回风斜井作业规程样本

资料内容仅供您学习参考，如有不当或者侵权，请联系改正或者删除。第一章概述第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道名称为:1890煤矿二采区工程回风斜井井筒掘进工程。二、掘进目的及用途:担负1890煤矿二采区回风、人员安全出口等任务。三、巷道设计长度及服务年限:本巷道设计743米,其中表土段40m,基岩段703m。躲避硐每40m一个,共18个。巷道掘进断面:19.22-23.1㎡巷道净断面:13.80-16.95坡度:150掘进方式为:炮掘服务年限:9.34年。四、预计开竣工时间;按合同要求和施工计划安排:预计工期12个月,自7月15日开工,预计7月14日竣工。第二节编制依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为:一八九〇煤矿二采区设计方案说明书批准时间为:二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为:《二采区回风斜井掘进工作面地质说明书》批准时间为:三、《煤矿安全规程》(带注释)四、《煤矿作业规程编制指南》第二章地面相对位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表井上、下对照关系表:概况煤层名称水平名称采区名称二采区工作面名称回风斜井地面标(m)1839.983工作面标高(m)+1700m～+地面位置回风斜井井筒位于二采区中部。处于工业广场的西南部,该井筒掘进对应地面为荒山,无房屋等地面建筑及山塘水库河流等水体。因此开掘对地面无影响。井下位置及四邻采掘情况该斜井西北部以6勘探线北西150m留20米保护煤柱为界,东南部以井田境界保护煤柱为界,北部以公路保护煤柱为界,上部以+1800m水平为界,下部+1685m水平为界。根据以往井筒的施工情况看,本井筒施工过程中,无采空区、空巷、积水等情况。第二节煤(岩)层赋存特征1、采区内1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层为主采煤层。采区内煤层较集中,各煤层间的层间距不大。煤层厚度变化有其规律性。2、1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层简介:1-1号煤层厚度0.93～4.52m,平均2.27m。煤层倾角9°-25°。1-2号煤层可采厚度0.70～11.31m,平均2.98m,煤层倾角9°—25°;与下伏2煤层间距5.34～27.25m,平均11.58m。2-1号煤层可采厚度0.72～2.49m,平均1.28m,煤层倾角9°—25°。2-2号煤层可采厚度0.81～10.66m,平均3.71m,煤层倾角9°—25°。与下伏3号煤层间距为22.15～51.69m,平均44.15m。3号煤层与下伏4号煤层间距17.54～44.38m,平均23.79m。4号煤层可采厚度0.73～4.02m,平均1.59m,煤层倾角9°—25°。与下伏一采区5号煤层间距为26.28～56.08m,平均41.28m。瓦斯、煤尘、煤层自然倾向性井田内煤层露头起40m～50m深度范围内为风氧化带,150m以下为瓦斯带,地质报告未提供井田内各煤层瓦斯含量。依据重庆煤科院提供资料,二采区参照+1682m水平运料石门揭露4#煤层的瓦斯涌出量资料,按高瓦斯采区考虑。依据地质报告提供资料,煤尘爆炸指数(Vr)一般在24％～45％左右,扑灭火焰的最低岩粉量在25％～75％之间,井田内各煤层的煤尘均具爆炸性。依据地质报告提供资料,井田各煤层浅部风氧化带内,燃点温度306℃～325℃,自燃指数(T)＝33℃～39.5℃,煤层有自燃发火倾向。风氧化带以下煤层燃点温度381℃～402℃,自燃指数(T)＝9℃第三节地质1、本工作面岩层总体构造形态为向南倾斜的单斜构造,赋存条件稳定。2、依据钻孔资料和邻近煤岩揭露情况,石门掘进区域不受断层影响,但受褶曲影响。3、工作面个别点顶板裂隙发育,比较破碎,易出现脱层现象。