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    P1551运输石门返掘揭C603C601和C504煤层设计及安全技术组织措施1.docx

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    P1551运输石门返掘揭C603C601和C504煤层设计及安全技术组织措施1.docx

    1、P1551运输石门返掘揭C603C601和C504煤层设计及安全技术组织措施1水城矿业(集团)有限责任公司汪家寨煤矿P1551运输石门(反掘)揭煤设计及安全组织技术措施施工单位: 掘进一工区 施工负责: 石 明 全 编 制: 杨 涛 编制日期:2011年6月3日 审 批:通风工区: 技 术 科: 地 测 科: 机 电 科: 安 检 科: 矿 调 度: 掘进副总: 安全副总: 通风副总: 总工程师: 前 言P1551运输石门(返掘)掘进期间将依次揭穿C604b、C604a、C603、C601、C504、C503煤层。根据水城矿业(集团)公司汪家寨煤矿平硐P1551运输石门预想剖面图,该巷道揭煤工

    2、程量为217m。为确保揭煤安全,根据防治煤与瓦斯突出规定及水矿集团公司石门揭煤专项防突设计编制要求,结合P1551运输石门(反掘)实际情况,针对P1551运输石门(反掘)揭煤方案编制本设计,批复后,有关单位及人员必须严格遵照执行。编制依据防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规定(2011年版)、煤矿井工开采通风技术条件(AQ10282006)、煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ10262006)、煤矿瓦斯抽放规范(AQ10272006)、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法(AQ/T10472007)、矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ10182006)、煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范(AQ10202006)、煤

    3、矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ10292006)等以及矿井的有关资料。一、工程概况1、工程位置及周围开采情况P1551运输石门(反掘)设计从P40106运巷10导线点(X= 2956.203.009,Y= 482.272.277,Z=1553.501),按1255525(真)方位开门,+14的坡度掘进217米与P1551运输石门(正掘)贯通,竣工后作为平40106工作面的进风及运输用。该巷位于平四采区北翼+1547m水平,东至P40106运巷,西至P1551运输石门(正掘),北面有P1547轨道石门,南面倾斜往上有P40106下水道,无保护层开采情况。巷道将穿煤层掘进,往前掘进将揭

    4、露C604b、C604a、C603、C601、C504和C503煤层(C605煤层已揭露,且已采取过防突措施)。2、煤层情况及顶底板特征该巷从开门位置按方位1255525,坡度+14掘进3.17m后揭露C604b煤层顶板,掘进36.8m后揭露C406a煤层顶板,掘进55.75m后揭露C603煤层顶板,掘进128.3m后揭露C601煤层顶板,掘进183m后揭露C504煤层顶板,掘进208m后揭露C503煤层顶板。C604b煤层:该煤层厚度为1.0m,顶板为灰色细砂岩,岩层厚度6m。底板灰色细砂岩,岩层厚度4.7m;C604a煤层:该煤层厚度为0.4m,顶板为灰白色细砂岩,岩层厚度4.7m。底板为

    5、灰色细砂岩,岩层厚度0.4m;C603煤层:该煤层厚度为0.6m,顶板为灰色泥质粉砂岩,底部含海百合茎根茎化石灰白色细砂岩,岩层厚度3.6m。底板为灰褐色粘土质粉砂岩,岩层厚度0.3m;C601煤层:该煤层厚度为1.0m,顶板为灰色细砂岩,岩层厚度为4.3m。底板为灰色细砂岩,岩层厚度为6.3m;C504煤层:该煤层厚度为1.0m,顶板为灰色泥质粉砂岩,底部夹动物化石及黄铁矿结核,岩层厚度为3.0m。底部为灰色粘土质粉砂岩,岩层厚度为0.4m;C503煤层:该煤层厚度为0.4m,顶板为灰色泥质粉砂岩,岩层厚度为0.8m。底板为灰色泥质粉砂岩,岩层厚度为1.1m;3、巷道施工参数该巷采用锚网喷进

