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1、.PAGE :.;PAGE 61实习报告实习性质: 毕 业 实 习 学生姓名: X X X 专业班级: X X X 指点教师: X X X 实习时间: 2021.032021.05 实习地点: 三脚沟煤矿XXX学院目 录前 言1第一章 矿井概略.2 一、交通及地理位置.2二、地形与气候条件.2三、煤系地层及可采煤层情况.3四、井田范围及勘探程度.3五、地质构造.5六、水文地质及瓦斯地质.8七、矿井剩余储量、效力年限及消费才干.9八、矿井开辟.9九、矿井提升运输系统.10十、矿井排水系统.10十一、矿井供电系统.10十二、矿井通风系统.10十三、压风系统.11第二章 -220m南采区集中运输大巷
2、施工.12第一节 任务面概述.12 一、任务面位置.12二、围岩性质.12三、地质构造.12四、水文地质.12第二节 巷道布置及用途.13 一、巷道布置.13二、巷道用途.13三、巷道断面及外形.13第三节 巷道施工.13 一、施工方法及工艺流程.13 二、爆破方法.13三、支护及要求.16第四节 劳动组织、循环方式及主要技术经济目的.17一、劳动组织方式17二、正规循环方式.17三、主要技术经济目的.17四、每循环技术经济目的.17第五节 消费系统.19 一、通风系统.19二、运输系统.19三、压风系统.19四、防尘系统.20五、排水系统.20六、供电系统.20第六节 运输平安管理.20 一
3、、运输方式.20二、运输平安管理.20第七节 机电平安管理.21 一、电器平安管理.22二、电缆平安管理.22三、主要施工设备.23 第八节 通风平安管理.23 一、风量及部分通风机确实定.23二、通风设备.24三、通风平安管理.25第九节 工程质量及文明消费.26 一、工程质量管理.26二、工程质量要求.26三、文明消费要求.27四、掘进质量评级方法.28第十节 技术平安措施.28 一、防冒顶措施.28二、防瓦斯及硫化氢等气体积聚措施.29三、放炮平安措施.29四、防止爆燃措施.31五、综合防尘措施.31六、防治水措施.31七、爬渣机平安运用措施.32八、人力推车措施.32九、岗位责任及组织
4、措施.33十、避灾道路.33第三章 -200m南采区K9煤层采煤方法.34第一节 概略34 一、任务面位置及相邻关系.34二、煤层.34三、煤层顶底板特征.35四、地质构造.35五、水文地质.35六、影响回采的其它要素.36七、储量及效力年限.36第二节 采煤方法及落煤工艺.37 一、巷道布置.37二、落煤工艺.37第三节 顶板控制39 一、支护设计.39二、任务面顶板控制.40三、“三眼两巷的顶板控制40四、矿压观测.41第四节 消费系统.42 一、运输.42二、通风.42三、排水.47四、供电.47五、压风.50第五节 劳动组织和主要技术经济目的.50一、劳动组织.50二、主要经济技术目的
5、.51三、主要技术经济目的表.53第六节 煤质管理.53平安技术措施53 一、普通规定.53二、顶板管理.54三、防治水.55四、运输.55五、机电平安措施.56六、带式保送机管理规定.56七、特殊处置措施.58八、其他.59第八节 灾祸应急措施及避灾道路.60一、灾祸预防.60二、避灾线路.61附表目录附表一:-220m南采区集中运输大巷施工正规循环作业图表附表二:-115m北二采区K2煤层回采任务面正规循环作业图表附图目录附图1-1:煤系地层综合柱状图附图1-2:矿井开辟系统图附图2-1:-220m南采区集中运输大巷布置图附图2-2:-220m南采区集中运输大巷断面图附图2-3:-220m
6、南采区集中运输大巷炮眼布置图附图2-4:-220m南采区集中运输大巷通风系统及避灾道路图附图2-5:-220m南采区集中运输大巷运输系统图附图2-6:-220m南采区集中运输大巷供电系统图附图3-1:-200mSC1-3煤层顶底板岩性综合柱状图附图3-2:-200mS C1-3K9煤层储量计算立面图附图3-3:规循环作业图附图3-4:任务面支护图附图3-5:运输巷断面及管缆布置图附图3-6:风巷断面图附图3-7:连络巷布置图附图3-8:任务面联络石门断面图附图3-9:任务面机电设备布置、布置、压风、排水、运输表示图附图3-10:巷道布置表示图附图3-11:S79017903任务面位置、通风、监
7、控、防尘避灾道路表示图附图3-12:S7901-7903供电系统表示图附图3-13:S79017903任务面避灾道路表示图前 言毕业实习是毕业前进展的一次综合性的全面深化的教学实际。经过实习,我们可以全面了解矿井开辟系统,学习研讨采区巷道布置、预备、采掘工艺、区队消费管理知识。同时,还可以了解矿井地质、井巷工程、通风平安、煤矿机械、提升运输、供电及地面消费系统、工业广场布置以及企业经济组织和方案等方面的情况,到达重点深化,全面熟习和建立矿井消费系统及过程总体概念,熟习采、掘、机、通、运及平安工程技术人员的职责和素质要求,为今后走向矿山、扎根矿山、效力矿山、奉献矿山打下良好的根底。因此,毕业实习
8、,具有非常重要的现实意义。经过近三年的实际学习,为了与煤矿现场消费实践相结合,我们到磨心坡煤矿进展了毕业实习。在实习过程中,较为详细地搜集了磨心坡的交通、位置、地形、气候条件,井田煤系地层情况,煤层地质情况及可采煤层特征。熟习了矿井的瓦斯含量及瓦斯等级,实践消费才干,消费情况,效力年限,任务制度等情况。全面深化了解了矿井开辟系统、采区巷道的布置及采煤工艺、巷道的掘进技术和开展方向、通风平安、煤矿机械、提升运输、供风供水供电、企业营销、管理等方面的情况。重点掌握了磨心坡煤矿的消费系统、消费过程的平安技术知识和企业开展的平安质量规范化任务,明确了矿井采煤、掘进、机电、通风、运输、地测、调度、平安等