加强顶部支护。4、施工过程中严格按要求打设探孔。煤层柱状图为:综合柱状图煤岩性名称柱状厚度煤(岩)性描述2、地质平面图、地质剖面图:第四节水文地质情况根据以往地质勘探资料对矿井水文描述并结合矿井实际采掘情况来看,一八九〇煤矿二采区即将开采的1-1号、1-2号、2-1号、2-2号、4号煤层。其直接充水含水层为八道湾组含煤岩系裂隙含水层。八道湾组含煤岩系裂隙含水层因其富水性较强可能会对井下安全造成危害;地表水艾维尔沟河的渗漏而成为矿床充水的危险水源。第四系中等富水性含水层主要分布在河床及河流两岸和支沟的河谷内,含水层主要为Q4的冲洪积层。主沟含水层一般厚度不超过10m,由砂砾石、卵石及漂石组成。支沟水力坡度大,渗透性强,古河床水量不大,此含水层直接受河水补给,含水层水也向河里排泄,成互补关系,此层水及河水是矿区开采的主要隐患。根据现阶段一八九〇煤矿实际测水资料(一八九〇煤矿最大涌水量300m3/h,最小涌水量260m3/h,)预计二采区正常涌水量第三章巷道布置及支护第一节巷道布置一开口位置及施工顺序1、开口位置:井筒方位270°,倾角12°。井口坐标具体为X=4762242.708Y=29544499.878Z=1839.983。2、施工顺序:回风斜井井筒总长度为743m,其中表土段40.0m,基岩段703m,,躲避硐18个。按照从上往下一次成型施工。图1-2-1巷道平面、剖面示意图二、中腰线标定1、开口掘进时,地测人员按工作面设计图及时标定中腰线,并有醒目标记,队组严格按照中腰线施工。2、激光仪在使用过程中,队组跟班队干每班开工前进行核实,确保中线的正确使用,如发现激光仪中线偏离,及时通知地测科进行调校。3、激光仪在使用过程中,够100m距离需设置一组检核点,使用最大距离200m。4、过构造(1米以上断层及无炭柱)时,应标定腰线。第二节矿压观测一、观测目的根据焦煤集团及1890煤矿安全生产的要求,为了保证工程质量和掌握岩层矿压分布以及巷道围岩的变化情况,要对本巷道进行顶板离层监测、顶和两帮移近量监测、锚杆载荷的监测。二、观测站布置及测点安设(一)顶板离层监测:顶板离层指示仪安装在巷道开口处,巷道顶的中部,以便监测顶板变形的全过程。(二)锚杆承载检测每打300根锚杆选点抽样检测一组,每组检测3根(顶一根,两侧帮各一根)并做好记录,如设计或材料变更时,应另取一组,每组不得少于3根。根据检测结果评判锚杆锚固力和安装质量。螺母拧紧力矩每班必须抽查,所需仪器数量见下表。序号名称及规格数量备注1卷尺(5m)5把2顶底板位移离层指示仪1个开口处安装一个3液压锚杆拉力计1台4扭矩扳手4个观测仪器一览表:三、观测内容(一)观测顶板离层指示仪刻度值是否有变化,并做记录。(二)观测锚杆受力承载情况:巷道每打300根锚杆随即对巷道顶帮锚杆选点抽样检测一组,进行拉拔试验并进行记录。现使用的锚杆拉拔力计型号为MZ-20型,说明书中拉力与压强对照表为:1MPa5MPa10MPa20MPa30MPa57MPa0.52t2.6t5.2t10.4t15.6t30t(三)观测锚杆螺母拧紧力矩情况,可各班用扭矩扳手随即对巷道顶帮锚杆进行检测。序号观测内容观测目的测量工具1顶板离层监测顶板稳定状况,及时采取安全措施离层指示仪2锚杆受力检测锚杆强度是否合适,以调整密度锚杆拉力计3螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量扭矩扳手观测内容、目的及方法见下表:四、观测仪器及使用方法对顶板离层指示仪要实行挂牌管理,在巷道开口顶的中部安设离层指示仪做观测基准点,在观测点旁边挂观测牌板,读取仪器上顶板离层位移数据并记录在牌板上。五、观测时间观测顶板离层位移情况,在安设好观测点后即可进行第一次观测,对距掘进工作面100m以内的测点,每天观测一次,100m以外每周1次。当围岩变形量趋近于平稳后每30天进行一次观测,新设测站与上测站的观测方法和时间一样。第三节支护设计一、说明:1、本巷道布置回风斜井井筒总长度为743m,其中表土段40.0m,基岩段703m,躲避硐18个。井筒倾角12°,方位270°。