    6、行支护,巷道顶板支护采用21.66300 mm锚索配合1400mm900mm钢筋网+喷浆(喷浆厚度100mm)联合支护,锚索间排距为800mm800mm,锚索每孔用药卷3节,药卷型号K2840,规格为23mm350mm, 两帮采用20mm2500 mm左旋螺纹锚杆(间排距800mm800mm)配合1400mm900mm钢筋网+喷浆(喷浆厚度100mm)进行支护。二、建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施1、揭开煤层后的需要风量计算及风机选型(1)瓦斯涌出量计算、工作面煤壁绝对瓦斯涌出量q3=DVq0(21)式中:D-巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,11.7m; V-巷道平均掘进

    7、速度0.0022m/min;L-巷道长度,219.5m;q0-巷道煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2min),如无实测值,参考计算公式:q0=0.026【0.004(Vr)2+0.16】/w0=0.007 m3/(m2min)式中:Vr -煤中挥发分含量,29.12%;W0煤层原始瓦斯含量, 12.55m3/t。q3=DVq0(21) =0.11m3/min、工作面落煤绝对瓦斯涌出量q4=sV(W0-Wc)式中:s掘进巷道断面积,15.2;煤的密度,t/m3;取1.63 t/ mWc运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m/t,取2 m3/tq4=sV(W0-Wc)=15.20.00221.63(12.55

    8、-2)=0.58m3/min、已掘进巷道瓦斯绝对涌出量q=Dq0=950.007=0.67m/min 式中: D为掘进巷道内揭露煤层面积,m2、掘进期间巷道瓦斯绝对涌出量q掘=q3+q4+q=0.11+0.58+0.67=1.36m/min注:因为C601煤层原始瓦斯含量在该巷道揭露的煤层中最大,因此,计算时q3、q按照C601煤层相关参数进行计算。(2)、工作面所需风量计算Q=100q掘kb/C=100q掘1.5/0.8=1001.361.5/0.8=255m/min式中:Kb瓦斯涌出不均衡的风量备用系数,取1.5。C瓦斯浓度按0.8%管理。根据以上计算,本掘进工作面所需风量为255m/mi

    9、n。(3)、风速验算:需要风量为255m3/min,风速为:V=Q/S=255/15.2=16.7m3/min=0.28m3/s掘进巷道风速在0.25 m/sV4 m/s之间通过运算选择P1551运输石门(反掘)最少配风量为255m/min(4)风机选型根据以上计算,掘进工作面风量不得小于255m3/min,该掘进工作面选用FD-1 230KW型风机,正常工作风量为300-750 m3/min,可满足工作面风量使用要求。局部通风必须实现“双风机,双电源”和“三专两闭锁”,运行风机和备风机自动切换,双风机能力匹配。2、通风方式及通风路线 P1551运输石门(反掘)采用压入式局部通风方法,通风系统

    10、示意图附后。进风路线为:P1700大巷P301皮带机通道平四采运输机下山P1547车场P1551运输石门P1551通道(风筒)P1547轨道石门(风筒)P40106运巷P1551运输石门(反掘)(风筒)迎头回风路线为:迎头P1551运输石门(反掘)P1547轨道石门P1547回风通道平四采回风下山平四采回风石门平四采回风井P1551运输石门(反掘)回风系统中,如果要安装机电设备,必须制定专门措施并严格执行。3、加强控制通风风流设施的措施(1)P1551运输石门(反掘)回风系统内严禁存在通风调节设施,以保证回风畅通;(2)P40106运巷风门、P1551通道风门必须符合防治煤与瓦斯突出规定,风门

    11、墙体厚度不得小于1.0m,风门门板厚度不小于50mm,通过风门的水沟和溜子孔必须安设有防逆流隔断装置,防逆隔断装置用厚度不小于50mm的木板加工,墙体上的风筒必须采用防逆流铁风筒。(3)P1551运输石门(反掘)的当班瓦检员必须随时检查风门的完好情况,发现风门不完好要及时汇报通风工区值班室,通风工区值班干部必须立即安排设施工处理。三、揭煤作业程序1、揭煤顺序:探明揭煤工作面和煤层的相对位置(自石门距煤层最小法向距离10米或20米之前用井下探测手段探明煤层的位置、产状)在距煤层最小法向距离7米之前施工石门揭煤区域预抽煤层瓦斯区域防突措施,并进行效果检验,直到有效在与煤层规定距离的位置进行工作面预

