丁家梁矿井+350水平井底车场作业规程2

丁家梁煤矿+350水平井底车场施工作业规程

第一章概况

第一节概述

一、工程名称

丁家梁煤矿+350m水平井底车场。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成矿井运输系统；巷道用途行车、行人、材料运输、

进风。

三、巷道设计长度、坡度及服务年限。

巷道设计总长度842.72m,含有11个交岔点。

巷道设计为平巷。

服务年限：同矿井服务年限，设计44.2年。

第二节编写依据

一、《煤矿安全规程》(2013年版)；

二、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)；

三、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511—2010)；

四、丁家梁矿井+350m水平井底车场施工图：

S1431-121-1/2/3/4；S1431-122/121-1/2/3/4/5/6；

S1431-123/121-1/2/3/4/5/6/7/8/9/10/11；

五、《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法》；

六、《煤矿建设安全规范》(AQ1083-2011)；

七、《巷道及胴室施工标准》(试行)(QB/HDDSSG007—2012)；

八、《简明建井工程手册》；

九、丁家梁矿井矿建二期工程(风井区)施工组织设计

十、《宝丰能源集团有限公司丁家梁煤矿+350m水平井底车场掘进工作面地质

说明书》。

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第二章井田概况及地质水文情况

第一节井田概况

宁夏宝丰能源集团有限公司丁家梁矿井位于宁夏回族自治区中东部，

行政区划隶属宁夏回族自治区灵武市横山堡乡管辖，由煤炭工业合肥设计

研究院设计，采用立井开拓方式，矿井设计生产能力0.6Mt/ao工业场地

内设主、副、风3个井筒，现三个井筒均已到底，并短路贯通，副井正在

进行永久提升系统安装，预计2014年1月1日开始试运行。

矿区交通便捷，银（川）-青（岛）高速公路（GZ25）,以及与之平行的三

级公路从井田东北部通过，307国道从井田南部通过。大（坝）-古（窑子）

铁路支线从井田南部通过。

第二节地质水文

一、地层

该井田赋存的地层主要有二叠系下统山西组（Ps）、石炭-二叠系太原组

（CPt）,也是本井田的主要含煤地层。

（一）二叠系下统山西组（Ps）

由灰白色、深灰色砂岩，灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩及煤组成。顶部

为一煤及灰、深灰色粉砂岩；上部为灰白、灰色粉砂岩夹薄层泥岩及薄煤

层；中下部为三煤及灰白色中粗砂岩，具斜层理，地层平均层厚14.86m。

底部为五煤及深灰色粉砂岩、泥岩。本组为井田主要含煤地层，共含煤3〜

7层，其中全区可采和大部可采煤层3层，编号为一、三、五煤层。地层

平均厚度77.07m。

（二）石炭系-二叠系太原组（CPt）

由灰白色砂岩，灰色灰黑色泥岩粉砂岩，深灰色石灰岩，煤及少量粘

土岩、沥青质泥岩组成，含有黄铁矿、菱铁矿结核，含煤5〜7层。地层平

均厚度106.34m。

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二期工程穿过的地层主要为二叠系石盒子组下部和二叠系下统山西组

