某煤矿回风斜井掘进工作面给排水施工方案

PAGE0PAGE70目录第一章概况况3第一节概述述述3第二节编写写写依据3第二章井田田田概况及及地质质水文情情况3第一节井田田田概况3第二节地质质质水文情情况4第三章巷道道道布置及及支护护说明7第一节巷道道道布置7第二节支护护护设计8第四章施工工工工艺11第一节施工工工方法及及施工工工艺11第二节凿岩岩岩方式17第三节爆破破破作业18第四节装、运运岩（煤煤）方方式18第五节管线线线敷设及及轨道道铺设22第六节机械械械化作业业线配配套设施施24第五章劳动动动组织及及主要要技术经经济指指标24第一节劳动动动组织24第二节循环环环作业图图表26第三节主要要要技术经经济指指标26第六章生产产产系统27第一节通风风风系统27第二节压风风风系统30第三节防尘尘尘系统31第四节防灭灭灭火31第五节安全全全监测监监控系系统32第六节供电电电系统33第七节运输输输系统33第八节通讯讯讯系统33第九节排水水水系统34第七章灾害害害预防及及避灾灾路线34第一节避灾灾灾原则34第二节避灾灾灾路线35第八章安全全全技术措措施35第一节通用用用部分35第二节顶板板板管理37第三节“一一一通三防”管理41第四节凿岩岩岩爆破管管理45第五节电器器器设备管管理51第六节运输输输管理53第七节复道道道安全注注意事事项55第八节起吊吊吊重物安安全注注意事项项58第九节挖掘掘掘机管理理59第十节其它它它60第九章架棚棚棚施工方方法及及安全注注意事事项68第十章文明明明施工、环环保保、消防防、降降噪声措措施69附件:施工图表表第一章概况第一节概述一、硐室名称本《施工作业规规规程》掘掘进的的巷道名名称为为回风斜斜井井井筒。二、掘进目的及及及巷道用用途掘进目的是为了了了形成该该矿井井通风系系统。三、巷道设计长长长度及服服务年年限回风斜井设计长长长度648..11m。服务年限：同同同矿井服服务年年限。四、其他本施工规程不包包包括井筒筒的底底拱、铺铺底、台台阶、水水沟等等，施工工时另另行编制制施工工措施。第二节编写写写依据掘进巷道设计图图图纸某某矿回风斜井井井井筒平平、剖剖、断面面图，图图号S162288-1118--1。二、其余编制依依依据1、《煤矿安全全全规程》（2006版）；2、《矿山井巷巷巷工程施工工及及验收规规范》GBJ22113—90；3、《煤矿井巷巷巷工程质量量检检验评定定标准准》MT500009—94；4、《简明建井井井工程手册册》。5、已审批的《施施施工组织织设计计》第二章井田田田概况及及地质质水文情情况第一节井田概况况一、交通位置某某井田位于XXXX省XX市XX县东北方方向向约20公里处，行行行政区划划隶属属某某镇镇管辖辖。本区交交通通以公路路为主主，某某某公路路从井田田北界界通过，某某某某高速公公路从从井田西西北部部15公里处经经过过，本区区交通通条件便便利。地地理坐标标为：：东经X°X′X"～Y°Y′Y"，北纬Z°Z′Z"～W°W′W"。井田东东西西宽10.00KKm，南北长7.6～12.55KKm,面积约107..445Kmm.某某煤矿由XXXX有限公司司设设计，设设计生生产能力1.5MMtt/a。斜井开开拓拓，设主主、副副、风三三个斜斜井井筒筒，一一个工业业广场场。第二节地质水文文1.1井筒地质质质及水文文地质质1.1.1地层层层井田内被第四系系系所覆盖盖。根根据区内内回风风检孔资资料，将将区内地地层层层序划分分为：：第四系系风积积沙、第第四系系中更新新系统统离石组组、第第三系保保德组组、直罗罗组（J2z）、朱罗罗系系中统延延安组组（J2y），现由由新新至老简简述如如下：1.1.1.111第四系风风积积沙：局局部零零星分布布，厚厚度1-100m。为浅黄黄色色粉细沙沙、细细沙，分分选性性中等，磨磨园园度为次次棱角角状。其其上植植被多为为沙柳柳、沙蒿蒿及杂杂草。第四系地层厚度度度变化较较大，根根据X1-4、X1-5钻孔揭露露厚厚度为7.4－7.5mm,主检孔揭揭露露厚度18.8833m,主斜井井井口口处，松松散层层厚度小小于5.0m。第四系系地地层角度度不整整合于一一切老老地层之之上。本层揭露厚度000-100.002m。1.1.1.222第四系中中更更新系统统离石石组分布广泛，多沿沿沿梁峁大大面积积分布，地地形形平缓，边边部部发育冲冲沟。岩岩性为浅浅黄色色粉砂质质粘土土、亚砂砂土，柱柱状节理理发育育，因结结性差差。厚度0-200m。本次揭露厚度,,,30..855-722.440m。1.1.1.333第三系上上新新统保德德组（N2b）断续出露于各支支支沟沟脑脑，是是本区第第四系系地层的的主要要原因组组成部部分。岩岩性为为灰黄色色、浅浅棕黄色色亚粘粘土、亚亚砂土土，夹2-5层厚0.3m左右的古古土土壤层，半半固固结，柱柱状节节理发育，含含含大量灰灰白色色不规则则状钙钙质结核核，底底部偶见见灰白白、褐黄黄色砂砂、砂卵卵石层层。厚度0-12200m。本次揭露厚度，0.000--10..022m。1.1.1.444侏罗系中中统统直罗组组（J2z）全井田分布厚度度度0-13322.700m，平均77.9977m。大部分分被被第四系系覆盖盖，无定定河南南岸及区区内较较大沟谷谷中局局部出露露。本本组顶部部普遍遍遭到风风化剥剥蚀，保保留不不全。井井田西西南部ZK2002孔（132..770m）、中部Z808孔（112..999m）厚度较较大大。该组岩性较单一一一，主要要为一一套半干干旱条条件下形形成的的河流相相沉积积。岩性性以灰灰白-浅灰白色色中中（细）粒粒砂砂岩和浅浅灰绿绿色粉砂砂岩、泥泥岩为主主，组组成2-3个沉积旋旋回回，下旋旋回顶顶部或上上部见见及杂色色粘土土岩，大大部厚厚度小于1m，局部达达到2m左右。底部为灰白色厚厚厚层状中中（粗粗）粒长长石砂砂岩，含含较多多植物茎茎干化化石及泥泥砾，分分布较稳稳定，厚5-200m,是本区划划分延安组组和直罗组组界线的重重要标志层层（K4）。与下伏地层延安安安组呈整整合接接触。本本次揭揭露厚度度，42.4422-522.882m。1.1.1.555侏罗系中中统统延安组组（J2y）全井田分布，为为为本区含含煤地地层，厚厚度188..227-22511.599m，平均232..446m，由南向向北北厚度减减小，无无定河南南岸波波罗镇附附近、井井田东北北部白白莲沟沟沟底、井井田东南南部沙沙峁沟沟沟底等等地局部部出露露。岩性性主要要表现为为一套套河流—湖泊三角角洲—冲积平原原环环境沉积积的灰灰色细—粗粒长石石砂砂岩、深深灰色色泥岩、粉粉砂砂岩，夹夹黑色色炭质泥泥岩、煤煤层（线线）多多个沉积积旋回回组成的的建造造。根据岩石组合、含含煤特征、旋旋回结构等进进一步划分为为四个段。含含可采煤层一一层（3号煤层）。1.1.2构造造造井田位于鄂尔多多多斯盆地地之次次级构造造单元元陕北斜斜坡中中部，地地质构构造简单单，区区内无岩岩浆活活动痕迹迹，局局部发育育宽缓缓的波状状起伏伏。经过过地震震勘查，井井田田内地震震线经经过地段段未发发现断（层层）点点，总体体构造造形态为为一向向近西向向缓倾倾的单斜斜层，倾倾向277°，倾角0.6°左右。1.1.3瓦斯斯斯、地温温摘自《侏罗纪煤煤煤田某某某矿井井田勘察察报告告》1.1.3.111瓦斯根据施工的4个个个钻孔采采取的的瓦斯样样测定定成果得得知，煤煤层CH4含量最大大为0.100mmg/gg·燃，自然然瓦瓦斯成份份中CH4含量最大大为0.966%，瓦斯分分带带属二氧氧化碳碳—氮气带，矿矿矿井瓦斯斯等级级为低瓦瓦斯矿矿井。1.1.3.222地温对钻孔资料显示示示，所测测钻孔孔中最高高温度度为17.442℃，地温梯梯度度＜3℃/1000m，无地温温异异常。从从井田田周边煤煤矿开开采情况况来看看，未发发现高高温生产产矿井井，故井井田应应属地温温正常常区。1.1.4工程程程地质特特征根据此矿井井筒筒筒检查孔孔勘查查报告，本本井井筒主要要揭露露地层有有朱罗罗系延安安组、直直罗组、第第四四纪红土土层、黄黄土层、风风积积沙。