9、专业的工程技术管理及人员的岗位职责和平安管理责任。 经过毕业实习,联络消费实践,我们提高了分析和处理实践问题的才干并为毕业设计搜集到了所需求的资料。掌握了一定的专业学科的新技术、新资料、新工艺、“一通三防技术,为今后更好的任务奠定了良好的根底。第一章 矿井概略一、交通及地理位置 磨心坡煤矿位于重庆天府矿业有限责任公司南端,重庆市以北42Km处,行政区划属重庆市北碚区东阳街道管辖,矿井南邻嘉陵江,北接刘家沟煤业有限责任公司,东依天府镇,西靠东阳街道。矿区走向长7Km,平均宽0.6Km.勘探面积4.62Km2.储量计算面积5.1 Km2 地理坐标1092900,北纬295300。矿区交通兴隆,襄渝
10、铁路,仪北公路由南向北贯穿矿区,矿井消费原煤经磨心坡洗煤厂洗选后,一是经皮带走廊上襄渝铁路运达各用户,二是经天府矿业公司自建铁路运至嘉陵江边装船,顺嘉凌江长江供应沿江两岸用户。 二、地形与气候条件区内地形总体上北东高,南西低,为中低山斜坡地貌。沟谷发育,沟谷形状以“V型为主,为单斜山地形,纵向方向东高西低,沟底纵坡坡度较大,普通为20 30度。区内横向沟谷、小溪较发育,切割较深,利于岩溶地貌的构成及发育。矿区气候属亚热带气候,夏季炎热多雨,冬季冰冷枯燥,年平均最高气温36.6,极端最高气温42 ,平均最低气温5.7,极端最低气温-2 。年降雨量平均达1000mm以上,月累计最大降雨量436.3
11、mm,月累计最大蒸发量236.7mm。最大风速2.0m/s,风向西南西。雾日集中在10月至次年的2月,年最多雾日达173天。三、煤系地层及可采煤层情况矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组,为海陆交相互含煤建造。古地理环境为滨海湖泊沼泽化平原,岩性主要为石灰岩、硅质石灰岩、泥岩、粘土岩、砂岩、炭质泥岩和煤层。假整合于茅口灰岩之上。地层总厚约142m,含煤10层,煤层编号依次为K1、K2 、K3、K4 、K5、K6 、K7、K8 、K9、K10。K1、K3煤层为堆积不稳定极薄煤层,不可采;K7煤层含硫量高,无经济开采价值。可采和部分煤层有 K2、K4、K5、K6、K8、K9共六层煤,其中K2煤层为中厚煤
12、层,全区可采;K4、K5、K8煤层为堆积不稳定部分可采薄煤层,K6、K9煤层为堆积稳定全区稳定可采薄煤层。可采和部分煤层平均厚度依次为:4.35m、 0.60m、0.45m、0.74m、0.70m、0.60m。K2煤层底板至茅口灰岩顶界间距612m,平均8m;K2底板至K1煤层顶板间距1.176.11m,平均3.93m;K3底板至K2煤层顶板间距18.2227.06m,平均24.14m;K4底板至K3煤层顶板间距0.322.56m,平均1.73m;K5底板至K4煤层顶板间距22.3134.48m,平均29.55m;K6底板至K5煤层顶板间距3.477.79m,平均5.15m;K7底板至K6煤层
13、顶板间距2.85.35m,平均2.95m;K8底板至K7煤层顶板间距2.767.08m,平均5.97m;K9底板至K8煤层顶板间距3.637.50m,平均4.79m;K10底板至K9煤层顶板间距1.372.41m,平均2.11m。可采煤层总厚度约7.44米,可采含煤系数5.2%。可采煤层煤质牌号为焦煤。附图1-1:煤系地层综合柱状图四、井田范围及勘探程度一井田范围矿井于1988年初次办理采矿答应证,有效期为70年。2001年2月由重庆市矿管办换发了采矿答应证,有效期为10年。企业改制更名后,由重庆市国土资源和房屋管理局于2005年10月重新核发了采矿答应证,证号为:5000000520393,
14、有效期为6个月2005年10月2006年04月。矿区范围由34个拐点圈定,走向长约7.0km,面积2.6553 km2,开采深度+600 -200m。矿区范围拐点坐标见表1-1。表1-1 磨心坡煤矿矿区拐点坐标一览表点号坐 标点号坐 标XY1330278036353000 1833067753635592023303385363533701933067803635573533304013363537552033066103635565043304955363543422133065503635579553306280363550602233065303635578563307070363555
15、802333065773635568073307985363558352433057203635516583308865363560502533056123635534593308625363566202633055753635532510330851036356575273305655363552001133085403635650528330506536354830123307340363560052933049723635498013330729536356115303304742363548451433070603635603531330456736354703153307130363