顶部地层。

+350m井底车场穿过的地层主要为二叠系石盒子组下部及二叠系下统

山西组顶部地层，岩性为二叠系石盒子组下部灰白色砂岩与灰绿色粉砂岩

互层，其以粉砂岩为主；二叠系下统山西组顶部岩性为一煤及灰、深灰色

粉砂岩。主要标志层为1#煤层。

轨道上山、回风上山、胶带上山穿过的地层主要为二叠系下统山西组

顶部地层，沿着3#煤层顶板掘进，下部车场均穿过1#煤层。

二、地质构造

井田构造总体呈南北展布，由西部的丁家梁背斜和东部的丁家梁店向

斜形成了井田的基本构造形态。井田发育北西、近南北向两组断裂，共8

条断层，其中走向NW向5条，近SN向3条。

+350m水平井底车场施工期间主要受DF3和DF5断层的影响，其中DF5

为逆断层，倾向NE,倾角60°,落差0-50m,DF3为逆断层，倾向E,倾

角60°~70。o落差为150"180mo

三、水文地质情况

根据+350m水平井底车场所在的地层为二叠系下统山西组（Ps）和石

炭系-二叠系太原组（CPt）可知含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层

组。

山西组及太原组砂岩裂隙含水层（组）

井田广泛分布，含水层为中-粗粒砂岩、细粒砂岩、灰岩；分选磨圆中

等，泥钙质胶结，裂隙发育不均匀，含水层平均厚度（石盒子组底部至九

煤底）63.75m。

根据井田内DN水1、DN水2号孔抽水试验资料：含水层静止水位埋深

34.56—50.16m,降深122.08—137.53m,涌水量0.098-0.303L/s,单位

涌水量为0.0008—0.0022L/s•m,渗透系数0.0010—0.0050m/d。该

含水层为弱含水层，具有承压性。

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+350m水平井底车场施工期间矿井水主要来源于煤层顶板砂岩裂隙水。

四、井田水文地质勘查类型

根据勘探报告井田内含水层主要来源于DF3和DF5逆断层，在掘进遇

到以上两断层时提前进行探放水工作。

五、矿井涌水量预计

根据《横城矿区丁家梁井田南部煤炭勘探报告》提供的涌水量资料，

结合工程施工的地层范围，预计二期工程施工期间矿井总水量为51m7ho

六、瓦斯、煤尘、地温等

（一）各煤层瓦斯含量0-1.05ml/g,瓦斯平均含量0.008〜0.32

ml/go井田瓦斯气成分分析结果表明，瓦斯成份主要为帅、C02＞少量CH4

和CM,各煤层瓦斯分带大致由浅至深可分为二氧化碳〜氮气带、氮气带、

氮气-沼气带。大致在基岩面下400m以上为二氧化碳-氮气带；基岩面下

400—770m为氮气带；基岩面下770m以下为氮气-沼气带。各煤层瓦斯含

量较低。

（二）煤尘：各煤层煤尘均具有爆炸性。

（三）煤层自燃倾向：据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果，煤吸氧量在

0.4-0.67cm7g,煤层自燃等级为H级，自燃倾向性为自燃。

（四）地温：根据勘探钻孔地温测量：井田内钻孔平均地温梯度2.34〜

2.89℃/100m,平均地温梯度2.58/℃/100m,在井深52.5m处为16.4℃的

恒温带，据此计算+350m水平井底车场巷道地温为38℃。

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第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

+350m水平井底车场全长842.72m,H^一个交岔点，永久避难碉室+350m

水平井底车场按2-2断面施工，只编写贯通措施，交岔点措施另行编制

附图一：丁家梁矿井+350m水平井底车场平面图；

第二节支护设计

一、巷道断面

表3-1施工断面参数表

宽度m高度m断面积m22

施工断面

净荒净荒净荒

1-15.25.54.14.2517.320.0

2-24.04.33.53.6511.413.7

3-33.23.443.13.228.89.8

4-44.85.13.94.0516.217.8

附图二：丁家梁矿井+350m水平井底车场施工断面图;

二、支护方式

（一）临时支护

巷道施工采用前探梁做为临时支护，前探梁选用中108mm钢管制作，

每根长不小于4m,自巷中向两边按1000mm的间距布置3根前探梁，用金

属锚杆和吊环固定。吊环形式为圆型，每根前探梁使用2个吊环，吊环螺

母必须和锚杆配套，吊环必须上满丝且至少露丝2〜3丝。吊环的方向要具

有可调性。每次爆破后，首先进行敲帮问顶，作业人员站在锚网支护完好

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的顶板下，找净顶板及迎头的浮砰活石，铺设好金属网并连接好，连网时