井口坐标具体为X=4762242.708Y=29544499.878Z=1839.983。按中、腰线进行掘进。局部可能会遇到破碎,因此在掘进当中要认真执行敲帮问顶制度,严防顶板事故2、井筒断面(一)表土层表土层井筒断面为直墙半圆拱形,表土层又分两个断面。(1)斜井口平巷段一长7m,毛宽5800-5300mm,毛高4100-4800mm,毛断面19.22-23.1㎡。净宽4500mm,净高3500-4250mm。净断面13.80-16.95㎡。(2)斜井口平巷段二长4m,毛宽5800-5300mm,毛高4800mm,毛断面23.1㎡。净宽4500mm,净高4250mm。净断面16.95㎡。(3)井口斜巷长45.0m,毛宽5800-5300mmmm,毛高4800mm,毛断面23.1㎡,净宽4500mm,净高4250mm。净断面16.95㎡。混凝土浇筑厚度450-650mm,浇筑混凝土强度C25-C20,底板铺底:砂浆100mm。水沟靠左帮井筒,净宽*净高300×200mm,壁厚100mm。图3-1-3表土层断面支护示意图(二)基岩层基岩层井筒断面为直墙半圆拱形,毛宽4660mm,毛高4430mm,毛断面17.12㎡。净宽4500mm,净高4250mm。喷射混凝土浇筑厚度80mm,净断面16.95m²。铺底:混凝土厚度100mm。躲避硐毛宽2100mm,毛高2050mm,深1500mm,毛断面2.74㎡,喷厚50mm。喷射混凝土强度C20,水沟靠左帮井筒,净宽*净高300×200mm,壁厚100mm。图3-1-4基岩层断面支护示意图图3-1-5锚杆分布断面示意图3、巷道允许误差:宽度0～+50mm,高度0～+50mm二、锚杆支护作用原理1、悬吊作用:用锚杆将直接顶悬挂在坚固的直接顶上。2、组合梁作用:是把层状岩体用锚杆连接并紧固,锚杆把数层薄岩层组合成类似铆钉加固的组合梁,提高了岩层的整体抗弯能力。3、挤压加固拱作用:锚杆经过锚头和垫板对围岩产生压应力,形成组合拱。说明:以上几种理论对于锚杆来说,只有在产生拉应力的前提下才起作用。因此在施工中一定要将螺帽上紧,并将垫板与顶贴实,产生一定的拉应力。一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.7m,高2.5m计算)按巷道断面为3.7×2.5进行验算,采用Ф18×1800锚杆配合铁托板,锚索采用Ф15.24×7300进行支护。1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1)锚杆长度L的确定:L=l1+l2+l3式中:l1—锚杆外露长度,采用木垫片、铁托板支护,l1取50mm,l2—锚杆有效长度。l2=B/2fB—巷道跨度,取(明槽段5800mm,暗槽段4660mm)f—普氏岩石坚固性系数,由于直接顶为复合性顶板,取最小值,4.5l2=B/2f=5800/2×4.5=644.4mm。l2‘=B/2f=4660/2×4.5=517.8mml2≥有范围易调查确定的易碎直接顶厚度(顶板围岩属于Ⅱ、Ⅲ类较稳定或中等稳定围岩,l2取值范围为0.411～1.4m)ml3—深入稳定岩层长度,按锚固粘结力(πdτcl3)等于杆体屈服或拉断承载力(π/4d2σ2)而得的公式估算:l3=dσ2/4τc=495mm式中:d—锚杆直径,18mm;σ2—杆体材料的设计抗拉强度,Ф18螺纹钢锚杆设计抗拉强度为550Mpa。τc—锚杆与树脂的粘结强度,螺纹钢取5.0Mpa。锚杆长度:L=l1+l2+l3=50+(411.1～1400)+495=956.1～1945mm因此锚杆采用长度1800mm能够满足使用要求。(2)按锚杆杆体承载力与等抗拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P,P=π/4d2σ2,由P=Q得: d=1.13√Q/σt式中Q—按我矿现场抗拉拔力试验数据取68600N;σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa。d=1.13√Q/σt=1.13√68600/420×106=0.0144m=14.4mm因此锚杆直径选择为18mm大于14.4mm可满足支护需要。(3)锚杆间排距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距(a)与排距(b)(一般a=b),及锚杆悬吊岩石载荷(G=a2l2γ)等于锚杆的锚固力(Q)。在考虑安全系数(K)的情况下a=0.028d√σt/Kγl2式中:a—锚杆间距,取1m;K—锚杆安全系数,一般取K=1.5～1.8,取最大值1.8;γ—岩石容重,KN/m3。取25.6l2—锚杆有效长度:1.8-0.5-0.495=0.805ma=0.028×18√550/1.8×25.6×0.805=1.940m锚杆间排距采用1.1m×1.1m,能满足支护要求。(4)锚索长度的确定根据我矿施工经验,锚索支护使用的钢绞线长度应根据巷道顶板岩性特征来确定,以确保钢绞线锚固在稳定的岩层中。巷道特征表巷道名称掘进断面净断面水沟断面支护方式锚杆深最大空顶距支护规格岩层断面形状宽墙高全高面积宽墙高全高净面积净宽净高顶帮二采区回风斜井mmmm2mmmm2mmmm白沙半圆拱4．662．14．4316．954．524．250．060．20．3第三节支护方式一、临时支护1、支护方式本巷道使用带帽木点柱及金属前探梁两种临时支护方式。(1)、顶板完整时,采用带帽木点柱临时支护。其中木点柱采用原木直径300mm,长度4200mm,并”穿鞋戴帽”。木帽规格长度450mm、宽150mm、厚50mm。使用2根木点柱,在未使用木点柱临时支护前,工作面不得进行任何形式其它工作,在使用带帽木点柱临时支护后,必须打锚杆。不得在前探粱临时支护下进行掘进。(2)、顶板好时,使用金属前探梁作临时支护,前探金属管采用Φ108mm钢管,长度4000mm;吊环用Φ20mm以上圆钢制作,吊环内径130mm,吊环上焊接120×120mm(厚度δ10mm)钢板,钢板中心打孔,孔径根据巷道永久支护的锚杆直径确定。采用悬吊式前探梁,每根金属管的吊环不得少于2付,锚杆悬吊式前探梁用螺母将吊环固定在工作面已锚固安装好的第一、第三排顶部锚杆上;将金属管穿入吊环中,一端前窜至迎头,上好背板,背板规格为长*宽*厚=1200*150*50mm。用木楔背紧、背牢。2、支护要求(1)、炮掘岩巷落渣后,首先敲帮问顶,找掉伪顶及活煤活渣,及时支护木点柱或前移前探梁、铺联网。(2)、临时支护时间不超过20分钟。(3)、梁头必须紧贴煤壁,严禁空顶,前探梁与顶板之间必须背紧背牢。(4)、前探梁长度4m,使用2根前探梁,分别位于左右第一、三根锚杆上。(5)、混凝土初喷必须紧跟工作面。3、控顶距离临时支护控顶距离:顶板完整时为1.8m,顶板不完整时为0.8m。二、永久支护1、表土层(1)、根据施工图设计要求永久支护采用钢筋砼支护,井筒轴向采用φ16mm螺纹钢,横向采用φ12mm螺纹钢,轴向*横向=250*250mm,双层。钢筋砼拱部厚450mm,墙上部厚450mm,墙下部厚650mm,梯形。钢筋砼强度C25。(2)、表土暗掘段临时支护采用超前探管、锚杆支护,土层稳定性较差时再增加喷砼加强支护。2、基岩层(1)、根据施工图设计要求永久支护采用锚网喷支护,喷射砼标号C20,厚度80mm。锚杆体材料为II级螺纹钢锚杆,药卷ck2335型,每孔3卷,锚杆ф18×1800mm,间、排距800×800mm(±100mm);托盘为Q235钢板120×120mm,厚8mm。网片采用Φ6mmQ235钢筋焊接金属网,网的规格为长×宽=1500×1000mm,网格为长×宽=100×100。网搭茬连接,搭接长度不小于100mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,连接点要均匀布置,间距0.4米。(2)、支护要求①、锚喷支护时,采用锚杆紧跟迎头的支护方式,采用先锚后喷的方式;当围岩稳定性较差时,先把活矸除去,初喷不小于40mm厚的混凝土封闭围岩,待初喷射混凝土初凝后,再打锚杆挂网片,再喷到设计厚度。②、顶部初喷距迎头不得超过3m,复喷距迎头不得超过30m,初喷厚度为30-40mm,复喷总厚度不低于80mm,洒水养护时间不少于28天。