从从岩性性看，第第四系系、朱罗罗系地地层之间间差异异较大。本本区区地质构构造简简单，岩岩石主主要以较较软岩岩为主，岩岩体体较完整整，以以块状及及层状状结构为为主。回风斜井井筒工工工程地质质条件件对施工工的影影响：软岩对掘进和支支支护的影影响，软软岩可缩缩短单单循环的的破岩岩工时,降低破岩岩成成本，同同时也也会增加加支护护难度、支支护护工时和和支护护成本。在自然状态下岩岩岩体及岩岩石保保持一定定的原原始强度度，如如果受井井筒开开挖的人人工扰扰动和地地下水水的浸泡泡，岩岩体（石石）强强度就会会降低低，产生生溶水水崩解。这这种种现象会会给机机械装岩岩造成成很大困困难，严严重时，耙耙装装机不能能使用用，装载载机、小小型挖掘掘机降降低效率率。砂岩水解后变成成成散状沙沙和稀稀泥给排排水带带来较大大困难难，使排排水设设备降低低效率率，缩短短使用用寿命。工作面的水、沙沙沙、稀泥泥恶化化工作环环境，降降低劳动动效率率，增加加劳动动强度。1.1.5含水水水层回风斜井井筒共共共穿过以以下4层含水层层：：第一含水层、第第第三系保保德组组潜水含含水层层大面积分布，本本本次揭露露厚度度0.000--10..022m，本组上上部部为砖红红色亚亚粘土和和粘土土，结构构致密密，具隔隔水作作用，下下部含含钙质结结核及及沙砾，构构成成局部含含水层层，该含含水层层厚13.7777m，井筒涌涌水水量0.79955m3/h。第二含水层、侏侏侏罗系中中统直直罗组风风化岩岩潜水含含水层层风化岩广泛分布布布，揭露露厚度度42.4422-522.882m，岩性以以灰灰黄色中中、细细粒砂岩岩为主主，岩性性风化化程序不不均，局局部裂隙隙发育育，是井井筒穿穿越时的的主要要充分层层位，该该含水层层厚58.2266m，井筒涌涌水水量3.12288m3/h。第三含水层、侏侏侏罗系中中统延延安组孔孔隙裂裂隙承压压含水水层揭露厚度74...39--1007.449mm，延安组组岩岩性为中中细粒粒砂岩、泥泥岩岩、粉砂砂岩互互层结构构，胶胶结致密密，裂裂隙类型型以节节理、层层面为为主，闭闭合性性质，含含水性性、导水水性均均差。该该含水水层厚52.77m，井筒涌涌水水量0.144m3/h。附地质柱状图：：：第三章巷道道道布置及及支护护说明第一节巷巷巷道布置置该回风斜井筒中中中心坐标标：X=4220098665..0000m,,Y=336662811333.0000mm,Z==+111700.0000mm,井筒方位位角角为90°000′00″。井筒全全长648..11m（其中明明槽槽掘至3m为安全出出口口正中，方方位位角0°00′00″，硐长11.55m；明槽掘掘至17.6633m为风硐正正中中，方位位角225°°000′00″，硐长6.9m；躲避硐硐室室总长19.66m）,主体巷道道设设计倾角角为-20°。（见巷巷道道平面图图）第二节支护设计计一、巷道断面该回风斜井主要要要有1-1断面、2-2断面，巷巷道道规格为为：1-1断面为直直直墙半圆圆拱形形，荒宽5.0m，净宽4.2m，墙高1.855mm，右墙基基深250mmm；S荒=188..86mm2，S净=1133.222m22，长度为223..11m。2-2断面为直直直墙半圆圆拱形形，荒宽4.5m，净宽4.2m，墙高1.6mm，S荒=155..15mm2，S净=1133.222m22,长度为387m。每40m设一躲躲躲避硐，位位于于巷道前前进的的右侧，为为直直墙半圆圆拱形形断面，墙墙高高1.4m，净宽1.4m，净深1.4m，支护形形式式表土段段采用用锚、网网现浇浇素砼支支护，砌砌厚200mmm；基岩段段采采用锚网网喷支支护，锚锚网支支护形式式同锚锚喷段支支护。水水沟及台台阶位位于巷道道前进进方向的的右侧侧，水沟沟净规规格为宽×高=2000××200㎜，台阶阶踏踏步宽×高=3600××130㎜，台阶阶宽500㎜。施施实实况定段时方：石定取形属支时护岩围稳时架属支槽棚上铺层属然及行喷喷度50时支（二）基岩段施施施工：放炮后采用前探探探梁临时时支护护并及时时进行行锚网喷喷。前前探梁选选用φ108㎜钢管，长长度度不小于4m，每组3根，间距0.8～1m，用吊环环和和锚杆固固定。吊吊环形式式为半半圆型，圆圆弧弧朝下。每每根根前探梁梁用2个吊环。吊吊吊环螺母母必须须和锚杆杆配套套，吊环环必须须上满丝丝且至至少露丝2～3丝，锚固固力力不小于50kNN/根。前探探梁梁与顶板板间前前端用木木背板板和小木木楔塞塞紧，后后端用用大木楔楔楔紧紧。临时时支护护必须紧紧跟工工作面，前前探探梁至工工作面面不大于200㎜。最大大空空顶距不不超过过2500㎜，最小小空空顶距不不大于于800㎜。三、永久支护支支采用素混凝土支支支护，砌砌碹厚厚度400㎜，右墙墙基基础深度度为250㎜，，凝土等为，施施工工时过含含水层层时在混混凝土土中掺入BR-3型增强防防水水剂，防防水剂剂按水泥泥用量量的10%掺加。铺铺底底前先在在底板板砌筑一一层250mmm厚的砂浆浆片片石然后后铺设设混凝土土路面面，厚度100mmm，砼强度度等等级C20。（二）基岩段支支支护形式式如下下：2-2断面：采采采用锚网网喷支支护。锚锚杆采采用左旋旋无纵纵筋井下下专用用锚杆，全全长长锚固，锚锚杆杆规格Φ20㎜，长度L=244000㎜；托板板为为钢板加加工，规规格100××1110××100㎜，间排距距为800㎜×800㎜，矩形形布布置。金属属网网采用φ6.5钢筋焊接接而而成，网网片规规格为10500××19550㎜，网孔孔规规格150××1150㎜，连接接方方式为对对接，每300mmm一扣用16#绑丝双股股缠绕一圈圈拧紧，喷喷喷射混混凝土强度度等级为C20，铺底混混凝土强度度等级为C20。附断面支护图：：：锚杆选用计算按悬吊理论计算算算锚杆、参参数数：1、锚杆长度计计计算：L＝KH+L11++L2式中：L—锚杆杆杆长度，m；H—冒落拱高度度，m；K—安全系数，一一一般取K=2；L1—锚杆锚入入稳定定岩层的的深度，一一般般按经验验取0.5m；L2—锚杆在巷巷道中中的外露露长度，一一般般取0.1m；其中：H=B///（2f）=4.55/（2×5）=0.4455式中：B—巷道道道开掘宽宽度，取4.5m；f—岩石紧固性性系系数，取5；则：L=2×00..45+000.5++0..1=11.55m＜2.4mm2、锚杆间、排排排距计算，通通常间排距相相等，取α；α=Q/（KHHHr）式中：α—锚杆杆杆间排距距，m；Q—锚杆设计锚锚固固力50KKNN/根H—冒落拱高度度取0.455m；r—被悬吊砂岩岩的的密度，取取取45KNN//m3；K—安全系数，一一一般取K=2；则：α=50///（2×0.455×45）=1..223m＞0.8mm通过以上计算，选选用20×24400㎜的高强锚锚杆，间排距距为800㎜×800㎜，矩形布布置，可满足足安全及质量量施工要求。四、井巷模板组组组装规格格偏差差应符合合以下下规定1）宽度：中线线线至两帮模模板板的距离离：合合格：+10～+40㎜；优良良：+10～+30㎜。2）高度：腰线线线至顶、底底板板距离：：合格格：+10～+40㎜；优良良：+10～+30㎜。3、井巷模板组组装装允许偏差差差应符合合以下下规定1）基础深度：：：-30～+100㎜；2）轴线位位移移：≤5㎜；3）相邻两两模模板表面面高低低差：≤5㎜；4）模板接接茬茬平整度度：≤15㎜。五、井巷混凝土土土支护工工程的的规格偏偏差1）中线至任一一一帮距离：：合合格：0～+50㎜；优良良：0～+30㎜。2）腰线至顶、底底底板距离离：合合格：0～+50㎜；优良良：0～+30㎜。其余未尽项目执执执行MT500009—94《煤矿井井巷巷工程质质量检检验评定定标准准》中的的相关关规定。