注意顶板危岩浮开活石，然后向前串移前探梁，前探梁吊环后用方木及木

楔接顶牢固，每次移前探梁，要首先检查吊环等情况。当施工过程中出现

巷道成型差无法使用前探梁时采用加打超前锚杆或增设点柱方式进行临时

支护。前探梁至迎头最大控顶距不大于300mm,炮前锚杆至迎头最大空顶、

空帮距不大于一排锚杆排距，炮后锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于一

排锚杆排距+循环进尺。

附图三：丁家梁矿井+350m水平井底车场前探梁临时支护示意图；

（二）永久支护

1、锚杆及锚固剂：3-3断面锚杆采用①22X2000mm高强树脂锚杆,

1-1/2-2/4-4断面锚杆采用①22X2500mm高强树脂锚杆。-1/2-2/3-3/4-4

锚杆间排距800X800mm,矩形布置；每根锚杆采用一支MSK2360和一支

MSZ2360型树脂锚固剂，锚杆托板采用铁托板，规格150X150X10mm；锚

杆均使用配套标准螺母紧固，锚固力不低于50KN。

2、金属网采用66.0mm的圆钢焊制，网片规格为2000X1000mm,网格

为100X100mm,网片使用规格为1000X2000mm的钢筋经纬网，网片搭接

100mm,并每隔300nlm用12#绑丝双股扭紧。

3、锚索：锚索断面均采用中17.8X7300mm的钢绞线加工制作，

2-2/3-3/4-4断面采用中17.8X6300mm的钢绞线加工制作，每孔装一支

MSK2360和两支MSZ2360型树脂药卷锚固，锚固力不少于100KN,锚索排距

2000mm,锚索间距：1-1/4-4断面1.75m,2-2断面1.5,3-3断面1.2m。

每排设置3根。

4、喷射碎使用河砂和粒度5-10mm的碎石，按实验室出具的喷射碎配

比进行施工，喷射硅强度等级C20。

5、永久支护为锚网索、喷;喷射碎厚度为150nli11,强度等级均为C20,

完成永久支护。

2、文明施工标准

（1）工作面后方无浮肝、杂物，风水绳盘放整齐。

（2）材料存放长度不得大于100m,物料或配件必须分类、分规格码放排

列整齐，且排列成一条直线，并挂牌管理。挂牌位置位于物料或配件的正

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上方，距底板1.1m,且排列成一条直线。标志牌要标明物料配件的名称和

规格。

（3）开关、综保排列整齐，并上架，且有完好标志牌，工具（或闲置的工

具及设备）用完后集中地点存放整齐。

（4）各种物料牌板悬挂整齐，位置适中，固定牢靠，记录明确，并保持牌

板清洁无灰尘。

（5）五图一表牌板必须悬挂在巷道行人侧底板无物料、设备及淤泥的便于

观看处，悬挂高度为下侧到底板1300mm,正常情况下施工图表，挂在距迎

头不大于200m位置；

第三节支护工艺

一、锚杆安装工艺

（一）铺金属网、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

要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，

找掉活砰、危岩，确认安全后铺设金属网，金属网要横平竖直，紧贴岩面。

锚杆穿过金属网网格布设，确保锚杆托盘压网，锚杆眼位误差不得超过

100mm,眼向误差不得大于75°。锚杆眼打好后，应将眼内的岩粉、积水

清理干净。打眼的顺序，应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

（二）安装锚杆

安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人

员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把

锚杆套上托盘插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的

风动锚杆钻机卡住螺帽，然后开动锚杆钻机，对锚固剂进行充分搅拌，搅

拌的速度是先慢后快，搅拌时间25〜45秒，直至锚杆达到设计深度，再停

留15秒，方可撤去锚杆钻机，给锚杆施加一定的预紧力，拧紧力矩不小于

120N-mo为确保锚杆角度，正顶锚杆用顶锚杆钻机打眼，帮部用风钻打眼,

眼孔与巷道轮廓线或岩石层里面的夹角不得小于75°,锚杆的托盘应紧贴

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岩面，锚杆锚固力不得小于50KN。锚杆支护后要进行喷浆支护，喷厚以盖

