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1、精选文档1.设计的目的本课程设计是 “井巷工程”课教学的重要环节,通过本设计,使同学生疏设计的程序和方法,培育同学独立分析和解决问题的力量,为毕业设计打下基础。2.设计条件及服务年限2.1地质条件矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f24,为稳定性较差岩层,涌水量400m3/h ,风量60m3s 。主井与副井所通过岩层f46,中等稳定,风量均按80 m3s考虑。该矿井属于低瓦斯井。2.2生产力量及服务年限矿山年产量200万t,其第一水平服务年限30a。2.3井筒装备主井为双箕斗井,箕斗容积2.5m3,型号为FJD2.5(5.5)型。主井内铺设300mm排水管2条,并设有梯子间。副井为双罐笼

2、井,接受3单层罐笼(YJGG2.2型)。副井内铺设有200mm供风管2条,100mm供水管1条,2条动力电缆,3条照明和通讯电缆,设有梯子间。2.4运输设备及装备石门运输巷为双轨运输大巷,内设水沟,铺设有供风管2条,80mm供水管1条,动力电缆1条,照明和通讯电缆3条。电机车型号:ZK149550;矿车型号:MG1.7-9。3.主井3.1选择井筒断面外形 选圆形,由于圆形断面受力条件好,通风阻力小,并且符合当代施工工艺,便于施工支护,适用于井筒服务年限大于15年的矿山,该矿服务年限较长,故选用圆形井筒。3.2选择罐道形式及材料:选用槽钢组合罐道,材料为18号槽钢,其断面尺寸为200mm

3、5;200mm。(书308) 主罐梁选用28a号工字钢,其高×宽=280mm×122mm;次罐梁为20a工字钢,其高×宽=200mm×100mm;梯子梁主梁选20a工字钢,高×宽=200mm×100mm;梯子小梁选用14号工字钢,高×宽=140mm×80mm。(手册3表附-6-1)3.3确定净断面尺寸:1)箕斗布置及其相应尺寸,mm箕斗型号:FJD2.5(5.5),其最大外形尺寸:长×宽×高1236mm×1452mm×4831mm式中: L箕斗两侧罐道梁中心线间的距离箕斗两罐

4、道间的间距;一般状况下=A+2c=1452+2×62=1576A箕斗的宽度;取A1452a罐道宽度;取a=62(设计3,1149页)h罐道的高度;依据型号取 h=200 同一根罐道梁双侧安装罐道时,两罐道底面的间距,等于罐道梁的宽度加上两垫板的厚度t。=1/2(122+100)+2×10=131mmt罐道卡与罐耳之间的间距;一般取t=10x罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。故 L1576+2×200+131=2107 x=1/2(2107+1452) =1780断面尺寸计算图2)梯子间的布置及其结构尺寸,mmM=1200+m+b3/2 S=H-d式中 M梯子间短边梁

5、中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距 m梯子间平安隔栏的厚度,金属梯子间m=80 b3梯子主梁或罐道梁的宽度 H梯子间的两外边次梁中心线间距,即梯子间长度,取1600mm,平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm,前后长度应不小于700mm,梯子梁宽均按100mm计算 S梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离 d梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离,考虑安装应不小于300mm,取d=350mm M=1200+80+122/2=1341 H=1600S=1600-350=12503)用图解法确定井筒直径:依据已有尺寸用CAD作图,量测出直径为5007mm,由于直径小于6.5米,则应按0.5

6、米进级,故井筒直径D=5500mm4)验算并调整M, 1,22=R- x2+(C+e)2 1/2 2001=(R2-S2)1/2+e-M-B- b2/2150M=(R2-S2)1/2+e-B- b2/2-1m+1200+ b2/21箕斗最突出部位距梯子梁内边的平安距离2箕斗最突出部位与井壁间的平安距离c井筒中心线至罐道中心线的距离R井筒近似净半径B罐道中心线距箕斗一端的距离,B=726C罐道中心线距箕斗另一端的距离,C=726b2梯子梁的宽带,b2=100 e井筒中心至罐道梁(最近的)中心的距离m=80经计算,得 2=230,1=245,M=13413.4风速验算:(课本313)式中: Q通过

