永久避难硐室作业规程

1、XXXXXXXXX公司掘进工作面作业规程编号：掘8-009号巷道名称：8#煤采区永久避难硐室编 制 人： 施工负责人：总工程师：主管矿长：批准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日目 录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc343087514 第一章 概况 PAGEREF _Toc343087514 h 1 HYPERLINK l _Toc343087515 一、概述 PAGEREF _Toc343087515 h 1 HYPERLINK l _Toc343087516 二、编写依据 PAGEREF _Toc343087516 h 1 HYPERLINK l _T

2、oc343087517 第二章 地面位置及地质情况 PAGEREF _Toc343087517 h 2 HYPERLINK l _Toc343087518 一、地面相对位置及临近采区开采情况 PAGEREF _Toc343087518 h 2 HYPERLINK l _Toc343087519 二、煤层赋存特征 PAGEREF _Toc343087519 h 2 HYPERLINK l _Toc343087520 三、地质构造 PAGEREF _Toc343087520 h 3 HYPERLINK l _Toc343087521 四、水文地质 PAGEREF _Toc343087521 h 3

3、 HYPERLINK l _Toc343087522 第三章 巷道断面及支护说明 PAGEREF _Toc343087522 h 4 HYPERLINK l _Toc343087523 一、巷道布置 PAGEREF _Toc343087523 h 4 HYPERLINK l _Toc343087524 二、矿压观测 PAGEREF _Toc343087524 h 4 HYPERLINK l _Toc343087525 三、支护设计 PAGEREF _Toc343087525 h 4 HYPERLINK l _Toc343087526 四、支护工艺 PAGEREF _Toc343087526 h

4、 6 HYPERLINK l _Toc343087527 第四章 施工工艺 PAGEREF _Toc343087527 h 8 HYPERLINK l _Toc343087528 一、施工方法 PAGEREF _Toc343087528 h 8 HYPERLINK l _Toc343087529 二、爆破作业 PAGEREF _Toc343087529 h 9 HYPERLINK l _Toc343087530 三、装载与运输 PAGEREF _Toc343087530 h 11 HYPERLINK l _Toc343087531 四、管线及轨道敷设 PAGEREF _Toc343087531

5、 h 11 HYPERLINK l _Toc343087532 五、设备及工具配件 PAGEREF _Toc343087532 h 11 HYPERLINK l _Toc343087533 第五章 施工主要辅助系统 PAGEREF _Toc343087533 h 13 HYPERLINK l _Toc343087534 一、运输系统 PAGEREF _Toc343087534 h 13 HYPERLINK l _Toc343087535 二、压风 PAGEREF _Toc343087535 h 13 HYPERLINK l _Toc343087536 PAGEREF _Toc343087536

6、 h 13 HYPERLINK l _Toc343087537 PAGEREF _Toc343087537 h 13 HYPERLINK l _Toc343087538 PAGEREF _Toc343087538 h 16 HYPERLINK l _Toc343087539 六.通讯、信号、照明 PAGEREF _Toc343087539 h 16 HYPERLINK l _Toc343087540 PAGEREF _Toc343087540 h 16 HYPERLINK l _Toc343087541 PAGEREF _Toc343087541 h 17 HYPERLINK l _Toc34

7、3087542 PAGEREF _Toc343087542 h 18 HYPERLINK l _Toc343087543 PAGEREF _Toc343087543 h 18 HYPERLINK l _Toc343087544 PAGEREF _Toc343087544 h 18 HYPERLINK l _Toc343087545 第六章 劳动组织、进度方案及主要经济指标 PAGEREF _Toc343087545 h 19 HYPERLINK l _Toc343087546 一、 劳动组织 PAGEREF _Toc343087546 h 19 HYPERLINK l _Toc34308754

8、7 二、作业循环 PAGEREF _Toc343087547 h 19 HYPERLINK l _Toc343087548 三、主要经济指标 PAGEREF _Toc343087548 h 20 HYPERLINK l _Toc343087549 第七章 施工质量控制 PAGEREF _Toc343087549 h 21 HYPERLINK l _Toc343087550 一、掘进 PAGEREF _Toc343087550 h 21 HYPERLINK l _Toc343087551 二、锚杆 PAGEREF _Toc343087551 h 22 HYPERLINK l _Toc343087

9、552 三、混凝土质量控制 PAGEREF _Toc343087552 h 23 HYPERLINK l _Toc343087553 四、 进场材料控制 PAGEREF _Toc343087553 h 23 HYPERLINK l _Toc343087554 第八章 施工平安措施 PAGEREF _Toc343087554 h 24 HYPERLINK l _Toc343087555 第一节 施工平安保证措施 PAGEREF _Toc343087555 h 24 HYPERLINK l _Toc343087556 一、建立工程平安保证体系见图8-1 PAGEREF _Toc343087556

10、h 24 HYPERLINK l _Toc343087557 二、平安管理执行标准 PAGEREF _Toc343087557 h 24 HYPERLINK l _Toc343087558 三、平安管理目标 PAGEREF _Toc343087558 h 24 HYPERLINK l _Toc343087559 四、平安管理措施 PAGEREF _Toc343087559 h 25 HYPERLINK l _Toc343087560 五、平安生产管理制度 PAGEREF _Toc343087560 h 25 HYPERLINK l _Toc343087561 六、规程、措施贯彻制度 PAGER