    12、测(或区域验证)采取防突措施(预测或区域验证有突出危险时)实施防突措施的效果检验(措施无效则继续采取防突措施直至措施有效)掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置,采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证验证有效后采取安全防护措施并采用远距离爆破揭开或穿过煤层在岩石巷道与煤层连接处加强支护。2、揭煤作业程序(1)、掘进工作面距煤层最小法向距离10m施工4个穿透煤层的钻孔作为探煤钻孔,探明煤层赋存条件、构造、瓦斯情况,结合地质分析,确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状并绘制平剖面图;并测定瓦斯压力进行区域预测(测压孔从P1547轨道石门内施工,各煤层测压钻孔参数与对应钻场18#钻孔参数相

    13、同)。(2)、掘进工作面距煤层法向距离7m的位置处时,施工区域防突措施对工作面前方煤体瓦斯进行施工超前预抽。并测定瓦斯含量进行区域防突措施效果检验。(3)、掘进工作面距煤层法向距离5m的位置处时,进行区域验证。(区域验证无效,继续施工超前抽放钻孔)(4)、掘进工作面距煤层法向距离1.5m的位置处时,进行防突措施效果检验。(防突措施效果检验无效,施工超前卸压钻孔)(5)、揭开煤层时,进行防突措施效果检验的方法进行最后的验证。(防突措施效果检验无效,施工超前卸压钻孔)(6)、采取安全防护措施,执行远距离爆破。(7)、在岩石巷道与煤层连接处加强支护。注:因为P1551运输石门(反掘)与P1547轨道

    14、石门平行,且巷道掘进范围内无断层、褶皱等构造;因此,P1551运输石门(反掘)石门揭露煤层的相对位置可以根据P1547轨道石门掘进期间实际资料推得,故在距离煤层10m前不必施工钻孔探煤层构造。四、控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施1、控制煤层层位措施(1)根据水城矿业(集团)有限责任公司汪家寨煤矿平硐P1551运输石门预想剖面图分析,钻孔布置及参数详见P1551运输石门(反掘)揭C604b、C604a、C603、C601、C504和C503煤层探煤钻孔及测定煤层瓦斯压力钻孔布置图,钻孔用75mm的钻头施工,打钻过程中,地质人员要在现场跟班,掌握钻孔深度、方位、角度及钻进情况,以便准确控制所揭

    15、煤层的位置。打钻过程中见到煤层时必须停钻,地质人员做好记录后,才能继续打钻;若要撤钻必须得到地质人员同意后方可撤钻,地质人员根据现场收集的钻孔资料,整理并绘制出钻探实测成果图。(2)为准确控制所揭煤层的位置,地测部门预测预报的位置、允许掘进的距离,必须用经纬坐标导线点进行控制,防止造成误揭煤。(3)地测部门根据打探煤钻孔的实测情况及揭煤设计将施工进度与煤层层位关系图悬挂矿调度室,每小班根据掘进进度准确填绘掘进导线控制点。2、测定煤层瓦斯压力的方法(1)施工完探煤钻孔后,由抽采工区用4分管对13#钻场的18#钻孔进行封孔,封孔要求必须保证从开孔位置到见煤位置用全封闭式4分管封孔,煤层中用4分筛孔

    16、管穿过全煤,封孔过程中,必须用泥浆泵封孔。(2)封孔完毕后24小时内,由抽采工区对封好的钻孔上压力表,在上好压力表后,由通风工区小班瓦检员每班向通风调度汇报压力表读数,其观测时间不小于20天。(3)煤层瓦斯压力测定结果的确定,由通风工区将观测结果绘制在以时间(d)为横坐标,瓦斯压力(MPa)为纵坐标的坐标图上,当观测时间达到上面规定,如果测定压力变化值在3d内小于0.015MPa时,测定工作即可结,否则,必须延长测压时间。五、揭煤工作面突出危险性预测采用测定煤层瓦斯压力对要穿过的各煤层进行测定,来预测是否有突出危险,预测煤层瓦斯压力的钻孔,采用上面的探煤钻孔1#7#探煤钻孔,测压方法采用防治煤

