井底车场措施.docx
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井底车场措施
目录
第一章工程说明1
一、开门位置及方位:
1
二、用途1
三、工程量1
四、施工方法1
五、控制要素1
六、重点说明1
第二章支护说明2
一、临时支护2
二、永久支护2
三、支护材料2
四、支护质量要求2
五、按悬吊理论计算锚杆参数2
第三章施工工艺4
第一节凿岩方式4
一、打眼机具4
二、降尘方法4
第二节爆破作业4
一、爆破材料4
二、装药结构4
三、起爆方式4
四、施工质量技术要求4
第四章生产系统5
第一节通风系统5
第二节防尘、监测、排水系统7
一、监测系统7
二、防尘系统7
三、排水系统7
第三节运输系统7
一、空车及运料7
二、运矸7
第四节供电系统7
第五章安全针对性技术措施8
第一节 一通三防8
一、通风管理8
二、防尘管理8
三、防灭火及隔爆9
第二节 顶板管理10
第三节 爆破11
第四节 井底车场计算13
第五节 机 电15
第六节运输、装岩措施16
第七节探放措施17
第八节揭煤及断层时瓦斯异常涌出安全措施18
第九节喷浆措施19
第十节贯通措施21
第十一节避灾路线22
一、救灾路线22
二、避灾路线22
第六章技术经济指标23
第一章工程说明
一队施工的副井现已施工完毕,即将兑位井底车场及联络巷道,为保证安全施工,特编制此规程:
一、开门位置及方位:
在5号点前100m处开门,以真方位163°,坡度21.68478°,断面4.0×3.4m2(宽×荒高)施工斜巷17m,再以原方位,坡度21.68478°,断面4.5×3.4m2(宽×荒高)施工斜巷10m,再以真方位207°,断面4.5×3.4m2(宽×荒高)施工平巷100m,再以真方位207°,坡度3‰,断面3.2×2.9m2(宽×荒高)施工62m,再以真方位252°,坡度3‰,断面3.2×2.9m2(宽×荒高)施工48m,再以真方位27°,坡度3‰,断面2.9×2.35m2(宽×荒高)施工75m与运输上山贯通后停止施工。
二、用途:
运输
三、工程量:
312m
四、施工方法:
风钻打眼,煤矿许用二级乳化炸药爆破,耙斗机出货,绞车运输,预应力锚杆支护。
五、控制要素:
中心控制
六、重点说明:
1、必须严格按照地测给定的中心施工,不得擅自更改。
2、放炮前必须设警戒,放炮警戒如图所示。
第二章支护说明
一、临时支护
采用前探梁作为临时支护。
二、永久支护
永久支护采用树脂锚杆支护,特殊支护使用锚索(长度6.3米)
三、支护材料
预应力锚杆:
ø18mm×1800mm的螺纹树脂锚杆
锚杆铁托盘(长×宽×厚):
115mm×115mm×8mm
树脂锚固剂:
MSCK2335每卷长0.3m
每根锚杆使用2卷树脂药卷
锚杆锚固力不低于7t。
四、支护质量要求
1、打锚杆必须严格按照规程中规定,画好中线,找好锚杆位置画眼,锚杆必须上尺上线,且横成排,纵成行,间、排距误差不得大于±100mm。
严禁超远、超宽。
2、锚杆要求与岩层面或主要裂隙面垂直,锚杆及锚索与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°。
3、锚杆必须带单帽并拧紧,螺纹外露长度为20-30mm,铁托盘紧贴顶板。
五、按悬吊理论计算锚杆参数
(1)锚杆长度计算
冒落拱高度:
H=B/2f
式中B——巷道开挖宽度,4.5m
f——岩石坚固性系数,取f=3
计算得H=0.75
L=KH+L1+L2
式中L——锚杆长度,m;
H——冒落拱高度,0.75m;
K——安全系数,一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,取0.25-0.3m,取0.25m;
L2——锚杆在巷道中的外露长度取0.02m.