16、559153233046723635451516330701536355855333303340363536701733069053635597534330268536353130备 注: 1、矿区范围在磨心坡矿地形地质图以1-34号点圈定。 2、开采深度:+600-200m 3、矿区面积:2.4km2,开采煤层:K2、K4、K5、K6、K8、K9。二开探程度磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带,华蓥山复式背斜南端,天府背斜之西翼。磨心坡井田原为天府煤田南井田,天府煤田地处丘陵山区,已有200多年开采历史,浅部露头多被不正规开采。直至1933年卢作孚等人创建“天府煤矿股份,矿区开发才初
17、具规模。19531956年我队原煤炭部西南煤田地质开探局队对原天府煤矿+350m以下进展了精查勘探,1956年提交了,煤炭部1958年7月10日以58煤生技字14号文件同意,作为磨心坡煤矿建矿根据。1983年5月又以四川省地勘公司队进展了深部补勘的钻探任务,1985年3月提出补勘资料,1985年8月矿务局提交了,重煤公司以重煤生字86第359号文件同意此报告作为矿开辟延深设计根据,提交资源量2503.7万吨。五、地质构造磨心坡煤矿矿区范围位于新华夏系川东弧形褶皱带,华蓥山复式背斜南端,天府背斜之西翼。天府背斜呈中常褶皱形状,两翼急倾斜,东翼略陡于西翼,由北向南背斜轴面微向西偏,构造走向:北段为
18、N22E,向南过号勘探线后便渐渐向西偏移,至南段偏至S34W,略呈向南方向凸的弧形。地层倾角为:东翼浅部4560,部分直立、倒转,向深部逐渐增大至6275;西翼浅部3755,向深部逐渐增大至6072。背斜枢纽由北向南逐渐倾覆,至V号勘探线倾覆角增大至22。断层发育是矿区构造的一大特点。东翼及背斜轴部有密集的大型走逆断层,受断层切割,煤岩层延续性蒙受严重破坏,开采价值不大。西翼断层稍少,但断层性量变化大,分区密布,将矿井自然分割成三个可采区。北采区和中采区,斜交断层发育,集中分布在号峰厂和号鹰耳岩勘探线附近;南采区大型走向逆断层发育,集中分布在勘探线以南,断层相互切割,规模宏大,切割纵深,破坏性
19、极强,号勘探线之间为矿井构造复杂区。矿井地质构造类型为-a-a-fg。一矿区褶皱矿区范围内大的次级褶皱不发育,根据石门及钻孔资料,在FO3断层附近煤岩层往往被断裂牵引构成严密的小向斜或小向斜连小背斜,断层上盘常比断层上盘明显,褶曲带的宽度达2080米,这种景象的产生是由于煤系岩层岩性较弱,在构造应力的作用下,易产生塑性变形所致。二矿区断裂1、背斜东翼及轴部的西倾走向逆断层主要分布于背斜东翼,少数分布于轴部,主要有F1、F2、F3、F4、F5等断层,断层倾角在4682,规模均甚大,伪总断距多在50m以上,大者达120340m,它们密集陈列,南北延伸,纵贯全区,在平面上一些地段可见到断层线相互交切
20、的形状,在剖面上,那么可见F1断裂为主干断裂,其他断层均为其分支,呈倒“入字构造方式。F1:位于轴部,自刘家沟煤业公司向南延伸至矿区范围,至勘探线附近减弱,矿区范围内延伸长6200m,地表表现为P1m、P2l地层缺失,断层产状3017182,伪总断距线以北60150m,以南1030m,对线以南轴部煤层有细微破坏作用。F2:位于近轴部的东翼部位,纵贯全区,地表表现为P2C、T1f1地层缺失,断层产状3033126375,伪总断距线以北160300m,向南减弱,多为1030m仅线处异常增大,对线以南地段煤层有较大破坏作用。F3:位于东翼,纵贯全区,地表表现为T1f1复于T1f2或T1f2复于T1f
21、3之上,呵斥地层缺失,断层产状3033117481,伪总断距120280m,在线延续层切入轴部,于此同时,断距减弱30m左右,对该段轴部附近的煤层有破坏作用,对西翼煤层无破坏作用。F4、F5断层:位于东翼,远离背斜轴部,纵贯全区,地表表现为T1f2复于T1f3或T1f3复于T1f4之上,呵斥地层缺失,断层产状3033127075,伪总断距100m。2、背斜西翼的西倾走向逆断层此类断层为高角度西倾断层,大多隐伏,少有地表出露,系由消费井巷揭露,断层陈列甚密,主要发育在线以南,线以北极为稀疏,自线向南逐渐增多。对煤层有明显破坏作用的断层,自北向南,由西向东有F21、F22、F01、F02、F03
22、、F04等断层,断层走向延伸数百米至一千米,个别可达2200mF02,伪总断距普通在15m至45m,属大至中型断层,对开采影响较大。F21、F22断层组:断层产状2953007080,程度断距分别为35m、20m,对矿井-10m程度以下北采区的煤层有明显破坏作用的断层,呵斥煤层不延续,对开采影响较大。F01、F02、F03 、F04等断层,断层产状3053157085,程度断距多为20m,F03达45m。对矿井-115m程度以上南采区煤层有明显破坏作用的断层,呵斥煤层不延续,对开采影响较大。-115m程度以下断层对南采区的煤层破坏延伸在矿区范围外,对开采几乎无影响。3、斜交平推断层矿区内有SS
23、E-NNW和NEE-SWW两组斜交平推断层,背斜即轴部均可见,为数不多,规模不大。矿区范围内主要有F26峰厂斜交断层带、f01鹰耳岩斜交断层带。F26峰厂斜交断层带:位于线以南,由7条以上小断层组成断裂和挤压破碎带,走向延伸长度约420m,断层产状3253437278,每条断层的程度断距均大于1m,+230m程度以上对煤层破坏较明显,以下对煤层破坏减弱,断距多在1m,对煤层开采有一定的影响。f01鹰耳岩斜交断层带:位于线以北,由45条平行的小断层组成断裂和挤压破碎带,破碎带宽约90m,走向延伸长度约700m,断层产状3253437278,断层的程度断距多在38m,对各程度煤层破坏较明显,对开采