③喷射混凝土材料:采用32.5普通硅酸盐水泥,砂为中粗砂,石子粒直径5～15mm,将粒径大于15mm的石子控制在15%以下,石子过筛,并用水冲洗干净,喷射混凝土强度等级C20,配比为水泥:砂:石子:水=1:2.15:2.33:0.45;速凝剂掺入量为水泥重量的5%。第四节支护工艺一、锚网喷工艺流程敲帮问顶→引中腰线→画巷道轮廓线→布置炮眼→打炮眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人放警戒线→爆破排烟→检查瓦斯→检查爆破效果→洒水灭尘→排险(敲帮问顶)→挂网→支设前探梁→施工顶部锚杆眼→安装顶部锚杆→撤除前探梁→装岩→施工两帮下部锚杆→初喷浆→后复喷。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前,先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后、方可开始工作,而后按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合设计尺寸时须先进行处理;拱部锚杆眼采用风动锚杆机进行打眼,柱齿钎头,中空六角钢钎杆,帮部锚杆采用风钻打眼,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度1750mm,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆(1)送树脂药卷:穿锚杆眼装入两卷锚固剂,先穿快速锚固剂,后穿慢速锚固剂。在用锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。(2)搅拌锚固剂:用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来,然后升起钻机推动锚杆,当钻机升到锚杆托盘顶至岩面时,停止升钻机,搅拌20秒后停机。(3)紧固锚杆:搅拌停机50秒后再次启动钻机。锚杆螺母在钻机的带动下进行旋转,保证在其锚杆扭矩力不小于80N.m以上,锚杆的拉拔力达到80KN。否则施工时需采用人工将扭矩力增加至80N.m以上。3、锚杆安装完成后要符合下列要求(1)锚杆间排距误差为±100mm。(2)锚杆孔轴向偏差要控制在设计规定的15°以内。(3)锚杆孔深不得小于杆体有效长度,且不得大于杆体有效长度50mm。(4)锚杆端部必须推至孔底,外端螺纹露出螺母的长度为10-40mm。(5)锚杆的孔位、孔深、角度、锚固力符合设计要求。(6)托盘必须紧贴岩面,螺母拧紧,顶紧力达到设计要求。三、喷射混凝土1、准备工作①检查锚杆安装是否符合设计要求,发现问题及时处理。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,不能漏风,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。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。2、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,喷枪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。采用转PZ-7B型混凝土喷射机,喷射时,喷浆机的供风压力在0.2-0.3Mpa,水压应比风压高0.1MPa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。喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射混凝土厚度30-40mm。初喷紧跟迎头,复喷在耙矸机后进行,与迎头平行作业。复喷前必须用高压水重新冲洗受喷面。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,喷射手应紧扭喷头并将喷口朝下。