土岩。
下伏地层为中二叠统茅口组。
3、龙潭组(P3l):
分布在矿区西部跑马土、克蚂寨、屯脚一带,该地层为一套海陆交互相的滨海沼泽含煤碎屑岩沉积,主要由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤、铝土质粘土岩等组成,含煤8-10层,可采煤层、局部可采煤层为3层,是本区含煤地层。
与下伏峨眉山玄武岩为平行不扩界技改接触。
厚266~300m。
4、长兴组(P3c):
分布在克蚂寨-野猫洞一带,为灰色中厚层含燧石生物碎屑灰岩,局部夹粘土岩,燧石为疙瘩状或条带状,偶夹炭质泥岩条带。
厚25-45m,与下伏龙潭组呈扩界技改接触。
5、夜郎组(T1y):
主要分布在北东部画眉屯一带,主要灰岩和少量泥灰岩、粉沙岩、粘土岩组成。
[换行]下部主要为灰~灰绿色薄-中厚
层状泥灰岩,底部一般为灰绿色钙质粘土岩、粉砂岩及泥质灰岩,中上部为灰~灰白色中-厚层泥晶灰岩,常见缝合线构造,溶洞发育。
厚大于200m。
与下伏地层扩界技改接触。
6、第四系(Q):
零星分布低洼、平缓地带,以残积物、堆积物为主,岩性主要为浅灰色粘土、含砾粘土。
厚0~20.0m
二、地质构造
矿区位于猫场向斜北东扬起端,矿区断层主要由F1断层带,F1断层分布在矿区南东部,在矿区内长21km,有分支复合现象,黄家田以南合并在一起,而在北段分为二条断层,断层带倾向南东,倾角在75-85°之间,断层带中为断层角砾岩、断层泥,在石菩萨-屯脚一带断夹块为龙潭组,其倾向290-310°,倾角在13-18°。
矿区主体在F1断层带以北西部,出露地层为龙潭组、长兴组、夜郎组,地层走向北西向,倾向40-60°,倾角在10-15°之间,平均倾角14°,总体来说矿区单斜地层,地质构造偏简单。
三、煤层与岩层
1、煤层
含煤岩系为龙潭组,厚度266-300m,平均厚274m,含煤平均厚度为6.14m;含可采煤层有K16(原M16)、K28(原M28)、K32(原M32)总厚度为4.17m。
煤层特征表
本区含可采煤层3层,即K16、K28、K32煤层。
K16煤层:
产于龙潭组中部,距P3C底界90.2-103.8m,经本矿主井及LD3、ZK101、ZK201揭露,煤层厚1.40~1.60m,平均厚1.48m,偶含夹矸石,顶板为岩屑粉砂岩、粘土岩,底板为砂岩、粘土岩。
K28煤层:
产于龙潭组中部,距K16煤层8.64-25.20m,经本矿主井及LD1、LD4、ZK101、ZK201揭露,煤层厚1.10~1.81m,平均厚1.39m,顶板为粘土岩,底板为粉砂岩、粘土岩。
K32煤层:
产于龙潭组中下部,上距K28煤层55.36-57.12m,经本矿主井及ZK101、ZK201揭露,煤层厚1.00~1.79m,平均厚1.30m,顶板为砂岩、粘土岩,底板为粘土岩、粉砂岩。
2、岩层
上覆地层为长兴组灰岩。
(1)灰黑色薄层粘土岩,厚8.30m。
(2)灰色中厚层粉砂岩,厚1.34m。
(3)灰黑色薄层粘土岩夹。
厚3.70m。
(4)深灰色中厚层灰岩。
厚3.10m。
(5)灰黑色炭质粘土岩为主,局部含粉砂岩。
厚4.95m。
(6)灰色、深灰色中厚层灰岩。
厚2.00m.
(7)灰黑色薄层炭质粘土岩。
厚3.96m。
(8)煤层(M1):
黑色半亮型煤,粉状及少量块状,宏观以亮煤为主,暗煤次之。
厚0.69m。
(9)深灰色薄-中厚层粉砂岩为主,局部含泥质成分,水平层理发育,在底部有0.08m厚煤层。
厚26.87m。
(10)灰色中厚层细砂岩。
厚8.48m。
(11)深灰色中厚层含生物碎屑灰岩。
厚1.86m。
(12)灰色中厚层砂岩,见平行层理。
厚1.78m。
(13)灰色粉砂质粘土岩、粉砂岩、水平层理发育。
厚4.60m.