    17、与瓦斯突出管理规定第四条2点执行,当测压结果大于0.74MPa时,预测有突出危险,采取在迎头施工超前抽放钻孔。当测压结果小于0.74MPa时,预测无突出危险。采取安全防护措施。六、防治煤与瓦斯突出的措施1、经预测无突出危险的煤层,采取安全防护措施。2、经预测有突出危险的煤层,采取施工超前抽放钻孔预抽煤层瓦斯。(1)钻孔布置:见P1551运输石门(反掘)抽放钻孔设计(2)钻孔施工要求:用75mm的钻头施工钻孔施工到位,取出钻杆后用108m钻头扩孔,钻孔扩孔深度9m。(3)封孔要求:采用水泥砂浆进行封孔,封孔深度为8m。用封孔泵进行封孔,不得用人工封孔。(4)钻孔施工的整个过程,由安检员、瓦检员现

    18、在监督和指导,确保钻孔的方位、倾角、孔深等参数达到抽放钻孔设计的要求。(5)由抽采工区编制P1551运输石门(反掘)施工超前抽放钻孔安全技术组织措施报总工程师审批,并组织所有参加施工钻孔的人员学习,并履行签字手续。(6)施工预抽钻孔时,必须施工一个、封孔一个、连抽一个。抽采工区加强对抽放系统进行维护,确保钻孔孔口抽放负压不小于13kPa,并应使波动范围尽可能降低。(7)抽采工区必须在预抽瓦斯汇流处安装计量装置,每天对抽放瓦斯量进行计量,并做好记录,以便进行抽采效果评价。(8)抽采参数由抽采工区进行考察,经考察,计算,煤层瓦斯含量小于8m3/t后,由通风工区和抽采工区进行防突措施效果检验。七、防

    19、突措施的效果检验及验证1、区域防突措施防突措施效果检验钻孔布置设计及参数:见P1551运输石门(反掘)揭C603煤层区域预抽防突措施效果检验钻孔布置图、P1551运输石门(反掘)揭C601煤层区域预抽防突措施效果检验钻孔布置图、P1551运输石门(反掘)揭C504煤层区域预抽防突措施效果检验钻孔布置图。在工作面距煤层法向距离7m时,由抽采工区在P1547轨道石门1#、2#、3#钻场内施工3个效果检验钻孔,取煤样对煤体残余瓦斯含量进行测定,若所有检验测试点煤样的吨煤瓦斯含量均小于8m3/t, 证明防突措施有效,则该揭煤区域为无突出危险;反之,措施无效,为突出危险区域,由抽采工区施工超前抽放钻孔。

    20、2、区域防突措施效果验证钻孔布置设计及参数:见P1551运输石门(反掘)揭煤区域防突措施效果验证钻孔布置图(法向距离5m时)图。在工作面距煤层法向距离5m时,由掘进一工区施工3个钻孔,采用钻屑瓦斯解析指标法测定钻屑量Smax值,测定钻屑瓦斯解吸指标k1max,若煤样为干煤,测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,或若煤样为湿煤,测得的kmax值小于0.40mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,则为无突出危险工作面;反之,为突出危险工作面,施工超前卸压钻孔再进行区域验证。3、工作面防突措施效果验证钻孔布置即参数:见P1551运输石门(反掘)揭煤工作面防

    21、突措施效果验证钻孔布置图(法向距离1.5m时)。在工作面距煤层法向距离1.5m时,由掘进一工区施工3个钻孔,采用钻屑瓦斯解析指标法测定钻屑量Smax值,测定钻屑瓦斯解吸指标k1max,若煤样为干煤,测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,或若煤样为湿煤,测得的kmax值小于0.40mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m,则为无突出危险工作面;反之,为突出危险工作面,施工超前卸压钻孔再进行防突措施效果检验。八、补充防突措施揭煤工作面实施防突措施后,经局部防突措施效果检验有突出危险时,需采取在迎头施工卸压钻孔的补充防突措施。由掘进一工区设计P1551运输石