锚网喷巷道工程程程质量规规定（见见下表）合格优良施工坡度20°50米范围内误误差差±1‰50米范围内误误差差±0.5‰巷道净宽宽度中线至任一帮距距距离0～+150㎜㎜0～+100㎜㎜巷道净高高度腰线至顶、底板板板距离0～+150㎜㎜0～+100㎜㎜锚杆间排距800×80000㎜±100㎜锚杆孔深度2350㎜0～+50㎜锚杆角度垂直轮廓线误差≤15°锚杆外露长度100㎜符合要求喷射砼厚度150㎜不小于设计9000%不小于设计金属网对接符合要求绑扎300㎜施工工艺第一节施工工工方法及及施工工工艺一、施工方法表土段采用5555VXL小型破碎碎挖挖掘机挖挖掘，全全断面掘掘进，人人工配合合用手手镐和风风镐在在工作台台上由由上向下下进行行刷边，当当表表土段开开挖过过程中挖挖掘机机开挖困困难时时可采用用打浅浅眼、少少装药药、放小小炮震震动的方方法掘掘进，然然后再再用风镐镐修整整巷道至至设计计断面。作作业业方式为为三·八制，永永久久支护和和工作作面平行行交叉叉作业；；基岩岩段采用用全断断面一次次爆破破的方式式破岩岩，作业业方式式为四·八制，三三掘掘一支。二、施工工艺（一）、表土段段段施工：1、采用挖掘机机机掘进，人人工工配合风风镐、手手镐刷边边，随随掘随砌砌。进进入硐身身所通通过的表表土段段破碎严严重时时，应采采取预预先沿井井筒轮轮廓线外外打设设超前管管棚或或25#U型钢棚临临时时支护，并并及及时浇注注混凝凝土，井井筒砌砌碹滞后掘掘进进工作面面不大大于4m，砌碹段段长2m-44m。围岩较稳定时取取取消管棚棚支护护，采用25#U型钢棚或或木木点柱进进行临临时支护护，并并及时浇浇注混混凝土，井井筒筒砌碹滞后后掘掘进工作作面不不大于4m，砌碹段段长2m-44m。2、支设站柱、碹碹碹胎站柱、碹胎为整整整体式由由螺栓栓连接，浇浇筑筑段长8～10m，碹胎和和站站柱均为16#槽钢加工工而而成，模模板采采用长度度为1500㎜的12＃槽钢。支支设设模板前前先将将站柱按按巷道道中、腰腰线固固定好由由当班班质量验验收员员检查校校核尺尺寸，站站柱的的间距为1.5m，站柱通通过4寸钢管自自制制加工的的工作作台固定定，工工作台两两侧上上下用丝丝杠和和站柱对对撑固固定，工工作台台下部用用钢管管和轨道道对撑撑或在巷巷道底底板钻孔孔打地地锚固定定工作作台，不不影响响排矸及及运料料。站柱柱支设设固定完完毕后后，立即即架设设碹胎，当当班班质量验验收员员检查校校核尺尺寸无误误后将将碹胎拉拉杆上上好固定定，碹碹胎与站站柱用用螺栓连连接固固定，以以保证证碹胎的的稳定定。将模模板放放入站柱柱内，模模板与岩岩面之之间采用50×550㎜方木支支撑撑固定，模模板板随混凝凝土的的浇注高高度边边浇注边边支设设并及时时将下下层方木木取出出。5、混凝土浇注注注（1）准备工作作①在井口附近设设设搅拌站，各各种砼用料经经计量后，进进入搅拌机搅搅拌。②清理浇注现场场场的矸石杂杂物物，接好好风、水水管路，输输料料管路要要平直直不得有有急弯弯，接头头要严严密，不不得漏漏风，严严禁将将非抗静静电的的塑料管管做输输料管使使用。③检查搅拌机是是是否完好，并并送电空载试试运转，紧固固好磨擦板，不不得出现漏风风现象。（2）浇注混凝凝土土的工艺要要要求①材料选择：采采采用P.O442.55R普通硅酸酸盐盐水泥，中中粗粗河砂，粒粒径径20～40㎜碎石，水水水采用洁洁净水水，不含含酸、碱碱及油污污。混混凝土掺掺加BR-3型防水剂剂，防防水剂的的掺加加用量为为水泥泥重量的10%。砼配合比：按大大大堆材料料到指指定实验验室做做配比实实验。②砼的拌制及输输输送，各种种砼砼用料按按配比比经计量量后，倾倾入搅拌拌机内内搅拌90S，直至搅搅拌拌均匀。砼经搅拌机搅拌拌拌均匀用HBMDD112/44-222S型混凝土土输输送泵输输送砼砼入模。输输送送距离200m左右不适适合合使用输输送泵泵输送混混凝土土时用V型矿车送送至至工作面面，人人工用铁铁锹入入模。混混凝土土入模温温度不不低于5℃。（3）浇注工作作砼浇注应分层对对对称进行行，每每层厚度度不超超过300㎜，浇注注砼砼应连续续进行行，超过2小时时采采取取措施进进行处处理，砼砼捣固固采用风风动振振捣器捣捣固，捣捣固工作作应专专人分片片负责责，振捣捣棒插插入下层层砼中中50～100㎜，每次次移移动距离350㎜左右,振捣砼表表面面出浆，无无气气泡上浮浮。4）浇注质量砼浇注前应仔细细细检查模模板支支设是否否严密密，砼捣捣固要要均匀，拆拆模模后无蜂蜂窝、麻麻面。6、拆模拆模时间为浇注注注混凝土土后72小时，拆拆模模时先墙墙后拱拱，由下下向上上进行。模板复用前必须须须清理干干净并并刷油。浇注混凝土工艺艺艺流程：：敲帮帮问顶→支设整体体碹碹胎→量取规格→铺设模板→浇注混凝凝土→拆除上一一循循环模板→下一循环环。(二）、基岩段段段施工基岩段采用多台台台YT-227型风动凿凿岩岩机凿岩岩、P-6600B耙装机装装岩岩、ZP--VVII型砼喷射射机机等配套套机械械化作业业线施施工。1、基岩段掘进进进采用钻爆法掘进进进，光面面爆破破。配备备多台台YT-227型风钻同同时时钻眼,B222mmm,LL=335000mmm,中空六角角钢钢钎,Φ32mm“一”字钻头，炸炸炸药选用用煤矿矿安全许许用乳乳化炸药药，雷雷管为毫毫秒延延期电雷雷管，大大功率电电容式式起爆器器起爆爆。（1）爆破参数数正向装药结构，起起爆顺序从中中心到周边依依次起爆，联联线方式为串串联。（2）钻眼爆破破作作业钻眼爆破作业要要要严格按按爆破破设计施施工，保保证钻眼眼、装装药、联联线，放放炮等各各工序序的质量量，并并根据各各层的的实际情情况，及及时调整整爆破破图表，提提高高爆破效效果，确确保光爆爆成型型。钻眼时，所有眼眼眼深均要要达到到设计的的同一一平面内内，炮炮眼角度度符合合要求。钻钻眼眼完成后后，将将炮眼用用压风风吹净，然然后后按爆破破图表表要求进进行装装药，经经检查查无误后后，方方可进行行联线线，联线线方式式为串联联，将将每个雷雷管的的脚线连连在一一起，并并检查查有无漏漏连，无无误后与与母线线联接。（3）钻眼爆破破注注意事项钻眼前要检查井井井帮围岩岩，处处理掉活活矸，浮浮石后方方可钻钻眼，各各炮眼眼的眼位位和方方向要准准确，严严格按设设计要要求施工工，雷雷管下井井前要要检查雷雷管的的段号和和型号号，不同同型号号、不同同厂家家生产的的雷管管严禁混混用。放炮前工作面所所所有的设设备要要掩护好好，人人员撤离离到120m以外安全全有有掩护地地点躲躲避，进进行安安全确认认后方方可放炮炮。2、装矸与排矸矸矸掘进工作面放炮炮炮后矸石石经耙耙装机装装入6m3箕斗，提提升升出井后后排入入矸石仓仓，由由装载机机配合合12t自卸汽车车排排至业主主指定定场地。3、支护（1）打锚杆眼眼打眼前首先敲帮帮帮问顶，仔仔细细检查顶顶帮围围岩情况况，找找掉活矸矸、危危岩，确确认安安全后方方可开开始工作作。然然后使用用前探探梁进行行临时时支护。打打眼眼前，当当班验验收员按按中、腰腰线检查查巷道道断面规规格，不不符合设设计断断面规格格时必必须进行行处理理。打眼眼前要要根据设设计要要求用炮炮泥点点好锚杆杆眼位位，眼距距误差差为±100㎜，眼向向误误差不得得大于于15°，锚杆眼眼深深度比锚锚杆长长度少100㎜。打锚锚杆杆眼时必必须在在临时支支护的的掩护下下进行行操作，打打眼眼顺序应应由外外向里，先先顶顶后帮依依次进进行。（2）锚杆施工工工工艺流程临时支护后（敲敲敲帮问顶顶）→验收员画画出出锚杆眼眼位→用YT27风钻或风风动动锚索钻钻机，Φ32㎜钻头钻钻眼—用扫眼器器扫扫眼→安装锚固固剂剂和锚杆→用搅拌器器联联接手持持式气气动煤帮帮锚杆杆钻机和和锚杆杆的尾部部（包包括螺母母和托托板）→用手持式式气气动煤帮帮锚杆杆钻机搅搅拌锚锚固剂（20—40秒）→停止搅拌拌待1分钟后→铺设钢筋筋网网，上托托盘（或或上托盘盘，喷喷射混凝凝土时时再铺设设金属属网），用用力力矩扳手手拧紧紧螺母→安装其它它的的锚杆。