(14)灰黑色岩质粘土岩。
厚2.37m。
(15)M16煤层:
厚1.10m,黑色半亮型煤,粉状及少量块状,宏观煤岩组分以亮煤为主。
厚1.10m。
(16)灰黑色岩质粘土岩。
厚0.10m。
(17)灰色中厚层粉砂岩。
厚10.12m。
(18)粉状煤层。
厚0.37m。
(19)深灰色、灰黑色薄层粉砂质粘土岩。
厚4.61m。
(20)灰色中厚细砂岩、粉砂岩,水平层理发育。
厚5.75m。
(21)为M28煤层:
煤层为粉状-块状,以亮煤为主。
煤层中上部为1m厚黑色炭质粘土岩。
厚2.56m。
(22)灰、深灰色中厚层粉砂岩、细砂岩。
厚6.64m。
(23)M30煤层:
黑色半亮型煤,粉状结构,以亮煤为主。
上部有2.52m厚炭质粘土岩。
厚3.75m。
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(24)灰色薄-中厚层粉砂岩、细砂岩,局部夹少量粘土岩,岩石中水平层理发育。
厚55.36m。
(25)M32煤层:
厚有1.10m,其间夹0.28m厚炭质粘土岩,上下各有0.60m厚的深灰、灰黑色炭质粘土岩。
厚2.58m。
(26)灰色、深灰色中厚层粉砂岩、细砂岩,在中下部夹20cm厚煤层。
厚43.49m。
四、水文地质特征
1、织金县马场乡营脚煤矿以斜井方式开拓龙潭组煤层,运输大巷主要布置在K28煤层底板中,走向长壁后退式开采,高瓦斯矿井,抽出式通风,绞车提升。
煤层开采时无淋水现象,仅局部地段有淋(滴)水现象,实测矿坑涌水量9.79-11.81m3/h,矿井正常涌水量10.46m3/h,最大涌水量11.81m3/h,矿坑充水主要来源于龙潭组基岩裂隙水,大气降雨是引起矿井涌水量动态变化的主要因素,建井以来未发生[换行]过突水淹井事故,一般无底鼓现象,矿井水文地质条件应属复杂类型。
2、在矿井建设过程中,必须加强水文地质工作,严格按照黔煤办字【2007】37号文关于加强小煤矿水害防治工作的通知要求,坚持“预报预测、有掘必探、先探后掘、先治后采”,还必须做到“有疑必停”的原则,采取探放水措施,高度重视防治水的工作,防止发生矿井透水、老窑突水的安全事故。
3、应加强地面大气降水的疏干涸井下水的排出工作和预防。
同时还应加强对老空积水的探测和预防。
4、矿井在生产前,需对矿区范围内的老窑、采空区作进一步的调查,并在矿井井上下对照图和采掘工程图上标明位置及其影响范围
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避免矿区范围内老窑、采矿区对本矿井施工的影响。
第三节矿井瓦斯
1、瓦斯
我矿为扩界技改矿井。
据贵州省煤炭管理局黔煤行管字【2007】54号《对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》,织金县马场乡营脚煤矿绝对瓦斯涌出量0.99m3/min,矿井相对瓦斯涌出量14.85m3/t。
属高瓦斯矿井。
我矿地处贵州省煤与瓦斯突出地区,故我矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。
2、煤尘
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营脚煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》,矿井所开采K16煤层无爆炸性。
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营脚煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》,矿井所开采K28煤层无爆炸性。
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营脚煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》,矿井所开采K32煤层无爆炸性。
本矿按煤尘无爆炸性进行设计和管理。
3、煤的自燃倾向性
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营脚煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告》,矿井所开采M16(现K16)煤层自燃倾向性属一类容易自燃煤层。
