管子道炮掘作业规程.docVIP

小纪汗煤矿掘进规程作业报审表工程名称：管子道通道工程 编号： 致：北京康迪建设监理咨询公司 我方已完成了小纪汗煤矿管子道通道工程掘进作业规程的编制，并经我单位上级技术负责人审查批准，请予以上报。 附：小纪汉煤矿管子道通道工程作业规程施工单位：兖矿新陆公司小纪汗煤矿项目部项目经理： 日 期： 监理工程师审查意见： 项目监理机构：北京康迪建设监理咨询有限公司总/专监理工程师： 日 期： 陕西华电榆横煤电有限责任公司小纪汗煤矿管子道通道掘进作业规程工程名称：管子道通道工程编 制 人：王 林项目经理：孙广海编制单位：兖矿新陆小纪汗煤矿项目部编制日期: 2011年12月10日目 录第一章 概况 第一节 概述 第二节 编写依据第二章 地面相对位置及地质情况 第三章 巷道布置及支护说明 一 巷道布置 二 锚杆(索)设计支护验算 三 支护工艺第四章 工程施工方法及工艺 一 施工方法 二 凿岩方法 三 爆破作业 四 设备及工具配备 第五章 主要生产系统 一 运输系统 二 通风系统 三 安全监控系统 四 供电系统 五 压风系统 六 供水、防尘洒水系统 七 排水系统八 通讯系统九 防灭火系统第六章 劳动组织及主要技术经济指标 一 劳动组织 二 主要技术经济指标 三 循环作业图表第七章 灾害应急措施及避灾路线第八章 安全技术措施第九章 其他第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：管子道通道通道工程二、位置与煤（岩）层：位于井田中部风井区22煤层顶板中，全岩巷道，属2-2煤层开拓巷道。三、巷道设计长度、工程量及服务年限1、管子道通道工程设计斜长及坡度：段113.872m，倾角为+5；段85.369m，倾角为-6；段(管子道通道与副斜井联络巷) 设计斜长43.562m，倾角为-3。2、管子道通道与主斜井临时运输联络巷设计斜长55.611m倾角为+8.13；3、移变硐室：在管子道通道136.289m处左帮施工一个移变硐室，硐室尺寸为：宽高=5m3.5m，深6m，矩形断面。4、考虑管子道通道为副斜井反掘主要运输通道，管子道通道与副斜井贯通处两帮需进行抹角，抹角规格为33m。5、服务年限：同矿井服务年限相同四、巷道用途：主要是为了形成该矿井通风、运输、排水系统和行人。五、管子道通道工程西为风井区进、回风立井，南为主、副斜井井筒，北为回风立井东回风联络斜巷，东为未开掘区。六、预计开工时间：2011年12月 14日。预计竣工时间：2012年3月4日附：管子道通道工程布置平面图第二节 编写依据1、陕西华电榆横煤电有限责任公司小纪汗煤矿工程二号煤西翼大巷及相关硐室工程招标文件提供的施工进展、施工区域设施布置情况和有关要求。2、经过审批的矿井施工图设计；3、二号煤西翼大巷及相关硐室工程A标段施工组织设计、二号煤西翼大巷及相关硐室工程B标段施工组织设计。4、陕西华电榆横煤电有限责任公司小纪汗煤矿下发的关于管子道通道施工方案的修改工程联系单【编号XJHKJ111207】、关于立井井底管子道通道通道坡度调整的联系单【编号XJHKJ111217】、关于管子道通道施工通知的联系单【编号XJHKJ120203】。5、陕西省地矿局西安地质矿产勘查开发院小纪汗矿井地质勘查报告；6、煤矿安全规程、操作规程、煤炭工业技术政策、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法、安全质量标准化标准考核评级办法实施细则汇编（第四版）陕西华电榆横煤电有限责任公司小纪汗煤矿管理制度汇编兖矿新陆小纪汗煤矿项目部管理制度7、国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。1）建筑工程施工质量验收统一标准（GB50300-2001）2）矿山井巷工程施工及验收规范（GB502132010）3）煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT500994）4）混凝土结构工程施工质量验收规范（GB50204-2002）5）施工现场临时用电安全技术规范（JGJ46-88） 6）锚杆喷射混凝土支护技术规范（GB50086-2001）第二章 地面相对位置及地质情况概况掘进区段名称管子道通道水平名称+908.200m地面位置进、回风立井位于井田中部以北1.4K处，无民用建筑邻近采掘情况西方为风井区进、回风立井，南为主、副斜井井筒，北方为回风立井东回风联络斜巷，东方未开掘。