五、施工方式及施工系统
㈠ 炮掘技术指标及施工方法
1.施工前必须对30米范围内受放炮威胁的电缆、电器设备、风水管路等用废皮带进行有效掩护。施工过程中巷道实行光面爆破,正向装药,串联起爆,采用全断面一次爆破。耙矸机装煤矸,刮板运输机加胶带输送机运输。
2.放炮完毕,临时支护后出矸,顶板到浮矸面够支护高度时停止出矸,进行打设顶锚杆,待支护完毕后出矸(煤)至巷道设计高度,补齐帮锚杆。
3.过断层、破碎带等特殊地段时,立即缩小锚杆支护间距并减少炮眼的装药量,特别是周边眼要做到少装药、放小炮。尽可能做到一次成巷,加强顶板控制,每班设专人监护顶板。
㈢ 爆破参数的确定
1.使用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药,药卷规格为直径35mm长200mm,重200g,雷管使用煤矿许用毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不得超过130ms,不同厂家生产的或不同品种的电雷管,不得掺混使用。封口材料用水炮泥,粘土炮泥。MFD-200型起爆器起爆。爆破采用双芯胶质母线,爆破作业时,展开长度不小于120m。火工品、起爆器要统一管理,定期校验。
2.爆破作业中,原则上执行爆破图表中的炮眼位置、参数,实际如有变化,可由班长、爆破工根据现场情况做适当调整,以保证较好的爆破效果,现场变化较大时,由队技术员制定专项安全技术措施。
原始爆破参数(前22.9m区段)
眼号 | 炮眼 名称 | 炮眼 深度m | 炮眼 个数 | 装药量 | 倾角 | 段数 | 联线 方式 |
卷/眼 | 总量㎏ | 水平 | 垂直 |
1─4 | 掏槽眼 | 1.7 | 4 | 3.0 | 2.4 | 77° | 90° | 1 | 串 联 |
5─18 | 辅助眼 | 1.5 | 14 | 2.5 | 7.0 | 90° | 90° | 2 |
19─39 | 周边眼 | 1.5 | 21 | 2.0 | 8.4 | 86° | 90° | 3 |
40─47 | 底 眼 | 1.5 | 8 | 2.5 | 4.0 | 90° | 82° | 4 |
合计 | | | 47 | | 21.8 | | | |
预期爆破效果表
序号 | 名 称 | 单位 | 数量 | 序号 | 名 称 | 单位 | 数量 |
1 | 炮眼利用率 | % | 90 | 5 | 每米巷道炸药消耗量 | Kg/m | 14.5 |
2 | 每循环进尺 | m | 1.5 | 6 | 每方煤岩炸药消耗量 | Kg/m3 | 1.22 |
3 | 每循环爆破实体 | m3 | 17.82 | 7 | 每方煤岩雷管消耗量 | 个/m3 | 3.96 |
4 | 每米雷管消耗量 | 个 | 31.1 | 8 | | | |
爆破原始条件表
序号 | 名 称 | 单位 | 数量 | 序号 | 名 称 | 单位 | 数量 |
1 | 掘进断面 | m2 | 11.88 | 5 | 雷管 | 个 | 47 |
2 | 炮眼数量 | 个 | 47 | 6 | 总装药量 | kg | 21.8 |
3 | 炮眼深度 | m | 1.5 | 7 | 毫秒延期雷管 | | Ⅰ-Ⅳ |
4 | 岩石坚固系数 | f | 2-3 | 8 | | | |
原始爆破参数(剩余区段)
眼号 | 炮眼 名称 | 炮眼 深度m | 炮眼 个数 | 装药量 | 倾角 | 段数 | 联线 方式 |
卷/眼 | 总量㎏ | 水平 | 垂直 |
1─4 | 掏槽眼 | 1.7 | 4 | 3.0 | 2.4 | 77° | 90° | 1 | 串 联 |
5─16 | 辅助眼 | 1.5 | 12 | 2.5 | 4.0 | 90° | 90° | 2 |
17─33 | 周边眼 | 1.5 | 17 | 2.0 | 6.0 | 84° | 90° | 3 |
34─39 | 底 眼 | 1.5 | 6 | 2.5 | 3.0 | 90° | 84° | 4 |
合计 | | | 39 | | 18.2 | | | |
预期爆破效果表
序号 | 名 称 | 单位 | 数量 | 序号 | 名 称 | 单位 | 数量 |
1 | 炮眼利用率 | % | 90 | 5 | 每米巷道炸药消耗量 | Kg/m | 12.1 |
2 | 每循环进尺 | m | 1.5 | 6 | 每方煤岩炸药消耗量 | Kg/m3 | 1.32 |
3 | 每循环爆破实体 | m3 | 13.77 | 7 | 每方煤岩雷管消耗量 | 个/m3 | 4.24 |
4 | 每米雷管消耗量 | 个 | 26 | 8 | | | |
爆破原始条件表
序号 | 名 称 | 单位 | 数量 | 序号 | 名 称 | 单位 | 数量 |
1 | 掘进断面 | m2 | 9.18 | 5 | 雷管 | 个 | 39 |
2 | 炮眼数量 | 个 | 39 | 6 | 总装药量 | kg | 18.2 |