24、有影响大。矿区地质构造较复杂。六、水文地质及瓦斯地质一水文地质矿区内含水层主要为三叠系下统嘉陵江组石灰岩T1j、飞仙关组第四段石灰岩T1f4、二叠系上统长兴组石灰岩P2C等为喀斯特强含水层,飞仙关组第二段石灰岩T1f2、二叠系下统龙潭组第二段石灰岩P2l2、第四段石灰岩P2l4等均为弱含水层。二叠系下统茅口组石灰岩P1m,仅在断层作用下,地表零星出露,为煤系地层底板含水层。各含水层在空间分布上对矿井开辟,开采有直接或间接的水力联络。岩溶裂隙含水层在接受大气降水补给后,沿岩溶、裂隙迳流,经采空区渗入坑道。矿井在开采过程中,非常注重上部老窑水探防任务,开采过程中从未发生水灾事故。矿井水文地质条件中
25、等。二瓦斯地质磨矿为煤与瓦斯突出矿井,相对瓦斯涌出量为74.67m3/吨,绝对瓦斯涌出量为40.39 m3/吨。K2煤层属强突出煤层,用开采维护层来处理K2煤层的开采问题。石门揭穿突出煤层采用“四位一体的综合防突措施,矿井有完善的瓦斯抽放系统,长期坚持瓦斯抽放。七、矿井剩余储量、效力年限及消费才干矿井原始地质储量4178.6万吨。截止2005年底,-200m程度以上矿井累计动用储量2475.9万吨,损失量501.3万吨,累计注销量7.2万吨,矿井剩余保有储量1609.2万吨,可采储量为1.3万吨。储量减少86.3万吨,累计探明储量3874.4万吨。矿井原始设计才干45万吨/年,近些年实践消费才
26、干40万吨左右,2005年核定消费才干50万吨,按储量备用系数1.5,剩余效力年限约15年。八、矿井开辟矿井开辟方式为平硐十竖井暗斜井综合开辟方式。矿井现消费程度为-115m程度、-220m程度,延深程度为-440m程度。采区分南、中、北三个大采区,其中南北采区分别为南一、南二采区和北一、北二采区。平硐口标高为222.5m,全长2170m,是矿井运输、行人、通风及排水的主要通道。竖井位于520m标高的芦梯沟,井底止于-10m程度,井筒全长522m,断面积23.8m2,主要承当矿井通风和辅助提升义务。暗斜井分别为主提升箕斗井和30人行斜井。箕斗井主要用于煤层提升,为二级提升,其中-115程度至-
27、l0m程度为第一级提升,全长350m,斜井坡度为35,断面为11.57m2,箕斗容量为3t;-10m至+230m程度为第二级提升,斜坡度为60,全长为185米,断面为9.1m2,箕斗容量为2.5t。30人行斜井用于行人和辅助提升,坡度为30度,断面为15.04m2,全长690米。附图1-2:矿井开辟系统图九、矿井提升运输系统矿井提升环节多,运输战线长。集中运输巷采用机车运输,斜井采用绞车提升运输。矿井主要提升机运设备有:-1O+230m的2m绞车、-115-lOm的2m绞车、混合提升为竖井的3m绞车、人行斜井副提升为2.5m绞车、-115-l0m公用进风井的1.2m绞车、-115m程度的1t电
28、动煤翻笼,平硐运输为3台Z K-10的架线电机车和1台CXTS-8蓄电池机车、-10m程度为2台XKB-/ 140-KBK番电池机车、-115m程度为4台CX下S-8和2台XKD-6/J40机车。十、矿井排水系统矿井排水未多级排水,-115-10m程度为第一级排水,-10+230m为第二级排水,-10m程度为中转程度。抽排线路为-115m-10m+230m平硐自流地面。十一、矿井供电系统矿井采用双回路供电,由局中心变电所送至卢梯沟变电所,然后经竖井分别送至+230程度、+110程度、-10程度中央变电所,然后经中央变电所再送至各采区变电所,再变压到660伏送至各配电点。十二、矿井通风系统矿井在
29、井田中部分别布置了1个进风斜井、1个进风竖井、1个进风平硐、2个回风斜井,通风方法为抽出式通风,通风方式为混合式。其中3个进风井为:+230m主平硐、+480m南翼竖井、+500m北翼进风斜井进风;2个回风井为:+490m南翼回风斜井、+490m北翼回风斜井回风。十三、压风系统矿井在地面芦梯沟竖井安装了两台压风机,压风线路为:芦梯沟压风机竖井-10m 程度各掘进任务面-115m-10m管线斜井-115m程度各采掘任务面-220m115m程度串车斜井-220m程度掘进任务面。第二章 -220m南采区集中运输大巷施工第一节 概 述一、任务面位置-220m程度集中运输大巷布置于-220m程度南采区,
30、距地表垂深为714.0m。岩层走向N3035E,倾向北西,倾角62。二、围岩性质-220m程度集中运输巷布置于二叠系茅口组第四段P1m4石灰岩地层中,该段岩石节理裂隙不发育,浅灰色、厚层状石灰岩,构造致密、质地巩固。三、地质构造估计施工段无大的地质构造,但部分地段节理、裂隙发育,常以方解石石脉或方解石团块产出,部分呈块状构造或片状构造,破碎段易片帮、冒落。四、水文地质茅口灰岩为矿区煤系地层底部含水层,但根据矿井-10 m-220m串车斜井掘进过程中所表达的情况,该施工地段含水性相对较弱,仅在节理、裂隙发育地段有滴水或侵水景象,未出现流水或大的涌水景象。根据矿区范围内地表出露的该段地层地质资料可
31、知,该段地层含水性极不均匀,水量微弱,水压较高,估计涌水量0.050.01m3/h。第二节 巷道布置及用途一、巷道布置巷道布置于茅口灰岩上部第四段,井底车场段茅口大巷天板至K2煤层底板平距为30m,方位N31E,巷道由北向南至煤翻笼位置其坡度为0,煤翻笼以南212m巷道坡度为0,再向南巷道坡度为+3,南高北低。附图2-1:-220m程度集中运输大巷布置图二、巷道用途该巷道为-220m程度南采区集中运输大巷、采区进风巷道。三、巷道断面及外形巷道断面为三心拱,设计断面为巷净宽墙高拱高=330018001100掘进断面积8.8m2,净断面积8.2m2。水沟布置于巷道西邦,其规格为:净宽净高=8007