掘进区段 地层特征根据井巷揭露资料分析：该区段为白粉砂岩夹黑色炭质泥岩、煤层（线）的沉积组合，局部钙质胶结，块状结构。强度较大，干燥抗压强度58.167.2MPa；饱水抗压强度15.726.9 MPa；软化系数0.230.46，平均为0.32。地质构造情况该掘进区段内无较大断裂和褶皱发育，无岩浆活动痕迹，不影响施工 水文地质情况及探水措施、影响掘进的其它地质因素水文地质情况：根据井田地下水的赋存条件及水力特征，掘进区域地下水划分为两种类型：即第四系松散岩类孔隙及孔隙裂隙水、碎屑岩类裂隙水；五个含水岩层（组）：上更新统冲湖积层孔隙潜水、第四系中更新统黄土孔隙裂隙潜水、白垩系洛河砂岩孔隙裂隙潜水、侏罗系碎屑岩类风化壳裂隙水、碎屑岩类裂隙承压水，富水性均较强。相邻区域无老巷、老空积水、无断层，有二个井筒检查孔，巷道掘进过程中涌水主要为2煤上覆基岩裂隙水，但不排除裂隙与上部风化基岩含水层及松散层潜水导通致使工作面涌水量增大。防治水措施：及时构筑临时水仓，安设水泵排出积水，加强探放水工作，严格执行先探后掘原则，确保施工安全。瓦 斯本井田属低瓦斯井田；煤 尘二号煤层煤尘具有爆炸性，无高温区。煤 的 自 燃煤层以不易自燃煤为主，部分为易自燃煤地 温无地热危害存在。地 压根据附近已施工巷道地压显现情况，地压显现不明显。问题及建议：1、施工过程中加强瓦斯检查及顶板管理 2、加强探放水工作，预防水害发生第三章 巷道布置及支护说明一、巷道布置1、管子道通道工程均布置在二号煤层顶板中，距2#煤层底板23.7米，属于开拓巷道。2、开口位置：在东回风大巷中，距回风立井中心线158米；开口坐标：X=4258834.078、Y=37369471.981，开口标高：管子道通道开口处点标高+908.200m，点标高+908.769m；点标高+899.845m；点标高+899.723m；临时运输联络巷与主斜井交点处标高+916.550m；开口方位：管子道通道180；管子道通道与主斜井临时运输联络巷207；管子道通道与副斜井临时运输联络巷903、管子道通道工程特征见附表 附：管子道通道及临时运输联络巷巷道断面图。二、锚杆(索)支护设计验算1、巷道断面及支护形式根据图纸提供，管子道通道设计巷道净宽净高5.2m4.2m，拱形断面，锚网喷+锚索联合支护，喷射混凝土强度C20，厚度100mm。 2、支护材料规格按悬吊理论设计验算：1）、锚杆支护设计验算(1)、锚杆长度:L = L1+H+L2= 400+5400(23)+50 =1350mm 取2200mm式中:L锚杆长度, mm；L1端锚锚杆锚固段长度,取400 mm；H冒落拱的高度，H=B(23)；B巷道宽度, 5400mm；f围岩的普氏坚固性系数，取3；L2锚杆外露长度,取50mm；(2)、杆体直径:d=35.52Qt=35.5250400 =12.56 mm 取20mm51管子道通道工程技术特征及工程量一览表巷道名称设计巷道长度(m)掘进宽度(m)掘进高度(m)净宽(m)净高(m)净断面(m2)掘进断面(m2)支护形式喷浆厚度mm砼底板mm水沟mm坡度备注管子道通道113.8725.44.55.24.218.921.2锚网喷+锚索联合支护100200400400+5半圆拱形85.369-643.562-35临时运输联络巷(管子道通道与主斜井间)55.6115.24.25.04.117.818.9锚网喷+锚索联合支护1008.13半圆拱形移变硐室65.23.85.03.519.7617.5锚网喷+锚索联合支护100200矩形说明：1、喷射混凝土强度：C20；2、铺底砼强度：C30式中: Q锚杆锚固力，50KN；t杆体材料抗拉强度，400MPa；(3)、锚杆间、排距:M=Q(KRH)=59.8(1.32.569.80.9)=1.3m 式中: K安全系数;取1.3R顶板岩体重力密度;取2.569.8KN/m3由于巷道掘进宽度5400mm, 考虑到循环进度和施工经验，确定间、排距取800800mm。