11、EF _Toc343087561 h 27 HYPERLINK l _Toc343087562 第二节 施工平安管理规定 PAGEREF _Toc343087562 h 29 HYPERLINK l _Toc343087563 PAGEREF _Toc343087563 h 29 HYPERLINK l _Toc343087564 PAGEREF _Toc343087564 h 30 HYPERLINK l _Toc343087565 PAGEREF _Toc343087565 h 33 HYPERLINK l _Toc343087566 四.提升、运输平安技术措施 PAGEREF _Toc3

12、43087566 h 36 HYPERLINK l _Toc343087567 PAGEREF _Toc343087567 h 36 HYPERLINK l _Toc343087568 第九章 灾害应急措施及避灾路线 PAGEREF _Toc343087568 h 38 第一章 概况 一、概述 巷道名称：xxxxxxxx8#煤采区永久避难硐室 巷道用途：采区避灾8#煤采区永久避难硐室设计全长80m，巷道在8#煤轨道上山与运输上山间断层施工，其效劳年限为3年，开工日期为2012年12月15日，竣工施工为2013年1月15日。巷道布置见图1-1.二、编写依据1、?xxxxxxxx8#煤巷道开拓设计

13、?2、?煤矿平安规程?3、?煤矿井巷工程质量检验评定标准?4、?矿山井巷工程施工及验收标准?图11 8#煤采区永久避难硐室布置图第二章 地面位置及地质情况一、地面相对位置及临近采区开采情况本矿为新建矿井，附近煤矿较巷道开拓位置较远，巷道开拓范围内地表为山体，无建、构筑物，临近采区及地面建、构筑物对巷道开拓施工无任何影响。二、煤层赋存特征 井田内地表大部为新生界上第三系上新统N2、第四系上更新统Q3所覆盖，只在沟谷出露有山西组P1s及太原组C3t地层。8#煤煤层位于山西组底部，下距S4，平均。煤层最薄为m，最厚为0m，煤层平均厚度m，结构较简单-复杂，含1-3层夹矸，该煤层井田北东部剥蚀，为赋煤

14、区稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂岩，底板为泥岩、砂岩。综合柱状图如以下图所示：图2-1 8#煤综合柱状图三、地质构造8#煤采区永久避难硐室地质构造情况详见地质说明书。8#煤采区永久避难硐室地质说明书概况煤 层8#煤巷 道 名 称8#煤采区永久避难硐室掘进断面2、17.14 m2 m2井口标高m1107m掘进标高m963969m地 面位 置8#煤采区永久避难硐室对应地表为山丘。井 下位 置8#煤采区永久避难硐室位于运输上山南面，方位角按180、90、180施工。设计长度(m)80m煤层情况煤层 厚度(m)0煤 层 结 构煤层倾角28含1-3层夹矸，较简单复杂。煤质情况Ad%Vdaf(%)Mad

15、%St.d(%)Qgr.vd(MJ/KG)GR.I煤类为气煤，属中灰、低硫分、中热值炼焦配煤、动力用煤和民用煤。煤层顶底板名称岩石名称厚度m岩 性 描 述老 顶粉、细粒砂岩浅灰色夹灰色，细粒结构，以石英长石为主，分选较差，磨圆较好，钙质结构，厚层状，具裂隙，含云母碎片直接顶泥岩、砂质泥岩浅灰色灰色，块状，泥钙质结构，具裂隙，含云母碎片及煤屑直 接 底砂岩泥质深灰夹灰色，层状结构，裂隙较发育，含云母碎片、植物化石及煤屑，底部含铝土质地质构造走向13目前有无构造影响无矿井水文地质情况及出涌水量情况地表水及地下水水量很小，充水主要来自巷道顶部山西组的直接充水含水层，富水性弱，涌水量不大，水文地质条件

16、中等。四、水文地质据?地质报告?及采用富水比较法预测，矿井开采8#煤层正常涌水量为400m3/d，最大涌水量为533m33/t。第三章 巷道断面及支护说明一、巷道布置8#煤采区永久避难硐室分生存室通道、生存室、过度室及壁龛四局部施工，巷道断面均为半圆拱形。生存室通道长11.398m宽巷道掘进断面面积Sm)=m2，方位1800000，倾角204242，生存室长32m宽 巷道掘进断面面积S4.8+1.70=17.146，方位900000，倾角水平，在通往生存室的入口和出口分别有5m长的过度室，3.1+1.65=。壁龛掘进断面面积: S4.8+1.5=16.186。掘进施工中，巷道左侧敷设管路，左侧

17、上部吊挂风筒，右侧吊挂电缆，巷道右侧铺设刮板机用以出渣。采区永久避难硐室设计全长8m，方位按照180、90、180施工；开口位置围岩稳定，顶帮完整，无地质构造。出渣系统通过工作面经运输上山皮带上运输系统，过8煤煤库运输到地面。二、矿压观测1、观测对象观测对象为：8#煤采区永久避难硐室。2、观测内容巷道顶板离层量下降；底板相对移近量底鼓；两帮相对移近量片帮；锚杆的载荷及锚固力拉拔、扭矩等。3、观测方法3.1 测点布置：正常情况下从开口后5米起每巷道拐点做一观察基点对巷道顶底板、两帮移近量观测。用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板无淋水地段。3.2用LC280测力器检测锚杆锚固力，用力矩板