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营
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脚煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告》,矿井所开采M28(现K28)煤层自燃倾向性属一类容易自燃煤层。
贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的《织金县马场乡营脚煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告》,矿井所开采M32(现K32)煤层自燃倾向性属三类不易自燃煤层。
4、地温
区内未发现地温异常区,地温正常。
第四章巷道布置及说明
第一节巷道布置
+970皮带巷布置在主井向下220米的东面,标高+970米,以141°方位角,-10°倾角掘进。
在其西部是主井筒,其余现无开掘区,担负着K16#煤层煤的运输以及行人、入风、敷设各种管线和安全出口的任务。
1、本工程用甩道与主井相连,甩道为拱形断面,净宽3米、墙高1.1米,拱高1.5米。
采用锚喷支护。
交叉点施工时必需先向顶打双排锚索(锚索长不小于7米,每排不少于3根)控顶后才能出矸。
2、+970皮带巷道采用折山形断面,净宽3.4m、左净高2.5m、右净高3.3米,净断面9.8m2,砌碹锚杆或锚喷支护形式。
3、巷道施工必须严格按测量人员标定的中心、腰线施工。
(附图:
砌碹、锚喷支护断面图及其它图表)。
第二节支护设计
1、比较稳定时采取锚喷支护,在比较破碎处采用加密锚杆或用11#工字钢支护。
2、临时支护
(1)巷道临时支护为锚杆打注和喷30mm厚临时砂浆联合支护,临时支护锚杆距工作面不大于1.0m,临时砂浆距工作面不大于3.0m。
遇顶板破碎、断层构造带和穿煤层时,临时超前支护采用DM20—300/90单体液压支柱配4米长钢梁,规格12kg/m的钢梁做临时支护。
沿巷架设2排,2排钢梁上用50mm厚2.5米长木板拼严护牢顶板。
同时在架设临时支护过程中,必须加强敲帮问顶工作,严防[换行]顶板脱落伤人事故发生。
(2)永久支护
永久支护为锚杆打注和喷砼100mm厚联合支护。
砼配比为水泥:
沙子:
石子=1:
2:
2
构造带、煤岩交界处、煤岩破碎、构造带必须加打锚杆或砌碹。
3、质量标准检验
副斜井质量标准与检验表
第三节支护工艺
一、施工顺序(检查、处理隐患、敲帮问顶)
1、先施工交叉点再施工甩道,之后施工+970皮带巷。
2、支护前必须搞好敲帮问顶工作,及时撬落浮石、危石、检查事故隐患,处理安全后方可进行打注锚杆和喷浆工作。
第四节支护方式的主要参数
一、支护材料
1、锚杆及锚固剂:
锚杆采用¢16的螺纹钢,锚杆间距为0.8m×0.8m每根锚杆使用2节树脂锚固剂,锚杆外露长度为80mm~100mm,托板厚6mm,150mm×150mm的方形钢板的制成。
锚杆选择计算:
按冒落拱的高度1.3-1.5倍为基础,锚固煤层厚度的计算公式:
m=kbk-安全系数,取k=1.3-1.5
=1.5×B/2fb-自然冒落高度,b=B/2f
=1.5×0.867B-巷道掘进跨度cm,取320cm
=1.6mf-煤层坚硬性系数取1.5cm
L=m+L1+L2L1-锚盘最大厚度取5cm
L2-最大外露长度10cm
考虑安全系数L确定为锚杆长去180cm。
锚杆直径的确定
本着标杆体的拉力等于锚杆实际锚固力的原则确定。
由P拉=(兀/4)d2δ拉P拉=Q固
得d=1.13Q固/δ拉(1-1)P拉-锚杆杆体材料的抗拉力、公斤
d=锚杆直径厘米δ拉-杆体设计抗拉强度公斤/cm2
Q固-锚杆锚固力、公斤
以锚杆材料的抗拉力等于被锚固的煤重量并考虑安全系数由:
P拉=KGG=smr
根据(1-1)直接求出锚杆的直径
d=1.13SLmr/Nδ拉m=锚固的煤层长度考虑取180cm
=1.13×2×100×180×1.45/(8×5000)k=安全系数取2
=1.47cmδ拉=5000公斤
r-煤比重1.45s-巷道顶板朝着工作面方向暴露长度cm
N-在顶板暴露长度为s,宽为1米的面积上锚杆支架根数。
考虑其它安全因素直径取16mm。
2、混凝土:
喷浆混凝土必须使用使用纯净的石砂和颗度不大于10mm石子,按配比水泥:
沙子:
石子=1:
2:
2均匀搅拌而成。
混凝土标号为200#,水泥标号为425#。
速凝剂型号为JB5型,掺入号为水泥质量的5%,速凝剂必须在喷浆机的上料口外边喷边加入,不得提前掺入混凝土中。
3、对所用的水泥和速凝剂要分类存放在干爽地带。
并用隔潮物将其垫起,以免存放时间过长受潮失效。
二、锚杆打注工艺
1、[换行]打锚杆眼
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具撬落浮石、危石,确认安全后方可进行工作,打眼时人员必须站在临时支护下进行作业。
(2)打眼前要根据巷道中心,腰线检查巷道断面是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)打锚杆眼使用锚杆机,使用锚杆机打眼时要先开水,后开风,停锚杆机时要先停风,后停水。
(4)打眼时锚杆眼应与岩壁尽量垂直,夹角不小于75°,打到比锚杆的设计尺寸少100mm,锚杆外露长度小于100mm(锚杆眼深1600mm),打完眼后,要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。
2、安装锚杆
(1)锚固剂要用树脂锚药,装树脂药卷前,先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼到符合设计要求为止。
(2)安装锚杆时,先把树脂药卷装入眼内,随后插入锚杆,此时安好连接套,插入风锚机,启动风锚机使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌30s后,卸下风锚机。
20min后,上好托板,将螺母用手扳拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平,先用手镐找平后再安装锚杆。
三、喷射混凝土
1、喷射混凝土前的准备工作。
(1)检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格,无问题时方可进行喷射工作。
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(2)清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等,接好风、水管路,输料管路要放平直,不得有急弯,接头要严密不得漏风。
(3)检查喷浆机是否完好,摩擦板是否紧固,有无漏风等,无问题时方可进行喷射工作。
(4)检查风、水压是否符合要求,风压应控制在0.1~0.2mpa,水压应控制在0.25mpa。
2、在喷砼前,先检查待喷巷道的规格质量,必须符合设计要求后,方可进行喷射砼的工作。
3、混凝土配比为水泥:
沙子:
石子=1:
2:
2,水泥标号为425#,石子粒度为10mm,速凝剂掺量为水泥重量的5%。
4、人工搅拌料时要将料搅拌均匀,配比符合要求。
5、要保证喷砼厚度和表面光滑,每隔10m留一喷厚检查孔,作为检查巷道喷砼厚度的依据。
6、喷砼前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净,并将电缆用木板盖严和其他设备保护好。
7、喷射人员在喷砼前必须戴上胶皮手套,防护口罩。
8、喷射中,一人掌握喷枪,一人协同移动输料管,胶管不得出现直角弯。
持枪者要一手握喷枪,在掌握喷射方向,一手握住进水阀门,控制水量大小,严禁枪口对向其他工作人员,喷砼时通过调节水阀门控制合适的水灰比。
9、喷枪与受喷面要基本垂直,自小不得小于75°,喷枪与受喷面的距离以0.8~1.2m为宜。
10、喷射顺序为先下后上,先墙后拱,先凹后凸呈螺旋形轨道运行,一次喷砼喷厚30~40mm。
11、加入速凝剂,必须随喷随掺,不得提前掺入料中。
喷射砼强度为200#。
12、喷射砼必须洒水养护,要求每班洒水1~2次,养护时间不少于28d。
13、喷射砼的回弹料,可回收后掺入新料中,但掺量不得超过30%,后可用于发碹水沟。
14、严格执行开停机顺序,开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,必须先停料,后停机,再关水,最后停风。
15、砌碹用灰岩或花岗岩等不易风化的石料,墙厚不能小于300mm,墙基础要挖到底板300mm以下。