经以上计算，图纸提供的支护参数符合设计要求。根据顶板实际情况，为了保证安全，决定使用：锚杆采用20mm2200mm左旋螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距800800mm；锚杆锚固力均不小于5T，扭距力不小于100N.m；2)、锚索支护设计验算为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用15.24mm、L=6.0m的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体的冒落考虑，用下列公式计算间距：L=nF2BH-(2F1sin) L1 =3.03 取2.4m式中：L锚索排距，m B巷道最大冒落宽度，取5400mm； H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2700mm； 岩体容重，取2.569.8KNm； L1锚杆排距，0.8m； F1锚杆锚固力，取50KN； F2 锚索极限承载力，取380KN； 角锚杆与巷道顶板的夹角，取75；n锚索排数，取2经以上计算，图纸提供的支护参数符合设计要求。根据顶板实际情况，为了保证安全，决定使用：锚索采用15.24mm的钢绞线，长度6.0m，间排距2.42.4m，托梁为16#槽钢，长度400mm；锚索支护距工作面距离不大于5米。三、支护工艺1、支护形式：锚网喷+锚索联合支护支护参数如下：1)、锚杆采用20mm2200mm左旋螺纹钢锚杆，菱形布置，间排距800800mm；碟形托板采用Q235钢，规格1501508mm；锚杆锚固力均不小于5T，扭距力不小于100N.m；管子道通道锚杆：15根/排，临时运输联络巷（管子道通道与主斜井）锚杆：14根/排。2)、锚索采用15.24mm的钢绞线，锚索长度6.0m，间排距2.42.4m，每排2根，托梁为16#槽钢，长度400mm，锚索锚固力应不低于350KN,预紧力应在120KN230KN，锚索外露长度为100300mm ，锚索距工作面距离不大于5米； 3)、钢筋网采用6.5mmQ235圆钢焊接，网片规格：1.0m2.6m，网格120120mm；5张/排；网片铺设的搭接长度为120mm，每隔300mm用14#双股铁丝绞接；4)、锚固剂采用树脂药卷，规格为MSZ28/35型，端头锚固，锚杆3卷/眼，锚索5卷/眼5)、喷射混凝土强度等级不低于C20，喷射砼按要求添加BR-2型防水剂，用量为水泥用量的8%10%，抗渗标号为S6。喷射厚度100mm。6)、管子道通道铺底厚度200mm，标号为C30。7)、锚网支护紧跟工作面，锚杆支护距工作面最大距离为1.6米，最小距离为0米。8)、初喷喷厚3050mm，分层喷射在移动工作台上进行，与掘进平行作业。2、特殊支护1)、开口段锚索布置严格按交岔点加固锚索布置图执行，以加强对开口处顶板的控制。2)、掘进过程中如顶板不稳定、离层、局部破碎段要采取临时支护措施加强支护，改变掘支段长，采用逐米掘支施工方案。如遇地质构造带、破碎带时,及时与工程技术部联系，以便及时采取与其适应的支护措施和施工方法。3、锚杆（索）支护施工工序和工艺过程如下：定眼位 钻锚杆眼 装填树脂药卷 挂设金属网 安装锚杆。(1)、钻锚杆眼：顶部锚杆眼施工采用MQT130型风动锚杆钻机，钻杆采用B19中空六角钢钻杆，钻头采用D28mm钻头；帮部采用YT-28风钻打眼。钻眼前要按中线给定的中心和锚杆布置图定好眼位，并按锚深要求在钻杆上作好标记，然后用锚杆钻机垂直（75）巷道轮廓钻进，风钻垂直帮部打眼，钻进达到设计深度后退出钻杆。施工时由外向里逐排钻眼安装锚杆。(2)、装填树脂药卷：锚杆套上托板戴上螺帽，将树脂药卷插入锚杆眼口，然后用锚杆上端头送入锚杆眼内，再将锚杆尾端套在搅拌杆上顶部用风动锚杆钻机顶至眼底、帮部用风煤钻顶至眼底。(3)、挂设钢筋网：人工将金属网按照设计要求和压茬关系挂上。(4)、安装锚杆：树脂药卷顶入眼底后，锚杆机(风煤钻)升压捅破药卷开启锚杆机进行搅拌15s，托板紧贴顶板后停机，等待3040s后开动钻机上紧螺母。