18、手检查扭力是否到达要求。每月进行三次拉拔测试，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册。4、数据处理由质量标准化办公室负责检测记录和数据分析处理。三、支护设计1、巷道规格生存室通道与过度室巷道为半圆拱断面，巷道宽3.1m，高3.2m,断面面积Sm)=8.89、生存室为半圆拱形断面，巷道宽4.8m,高4.1m，断面面积 S4.8+1.70=17.146、壁龛为半圆拱断面，巷道宽4.8m,高3.9m,断面面积S4.8+1.5=16.186。2、支护设计2.1 临时支护采用前探支护做为施工期间临时支护。前探梁采用两根长5m的3寸钢管加工，用前探梁吊环将前探梁固定于永久支护下居中两侧的锚杆上，钢管间

19、距为2.5m，用300015050mm的松木板搭设到前探梁上用大木楔接顶进行临时支护。前探梁随掘进及时前移，必须紧随工作面，临时支护最大控顶距为2m。临时支护见图3-1。图3-1 临时支护示意图永久支护8#煤采区永久避难硐室为半圆拱形巷道，顶板采用锚网喷支护方式，支护材料为螺纹钢锚杆，6mm钢筋焊接制成的锚网，初喷浆厚度为400mm。当顶板特别破碎或遇断层时，锚网支护不能满足施工平安要求，采用加密锚索和钢带支护，并根据现场实际情况及时补充平安技术措施。悬吊理论计算锚杆参数：1锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L锚杆长度，m； H冒落拱高度； K平安系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩

20、层的深度，一般按经验取。 L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取。其中：H=B/2f=4.8/25=m；式中：B巷道开掘宽度，取4.8m； f岩石巩固性系数，砂岩取5。那么：L=20.48+0.5+0.1=1.49m2锚杆间排距计算：取aa=式中：a锚杆间排距，m； 锚杆设计锚固力，60kN/根； H冒落拱高度，取0.7m； r被悬吊岩石的密度，取25.48kN/m； K平安系数，一般取K=2。 a= m通过以上计算，选用直径20mm，长度2200mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距：800mm800mm允许误差为100mm，符合设计要求。锚网采用直径6mm的钢筋焊接制作的经纬网，长宽=2000 mm10

21、00 mm，网格规格为长宽=100mm100mm，锚网压于托盘下，锚网搭接长度不小于100mm，并用双股16#铁丝三花形绑扎牢固，单排扣距200mm，前排锚杆距迎头超过800mm时，及时挂网打锚杆。.两帮支护两帮采用直径20mm，长度2000mm的螺纹钢锚杆进行支护，两帮锚杆间排距：800mm800 mm允许误差为100mm。托盘规格：长宽厚=120 mm120 mm10 mm。喷浆厚度为300mm、400mm。四、支护工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、浮煤，确认平安前方可开始作业。锚

22、杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，角度误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按照锚杆长度打眼，眼深比锚杆长度短30-50mm。2、安装锚杆安装前，用扫眼器将眼内岩煤粉清扫干净，先装入两支CK2340型树脂锚固剂依次送人眼里，然后把锚杆插入锚杆眼里，使搅拌器顶住树脂锚固剂，利用锚杆杆体将树脂药卷轻送到孔底。然后锚杆外端头套上铁丝网、托盘、螺帽，用专用套筒卡住螺冒，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机，开动风动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时大于30秒，顶推1分钟下缩钻机。直至锚杆锚固后，方可撤去风动锚杆机，然后利用钻机拧紧

23、螺母，使锚杆预紧力不小于100 KN/M。锚固力不小于60KN。12分钟以后，再次拧紧螺冒给锚杆施加预紧力，使锚杆锚固力到达设计要求。掘进前锚杆空顶距最大不超过800mm。第四章 施工工艺一、施工方法平安检查掘进临时支护锚网索支护喷浆出煤/矸石根据技术科提供的开口通知单及施工中、腰线，确定巷道开口位置，在开口施工前，按设计进行开口处巷道补强支护，按设计点出锚索孔进行锚索施工；待巷道补强支护施工完毕后，按中腰线画出开口巷道的轮廓线，采用普通钻爆法进行掘进施工光面爆破。采用YT-29型气动凿岩机钻眼，工作面布置23台同时作业。操作人员执行七定人、钻、位、眼、时、质、量、一专修钻负责制，使用多炮杆导

24、向，掌握炮眼角度。爆破采取毫秒延期电雷管全断面一次爆破方式，炸药采用矿用乳胶炸药，雷管选用15段毫秒延期电雷管，MFB-100发爆器。爆破按中、腰线及巷道轮廓进行刷帮挑顶，到达设计断面后，及时进行支护工作。1.3、喷射砼支护工艺流程： 检查锚杆、金属网等是否符合设计要求，发现问题及时处理。 接好风水管路，风水管及输料管路架设成直线，不得有急弯，接头要严密，不得漏风、漏水。 喷浆机由司机专人负责，操作前检查喷浆机是否完好，并送电空载运转，紧固好摩檫板，不得出现漏风现象。 喷射砼前，必须用压力水先冲洗井筒壁面，在硐室顶部和墙部利用中线挂设好铁丝，喷射手按设置的铁丝喷厚标志施工。 喷射人员佩戴好个人

