309采区上段轨道上山绕道车场掘进安全技术措施 3.docx

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309采区上段轨道上山绕道车场掘进安全技术措施3

金河煤业有限责任公司

309采区上段轨道上山绕道车场掘进

 

 

二0一四年二月十六日

规程措施会审签字表

会审单位

姓名

签名

会审单位

姓名

签名

编制人

肖永进

机电运输科

余洪均

通风科

何明贵

生产技术科

贺荣

调度室

曾唐洪

安监科

罗伟

安全副矿长

岳奉明

生产副矿长

周星

机运副矿长

曾其刚

带班副矿长

张小平

防突技术负责人

李国平

矿长

彭正高

技术负责人

肖永进

施工单位

掘进队

会审意见:

 

 

为了满足309采区的上部通风和材料运输条件,需掘309采区上段轨道上山绕道车场,作为309采区上部通风及材料运输服务。

为保证施工期间的安全工作,特制定本安全技术措施。

一、施工技术措施

(二)、巷道位置及工程量

309采区上段轨道上山绕道车场位于309采区上部,即309采区上段轨道上山上平台与3096工作面运输巷相连接的巷道,布置于K6煤层与顶板岩层中,属于穿层掘进,该巷道用于布置3096工作面和3095工作及两个工作面回采时的材料运输、通风和行人。

巷道开口于3096运输巷西侧12m处,以方位42度掘进平巷,其巷道工程量为17m。

(二)、巷道断面

由于巷道为穿层贯通巷道,巷道分为煤巷和岩巷,其中煤巷长7m,岩石巷道长为10m。

根据煤岩层赋存条件,煤巷段巷道断面为梯形,采用工字钢架厢支护,其巷道上净宽1.9m、下净宽3.0m、净高2.2m,巷道净断面5.4m2,毛断面7.4m2(上毛宽2.3m、下毛宽3.4m、毛高2.6m);岩石巷道段巷道断面为拱形,采用锚网喷支护方式,其巷道净宽3.2m、净高2.2m、墙净高1.5m、拱净高0.7m,巷道净断面6.35m2,毛断面7.7m2(毛宽3.4m、毛高2.5m、墙毛高1.7m、拱毛高0.8m)。

巷道水沟断面:

因该巷无在的水源,即使有水也是巷道顶帮裂隙水或巷道作业过程中产生的废水,巷道水沟为毛水沟净宽0.3m、净高0.3m,坡度与巷道坡度一致。

(3)、支护方式

A、岩巷段

1、临时支护

(1)根据巷道围岩性质,施工现场实际情况,确定该巷道临时支护采用拱部打锚杆、挂网支护方法。

锚杆采用¢20的螺纹钢+金属托盘+树脂约卷联合组成,锚杆长度为1.8m,锚固深度为1.7m,间排距0.8×0.8m,临时支护距离碛头<0.8m。

(2)在岩性较稳定、顶板岩层完整地段采用三掘一喷的方式,即放炮后对起拱线以上进行打锚杆,然后出矸、打眼、放炮,当第三个循环后或锚杆支护达到5m时,进行挂网喷浆封闭并达到初喷要求,初喷时必须封闭金属网。

若围岩破碎锚杆支护困难时,采用一掘一喷的方式,即放炮后对巷道周边进行打锚杆、挂网后再进行初喷,然后出矸、打眼、放炮,初喷时必须封闭金属网,断面锚杆布置为9排。

临时支护长度不大于5m,临时支护时间不超过3天。

(3)顶板完整临时支护时,初喷仅对拱部进行,顶锚杆碛头不大于0.8m,帮锚杆滞后碛头不得超过25m。

(4)每根锚杆采用两条药卷锚固,安装好后,金属锚盘紧贴岩面,不得有松动现象,且要定期对锚杆进行锚固力测试,对不合格的锚杆和失效锚杆要重新进行补打。

(5)锚杆由巷道正顶向两边对称布置,锚杆间、排距为0.8,顶、帮钢梁垂直于巷道轴线呈“一”字形布置,最后一排锚杆距碛头不大于0.8m。

打锚杆眼前,要做好标志,打眼的顺序由外向里进行。

锚杆眼的方向、角度,原则上应与岩石的层理面垂直,当层理不明显时,锚杆眼方向应与巷道周边垂直,锚杆穿层夹角不得小于75°。

安装锚杆前,应先检查锚杆孔布置形式、孔距、孔深、角度锚杆部件规格是否符合作业规程要求,否则要进行处理及更换,并在安装前应将孔内的积水吹净。

(6)采用水泥、石粉、速凝剂做喷浆材料,水泥石粉按重量比1:

3配制,速凝剂掺入量一般为水泥重量的2.5%—4%,砂浆标号不低于150#。

(7)初喷前,必须清出危岩松动活石,并冲洗巷道周边,然后调节好风水压和水灰比(水灰比为1.5),按先墙后拱,先凹后凸的顺序喷浆,喷嘴距岩面0.8—1.2(m),按螺旋轨迹一圈压半圈均匀喷射,喷射后以表面光泽,无干斑、下坠为宜。

初喷厚度为30mm。

(8)围岩破碎锚杆支护困难时,采用一掘一喷的方式,即放炮后对巷道周边进行打锚杆、挂网后再进行初喷,然后出矸、打眼、放炮,初喷时必须封闭金属网,断面周边锚杆布置为9排。

临时支护长度不大于5m,临时支护时间不超过3天。

2、永久支护

永久支护采用“锚、网、喷”方式,即采用¢20的螺纹钢+金属托盘+¢6的盘园网(网孔110×110)+水泥锚固卷联合支护,锚杆长度为1.8m,锚固深度1.7m,间排距0.8×0.8m,喷射厚度≥80㎜,喷射砼强度不低于C15。

(1)采用长度为1.8m金属锚杆及配套的螺帽、冷拔金属网、钢筋梁、锚盘、速凝剂或树脂药卷作支护材料。

(2)断面周边轮廓布置锚杆9排。

(3)锚杆由巷道正顶向两边对称布置,垂直于巷道周边,锚杆间、排距均为0.8m,锚杆上挂上冷拔丝金属网,镙钉帽拧紧,网之间搭接不少于0.1m。

(4)巷道初喷厚度为0.3m,在初喷的基础上进行复喷,当初喷巷道长度达到了25m,必须停头出矸后,将帮上的锚杆打齐,并挂好金属网,然后对帮和顶进行复喷工作。

(5)复喷时,必须清除墙脚的岩渣、堆积物,以及两帮围岩松动活石,并对巷道两帮进行冲洗。

(6)复喷后砼的厚度为0.8m。

(7)、复喷时,一次喷射达不到设计厚度,必须分次进行喷射,但分次间隔的时间不得超过2小时,否则应用高压风水重新冲洗受喷面,复喷后两帮不得出现穿裙赤脚。

(8)喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护7天以上,每天洒水不得少于一次。

(9)每次喷射完毕,应立即清理、收集回弹物,并应将当班材料用净。

(10)当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷射机内外部的灰浆或材料。

(11)喷浆时,应先将水泥、石粉、速凝剂在矿车内拌均匀后,才准喷浆。

严禁在喷浆机内人工拌灰,即喷浆时不准拌灰,拌灰时不准喷浆。

(12)永久支护距碛头≤25m。

3、锚杆安装工艺

(1)打锚杆眼

打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合要求时必须先进行处理;打眼前要先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作。

锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度。

锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。

打眼的顺序,应先顶后帮的顺序依次进行。

(2)安装锚杆

安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。

吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人。

把水泥锚固卷用水浸泡后送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆穿透锚固卷,外端头套上托盘和螺帽。

4、喷射混凝土

(1)准备工作

①检查锚杆安装和钢丝网、钢带铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。

②清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直不得有急弯,接头要严密,不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

所用工具及风水管路全部撤至喷浆地点以外,电缆用搪瓷溜槽或用胶管护套护严,设备用塑料布盖严。

③检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。

④喷射前必须用高压风水冲洗岩面,将活石全部清除,在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。

⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

(2)喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为:

