15m水平东翼回风岩巷掘进工作面.docVIP

+715m水平东翼回风岩巷掘进工作面 第一节 巷道布臵 巷道布臵该掘进工作面开口处位于见煤点退回40m处根据生产需要及设计要求其掘进方位角为40°巷道长度810米。根据东翼运输巷顶板淋水分析巷道上部可能受到不同程度的采动影响所以但必须按规定实行探水掘进。钻探距离不得低于50m钻探后允掘距离为30米钎探距离不得低于5m并保证每次爆破后留有3m的安全岩柱。 第二节 矿压观测 从该矿区附近已掘进巷道压力情况分析各巷道压力均不明显甚至较长时间没有压力主要是未采动就没有影响。 第三节 支护设计 在顶、底板正常地带采用裸巷。在遇地质构造带黄泥区段或顶板破碎带必须采用水泥砖进行发碹支护并用矸石充填结实。 第四节 破碎地段支护工艺 特殊地段在施工前应对施工地点附近临时支护进行加固和加密并且随掘进随支护永久支护距离隔碛头不大于3m临时支护距离碛头不大于。顶板节理、裂隙较发育、顶板破碎，采用水泥砖发碹支护顶板较完整可采用裸巷。裸巷或喷浆支护 第三章 施工工艺 第一节 施工方法 +715m水平东翼回风岩巷采用YT-28型风动凿岩机打眼放炮掘进人工装岩或耙渣机装岩人工推车至岔道绞车下放至+655m车场 5T的蓄电瓶机车运至地面矸石场。 第二节 凿岩方式 采用井下空压机硐室螺杆式移动空压机供风YT-28凿岩机湿式打眼作业。 第三节 爆破作业与装载运输 掘进碛头实行一次打眼、一次装药、一次爆破禁止一次装药分次起爆。炮眼布臵由班长根据中腰线方向现场确定炮眼方位。采用人工装岩或耙渣机装岩矸石装车后经人力推车至岔道绞车下放至+655m车场再用蓄电瓶机车运至地面矸石场。 第四节 管线及管道敷设和风筒悬挂 风管和防尘水管安装于管道的下帮侧下部防尘水管在上距压风管间距不能小于300mm压风管在下压风管距地面间距不能小于300mm缆线用电缆挂钩悬挂于下帮壁每3m打一个悬挂眼子。要求电缆悬挂平直。监控线、通讯线挂在电缆线的上面。风筒吊挂在巷道的另一侧。要求吊挂平直。 轨道使用18kg/m的钢轨接头用道夹板螺丝固定且光滑平整间隙不能超过2mm内外高低差不能超过2mm曲线段加宽不能超过10mm。使用水泥轨枕时两轨枕中心距 第四章 生产系统 第一节 通风系统 一、通风方式及通风线路 采用局部通风机压入式通风。通风线路由主平硐→+655m全岩上山→局部通风机→+715m掘进碛头。 废风→+715m掘进碛头→+715m回风巷→总回风上山→地面 一、通风方式及供风距离 施工过程中采用局部通风机压入式通风最大供风距离为500m。 二、掘进工作面风量计算 1、按工作面最多人数计算 Q4Nk4×15×1.590 m3/min 4—每人每分钟的需风量m3/min N—掘进工作面同时工作的最多人数取15人 K—风量备用系数取1.5。 2、按瓦斯涌出量计算 Q100qk100×0.5×1.470 m3/min 100—-按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1.0% 的换算系数 q——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量取0.5m3/t。 K——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数取1.4。 3、按炸药量计算二、三级煤矿许用炸药 Q=10A=10×20=200 m3/min A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量20kg 4、按局部通风机的实际吸风量计算 I+60×0.15×S=260×1+60×0.15×6.4=317.6 m3/min Q局—局部通风机实际最低吸风量260m3/min I—掘进工作面同时通风的通风机台数1台 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速m/s S—局部通风机安装地点到回风口间的最大断面积6.4m2 综上所述局部通风机的配风量取317.6 m3/min碛头需风量为200m3/min。 三、按风速验算 根据以上四种方法计算结果按局部通风机的吸风量计算的风量最大为317.6m3min。 由于巷道断面积S掘=6.4m2 则掘进工作面的风速 V掘=Q/60S掘=317.6÷60×6.4=0.83m/s V掘0.83 4m/s符合《煤矿安全规程》规定。 四、局部通风机的选型 选用FBD№ 5.6/ 2×15型局部通风机一台局部通风机的配风量为317.6m3/min风筒直径初期为Φ400mm局部通风机开二级供风,满足供风要求。 五、局部通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点局部通风机安装在+715m绞车室至风门间。局部通风机安装的位臵具体技术部门现场标定具体要求局部通风机及其开关安装地点必须安全且顶板完好无淋水的地方。 2、供风系统局部通风