25、劳保用品前方可喷浆作业。喷浆作业说明：A、巷道混凝土喷射采用分段分层施工，每段20m，每段的喷射顺序应先墙后顶，自下而上，喷射作业宽度为2m。边墙自墙基开始，顶部自肩窝开始，顶部一次喷厚50mm，边墙一次喷厚60mm，后一层喷射在前一层混凝土终凝后进行。作业段施工顺序：按里程由后向前施工。B、喷射砼的开停顺序为：开动时，先开风后开水，最后送电、给料；停止时，待料罐中存料喷完后，再停电，最后关水停风；根据输料距离和倾角及时调整风水压。C、喷射混凝土时，喷枪与受喷面的距离保持在0.8之间，与受喷面的垂线夹角小于15度，并且距离和夹角随风压的大小调整。1.4铺底、砌筑水沟流程施工铺底前，先进行底板清

26、理，将杂物清理干净后，进行水沟模板的安设，水沟模板安设完毕，经检查，符合设计要求前方进行混凝土浇筑，地面采用集中搅拌站搅拌砼，运送至作业面后进行浇注，工作面人工找平，电动振动棒振捣。二、爆破作业掘进工作面光面爆破，采用风动凿岩工具，采用YT-29型气动凿岩机钻眼，布置工作面断面炮眼；钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内。爆破参数表见表1，预期爆破效果见表2。施工中，采取多组同时装药，约3050min完成。放炮后通风30min左右吹散炮烟。工作面凿岩与10m外帮部锚网支护同时进行；吹一

27、侧炮眼与另一侧炮眼同时进行。 炮眼布置图眼布置图附图一爆破参数表 1 序号炮眼名称炮眼序号眼数个眼间距mm装药量起爆顺序连线方式每眼卷小计卷药量kg1掏槽眼2-54300312串联2二圈眼6-35304502603辅助眼36-50156001154周边眼51-75253005底眼76-90154006合计9011116备注1、1#孔为中空孔。2、采用矿用乳胶炸药35200mm，重200g；3、现场施工时，应根据岩性条件，及时调整爆破参数。预期爆破效果表2 序号名称单位数量1每循环炮眼数量个902每循环炮眼长度m1813炮眼利用率%854循环进尺m5每循环爆破实体m36每循环炸药消耗量Kg167

28、每立方岩石炸药消耗量Kg/m38每米进尺炸药消耗量Kg/m9每循环雷管消耗量个7110每立方岩石雷管消耗量个/m311每米进尺雷管消耗量个/m 施工中，严格执行“三人连锁放炮制度及“一炮三检制度，装药3050min完成。放炮后通风30min左右吹散炮烟。工作面凿岩与10m外帮部锚网支护同时进行；吹一侧炮眼与另一侧炮眼同时进行。三、装载与运输巷道运料经过8#煤轨道上山，人工搬运至工作面。矸石与煤经过8#运输上山至煤库，经主井运输到地面。四、管线及轨道敷设为保证巷道正常施工，根据巷道断面设计，风筒、管路及缆线采用吊挂的方式布置在井筒两侧，风筒距工作面保持5m距离，管路及缆线距工作面保持1530m间

29、距。 五、设备及工具配件 巷道施工用设备及工具见表3.表3 施工设备及工具配备情况名称型号数量用途备注气动凿岩机YT-295施工炮眼风动锚杆钻机MQT-1203施工拱部锚杆眼气腿式风动钻机MQB-705施工帮部锚杆眼刮板输送机400mm1出煤砼喷射机PC-5T1喷射混凝土风镐01-304刷扩风泵QOB-15N4排水激光指向仪JK-31定向锚杆测力仪ZM-1001锚杆检测对旋风机2112通风综保1供电开关BQZ-802供电第五章 施工主要辅助系统一、运输系统根据8#煤采区永久避难硐室设计及支护特征，拟定巷道施工采用炮掘施工，巷道内布置一部刮板运输机用于煤渣运输，煤矸由刮板运输机运输至8#运输上山

30、，经煤库至主井运输系统，直接运至地面卸载场地。附：运输系统图二、压风 地面布置压风机房，选择五台LA-130/8.5-20型6螺杆式压风机。副斜井至8#煤轨道上山内布置一路108压风管,由临时压风机房经地面压风干管向井口供风,并在井口附近设置一油水别离器，压风管下端接高压胶管，尾部设分风器，分别向各风开工具供风。根据施工方法及施工机具设备，井筒最大耗风量：Qmax= 1.151.1Q风钻Q喷浆机Q锚杆机Q风镐Q风泵压风机械配置符合井筒最大耗风量要求。压风系统：压风机房副斜井8#煤轨道上山第二联络巷工作面巷道内设临时水沟，在巷道较低处设临时水仓，通过风泵将水排至井筒水沟，在井筒布置一路2寸钢管做