    22、门(反掘)揭煤卸压钻孔设计图及施工卸压钻孔。卸压钻孔的要求;钻孔直径为75mm,揭煤工作面钻孔的控制范围是:石门的两侧和上部轮廓线外至少5m,下部至少3m,卸压钻孔必须一次穿过全煤。九、安全防护措施 1、压风自救系统压风自救系统安设在压缩空气管路上,由施工单位安设,压风自救系统必须完好且使用方便。压风管路从P1547轨道石门经P40106运巷用4寸管接到施工巷道内。距P1551运输石门(反掘)石门迎头25-40m安设一组,各警戒点和起爆点必须各安设一组压风自救系统。每组压风自救系统至少能供58个人使用,压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min,起爆点安设的压风自救系统必须能够满足同时撤到该

    23、地点的最多人员使用(至少能供10个人使用)。压风自救系统布置示意图附后。2、携带隔离式自救器所有入井人员必须携带隔离式自救器,且熟知自救器的使用方法,并由施工单位在班前会前组织施工人员学习培训,合格后方可下井施工。3、建立正反向防突风门C409通道风门按照防突风门建造。通过风门的水沟和溜子孔必须安设有防逆流隔断装置,防逆流隔断装置用厚度不小于50mm的木板加工,防突风门墙体上的风筒必须有放逆流装置。施工单位必须在风门处准备沙袋,放炮前,由施工单位当班班排长负责放下防逆流隔断装置,并用沙袋堵上。反向风门的关闭情况,溜子孔和水沟的压实堵严情况,由当班瓦检员负责监督检查。4、远距离放炮(1)揭煤期间

    24、,每次放炮前,P1551运输石门(反掘)掘进工作面及其回风系统必须停电、撤人,并在与其回风系统相通的巷道入口设置警戒,所有警戒岗距爆破点距离不得小于300m。在起爆位置并安设一部直通矿调度室的电话。(2)、停电、撤人及警戒岗哨布置1#岗位置:C409通道风门进风侧。(兼起爆位置);2#岗位置:P1547轨道石门风门进风侧。3#岗位置:P1547回风通道与平四采总回下山交岔点往下20米的平四采回风下山内。4#岗位置:平三片口回风通道与平三片口专用回风石门交岔点。 5#岗位置:平二片口回风通道与平二片口补回通道交岔点。 6#岗位置:平一片口回风通道与平四采总回下山交岔点往南20米的平一片口回风通道

    25、内。7#岗位置:P605通道与平三片口运输石门交岔处;8#岗位置:三采底弯道风门进风侧;撤人停电范围:P1551运输石门(反掘)、P40106运巷、P1547轨道石门、P1547瓦斯巷、P1547回风通道、平四采回风下山(3#站岗位置往上)、P40106下水道、P40106回巷、平四采回风石门、平四采回风井。(风流有一部分从二片口回的,要这样写只有将P40106回巷回风流分一部分往下回)(3)、撤人及设岗施工班长、安检员及站岗人员从工作面开始,一起从里往外撤人,撤人设岗从工作面撤人设岗顺序必须按照 图 943 执行;撤人时,如果遇到交岔巷道,除安检员、施工班长及按顺序站岗的人员外,其他人必须在

    26、交岔巷道处等候,施工班长和安检员带领站岗人员布置好岗哨后,必须沿原路返回与等候人员汇合,然后继续撤人布岗,直到将所有岗哨布置到位及将P1551运输石门(反掘)回风系统内人员全部撤出后,施工班长经P1700大巷、斜四采运输机下山、P1547车场、P1551运输石门到达放炮地点;被撤出人员撤到就近的布置岗哨位置。撤人、站岗完毕后,所有站岗人员必须坚守岗位,未得到班长和安检员的亲自撤岗,不得擅自离开岗位。在布置岗哨及撤人、放炮期间,平四采其他掘进工作面不得放炮。施工班长、安检员返回到1#岗位置,班长必须通知现场机电工立即切断P1551运输石门(反掘)、P40106运巷、P1547轨道石门、P1547

