12#502作业规程.docx

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12#502作业规程.docx

12#502作业规程

时间:

2012年6月10日

地点:

工程三队换班室

主持:

黄召龙

参加人:

施来平曹有军刘忠山辛虎王新柱齐国年景河

掘进技术论证

掘进技术论证:

1、12#层402盘区502回沿煤层顶板见顶留底掘进,有利于顶板支护,技术上合理。

2、考虑到巷道走向较短,只有592米,所以采用炮掘施工,比较经济。

3、采用直径18mm,长1700mm的螺纹钢锚杆及锚索支护,主动支护,能保证顶板安全,快捷方便。

4、通风方式采用双风机双电源供风,能够保证连续供风,技术上合理。

 

第一章概况

第一节概述

井巷的名称、长度、用途、坡度、类别、服务年限,开竣工时间

1、本巷为12#煤层402盘区502回。

2、502回设计走向长度为592m

3、煤层赋存稳定,倾角1~4°,,平均2.5°,掘进时,巷道坡度随煤层顶板变化而变化。

4、502回为12#402盘区回风巷,服务期限为3年。

5、502回从2012年6月开始掘进,预计于2012年10月竣工。

第二节编写依据

一、工作面设计及批准时间

工作面设计名称为《12#煤层402盘区502回巷道布置图》,批准时间为二○一二年三月。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《12#层402盘区502回掘进地质说明书》,批准时间为二〇一二年六月。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况

一、地面位置

502回掘进范围地面位于三道沟。

二、井下位置

工作面东部为1030南大巷,西南部为402石门。

井上下对照关系表:

表一

水平名称

1030水平

盘区及工

作面名称

12#层402盘区

502回

地面标高m

1264-1270

井下标高m

1000-1017

地面的相对位置及建筑物

工作面掘进范围地面位于三道沟。

井下位置及四

邻采掘情况

工作面东部为1030南大巷,西南部为402石门。

掘进对地面

设施的影响

无影响。

第二节煤(岩)层赋存特征

1、本面煤层较稳定,厚度在2.92-3.61m之间,平均为3.1m;本区域煤层厚度约3.1m,煤层简单无夹石。

2、煤层特征情况表表二

项目

单位

指标

煤层厚度(最小~最大/平均)

2.9-3.61/3.1

煤层倾角(最小~最大/平均)

1°-4°/2.5°

煤层硬度

f

3

自然发火期

6

绝对瓦斯涌出量

0.3

二氧化碳涌出量

0.6

煤尘

I级、具有爆炸性

煤层结构

含夹石

煤的工业牌号

2#弱粘煤

可采指数

100﹪

变异指数

8.6﹪

稳定程度

稳定

3、围岩特征

煤层顶、底板特征表表三

名称

岩石名称

厚度m

岩石特征

老顶

直接顶

细粒砂岩

9.0-11.0

灰色细砂岩或粉砂岩,较致密

伪顶

直接底

灰色细砂岩

3.64-5.25/4.30

灰白色细砂岩,节理构造

附:

煤岩层综合柱状图

第三节地质构造

本工作面掘进区域有五条断层:

从402-1皮开始计算,巷道掘至277米左右将遇到落差1.45米断层;掘进至338米左右遇到落差1.3米断层;掘进至366米左右遇到落差1.0米断层;掘进至452米左右遇到落差1.5米断层;掘进至582米左右遇到落差0.9米断层。

附:

地质平面图

地质剖面图

第四节水文地质

本掘进工作面502回上覆7#层存在我矿8203、8205采空区,采空区内局部低洼处可能存有少量积水,会沿断层裂隙及煤、岩层裂隙导入工作面,因此掘进工作面应配备有完善的排水系统。

问题及建议

1、12#层与上覆7#层层间距为68m,与上覆3#层层间距为110米。

2、在此作业的所有人员随时观察顶板和煤层淋、渗水情况,发现险情,立即撤出受水害威胁的所有人员,并向矿领导和调度室汇报。

3、巷口须悬挂防治水警示牌版,注明探钻参数布置示意图、防治水避灾路线图、透水征兆安全标语等。

4、加强本队职工的防治水知识培训。

第三章巷道布置及支护

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

502回布置于12#煤层,要求沿12#煤层顶板掘进。

如果煤层厚度超过巷道设计高度时,要求沿顶留底煤掘进;如果煤层厚度不够巷高时,则要求起底掘进;掘进时巷道底板坡度要平缓,严禁出现高低凸凹现象。

附:

巷道布置平面图

二、巷道规格

1、巷道断面设计为矩形,巷道规格:

掘宽3.8m,掘高2.8m。

2、每掘40m,在巷道行人帮掘放炮躲避硐,宽3.5m,深3m,高2.8m,锚杆间排距为0.9×1.0m,托板用3.2米长钢带。

3、在巷道低洼处掘临时水仓,水仓规格:

宽2m,深2m,全高3.5,底板以下深1.5m。

第二节矿压观测

一、观察对象:

12#煤层402盘区502回

二、观测内容:

1、用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测。

2、用WBY-10型顶板离层监测仪观察顶板位移量;在顶板设观察点。

3、围岩变形指示仪的安装:

(1)用φ25mm的钻头在顶板上钻眼,钻眼深度同锚索孔深度;

(2)用钢绞线将上部锚固器1推到眼底,轻拉一下细钢丝绳,确认锚固器锚住;

(3)用钢绞线将锚固器2推到锚杆锚固剂位置下端,轻拉钢丝绳确认锚固器锚住;

(4)将套管组件3(其下端为固定点)插入钻孔口,同时将钢丝绳从刻度尺端向外拉,确保两个刻度尺指示环移动顺畅,不受任何卡阻,并确认套管组件已固定在钻孔中;

(5)将“刻度尺1”用与其相连的钢丝绳固定在指示“5-10”的位置,截去多余的钢丝绳,确认刻度尺不受卡阻;

(6)将“刻度尺2”用与其相连的钢丝绳固定在指示“5-10”的位置,截去多余的钢丝绳,确认刻度尺不受卡阻。

4、具体观测内容如下:

表六

序号

观察项目

观察目的

观察方法

1

巷道浅部顶板位移量

锚杆锚固端以下岩层变化量

观察浅层离层仪读数

2

巷道深部顶板位移量

锚杆锚固端至锚索锚固端岩层变化量

观察深层离层仪读数

3

锚索载荷

是否达到设计要求

用MSY-160-1型千斤顶

4

锚杆锚固力

是否达到设计要求

用MSL—100型锚杆拉力器

5、观测方法:

(1)顶板离层监测仪的布置:

巷道施工过程中,每班安装并且预紧的锚杆用MC1型力矩扳手逐根进行检测,力矩扳手指示读数不得小于140N﹒m,否则,当班重新补打安装,并将检测结果记入班验收记录本内备查。

在巷道回风绕道口顶板中部及每隔100m安设一台,当遇地质构造时,在地质构造附近安设一台,顶板离层监测仪距工作面最大距离不得大于100m。

(2)顶板离层监测仪的观察时间:

位于安装顶板离层监测仪处要悬挂监测管理牌板,第一周每班由专人观测并填写,第二、三周每天由专人观测并填写,第四周开始每旬由队组专人观测并进行填写;要求内容齐全,文字清晰;

(3)锚杆拉拔力每300根锚杆抽查一组,每组不少于3根。

(4)数据处理:

我队边施工边观察,派专人负责检查顶板离层检测仪的数据变化,并在顶板离层检测仪记录表内及时填写。

若发现刻度尺1离层刻度位移量达到120㎜时,要及时在巷道周围补打长锚索进行加强支护,(要求锚索锚固在离层监测仪锚固器1向上2m处);若发现刻度尺2离层刻度位移量达到120㎜时,要及时在巷道周围补打长锚杆进行加强支护;若刻度尺1与刻度尺2离层刻度位移量都大于70㎜时,按如上要求补打锚杆与长锚索;如顶板仍继续下沉离层,要制定专项措施进行加强支护。

附:

顶板离层监测仪安装示意图

第三节支护设计

根据《云岗矿12#402盘区502回工作面掘进地质说明书》煤层顶、底板情况分析,适合锚杆支护。

根据邻近巷道的矿压观察数据及支护经验,确定502回采用锚杆、锚索联合支护;具体参数选择如下:

一、锚杆支护设计

(1)、按锚杆悬吊作用计算锚杆长度L:

L=l1+l2+l3

式中:

l1—锚杆外露长度,考虑钢筋砼托板、垫片支护l1取150㎜,

l2—易碎直接顶厚度,l2取900㎜。

l3—深入稳定岩层长度,即锚固段长度,根据锚固力要求及现场拉拔试验,l3取600mm.