31、为排水管路，通过井筒排水系统进行排水。管路通过8#运输上山铺设到工作面。 1.通风方式与风筒选择 为适应巷道施工需要，采用压入式通风，即在8#运输上山内采区永久避难硐室开口点前10米处安设二台局部对旋通风机，布置一路800胶质风筒，向工作地点输入新鲜空气。 2.工作面所需风量计算、瓦斯涌出量Q掘=100q掘K掘通式中：K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.8，那么Q综掘=1001.8=m3/min；、按二氧化碳涌出量计算Q掘=100 qCO2Kc /60式中：q CO2 绝对二氧化碳涌出量，m3/min；那么： qCO2=1.76/2=m3/minQ掘= 1000.881.8=m

32、3/min、按人数计算 Q掘=4N式中：4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供应4m3风量； N掘进工作面同时工作的最多人数10人。Q掘=410=40m3/min；、按局部通风机吸风量计算为防止局扇吸入循环风及预防局扇吸风口至回风口段瓦斯积聚，以下式计算：Q掘=Q扇I60式中：Q扇掘进工作面局扇的实际吸风量，该掘进工作面配备一台FBD-No.5.6型局扇可满足生产需求，其额定供风量为230390m3/min，取有效风量Q扇=300m3/min。I掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，2台；0.25煤巷允许最低风速，m3/s；S掘进巷道断面，顺槽净断面为1m2。Q掘=3001601m3/min取

33、以上计算结果的最大值，即取m3/min；、按风速验算按最低风速Q掘15SC=1512.28=m3/min按最高风速Q掘240SC=2401=m3/min经验算：Q综掘=m3/min，满足风速要求。8煤采区永久避难硐室工作面最小需风量，那么Q掘m3/min。局部工作风机计算风筒风阻计算巷道长度8m，考虑到20m及60m的转弯，及在运输上山里的15m，风筒设计长度100m，巷道内布置800mm风筒，每节风筒长度为10m。风筒摩擦风阻 R摩=6.48*L/D5 式中：2.m-4 2.m-4 D：风筒直径； L：风筒长度100m R摩=6.48*L/D5=6.48*0.0029*1005 2.m-8风

34、筒局部风阻 R局 R摩=0. 2.m-8风筒总阻力 R总= R局+R摩 2.m-8漏风系数计算 P=1/(1-L/100*P100)式中：P100：百米漏风率1.2%每台通风机的工作参数计算 根据以上计算，取最大值掘进迎头风量为Q掘m3/min，那么风机风口的风量为 m3/min=m3/s那么每台通风机的工作风量为Qa=P*Q掘m3/s通风机全压Ht=RQaQh+hvo= RQaQhQh2/D4 2.m-8 Qh：风筒出风量 m3/s Qa：通风机工作风量 m3/s ：空气密度/m3 D：风筒直径Ht24通风机设计工况点：Qhm3/min HtPa4.选择地面压入式对旋轴流通风机根据需要的Qa

35、、Ht值在各类轴流通风机特性曲线上，确定轴流通风机的合理工作范围，选择长期运行效率较高的通风机。通风机设计工况点：Qa186m3/min HtPa风机选型：通过以上计算，可选用FBDNo6.3型矿用防爆对旋轴流通风机。性能参数：额定功率：211kw，风量：220-330 m3/min，全压：330-420pa，效率：80%，噪声：85dB。频率：50hz，电压：380v。巷道采用压入式通风，巷道采用800mm胶质风筒，局扇采用FBDNo型矿用防爆对旋轴流通风机，产生的风压和风量能满足巷道通风的要求。附：通风系统图 地面设蓄水池一座，当井下涌水较大时，可另设净水池一座净化污水, 当井下涌水较小时

36、, 利用井上蓄水池，实行静压供水。考虑工作面钻眼、喷浆、冲洗岩帮、综合防尘以及漏水系数等因素，巷道内布置一路573.5 mm供水管,在距分水器2m左右的地方设置体积很小的浮球式降压水箱，水箱高长宽=600500290mm，这样可满足凿岩机4kgf/cm2的工作水压。 六.通讯、信号、照明井下通讯与信号采用数字显示，自动记忆，误动闭锁等功能的TXH-1型信号装置，地面井口、井下皮带转载机处及调度进行通讯及信号联络。由KSG-4照明变压器以127V电压等级提供井下照明用电。 施工期间，工作面供电由地面变电所提供，工作面设置两台馈电开关，供局部通风机使用，两台综合保护开关，供工作面两部皮带，一台绞车

37、开关。设备及工具配件 巷道施工用设备及工具见表3.表3 施工设备及工具配备情况名称型号数量用途备注气动凿岩机YT-295施工炮眼风动锚杆钻机MQT-1203施工拱部锚杆眼气腿式风动钻机MQB-705施工帮部锚杆眼刮板输送机400mm1出煤/渣砼喷射机PC-5T1喷射混凝土风镐01-304刷扩风泵QOB-15N4排水激光指向仪JK-31定向锚杆测力仪ZM-1001锚杆检测对旋风机2112通风综保1供电开关BQZ-802供电防尘水源来自地面静压水仓100m3，用2寸钢管接至工作面，每50m设一个三通阀。巷道开口处20m范围内设置一道封闭全段面的水幕，掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道封闭全

38、断面的常开水幕。掘进机的外喷雾，各转载点喷雾, 迎头掘进机后加强防尘设施，加强人工辅助防尘和个人防护工作，定期冲刷巷帮、湿式打眼、净化风流等综合防尘措施。附：防尘系统图防尘系统： 1、地面静压水仓副斜井甩车场8煤运输上山工作面 巷道掘进采用风动钻机打眼，掘进机割煤，胶带输送机运煤，割煤运输喷雾降尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电器设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他因发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。4、防火系统利用巷道每50m设的三通阀。另外工作面皮带机头处配备防火砂、灭火工具、水桶，