3、喷射质量喷射前必须清洁岩帮,清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无”穿裙、赤脚”。四、规格偏差及质量要求按本规程第七章”质量技术要求”中要求执行。第四章施工工艺第一节施工方法一明槽施工 施工前地测人员必须提前标定开门位置,标定巷道中腰线,施工人员严格按线施工。明槽开挖采用w-50型挖掘机开挖,10.5t自卸汽车排土,两帮按45°放坡。明槽开挖宽度比巷道掘进宽度各增加300mm,明槽开挖结束后用电动冲击夯HC70D夯实基础及底板,开始自下向上进行稳模浇筑。砼强度等级C25,浇筑砼采用20#槽钢作为内外碹毂,内模碹板为钢模板,外模为建筑钢模。以形成整体砼结构,增强其防水性能。喷射砼配合比按砼试块试验通知单进行。二明槽转暗槽施工1)进洞:明槽段浇注完毕,在回填前,要在工作面沿掘进轮廓施工顶部超前支护,沿顶部周圈掘进轮廓线,用风钻打眼,然后钉入Ø30钢管,布置间距200mm,眼深不少于2.5米,钢管长度不少于3米,钉入深度不少于2.5米,后面搭在明槽浇注好的砼顶板上。每掘进一个循环,必须先按同样方法施工超前顶部支护。进洞掘进每循环掘进进尺不得大于1.2米,使用风镐、手镐挖掘,局部实在挖不动处,方可放松动炮,掘进到位后,要在顶部支设点柱,然后支设槽钢拱架、挂钢筋网临时支护顶板。进洞段在超前支护和槽钢拱架保护下,向前掘进3米,然后支设碹骨,支设10米后浇注。2)进洞以后,表土及基岩风化段以风镐掘进为主,局部土层坚硬时,采用风煤钻或风钻打眼放炮掏槽,风镐扩刷。临时支护采用锚、网、喷和木点柱、钢棚等,根据土层和岩层情况现场确定,施工时在井口备好临时支护材料。三风化基岩段施工为加快施工速度,围岩较稳定时,采用普通法爆破,实行短掘短支,多打眼少装药,每炮进尺控制在2.0m以内。暗槽及风化基岩段临时支护采用锚网喷,锚杆为φ18×1800mm螺纹钢锚杆,三花型布置,间排距800×800mm,喷射砼厚50mm。永久支护为砼井壁,每掘进9m浇筑一次,浇筑砼壁厚为450mm。砼强度等级C20。严格按照砼配合比通知单进行配比下料,添加外加剂。砼对称入模及时振捣,分层厚度不大于300mm,确保施工质量符合要求。四基岩段施工基岩段井筒采用斜井机械化作业线,掘支平行作业,实施”三大二光”即大绞车、大挖掘机、大箕斗、光面爆破和激光指向。1、井筒采用中深孔全断面光面爆破,凿岩机YTP-28型高频风钻,并配以φ22mm中空六角合金钢钎杆和φ42mm”一”字型钻头,炮眼深度2.0m,激光指向仪指向,按不同岩性的爆破图表进行轮尺布眼,插杆定向,提高钻孔质量。工作面采用3台风钻打眼,打眼工6人第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。打眼机具:采用3~4台YT-28型风钻,配Ф22mm中空六角钢,Ф42mm一字型钻头打眼,拱部锚杆眼采用MQT-90型风动锚杆机打眼,安注锚杆时使用MJ80型锚杆安装机,风源来自地面压风机房。

2.装载、运输及喷浆:施工中采用ZYW-150/47.2L挖掘式装岩机装岩、采用JK-2.0单绳缠绕式矿井提升绞车配6m³箕斗运输,喷浆机的型号为转Ⅶ型。降尘方法:湿式打眼、水炮泥装药、装矸前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第三节爆破作业井筒采用YTP-28型高频风钻,并配以φ22mm中空六角合金钢钎杆和φ42mm”一”字型钻头,炮眼深度2.0m,激光指向仪指向,按不同岩性的爆破图表进行轮尺布眼,插杆定向,提高钻孔质量。工作面采用3台风钻打眼,打眼工6人。掏槽方式为四眼锥形掏槽1、炸药、雷管:本巷道使用煤矿许用三级安全乳化防水炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管1段、3段、5段。规格为直径φ35mm,长200mm,重量200g。2、起爆方式:使用MFB-200型电容式发爆器,采用三次爆破的方式起爆,联线方式为串联联线。