则L=1.77m
(2)、锚杆间,排距计算(间排距相等):
a=(Q/KHr)1/2
式中a__锚杆间排距,m,
Q__锚杆设计锚固力,100KN/根;
r__被悬吊砂岩的重力密度,取26KN/m3;
k__安全系数,取2
a=1.6m
根据实际施工时取a=0.8m
通过以上计算,施工巷道采用直径18mm、长度1800mm的树脂锚杆,排间距0.8m,能够满足支护要求。
第三章施工工艺
第一节凿岩方式
施工巷道采用凿岩机打眼、爆破的方法破岩。
一、打眼机具
打眼采用YT28型凿岩机2台,1台工作、1台备用,打锚杆眼采用MQT-130/2.6型向上式气动锚杆钻机1台,分别配用两根1.0m和一根0.8m风钎杆,风力来源于地面风管,供工作面风钻用风。
二、降尘方法
采用湿式打眼,炮前炮后洒水,冲洗巷帮,装岩过程中开放水幕的方法降尘。
第二节爆破作业
一、爆破材料
煤矿许用二级乳化炸药,毫秒延期电雷管引爆,MFD-150型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续装药。
三、起爆方式
爆破采用分次起爆。
四、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班队长、班组长共同画好施工中线,并找出周边轮廓标出炮眼位置,严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、掘进巷道必须按规格尺寸施工,底板必须保持平整。
3、中线任何一帮的距离偏差必须在±50mm之间。
第四章生产系统
第一节通风系统
1、按瓦斯涌出量计算需要风量:
Q=100q掘k =100×0.25×1.5=37.5m3/min
式中:
Q:
掘进工作面实际需要的风量m3/min
q掘:
掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,该数值取0.25m3/min
k:
掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(取1.5 )
2、按掘进工作面使用炸药量计算实际需风量:
Q=25×6.0=150m3/min
式中:
Q:
掘进工作面实际需要风量m3/min
A:
掘进工作面一次爆破的最大炸药用量kg
3、按掘进工作面同时作业人数计算实际需要风量:
Q=4×8=32人
式中:
Q:
掘进工作面实际需要风量m3/min
N:
掘进工作面同时工作的最多人数
4、按工作面最低风速需要风量:
Q=60VS=60×0.15×7.85=70.65m3/min
式中:
Q:
掘进工作面实际需要风量m3/min
S:
掘进工作面平均断面7.85m2
V:
掘进工作面允许最低风速0.15m/s
经计算掘进工作面风量取150m3/min符合配风要求。
5、按风速进行验算:
60×0.15S掘<Q掘<60×4.0S掘
60×0.15×7.85<Q掘<60×4.0×7.85
70.65m3/min<Q掘<1884m3/min
煤巷掘进最低风量Q掘>70.65m3/min
式中:
S----工作面平均断面积(7.85m2)
6、风机选型及确定需要的配风量:
、局部通风机所需吸入风量
Q吸=Qmin/φ=150m3/min/0.7=214m3/min
式中:
Q吸:
局部风机需要吸入最小风量
Qmin:
掘进工作面所需最小风量
φ:
风筒有效风量率,(取70%)
依据实际生产需要,故选用FBDNo5.6/2*11型局部通风机,柔性Φ600阻燃风筒
柔性风筒有效风量率及漏风率表
风筒长度米
50
100
150
200
250
300
400
500
600
700
800
900
1000
有效风量率%
96
93
90
88
86
84
80
77
74
72
70
67
64
漏风率
%
4
7
10
12
14
16
20
23
26
28
30
33
36
、掘进全风压所需配风量
Q实=Q吸+60VS=214m3/min+60×0.15×11.45m3/min=317.05m3/min
式中:
Q实:
掘进工作面全风压需要的风量m3/min
Q吸:
掘进工作面局部通风机实际吸风量214m3/minm3/min
S:
掘进风机至回风巷最大断面11.45m2
V:
掘进风机至回风巷最小风速0.15 m/S
局部通风机所取吸风量表
局部通风机功率
所取吸风量
2×11kw
300m3/min
经计算掘进全风压配风量取317.05m3/min,掘进风机外备用风量为103.05m3/min
7、局部通风机的选型
通过风量计算该掘进风机选型为FBDNo5.6/2*11风机,掘进工作面的全风压配风量取317.05m3/minm3/min,此处全风压风量大于局部通风机吸风量,且可以保证局部通风机吸风口至掘进回风道之间的最低风速。
故该面选FBDNo5.6/2*11型号局扇符合配风要求。
8、通风系统
进风:
地面风机——副斜井——井底车场——工作面
回风:
工作面——井底车场——副斜井——地面。
9、机电设备配备表:
名称
型号
功率
台数
备注
局扇
FBDNo5.6/2*11
2*11Kw
2
一台备用
耙斗机
P-60B
30Kw
1
附图:
巷道通风系统示意图。
