井底车场措施Word下载.docx

上传人:b****6 文档编号:20735702 上传时间:2023-01-25 格式:DOCX 页数:20 大小:33.40KB
下载 相关 举报
井底车场措施Word下载.docx_第1页
第1页 / 共20页
井底车场措施Word下载.docx_第2页
第2页 / 共20页
井底车场措施Word下载.docx_第3页
第3页 / 共20页
井底车场措施Word下载.docx_第4页
第4页 / 共20页
井底车场措施Word下载.docx_第5页
第5页 / 共20页
点击查看更多>>
下载资源
资源描述

井底车场措施Word下载.docx

《井底车场措施Word下载.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《井底车场措施Word下载.docx(20页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。

井底车场措施Word下载.docx

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:

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×

荒高)施工斜巷10m,再以真方位207°

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°

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:

ø

18mm×

1800mm的螺纹树脂锚杆

锚杆铁托盘(长×

宽×

厚):

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

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 

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

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

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

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

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×

11.45m3/min=317.05m3/min

Q实:

掘进工作面全风压需要的风量m3/min

掘进工作面局部通风机实际吸风量214m3/minm3/min

掘进风机至回风巷最大断面11.45m2

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

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

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×

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=9º

27´

44´

´

=9.462222º

a1=a2=4972b1=b2=5128

下山倾角β=22º

RSD=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21º

41´

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20º

45´

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=00º

37´

49´

即0.6302282º

取低道平均坡度iD=9‰δD=00º

30´

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.

展开阅读全文
相关资源
猜你喜欢
相关搜索

当前位置:首页 > 经管营销 > 经济市场

copyright@ 2008-2022 冰豆网网站版权所有

经营许可证编号:鄂ICP备2022015515号-1