39、备有2台干粉灭火器。巷道的监测监控系统已经完善，监测监控系统包括瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、风速、温度和皮带的防跑偏监测，监测监控系统由一个地面控制中心和四个分站组成，地面控制中心设在矿调度室，瓦斯监控系统型号为：KJ78N，分站型号为：KJ70N-F1，甲烷传感器型号为：KXH18,施工工作面及回风侧各设一个甲烷传感器。 根据标准要求，编制加密方案,高精度地确定井口中心坐标及方位，在地面设立34个中线基桩作为井下中线、腰线的控制点。井下平面控制:井下布设7导线作为首级平面控制,尽量埋设永久铁桩,用DTM-532仪器观测,独立进行两次。井下高程测量:工作面采用经纬仪三角高程测量,限差不超过标准要

40、求。第六章 劳动组织、进度方案及主要经济指标劳动组织为保证创优目标和进度方案的实现，施工过程中抽调有类似工程施工经验丰富，能打硬仗的各专业队伍进行施工。施工期间所有施工人员采用“三八工作制，严格执行现场交接班，施工期间劳动组织配备详见表6-1。表6-1 劳动组织配备表工种出勤人数备注一二三小计班长1113打眼支护工66618放炮员1113运料工1113刮板机司机1113喷浆工44412水泵工1113出渣工2226合计17171751二、作业循环为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排施工工序，充分利用工作时间，提高工作效率，作业循环见表6-2。表6-2 作业循环

41、表三、主要经济指标主要经济指标见表6-3表6-3 主要经济指标工程单位指标巷道长度m80每日方案循环数个2循环率%90日进度m圆班出勤人数个51成效m/个67炸药消耗量Kg/m雷管消耗量个/m锚杆消耗量根/m锚索消耗量根/m1.04金属网消耗量m/m10.54混凝土消耗量m/m第七章 施工质量控制成立质量管理领导小组，矿长任组长，生产矿长为质量第一责任人。建立质量保证体系，实行三级质量管理责任制，寓质量保证于组织管理体系中。建设指挥部及各施工队配备专职质检员，班组配备专兼职质检员，跟班检查工程施工质量。指挥部接受公司各级领导及技术、质量部门的质量监督及管理，使整个工程在施工的全过程都处于受控状

42、态。一、掘进 掘进采用钻眼爆破法施工，施工时候要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内。(1)钻孔要求： 掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm。 辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm。 周边眼误差不大于5cm，眼底不超出开挖轮廓线3cm。 炮眼深度误差不大于5cm。 按不同地质条件，随时调整炮眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。 (2)周边眼光爆参数: 周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距E，抵抗线W和E与W比值；一般W值为500800mm，E值取350600mm，E/W值取0.651。 周边

43、眼的方向应与井筒轴线纵坡一致。 采用低爆速、高威力、药卷临界直径小的炸药。 周边眼一次同时起爆。 (3)钻爆作业考前须知： 首先应对炮眼布置、数目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。 炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。 严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。爆破后，应经过不少于15分钟的待避时间，人员才能进入工作面。 在工作面钻眼或其他作业时，不得同时装药。 钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。 爆破期间，除引爆电路外，所有动力及照明电路均应断开或迁至距爆破地点不小

44、于50m处。瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及平安，必须按照?煤矿平安规程?第三百四十二条规定处理。在瞎炮处理完毕之前，不允许继续施工，除负责处理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。二、锚杆拱部锚杆采用MQT-120锚杆机进行打眼安装，帮部锚杆采用MQB-70气腿式锚杆钻机滞后工作面平行打眼安装。 1施工质量要求锚杆杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。树脂卷的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。锚杆安装必须紧贴岩面。抗拔力不小于设计值。锚杆安装的间排距允许偏差为100mm。锚杆孔孔深不小于设计值，不大于设计值50mm。锚杆须垂

45、直井筒轮廓线打注，角度偏差不大于15。锚杆露出托板不大于50mm。 2施工质量控制1、锚杆安装施工时，先施工顶板中央锚杆孔。在指定锚杆位置钻孔后，将树脂药卷装入孔内，利用锚杆机将带有托盘、螺母等部件的锚杆推入设计位置并搅拌20s左右，待树脂固化后，用扭矩扳手上紧螺母。两帮锚杆滞后拱部锚杆1-2排施工，施工顺序自上而下，由后向前逐排进行。2、锚杆间排距允许误差不超过100mm锚杆应垂直于井筒轮廓线，呈向心布置，于井筒轮廓线夹角不小于75。，安装锚杆搅拌时间为30-45秒，搅拌完成10分钟后安装金属网和锚杆托盘，托盘紧贴岩面，螺帽用力矩扳手拧紧。锚杆外露长度不超过螺帽外50mm，不小于30mm。3

