回风顺槽作业规程.docx
- 文档编号:6807299
- 上传时间:2023-01-10
- 格式:DOCX
- 页数:35
- 大小:100.35KB
回风顺槽作业规程.docx
《回风顺槽作业规程.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《回风顺槽作业规程.docx(35页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
回风顺槽作业规程
鑫运煤矿有限公司一采区
1401工作面回风顺槽作业规程
编号:
08004号
工作面名称:
一采区1401回采工作面回风顺槽
编制人:
李明辉
施工负责人:
张志庆
总工程师:
董文勤
批准日期:
2008年7月20日
执行日期:
2008年8月1日
会审意见
会审及签字
总工程师:
年月日
生产:
年月日
通风:
年月日
机电:
年月日
安全:
年月日
技术:
年月日
监理工程师:
年月日
施工负责人:
年月日
会审意见:
会审意见
1、开工前所有参加施工人员都要认真贯彻学习执行《三大规程》及本作业规程,并进行考试,合格后方可上岗,各特殊工种人员必须持证上岗。
2、辅运顺槽、胶带顺槽、切眼、车场等各单项工程要根据现场实际情况,要用补充措施加以补充完善。
3、各施工巷道两帮均采用木质锚杆、锚固支护。
4、当巷道宽度大于3.5~5.0米时要使用三根前探梁作为临时支护交替前移,确保临时支护强度。
5、补齐通风系统图、避灾路线图、监测监控、压风、供水、供电、防尘系统图,补齐各巷道平剖面图。
6、局部扇风机应改用2×11KW对旋风机,确保供风风量,使用国标阻燃、抗静电、有MA标志的合格风筒,并使用好反压边。
7、当顶板破碎、锚网支护有困难不能保证支护安全时,应及时改变为矿用11号工字钢支护,棚距不大于0.8米,腰邦背顶要实,并用木楔楔紧。
8、必须坚持“有掘必探,先探后掘,不探不掘”的探放水规定,坚持“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度,每次探钻深度不小于60米,掘进不大于30米。
9、当掘进或探钻遇老巷时要及时分析老巷内有毒有害气体及积水情况,确认安全后方可掘进。
10、要抓好“一通三防”及“综合防尘”工作执行好防尘制度,每周清洗冲刷巷邦一次,确保没有积尘。
11、电气设备“三大保护”必须灵敏可靠,电缆悬挂要整齐,小电必须上板悬挂,放炮前要保护好电气设备,撤到安全地点。
12、各硐室不准使用可燃性材料支护,杜绝木支护。
悬挂各类牌板及岗位责任制并严格执行。
13、抓好提升运输管理工作,使用好“一坡三挡”及防跑车装置,定期检查钢丝绳,发现摩损严重等情况要及时更换,并做好记录。
14、巷道贯通时要提前编制巷道贯通安全技术措施并严格贯彻执行。
通风科要做好风量分配准备工作,及时调整风流,确保矿井通风安全。
15、严格按照质量标准化施工,抓好文明生产及作业环境卫生,及时清挖临时水沟。
16、本审批意见于作业规程一起传达贯彻执行,当遇到地质条件变化时应及时编制补充措施,确保安全生产。
参加会审人员:
董文勤邓庆会王建岗杨建雄
胡召良张建王明超郭安平
第一章工程概况
1.1工程概况
井口及工业场地确定在井田西南部,矿井采用平硐开拓,运输方式采用小绞车运输,第一水平服务年限为18年,井田面积1.8008Km2,走向长度2.1Km,倾斜长度1.2Km,现有可采煤层4层,其中3#、6#、9+10#、11#煤层为可采煤层。
平硐及石门将全矿井各煤层联合开采,将上下组煤层串联成一个整体,简化开拓系统,主平硐采用机轨合一混合运输,副平硐担负回风任务。
初期开采9+10#煤层,中央分列式通风方式。
一、巷道名称、位置及相邻关系
本作业规程适用于开采9+10#煤层一采区1401工作面回风顺槽工作面作业。
该巷道为一采区首采工作面,井下位于一采区西侧,北部与一采区胶带运输巷相交,东部距回风大巷160m。
二、巷道用途
第一回采工作面回风顺槽巷道服务于一采区1#回采工作面运料、回风、行人等需求。