第五章施工工艺
第一节确定施工方法及顺序
1、岩石部份采用钻爆法,使用YT-23型凿岩机打眼,煤矿安全乳化炸药和电雷管爆破,煤部份改用煤电钻打眼爆破。
煤巷中严禁使用耙斗装岩机。
2、巷道施工均采用炮掘的掘进方法,在爆破前必须到工作面先敲帮问顶工作,之后方可进入工作面作业。
3、巷道为拱形,支护方式采用锚喷,在地质破碎带掘进巷道时,必须加密锚杆支护或用11#工字钢架棚支护。
第二节凿岩方式
1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方式进行掘送。
2、安注锚杆使用MQT-85C2型锚杆钻机和风锚机。
压风来自地面压风机,通过2寸管路输送到工作面。
第三节掘进工作面设备配备
掘进工作面采用煤电钻打眼掘进,人工出碴,绞车提升,并配备THYD-75型探水钻、型局部通风机供风。
[换行]第六章生产系统
第一节通风
一、副斜井掘进期间通风设计
1、=970皮带巷掘进工作面采用局部通风机压入式通风,选用FBDN05/7.5×2型对旋式局部通风机,风量7.7~13.3m3/s,风压400~3600pa,功率2×7.5kw,选用600#矿用阻燃风筒。
2、局部通风机设在地面,距井口不小于20米。
3、风筒选用抗静电阻燃风筒,正面延接靠帮、靠顶吊挂。
二、我矿属于高瓦斯矿井,必须使用“三专两闭锁”(专用变压器、专用开关、专用线路、风电闭锁、瓦斯电闭锁),且保持必须灵敏可靠。
三、风量计算
工作面需风量计算
①按瓦斯(或二氧化碳)计算
根据预测,掘进工作面结对瓦斯涌出量为0.99m3/min
Q掘=100×q掘×Kd
式中:
Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/s
q掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/s
Kd--掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数,取Kd=1.6。
故Q掘=100×0.99×1.6=158.4m3/min=2.64m3/s
②按炸药使用量计算
Q掘=25×A掘25×4=100m3/min=1.7m3/s
式中:
A掘--炮掘工作面一次放炮的炸药量,取4Kg
③按局扇通风机吸风量计算
FBDNO6/2×15型局部通风机,风量13.3~7.7m3/s,全压400~3600pa。
Q掘=Qf×I×Kf
式中:
Qf—掘进工作面局部通风机最大吸风量,Qf=4.7m3/s
I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量系数,去1.34。
故Q掘=4.7×1×1.34=6.5m3/s
④按工作面工作人数计算
Q采=4×N=4×10=40m3/min=0.67m3/s
式中:
N—工作面最大班出勤人数,取10人。
通过以上计算取Q掘=6.5(m3/s)
⑤按风速验算
0.25×Sj≤Q掘≤4×S
则0.25×Sj=0.25×5.2=1.3(m3/s)<Q掘
4×S=4×5.2=20.8(m3/s)>Q掘
故Q掘=6.[换行]5m3/s满足要求。
(附:
通风系统图)
第二节压风
压风机设在地面,经2寸管路铺设到工作面,工作面压风管路为1寸胶管至工作面所需压风处。
第三节瓦斯防治
1、副斜井在岩石中掘送,在222米处见K16煤层,在252米处见K28煤层,瓦斯问题不可忽视,必须按规定严格管理。
2、供风实行三专两闭锁。
3、保证工作面足够的风量能有效的冲淡和排除瓦斯与有害气体。
4、瓦检工必须携带光学甲烷检测仪,要跟班检查,做到井下交接班,并填写好记录,发现瓦斯超限及时撤出人员并汇报调度室,要求瓦检工每班至少巡回检查三次,不得出现空班、漏检或假检。
5、人员人井必须按规定携带自救器,并由班组长携带便携式瓦斯检定仪。
6、管理人员下井必须携带便携式甲烷检测仪上岗作业。
第四节综合防尘
要将空气中的矿尘浓度降到安全标准以下,矿井必须采取综合防尘措施,湿式作业和个体防护等措施,同时,建立完善的防尘洒水管路系统。
1、掘进工作面采用湿式打眼,放炮要使用水炮泥,放炮前后洒水降尘。
2、个体防护是综合防尘工作中不可忽视
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