46、、锚杆不得沿裂隙布置，不得打穿皮。4、使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净前方可用锚杆将树脂药卷缓慢推至眼底，利用搅拌器充分搅拌，严禁人工用手直接搅拌。三、混凝土质量控制混凝土配合比、外加剂掺量必须符合设计要求。水泥、水、骨料、外加剂质量必须符合设计要求。净宽、净高不小于设计值，不大于设计值100mm。混凝土厚度不小于设计值。外表平整度不大于50mm。实际施工前，用现场材料委托当地建材实验室做砼配比实验，根据实验提供的配合比组织施工。实际拌制砼的原材料应计量准确，定期校验计量系统。砼浇筑时要按标准规定留取砼试块，同样条件下养护28天做抗压强度试验，并保存好资料。水泥使用42.5MPa普通硅酸

47、盐水泥，黄砂使用中粗砂，其含泥量不得超过3%，石子选用瓜子片，其含泥量不应超过1%；原材料要保持稳定的货源和稳定的质量，进场的每批水泥要有产品合格证，同时现场抽样送当地建材实验室检验，不符合规定的原材料坚决不使用。1、喷砼标号C20。2、喷浆前，必须先用高压风水冲洗岩面，保证喷浆后砼外表光滑、平整、无露筋露网现象。3、喷浆后每小班至少洒水养护一次，养护期28天。4、严格按配合比拌料，拌料要均匀，水灰比和风压要调节适当，减少回弹。5、初喷厚度不小于50mm，复喷后成巷，到达设计要求。5、喷厚不小于设计90%，砼平整度1m2范围内小于50mm。四、 进场材料控制1、工程上所需的材料必须按方案要求进

48、行采购，并且具有正式的出厂合格证和材质化验单。2、材料进场后，由仓库管理人员和技术部门人员检验确认符合设计要求方可入库，不符合要求的拒绝入库。3、需要检验试验的材料如水泥，钢筋，砂石进场后，应由技术人员按要求进行取样送检，检验结果假设不合格，拒绝收货入库。第八章 施工平安措施 施工平安保证措施 一、建立工程平安保证体系见图8-1二、平安管理执行标准1?平安生产法?；2?中华人民共和国煤炭法?；3?煤矿平安规程?；4? HYPERLINK :/ l lawlinkT t formiframe 中华人民共和国民用爆炸物品管理条例?；5?煤矿平安监察条例?；6?平安生产许可证条例?；7?矿产资源法?

49、；8?煤矿企业平安生产许可证实施方法?；9国家有关部、委、各级政府部门和上级主管部门颁发的有关平安生产、职业健康和环境保护工作的法令、法规、规定、制度；10甲方有关平安文明施工及职业健康、环境保护的规定、制度。三、平安管理目标1杜绝重伤及以上事故；2杜绝重大机械设备事故；3杜绝瓦斯和煤尘爆炸事故及重大火灾事故；4杜绝重大交通事故；5杜绝塌冒事故；6杜绝重复发生相同性质的事故；7杜绝重大职业卫生伤害事故；四、平安管理措施1建立以生产矿长为主要平安责任者的平安生产责任制，并设平安特派员现场把关，做到层层落实，实行下级对上级负责的逐级联保制，对现场24小时不失控。对生产中出现的平安质量问题，实行跟踪

50、解决并落实措施，杜绝事故的发生。2建立健全平安监督检查机构，定期组织平安检查，做到警钟长鸣，把平安事故消灭在萌芽状态，到达平安生产的目的。3严格执行一工程一措施的管理制度。工程开工前，将施工顺序、技术要求、操作要点、到达质量标准及平安考前须知，认真向工人进行交底，切实贯彻落实。4经常向职工进行技术、平安教育，提高平安意识和技术水平。对要害工种进行考核，坚持持证上岗制度。5建立健全各项管理制度和岗位责任制，并严格执行。6平安检查由平安矿长组织，定期进行。7设立平安奖励基金。工程部全体人员实行平安风险抵押，奖罚对等。五、平安生产管理制度1、平安生产办公会议制度1每旬至少召开一次平安生产办公会议。2

51、平安生产办公会议由平安矿长主持，平安矿长外出时，须委托主持全面工作的同志主持召开。3平安生产办公会议会前，由安检科准备好会议资料，汇报上次平安生产办公会议决议执行情况，通报近期平安状况，发生重伤以上事故的汇报发生事故的原因、处理意见、整改措施和应该接受的教训。各有关部门要汇报执行业务保安的情况。2、平安生产活动日制度1各独立施工队必须坚持每周末的平安生产活动，任何人不得以任何借口侵占活动时间，每次活动不得少于一小时。2平安生产活动日必须由各主管队长主持。3平安生产活动日的主要内容：1组织职工选学?平安生产法?、平安规程等法律法规、事故案例和上级的有关平安生产指示、规定、措施等。2总结本队本周的

52、平安生产情况，分析和总结本周发生事故的经验教训，安排下周平安生产工作。3每次平安生产活动日，都要有详细记录活动内容、参加人员等。4各单位安检科让要对施工队平安生产活动日进行催促检查，对活动好的单位及时进行表扬，差的要给予批评帮助，促进平安生产活动日经常化、制度化。3、平安生产培训教育制度1职工平安生产培训教育，应由安检科牵头、组织，可根据施工特点，采取灵活多样的形式，组织职工收看平安生产录像、幻灯、平安生产挂图、事故案例，开展平安知识竞赛、平安技术比武等各种活动，对职工进行平安生产教育。2强化新工人包括轮换工、协议工、季节工等的平安生产教育。新工人入井前，必须接受不低于一周的平安生产培训教育，