三、巷道性质
本面所掘巷道为沿9+10#煤层沿顶板掘进的顺槽巷道。
四、巷道设计长度、坡度及服务年限
9+10#煤层一采区第一回采工作面回风顺槽设计长度395m,沿煤层水平掘进,服务年限1年左右。
预计开工时间2008年8月底和9月底,竣工时间2009年9月。
五、巷道平面布置
附图1:
一采区第一回采工作面回风顺槽和胶带顺槽巷道平面布置图如下:
1.2编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《鑫运煤矿资源整合初步设计》,批准时间为2007年10月8日。
二、地质说明及批准时间
地质说明书名称为《鑫运煤矿一采区地质说明书》,批准时间为2007年7月24日。
第二章地面位置及水文地质情况
2.1地面相对位置
9+10#煤层一采区第一回采工作面辅运回风顺槽地面位于才子坪村西北方向,小聪峪村东南方向。
地形地貌为山川丘陵。
地面对应范围另有渠、农田,采区西侧有省道汾屯公路。
2.2煤层赋存特征
该工作面9+10#煤层煤厚2.4~2.6m、9#和10#煤层间有0~200mm的夹泥岩夹矸,该面煤层总体呈现为单斜状,煤层倾向S-E,煤层倾角3°~11°,平均5°为近水平煤层。
2.3地质构造
本矿井地质构造资料不详,在施工中,前方采掘情况不明。
根据前期回风上山掘进情况,无断层等地质构造现象出现。
但发现有古窑采空区,没
有发现有瓦斯积聚和积水现象,范围大小不能确定,为了防止古窑采空区,在掘进过程中必须坚持“有掘必探,先探后掘”的原则,以及长探短掘的施工方法。
探巷采用3KW探水钻垂直于工作面正前方和左、右两帮煤(岩)壁进行探巷眼。
距底高均为1.0m,探眼深度不少于30m,掘进正前方每探一次巷道,只准向前掘进10m,以此循环进行。
若于采空区探通时,必须停止工作,不准拨钎杆,上报矿调度室及施工队值班室,待查明问题后方可开工。
2.4水文地质
矿井涌水量根据邻近矿井和施工组织设计所提供的资料预计掘进时涌水量小于40m3/h。
该巷道掘进过程中水文地质情况简单,主要为局部泥岩裂隙发育的裂隙水和地面表土水,以静储量水为主,正常情况仅出现局部顶板的淋水现象。
第三章巷道布置及支护说明
3.1巷道布置
3.1.1巷道布置依据
巷道布置根据一采区巷道布置图所提供资料,回采工作面辅运回风顺槽工程开口坐标分别为X=4074979.000,Y=19607710.000,Z=1332.5m;方位角为0°00′00″,倾角为1°~2°,近似为水平巷道,设计长度分别为395m,沿9+10#煤层顶板掘进,若煤层高度不足2.6m,则卧底掘进。
3.1.2巷道布置平、断面图
9+10#煤层一采区第一回采工作面辅运回风顺槽巷道平面布置图如图1所示、巷道支护剖断面图如图2所示。
巷道规格是不规则矩形巷道和梯形巷道,上宽2.6m,下宽3.5m,腰宽3m,高2.6m。
回采工作面巷道特征与单位材料消耗量表
名称
支护规格
净断面
钢材料
木材料
回风顺槽
梯形
7.93㎡
11#工字钢
(1×0.05×0.3)
回采工作面巷道特征与单位材料消耗量表
断面
名称
支护规格
净断面
掘进断面
树脂锚杆/m
木锚杆/m
8号铅丝网/m
形式
排列
㎡
㎡
直径
长度
根数
长度
根数
㎡
回风顺槽
锚网
三花
9.10
9.10
18
1800
6.25
1600
7.5
9.0
3.2支护设计
该回风顺槽采用锚杆+金属网联合支护形式。
3.2.1前探梁临时支护
采用前探梁作临时支护,前探梁使用10号槽钢4m长、3根,吊挂采用φ20钢筋做成的吊环,吊环规格为150㎜×100㎜,安装时先将吊环拧在锚杆外露端,每根前探梁采用2个吊环,由外向里推移,至工作面后,用刹顶木前后将前探梁背紧,爆破后安装前探梁打锚杆,永久支护到位后取下,做到工作面不空顶。
顶板较破碎临时支护采用带帽木点柱,点柱规格为直径不小于16㎝、长为2.5m左右,点柱不少于2根。
3.2.2永久支护