第二节防尘、监测、排水系统
一、监测系统
设矿用型瓦斯传感器两台,一台距工作面5m处,另一台吊挂在距回风道不小于10m处回风流中,瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方,距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m。
二、防尘系统
防尘水源来自地面——副斜井——井底车场——工作面,分别用2寸钢管和一寸胶管接入工作面。
三、排水系统
工作面——井底车场——临时水仓——地面,用潜水泵抽到水车内排往地面。
第三节运输系统
一、空车及运料
地面——副斜井——井底车场——工作面。
二、运矸
工作面——井底车场——副斜井——地面。
第四节供电系统
地面变电所——副斜井——井底车场——工作面。
第五章安全针对性技术措施
第一节 一通三防
一、通风管理
1、开门5m,必须进行一次瓦斯鉴定,以后每旬进行一次。
2、开门前必须设齐双电源双风机,局部通风机安装在距井口门不小于20m处,局部通风机必须挂牌管理,专人负责,开门10m必须设齐防炮崩风筒,风筒出口距工作面迎头不准大于5m,防炮崩风筒长度不准小于9m。
3、风筒吊在巷道顶板上,风筒要求逢环必挂,平直不出现拐死弯现象,风筒接口要严实不漏风,工作面风筒不落地,必须保证风机连续运转。
4、任何人员不得随意停风机,停风要做到有计划,提前将工作地点的人员撤到地面,并在井口门设专人看守,严禁任何人员入内。
5、每月定期检修局部通风机,备用局扇定期试运转,确保自动换风装置灵敏可靠。
严格执行检修停风、停电审批制度,必须保证通风机连续运转,彻底消灭无计划停风、停电现象。
6、班组长、放炮员必须携带便携式瓦斯自动监测报警仪,随时观测瓦斯浓度。
当报警时,停止工作面一切工作并进行处理。
7、放炮严禁掐风筒和停风机。
8、瓦检员必须做到井下现场交接班,必须执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”严禁假检、漏检、空班。
9、安全监测系统必须功能齐全、完好,并保证正常运转。
必须吊挂矿用型瓦斯传感器两台,瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方,距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m。
其一台距工作面5m处,另一台吊挂在距回风道10m处回风流中。
10、监测电缆铺设在动力电缆上方0.3m处。
11、瓦斯传感器的断电浓度及范围:
工作面瓦斯传感器的报警浓度≥1.0%,断电浓度为CH4≥1.5%,回风口处瓦斯传感器的报警浓度≥1.0%,断电浓度为CH4≥1.0%,断电范围是掘进工作面巷道中全部电器设备。
12、瓦斯传感器复电浓度:
当浓度降低到1%以下时,方可为断电设备复电。
13、探头由瓦检员负责,放炮期间在瓦检员的监护下,由班长,放炮员采取保护措施。
14、工作面人员不得擅自改动控制或使用其它手段使被控开关控制失效,失去断电功能。
二、防尘管理
防尘水源来自地面——副斜井——井底车场——工作面,分别用2寸钢管和1寸胶管接入工作面,具体防尘措施如下:
1、施工过程中,必须铺设2寸静压水管,每隔30m安设一个三通阀门,水管吊挂平直,高度不得低于1.0m。
防尘水管不得小于50m
2、工作面必须采用湿式打眼。
3、装煤(岩)机附近设喷雾洒水装置,装煤(岩)要进行喷雾洒水。
4、喷雾固定长度不得小于巷道宽度的90%,喷雾安装距顶板距离不大于300mm。
5、定期冲洗巷道,防止粉尘堆积,每两天1次。
6、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点,根据实际情况随时进行冲洗。
7、防尘设施齐全有效,喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
8、巷内工作面人员佩戴防尘口罩。
三、防灭火及隔爆
(一)、防灭火措施
工作面防火水源来自地面——副斜井——井底车场——工作面,分别用2寸钢管和1寸胶管接入工作面。
具体措施如下:
1、巷内浮煤尘要定期冲洗和清扫。
2、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖严的铁桶内,用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面不得乱扔乱放,严禁将剩油、废油洒在巷道内。
3、严禁明火作业和电气失爆。
4、用静压水管作为消防水管。
在易摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。
5、工作面必须放2把消防锹和0.2m3的灭火沙,消防锹和灭火沙不得移做它用。
6、若电气设备着火时,先切断电源,然后用沙子灭火。
7、严禁使用变质的炸药,以防拒爆燃烧。
第二节 顶板管理
1、打锚杆眼前,首先进行敲帮问顶工作,并仔细检查临时支护情况,打眼及安装锚杆过程中必须有专人观察顶板,确保施工期间的安全。
打锚杆时,必须在前探梁掩护下由外往里逐一进行,打一根、安装一根,前一个没有完工,下一个不得开工,任何人不得空顶作业。