先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。

喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。

人工拌料时采用潮拌料,水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa左右,加水量凭喷浆手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4~0.5之间。

喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的混凝土无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少。

一次喷射混凝土厚度50CM。

(3)喷射工作

①喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回弹料。

开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料。

喷浆机运转时严禁手或工具进入喷浆机内。

遇有超挖或裂缝低凹处,应先喷补平整,然后再正常喷射。

②喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,喷射中突然发生停风、停电、堵塞故障时,立即关闭水阀,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下,防止水流入输料管内。

采用敲击法疏通输料管,喷枪口前后及附近严禁有人。

③在喷射过程中,喷浆机压力表突然上升或下降、摆动异常时,应立即停机检查。

速凝剂的添加由人工凭经验按掺入量在喷射机上料口均匀加入,上料要均匀。

④喷射时,喷头运行轨迹应呈螺旋形,按直径20~30cm一圆压半圆的方法均匀缓慢移动,喷射手应配两人,一人持喷头喷射,一人辅助照明并负责联络、观察顶帮安全和喷射质量。

⑤定期进行混凝土强度检测,对不合格的地段必须进行补强支护。

⑥喷浆机固定要牢固,喷浆机要用临时支护固定牢。

⑦停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。

⑧喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护28天以上,7天以内每班洒水1次,7天以后每天洒水1次,一次喷射完毕,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。

⑨当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

⑩每班喷完浆后,将控制开关手把置于零位,并闭锁。

电工对喷浆机进行全面维修、调整保养,保证设备性能良好。

(4)喷射质量

喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”。

(5)支护材料的规格、备用量及存放点:

1)、支护材料的规格:

(1)、树脂锚杆药卷规格为:

Φ28mm。

(2)、锚盘规格:

长、宽均为:

200mm,厚度为:

10mm,孔径为:

18mm。

(3)、盘圆金属网规格:

长度为:

1400mm,宽度为1200mm,网格为:

150mm×150mm。

2)、备用量:

备用材料必须达到圆班用量。

所有材料存放在指定地点。

B、煤巷段

1、临时支护设计

临时支护主要用于巷道掘进工作面碛头,对未进行永久支护的1~2m巷道进行支护。

碛头临时支护根据巷道揭露围岩情况针对性的进行支护,可针对性的采用两种方法。

第一种:

在巷道围岩稳定,顶板完整不容易滑邦的情况下,首先采用前探梁作为临时支护。

前探梁采用12kg的轨道,长度不少于4~4.5m。

前探梁紧固器共采用四个,沿巷中左右对称布置各一组,每组分前后两个,每组穿一根前探梁。

前探梁与巷顶间隙部分用木板可背柴接顶背接牢固,保证支护效果。

第二种方法:

当顶板岩石破碎、岩层稳定性差巷邦容易产生漏档、滑邦等现象时,在使用前探梁的基础上,再用硬质木材、直径15cm—20cm的圆木打带帽点柱对巷帮进行支护,保持3º--5º迎山角,支柱必须支设在实底上,柱窝深度20cm--30cm,支柱间距1m,两帮各支设一根,帽长不低于0.5m,支护密度以能控制碛头未支护段巷道两帮的围岩为基准,并随时备用5根临时支柱,支柱距巷帮不大于30cm,邦顶背接严实,确保不漏档,不片帮。

2、永久支护设计

所掘巷道为梯形断面,采用11#工字钢金支三节棚支护,棚距1.0m。

永久支护距碛头面不大于2m,厢梁、柱制成标准规格,厢梁长度1.9m、厢柱长度2.3m,工字钢宽面朝巷道内(巷道底板),厢柱与厢梁结合处将厢柱面做成77度的倾斜面,使其与厢梁面吻合,梁腿接合处应使用木垫板,包厢间距1.2m,巷道构造带或顶板破碎不稳定带再适当的缩小间距,两厢柱连线与巷帮垂直且与底板夹角77º;厢柱邦顶采用直径不小于10cm的硬质木材(或厚度5cm的木板)背帮接顶,其后采用块煤或矸石充填封闭巷帮,与两帮接实,不得出现空帮现象;厢梁上采用厚度不小于5cm的木板(或直径10cm以上的硬质木材)绞架接顶,背板安设方向与巷道走向一致,板间空隙均匀不大于20cm;在碛头后面的10架厢放炮前必须打稳桩进行加固,防止放炮崩倒。