树脂达到终凝时间用扳手进行二次紧固，达到设计扭矩力 和锚固力，二次紧固距工作面距离不大于5m。 (5)、锚索安装将锚杆机搬至施工地点，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，根据设计锚索眼的位置和深度，用锚杆机使用套接钻杆打锚索眼，锚索眼打齐后，用锚索将三卷MSZ28/35树脂药卷送入锚索眼底，送树脂药卷时应注意轻送，防止弄破树脂药卷。药卷送入眼底后，安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于3040秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），卸下钻机。30分钟后上垫板及锁具，最后用MS15-160/40锚索涨拉机具涨拉锚索，锚索锁定后的预紧力1和锚固力达设计要求。4、喷射混凝土1)、准备工作(1)、喷浆前，必须对巷道支护情况进行检查，放炮崩坏的金属网必须重新进行挂设，确认锚网安设合格后，方可进行喷砼支护。(2)、清理喷射现场的矸石杂物，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。(3)、将巷道两帮墙基础挖出，要求基础深度不低于100mm。(4)、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。(5)、初喷和复喷前检查巷道规格质量，并使其符合设计要求。2)、喷射混凝土的工艺要求(1)、喷射过程中应先墙后拱，喷射时从墙基开始，自下而上进行，喷拱时，先拱肩部后拱顶；(2)、喷浆时，喷嘴出口处的风压应控制在0.10.4MPa；水压应比风压大0.1MPa喷浆过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比适量，要使喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少。(3)、水灰比为0.40.5，坚持随拌料随喷射的原则，拌好的料停放时间不应超过2h；复喷前必须用高压水重新冲洗受喷面。(4)、喷混凝土比例按水泥：沙：石子=1：2.43：2.43进行，喷射料必须混合均匀。速凝剂用量为水泥用量的35%。3)、喷射工作(1)、喷浆时应两人操作，一人照明和负责联络，一人持枪自墙基向上按螺旋形轨迹运行，圈径300mm，一圈压半圈，喷头与喷射面尽量垂直，且距离控制在1.2m左右。(2)、喷浆机操作顺序: 开始: 送水-送风-送电-上料。结束: 停料-停电-停水-停风。(3)、向喷浆机上料应连续均匀，上料人员要站在安全地点。(4)、喷浆时如遇超挖或裂缝低凹处，应先喷补平整，然后再正常喷射；喷浆时严格执行除尘及降尘措施。(5)、喷射前，在喷射地点铺设旧皮带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15%，回弹料可掺入料中继续使用，但掺入量不得超过30%。(6)、对渗水、漏水段采取排、堵结合的方法处理，在渗漏水地点先埋设导水管，周围用混凝土喷射，喷射时应由外向内依次进行，必要时可分次喷射，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔；(7)、停止喷浆时应将机械和水环清理干净。(8)、喷射砼应一次喷够要求厚度，采用分次喷射时复喷时间间隔不超过2小时，否则要重新洒水冲洗后再补喷复喷。(9)、围岩渗水、涌水处要插导水管处理，喷砼时适当减少给水量、增大速凝剂掺量。4)、喷射质量：喷射均匀，无“穿裙”、“赤脚”。5、锚网索喷支护以及加强锚固力的检测等规定锚杆必须按规定做拉力试验。对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。在井下现场用锚杆拉力器做锚杆拉力试验，用锚索涨拉仪检查锚索的预紧力。锚固力要求为：巷道每进10米应做一次锚杆拉力试验每组不少于3根。对锚固力不合格的锚杆要进行补打，确保锚杆支护效果。7、永久支护的技术质量要求1)、基岩掘进分项(1)、基本项目管子道通道a、巷道掘进宽度：中心左右2700mm，允许偏差0+150mm。