3 | 炮眼深度 | m | 1.5 | 7 | 毫秒延期雷管 | | Ⅰ-Ⅳ |
4 | 岩石坚固系数 | f | 2-3 | 8 | | | |
㈣工艺流程
交接班安检→标眼位→打眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→放炮通风→检查瓦斯→临时支护→出煤(岩)→上部锚网支护→出煤(岩)→下部锚网支护→交接班安检→冲洗围岩→拌料→初喷→设备检修→清理、验收→下一循环。
㈤ 运输系统
出煤(矸)路线:人工将工作面的煤(矸)运入SGB620/40T刮板机工作面→100101运输顺槽→一采区集中运输上山DSJ-800胶带输送机→井底煤仓→主斜井DTC100∕45∕2×315胶带输送机→地面。
运料路线:地面→副斜井→井底车场→一号联络巷→一采区运输上山→100101运输顺槽→工作面。
㈥ 通风系统
1.通风设备选型
根据风量计算,工作面所需风量取300m3/min,百m漏风率2%计算,设计通风距离为120m,则风机供风量应大于302m3/min,选用FBDN06.0-2×15kw对旋风机,吸风量为200~420 m3/min,再配以直径为600mm胶质阻燃风筒向工作面供风。
2.局扇安装方式及管理要求
工作面局部通风机安设于副斜井,该处进风量不小于局部通风机的吸风量,局部通风机及其开关距回风口不小于20m,局部通风机装置设备齐全,并安设消音器;风机必须吊挂或置于专用的局部通风机架上,并且距底板的高度不小于0.3m。局部通风机吸风口附近10m范围内的进风侧严禁堆放杂物。风筒悬挂在巷道一帮距底板不低于1.8m,逢环必挂,缺环必补。工作面使用2节负压硬质风筒。风筒应随掘进进尺进行延接,风筒末端距工作面不大于10m,并对所有风筒逐节统一编号。 风筒出口风量不应小40m3/min,风筒末端20~50 m设置风筒传感器。
3.通风系统
新鲜风流:局扇风筒→一号联络巷→一采区集中运输上山→100101运输顺槽→工作面。
污风风流:工作面→100101运输顺槽→一号联络巷→一采区集中回风上山→回风立井→地面
㈦ 供、排水及压风系统
1.采用DZW12-55-7.5型潜水泵将工作面积水排入下组煤临时水仓再采用80D-30*9型多级泵经主斜井3寸钢管排到地面。
排水路线:工作面→100101运输顺槽→一采区集中运输上山→一号联络巷→一采区集中轨道上山→10号煤层临时水仓→主斜井→地面。
2.工作面采用3寸钢管做压风管,从永久管路引压风至工作面附近。
压风路线:地面压风机房→行人斜井→集中行人巷→一采区集中轨道上山→一号联络巷→一采区集中运输上山→100101运输顺槽→工作面。
㈧ 供电系统
工作面局部通风机和动力用电引自等候硐室10KV/0.66V井下移动变电站,局部通风机采用双风机、双电源自动切换连续供电方式,并应设置设备开停传感器。在开口附近安装一部电话及声光信号,用于井上、下互相联系。
㈨ 安全监测监控
掘进工作面配两台甲烷传感器,工作面甲烷传感器安装在距工作面5m内的巷道回风侧,垂直悬挂在直墙顶与拱顶区段1/2处。回风流的甲烷传感器安装在距巷道回风口10~15m处。距工作面迎头20~50m安设风筒传感器。
井下传感器设定瓦电闭锁功能,工作面甲烷传感器:瓦斯报警浓度≥1.0%,瓦斯断电浓度≥1.5%,瓦斯复电浓度<1.0%。工作面回风流甲烷传感器:瓦斯报警浓度≥1.0%,瓦斯断电浓度≥1.0%,瓦斯复电浓度<1.0%。
㈩ 照明、通讯系统
1.在工作面附近50m安装一部电话,用于井上、下联系。
2.在各转载点安设一套声光电信号用于互相联系。
3.巷道设1台矿用信号照明综保,供巷道施工信号照明电源。
六、劳动组织
巷道采用钻爆法掘进,每循环进尺1.5m。每日完成两个循环,两班掘进,一班初喷作业,掘进与初喷顺序作业。掘进过程中围岩较破碎时,将循环进尺缩小到1.0m或更小。施工队技术员要根据现场实际情况制定专项安全技术措施 劳动组织表
班次 | 夜班 | 早班 | 中班 |
作业时间 | 24:00~8:00 | 8:00~16:00 | 16:00~24:00 |
劳动力配备
工种 | 夜班 | 早班 | 中班 | 合计 |
跟班班长 | 1 | 1 | 1 | 3 |
打眼工 | | 2 | 2 | 4 |
爆破工 | | 1 | 1 | 2 |
喷浆运料工 | 3 | | | 3 |
支护工 | | 3 | 3 | 6 |
电钳维修工 | 1 | 1 | 1 | 3 |
质检员 | 1 | 1 | 1 | 3 |
合计 | 6 | 9 | 9 | 24 |
七、 防治水管理
㈠ 掘进期间,加强水文地质调查,坚持“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”十六字方针和防、堵、疏、排、截的专项综合治理措施。
㈡ 严格执行《100101运输顺槽绕道探水设计》,并由矿专业探放水队伍进行探放。