4、喷砼支护1）准备工作①检查锚杆安装装装和网铺设设是是否符合合设计计要求，发发现现问题及及时处处理。②清理喷射现场场场的矸石杂杂物物，接好好风、水水管路，输输料料管路要要平直直不得有有急弯弯，接头头要严严密，不不得漏漏风，严严禁将将非抗静静电的的塑料管管做输输料管使使用。③检查喷浆浆机机是否完完好，并并送电空空载试试运转，紧紧固固好磨擦擦板，不不得出现现漏风风现象。④喷射前必必须须用高压压风水水冲洗岩岩面，在在巷道拱拱顶和和两帮应应安设设喷厚标标志。⑤喷射人员员要要佩戴齐齐全有有效的劳劳保用用品。2）喷射混凝土土土的工艺要要求求工作面支护完成成成后，立立即进进行喷砼砼支护护，及时时封闭闭围岩。（1）喷射砼材材料料的选用：：：水泥为P.O4422.5R普硅水泥,砂为中粗粗河河砂,石子为5～10mm粒径碎石,速凝剂掺掺入入量为水水泥用用量的4-5%，水清洁洁无无杂质。（2）喷砼干料料的的拌制与输输输送喷砼干料在井口口口附近搅搅拌站站拌制，按按配配比要求求经搅搅拌机搅搅拌均均匀后通通过井井口顶板板上预预埋的钢钢管溜溜下装入“V”型矿车，运运运送至工工作面面喷射。（3）砼喷射喷浆机布置于掘掘掘进工作作面后后15-3300m。砼干料经矿车运运运至工作作面附附近喷射射机旁旁，人工工用铁铁锨将砼砼干料料送入喷喷射机机，并在在喷射射机处均均匀加加入速凝凝剂。喷射砼开机顺序序序为开风→开水→开喷射机→下料→喷射喷射机停机顺序序序为，待待喷射射干料全全部喷喷出后→停喷射机→停水→停风喷射顺序为：先先先墙后拱拱，自自下向上上进行行，喷枪枪头与与受喷面面应尽尽量保持持垂直直。喷枪枪头与与受喷面面的垂垂直距离离以0.8～1.0m为宜。喷射砼前，应找找找掉所有有的危危岩、浮浮石，严严格进行行敲帮帮问顶工工作，用用压风清清扫岩岩面，埋埋设喷喷射砼厚厚度标标志点，喷喷射射机司机机与喷喷射手联联系好好，喷射射区内内设防爆爆照明明灯，并并加强强通风。喷射时，喷浆机机机的供风风压力力在0.6MMPPa，水压应应比比风压高0.1MMppa左右，加加水水量凭射射手的的经验加加以控控制，最最合适适的水灰灰比是是0.4～0.5之间。喷喷射射过程中中应根根据出料料量的的变化，及及时时调整给给水量量，保证证水灰灰比准确确，要要使喷射射的湿湿混凝土土无干干斑，无无流淌淌，粘着着力强强，回弹弹料少少，一次次喷射射混凝土土厚度度50～70㎜，并要要及及时复喷喷，复复喷间隔隔时间间不得超超过2个小时，否否否则应用用高压压水重新新冲洗洗受喷面面。3）喷射工作喷射工作开始前前前，应首首先在在喷射地地点铺铺上旧皮皮带，以以便收集集回弹弹料，喷喷射工工作结束束后，喷喷层必须须连续续洒水养养护28天以上，7天以内每每班班洒水1次，7天以后每每天天洒水1次。一次次喷喷射完毕毕，应应立即收收集回回弹物，并并应应将当班班拌料料用净。当当班班喷射工工作结结束后，必必须须卸开喷喷头，清清理水环环和喷喷浆机内内外部部所有灰灰浆或或材料。①喷射砼时，如如如发生堵管管或或突然停停风、停停电时，应应立立即关闭闭喷头头水阀，防防止止水倒流流入输输料管中中，且且喷头朝朝下专专人看管管，防防止突然然喷射射或管子子跳动动伤人，严严禁禁将喷头头对准准人处理理堵管管；堵管管时严严禁带压压检修修。②喷浆机启动前前前，要将机机内内大块矸矸石、物物料用专专用工工具取出出，以以防堵管管。喂喂料停止止后，要要待料腔腔、料料管内余余料全全部吹净净后再再停机，并并将将机器内内外清清扫干净净。③喷浆机送风时时时，一定要要固固定好枪枪头，防防止枪头头摆动动伤人。处处理理堵管时时，不不准带风风或加加大风压压处理理，要停停电、停停风打开开放风风阀敲打打堵管管处，然然后关关闭放风风阀送送风、送送电处处理。采采用敲敲击法处处理不不通时，要要拆拆开管路路进行行处理。喷喷浆浆枪头任任何情情况下都都不能能对着人人。④喷浆前各种高高高压风水管管路路必须连连接牢牢固，并并且外外加10#铁丝连在在一一起，防防止断断开伤人人。⑤开机时必须先先先给水，后后开开风，再再开机机，最后后上料料；停机机时，要要先停料料，后后停机，再再关关水，最最后停停风。4）喷射质量喷射前必须清洗洗洗岩帮，清清理理浮矸，喷喷射射均匀，无无裂裂隙，无“穿裙，失失脚”。5）围岩水的处处处理：首先先采采用螺旋旋式由由四周向向中间间覆盖喷喷浆，如如果仍未未封住住淋水，则则采采取预埋埋导水水管，将将水导导入水沟沟内。第二节凿凿凿岩方式式采用挖掘机挖掘掘掘，挖掘机挖挖掘掘困难时时采用用打眼、放放炮炮的方法法破岩岩。一、凿岩机具表土段采用IHHHI-555VVXL小型挖掘掘机机，基岩岩段施施工时采采用YT-2277型风钻配配合合中空六六角钻钻杆，长长度35000mmm和打眼眼，风风源来自自地面面压风机机房。二、降尘方法降尘方法采用湿湿湿式打眼眼、放放炮使用用水炮炮泥、扒扒装前前洒水、爆爆破破时使用用放炮炮喷雾，爆爆破破后冲刷刷岩帮帮、打开开水幕幕，巷道道定期期冲尘。第三节爆破破破作业本回风斜井基岩岩岩段爆破破时，掏掏槽方式式为斜斜眼掏槽槽法。一、炸药、雷管管管使用煤矿安全许许许用乳化化炸药药、煤矿矿安全全许用毫毫秒延延期电雷雷管,最后一段段的的延期时时间不不得超过130mms，电雷管管必必须编号号。二、装药结构正向连续装药。附：装药结构示示示意图三、起爆方式起爆使用MFBBB-2000型发爆器器，全全断面一一次起起爆，联联线方方式为串串联联联线。炮眼布置图第四节装装装、运岩(煤)方式装岩（土）方式式式掘进工作面后方方方安装P-600B耙装机，放放放炮后矸矸石用用耙装机机装入入6m3箕斗，用用绞绞车提升升至地地面翻矸矸架排排入矸石石仓，由由装载机机配合合12t自卸汽车车排排至业主主指定定场地。二、运输方式施工过程中使用用用JK-22..5/111..5液压绞车车做做为主提提升，JK-22..0/220绞车做为为副副提升，主主提提升绞车车负责责排矸，副副提提升负责责材料料、喷浆浆料、混混凝土、人人车车的运输输。回风斜井提升设设设施技术术参数数一览表表序号设备名称主提升机副提升机提升机JK-2.5///11..5JK-2.0///20最大静张力(kkkg)90006000最大静张力差(((kg)90006000提升速度(m///s)5.5m/s3.7m/s电机功率/转速速速575kW256kW钢丝绳6×7-26177706×7-2417770提升容器（m333）6m3箕斗MG1.1-666B矿车凿井天轮Φ1200（固固固定）Φ1200（游游游动）钢丝绳终端载荷荷荷(kg)4827㎏4173㎏/222231㎏钢丝破断力总和和和(kg)45900㎏39071㎏安全系数9.59.4/17...5人车XRC-106/6首尾两车车附：主提升机强强强度核算算A、提升机最大大大静张力核核算算：FjC=900000㎏提升机最大提升升升重量Fj：6m3箕斗自重重重QQ1=32000㎏矸石重QQ2=6×00..85××16600==81160㎏0.85--箕箕箕斗装满满系数数1600—矸石石石容重kg//mm3总重111360㎏选用钢丝绳重6××7--26--17770型QQ==4599000kg。绳重Q33==2.3777kg//×6665mm=115766kgg钢丝绳的终端载载载荷FJ=（Q1＋＋Q2）（sinα＋f11cosα）+Q3(sinα＋f2cosα)式中：α—井井井筒的倾倾角、α=20°。F1—车辆运行行阻力力系数f1=0.001。f2—钢丝绳运运行阻阻力系数数f2=0.2。