b、巷道掘进高度：4500mm，腰线上下允许偏差0+150mm。临时运输联络巷（管子道通道与主斜井）a、巷道掘进宽度：中心左右2600mm，允许偏差0+150mm。b、巷道掘进高度：4200mm，腰线上下允许偏差0+150mm。2)、锚杆支护分项(1)、保证项目a、锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。b、树脂锚回剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。(2)、基本项目a、锚杆安装：安装牢固，托板密贴岩壁面，未接触部位必须楔紧。顶板出现起伏时，金属网应拿弯紧贴岩面，不得在托板与岩面间填充矸石或半圆木等物料。帮部局部超挖或片帮时必须贴帮打锚杆，不得用矸石等物充填造形。b、锚杆的抗拔力：最低值不小于5T；锚索锚固力：不小于350KN。(3)、允许偏差项目a、锚杆间排距：800800mm，允许偏差100mm；b、锚杆孔深： 2150mm，允许偏差0+50mm。c、锚杆角度：锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）垂直，允许偏差150。d、锚杆外露长度：露出托板，20 mm外露长度50mm。 锚索外露长度：露出托板，外露长度300mm。3)、铺网时应遵守下列规定：、网片长边沿巷道纵向布置，不得吊斜，确保前后上下压茬为120mm。、必须预留120mm，与下茬网压茬，注意保护压茬处的锚杆丝扣。五、施工混凝土底板，具体施工工艺及施工要求如下：根据本工程实际情况，浇筑砼底板工作在进、回风立井短路贯通后进行，从进风立井下料，现就砼底板的施工方法及工艺要求叙述如下：1、顺序施工准备 砼底板基础处理（清淤泥、拉底、填底） 底板基础联合检查验收 支模 模板验收（纵向顺直，横向水平） 砼浇筑 养护 竣工验收。2、清淤泥有水的地方先设泵集中排水，然后采用人工配合转载机清淤泥, 输送至回风立井井底水窝，再配合十字中心回转抓岩机排出地面。3、起底钻眼爆破1)、炮眼布置根据现场情况确定，严格控制炮眼间距和炮眼装药量，减少炸药消耗量，提高放炮效果。一次装药必须一次起爆。2)、采用手持式风煤钻打眼、2#煤矿许用乳化炸药、15段毫秒延期电雷管、MFB200型起爆器起爆，采用正向装药。4、垫底需要垫底处，首先选用碎石垫底。如果垫底厚度大于200mm，则采用片石沙浆填底。垫底要求平整、密实，不得高出模板底线。5、模板安装：根据施工地板厚度选用适当型号的槽钢，模板安装时，按放线位置把模板放在基石上，用联通管检查其横向水平高差，同截面内模板高差应保持水平，纵向应拉线检查，保证50m内边沿顺直，当进行下一循环支模时，纵向拉线检查起点应前移10m，使两次支模交接处保持顺直。模板校核完毕后，沿模板纵向两侧每隔5m用钢钎打入基石加以固定。底板分半幅浇筑，以保证运料、排 矸进车需要。6、砼浇筑1)、施工前材料及设备准备工作设备：搅拌机械采用JS750搅拌机2台，振动棒4台，平板震动器2台；材料：a、水泥规格采用P42.5R普硅酸盐水泥。水泥进场时，应有合格证及化验单。并应对品种、标号、包装、数量和出厂日期进行检查验收。不同规格、标号和出厂日期的水泥，不得一块混合堆放，严禁混合使用，出厂期超过三个月或受潮结块的水泥不得使用，同时进场水泥必须经质检部门复试合格后方可使用。b、细骨料采用中砂或粗砂。应采用洁净、坚硬、粒度均匀、经试验合格后，方可使用。c、粗骨料选用破碎石，最大粒径不大于50mm，含土量超标时要过筛。d、混凝土拌合：严格执行配合比进行配料。2)、砼搅拌和运输a、砼拌合采用机械搅拌，搅拌站设在井口附近。b、投入搅拌机拌合物数量，依据配合比用量上料。c、砼原材料按重量的允许差，不得超过下列规定：水泥1%，粗、细骨料3%，水1%d、砼搅拌每盘的搅拌最短时间为100秒，最长时间不得大于300秒。e、砼运输：砼拌合物从搅拌机出料后，装入V型车运至环形车场，侧翻入地、装载机装车，井下胶轮车运输，浇筑点进行摊铺、振捣、抹面直至完毕，最长时间不得大于60分钟。f、砼浇筑作业砼浇筑时应检查模板，保证模板横向水平，纵向顺直。