7、井筒的风量,m3/s;取Q80m3/sv井筒内实际风速,m/s井筒内通风有效断面积, m2;井内设梯子间时,A梯子间等面积,A可取2.0m2主井井筒允许的最高风速,m/s 煤矿平安规程规定 ,专为升降物料的井筒,=12 m/s则:v=80/0.25×3.14×4.5²-2.0=5.8<12 m/s 故井筒净直径满足通风要求。3.5选择支护方式及支护参数:该井筒穿过中等稳定岩层即类围岩(课本16),服务年限大于20年,故接受整体浇注混凝土支护,井壁厚度为T300mm(手册3,164页184页)3.6计算各部分尺寸把2条300mm排水管布置在梯子间右侧,管路用U

8、型螺纹卡固定在罐梁上,具体状况见断面图。3.7计算材料消耗(每米井筒)井筒净周长:P=D=3.14×5.5=17.27m井筒净断面积: S1=D²/4=3.14×5.5²/4=23.75m²井筒设计掘进断面数:S2=0.25×(D+2T)²=29.21m²每米井筒的掘进体积:V1=S2×1=29.21m2×1m=29.21m3每米井筒浇注混凝土消耗材料:V2(S2-S1)×1(29.21-23.75)×15.46m3每米井筒粉刷面积:Sn=P×1=17.27

9、5;1=17.27m2每米巷道罐道梁消耗:罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3,即200mm,从图中测量井筒断面上共用28a型钢罐道梁长8.0m重量取43.4kg/m, 20a型钢罐道梁长5.3m重量取33kg/m,14号工字钢罐道梁长3.6m重量取16.9kg/m,罐道梁层间距为4.168m。(课本308页)故每米巷道罐道梁消耗钢材:(8.0×43.4+5.3×33+3.6×16.9)/4.168=145.74kg罐道消耗:每米罐道重量为38kg/m,一井筒内布置四条罐道,所以,每米竖井所需罐道为38×4=152kg/m。巷道每米钢材消耗145.7+15

10、2=297.7kg/m 主井特征 围岩类别断面面积/ m2浇注混凝土厚度/m净周长/m净面积设计掘进III23.7529.2130017.27主井井筒每米工程量和材料消耗 围岩类别掘进工程量/ m3材料消耗粉刷面积/ m2混凝土/ m3钢材kgIII290215.46297.717.273.8绘制井筒断面图按1:50绘制井筒断面图,见附图4副井的设计4.1选择井筒断面的外形选圆形,由于圆形断面受力条件好,通风阻力小,便于施工,服务年限长。4.2选择罐道形式及材料选用槽钢组合罐道,材料为18号槽钢,其断面尺寸为160mm×180mm。1,3号罐梁选用28a号工字钢,其高×宽=

11、280mm×122mm;2号罐梁为22a工字钢,其高×宽=220mm×110mm;4号梯子梁主梁选20a工字钢,高×宽=200mm×100mm;5,6号梯子小梁选用14号工字钢,高×宽=140mm×80mm。4.3确定净断面尺寸1)罐笼布置及其相应尺寸:3#单层罐笼YJGG2.2型,尺寸:长×宽=2200mm×1350mm。可乘人数为15人。L1=m0+2h+1/2(b1+b2)L= m0+2h+1/2(b1+b3) 式中: ,L两相邻罐道梁中心线间距离提升容器要求的罐道之间水平净间距,由罐笼型号确定 b

12、1,2,3罐梁的宽度其他符号同主井。故 L1=1350+2×(62+10)+360+1/2(122+110)=1970 L=1350+2×(62+10)+360+1/2(122+122)=19762)梯子间的布置及其结构尺寸,mmM=1200+m+b3/2 S=H-d式中 M梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距 m梯子间平安隔栏的厚度,金属梯子间m=77 b3梯子主梁或罐道梁的宽度 H梯子间的两外边次梁中心线间距,即梯子间长度,取1400mm,平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm,前后长度应不小于700mm,梯子梁宽均按100mm计算 S梯子间短边次梁中心线