将α、f1、f2代入上式式解解得：FJ=(320000＋81600))(siin220°＋0.011ccos220°°)＋15766((sin2200°＋0.2ccoos200°))=11360×××0.335114＋15766××0.553000=3992＋88835=4827kkkg9000kggg＞48277kkg满足要求求B、提升钢丝绳绳绳安全系数数校校核：安全系数验算mmm=4559000÷448227=9.5＞7...5满足要求求C、电电电动机功功率校校核：P=KB×FFF×V÷（102×ηc）=1.2×488827××5..5÷（102××00.85）=367kW575kW＞＞＞367kkWW满足要求求式中：KB—电电电机功率率储备备系数KB=1.22ηc—传动效率率ηc=0.8855D、提提升能力力计算算经计算箕斗在不不不同深度度时的的提升能能力见见下表施工提升能能力力表井筒深度(m)))200300400500600700提升能力(m333/h)48.343.339.235.933.131.2提升能力满足施施施工进度度要求求。附：副提升系统统统的核算算提升机最大静张张张力核算算：FjC=600000㎏A、提升机最大大大提升重量量FK：（1）、提矿车车时时：矿车MG1.11--6B自重Q1=4×55992=223668㎏喷浆料QQ2=4×11..1×220000×00.885=774880㎏总重998848㎏（2）、提人车车时时：人车自重Q3=35223㎏乘车人人人员QQ4=10××880=88000㎏总重443323㎏选用钢丝绳666×7--244-177700型Qd=3900771kggQ5=2.022kkg/m×××6655=113433kggB、提矿车时钢钢钢丝绳的终终端端载荷；；FK=（Q1＋＋Q2）（sinα＋f11cosα）+Q5(sinα＋f2cosα)式中：α———井筒的倾倾角角、α=20°。F1—钢丝绳运运行阻阻力系数数f1=0.001。f2—钢丝绳运运行阻阻力系数数f2=0.22将α、f1、f2代入上式式解解得：FK=98488（sin2200°＋f1cos2200°）＋13433((sin2200°＋f2cos2200°)=9848×000.355144＋13433××0.553000=3461＋77712=4173kgggFjC=600000kgg＞FK=417733kg符合要求求C、提人车时钢钢钢丝绳的终终端端载荷：：FR=（35223＋8800）（sin2200°＋f1cos2200°）＋13433((sin2200°＋f2cos2200°)=4323×000.355144＋13433××0.553000=1519＋77712=2231kgggFjC=600000kgg＞FR=223311kg符合要求求D、提升钢丝绳绳绳安全系数数校校核：选用6×77--24-111770型钢丝绳绳，钢钢丝破断断力总总和为Qd=3900771kg。安全系数验算：：：提矿车时mm=3990771÷441773=99.449.4＞7.555符合要求求提人时m=3390071÷÷22231==177.517.5＞9符合要求求E、电电电动机功功率校校核：P=KB×FFF×V÷（102×ηc）=1.2×411173××3..7÷（102××00.85）=214kw满足要求求第五节轨道工工敷的风水排水风等吊牢齐风路电过筒的埋进井布电每电缆不过水管口密得现漏风风水迎使用胶直要要作前时长备头用风环吊风口二、随巷道掘进进进逐渐向向前铺铺设临时时轨道道，轨道道采用用22㎏/m钢轨。轨轨枕枕采用木木轨枕枕。箕斗斗轨道道间距为900㎜，轨枕枕间间距为800㎜，人行行车车轨道间间距为为600㎜，轨枕枕间间距为800㎜。轨枕枕铺铺设方法法：铺铺设木轨轨枕时时先平整整好场场地，然然后依依据中腰腰线按按轨枕间间距摆摆放枕木木，之之后把道道轨放放到轨枕枕上并并上好道道夹板板，调直直道轨轨后用道道钉压压好，再再按中中腰线校校正轨轨道。保证项目检验项目1、钢轨规格、型型型号必须须符合合设计要要求。2、严禁在主要要要线路上使使用用磨损超超限钢钢轨和同同一条条线路杂杂拌道道。3、附近与轨型型型配套齐全全，不不同轨型型相接接必须采采用异异型鱼尾尾板。检验项目（设计计计值）标准规定合格优良-3--+5-2--+3两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小于等于1接头方式、轨距距距对接错距小于等于60小于等于40错接错距轨长的1/3———1/4扣件钉质量主线：浮离量大大大于2的小于等于10%%%小于等于5%允许偏差项目检验项目允许偏差中心位置-50--+5550双轨间距直线0—20，曲曲线0—25坡度-1度--+11度轨面标高主线-30+30，一般-50+550轨面前后高低主要小于等于1110，一般小小于于等于15方向小于等于12轨缝直线的小于等于于于5，曲线小小于于等于8第六节机机机械化作作业线线配套设设施序号作业线设备名称型号规程单位数量主要技术特征1提升系统提升机主提升机JK-2.5///11..5台1V=5.5m///sNN=5575kkw副提升机JK-2.0///20台1V=3.7m///sNN=2256kkw箕斗6m3辆1串车MG-1.1///6B辆201.1吨人车XRC-106/66辆1乘坐10人2凿岩风钻YT-28部103装岩挖掘机CX36B辆1耙斗装岩机PY-90B型型型台1生产效率60～～～140mm3/h4排矸装载机ZL-50型台2自卸汽车12吨台25支护搅拌机JS-500台2生产效率5070mm3/h配料机PL-750台1砼喷射机Z－VII台4砼输送泵HBT－60AAA台1锚杆钻机MTQ－70台4锚索机RTM－143336台4钢模板套多套6辅助系统排水泵D46-50×××3台3Q=46m3///hHH=1150mm440kww潜水泵BQF50/2225台3Q=50m3、H=255mm信号、通讯装置置置DX-1套2人车信号专用套1照明Dd250/11127套5通风机FBD-№5...6/22×222台1测量DJL-1型激激激光仪台2压风机4L-20/888台1132kw20mm3/minn压风机5L-40/888台1250kw40mm3/minn织与经技标织本劳动组织表结结结合工程程施工工方案、施施工工技术装装备情情况、工工期、工工效确定定各工工种需要要人数数。1-1断面迎头头掘掘进和混混凝土土永久支支护采采用三·八制，平平行行交叉作作业，两两掘一砌砌。2-2断面施工工采采用四·八制作业业，三三掘一支支，喷喷浆支护护班平平行于某某个掘掘进班组组中进进行锚网网喷永永久支护护工作作。回风斜井井筒基基基岩段施施工劳劳动力配配备表表序号工种名称班次掘一班掘二班掘三班支护班小计1打眼工6662202点眼工22263放炮员11134班长111145耙装机司机111146信号工222288把钩工222289喷浆工2210大班电工2211上料工6612喷浆机司机2213井口信号工2222814井口把钩工2222815绞车司机2222816水泵工1111417通风工3318瓦检员319汽车司机322其他2020合计122混凝土浇注班劳劳劳动组织织表工工工种ⅠⅡⅢ合计地面混凝土搅拌拌拌44412绞车司机1113井口信号工1113井口把钩工1113井下信号工1113井下把钩工1113模板工3339井下卸料3339井下上料66618混凝土振捣2226水泵工1113通风工1113验收员1113班长1113合计27272781种种兼可施情当整为保证正规循环环环作业的的完成成，迎头头施工工作业必必须根根据劳动动组织织的人员员配备备，合理理安排排工序，以以充充分利用8小时工作作时时间，提提高工工时利用用率。项目部及队管理理理人员实实行全全天值班班制度度。附正规循环作业业业图表：：第三节主要要要经济技技术指指标顺序项目目目单位指标备注注注1每循环在册人数数数人1222每循环出勤人数数数人1103出勤率%90.24循环进度度m55效率m/工0.0456月循环次数个267月进度m1308循环率%86.79炸药消耗㎏/循环69．610雷管消耗个/循环67生生统施工过程中，采采采用压入入式通通风。风风机上上架安装装在回回风斜井井井口口。