经矿技术人员现场检验后达到设计要求时方可进行砼浇筑作业。摊铺厚度应考虑捣密实预留高度，一般预留高度为20mm。砼的振捣，应采用插入式振动器，靠边角应先用振动器振动。然后用木模抹平拉毛。振捣器每一位置振捣的时间，应以拌合物停止下沉，不现冒气泡，并泛出水泥浆为准，并不宜太长。振捣好的砼面人工找平、抹面、拉毛，并应随时检查模板，防止有下沉变形或松动，如有以上现象，应及时纠正。g、打好的砼底板在拆模后，必须连续养护七昼夜，每天浇水养护次数不得少于4次，砼底板未达到设计强度时，不得行车。3）、砌筑水沟前，应将水沟断面内的积水和煤岩碎块清除干净，并按设计位置铺好底，沟底表面应光滑平整，水沟帮面浇砼时，应边浇边灌，边捣固，使其保持平整，无错口或台阶。第四章 施工工艺一、施工方法根据巷道的煤岩特性、地质及施工条件，考虑到上述巷道的施工难度，兼顾安全、优质、快速的原则，确定采用全断面一次爆破的施工方法：1、施工前必须提前标定开门位置、中腰线，严格按中腰线施工。2、开门前应严格按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。3、开口施工时，应多打眼、少装眼、放小炮掘进，放炮前必须加强开口范围10米内的支护。 二、凿岩方式1、凿岩机具： 施工时采用YT-28型风钻配合中空六角钻杆、长度2.5m、3.0m和42mm“+”字钻头打眼。2、炮掘工作面施工顺序如下：安全检查 打眼 装药 连线 放炮 敲帮问顶 支护顶网 出渣 支护帮网 喷浆 文明卫生。3、凿岩作业：1)、打眼前，班组长首先要敲帮问顶，详细检查工作地点顶帮岩石及支护情况，发现问题及时处理，确保安全施工。2)、打眼时必须根据中腰线及爆破图表要求画线布置炮眼，不得超欠挖。钻进中，钎子不能上下左右移动，以免造成断钎伤人。3)、打眼前，首先打开风水阀门吹洗风水管路畅通后，将凿岩机、锚杆机油壶内灌满机油并检查凿岩机、锚杆机进风、水口有无堵塞物，有时必须清理吹洗干净后，再将风、水胶管用带丝头活接、快速卡子与凿岩机、锚杆机连接牢固后，打开风、水阀门检查有无跑风、漏水现象，绑扎牢固后，方可进行打眼。打眼过程当中，要随时检查活接和快速卡子的连接情况，如有松动及时拧紧，防止风水胶管脱落伤人。4)、打眼时，凿岩机前方不能站人。掌钎点眼人衣袖口要扎紧，并系好工作服纽扣，钻深50100mm，眼位定住后，要立刻撤到凿岩机后面。凿岩机、锚杆机的位置和高低要根据炮眼的角度调整好。打眼时钻工要立于凿岩机一侧，不要用两腿夹住凿岩机，也不准手握凿岩机气腿、锚杆机活杆，只能手握把手。用力要均匀适当，防止操作不协调，用力不均匀发生断钎伤人。操作锚杆机时，人员要在锚杆机的右侧操作，锚杆机左侧不准站人，防止打折的锚杆机钻杆左旋伤人。锚杆机更换或续接钻杆时，要关闭供风开关，待风量减少到最小，慢慢关闭升降开关使凿岩机、锚杆机低速转动，慢慢回落到最低位置后，方可更换钻杆。打眼人员要和更换钻杆人员配合默契，防止锚杆机突然升降伤人。5)、锚杆机打眼，必须做到：定人、定机、定位。6)、在打眼过程中，如突然停风，应立即将钎子拔出，以免因无风支架下落，凿岩机将钎子压弯变形及锚杆机下落歪倒伤人。7)、严禁边打眼边装药、严禁打干眼、严禁在残眼内钻眼。8)、炮掘打眼时，在开眼时必须使钻头落在实体岩石上，如有浮矸必须先排除后开眼。9)、打眼工在有下列情况之一时，不得打眼：局扇停止运转迎头无风； 无防尘措施；工作面瞎炮未处理结束； 迎头装药时；迎头安全条件不好或发生异常情况时；迎头有空顶现象10)、打眼结束后要用压风吹眼。吹炮眼时无关人员全部撤出。吹眼的两个人要配合好，不准用折风管代替阀门，要把吹杆慢慢伸进眼内，并随吹杆的深入逐渐加大风量，以免堵吹杆，吹眼人要躲开碎渣飞出的方向。11)、拉底、抹角及放震动炮时炮眼布置根据现场情况确定。三、爆破作业1、全断面一次爆破方式，炮眼布置根据岩性变化及时调整数量、深度、角度等有关参数。2、掏槽方式为楔式掏槽法。