32、00,并用混凝土浇灌,水沟坡度与巷道坡度一致。附图2-2:-220m程度集中运输大巷断面图第三节 巷道施工一、施工方法及工艺流程采用风锤打眼,普通钻眼爆破法破岩,扒碴机出矸的方法施工。其工艺流程是打眼、出矸平行作业装药 联线放炮通风。 施工方法:施工采用钻眼爆破法施工,多台气腿式凿岩机打眼,一台激光指向仪定向。组织多工序平行作业线,以提高施工进度,保证工程质量和作业平安。二、爆破方法严厉按光面爆破法进展爆破,光面层厚度0.5m,合理布置周边眼,到达较为理想的爆破效果。 附图2-3:-220m程度集中运输大巷炮眼布置图一爆破参数炮眼数目:N=q*S*M*/(a*P)=2.02*8.8*0.85*
33、0.17/0.6/0.15=28.5式中 N炮眼总数,个 q单位炸药耗费量,kg/m3,取2.02kg/m3 S掘进断面积m 2,为8.8m2 M每个药卷的长度m,为0.17m 炮眼利用率,=L0/L a炮眼装药系数,普通取0.5-0.7 P每个药卷的分量0.15kg二炮眼布置1、掏槽眼采用楔形掏槽,三对槽眼对称巷中线并偏下布置。取槽眼排距为0.5m,成对炮眼眼底间隔 为0.2m,槽眼深1.5m,槽眼与任务面程度夹角为71,得成对槽眼眼口间距为1.4m。2、周边眼:周边眼布置11个,眼距为550650mm,底眼布置7个,眼距为750800mm。 3、辅助眼根据已确定并按比例画好的槽眼,周边眼之
34、间的间隔 ,均匀地布置辅助眼,以求扩展掏槽,获得均匀岩块,到达最好爆破效果,共设辅助眼6个,辅助眼间距600650mm。4、各炮眼装药量的分配掏槽眼:a取0.65,那么每眼装药卷数=1.5*0.65/0.17=5.7卷槽眼装药量=65.70.15=5.13kg辅助眼:a取0.55,那么每眼装药卷数=1.3*0.55/0.17=4.2卷辅助装药量=64.20.15=3.78kg周边眼:根据阅历,1.3m深的顶眼、帮眼采用单段空气柱装药构造,每眼装3个药卷即可获得良好的效果。底眼和水沟每眼装药4卷炸药,得装药量=1130.15+540.15+140.15=8.55kg总装药量=5.13+3.78+
35、8.55=17.46kg三爆破作业图表表2-1 爆破条件表称号掘进断面炮眼深度炮眼数目岩石巩固性系数任务面瓦斯情况单位m2m个f%数量8.81.31.5298101.0表2-2 施工炮眼布置及每循环炸药耗费根底表眼名眼号眼数个眼角眼深眼长m装药量kg单眼一组单眼一组掏槽眼1-66711.51.67100.8555.13辅助眼7-104831.31.345.20.633.7811-12201.31.32.6周边眼13-2311951.31.314.30.454.95底眼24-285961.31.36.50.63水沟291961.31.31.30.60.6合计2930.917.46表2-3 预期爆
36、破效果表称号 单位数量称号单位数量炮眼利用率%85每米耗药量Kg/m15.9每循环任务面进尺m1.1每循环炮眼总长度m30.9每循环爆破实体岩石m39.68每立方米岩体耗雷管量个/m32.6炸药耗费量kg/m31.85每米耗雷管量个/m22.7四爆破方式及爆破要求1、装药方式:正向装药2、炸药:运用2号岩石炸药。3、放炮器:运用KB-100型放炮器。4、爆破方式:大串联,全断面一次起爆。5、起爆顺序:段毫秒电雷管。三、支护及要求因大巷布置于茅口灰岩第四段,岩石较硬且较为完好,根据以往阅历,原那么不支护为裸巷,在部分构造地段,再根据现场实践情况思索支护方式。第四节 劳动组织、循环方式及主要技术经
37、济目的一、劳动组织方式由掘进队组织施工,实行“三、八作业制循环方式。二、正规循环一钻眼时间确实定:T=L/MVL炮眼总长度30.9m ;M钻机台数 4台;V钻速 0.1m/min钻进效率取值0.8 T=30.9/4/0.1/0.8=96min二装岩时间确实定T=SLK/PS:任务面断面面积:8.8 m2L:炮眼深度1.3m:炮眼利用率85%K:岩石碎胀系数,取1.5P:装岩机实践消费率50%T=8.8*1.3*0.85*1.5/0.5=30min思索到调车及其它影响实践装岩时间需求60分钟。附表一:正规循环作业图表 三、主要技术经济目的见表2-4。四、每循环人员配备打眼工:4人扒碴司机:1人领
38、药工、照明工、订道工、推车工计3人总计共8人。表2-4 主要技术经济目的表序号项 目单 位指 标备 注1断面m28.82循环进度m1.13班循环数个14日进尺m3.35月正规循环数个906正规循环率%857月进尺m998平均日进尺米/日3.39工程质量优良品%60合格品%4010出勤率%8511平均日工数工2412掘进工效率米/工0.12313炸药耗费定额公斤/米26.3115雷管耗费定额个米48.3716空心钢耗费定额元/m17.2917钻头耗费定额元/米33.6018机建费元/米398.15第五节 消费系统一、通风系统一新颖风-115m程度茅口大巷安部分通风机115m -220m程度串车斜
39、井 -220m程度茅口大巷掘进任务面 二乏风-220m程度掘进任务面 -220m程度中茅口大巷-115m -220m程度串车斜井 -115m程度井底车场 -115m程度南段边境回风斜井 -10m程度南段边境回风斜井+110m程度南段边境回风斜井+230m程度抬高茅口巷公用回风斜井芦梯沟地面。附图2-4:-220m南采区集中运输巷通风系统及避灾道路图 二、运输系统 一排矸系统任务面 -220m串车斜井 -115m茅口大巷-115m-10m程度公用回风斜井上车场 -10m程度 竖井 +230m主平硐运出至地面矸石山。二运输资料系统地面资料仓库+230m主平硐竖井-10m 程度-115m-10m程度