一、掘进工作面面面需风量量计算算：（1）按瓦斯（二二二氧化碳）涌涌出量计算：：Q掘=100××qq掘×k=11000×00.55×1..5==75mm3/minn式中：100—单位瓦瓦瓦斯涌出出量配配风量m3/min，以回风风流流瓦斯浓浓度1%的换算值值。q掘—掘进工作作面瓦瓦斯（二二氧化碳碳）绝绝对涌出出量，m3/min；绝对瓦瓦斯斯（二氧氧化碳碳）涌出出量暂暂按0.5mm3/min考虑，施施工工期间，根根据据实测瓦瓦斯（二二氧化碳碳）涌涌出量重重新核核算风量量。k—掘进工作面面瓦瓦斯或二氧氧氧化碳涌涌出不不均衡系系数，取1.5。（2）按每班最最多多出勤人数数数计算：：Q掘=4n=44××30=11120mm3/minn式中：n—每班最多出出勤勤人数，30人。（3）按放炮排排烟烟计算所需需需风量回风斜井施工每每每次爆破破使用用炸药量量为69.66kkg,排炮烟需需用用风量为为：Q=7.8*[[[A(SS*LL)2]1/3/tt==7.88×[[69..6××（13.2222×1550）2]1/3/112200=4.2m333/s=22552mm3/minnA一次爆爆爆破最大大装药药量,回风斜井井施施工采用用全断断面一次次起爆爆，每次次爆破破需用炸炸药量量为69.66kkg；S掘进巷巷巷道净断断面积积，13.2222m2；L炮烟稀稀稀释到安安全浓浓度以下下的安安全距离离，取取150m；t放炮后后后排烟时时间，取20miin,即12000s；（4）需风量确确定定及风速验验验算根据上述计算结结结果，确确定回回风斜井井施工工掘进工工作面面需风量量值为为:Q=4.2m333/s=22552mm3/minn①按最低风速验验验算Q最低=9s===9×133..22==1119m3/minnQ=252mmm3/minn>>1199m33/minn式中：Q最氏—满足掘掘掘进工作面面最最低风速速需风风量。9—《煤矿安全全规规程》中规规规定的掘掘进中中岩巷最最低风风速，9m3/min。s—回风斜井净净断断面积为13.2222m2。②按最高风速验验验算Q最高=24000s=24400×133.222=331772.88m33/minnQ=252mmm3/minn<<31772..8m3/minn式中：Q最高—达到掘掘掘进工作面面最最高允许许风速速需风量量。240—《煤矿矿矿安全规规程》中中规定的的掘进进中岩巷巷允许许最高风风速，240mm3/min。s—回风斜井净净断断面积为13.2222m2。二、风阻计算回风斜井施工通通通风选用Ф700mmm胶质风筒筒。R=Rm+RRRz++RRcRm：沿程摩擦擦风风阻，Rm=6..55*α*L/dd5Rz：局部风阻阻，Rm=n1*ξ*ρ/（2s2）+n2*ξ*ρ/（2s2），胶质质风风筒接头头的局局部阻力力可以以忽略:故,Rm=nn2*ξ*γ/（2s2）Rc：出口风阻阻，Rc=00..818ρ/d4回风斜井施工风风风筒风阻阻为（按按最长供供风距距离640m计算）：：R=6.5α***L/dd5+n2*ξ*ρ/（2s2）+0.88118ρ/d46.55××0.000225×66400÷0..755＋1×0..11×1..2005÷[[2××（π×0.33552）2]＋0.81188×1..2005÷00.774=66.39pppa.ss2.m6式中:α:摩擦阻力系系数数,pa..ss2/m2；使用Ф700mmm胶质风筒筒，α=0.000025L:风筒长度mm,,施工最长长供供风距离离按640m考虑。d:风筒直径，m，d=0..77mn2:风筒转弯弯数,,个,取1，ξ:风筒局部阻阻力力系数,取0.1γ:空气密度,,取取20℃的干空气气密密度,1.22005kkg//m3s:风筒断面积积mm2,Ф700mmm的风筒净净断断面为0..3385mm24.3.3风压压压计算H=R*Q2===66..399×4..222=117711pa三、局部通风机机机的选型型回风斜井施工采采采用压入入式通通风方式,按照上述述计计算结果,对比局部部通通风机特特性曲曲线,确定回风风斜斜井施工工选用用一台FBD-№5.6//22×22型低噪音音局局部通风风机,二、局扇安装地地地点和通通风系系统1、局扇安装地地地点局扇安装在回风风风斜井井井口右右侧，距离离井井口不小小于10m位置。2、通风系统新鲜鲜鲜风流：：风机机→回风斜井井井井筒→工作面。乏风风风风流：：工作作面→回风斜井井井井筒→地面。附：回风斜井井井井筒风机安安装装位置及及通风风系统示示意图图压压统一、用风量计算算算风动设备用风统统统计表设备名称型号单台耗风量m3/min台数同时性系数总耗风量m3/min凿岩机YT-283.56121喷浆机Z－VII820.58风泵BQF-50///25420.54风镐G101.280.54.8合计37.8二、压风机的选选选型根据施工用风统统统计表看看出，用用风量最最大时时为凿岩岩机打打眼、喷喷砼、风风泵排水水等工工作同时时进行行，最大大用风风量约38m3/min，现选用5L-4400/8型压风机1台、4L-2200/8型压风机1台，总供供风风量60mm3/min，可以满满足足不同作作业循循环的需需要。三、压风管路的的的选择根据最大用风量量量和考虑虑到其其它因素素，地地面主管管路选选用Φ219××6无缝钢管,井筒内选选用用一趟φ160××111㎜PE钢丝网骨骨架架聚乙烯烯复合合管做压压风管管，采用用井壁壁吊挂形形式固固定。四、冷却水泵的的的选型根据两台压风机机机的技术术参数数，冷却却水需需用量约26m3/h，供水压压力力不大于0.3MMppa，选用80D--112×3型水泵二二台台，工作作、备备用各一一台，其其参数为为：Q=344..6m3/h，H=344..2m。冷却水池的容量量量为2小时冷却却水水量即52m3。冷却进水管为ΦΦΦ58×3一趟，回回水水管为Φ89×3一趟。防防统防尘水源来自地地地面泵房房，用用φ57㎜钢管和和一一寸胶管管接至至迎头。每每50米设三通通一一个。在迎头外8～1110m内安设爆爆破破喷雾，距距迎迎头50米设第二二道道全断面面水幕幕，在迎迎头的的回风流50米范围内内设设一道全全断面面水幕。采采用用湿式打打眼，放放炮使用用水炮炮泥，爆爆破喷喷雾、扒扒装洒洒水，冲冲刷岩岩帮，净净化风风流等综综合防防尘措施施。防尘系统示意图图图小于50mm50mm放炮喷雾迎迎迎头第一道水水幕第二道水水幕防防防火的重点是防防防设备、机机械械摩擦生生热、电电缆的杂杂散电电流和人人为火火灾。距距离迎迎头30m范围内备备有2支4Kg干粉式灭灭火火器、消消防水水桶、消消防铁铁锹和消消防砂砂。控制制风流流、调节节风流流控制火火势蔓蔓延。防火水源来源和和和防尘管管路的的来源一一致，防防尘、防防火管管路共用用。第五节安全全全监测监监控系系统一、便携式甲烷烷烷报警仪仪的配配备和使使用1、队长、技术术术员下井时时必必须携带带便携携式甲烷烷报警警仪，对对其分分管范围围内的的甲烷进进行不不间断的的监测测，如有有报警警现象（甲甲烷烷报警点点为1%）必须进进行行处理。2、爆破工下井井井担任爆破破工工作时，必必须须携带便便携式式甲烷报报警仪仪，在爆爆破地地点每次次爆破破时由瓦瓦检员员用光学学瓦斯斯检查仪仪进行行“一炮三检”工作，并并做做好记录录。3、当班的班组组组长下井时时必必须携带带便携携式甲烷烷报警警仪。4、机电流动电电电钳工下井井担担负机电电维修修工作时时，必必须携带带便携携式甲烷烷报警警仪，在在检修修工作地地点20m范围内检检查查甲烷气气体浓浓度，有有报警警现象时时，不不得通电电或检检修。二、瓦斯探头配配配备和使使用1、掘进工作面面面瓦斯探头头安安设在距距迎头头不大于5m的巷道内内，其其报警浓浓度为为≥1.0%CH4，断电浓浓度度为≥1.5%CH4,复电浓度度为<1.00%CH4，断电范范围围为掘进进巷道道内全部部非本本质安全全型电电器设备备。