3、爆破方法:采用一次打眼分次装药分次起爆的方式进行掘进。4装药结构:采用正向装药结构。5、炮眼布置(1)岩巷设计循环进尺为1.6米。(2)炮眼布置分为掏槽眼、辅助掏槽眼、周边眼和底眼。表4-4-1回风斜井井筒爆破参数表眼号炮眼名称眼深(m)装药量爆破顺序联线方式卷/眼小计(Kg)1-5掏槽眼2.244Ⅰ串联6-28辅助眼一2.0418.4Ⅰ29-43辅助眼二2.038.4Ⅲ44-63辅助眼三2.05.412Ⅲ64-94周边眼2.0212.4Ⅴ95-103底眼2.035Ⅴ104水沟眼2.030.2Ⅴ合计209=SUM(ABOVE)60.4表4-4-2回风斜井井筒爆破说明序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面m218.315雷管个1042炮眼数量个1046总装药量Kg60.43炮眼深度m2.07毫秒延期雷管ⅠⅢⅤ4岩石坚固系数f4～68乳化炸药φ35×200mm表4-4-3回风斜井井筒预期爆破效果序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%802每循环进尺m1.63每循环爆破实体岩石量M336.624每循环炸药消耗量Kg60.35单位原岩炸药消耗量Kg/M31.656每循环雷管消耗量个1047单位原岩雷管消耗量个/M32.868每循环炮眼长度M2098每循环炮眼长度M209图4-4-6巷道炮眼布置示意图第四节爆破施工工艺施工采用全断面掘进中深爆破和”三八”制施工。1、找线定眼:按中线、顶板,找出巷道起拱线及井筒中心线,画出巷道轮廓线,由班长、验收员依据爆破图表要求点出眼位,并用自喷漆做出明确标记。2、打眼:打眼时要严格按照要求施工,严格执行一包(包机)、二定(定人,定位)、一坚持(坚持湿式凿岩)、五不准(无措施不准施工,无爆破图表不准画线,不画线不准点眼,不点眼不准开钻,钻孔质量不合格不准装药)制度。操作人员必须集中精力,打出的炮眼要做到准、平、齐,眼底要落在同一平面上。3、装药:采用正向装药结构。钻眼工作结束后,撤出钻眼机具,掩护好不能撤出的机具,切断电源,用扫眼器将炮眼内的岩粉、积水吹干净,由班长协助放炮员及其它熟悉爆破工作的人员进行装药,其它人员撤至距离爆破地点100m以外的躲避硐内。装药时用木质炮棍轻轻将药卷送入眼底,药卷之间要连续密实,并用炮泥封实,封泥长度不得小于500mm。4、连线:采用串联的连线方式。5、放炮警戒时,必须按照警戒示意图的警戒线警戒,并由警戒人挂警戒牌。警戒时间和地点,必须由跟班班、队长安排专人严格执行,并遵守警戒完成和撤销警戒的汇报制度。6、放炮:连线工作结束后,由放炮员检查连线质量及连线方式,最后由放炮员一人由里向外铺设放炮母线,其它人员撤至安全地点。在警戒完毕后,必须吹哨警戒:一响撤人;二响警戒;三响确认无情况后班长清点当班人数无误方可下达放炮命令,放炮员接到放炮命令至少再等5秒钟后方可启动发爆器。如放炮拒爆时,放炮员必须先取下放炮器钥匙,并将母线从电源上摘下,扭结成短路,再等30分钟后方可沿线检查,找出不响原因,处理后重新放炮。7、炮烟散尽后,在距放炮时间不少于30分钟之后,由放炮员、班长首先进入放炮地点,检查围岩、拒爆、残爆等情况,确认无危险后,通知其它人员进入工作面。8、敲帮问顶:放炮完毕后,要由有经验的老工人由外向里将危岩处理掉,在处理危岩时,其它人员不准进入工作面,确认无危险后,方准其它人员进入工作面。图4-5-7巷道放炮装药方式图第五节装、运岩(矸)方式一、装岩(矸)方式工作面矸石由矿用履带扒矸机装入箕斗。二、运输方式采用6m³箕斗配2.0m绞车斜井提升出井后,自动前卸式箕斗翻入卸矸场地,由汽车运矸石到排矸场。第六节管线及轨道铺设管路、电缆在掘进施工中电缆敷设在人行道一侧,风水管、风筒敷设在非人行道一侧。电缆钩固定在腰线以上0.8m处,每个3m一个,电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上向下分档吊挂,垂度不超过50mm,高压、低压电缆之间距离不小于50mm。