40、公用回风斜井上车场-115m程度井底车场-220m115m程度串车斜井-220m程度掘进任务面。附图2-5:-220m南采区集中运输巷运输系统图三、压风系统芦梯沟压风机竖井-10m 程度-115m-10m管线斜井-115m程度井底车场-220m115m程度串车斜井-220m程度掘进任务面。四、供水及防尘系统竖井-10m 程度-115m-10m管线斜井-115m茅口大巷-220m115m程度串车斜井-220m程度掘进任务面。五、排水系统-220m程度掘进任务面 -220m程度暂时水仓-220m115m程度串车斜井管道 -115m茅口大巷水沟 -115m程度水仓 -10m程度水仓 +230m主平硐
41、水沟排出地面。六、供电系统芦梯沟变电所 -10m中央变电所 -115m中央变电所-220m程度各任务用电设备。附图2-6:-220m南采区集中运输巷供电系统图第六节 运输平安管理一、运输方式采用扒装机出碴 ,用扒装机装车后,人推到暂时车场,再用矿用防爆蓄电池机车运至-220m-115m串车斜井,用绞车提升至-115 m程度,运至-115m-10m公用回风斜井,用绞车提升至-10m程度,经矿用防爆蓄电池机车运至竖井提升至+230m程度,经+230m主平硐运出地面。二、运输平安管理一-220m茅口大巷运输运用矿用防爆特殊型蓄电池电机车二机车司机必需按信号指令行车,在开车前必需发出开车信号。机车运转
42、中,严禁将头或身体探出车外。司机分开座位时,必需切断电动机车电源,将控制手把取下,扳紧车闸,但不得封锁车灯。三必需定期检修机车和矿车,并经常检查,发现隐患,及时处置。机车的闸、灯、警铃喇叭、衔接安装和撒砂安装,任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时,都不得运用该机车。四机车都必需前有照明,后有红灯;正常运转时,机车必需在列车前端。巷道内应装设路标和警标,前面有车辆或视野有妨碍时,都必需减底速度,并发出警号。五必需有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况,任何人不得运用紧急停车信号。六2台机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时,必需坚持不少于100m的平安间隔 。七一台机车配一名司机和一名跟车员
43、。八机车运转过程中严禁扒车、跳车。第七节 机电平安管理一、电器平安管理:一低压馈电线上,必需装设检漏维护安装或有选择性的漏电维护安装,保证自动切断漏电的馈电线路。二检修或搬迁前,必需切断电源,检查瓦斯,只需当其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时,才干用与电源电压相顺应的验电笔检验;检验无电后,方可进展导体对地放电。一切开关的闭锁安装必需能可靠地防止擅自送电,防止擅自开盖操作,开关把手在切断电源时必需闭锁,并悬挂“有人任务,不准送电“字样的警示牌,只需执行这项任务的人员才有权取下此牌送电。三非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备;操作高压电气设备主回路时,操作人员必需戴绝缘手套,并穿电工绝
44、缘靴或站在绝缘台上;手持式电气设备的操作手柄和任务中必需接触的部分必需有良好绝缘。四容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必需加装护罩或遮拦等防护设备。五任务面电动机的控制设备,应具备短路、过负荷、单相断线、漏电维护安装。六任务面电气设备必需配备“三专两闭锁安装。二、电缆平安管理一电缆敷设地点的程度差应与规定的电缆允许敷设程度差相顺应;电缆应带有供报护接地用的足够截面的导体;二严禁采用铝包电缆;三必需选用获得煤矿矿用产品平安标志的阻燃电缆;四电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。五电缆必需悬挂;程度巷道或倾斜井巷中悬挂的电缆应有顺应的弛度,并能在不测受力时自在坠落。其悬挂高度应
45、保证电缆在矿车掉道时不受撞击,在电缆坠落时不落在轨道或保送机上;电缆悬挂点间距,不得超越3m 。六电缆不应悬挂在风管或水管上,不得蒙受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时,必需敷设在管子上方,并坚持0.3m 以上的间隔 。三、主要施工设备详见下表。表2-5 主要施工设备表称号凿岩机部分通风机风电闭锁安装扒装机机车型号型号765528KwP-30B台数62122第八节 通风平安管理一、风量及部分通风机确实定:一风量计算1、任务面同时任务最多人数确定需求风量Q=4N,m3/min式中:N为任务面同时任务最多人数。N=15人, 那么Q=154m3/min=60m3/m
46、in2、掘进任务面最少需风量确实定Q=60V S m3/min式中 Q:掘进任务面最少需风量m3/minV:掘进任务面最低允许风速m/s、取0.15m/s。S:掘进毛断面积17.8m2取毛断面积最大进展计算那么:Q=600.1517.8=160.2m3/min3、根据天府矿务局矿井风量计算细那么计算风量为:Q60VS=600.1517.8160.2m3/min4、掘进任务面供风量确实定根据掘进任务面最低允许风速确定的风量,即掘进任务面最少需风量为160.2 m3/min,按效风量按75%计算 那么:供风量Q供=160.2 0.75=213.6m3/min。5、按风速进展验算掘进任务面的风量Q应