厢柱保持3º~5º迎山角;厢柱后采用直径10cm的硬质木材(或厚度5m的木板)背帮,背板保持水平且间距均匀不大于20cm,背后采用块煤或木板充填封闭巷帮,与两帮接实;厢梁上采用厚度不小于5cm的木板(或直径10cm以上的硬质木材)绞架接顶,背板置设方向与巷道走向一致,板间空隙均匀不大于20cm。

碛头往后第十架厢打稳桩进行固定,稳桩为四根,分别固定厢梁和厢腿,用圆钢条或钢管作成稳桩。

之后每架厢之间采用5根撑柱(扣吋)分别对厢梁和厢柱进行连接,在厢梁接合处采用木楔由下向上进行固定。

3、放炮的支护管理

放炮前,碛头10m范围内架料之间的梁腿接合处架设固棚器、打扣寸、增设稳桩进行加固,防止放炮打垮支架发产冒顶片邦事故。

支架距碛头的距离不得大于1.0m,不足一架料的空顶部分必须使用前探梁护顶,并用排柴背接好作为临时支护。

放炮后对打垮的支架及时恢复,先敲邦问顶,找尽危岩活石,从外向里进行恢复。

(四)、施工方法和设备

施工前必须先检查施工段沿途的支护情况,发现问题及时处理,确认安全无问题后方可开始作业。

1、采用YT28型风钻打眼,对巷道断面不足的地点进行扩刷或新掘巷道。

选用一台YT28型风钻打眼,一台备用。

2、采用“一掘一锚,先锚后喷”的方式进行施工,二班八小时作业方式。

3、施工顺序:

由车场接口处往+260主运输巷西面进行扩刷。

4、施工工艺流程:

(1)施工工艺流程:

交接班检查→处理安全→打眼→药联线→

布岗放炮→通风→处理安全→支护(喷浆或打锚杆)→出矸→文明生产。

(2)喷浆工艺流程:

交接班检查处理安全→接风水料管→准备喷浆材料→试喷浆机→拌喂料→喷浆→收取风水料管→清理喷浆机→文明生产。

主要设备及工具配备情况表

序号

设备工具名称

型号规格

单位

数量

备注

1

局部通风机

FBDN05.0

2

2

耙岩机(风钻)

YT28

3

3

风机开关

QBZ83-80

2

4

风镐

2

备用1部

5

风动锚杆机

MQT-85J31

2

备用1台

(五)、爆破作业

巷道采用普通爆破法施工,采用正向装药结构全断面一次起爆。

一)、炸药、雷管

1、炸药的种类:

3#煤矿安全乳胶炸药;雷管的型号:

煤矿许用的毫秒延期电雷管,段数为:

1-4(段)。

2、严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药,不得使用2种不同品种的炸药。

3、工作面应全断面一次起爆必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管。

使用煤矿许用毫秒延期电雷管时,最后一段的延期时间不得超过130ms。

不同批号不同厂家生产的或不同品种的电雷管,不得掺混使用。

不得使用导爆管或普通导爆索,严禁使用火雷管。

4、不能全断面一次起爆时,必须采取分次装药、分次起爆的方法进行爆破。

5、光面爆破的质量标准:

(1)围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数不少于总数的75%;

(2)超挖尺寸不得大于150mm,欠挖不得超过质量标准规定。

(3)围岩面上不应有明显的炮震裂缝。

二)、爆破循环作业图表及说明书:

1、根据有关定额及类似工程施工经验,确定取g=2.0kg/m3.