2、每次爆破前永久支护距工作面不得大于0.8m,爆破完毕后,立即在永久支护下将前探梁延伸到工作面,保证前探梁距工作面距离为零,并用长柄工具在永久支护下将活矸、伞檐等不安全隐患处理掉,确保安全无误后,立即用圆木和楔子将前探梁刹紧打牢。
将永久支护设到距工作面不大于0.8m的范围。
刹顶木规格为600mm×120mm×150mm(长×宽×厚)。
3、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。
(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,启动使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌10-15秒,停钻,待30秒后上好托盘,将螺母用气扳机拧紧。
要求铁托盘与煤、岩面紧贴,确保支承效果,避免顶板离层。
4、严禁施工窜皮、失效、松动锚杆,锚杆露头必须在2-3厘米之间。
5、每班要对松动的锚杆进行紧固,失效的锚杆进行更换或补齐,锚固力不小于7KN。
6、施工车场时,为防止顶板垮落,在巷道中心处打设一排锚索,锚索长度6.3m,外露长度0.3m,间距4m;若锚索打不到稳定岩石中,采用架铁棚子支护,间距1.0米。
7、顶板来压、临时支护末跟上时、有透水征兆时、眼内有瓦斯涌出及超限时,应立即停止打眼进行处理,并及时上报调度室。
第三节 爆破
1、开门前,首先检查巷道支护情况,发现隐患及时处理完后方可施工。
2、人员进入工作面前,首先上齐并紧固好锚杆托盘。
坚持在打眼、装药、出货、放炮前后及支护时敲帮问顶。
负责人:
班、队长。
3、打眼前,必须把工作面货出净、中心、腰线画到工作面,严格按爆破书画好眼位,打好各种吊挂眼。
4、严格按爆破说明书规定装药,严禁多装药。
装药后,每眼必须用炮泥封实封严。
5、装药时,必须使用木质炮棍,严禁用金属杆代替。
6、必须正向装药,严禁反向装药。
严禁打眼与装药平行作业,严禁在残眼内钻眼。
7、必须严格按爆破说明书规定的顺序起爆。
8、放炮线和连接线、电管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂、不得与轨道、金属管、钢丝绳等导电体相接触。
9、放炮线应随用随挂,不得固定使用,如有破损应及时更换。
10、放炮线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧,如果必须挂在同侧,应挂在电缆下方,保持0.3m以上距离,放炮前,放炮线应扭结成短路。
11、放炮前,应做好警戒工作,撤出工作面所有人员到警戒线以外的安全地点,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。
12、放炮员必须持证上岗,由专职爆破员担任,必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”。
爆破员必须最后离开工作面,在距爆点100m以外的躲避所内用放炮器引爆,严禁明火、动力放炮及放糊炮,放炮线严禁长度不足。
13、放炮员接到放炮命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5s,方可起爆。
14、发爆器的钥匙必须由爆破员随身携带,严禁转交他人;不到爆破通电时,不得将钥匙插入发爆器;爆破后,应立即将钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。
15、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破员、瓦检员和班组长必须首先巡视爆破地点进行全面检查顶板、支护、瓦斯、爆尘和拒爆等情况,确认安全后,前移前探梁支护,用刹顶木、木楔使其接顶,并打紧背牢,然后进行打锚杆、出货、以此为一个循环。
如有危险情况,必须立即处理。
设立警戒人员由班组长亲自撤回后方可进入工作面
16、通电拒爆时,爆破员必须先取下钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路;使用延期电雷管时,至少要等15min,才可沿线路检查,找到拒爆原因。
17、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应当班处理完毕;如果当班末能处理完毕,当班爆破员必须在现场向下一班爆破员交接清楚。
处理拒爆时,必须遵守下列规定;
(1)由于连线不良造成拒爆,可重新连线起爆。
(2)在距拒爆炮眼0.3m以外重打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。
(3)严禁用镐刨或从炮眼中取原放置的起爆药卷,或从起爆药卷中拉出电雷管。
不论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深,严禁用打眼方法往外掏药,严禁用压风吹拒爆炮眼。
(4)处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破员必须详细检查炸落的煤矸,收集末爆的雷管。