47、为:9SQ240S式中 Q:掘进任务面实践需风量m3/minS:掘进毛断面积17.8m2取毛断面积最大进展计算 917.8213.624017.8,m3/min验算符合要求。二部分通风机确实定1、部分通风机的型号及通风量JBT-5211KW部分通风机,Q通=145225m3/minJBT-6228KW部分通风机,Q通=250390m3/min2、根据计算结果和部分通风机的型号及通风量,选用一台JBT-6228KW的部分通风机进展压入式通风可以满足施工通风要求。二、通风设备该掘进任务面通风系统简单,管理容易,无须特殊设备。通风平安管理一部分通风机的安装由通风区决议。二必需采用抗静电、阻燃风筒。三
48、部分通风机不得无故停风,如遇停电而停风,碛头必立刻停顿作业,撤出人员至新颖风流中。恢复通风前,必需检查瓦斯,只需在部分通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超越0.5%时,方可开启部分通风机。四风筒出口距碛头间隔 不得大于5m,风筒无破口,风筒吊挂应环环必挂,缺环必补,吊挂平直拉紧吊稳,衔接规范,弯道处应尽量运用可缩性弯头。同时必需加强日常检查和维护任务,减少风筒漏风,保证碛头正常需风量。五任务面风流中瓦斯浓度到达1.0%时,必需停顿电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度到达1.0%时,严禁爆破。六任务面风流中,电动机或其开关安设地点附近20m以内风流的瓦斯浓度到达1.5%时,
49、必需停顿任务,切断电源,撤除人员,进展处置。七任务面及其巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚瓦斯浓度到达2.0%时,附近20m内必需停顿任务,撤除人员,切断电源,进展处置。八对因瓦斯浓度超越规定被切断的电源的电气设备,必需在瓦斯浓度降低到1.0%以下时,方可通电开动。九部分通风机必需配备“三专两闭锁安装。第十节 技术平安措施一、防治冒顶措施一严厉执行“敲帮问顶制度,进班后首先由班长或平安员组织人员由外向碛头检查围岩稳定情况,当发现有危岩及活石时,运用长撬棍撬下来。假设危岩块大,应先打上暂时支柱,然后进展处置,防止活石忽然掉下来呵斥冒顶或砸伤人员。平安未处置好,不准进展其它任务。二当碛头穿过断
50、层破碎带时,必需根据现场情况加强暂时支护,并根据情况决议能否进展永久支护,只需在保证支护完好情况下,方可继续施工。三执行全断面一次光面爆破,严厉控制装药量,使放炮对围岩的破坏控制到最小程度。二、防治瓦斯及H2S等有毒有害气体积聚措施一不得随意停启部分通风机,坚持的正常通风。二风筒出口距碛头间隔 不得大于5m,保证碛头的有效风量达110m3min以上,防止碛头瓦斯H2S等有毒有害气体积聚。三凡是岩溶,裂隙等地带高冒处有有毒有害气体积聚,必需停顿作业,并采取措施处置后方可作业。四瓦检工每班不得少于3次检查任务面瓦斯情况,严禁空班漏检和假检。 三、放炮技术平安措施一装药必需按爆破阐明书进展。二放炮工
51、、运药工、装药人员必需熟习爆破资料的性能及有关规定,爆破资料必需妥善保管不得丧失。三装药前和爆破前有以下情况之一的严禁装药、爆破。1、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度到达1.0%。2、在爆破地点20m以内,矿车,未清楚的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。3、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出。掘进任务面风量缺乏。4、放炮母线同电缆、信号线分开挂在两侧。5、装配引药必需在避开电气设备和导电体的地点进展。雷管在运用前要进展导通测定。6、放炮前要彻底检查放炮母线能否完好,有无明接头,能否扭紧短路悬挂,并要把工具、设备撤离到距碛头30m以外的平安地点。7、联线时,必需将雷管脚线的胶
52、皮刮净并扭牢、悬空、不得同任何物体接触,碛头段严禁运用脚线替代母线。8、警戒及拉炮点:在间隔 任务面200 m处设立警戒线,拉炮点设在警戒线外。9、爆破前,班组长必需清点一切人数,确认无误后,才干下达放炮命令。爆破工接到起爆命令后,必需发出爆破警号,至少再等5s,方可起爆。10、放炮15分钟后,待炮烟吹散,放炮员、瓦检员、班组长方可进入碛头检查瓦斯、顶板和瞎炮等情况,发现问题及时处置。11、通电后拒爆时,爆破工必需先取下把手或钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭接成短路,再等一定时间至少等5min,才可沿线路检查找出拒爆的缘由。12、处置拒爆时,必需遵守以下规定:由于连线不良呵斥的拒爆,可重新连
53、线起爆。在距拒爆眼0.3m以外另打与拒爆炮眼,重新装药起爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无剩余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁有打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆残暴炮眼。4处置拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必需详细检查炸落的煤、矸,搜集未爆的电雷管。5在拒爆处置终了以前,严禁在该地点进展与处置拒爆无关的任务。13、严厉执行“一炮三检制和“三人联锁放炮制。四、防止爆燃措施一炮眼内必需装填水炮泥,水炮泥外剩余部分的炮眼,运用黄泥填满封实,封泥长度不得小于0.5m 。二严禁运用蜕变炸药,装药前必需用压风去除炮眼内的岩粉。三碛头遇裂隙瓦斯涌出或高冒处瓦斯积聚,