永久支护形式采用锚网支护,顶部锚杆选用树脂等强度螺纹钢锚杆,顶板锚杆长L=1800㎜、直径φ18㎜,垂直巷道断面周边分布布置,每根锚杆使用2支锚固剂,锚杆托板为120×120×8㎜的拱形弧度钢托板,钢垫为80×80×8㎜,每根锚杆上2个螺母,螺母扭力>100Nm,锚固力>5t,拉拔力为7t,锚杆间排距800×800㎜,排间采用三花排列方式布置;采用加长锚固方式,每根锚杆采用一节k2335快速树脂药卷和一节Z2335中速树脂药卷;铺设菱形金属网规格为顶部1200×4000㎜,帮部1200×2800,采用8#铅丝编制。
两帮锚杆采用木质锚杆,长L=1600㎜、直径φ16㎜(见巷道支护断面图)
若顶板破碎压力增大锚杆支护起不到作用时,采用架U29型钢支架,U29型钢棚棚间距为1.0m,砼背板背实,不接顶处采用砼背板刹紧背牢,棚与棚之间用φ20㎜拉杆拉紧、并固定牢固,拉杆不少于5根。
砼背板规格为1000㎜×200㎜×50㎜。
采用11#矿用工字钢棚支护时,要求背板整齐、前后互搭,充填物要严、实。
架棚时,用DZ-3.5型单体液压支柱。
单体支柱要支在搭好的木垛上,并与顶板垂直。
支柱顶拱梁时,拱两侧要有人员稳住两端配合支设。
搭架的台棚必须稳固可靠,人数不于7人。
若冒顶高度大于0.5m时、顶板采用打钢针方法控制,钢针直径为φ32,长3.0m,钢针间距200㎜,每打一次钢针工作面只准向前推移2.0m,不接顶处用混凝土背板刹顶并打井字垛形式充填严、实。
顶板条件如发生变化时,应根据顶板变化情况及时调整支护
锚杆支护验证:
按悬吊理论计算锚杆参数:
1、锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中:
L—锚杆长度m;
K—安全系数,一般取K=2;
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.05m;
H—冒落拱高度m;
其中:
H=B/2f=3.5/2×4=0.438m
B—巷道开掘宽度取3.5m;
f—岩石坚固系数,取4;
则:
L=KH+L1+L2=2×0.435+0.5+0.05=1.42m<1.8m
2、锚杆间、排距计算(间、排距相等)
а={Q/KHγ(1.5~1.8)}1/2=1.69m
式中:
a—锚杆间排距,m;
Q—锚杆设计锚固力,100kN/根;
H—冒落拱高度m;取0.438m;
γ—被悬吊石灰岩的密度,取=25kN/m3;
K—安全系数,取k=2;
则:
a=1.69m>0.8m;
通过以上计算实际选用φ18的螺纹锚杆长1.8m,锚杆的间排距0.8m,可满足顶板支护要求。
在遇到软岩或破碎带较严重时必须先与设计部门、监理、业主取得联系,并商定可行的施工方案。
3.2.3锚喷支护质量要求
1、巷道净宽、净高允许误差为0~+50㎜;
2、锚杆间排距800×800㎜,允许误差为±100㎜;
3、锚杆方向垂直于岩层面,最小不得小于75°;
4、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动;
5、锚杆外露不超过50㎜;
6、锚固力不得小于100kN;
3.3支护工艺
3.3.1支护材料
1、锚杆:
顶板锚杆长L=1800×φ18㎜,两帮锚杆长L=1600×φ16㎜左螺旋式螺纹金属锚杆。
2、锚栓托板:
120㎜×120㎜×8㎜,中心孔径φ23㎜金属钢托板。
3、垫片:
80㎜×80㎜钢板厚8㎜的方垫。
4、树脂锚固剂:
每根锚杆采用一节k2335(φ23㎜×300㎜)快速树脂药卷和一节Z2335中速树脂药卷。
锚村锚固力不小于100kN/根。
外露长度为30~50㎜。
紧固锚杆螺母必须使用力矩板手,拧紧力不小于100N·m。
3.3.2锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
(1)首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
(2)打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)打锚杆眼使用MQT型锚杆机打眼,锚杆机钻头直径为27㎜;风钻钻头直径为32㎜。