13、至井筒中心线的距离 d梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离,考虑安装应不小于300mm,取d=400mm M=1200+77+122/2=1338 H=2×(700+50+40)=1580S=1580-400=11803)井筒直径的确定:用图解法确定井筒直径,量测出直径为5663mm6米。按0.5米进级则直径为6000mm。4)验算并调整2 M:量得e=740 2=R- C2+(N+e)2 1/2 r200M=(R2-S2)1/2+e-Lm+1200+ b3/2式中 2罐笼最突出部位与井壁间的距离r罐笼收缩半径,此处r=0 R井筒半径N罐道梁中心线距罐笼收缩尺寸y的距离,此处y

14、=0C井筒中心线距罐笼短边收缩尺寸x的距离,当罐笼不切角是C=A/2=1100 e井筒中心至罐道梁(最近的)中心的距离 其他符号同前。故 2 =3000- 11002+(1663+740)2 1/2 =357.2200 M =(30002-11802)1/2+740-1976= 1522.277+1200+ 61=1338断面尺寸计算图4.4风速验算式中: Q通过井筒的风量,m3/s;取Q80m3/sv井筒内实际风速,m/s井筒内通风有效断面积,m2;井内设梯子间时,A梯子间等面积,A可取2.0m2副井井筒允许的最高风速,m/s 煤矿平安规程规定 ,升降人员和物料的井筒,=8 m/s则:v=8

15、0/(1/4×3.14×6×6-2)=3m/s<8m/s 故井筒净直径满足通风要求。4.5选择支护方式及支护参数该井筒穿过中等稳定岩层即类围岩,服务年限大于20年,故接受整体浇注混凝土支护,井壁厚度为T500mm(课本313)4.6管缆布置及各部分尺寸计算两条供风管,一条100mm供水管布置在梯子间左侧,管路用U型螺杆卡固定在罐道梁上,2条动力电缆及照明电缆布置在梯子间右侧。通讯电缆布置在左侧管路上方。具体状况见断面图。4.7计算材料消耗(每米井筒)井筒净周长:P= 井筒净断面:井筒设计掘进面积:每米井筒掘进体积,V1=S2×1=38.47

16、5;1=38.47 每米井筒浇注混泥土消耗材料, V2(S2-S1)×1(38.47-28.26)×1=10.21每米井筒粉刷面积, Sn=S1×1=18.84m2 每米巷道罐道梁消耗:罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3,即333mm,从图中测量井筒断面上共用I28a型钢罐道梁长12.61m重量取43.49kg/m,I22a型钢罐道梁长3.72m重量33.07 kg/m,I20a型钢罐道梁长2m重量取27.93kg/m,14号工字钢罐道梁长3.8m重量取16.89kg/m,罐道梁层间距为4.168m。故每米巷道罐道梁消耗钢材:(12.61×43.49+3

17、.72×33.07+2×27.93+3.8×16.89)/4.168=189.90kg罐道消耗:每米罐道重量为38kg/m,一井筒内布置四条罐道,所以,每米竖井所需罐道为38*4=152kg/m。巷道每米钢材消耗189.90+152=341.9kg/m副井特征 围岩类别断面面积/浇注混凝土厚度/mm净周长/m净面积设计掘进 III28.2638.4750018.84副井井筒每米工程量和材料消耗 围岩类别掘进工程量/ 材料消耗粉刷面积/混凝土/ 钢材kg/mIII38.4710.21341.918.844.8井筒断面图 按1:50绘制井筒断面图,见附图.5.运输巷道

18、5.1选择巷道断面外形矿山年产200吨矿井的第一水平大巷,服务年限30年,接受900mm 轨距双轨运输,其净宽度在3米以上,穿过稳定性较差岩层,选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面。5.2确定巷道断面尺寸1)确定巷道净宽度B:电机车型号:ZK14-9/500,宽A=1335 mm ,高h=1550 mm ;矿车型号MG1.7/9,长2400mm, 宽1150 mm ,高1150 mm。依据煤矿平安规程,取巷道人行侧宽度c=800mm,非人行侧宽度a=300mm. 查表知该巷双轨中线距b=1600 mm,则两电机车之间距离t=1300-1335=265mm。故巷道净宽B=a+2A1+