3、装药结构装药结构示意图4、管子道通道爆破说明1)、爆破原始条件 序号项目单位条件参数1巷道爆破断面积221.22长 度m97.8223巷道岩性全岩4工作面瓦斯浓度%低沼气5工作面涌水量3/h106炸药类型2#煤矿许用乳化炸药7雷管类型15毫秒延期电雷管8发爆器型号MFB-200 2)、爆破说明表 炮眼编号炮眼名称炮眼深度装药量倾角起爆顺序联线方式装药结构眼数Kg/眼小计(kg)水平垂直16掏槽眼2.561.59.08090串联正向装药722一圈辅助眼2.2161.0516.890902335二圈辅助眼2.2131.0513.6590903650三圈辅助眼2.2151.0515.7590905158帮眼2.280.756.087905979顶眼2.2210.7515.7590878090底眼2.2111.0511.55908791水沟眼2.210.750.759080合计9189.253)、预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼深度m2.26岩石硬度系数f32每循环进尺m1.67每循环炸药用量Kg89.253炮眼利用率%72.78单位原岩炸药用量Kg/m32.634每循环爆破实体岩石m333.929每循环雷管用量个916每循环炮眼长度m20210单位原岩雷管用量个/m32.684)、炮眼布置图(附后)5、临时运输联络巷爆破说明1)、爆破原始条件 序号项目单位条件参数1巷道爆破断面积218.92长 度m55.6113巷道岩性全岩4工作面瓦斯浓度%低沼气5工作面涌水量3/h170m3/min式中：Q最低满足掘进工作面最低风速需风量； 9掘进中岩巷最低风速，9m3/min； s巷道净断面积为18.9m2。(2)按最高风速验算Q最高=240s=24018.9=4536m3/minQj=281.9m3/min4536m3/min式中：Q最高达到掘进工作面最高允许风速需风量； 240掘进中岩巷允许最高风速； 5、所需局扇供风量1）、Qf=Qjp=281.91.2=338.28 m3/min式中：Qf所需局扇供风量，m3/ min； Qj掘进工作面所需风量，取4.33 m3/ min； p总漏风系数，取1.2； 2）、风阻计算：局部通风选用800mm胶质风筒。 R总=Rm+ Rz + Rc Rm：沿程摩擦风阻，Rm =6.5*L/d5 ； Rz：局部风阻，Rm =n1*接*/（2gs2）+n2*弯*/（2gs2）； Rc：出口风阻，Rc=0.818/（gd4）；风筒风阻为：R=6.5*L/d5+ n1*接*/（2gs2）+n2*弯*/（2gs2）+0.818/（gd4） =6.50.00258000.85800.111.8/（29.810.52）20.18 11.8（29.810.52）0.81811.8/（9.810.84）=67pa.s2.m6式中：Rm风筒沿程摩擦风阻； -摩擦阻力系数, 0.0025； L-风筒最长通风距离，取800m； d-风筒直径，取0.8m； n1-风筒接头个数,80个； n2-风筒转弯个数,2个； 接-风筒局部阻力系数, 0.1； 弯风筒局部阻力系数, 0.18； -空气重度,11.8N/m3； s-风筒断面积0.5m2 Rc-风筒出口风阻； Rz-局部风阻； g重力加速度，9.81m/s； 3）、风压计算Hft=R总*QfQj=675.6384.7=1775.4pa式中：Hft-局部通风机工作全压，pa； R总风筒风阻值，114.9 pa.s2.m6；f所需局扇供风量4.7 m3/s；五)、局部通风机的选型按照上述计算结果,对比局部通风机特性曲线,回风立井施工选用2台FBD-No6.5/222型防爆压入式对旋轴流风机（配用电机功率：222kw，风量为：3.09.17m3/s；风压1005400Pa）作为工作面局部通风机，配800胶质阻燃风筒供风即可满足施工需要。(4)、风筒出口距工作面距离LP =5S1/2=518.91/2 =21.7m根据小纪汗煤矿关于一通三防的管理规定，确定风筒出口距掘进工作面距离为不大于10m。三、安全监控系统一)、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、当班的班队长、必须携带便携式甲烷报警仪，班队长携带的甲烷报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内非风筒侧。