(5)在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
18、火药、电管应分别存放在专用的箱内且上锁,不得散放箱外及混放,火药箱、电管箱必须放在警戒线以外支护完好的壁龛内,且远离机械,电气设备的安全地点。
火药箱、电管箱二者相距20m以上,火工品箱内严禁存放其它工具,且上锁,钥匙由放炮员携带。
19、放炮前必须加固放炮地点20m内的支护。
20、建立火工品管理台帐,剩余火药及时返回箱内。
21、严格执行放炮七不准”放炮制度:
1)没有检查瓦斯,不准放炮;2)没有排除积存瓦斯、不准放炮;3)没有消除煤尘隐患,不准放炮;4)没有消除电气失爆,不准放炮;5)没有充填炮泥,不准放炮;6)没有加强支护,不准放炮;7)没有专职放炮员和放炮器,不准放炮。
22、装药前和爆破前有下列情况之一,严禁装药爆破。
(1)工作面的控顶距不符作业规程规定,或者支护失效,或者伞檐超过规定。
(2)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。
(3)在爆破地点20m以内有未清除的煤、矸,或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。
(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透采空等情况。
(5)工作面风量不足。
(6)有透水征兆(温度变冷、挂红挂汗,有水叫、雾气)。
第四节 井底车场计算
1、斜面线路联接系统各参数计算
1)、道岔选择及角度换算
两组道岔均选用DK630-6-25道岔参数:
α1=α2=9º27´44´´=9.462222º
a1=a2=4972b1=b2=5128
下山倾角β=22ºRSD=RSG=25000mmID=9‰IG=11‰
一次伪倾角β1=sin-1sinβcosα1=sin-1sin22cos9.462222=sin-10.37460*0.98639=sin-10.36950º=21.68478即21º41´05´´
二次伪倾角β2=sin-1【sinβcos(α1+α2)】=sin-1【sin22cos18.924444】=sin-1【0.37460*0.98789】=sin-10.35560=20.75372º即20º45´13´´
2)设计采用中间人行道,线路轨心距s=1900mm,为简化计算,斜面连接点中心距仍用S。
斜面连接点曲线半径Rp1=25000毫米,
计算得m=s/sinα2=1900/sin9.462222º=1900/0.164397=11557
n1=n2=sinα1(b1+a2+m)/sin(α1+α2)=sin9.462222º(5128+4972+11557)/sin18.924444=0.164397*21657/0.32432=10978
T1=RP1tg(α2/2)=2069mm
L=Sctgα2+T1=11400+2069=13469
二、竖曲线相对位置计算:
1、竖曲线各参数
取高道平均坡度iG=11%δG=00º37´49´´即0.6302282º
取低道平均坡度iD=9‰δD=00º30´56´´即0.515648º
取低道竖曲线半径RD=9000
取高道竖曲线半径RG=20000
高道竖曲线参数
hG=15000(cosδG-cosβ2)=20000(0.9999395-0.9351122)=1297
LG=15000(sinβ2-sinδG)=20000(0.3543517-0.010999335)=6867
TG=15000tg[(β2-δG)/2]=15000tg[(20.75372-0.6302282)/2]=3549
KpG=RG(20.75372-0.6302282)/57.3=5294
低道竖曲线参数:
hD=9000(cosδD-cosβ2)=9000(0.9999595-0.935112204)=584
LD=9000(sinβ2+sinδD)=9000(0.3543517+0.0089996)=3270
KpD=RSD(20.75372º+0.515648º)/57.3=3340
2、最大高差△H
辅助提升,存车线长度均按三钩车考虑。
每钩车提车五辆,故高低道存车线长度各不小于3*5*2=30米,起坡点间距不考虑。
△H=LZGiG+LZDiD=600毫米
4、竖曲线相对位置:
L1=[(L-T1)sinβ2-msinβ1+hG-hD+△H]/sinβ2=[(13469-2069)sin20.75372-11557sin21.68478+1297-584+600]/sin20.75372º=[4040-4270+1297-584+600]/0.3543517=3056
L2=L1*cosβ2+LD-LG=2858+3270-6867=-739
3、高、底道存车线各参数计算:
1)、设底道的高差为x,则
TgrD=(x-△x)/LhG=0.009
TgrG=(H-x)/LhG=0.011
式中△x=L2iD=739*9‰=6.7,解上二式得
(x-6.7)/0.009=(600-x)/0.011
X=274
LhG=274-6.
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