19、c+t=300+2×1335+800+200=3970mm按0.1m进级,取B=4000mm2)确定巷道拱高h0半圆形巷道拱高h0=B/2=1750mm3)确定巷道壁高h3按架线式电机车导电弓子要求确定h3式中轨道起电机车架线高度,按煤矿平安规程取=2000 mmhc道床总高度 查表2.9选 30kg/m钢轨,再查表2.11得hc=410mm,道碴高度hb=220mmn 导电弓子距拱壁平安间距取n=300K导电弓子宽度之半,K=718mm/2=359mm 取K=360mm 轨道中线与巷道中线间距=B/2-=40000mm/2-(300+1335/2)mm=1032.5 mm故 h31

20、435mm按管道装设要求确定h3道碴面至管子底高度,按煤矿平安规程取=1800mm管子悬吊件总高度,取=900mm导电弓子距管子间距,取=300mm压气管法兰盘直径,取=335mm轨道中线与巷道中线间距,=B/2-=3500/2-(1060/2+800)=420 mm故 h31555 mm按人行高度要求确定h31800+ hb-式中j 距壁 j 处的巷道有效高度不小于1800mm 。,一般取j=200mm故 h31800+220- =1195mm综上计算确定巷道壁高h3 =1555mm,按10mm进级则h3 =1560mm巷道净高H=h3-hb+h0=1555-220+2000=3335mm4

21、)巷道净断面积S和周长P:S=B(0.39B+) P=2.57B+2式中为道碴面以上巷道壁高;=- =1555-220=1335mm故 S=4×(0.39×4+1.335)= 11.6m2 P=2.57×4+2×1.335=13m用风速校核巷道净断面积:查表知最大允许风速为8m/s,(书中57页)已知通过大巷风量,v=Q/S=60/11.6=5.17 符合要求。断面尺寸说明图选用支护方式和支护参数接受锚喷支护,巷道净宽度4.0米,服务年限为30年,穿过中等稳定的岩层,属III类围岩。杆体直径为mm螺纹钢,每孔安装两个树脂药圈,锚固长度700mm,设计锚固

22、力。锚杆长度2.0m,呈方形布置,其间距,托板为8mm厚150mm×150mm方形钢板。喷射混凝土厚度T1=100mm,分两次喷射,每次50mm厚度。故支护厚度T=100mm选择道床参数依据本巷道的运输设备,已选用30kg/m钢轨,其道床参数、分别为410mm和220mm,道碴面至轨面高度=-=410-220=190mm。接受钢筋混凝土轨枕。确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度=B+2T=4000+2×100=4200 mm巷道计算掘进宽度=+2=4200+2×75=4350 mm允许的掘进超挖误差(书中60页)巷道设计掘进高度= =3335+220+100=36

23、55mm巷道计算掘进高度H2=H1+ =3730mm巷道设计掘进断面积 S1=B1(0.39B1+h3)=4.2×(0.39×4.2+1.56) 取S1=13.41 巷道计算掘进断面积S2=B2(0.39B2+h3)=14.41 取S2=14.41m25.3布置巷道内水沟和管缆已知通过该巷道的水量为400m3/h,将水沟布置在人行侧,现接受水沟坡度为5查表得水沟深500mm,净宽500mm,净断面积0.250m2,掘进断面积0.306m2,水沟每米消耗混凝土0.161 m3;每米水沟盖板用钢筋2.036,混凝土0.0323。水沟盖板比水沟宽100mm,厚为60mm。管子悬吊

24、在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通信电缆挂在管子上方。具体状况见石门断面图。5.4计算巷道掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与墙计算掘进体积 V1=S2×1=14.14m3每米巷道墙脚计算掘进体积 V3=0.2(T+)×1=0.2(0.1+0.075)=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗 V2=1.57(B2-T1)T1+2h3T1 ×1=0.98m3每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02m3每米巷道喷射材料消耗 V=V2+V4=0.98+0.02=1.0m3每米巷道锚杆消耗 式 -计算