住金属30-50mm为宜，以便检测锚杆参数和进行锚杆拉力实验。锚杆拉力

试验每300根做一次拉力试验，每组分别在两帮及顶部各抽查一根锚杆进

行拉力试验。

（三）打注锚索

1、打锚索眼

打锚索眼采用MQCT-85型风动锚杆机配B19中空六棱钢钎、配628mm

羊角钻头打眼，孔深6/7m（注明断面），锚索眼位置要准确，眼位误差不得

超过50mll1,钻眼角度误差不得超过5。，不符合要求的要用水泥封孔口（长

度300mm）后，重新补眼。使用锚杆机打眼，先用短钎开孔，再套接钎杆

继续向上钻孔，打眼时应在钎杆上做好标记，保证锚索外露长度符合要求

（露出锁具以外W300mm）,锚索眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干

净。打眼时，必须在前探梁的掩护下进行操作。打眼应按由已支护一侧向

待支护一侧先顶后帮的顺序依次进行。

2、安装锚索

将锚固剂用锚索送入眼底，使锚索顶住锚固剂，用带有专用搅拌器的

锚索钻机旋转推进锚索，将锚索旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控

制30s以上，直至锚索达到设计深度。停止搅拌后松下锚索机待10〜15min

后，上好锚索盘及锁具，穿上张拉器开启油泵张拉至设计锚索预紧力100KN。

二、喷射混凝土

（一）准备工作

1、检查锚杆、锚索安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处

理。

2、清理喷射现场的砰石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急

弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

3、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏

风现象。

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4、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。

5、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。

（二）喷射混凝土的工艺要求

喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷头呈螺旋状，

一圈压半圈反复运动喷射。喷头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷

面的垂直距离以0.8〜1.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa,

水压应比风压高0.IMPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水

灰比是0.4〜0.5之间。一次喷射混凝土厚度30〜50mll1,复喷间隔时间不

得超过2个小时，否则应用高压水重新冲洗受喷面。

（三）喷射工作

喷射工作开始前，应首先检查喷浆所需管路是否连接好，然后进行喷射工

作，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。喷射工作结束后，喷层必须连

续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，

一次喷射完毕，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷

头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，后开

风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。

喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时,

喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。

支护材料每米用量

表3-6丁家梁煤矿+350m水平井底车场支护材料每米用量表

树脂锚杆树脂锚固剂

断面锚索（套）钢筋网（kg）

（套）（块）

1-1断面17.51.539.558.92

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2-2断面13.751.53249.38

3-3断面12.51.529.543.02

4-4断面16.251.53755.74

施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。

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第四章施工方法

第一节施工方法

采用中深孔光面爆破、全断面一次打眼一次爆破的方法施工。悬挂式

前探梁临时支护，采用“两掘一喷”、“三八”制作业方式。当通过地质构

造及围岩破碎带时，实施超前支护及加固围岩，必要时增设金属拱形临时

支架，加强临时支护。

第二节凿岩方式

采用YT—28型风钻，配B22中空六棱钢钎、①42nlm柱齿钻头打眼。

打眼前依中腰线找出巷道断面轮廓线，依爆破图表布置炮眼，钻眼时采取

定人、定钻、定位分区作业，要保持炮眼平直，避免摆动造成炮眼歪斜。

风源来自地面压风机房。

第三节爆破作业

掏槽方式为楔式掏槽法

一、炸药、雷管

采用中32X200mmX150g,I〜V段毫秒延期电雷管，最后一段延期时

间不超过130毫秒煤矿安全许用二级炸药。

1、起爆药卷2、被动药卷3、电雷管

5、水泡泥6、角线

正向装药布置图

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三、起爆方式

起爆使用MFB-200型发爆器。1-1、2-2、3-3、4-4断面采用一次装药,

一次爆破。联线方式为串联联线。

附丁家梁煤矿+350m水平井底车场施1-1、2-2.3-3、4-4炮眼布置图

及断面爆破说明书。

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图4-21-1断面炮眼布置图

表4-11-1断面爆破说明书

掏槽眼辅助眼周边眼底眼

炮眼名称合计

1〜67-5051〜8788〜98

眼深(m)2.22.02.02.0

眼距(m)0.600.500.300.55

眼数644371198

装药量每孔装药量(kg)0.90.60.30.4

总装药量(kg)5.426.411.44.447.6

809089

水平(度)