即即监控系系统与与供电迎迎头实实行风电电闭锁锁、瓦斯斯电闭闭锁，做做到迎迎头及巷巷道内内瓦斯浓浓度超超限，立立即切切断巷道道内的的供电电电源。3、瓦斯探头应应应布置在巷巷道道上方风风筒另另一侧肩肩窝部部位，垂垂直悬悬挂，距距顶板板不得大大于300㎜,距帮部不不得得小于200㎜。每次放炮前将甲甲甲烷传感感器移移到警戒戒线以以外，放放炮后后及时恢恢复。瓦斯检查员必须须须携带便便携式式甲烷报报警仪仪。三、电视监控系系系统在耙装机后约555m的井壁上上、卸卸矸架和和绞车车房各安安放一一组电视视监控控装置，显显示示器安装装在绞绞车房和和调度度室，以以便监监控工作作面、箕箕斗翻矸矸和绞绞车房情情况。第六节供电电电系统在工业广场内建建建6KW的临时变变电电所一座座，临临时变电电所形形成后，变变电电所内设10KW的高压开开关关柜10台，S9-116600//100/6变压器一一台台。S9-110000//6KS99-4400//6变压器各各一一台。低低压配配电盘6台及矿用用防防爆开关关数台台供井下下用电电。附供电系统图第七节运输系统统统一、运输系统1、大绞车未形形形成前装载载机机出矸。2、大绞车形成成成后布置两两套套单钩提提升系系统，主主提升升系统选选用JK-22..5/111..5型提升机机，配配前卸式6m3箕斗负责责矸矸石排放放，提提升副提提升为为JK-22..0/220型提升机机，配配GM1..11-6BB1吨矿车串串车车（每钩4辆）及XRC--110-66/66人行车负负责责材料及及人员员运输。二、提升设备根据该风井的设设设计特征征及斜斜井快速速施工工的要求求确定定正常施施工时时，一次次永久久提升采采用两两套独立立的单单钩提升升系统统。其中中：主主提升为JK-22..5/111..5型绞车，副副副提升为2JK--22.5//200型绞车，两两两台绞车车的容容绳量，提提升升速度，张张力力等要求求均满满足安全全规程程和生产产要求求。主提升配6m333前倾式箕箕斗斗和非标标钢结结构栈桥桥及带带矸石仓仓的翻翻矸架，形形成成排矸系系统；；副提升配4×1..11m3矿车和XRC--110-66/66型人车，负负负责运送送物料料和人员员。第八节通通通迅、照照明系系统1、回风斜井井井井筒工作面面安安设一部部电话话，能够够直接接和井口口信号号控制室室、地地面压风风机房房、项目目部调调度室、矿矿职职能部门门直接接联系。凿井期间，采用用用两套DX-1型通讯、信信信号声光光装置置，作为为主、副副提升通通讯及及提升信信号装装置。井井口与与绞车房房设直直通电话话。另另设一套套人车车专用信信号装装置供人人车行行驶使用用。2、井口与地面面面采用高压压荧荧光灯。井井口口采用1台KSGZZ110-44/00.666/1133V矿用照明明综综合保护装装置置供电，采采用用DdC22550/11277-EA投光灯跟跟随随工作面面照明明。第九节排排排水系统统施工时，掘进工工工作面必必须设设集水坑坑，工工作面后后设截截水槽，用用风风泵及时时排出出迎头积积水。根根据涌水水量在在工作面面后或或在基岩岩段适适当位置置设一一临时水水仓和和截水沟沟，上上段的涌涌水截截进临时时水仓仓，然后后由D46--550×3型水泵接接力力排至地地面。当涌水量大于1115m3/h必须进行行工工作面预预注浆浆。排水水管路路选用一一趟Φ108××4㎜无缝钢钢管管做排水水管路路。管路路采用用井壁吊吊挂形形式固定定。第七章灾害害害预防及及避灾灾路线第一节避避避灾原则则工作面发生灾害害害时，在在场人人员要尽尽量了了解灾害害的性性质、地地点和和危害程程度并并及时、准准确确汇报值值班人人员和矿矿调度度室，并并通知知附近地地点作作业人员员。如如有条件件，使使用附近近的灭灭火器材材、工工具和材材料及及时消灭灭事故故。如无无可能能应由在在场的的跟班队队干、班班组长或或有经经验的老老工人人带领沿沿避灾灾线路撤撤退。撤退的一般原则则则：1、井下发生外外外因火灾，尤尤其是电器火火灾，一般都都应首先切断断电源，并就就近取得消防防器材，避开开烟雾，用直直接灭火法迅迅速将火扑灭灭。如果由于于外部火灾已已造成局部巷巷道燃烧，迅迅速利用水管管将大火或用用沙子将大火火扑灭。如果果灭火无效应应迅速戴好自自救器沿着烟烟流相反的方方向撤退。2、井下发生瓦瓦瓦斯煤尘爆爆炸炸时，事事故地地点进风风侧人人员应立立即迎迎着风流流撤退退，如果果回风风线路较较长，爆爆炸或火火焰可可能袭来来时，应应立即背背对爆爆炸波或或火焰焰方向向向下卧卧倒。如如果来来不及戴戴好自自救器时时，可可口中衔衔湿毛毛巾或伏伏在水水沟中，以以减减轻有毒毒有害害气体的的侵袭袭和高温温烧伤伤。3、井下发生透透透水事故时时，工工作人员员要立立即按水水灾避避灾线路路有组组织地撤撤离。4、井下发生冒冒冒顶事故时时，要要及时加加强冒冒顶区的的支护护，坚持持由外外向里的的原则则，全力营营救救被冒落落矸石石埋压的的人员员。5、当灾灾变事事事故发生后后无无法撤退退时，在在就近点点的风风管、风风门之之间等快快速地地构筑临临时避避难硐室室，等等待救护护队的的救援。第二节避灾灾灾路线若迎头发生水、火火、瓦斯、煤煤尘等灾害时时，施工人员员应按如下路路线进行撤离离：工作面→回风斜井井井筒→地面。附：回风斜井井井井筒施工工时避避灾路线线示意意图（图图155）第八章安安安全技术术措施施通用部分（一）、施工准准准备1、工程程程开工前前，必必须对所所有参参与工程程施工工的人员员认真真传达贯贯彻本本作业规规程及及本作业业规程程涉及的的所有有有关条条文（原原文），并并进进行签字字、考考试。考考试合合格后，方方准准参与工工程的的施工。2、工工工程开工工前，必必须将风风、水水、电、局局扇扇等设备备设施施准备好好，各各种管线线吊挂挂、轨道道质量量、物料料、安安全设施施以及及工业卫卫生等等要严格格按照照质量标标准化化的标准准要求求整理好好，验验收合格格后方方准开工工。3、施施施工中严严格执执行现场场交接接班制度度，现现场施工工负责责人必须须参加加，必须须做到到“五清”，即安全全交交接清、工工程程质量交交接清清、工程程进度度交接清清、材材料使用用交接接清、工工具交交接清。4、每每每班开工工前，必必须派专专人对对迎头及及施工工线路的的所有有安全设设施进进行认真真仔细细地检查查，确确保齐全全、完完好、有有效、可可靠，发发现问问题及时时处理理。确认认检查查无隐患患后，由由现场施施工负负责人悬悬挂安安全开工工牌板板，才准准开工工。5、所有现场施施施工人员必必须须严格遵遵循“检查上道道工工序、保保证本本道工序序、服服务下道道工序序”的三工序序控控制原则则，认认真搞好好每道道工序的的施工工及操作作。确确保工程程质量量及安全全生产产。（二）、特殊安安安全技术术措施施1、工作台采用用用铁凳子和和大大板搭设设而成成，铁凳凳子采采用2寸钢管加加工工，加工工截面面形状为为倒V型，剖面面形形状为Π型，宽度度不不低于2m。搭设工工作作台时，铁铁凳凳子要安安设在在实底上上，在在铁凳子子上方方直接放放置大大板，大大板的的厚度≥50㎜，长度≥3m，大板两两端端露出铁铁凳子子≥300㎜。大板板和和铁凳子子之间间采用8#铁丝或麻麻绳绳绑扎，大大板板之间采采用扒扒钉钉牢牢。工工作台上上部工工作人员员必须须系好保保险带带，保险险带的的另一端端必须须生根牢牢固。2、人员上下抬抬抬送重物时时，要要同肩抬抬运，同同起同落落。3、长大物件下下下放或提升升时时要封车车牢固固，不符符合要要求严禁禁开钩钩。4、支、拆模板板板要相互照照应应，站在在上部部安全地地点，严严禁站在在碹胎胎及摸板板下方方，防止止歪倒倒伤人。5、进入表土段段段放炮施工工时时，必须须采用用短掘短短砌的的方式。6、采用55VVVXL挖掘机挖挖掘掘时，挖挖掘机机司机精精力必必须高度度集中中，在挖挖掘机机铲斗和和破碎碎锤工作作范围围内，不不得有有施工人人员，换换铲斗或或破碎碎锤时，所所有有参与人人员精精力高度度集中中，和司司机口口头信号号联系系好，现现场必必须有人人统一一指挥。