25、锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.57×4.35+2×1.56=9.9495m、 锚杆间距、排距,= =0.8m,故 N=(9.9495-0.5×0.8)/0.8×0.8=14.92根折合质量为: 14.22=59.57kgl-锚杆深度,l=2m;d-锚杆直径,d=18mm;-锚杆材料密度,=7850(kg/)每排锚杆数为N×0.8=14.92×0.8=11.93根 ,取12根。每米巷道粉刷面积2B3=B2-2T=4.35-2X0.1=4.15m 故2=1.57×3.65+2×1.335=8.4m2每米工

26、程量及材料消耗 围岩类型计算掘进工程量m3锚杆数量/根材料消耗粉刷面积m2巷道墙脚喷射材料m3 钢筋kgIII14.140.0414.221.059.578.4运输大巷特征 围岩断面断面,m2设计掘进尺寸,mm喷射厚度mm锚杆 /mm净周长/m设计掘进计算掘进宽高型式排列方式间、排距锚杆长直径13.0III13.4114.1437303655100螺 纹钢树脂锚杆方形8002000181)主要施工设备:选择以液压钻车、侧卸式装载机为主的钻眼爆破掘进作业线,用活动调车法进行调车,利用菱形浮放道岔调车。施工主要设备表设备名称型号数量备注液压凿岩台车CTH10-2F1台配2台HYD200凿岩机侧卸式

27、装载机2C-32台交替使用,斗容0.6 m3气腿式风动凿岩机7655若干安装锚杆用架线式电机车ZK149/5502台用于调车 用于运输3t矿车YCC1.2(6)若干台运输容器混凝土喷射机转II型2台1台初喷支护,1台复喷支护局部通风机BKJ661 NO.4.52台其中备用1台 配直径800mm胶质风筒激光指向仪J281台5.5巷道断面图和水沟断面图按1:50绘制巷道断面图,按1:25绘制水沟断面图。5.6施工组织设计1)爆破作业设计:爆破器材选择。选用直径为35mm,重150g,长150mm的药卷。使用煤矿许用2号岩石硝酸铵炸药,起爆电雷管接受8号,130ms延迟的毫秒电雷管;接受矿用防爆型电

28、容式发爆器,型号MFB-100,用串联方式起爆。爆破参数的确定。巷道掘进的爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。炮孔直径40mm,炮眼深度为2.0m,炸药单耗为,炮孔数目N=qSm/(ap) N炮眼数目 q单位炸药消耗量,kg/ S巷道掘进断面积,m2 m每个药卷长度,m 炮眼利用率 a装药长度系数,一般取0.50.6 P每个药卷的质量,kg则 N=1.48×13.41×0.15×0.9/(0.5×0.15)36考虑到实际布置状况,炮孔数量偏差为1个。 空孔直径为40mm炮孔布置。接受光面爆破的方法。掏槽接受直眼掏槽的方式,掏槽眼

29、布置在断面中心偏下。周边眼布置在巷道断面轮廓线四周,顶眼和帮眼按光面爆破的要求,各炮眼相互平行,眼底落在同一平面上,并且稍向轮廓线外偏移,一般不超过100 mm。帮助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间,炮眼方向垂直于工作面。具体布置状况见炮眼布置图。依据实践阅历,煤矿岩石巷道掘进接受光面爆破时掏槽眼,帮助眼,把握光爆层的帮助眼和周边眼(顶,帮)的每眼装药数量的比例大致为4:3:2:1。具体装药量见炮孔排列说明简表。 装药结构与起爆挨次。接受反向装药方式;炮眼的填塞,装药之前必需吹洗炮眼,将眼中的岩粉和水吹洗洁净。 起爆挨次:应按掏槽眼帮助眼帮眼顶眼底眼的挨次先后起爆。电爆网路计算。 i=I=U