809089

角度

竖直(度)909090

88

起爆次全断面一次起爆1〜67-5051〜8788〜98

序起爆顺序IIIIVV

封泥长度(m)20.5N0.5N0.520.5

联线方式串联串联串联串联

备注

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表4-21-1断面爆破预期爆破效果

序号名称单位数量序号名称单位数量

1炮眼长度m2.06每循环炸药用量kg47.6

2炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.49

3每循环进尺m1.68每循环雷管用量个98

3

4每循环爆破实体岩石m329单位原岩雷管用量个/m，3.06

5每循环炮眼长度m197.210

9

gu

°22

o64g

©65LC

O37。

02135o

8U

LT36o

68

O74075公

O

LQ420()

420QL

图4-32-2断面炮眼布置图

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表4-32-2断面爆破说明书

掏槽眼辅助眼周边眼底眼

炮眼名称合计

1〜67〜3536〜6667〜75

眼深（ID）2.22.02.02.0

眼距（m）0.600.500.300.55

眼数62931975

装药量每孔装药量（kg）0.90.60.30.4

总装药量（kg）5.417.49.33.635.7

809089

水平（度）

809089

角度

竖直（度）909090

88

起爆次全断面一次起爆1〜67〜3536〜6667〜75

序起爆顺序IIIIVV

封泥长度（m）20.520.520.520.5

联线方式串联串联串联串联

备注

表4-42-2断面预期爆破效果

序号名称单位数量序号名称单位数量

1炮眼长度m2.06每循环炸药用量kg35.7

2炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.63

3每循环进尺m1.68每循环雷管用量个75

4每循环爆破实体岩石m321.929单位原岩雷管用量个/m33.42

5每循环炮眼长度m151.210

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图4-43-3断面炮眼布置图

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表4-53-3断面爆破说明书

掏槽眼辅助眼周边眼底眼

炮眼名称合计

1〜67〜2021〜4646〜53

眼深（ID）2.22.02.02.0

眼距（m）0.600.500.300.55

眼数61426753

装药量每孔装药量（kg）0.90.60.30.4

总装药量（kg）5.48.47.82.824.4

779089

水平（度）

779089

角度

竖直（度）909090

88

起爆次全断面一次起爆1〜67〜2021〜4646〜53

序起爆顺序IIIIVV

封泥长度（m）20.520.520.520.5

联线方式串联串联串联串联

备注

表4-63-3断面预期爆破效果

序号名称单位数量序号名称单位数量

1炮眼长度m2.06每循环炸药用量kg24.4

2炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.56

3每循环进尺m1.68每循环雷管用量个53

4每循环爆破实体岩石m315.689单位原岩雷管用量个/m33.38

5每循环炮眼长度m107.210

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图4-54-4断面炮眼布置图

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表4-74-4断面爆破说明书

掏槽眼辅助眼周边眼底眼