    27、回风通道、平四采回风下山(3#站岗位置往上)、P40106下水道、P40106回巷、平四采回风石门、平四采回风井一切非本质安全型电气设备的电源。矿调度员接到电话后,从监控系统检查停电情况,在P1551运输石门(反掘)、P40106运巷、P1547轨道石门、P1547回风通道、平四采回风下山(3#站岗位置往上)、P40106下水道、P40106回巷、平四采回风石门、平四采回风井内一切非本质安全型电源被切断的情况下,方可向安检员下达放炮命令。安检员接到放炮命令后,立即向现场班长、瓦检员、放炮员传达,安检员、班长、放炮员在瓦检员的记录薄上签字后,按照放炮制度进行放炮。5、煤与瓦斯突出避灾(1) 突出

    28、预兆、有声预兆:煤层在变形中发生辟裂声,闷雷声、机枪声、响煤炮等。、无声预兆:工作面压力增大,煤(岩)壁被挤出,片帮、掉渣,顶板下沉或底板鼓起,煤层层理紊乱,煤暗淡,无光泽、煤质变软,瓦斯涌出忽大忽小不稳定,打钻时有顶钻、 卡钎、喷瓦斯现象。(2) 掘进工作面的专职瓦检员、安全检查员、班组长和现场揭煤指挥员,必须随时注意观察、分析、对比、掌握突出预兆。当发现有突出预兆时,瓦检员、安全检查员、班组长和现场揭煤指挥员,必须立即停止工作面的一切工作,立即组织人员按避灾路线撤出,并按规定设置警戒,同时汇报矿调度室和通风值班室,由矿调度室通知揭煤领导小组,采取措施、进行处理。(3) 发生煤与瓦斯突出事故

    29、时,避灾路线为:工作面P1551运输石门(反掘)P1547轨道石门C409通道P1551运输石门P1547车场平四采运输机下山P1700大巷地面,避灾路线见P1551运输石门(反掘)通风系统及避灾线路图。影响范围内的其他人员,在调度室的指挥下沿施工地点规定的避灾路线撤离。放炮发生煤与瓦斯突出时,工作及警戒人员在调度室的统一指挥下沿规定路线撤至地面。撤离时每个人都必须佩戴好隔离式自救器,同时要将发生突出的地点、预兆情况以及人员撤离情况向调度室及揭煤领导小组汇报;立即切断突出地点及回风流中的一切动力电源,撤离现场要关闭反向风门,并在突出区域或瓦斯流区内设置栅栏警戒,以防人员进入。当确定不能撤离突出

    30、灾区时,立即背向冲击波传播方向,向下趴在巷道底板上,待冲击波过后,尽快使用压风自救系统自救或撤离灾区,到安全地点等待救援。十、爆破设计及安全技术措施1、炮眼布置:在岩巷段按P1551返掘运输石门炮掘施工安全技术组织措施中的炮眼布置图布置;揭煤时严格按揭煤点炮眼布置图布置。2、雷管、炸药的选择 采用3#煤矿许用乳化炸药,药卷直径40mm,长度220mm,重量200g/卷。 雷管采用煤矿许用1-4段毫秒延期电雷管,其中1段掏槽眼,2段辅助眼,3段周边眼,严禁跳段使用。 不同厂家生产的炸药、电雷管严禁混用,所有电雷管必须经过电阻测试导通检查合格后才能使用,要求每个电雷管电阻不大于5.6欧姆。3、连线

    31、方式采用全断面大串联连线方式4、爆破网路计算装药联线:采用正向装药,联线方式为串联,严禁并联和混联。最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒,选用MFB-200型发爆器起爆,允许发爆雷管个数200发,起爆电压2800V,起爆电流大于3A,放炮母线长度400米,放炮母线规格为YQ1, 放炮母线直流电阻25/Km,最大允许外部电阻1220,串联雷管数目70发,单发雷管电阻6/发。起爆电流计算:R线=L/S=0.189400/(20.75)=50.4()R=R线+nR雷管=50.4+706=452.4() R-总电阻 R线-放炮线电阻R雷管-雷管电阻 n-炮眼个数 -放炮线电阻系数L-放炮线长度 S-放炮线横断面积选用MFd-200型发爆器起爆,根据MFd-200型发爆器的技术参数:允许最大负载电阻为1220、起爆电压为2900V、起爆电流3A,引爆能力为200发。起爆电流计算:I=U/R=2900V


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