30、/ (R线+nr)i准 I 网络总电流 i通过每个电雷管的电流A U起爆电源电压V取V=900v R线网络主线电阻 考虑爆破作业平安规程规定距离不小于150m时取R线=7.0×0.15=1.1 n串联电雷管个数取n=36 r每个电雷管的全电阻取r=4欧 I准式要求通过每个电雷管的准爆电流按爆破作业平安规程规定取I准=2.5A 故 i=900v/(36×4+1.1)=5.88A2.5A爆破作业附表。爆破原始条件 名称数量名称数量巷道的掘进断面/ m213.41炮眼数目/个37岩石牢固性系数24雷管数目/个36炮眼深度/m2.0/2.5总装药量(2号煤矿铵梯炸药)/kg33 预

31、期爆破效果 名称数量名称数量炮眼利用率/%90每米巷道秏药量/(kg/m)13.75每循环工作面进尺/m2.4每循环炮眼总长度/m76.3每循环爆破实体岩石/ m332.184每平方米岩体秏雷管量/(个/ m2)3炸药消耗量(kg/m3)1.48每米巷道秏雷(个/m)15 装药量及起爆挨次 眼号眼名眼数/个眼深/m装药量起爆挨次联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg0-1空孔12.5串联连续反向装药8-17掏槽眼62.371.05426.3I8-17帮助眼102.0121.812018II24- 27 34- 37帮眼82.020.3162.4III28-33顶眼62.0

32、20.3121.8IV18-23底眼62.050.75304.5V工作面炮眼布置图见附图。 2)通风防尘措施:通风措施 压入式通风局部通风机把新颖空气经风筒压入工作面,污浊空气沿巷道流出。在通风过程中炮烟渐渐随风流排出,当巷道出口处的炮烟浓度下降到允许浓度时(此时巷道内的炮烟浓度都已降到允许浓度以下),即认为排烟过程结束。这种通风方式可接受胶质或塑料等柔性风筒,这种风筒比金属风筒吊挂便利,漏网也少,可用于长距离的独头借道中。压入式通风的优点是有效射程L压大,冲淡和排出炮烟的作用比较强;工作面回风不通过通风机,在有瓦斯涌出的工作面接受这种通风方式比较平安,其缺点是长距离巷道掘进排出炮烟需要的风量

33、大,所排出的炮烟在巷道中随风流而集中,集中范围大,工人进入工作面往往要穿过这些集中的污浊气流。 抽出式通风局部通风把工作面的污浊空气经风筒抽出,新颖风流沿巷道流入,风筒的排风口必需设在主要借道风流方向的下方,距掘进巷道口也不得小于10m。抽出式通风风流不经过借道,故排烟的时间或排烟所需风量与借道长度无关,只与排烟抛掷区的体积有关。但由于回风流经过通风机,假如叶轮与外壳碰撞或其他缘由产生火花,有引起煤尘、瓦斯爆炸的危急,因此在有瓦斯涌出的工作面不宜接受此种通风方式。抽出式通风的有效吸程L抽很短,只有当风筒口离工作面很近时才能获得满足的效果,而这一点对于非机组掘进工作面很难做到,故目前在平巷掘进中

34、很少接受。抽出式通风的优点是在有效吸程内的排尘效果好,排解炮烟所需的风量较小,回风流不污染借道。抽出式通风只能接受刚性风筒或刚性骨架的柔性风筒。 混合式通风混合式通风方式是压入式和抽出式通风的联合运用。掘进巷道时,单独使用压入式或抽出式通风都有肯定得缺点,为了达到快速排解炮烟的目的,可利用一帮助局部通风机做压入式通风,使新颖风流压入工作面冲洗工作面的有害气体和粉尘。为使冲洗后的污风不在巷道中集中而经风筒排解,可用另一台主要局部通风机进行抽出式通风,这样就构成了混合式通风。防尘措施: 湿式钻眼,使用水炮泥爆破. 喷雾洒水:将压力水通过喷雾器在旋转或冲击作用下,使水流雾化成细散的水滴喷射于空气中。