炮眼名称合计

1〜67-5051〜8586〜96

眼深（ID）2.22.02.02.0

眼距（m）0.500.500.300.50

眼数644351196

装药量每孔装药量（kg）0.90.60.30.4

总装药量（kg）5.426.410.54.446.7

809089

水平（度）

809089

角度

竖直（度）909090

88

起爆次全断面一次起爆1〜67〜5051〜8586〜96

序起爆顺序IIIIVV

封泥长度（m）20.520.5三0.520.5

联线方式串联串联串联串联

备注

表4-84-4断面预期爆破效果

序号名称单位数量序号名称单位数量

1炮眼长度m2.06每循环炸药用量kg46.7

2炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.64

3每循环进尺m1.68每循环雷管用量个96

4每循环爆破实体岩石m328.489单位原岩雷管用量个/m33.37

5每循环炮眼长度m193.210

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第四节装、运岩（煤）方式

工作面采用采用P-60B型耙斗式装岩机装研，配1.5t固定车箱式矿

车（MGL7-6A型）和600nlm轨距窄轨铁路运输研石及材料，井下窄轨选用

30Kg/m钢轨。巷道施工期间的肝石，人力推矿车运送至风井井筒与+350m

井底车场连接处，再通过二次改装后的临时提升系统提升到地面。井上运

输:矿车装载的肝石通过前倾式翻车机翻开落入地面开石（煤）仓，经ZL-50B

装载机装入自卸汽车转载运送到矿方指定地点。

第五节管线及轨道敷设

一、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管、风筒等均应吊挂牢

固整齐。电缆钩每隔1.5m一个，电缆垂度不超过50nlln。风水管要接口严

密，不得出现漏水、漏风现象，风、水管距迎头20m外使用直径108nlm钢

管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风、水。风管距迎头20m

范围内使用一寸半胶管（工作面设分风器变为6,管），水管距迎头20m

范围内使用一寸胶管（工作面设分水器变为牛管），风筒要环环吊挂，

风筒口距迎头W10m。

二、随巷道掘进逐渐向前铺设临时轨道，轨道采用30kg/m钢轨，轨道间

距为600mm；轨枕采用木轨枕规格为1200*150*150。轨枕间距为800mm（轨

枕中到中）。轨枕铺设方法：铺设木轨枕时先平整好场地，然后依据中腰线

按轨枕间距摆放枕木，之后把道轨放到轨枕上并上好道夹板，调直道轨后

用道钉压好，再按中腰线校正轨道。

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表4-9临时轨道铺设规范

检验项目

保证1、钢轨规格、型号必须符合设计要求。

项目2、严禁在主要线路上使用磨损超限钢轨和同一条线路杂拌道。

3、附近与轨型配套齐全，不同轨型相接必须采用异型鱼尾板。

标准规定

检验项目（设计值）合格优良

-3—+5-2—+2

两轨面高低值小于等于5小于等于3

接头平整度小于等于2

对接错距

小于等于60小于等于40

接头方式、轨距

错接错距

轨长的1/3—1/4

主线：浮离量大于2的

扣件钉质量

小于等于10%小于等于5%

检验项目允许偏差

中心位置-50一+50

双轨间距直线0—20,曲线0—25

允坡度-1度一+1度

许偏差

项目轨面标高主线-30--+30,一般-50--+50

轨面前后高低主要小于等于10,一般小于等于15

方向小于等于12

轨缝直线的小于等于5,曲线小于等于8

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第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