3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查瓦斯气体浓度，当报警时，不得通电或检修。二)、安全监控设计：1、专职瓦检员每班对巷道进行两次巡回检查，掘进队的兼职瓦检员和爆破工都必须配备便携式瓦斯检测报警仪，迎头的正常瓦斯检查由兼职瓦检员执行。“一炮三检”由爆破工执行，并做好记录，班组长监督，并在“一炮三检”记录上签字。2、在工作中发现有害气体超限，应立即切断电源，撤除人员，进行处理，同时立即向调度室汇报，不排除隐患不能进行其它工作。3、在工作中，如发现施工迎头20m范围内风流中瓦斯浓度达到时，严禁装药放炮；迎头回风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤除人员，切断电源进行处理。4、掘进工作面的风量必须满足稀释有害气体和人员所需风量的要求，煤巷、半煤巷掘进巷道风速不得小于0.25m/s、 岩巷掘进巷道风速不得小于0.15m/s。5、每班必须检查掘进巷道内的电器设备及回风区内电器防爆情况，严防失爆。瓦斯、二氧化碳超限、积聚地点，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并汇报井口调度室，调度员接到汇报后必须及时通知项目经理并制定安全措施，进行处理。四、供电系统一）、概述1、考虑到供电系统保护末端最小两项短路电流和系统电压降问题，本供电设计采用了一种电压等级，根据设备负荷及现有供电设备情况，安装KBSGZY-630/10KV型移动变电站一台，二次电压等级为660V，作为排水和风机电源。2、供电系统：10KV地面临时变电所 回风立井 东回风联络斜巷 管子道通道 工作面各用电设备和排水设备3、根据煤矿现有设备情况，馈电开关全部选择BKD16-400/1140（660）、BKD16-200/1140(660)型开关，660V负荷控制开关选择QBZ、QJZ系列真空电磁起动器，选择ZBZ-4.0M照明、信号综合保护装置作为皮照明的127V电源；4、根据系统电压等级及小纪汗煤矿现有电缆情况，选择MYP系列电缆；照明、信号电缆选择31.511.0型详见管子道通道供电系统图。二）、设备及电缆选型1、负荷情况根据生产系统负荷情况统计， 660V负荷主要有局部通风机、喷浆机、潜水泵，装机总容量为101.66KVA； 2、设备选型1）移动变电站小纪汗煤矿管子道通道施工负荷统计表序号设备名称设备容量(KW)需用系数costg有功kw无功kvar视在kvA1FBDNO6.3-222局部通风机2220.80.750.8835.230.982P-90B扒岩机450.80.750.883631.683PC5IB喷浆机5.520.70.71.027.77.94BQS15-4潜水泵420.70.80.755.64.25BQS20-7.5潜水泵7.520.40.61.341216.1选用KBSGZY-630/10/0.69变压器1台小计96.590.86132.52）馈电开关馈电开关的选型计算a、局部通风机后备保护馈电开关实际工作电流=124=24Ab、排水及喷浆、扒岩机设备后备保护馈电开关实际工作电流=0.95(48.42+9.1+5.122+5.8)=121.94A经上述计算,根据小纪汗煤矿现有设备情况，馈电开关均选择BKD16-400/1140（660）Z型真空馈电开关。3）真空电磁起动器喷浆机控制开关电机额定功率均为5.5Kw，工作电压660V时额定电流为5.8A，选择QJZ-60型真空电磁起动器一台,开关额定电流为60A 。 扒岩机控制开关电机额定功率均为45Kw，工作电压660V时额定电流为48.4A，选择QJZ-80型真空电磁起动器一台,开关额定电流为80A 。潜水泵控制开关电机功率4.0Kw，工作电压为660V时额定电流为5.12A ，选择QBZ-60型、QJZ-60型真空电磁起动器。电机功率7.5Kw，工作电压为660V时额定电流为9.1A ，选择QBZ-60型、QJZ-60型真空电磁起动器。QBZ-60、QJZ-60型开关额定电流为60A, 660V时控制电机最大功率50Kw。局部通风机控制开关电机额定功率222Kw，工作电压660V时额定电流为24A，选择QBZ-120型真空电磁起动器一