53、并应由老工人带着实际操作六个月要定立师徒合同，未订师徒合同者不得入井。调换工种的工人，必须在上岗前学习掌握新工种的应知应会和平安生产根本知识。3对特种作业人员必须进行技术培训考核、发证，并按规定期限培训换证，有上岗证的工人方准独立操作，无证者不得上岗。4保持特种作业人员的相对稳定，不得随意调动，如因工作需要调动时，必须报安检科、劳开工资部门备案。4、平安生产调度汇报及领导干部值班制度1汇报制度各单位每周向处调度汇报。2汇报内容1工程进度、方案完成情况。2平安生产情况。3工程质量情况。3各施工现场的平安生产工作，必须实行24小时不间断领导，节假日必须有领导干部值班，不放假的工程工程必须有干部跟班

54、，生产矿长对本单位全天24小时的平安生产工作负责。4全天24小时，必须有一名领导干部值班。5值班任务。1认真组织好当天的平安生产，及时处理平安生产关鍵问题。2及时掌握当天平安生产动态，催促有关单位认真落实措施，预防事故发生，并提出第二天生产关键和平安生产重点。3对上级的平安通报和领导的指示提出贯彻意见并及时传达，对基层反映上来的问题，要认真研究及时处理。4值班干部要深入井下和生产车间，及时掌握井下动态，处理生产关系和平安生产隐患。5值班人员必须执行交接班制度，值班人员不得无故脱岗，因病、因事必须向主管负责人请假，待安排好顶岗人员后才准离岗。5、平安文明施工大检查制度1区队必须坚持每旬的平安生产

55、生产第大检查制度。2平安生产大检查必须由平安一责任者亲自组织领导，安检科具体安排实施。假设平安生产第一责任者因故不能亲自组织平安生产大检查时，可授权主持工作的领导带着有关部门进行平安生产大检查。3平安检查以对各单位贯彻落实平安生产法律法规，平安管理制度的建立、完善及落实效果检查为主，对施工工程实行重点抽查，对重点工程，要害部位可随时进行检查。4每次平安生产大检查前，安检科要提出检查时间、内容、目的和要求。查出的隐患按照定时间、定人员、定措施方法下达三定表及反应表，重大平安生产隐患，可责令停产整顿或下发?平安生产整改通知书?，限期整改。各级安部门要及时进行复查并反应形成闭合，对复查未改或整改不符

56、合要求的单位要进行处分。5对上级部署的各项平安生产活动，安检科要协助领导并协调有关部门组织开展。六、规程、措施贯彻制度1做到一工程一措施，无措施不得施工，由各安检科监督执行。2施工组织设计和施工作业规程，由矿技术负责人和施工技术员负责向参加施工的人员贯彻，并组织学习贯彻，双方签字备查。3严禁先开工后贯彻措施，在工程施工中，技术人员要按工程进展进一步分段强调措施的执行，使每个施工人员都能理解，都会操作，并要有每次贯彻记录。4工伤社会保险及职业病防治管理制度1依法参加工伤社会保险，为从业人员缴纳保险金。2按规定提取并使用平安技术措施费，并报送季度安技措费用提取使用报表及年度统计报表。3加强对职业危

57、害防治工作的领导，指定一名领导分管该项工作。第二节 施工平安管理规定 1根据?煤矿平安规程?第41、55条规定：掘进工作面严禁空顶作业；严格执行敲帮问顶制度。掘进工作面在施工过程中，必须按规定及时敲帮问顶，摘松活石， 处理活石时，必须在可靠的临时支护掩护下进行，不准空顶作业和冒险作业。临时支护好后，必须再对工作地点所有的支护进行全面加固，并检查顶帮的围岩情况，确实保证工作人员的平安。2班组长必须负责详细检查围岩的滑纹情况，假设发现活石及时处理。如果处理困难或有危险时，不能盲目处理，必须根据现场实际情况及活石所在位置，用临时支柱支护好方可打眼，在打眼时必须避开此处，并随时检查平安情况，确保平安生

58、产。 3找顶工作必须遵守以下规定：1找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在平安地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。2找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。3找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。4顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证平安后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4锚杆支护巷道迎头必须使用前探支架维护顶板，打锚杆眼应全面检查顶板，确认平安前方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。5锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧

59、贴巷壁。6每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由安监员记录于原始记录本中，存好备查，但凡锚固力达不到20Mpa的锚杆应当班补打，重新安装。7顶板锚杆在做拉力试验时，在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验，做完拉力试验紧固好锚盘前方可回掉点柱。8安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度3050mm。9锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后5min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。10施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中

60、要保护好器材。 通风管理1加强通风是防止瓦斯积聚的主要措施之一，完善通风系统，防止风流短路，通风系统中没有不符合?规程?规定的串联通矿井未形成提升系统风、扩散通风，管理好所属范围内各种通风设施，严禁同时敞开两道风门，严禁风门前后5m内存放其它物料。2安装和使用局部通风机和风筒应遵守以下规定：1)局部通风机安装符合?规程?规定，实现“三专两闭锁安排专人进行挂牌管理，保证正常运转，不得出现无方案停风，有方案停风的必须有专项通风平安技术措施。2)压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口