使用锚杆机打眼时要先送水、后送风,停锚杆机时要先停风、后停水。
(4)打锚杆眼时将相应的前探梁退后一根,打完后将前探梁推至工作面,再将相邻的前探梁退后,周而复始将永久支护支设到距工作面不大于0.8m的范围。
(5)打眼深度为1.8m,锚杆外露长度小于50㎜,与岩壁尽量垂直,夹角不小于75°。
打完眼后,要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。
2、锚杆的安装方法
(1)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,应重新打眼达到要求为止。
(2)安装锚杆时,先把树脂药卷按规定的数量装入眼内,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20s,停钻,卸下风锚机,待2min后方可卸下联接套。
5min后,上好托板,将螺母用锚杆机或气扳机拧紧。
(3)锚杆的托板要紧贴岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉掏净。
(4)锚杆的锚固力不得低于100kN/根。
3、金属网安装
首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具处理活岩、活煤,确认安全后开始吊联金属网,前探梁临时支护。
(1)铺设菱形金属网规格为顶部1200×4000㎜,帮部1200×2800,采用8#铅丝编制;当顶板破碎、压力较大时,应采用10#铅丝编制。
(2)顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设。
相邻金属网必须搭接200㎜,联网扣间距200㎜,用14#双股铅丝联网,使用专用联网钩扭接不少于3圈拧紧。
第四章施工工艺
4.1施工方法
4.1.1施工顺序
施工准备→钻眼→装药联线→放炮→临时支护→打锚杆顶眼→出渣→顶眼锚固→打两帮眼锚固→清理巷道完成→次成巷→进入下一循环。
4.1.2施工工艺
该巷采用全断面一次成巷方法,掘进与支护平行作业。
1、掘进采用钻眼爆破,全断面一次起爆。
2、永久支护为树脂锚杆+金属网支护,工作面临时支护必须采用前探支护或戴帽点柱,支护紧跟工作面。
3、按技术部给定的施工中线,沿9+10号煤层顶板掘进。
4、装载运输采用工作面耙煤机装煤,直接装入1tU型侧卸式矿车的方法。
5、交接班后,必须先进行“四位一体”的安全检查,发现隐患必须立即处理,确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼、装药、爆破等工作,当工作面炮烟吹散后,由班组长和爆破员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况,确认安全后,前移前探支护,用刹顶木、木楔使其接顶,并打紧背牢,然后进行腾根,打锚杆、出煤,以此为一个循环。
6、检查装药联线后,班长、瓦检员、放炮员撤离严格按照“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”制度进行作业。
待放炮员最后离开工作面至躲炮距离外的安全地点,发出放炮警号,采用MFB-150型起爆器进行放炮。
7、根据实际揭露岩土情况确定该段的掘进方式,当岩土稳定性较差时,采用人工洋镐、风镐配合刷帮;风化带采用放松动炮方式掘进。
4.2凿岩方式
本规程所施工巷道均采用爆破的方法破岩。
4.2.1打眼机具
打煤眼采用ME-12型湿式煤电钻2台,1台工作、1台备用;打锚杆眼采用MQT-30型向上式锚杆机2台,1台工作、1台备用,分别配备1.0m、2.0m风钎杆及麻花钻杆各2根。
电力来源于地面变电所,经过350开关,使用不同平方的电缆经过综合保护开关,供工作面煤电钻用电;风源来至地面压风房,经副井3寸管路压入工作面到风钻。
4.2.2降尘方法
采用湿式打眼,水泡泥装药,爆破时使用水喷雾,爆破后冲洗岩帮开放水幕,扒装前洒水、装岩过程中开放水幕的方法降尘。