54、必需在处置好后,瓦斯不超限才可装药放炮。四加强电器设备以及放炮线的检查,防止失爆,严防一切明火发生。五、综合防尘措施一必需坚持湿式打眼,严禁干打眼,坚持运用水炮泥和喷雾安装。二放炮前、后必需对碛头附近20m范围内的周围进展冲洗降尘。三必需佩戴好防尘口罩,搞好个体发防护六、防治水措施一在打眼过程中,如发现炮眼内有出水异状或溶洞等情况时,必需立刻停顿作业,迅速撤离,并向调度室汇报,待查明缘由,采取措施后再施工。二必需坚持“有疑必探,先探后掘的原那么。采取探3m进1m的平安措施时,探眼布置3个,分别为3#探眼布置在腰线上1m的中线上,探眼倾角0;1#、2#探眼布置在腰线位置,中线两边各1m,探眼倾角
55、25,探眼方位与走向一致。七、扒碴机平安运用措施一扒装机作业时必需照明二扒装机绞车的刹车安装必需完好、可靠。三扒碴机必需装有封锁式金属挡绳和防扒斗出槽的护拦;在拐弯装岩时,必需事业可靠的双向辅助导向轮,清理好机道,并有专人指挥和信号联络。四扒装作业开场前,甲烷断电仪的传感器,必需悬挂在扒斗作业段的上方。五在装岩前必需将机身和尾轮固定牢靠,严禁在扒斗运转范围内进展其他任务和行人。六扒装机作业时,其与掘进任务面的最大35m 间隔 ,最小允许间隔 25m 。七装岩终了后将扒斗开关把手打在“0位,然后把操作把手取下保管好,清扫机体各部位散落岩石并挂好电缆。八、人力推车平安措施一一次只准推1辆车。严禁在
56、矿车两侧推车。同向推车的间距不得小于10m。二推车时必需时辰留意前方。在开场推车、停车、掉道,发现前方有人或妨碍物,接近道岔、弯道、口、风门时,推车人都必需及时发出警号。三在有坡度的地段严禁放飞车。九、岗位责任及组织措施一各相关职能部门指点及分管人员必需在所在的职责范围内严把平安、质量关,加强消费、技术管理。二掘进队指点加强现场管理,严厉检查工程质量、工程规格及进度,组织作业规程和技安措施学习,督促作业规程、技安措施执行,及时清查处置平安隐患。三掘进队严厉执行交接班制度,值班工长应根据上班遗留的问题和现场情况,向本班人员讲清平安本卷须知,并进展合理的任务布置;下班前,工长对任务面进展全面检查和
57、验收,发现问题及时处置,本班未能处置完的问题和本卷须知,必需向下一班交待清楚。四各工种必需严守本职岗位,保质保量完成义务。五各特殊工种人员,必需持证上岗,按有关规定操作。六施工过程中,机电区派电、钳工现场值班。十、避灾道路施工中,后方的平安退路随时坚持畅通无阻,当碛头发生异常变化时一切人员必需按以下线路撤离:-220m程度任务面 -220 m程度串车斜井 -115m茅口大巷 -115m-10m公用进风斜井 -10m程度竖井 +230m主平硐出地面。附图2-7:-220m南采区集中运输巷通风系统及避灾道路图第三章 -200m南采区K9煤层采煤方法第一节 概 况一、任务面位置及井上下关系1.1任务
58、面位置S7901-7903任务面所在-200m南采区,煤层为K9煤层小独连,地面标高为+500m+615m,任务面标高-200m-115m。地面位置位于号勘探线与号勘探线之间芦梯沟至麻柳湾一带,地貌为山麓槽谷地形,矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。1.2开采范围S7901-7903任务面倾斜长度100m,走向长度760 m,煤层倾角70,面积为72200m2,煤层厚0.65m,可采指数1.00,变异系数5.6%,容重1.673kg/m3 ,地质储量78514吨,可采储量76159吨。1.3井下位置及四邻采掘情况及回采对地面设备的影响井下位置:位于-200m程度南采区C1C3石门之间。四邻情况:本
59、程度茅口运输巷、采区回风上山已构成,茅口大巷已开辟至C4以南,以下程度尚未开辟延深。采区C0、C1、C2 、C3石门已掘出,K9运输大巷掘进已过C3石门,本程度消费系统日渐完善。该煤层为我矿首采层,-115m程度以上本煤层已开采终了,本程度相邻煤层未采。二、煤层2.1煤层赋存情况经过地质资料分析和任务面掘进揭露巷道证明,采区范围内K9煤层堆积稳定,厚度较稳定,部分有增厚或薄化景象,全区可采。煤岩类型为半光亮型煤,致密、块状构造,硬度中等,煤种为焦煤。构造:煤层构造简单,普遍在煤层底部存在一层均厚0.22 mm的伪底。2.2煤质情况 表1 :煤质特征表种类硬度f硫份挥发份灰份爆炸指数焦煤1-25
60、.26%21.18%26.61%31.70%发热量J/g内在水份含矸量胶质厚度固定碳252301.51%/8.7 mm87.82%三、煤层顶底板特征煤层顶底板情况顶板称号岩 石 名 称厚 度m岩 性 特 征老 顶直 接 顶泥 岩0.7深灰色泥岩伪 顶伪 底炭质泥岩0.22深灰色炭质泥岩直 接 底砂 岩3.18棕黄色厚层砂砂岩老 底泥 岩1.86深灰色泥岩表2 :煤层顶底板情况表附图:-200mSC1-3煤层顶底板岩性综合柱状图四、地质构造 采区地质构造简单,无大中型断层切割破坏,但小跳坎和节理裂隙发育,根据上程度K9煤层采掘活动及本程度石门揭露资料推断估计,在-115m-200mK9煤层回采任
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