2、炮眼数目的估算,由公式:

N=g×s×n×m÷(a×p)×k

式中:

g—单位炸药消耗量:

2.15kg/m3

s—巷道开挖段面积8.8m2

n—炮眼利用率:

取0.85

m—药包长度:

0.2米

a—装药系数:

取0.6

p—每条药卷的重量:

0.15kg

k—经验系数:

取1.0

N=g×s×n×m÷(a×p)×k=2.2×8.8×0.85×0.2/(0.6×0.15)×1.0=37个

3、炮眼深度的确定

为达到理想的爆破效果及满足进度计划的需要,炮眼直径42mm,炮眼深度为1.8米,炮眼利用率0.85,则单槽炮循环进尺为1.5米。

严禁使用变质、变硬失效炸药,做到一次装药一次起爆。

4、炮眼布置、装药结构

炮眼布置见炮眼布置图。

装药结构。

均采用在炮眼内连续装药,其余空间皆用水炮泥和粘土炮泥充填。

掏槽眼和辅助眼装药结构

周边眼采用第4段毫秒电雷管,装药结构如下图。

周边眼装药结构

各炮眼均采用正向爆破,全断面实行分次装药分次爆破的方法。

断面炮眼布置及装药量详见爆破图表。

5、预期爆破效果

爆破条件

序号

项目名称

单位

数量

备注

1

掘进断面

m2

8.8

圆弧拱形断面

2

煤(岩)坚固系数

f

4--6

 

3

工作面瓦斯情况

% 

 0.1-0.2

突出矿井

4

炮眼深度

m

1.8

 

5

炮眼数目

37

 

6

总装药量、炸药类型

kg

18.9

3号煤矿安全炸药

7

雷管类型

 

毫秒延期电雷管

不超过130ms

 

炮眼布置及装药量

炮眼名称

炮眼深度m

炮眼数(个)

每眼装药

(条/眼)

总装药量

(条)

联线方式

掏槽眼

1.8

7

5

35

串联

辅助眼

1.7

14

3

42

底眼

1.7

1

4

4

周边眼

1.7

15

3

45

合计

 

37

 

126

 

预期爆破效果

序号

名称

单位

数量

序号

名称

单位

数量

1

炮眼利用率

%

0.85

5

每米巷道炸药消耗量

kg/m

12.6

2

每循环工作面进尺

m

1.5

6

每米巷道雷管消耗量

个/m

25

3

每循环爆破实体岩石

m3

8.8

7

每米3煤雷管消耗量

个/m3

2.8

4

炸药消耗量

kg/m3

2.2

8

6、启爆地点

井外放炮。

7、放炮警戒:

放炮点设在地面矿调度室。

在主平硐、副平硐和回风井各设一个岗哨。

(六)、运输方式

施工中矸石运输采用1T矿车,人工装车推到+260m中部车场后,由机车经+260m主运输巷→+260m井底车场→一级提升→+410m上车场→主平硐→地面。

材料运输采用1T矿车,经主平硐→410m上车场→一级提升下山→+260m井底车场→+260m中部车场→人工推至作业地点。

七、通风

一)、通风方式及供风距离

巷道采用局部通风机压入式通风方式,根据巷道位置及相邻关系,巷道最长通风距离100m.

二)、风量计算

1、掘进工作面风量的计算

 1)按瓦斯(CH4)涌出量计算实际需风量

 Q1=100kqch4=100×2×0.3=100m3/min

 式中:

Q1—按排散瓦斯要求工作面所需风量,m3/min;

K——通风系数,取2;

Qch4——预计工作面瓦斯的绝对涌出量0.3m3。

2)按掘进工作面工作人员数量计算实际需风量。

 Q2=4N=4×8=32m3/min

式中:

Q2——按最多人数计算时工作面所需风量,m3/min;

N——工作面最多工作人数。

 3)按一次性放炮炸药消耗量计算

该巷道为全岩巷,采用分次装药分次放炮,即先放掏槽眼,再放辅助和周边眼,单次放炮最大装药量为6.75kg,需风量为:

Q3=25A=25×6.75=169m3/min

式中:

Q3—按一个循环炸药消耗量工作面所需风量,m3/min;

A—一个循环同时爆破的炸药量,6.75Kg;

根据以上计算,确定工作面实际需风量为Q需=170m3/min.