4.3爆破作业
掏槽方式为楔形掏槽,周边眼眼口与设计轮廓线距离为200~300㎜。
4.3.1爆破器材
爆破材料为:
使用3号煤矿铵锑炸药AMⅡ-3,药卷规格为φ32㎜×200㎜,重200g,I-V段煤矿许用毫秒延期电雷管,MFB-150型发炮器起爆。
在施工过程中,要根据爆破效果优化炮眼布置与装药结构。
4.3.2装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线,有水时要使用防水套,以免受潮拒爆。
4.3.3起爆方式
爆破网络采用串并联全断面一次起爆,每一组串联7-8个炮眼。
放炮母线展开长度不小于75m,并避开直射方向的安全地点进行放炮。
开口放炮使用废皮带将炮眼口盖住,井口放炮母线展开长度不小于150m,在距放炮地点150m范围内的所有人员撤离,并避开直射方向的安全地点进行放炮。
4.3.4炮眼布置图及爆破说明书
1、炮眼数目和装药量的确定:
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量:
Q=qSln
式中q—单位炸药消耗量,q=1.5kg/m3(煤);
S—巷道断面积,㎡,9.1㎡;
l—炮眼深度,m,取1.5m;
n—炮眼利用率,取0.9。
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目:
N=q×S×m×n/(x×p)
式中N—炮眼数目,个;
m—每个药卷长度,取m=0.2m;
x—炮眼装药系数,一般取0.5-0.7,取0.5;
p—每个药卷重量,取0.2kg。
根据以上两公式,确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为:
Q=1.5×9.1×1.5×0.9=18.43(kg)
N=(1.5×9.1×0.2×0.9)/(0.5×0.2)=25(个)
实际炮眼数量回风顺槽取26个。
实际所需炸药量回风顺槽12.4kg。
附图5:
炮眼布置图及爆破说明书。
图5回风顺槽炮眼布置图
2、爆破说明书
(1)回风顺槽
眼号
炮眼名称
眼数
个
眼深
m
眼
距
㎜
装药量
角度/度
起
爆
顺
序
联线方式
卷/眼
㎏/眼
小
计
㎏
水平
竖直
左
右
仰
俯
1~5
掏槽眼
5
1.7
800
3
0.6
3.0
79
79
Ⅰ
串并联
6~11
辅助眼
6
1.5
600
2
0.4
2.4
Ⅱ
12~21
周边眼
10
1.5
400
2
0.4
4.0
85
85
79
79
Ⅲ
22~26
底眼
5
1.7
500
3
0.6
3.0
85
85
79
79
Ⅳ
合计
26
12.4
预期爆破效果表
序号
名称
单位
回风顺槽
胶带顺槽
开切眼
1
炮眼利用率
%
90
90
95
2
每循环工作面进尺
m
1.35
1.35
0.95
3
每循环破岩实体
m3
12.29
14.04
13.3
4
单位原岩炸药消耗量
㎏/m3
1.01
1.0
0.9
5
每米巷道炸药消耗量
㎏/m
9.19
10.37
12
6
每循环炮眼总长度
m
40.0
45.9
30.2
7
每立方米原岩雷管消耗量
个/m3
2.12
1.99
2.18
8
每米巷道雷管消耗量
个/m
19.26
20.74
30.52
4.4装载运输
4.4.1装载运输机具
巷道掘进中使用P-15B型耙煤机1部;1.0t侧斜式矿车或平板车;JD-5.5和JD-11.4小绞车两部。
4.4.2运输方式及要求
1、运输系统
根据本工程的特点,工作面爆落的煤由P-15B型耙煤机或人工装入侧斜式矿车,平巷可人工推车或采用KD-5.5小绞车提升运输,每勾提升V型矿车2个。
运输材料采用平板车。
轨道布置在巷道正中,轨距为600㎜,轨型为22㎏/m,轨枕间距为800㎜。
除变坡点外每间隔30m安装一个托绳轮,托绳轮用工字钢做成架子固定在道轨下平面上。
每部小绞车用4根锚杆固定,所用锚杆直径为20㎜,长不小于1500㎜,一端头为反麻花形式。
每隔150米将顺槽断面加宽到4.2m,作一双轨道存车场。