+350m水平井底车场三个掘进队施工掘进，掘进队42人/队，施工，

共126人，运搬队22人，通风队25人，机电队26人，采用“三八”制

（一天三班，每班八小时）组织生产，“两掘一喷”作业方式，每天两个循

环，循环进尺L8m。每个队劳动组织如下表

表5T掘进队劳动力需用统计表

序号班组名称岗位名称劳动力需用量备注

打眼工12

点眼工4

放炮员4

扒装机司机2按“三八”制，配

1掘进支护班组

运输工4备两个班

机电维修工2

班长2

小计30

喷浆机司机1

喷浆手1

照灯辅助工1

按“三八”制，配

2喷浆成巷班组拌料上料工6

备一个班

运输工2

班组长1

小计12

合计42按出勤人数统计

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表5-2辅助队人员配备表

序号辅助队别工种/岗位配备人数合计

1队长1

2机电维修工6

3电工3

4机电队提升机司机726

5泵工4

6充电工4

7设备管理员1

8队长1

9井上下信号工7

10运搬队井上下把钩工722

11搅拌机司机3

12电机车司机4

13队长（技术员）2

14通风工4

通风队25

15瓦检员16

16安全监测工3

合计73

第二节循环作业图表

为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员

配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以

充分利用工作时间，提高工时利用率。

附表一：丁家梁煤矿+350m水平井底车场正规循环图表

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第三节主要技术经济指标

表5-3技术经济指标表

序号项目单位指标备注

1在册人数人42

2出勤人数人40

3出勤率%95

4循环进尺米3.6

5效率米/工0.09

6月循环次数次26

7月进度米93

8循环率%86

9锚杆消耗根/米17.5

10锚索消耗根/米1.5

11钢筋网消耗Kg/m58.92

12炸药消耗量Kg/米47.6

13雷管消耗量发/米98

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第六章生产系统

第一节提升系统

前期利用主井立井井筒提升系统进行提升运输。风井井筒二次改装完

成后，装备如下：使用IVG型凿井井架、2瓦-3.5*1.7/15.5型提升机，配

备双钩提升1.5t双层二车临时罐笼，每部罐笼设1套KF-122型防坠器，2

条防坠绳，4条钢丝绳罐道；井上设GHT型过卷缓冲托罐及防撞装置；井

底马头门以下设NB型防蹲罐装置及防撞梁、钢丝绳罐道固定梁、防坠绳固

定梁等钢梁；井上下承接罐笼设缓冲阻尼摇台和稳罐装置；罐笼进、出车

侧设阻车器和安全门；设一套安全梯，JZA-5/1000凿井绞车悬吊。

提升设施技术参数一览表

一

序

号提升机型号2JK-3.5X1.7/15.5

.

1最大静张力(kN)167

2最大静张力差(kN)113

3提升速度(m/s)6.85m/s

4电动机功率(kW)1000

5滚筒个数2

6滚筒直径(m)3.5

7滚筒宽度(m)1.7

8罐笼(轻型合金钢)单层二车1.5t、自重3500kg、轨距600mm

9提升天轮①3.0m

10矿车MG1.7-6A（自重718kg）

11提升钢丝绳18X7-38-1870；5.63kg/m；885kN

12钢丝绳安全系数7.71/10.13

5.1.1提升机强度验算

(1)最大静张力校验

最大提升载荷Qz

Qz=Qc+QK+Q+PsBXHoXg

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QG-罐笼荷重：1.5t单层二车（包括抓捕器）

3500X9.81=34335N

QK一矿车荷重：2X718X9.81=14087N

Q一研石荷重：2X1.7X1600X0.9X9.81=48030N

PsBXHoXg一钢丝绳重：5.63X920X9.81=50816N

Qz=QG+QK+Q+PSBXHO

=34335+14087+48030+50816=147268N=147KN

167kN>147kN满足规程要求

提人时最大提升载荷QZR

QZR=QG+QR+PSBXHoXg

QG-罐笼荷重：1.5t单层二车（包括抓捕器）

3500X9.81=34335N

QR一人重（80kg/人）：34X80X9.81=26683N

PsBXHoXg一钢丝绳重：5.63X920X9.81=50816N

QZR=QG+QR+PSBXHoXg

=34335+26683+50816

=111834N=112KN

167KN>112KN满足规程要求

（2）最大静张力差校验

绞车额定最大静张力差F」c=n500kg=113KN

实际提升需用张力差%

FJC，FJ=Q+QK+PSBXHoXg

=（2X1.7X1600X0.9+2X718+5.63X904）X9.814-1000

=112KN

FJC>FJ满足规程要求

5.1.2钢丝绳安全系数校验

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提升钢丝绳18X7-38-1870

钢丝破断拉力总和：1135KN

提砰时安全系数为

m=l135/147=7.71

7.71>7.5满足规程要求

提人时安全系数

m=1135/112=10.13

10.13>9满足规程要求

5.1.3电动机功率验算

P=K«Q•Vmp/(1000n)

其中K:矿井阻力系数，K=l.15—1.2,取1.2