35、 加强通风排尘工作:通风工作除不断向工作面供应新颖空气外,还可将含尘空气排出,以降低工作面的含尘量。为了做好通风排尘工作,首先应在掘进巷道四周建立通风系统,以形成主风流;其次应在各作业点搞好局部通风工作,保证工作面能得到足够的风量和肯定的风速,以便快速的把工作面的粉尘稀释并排到主回风流中去。 加强个人防护工作:工人在工作面作业时肯定要戴防尘口罩,对工人要定期进行身体健康检查,发觉病情准时治疗。 清除落尘:准时清除巷道中的浮煤,清扫或冲洗沉积煤尘,定期撒布岩粉,定期对主要大巷刷浆3)合理组织施工并编制循环图表:a接受综合掘进队,多工序平行交叉和正规循环作业的劳动组织形式,六小时工作制,四班掘进,

36、两班复喷与掘进平行作业。b.确定循环掘进尺寸,由爆破状况知每循环进尺为2.4mc.确定循环掘进时间。一次循环作业时间接受公式:T=T1+T2+T3+T4+ T5+ T6 <1>平安检查时间及预备时间T1 一般为15到20min,取20min。<2>装岩时间T2:T2 =60Slk/ n P 式中S巷积道掘进断面积,;S=13.02l炮眼平均深度,m;l=2.7 炮眼利用率 ,一般为0.8-0.9;k爆破后岩石的松散系数;n同时工作的装岩机台数; P装载机的实际生产率;T2 =60×13.02×2.7×0.9×1.5/(1×

37、;90)=32min 3钻眼时间T3 =(t1 +t2 )=Nl/mv 式中 t1 钻上部眼时间,min; t2 钻下部眼时间 , min ; + 钻眼平行系数; N工作面炮眼总数,个; m同时工作的凿岩机台数; v凿岩机的实际平均钻速,m/min;T3 =40×2.7×0.6/(7×0.12)=77min<4>装药联线时间 T4 =Nt/A 式中N工作面炮眼总数,个; T一个炮眼所需时间,min/个; A在作面同时装药的工人数;T4 =38×2/1=76min 5T5 为爆破通风时间,一般为15到30 min;T5 =20min 6T6 为

38、支护时间,其中包括了临时支护和永久支护,T6 =100T=1.1×(T1 + T2 + T3 + T4 + T5 + T6 )=1.1×315=325min;循环图表序号工作名称工作时间/min工作量第一班工作时间1234561掘进预备工作302倒矸303打眼15052个4装药905联线306爆破通风307装岩运输15050车8拌料1209初喷907车10打锚杆眼12028个11安设锚杆9012装载机后复喷1207车施工劳动力配比表 时间工种0到6点6到12点12到18点18到24点 直接工钻眼工,司机7777定眼工1111维护工1111爆破员111班长1111临时喷浆工4

39、4喷浆手44小计15151515辅助工上料工33电车司机2222挂钩工2222水沟工1221钉道工11小计51096合计202524214)循环图表的执行与管理: a开工前,要在掘进队和有关部门中认真争辩贯彻,使每个工作人员明确自己的岗位和协同关系,明确循环图表的各个环节。b 执行初期,应抓好循环图表的娴熟执行工作,特殊是各工序所需的时间,各工序的协调关系,有时甚至适当降低循环进度,使每个工作人员在时间上确保按图表执行。并留意在执行中发觉图表中存在的问题,准时予以调整。 c在执行过程中,应对各个工序的操作,协调以及所需时间不断的观测,从中挖掘潜力,并发觉和解决问题。这些工作既保证了图表的执行,

40、又能为编制更合理的图表供应依据。5.7管理制度掘进队的管理制度:为了充分利用工时,提高施工速度和质量,做到平安生产,降低材料成本消耗,除了要有先进的技术装备和合理的劳动组织外,还要加强施工管理工作。为了充分发挥掘进队的设备、技术优势,搞好生产管理工作,必需健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度。1) 工种岗位责任制。工种岗位责任制要求人员固定、岗位固定、任务固定、设备固定、完成时间固定。其特点是任务到组、固定岗位、责任到人,依据井巷施工特点及工作性质,将每个小班的人员划分成若干作业组,每个小组或个人依据循环图表规定的时间,使用固定的工具或设备,在各自岗位上保质保量地完成任务。掘进工作面的岗位责任制可以参考表7.3。2) 技术交底制。工程开工前应由工程技术人员就施工组织设计(或作业规程、施工技术、平安措施等)进行技术交底,从

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