见图示。
2、装运要求
1.工作面固定尾轮的固定楔,楔眼应高于煤堆800~1000㎜,并略向下倾斜3°~10°,眼孔深度600~700㎜,固定铁楔长500~600㎜,打完楔眼后,先将绳套插入孔内,再用大锤将铁楔打紧打牢。
2.每掘35m移一次耙煤机,移机后,耙煤机距工作面距离5~7m。
3.耙煤机用4根地锚固定,耙煤机卸载槽要加护栏,防止耙斗出槽,胶带头用2根地锚固定。
耙煤机机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆,上沿与顶板相齐,且要固定,挡绳栏杆应用直径不小于20㎜的钢筋焊制,网络间隙不超过200㎜。
耙煤机距工作面最大距离为20m,最小距离为6m。
4.耙煤机两侧及巷道两帮浮煤,每班要及时清理干净。
5.小绞车运输材料时,要用声光信号联系,严格执行“行人不行车,行车不行人,行车放警戒”的规定,推车要在车后推车,严禁在两侧推车。
4、安全设置
在副井口向里10m处安设一坡三挡,阻止跑车防护装置。
另在掘进工作面前40米处设一道阻车器。
以上装置经常关闭,放车时方准打开。
在耙岩机上方20m处按一临时挡车器,随耙岩机而前移,停放车辆。
车辆提升、下放时要上保险绳。
绞车房、卸载点、停车点、作业点附近要安设(语音)声光信号控制按钮。
4.5管线布置
在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1.风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。
供风和排水管路使用3寸铁管,供水管路使用1.5寸铁管,距工作面20m范围内使用1寸胶管。
2.风筒使用直径600㎜的软胶风筒,逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面不得超过5m。
3.电缆钩每3m一个,电缆垂度不超过50㎜。
水管要接口严实,不得出现漏水现象。
水管距工作面20m范围内使用1寸胶管,20m外使用2寸铁管,要随工作面前进及时延长,以备工作面正常用水。
4.6设备及工具配备
设备及工具配备情况见表
设备及工具配备情况表
机械名称
类型
功率/kw
数量/台
工具名称
单位
数量
通风机
YBT52
5.5*2
2台、备用1台
铁锹
把
6
锚杆机
MQT-35
风动
2
大锤
个
2
绞车
JD-5.5
5.5
3
撬棍
个
2
煤电钻
M2-1.2
1.2
2
吊链
个
2
开关
QC-120
5
滑轮
个
3
水泵
潜水泵
3.0
2
信号综保
台
2
第五章生产系统
5.1通风
施工中采用压入式通风方式,局扇采用YBT52-5.5×2KW对旋风机,配φ500㎜胶质风筒压入式通风,风筒距工作面不能超过5m,保证工作面正常通风。
5.1.1掘进工作面风量计算
1、按CH4、CO2涌出量计算
Q=100qk=100×0.50×1.7=85.0m3/min
式中:
Q—掘进工作面所需风量;
K—通风不均匀风量备用系数取1.7;
q—掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.50m3/min;
2、按工作面爆破后排烟计算
Q=7.83√AS2L2/P2/t=133.77m3/min
A—一次爆破最大炸药量,12.4㎏;(回风顺槽)
S—巷道净断面积,9.10㎡;
L—炮烟稀释安全长度,取L=200m;
t—放炮后通风时间,20min;
P—漏风系数,取P=1.3。
3、按人数计算
Q=4n=4×12=48m3/min
式中:
4—每人每分钟不低于4m3的配风量;
n—掘进工作面同时工作最多人数,n=12。
5.1.2掘进工作面风量验算:
煤巷或半煤岩岩掘进时掘进工作面的风量应为:
15S掘≤Q掘≤24OS掘
1、按最低风速验算
Q=qS=15×9.10=136.5m3/min
式
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 回风 作业 规程