锚杆长度确定为L=l1+l2+l3=150+900+600=1650㎜,所以采用1700㎜的螺纹钢锚杆。

(2)按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d

锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P,由P=Q得:

式中:

Q—锚杆锚固力即抗拉拔力,取8.5t相当于83300N;

σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa。

锚杆直径选择为18㎜大于15.9㎜,可满足支护需要。

依据以上计算,选用φ18×1700mm的螺纹钢锚杆。

(3)按悬吊理论计算锚杆排间距

若用锚杆把不稳定的软弱岩层悬吊在坚固岩体上,锚杆参数可按悬吊理论计算,计算如图所示:

锚杆间距根据锚杆的抗拉拔力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定,即

Q≥KHD2·γ

则:

D2≤

式中:

Q—锚固力,取8.5吨

γ—软弱岩层平均容重,吨/m3,查表取2.5

K—安全系数,取K=2.5

H—软弱岩层厚度,取H=1.1m

则:

D2≤

D2≤

D2≤1.236m2。

根据计算结果及邻近巷道施工经验,锚杆排距1.0m,间距均0.9m.保证锚杆锚固在稳定岩层中,达到有效控制顶板。

二、锚索支护设计

为提高顶板支护可靠性,采用锚索悬吊加固浅层岩层以进一步提高顶板支护的安全可靠性。

⑴、锚索长度的确定

采用低松弛、高强度、直径为17.8㎜钢绞线,其最低破断载荷为大于329.8KN,应用悬吊理论进行参数计算:

锚索长度:

L=l1+l2+l3

L-锚索长度;

l1-锚索外露长度,取0.30m;

l2-巷道顶板潜在破坏范围,502回取L2=1.7m;

l3-锚索伸入老顶长度,即锚固段长度,根据锚固力要求及现场拉拔试验,l3取1.1m.

计算得:

502回:

L=0.3+1.7+1.1=3.1m

从以上计算结果结合12#层402盘区502回掘进地质说明书分析,选择6.0m的锚索支护502回,保证锚索锚固在稳定岩层中,以达到有效控制顶板的目的。

⑵、锚索排间距及其抗拉拔力的确定

根据我矿的支护经验确定,502回巷宽3.8m,沿巷中心布置一排锚索,间距3000mm。

锚索抗拉拔力不小于30吨。

附:

巷道支护断面图、平面图、巷道断面图

第四节支护工艺

一、临时支护的规格、数量、形式

巷道临时支护采用滑移顶丝式前探支护,即在工作面前两排锚杆上挂上吊架,吊架上穿横梁,然后在横梁上穿前探梁,将前探梁伸至工作面,前探梁上加刹顶木,再用横梁上的顶丝将前探梁顶紧的方法进行超前支护。

支护方法为放炮后等炮烟吹净时,及时将前探梁伸至工作面煤壁,前探梁上加木板,木板间距为0.5米,靠近工作面的木板距工作面不超过0.2米。

然后用顶丝将前探梁顶紧。

吊架由10mm扁钢制成,横梁由10#槽钢制成,前探梁由10#槽钢制成,长4米。

前探梁用5根。

工作面准备10根规格为1600×200×50的木板和20个木楔。

前探梁与顶板之间用木板背牢。

二、永久支护形式及参数

(1)、巷道顶板永久支护采用锚杆、锚索双重支护。

502回:

巷宽3.8米,永久支护采用锚杆、锚索双重支护。

锚杆每排6根,排距1.0米,中间4根间距0.9米,安装4眼钢带,钢带全长3.2米,两角两根锚杆为角锚杆,与顶板呈65~75度布置,托板要求用铁托板且横放。

锚索沿巷道中心线布置1根,步距3.0米,钢绞线长6米。

(2)、护帮:

护帮用锚杆加菱形金属网护帮,每隔50m用塑料网护帮隔断一次。

用上下两排锚杆,上一排锚杆距角锚杆1.0米,锚杆排距(上下)1.0米,间距(前后)1.2米,单垫双帽拧紧。

菱形金属网与网间用穿丝连接。

塑料网与金属网搭接处压边0.2米。

托板要求用铁托板且竖放。

采用16#铅丝联网,网要求全部绷展。

金属网铺平、铺展,紧贴顶帮,对(搭)接合理。

联网时要孔孔相连,双丝双扣,绑扎牢固,绑死扭结不少于3圈。

巷道顶角处帮网、顶网不得搭接,必须铺设整体金属网。

(3)、如果遇到断层、顶板破碎、压力大等,单锚索支护不能有效支护顶板时,则必须将单锚索支护变为锚索钢梁支护顶板,钢梁为11#矿用工字钢,长3.5米,钢梁间距中至中为2.0米。

断层前后7米范围加强支护。

三、永久支护材料及规格:

锚杆:

φ18×1700(mm),左旋无纵筋,螺纹钢制作,支护顶板;

锚杆:

φ18×1700(mm),圆钢制作,支护巷帮;

砼托板:

600×150×100(mm),钢筋砼结构,中心孔径φ20㎜;

钢带:

长×宽×厚为3200×220×3mm。

钢带托板:

长×宽×厚为400×220×3mm。

垫片:

80×80×8(mm),钢板,中心孔径φ22㎜;

树脂锚固剂:

Φ23×600mm,螺纹锚杆和锚索用;

树脂锚固剂:

Φ35×350mm,圆钢锚杆用;

锚索:

φ17.8mm预应力钢绞线,长6m;

锚索托板:

350×350×10mm钢板,中心孔径φ20mm;

锁具:

KM15;

前探梁:

长4000mm,10#槽钢制作;

护帮网:

长3.5米,宽2.0米菱形金属网

四、支护顺序

1、先安全检查→临时支护→顶板锚杆支护→顶板锚索支护。

2、顶板锚杆、锚索支护均由外向里逐根逐排,一根未支护完毕不得施工下一根。

五、临时支护工艺、工序及要求:

临时支护在放炮后出煤前进行,放炮后至少等15分钟,待工作面炮烟散后,首先由跟班干部、班组长、放炮员、瓦斯员,由外向里沿巷进行“四位一体”安全检查。

检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆和残爆情况。

工作面的瓦斯含量如果超过规定,要加强通风,稀释后工作人员才能进入工作面,还要检查煤壁和顶板是否完好,如有危险情况,应立即处理。

爆破后工作面残爆的炸药和雷管要收集起来,妥善保管,下班后,连同剩余的爆炸材料一同交回井下火药库。

只有在检查处理完毕,工作面不存在危险隐患的情况下,其他人员才允许进入工作面进行临时支护。

临时支护时人员必须站在支护可靠的顶板下面将前探梁推移至工作面并上木板,刹顶木与前探梁两两搭接。

严禁超控顶作业或在空顶下作业。

且执行以下内容:

1)、移前探梁时,不少于3人,1人观察顶板并协调指挥,2人移前探梁。

2)、严禁人员进入空顶区。

3)、放炮后,如工作面顶帮有响声,压力大,要待顶帮稳定后,再进行安全检查及支护。

4)、当顶板严重不平或巷道开口无法使用前探梁时,必须支设带帽点柱作为临时支护,并割一排,支护一排。

5)、施工上山巷与下山巷时,前探梁必须有可靠的防滑、防坠装置。

6)、巷道掘进时,应备用刹顶木、木楔子和吊环,整齐码放在工作面指定位置。

六、锚杆支护工艺

在超前支护掩护下,工作面的煤腾清后,接着进行锚杆支护,施工锚杆时,必须由外向里逐排逐根进行。

钻锚杆孔前,先照好中线,然后根据中线在顶板上画好锚杆孔位置,保证锚杆孔位置符合要求。

锚杆孔要求垂直于顶板岩面,间排距,误差不超过±100mm,角度大于75度,深度符合要求,然后清除眼内岩粉,注设锚杆。

如锚杆孔不合格时,必须重新补打。

注设锚杆前,先认真检查树脂锚固剂是否合格,确认符合要求时,用锚杆将树脂推送至孔底并进行搅拌。

根据树脂锚固剂类型,搅拌时间掌握在10~40秒。

超快速凝固的树脂卷用10~15秒,快、中、慢速凝固的树脂卷则用20~40秒,标准时间为30秒。

搅拌时间不能延长也不能缩短,必须严格掌握。

搅拌完毕后,为避免在等待固化期间锚杆因自重向下滑移而影响锚杆安装,应在取下搅拌机具之后用木楔或矸石在孔中楔紧杆体。

安装锚杆附件:

在搅拌停止后,须等待树脂固化,超快速凝固的(CK型)需5分钟,快速凝固的(K型)需7分钟,中速凝固的(Z型)需12分钟,慢速凝固的(M型)需用30分钟。

锚杆要求一垫双帽,锚杆末端外露长度控制在10~30mm。

托板紧贴岩面,与巷宽方向呈“一”字型布置,当裂隙发育时,托板与顶板主要裂隙垂直。

托板不接顶时,不得用充填物接顶,需重新补打锚杆。

施工中必须随开眼随安装锚杆,不得将一排锚杆眼打完后再统一安装锚杆。

每300根锚杆中,取一组锚杆进行一次锚杆拉力试验,每组试验锚杆不少于3根,并做标记。

锚杆预应扭矩要求达到140N·m,单根抗拉拔力不低于7吨。

每根锚杆的锚固力不得小于85KN,不合格的锚杆,必须在其旁边0.2m位置补打1根锚杆。

(一)使用MQT系列气动锚杆钻机钻孔打眼操作步骤

1、检查顶帮情况,将零皮、聋顶帮、马棚、伞檐处理掉。

2、检查供水、供气系统,MQT系列气动锚杆钻机风水接头是否连接牢固,并使其开关处于关闭状态。

3、将短节钻杆插入钻套的六方孔中,安装φ25mm岩石钻头。

4、将马达控制扳手压下一个小角度,让钻杆缓慢旋转,同时将支腿控制旋钮旋开一个小角度,慢慢升起钻机,注意支腿不可供气太猛。

5、钻杆钻头抵达顶板后,打开小控制旋钮,调节水阀、马达和气阀控制钮,使转速和推进速度逐渐增大。

6、钻孔深度达到要求后,先关闭支腿气源,然后关闭水阀,同时使支腿回落。

7、严禁在钻机下垫木料托板等,严禁用手触摸旋转的钻杆,同时操作者必须远离钻孔中心线,其他人员站于操作人员左侧并远离中心线5m以外。

8、换长钻杆或连接钻杆后继续按如上步骤操作钻眼。

七、锚索支护工艺

锚索在锚杆支护完毕后进行,由外向里逐根推进。

锚索孔深5.70m、锚索孔角度87°以上,锚索孔距偏差±150mm,锚索外露长度100~300mm。

锚索锚固剂采用Φ23×600mm树脂,快、慢速两种。

每根锚索用两卷树脂,快速药在上,慢速在下,搅拌时间控制在20±5秒,搅拌停止后,保持钻机推力3~5分钟,方可撤下锚索钻机。

在锚索托板及锁具组装好40分钟后方可进行预应力涨拉钢绞线。

安装钢绞线时至少两人配合操作,防止钢绞线弹出伤人,并把钢绞线弯曲好,顺孔眼方向缓慢送入,不得强行硬推,以防损坏锚固剂。

锚索预紧力不低于12吨,单根抗拉拔力不低于30吨。

八、临时、永久支护到工作面距离

放炮前,锚杆支护距工作面不大于一个排距,放炮后不大于一个排距加一个循环进尺;

锚索距工作面最远不超过锚索排距(或步距)加一个循环进尺。

锚索最小控顶距小于一个锚索排距(或步距)。

护帮距工作面不大于40m。

九、支护质量要求

1、顶锚杆支护要求

(1)、严格按照中线和排间距布置锚杆,锚杆排间距误差不超出±100㎜。

(2)、顶锚杆与顶板夹角不小于75°,帮锚杆孔与围岩夹角不小于75。

(3)、锚杆孔应避开围岩层理、节理、裂隙面;托板垂直巷道布置,裂隙发育时要与主要裂隙垂直。

(4)、锚杆双螺帽必须用加长扳手或力矩扳手拧紧,锚杆预应扭矩要求达到140N·m,

单根抗拉拔力不低于7吨。

每根锚杆的锚固力不得小于85KN,不合格的锚杆,必须在其旁边0.2m位置补打1根锚杆。

(5)、锚杆孔深1.53-1.55m,锚杆末端外露长度10-30mm。

2、锚索支护要求

(1)、严格按照中线和排间距布置锚索,锚索排间距误差不超出±150㎜。

(2)、锚索孔与顶板夹角不小于87°。

(3)、锚索外露长度必须控制在100—300㎜。

(4)、锚索预紧力不低于12吨,单根抗拉拔力不低于30吨。

第四章施工工艺

第一节施工方法

采用钻眼爆破法施工,胶带机尾后跟耙煤机装运,锚杆锚索联合支护的施工方法。

全断面一次成巷,沿顶板掘进。

第二节凿(岩)煤方式

1、凿岩方式:

爆破凿岩。

2、打岩石眼,采用7655型气腿式凿岩机,六角中空钢钎杆,“一”字型合金钻头。

打锚杆眼和锚索眼采用MQT-120型锚杆机,六角中空钢钎杆,及其配套钻头。

打煤眼和注设锚杆采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻及其配套麻花钻杆和钻头。

3、炸药为三号煤矿许用粉状乳化炸药,雷管为1~5段毫秒延期电雷管,总延期时间不得超过130毫秒。

4、凿岩设备配置表

名称

型号

数量

功率

动力

煤钻

ZQS-50/1.6

2

空压机

锚杆机

MQT-120

2

空压机

岩钻

7655

2

空压机

 

5、设备布置示意图(见附图)

第三节爆破作业

1、爆破条件:

(1)浮煤、杂物堵塞巷道断面不得超过三分之一;

(2)临时支护跟到工作面,锚杆支护距工作面小于1个锚杆排距,锚

索支护距工作面小于1个锚索排距;

(3)加固爆破地点10m以内的支护;

(4)围岩稳定,支护可靠有效,无其它安全隐患;

(5)备用支护材料到位;

(6)工作面风量符合供给要求;

(7)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度小于1.0%;

(8)炮眼内无异常,温度正常,无瓦斯涌出迹象,无煤岩松散和透水征兆;

(9)警戒设置到位。

2、掏槽方式:

采用垂直楔形掏槽。

3、炮眼布置图和爆破说明书(见附图)

第四节装载与运输

采用耙斗装岩机、胶带输送机组成装载与运输作业线,并与盘区运输系统以及矿井南翼运输系统配套,实现机械化装运作业。

1、耙斗装岩机安装于胶带输送机尾,耙岩机距工作面最大耙装距离30m(不得超过30m),距工作面最小耙装距离5m。

随巷道延伸延接皮带,前移耙岩机。

2、胶带输送机,安装于施工巷道。

工作面爆破落下的煤矸经耙煤机装运到皮带机进行运输作业。

4、材料设备采用电机车牵引和绞车牵引运输方式。

第五节管线敷设方式表

名称

单位

数量

吊挂方式

与工作面间距

规格型号

风筒

73

铅丝挂环

不大于10m

ф600

风管

98

吊钩悬挂

不大于20m

ф50

水管

98

吊钩悬挂

不大于20m

ф50

缆线

m

750

吊钩悬挂

50~70平方

 

第六节设备及工具配备

设备及工具配备表

序号

名称

规格型号

单位

数量

1

胶带输送机

SJ-1000

2

2

耙煤机

P-60B

1

3

气动岩石钻

7655

2

4

气动煤钻

ZQS-50/1.6

2

5

锚杆钻机

MQT-120

2

6

局扇

FBDNo6.

2

7

配套钻杆

10

8

水泵

5.5KW

1

9

风泵

2

10

消防器材

1

11

垃圾箱

2

12

炸药、雷管箱

2

13

撬棍

2

14

电话

2

15

探钻

3KW

1

16

铁锹

4

17

洋镐

2

18

大锤

2

19

炮棍

2

第五章生产系统

第一节通风

施工过程中,采用压入式通风,局部通风机及其控制开关安设在距回风口大于10m的进风巷道中。

最长供风距离720m。

一、掘进工作面风量计算

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,应按巷道瓦斯、二氧化碳涌出量、风速、人数、局部通风机实际吸风量等规定要求分别进行计算,然后取其中最大值。

风量计算

1、按CH4、CO2涌出量计算

Q掘ch4=100•q掘ch4·Km3/min

Q掘co2=67·q掘co2·Km3/min

式中Q掘—单个掘进工作面需要风量m3/min

qCH4—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量,

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