7、喷浆机在移移移设前，必必须须将机前前的杂杂物清理理干净净，将临临时轨轨道铺设设好，并并且现场场有专专人统一一指挥挥。顶板管理1、掘进工作面面面严禁空顶顶作作业。靠靠近掘掘进工作作面10m内的支护护，在在爆破前前必须须检查。2、施工中必须须须严格执行行临临时支护护、先先支后回回、敲敲帮问顶顶、顺顺序施工工等顶顶板管理理的各各项规定定。坚坚持“五前二后”和班中每每二二十分钟钟的敲敲帮问顶顶刨迎迎头制度度，特特别是在在打眼眼定炮、安安注注锚杆过过程中中应清除除危岩岩、排除除隐患患。找顶顶工作作必须由由两人人进行，工工作作时施工工人员员必须站站在安安全有退退路的的地点，一一人人监护一一人用用长柄工工具按按“由后向前前、先先顶后帮帮、从从一侧到到另一一侧”的工作顺顺序序找掉顶顶帮及及迎头活活矸危危岩，确确认安安全后再再进行行工作，找找顶顶人员要要戴好好手套。3、找顶工作必必必须遵守下下列列规定：：①找顶工作应有有有2名有经验验的的人员担担任，一一人找顶顶、一一人观察察顶板板和退路路。找找顶人应应站在在安全地地点，观观察人应应站在在找顶人人的侧侧后面，并并保保证退路路畅通通。②找顶应从有完完完好支护的的地地点开始始，由由外向里里先顶顶部后两两帮，依依次进行行，找找顶范围围内严严禁其他他人员员进入。③找顶工作人员员员应戴手套套，用用长把工工具找找顶时，应应防防止煤矸矸顺杆杆而下伤伤人。④顶帮遇有大块块块断裂煤矸矸或或煤矸离离层时时，应首首先设设置临时时支护护，保证证安全全后再顺顺着裂裂隙、层层理慢慢慢地找找下，不不得硬刨刨强挖挖。4、进入工作面面面沿途支护护必必须必须须良好好，畅通通无阻阻，卫生生清洁洁，时刻刻检查查沿途支支护情情况，发发现喷喷层开裂裂、冒冒落、顶顶板下下沉、底底鼓等等安全隐隐患时时，必须须停止止作业，撤撤除除全部人人员，由由外向里里按“顶~肩~帮~底”的顺序进进行行处理，否否则则不得进进入迎迎头工作作。5、掘进过程中中中必须使用用前前探梁进进行临临时支护护，严严禁空顶顶作业业。放炮炮后前前探梁先先跟迎迎头，然然后再再进行其其他工工作，当当施工工迎头由由于地地质条件件比较较差，迎迎头成成型差，无无法法使用前前探梁梁时，采采用打打超前锚锚杆进进行临时时支护护。6、靠近掘进工工工作面10m内的支护护，在在爆破前前必须须检查。所所有有巷道掘掘进施施工时，上上部部（巷道道全高高的上部部三分分之一部部分）必必须比下下部深深0.3m，杜绝出出现现伞檐现现象。7、每次爆破后后后，迎头工工作作人员要要等迎迎头炮烟烟被吹吹散视线线清楚楚后，必必须由由爆破工工、瓦斯检查查工工和班组组长首首先巡视视爆破破地点，检检查查通风、瓦瓦斯斯、煤尘尘、拒拒爆、残残爆情情况，并并由外外向里检检查顶顶板、锚锚杆等等情况，待待紧紧好锚杆杆后方方可在前前探支支架的掩掩护下下敲帮问问顶，清清除顶帮帮悬矸矸危岩，然然后后进行正正式支支护。8、严禁空顶作作作业，爆破破后后及时使使上前前探梁，并并用用木楔加加紧，前前探梁及及接顶顶的木楔楔必须须加防掉掉链与与顶网相相连。在在移动前前探梁梁时，要要从外外向里在在支护护好的锚锚杆下下进行。9、锚网喷巷道道道洒水养护护，7天以内，每每每班洒水水一次次，7天以后，每每每天洒水水一次次，养护护时间间不少于28天。10、锚杆支护护巷巷道迎头必必必须使用用前探探支架维维护顶顶板，前前探梁梁要求必必须紧紧固有效效，打打锚杆眼眼应全全面检查查顶板板，确认认安全全后方可可工作作，并坚坚持执执行经常常性的的敲帮问问顶制制度。11、前探吊环环每每移动一次次次，都要要检查查它的结结构牢牢固情况况，有有无裂纹纹、开开焊、损损坏等等，发现现问题题要及时时更换换。12、锚网喷支支护护巷道当过过过断层或或顶板板破碎严严重时时，必须须采取取一掘一一喷的的方式施施工，并并缩小循循环进进尺。13、在锚网喷喷支支护中，当当当围岩稳稳定性性较好，采采用用先锚后后喷的的方式；；当围围岩不稳稳定，顶顶板破碎碎、易易风化、易易冒冒落时，首首先先及时喷喷射不不少于30mm厚的混凝凝土土封闭围围岩，在在喷浆15分钟后方方可可进行打打锚杆杆挂网，复复喷喷到设计计厚度度。14、锚杆必须须用用机械或力力力矩扳手手拧紧紧，确保保锚杆杆的托盘盘紧贴贴巷壁。15、每班安装装的的锚杆要在在在交接班班时，由由验收员员用测测力计进进行测测力验收收，当当班测定定合格格的锚杆杆必须须由验收收员记记录于原原始记记录本中中，存存好备查查，凡凡是锚固固力达达不到60KNN/根的锚杆杆应应当班补补打，重重新安装装。16、顶板锚杆杆在在做拉力试试试验时，在在被被拉锚杆杆周围围打设2～3棵点柱顶顶牢牢顶板方方可做做拉力试试验，做做完拉力力试验验紧固好好锚盘盘后方可可回掉掉点柱。17、安装的托托盘盘要与围岩岩岩接触严严密，严严禁在托托盘后后充填木木片、碴碴子等杂杂物，托托盘、螺螺母要要上紧上上牢，锚锚杆外露露长度度自壁面面小于于100mmm。18、安装锚杆杆只只能使用锚锚锚杆钻机机进行行安注，严严禁禁直接采采用砸砸投的方方法将将锚杆砸砸入锚锚固剂内内。19、锚固剂固固化化前，不要要要使杆体体移位位或晃动动，尤尤其是在在安装装顶眼时时更应应该注意意，锚锚杆安注注后12miin前不得给给锚锚杆预紧紧力，更更不能拧拧紧。20、巷道拱部部岩岩石破碎严严严重、有有冒落落险情时时，要要采取缩缩短循循环进尺尺的方方式，严严禁中中、深孔孔爆破破。必要要时，应应采取风风镐刷刷扩的方方式，锚锚网喷紧紧跟迎迎头。也也可采采取架设设金属属棚的方方式通通过。21、施工现场场应应备好测力力力扳手或或测力力计，并并正确确进行拉拉力试试验，施施工过过程中要要保护护好器材材。22、如果冒顶顶，必必须使其其形成平平衡拱拱，或者者离层层之上顶顶板通通过敲帮帮问顶顶以后确确认是是稳定的的，方方可进行行支护护。23、冒顶的的的处理措措施1）先加固好冒冒冒落区前后后的的完好支支架，撑撑杆上齐齐，顶顶帮背紧紧背实实。2）人员站在完完完好支架下下，执执行敲帮帮问顶顶制度，用用长长柄工具具将冒冒落区活活矸找找掉。利利用临临时支护护抓紧紧时间架架好支支架，排排好护护顶木垛垛，一一直到将将冒落落最高点点将顶顶托住，背背实实背紧帮帮顶，在在此期间间，要要设专人人监护护帮顶，发发现现问题，及及时时处理。3）高顶区域域，处处理前由由瓦斯员员检查查高顶区区域瓦瓦斯浓度度，加加强通风风，防防止瓦斯斯积聚聚。4）处理冒顶顶时，必必须有有跟班队队干现现场把关关。5）处理冒顶顶时必必须站在在安全地地点，严严格执行行敲帮帮问顶制制度，确确认无危危险后后方可作作业。24、当遇到下下列列情况之一一一时，必必须立立即停止止作业业，撤出出所有有受威胁胁人员员，并及及时向向调度汇汇报；；①顶板来压，支支支护变形速速度度骤增；；②瓦斯等有害气气气体超限，涌涌水量增大，有有透水预兆。25、在顶板破破碎碎、压力大大大或地质质变化化带、断断层等等特殊地地点施施工时，缩缩小小锚杆间间排距距和循环环进尺尺、打设设超前前锚杆等等方式式控制巷巷道成成型，并并按照照间排距24000××24000mmm加打ф15.2244×600000mm的锚索加加强强支护，确确保保锚索深深入到到硬岩不不小于于1m,否则加长长锚锚索长度度，锚锚索距工工作面面的最大大距离离不得超超过一一排锚索索的距距离。锚锚索钻钻孔有淋淋水时时，必须须采用用支撑式式支架架进行加加强支支护。26、围岩破碎碎带带、应力集集集中区、顶顶板板有较大大淋水水区以及及煤层层特松软软区、泥泥岩、断断层等等地质条条件复复杂地带带，必必须在原原有支支护的基基础上上增加补补强支支护（锚锚网索索或架棚棚支护护）。27、特殊地点点采采用特殊支支支护或加加强支支护措施施时，其其支护范范围必必须延伸伸到巷巷道正常常段5m以上，顶顶板板有淋水水时必必须延伸伸到正