根据以上计算,工作面实际需风量为Q需=170m3/min。

 2、掘进工作面风量验算

  按巷道允许的风速验算

Q高=60V高S=60×4×7.1=1704m3/min

Q低=60V低S=60×0.15×7.1=36.9m3/min

Q低﹤Q需﹤Q高

式中:

Q高—按最高风速验算时工作面的风量,m3/min;

Q低—按最低风速验算时工作面风量,m3/min;

V高——《规程》规定煤巷最高允许风速,m/s;

V低——《规程》规定煤巷最低允许风速,m/s。

故:

工作面配风量符合巷道允许风速的要求,确定工作面风量为170m3/min.

 3)风筒的选择

根据供风距离情况及有关要求,选用直径500mm的双抗反边风筒。

4)局部通风机的选择

根据实际需风量,所需局部通风机供风量为:

Q扇=Q需/(1-P漏)=170/(1-10%)=189m3/min

 式中:

Q扇——所需局部通风机供风量,m3/min;

P漏————风筒漏风率,取10%。

根据所选风筒,查有关资料和风筒摩擦阻力系数并增加10%,得&=0.00453,不考虑局部阻力得:

R摩=6.5&L/D5=(6.5×0.00453×100)/0.55=94.07NS2/m8

 式中:

R摩—风筒摩擦阻力,NS2/m8;&—摩擦阻力系数,Kg/m3;D——风筒直径,取0.5m。

局部通风机风压为:

h扇=(R摩+R局)Q扇Q需+Q需2/D4

=(94.07+0)×[(189×170)÷(60×60)]+(170÷60)2÷0.54

 =231.48Pa

式中:

h扇—局部通风机的全风压,Pa;R局—风筒局部风阻,NS2/m8。

根据以上计算,结合矿井实际并查资料可知,选用一台FBD№5.0/2×7.5型局部通风机。

 

(2)局部通风机配风量

 Q配=Q吸+60×0.15S=200+60×0.15×5.2=246.8m3/min;

式中:

Q配—局部通风机安设地点必须具有的风量,m3/min;

Q吸——局部通风机实际吸风量,m3/min;

S3——局部通风机安设巷道断面积,㎡。

(七)、劳动组织

一)、人员配备

巷道掘进采用一次成巷方式,根据巷道施工方法和支护方式,采用掘进和支护分开作业,在出矸及支护完成后,进行巷道打眼作业。

根据现场实际情况及班组人员组织情况,实行二班八小时工作制。

按照循环作业工序,每班配备作业人员10人,现场管理人员(瓦检员,放炮员)每个作业点必须至少各配备1名

劳动人员配备表

序号

工种

班次

白班

晚班

合计

1

班长

1

1

2

2

打眼工

3

3

6

3

放炮员

1

1

2

4

除矸、支护工

5

5

10

5

出勤人数

10

10

20

6

在册人数

12

12

24

二)、作业循环

1、作业方式:

巷道实行“二班”八小时作业制。

2、循环进尺:

根据巷道断面和施工工艺流程,综合考虑因机电等影响,每月正常工作26天,毎班完成一个循环,班循环进度为1.5m,每天掘进3.0m,毎月掘进进尺78m,其正规循环率86%

根据现场实际情况及班组人员组织情况,实行“二班制”作业。

按照循环作业工序,每班配备作业人员6人(附劳动人员配备表),现场管理人员(瓦检员,放炮员)每个作业点必须至少配备1名。

二、主要安全技术措施

1、开工前,由矿贯彻本《安全技术措施》,轮休或请假的职工必须补课。

要求参加《安全技术措施》学习的职工人人签字,以备存查。

2、进班前,由矿长组织开班前会,布置当班工作,提出安全注意事项。

3、加强现场管理,跟班员必须跟班现场,重点管好顶板,通风瓦斯,放炮、放炮

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