水管固定在腰线以下0.2m处,风管固定在腰线以下0.3m处,接口严密,不得出现漏水、漏风现象。水管距工作面20m范围内使用1寸胶管、20m外使用3寸铁管,要随工作面及时延长,以备工作面正常见水。风筒吊挂在腰线以上0.8m处,环环吊挂,风筒口距工作面不得超过5m。二、临时铺轨临时轨道采用30kg/m轨型,轨距900mm。铺设质量符合质量标准要求。掘进时铺设30kg/m的轨道,规矩900mm,枕木规格(长*宽*厚)为1200mm*150mm*120mm,轨枕间距700mm。铺设的轨道必须符合”质量标准化验收标准”中的规定,轨距误差不大于10mm、不小于5mm;轨道间隙不超过10mm;内外错不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效,轨道距工作面为6-20m。第七节躲避硐、附属工程的施工按照《煤矿安全规程》规定,斜井每隔40m设置一躲避硐室,硐室净深1.5m,净宽2.0m,净高2.0m。躲避硐随巷道的掘进同时掘出。井筒喷射完毕后,开始混凝土铺底及水沟砌筑等附属工程施工,地面集中搅拌站搅拌砼。第八节设备及工具配备设备及工具配备见下表:序号机械设备名称规格及型号数量国别/制造年份用于施工部位额定功率kw备注1矿井提升机JK-2.02台中/井筒、斜巷135自有设备2扒渣机LWT-1202台中/工作面装矸75自有设备3提升绞车JD-552台中/喷射砼运输55自有设备4风动凿岩机YT-2816台中/工作面掘进自有设备5对旋式局扇FBDNo6.3/2*304台中/井下通风60自有设备6锚杆机MQT-1304台中/井下打锚杆自有设备7空压机40m3台中/凿岩机32自有设备8水泵各种型号10台中/施工排水4自有设备9煤电钻MZ2-126台中/软岩打眼4自有设备10矿车1.5m30辆中/井下运输自有设备11搅拌机JW-1000型2台中/地面搅拌11自动计量12激光指向仪——2台中/巷道定向自有设备13甲烷传感器——8台中/瓦斯报警自有设备14喷浆机转子V型2台中/井巷喷浆自有设备15移动变电站400KVA2台工作面供电自有设备16箕斗6m³2台矸石运输自有设备17汽车20吨6台矸石运输自有设备18矿车1.5吨20台矸石运输自有设备19探水钻MYZ-150型3台探水探瓦斯自有设备20第九节测量斜井施工中项目部采用经纬仪给定中、腰线,每50m由矿方测量人员校验一次中腰线,控制导线距工作面不超过50m。100m以后安设激光指向仪指向,安装激光指向仪以后,控制导线距工作面不超过100m。根据激光确定中腰线,并要定期校验激光指向仪。第十节水沟施工砌水沟时要先按中、腰线将规格尺寸挖至设计要求,然后支模,支设模板时按中、腰线支设,尺寸必须符合设计要求,水沟要先抹底再浇壁,底厚100mm,壁厚100mm。第十一节巷道铺底巷道铺底厚度为100mm,混凝土强度为C20。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织采用每天”三班”制作业方式(一天三班,每班8小时)组织生产,每天二个循环,每循环有效进尺1.6米。劳动力组织表、技术经济指标表、作业循环图表如下:表5-1-5劳动力组织表序号工种工作面出勤人数总计一班二班三班1班长31112打眼工(兼支护)16打眼工8打眼工83喷射砼、出矸工238874瓦检员31115放炮员3111总计48191910第二节循环作业为保证正规循环作业,迎头施工根据劳动组织配备人员,合理安排工序,尽量做到交叉平行作业,充分利用工作时间,提高工时利用。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,以充分利用工作时间,提高工时利用率。(见图5-2-6正规循环作业图表)第三节主要技术经济指标表表5-3-7主要技术经济指标表名称指标名称指标日进度3.2米月进度80m日工效率0.06米/日*工直接工48每循环进度1.6树脂锚固剂39卷/米日循环次数2螺纹钢锚杆13根/米月循环天数28循环率93%第六章生产系统第一节通风系统一、通风方式二、风量计算及局扇选型1、掘进工作面实际需要风量1)按CH4涌出量计算Q掘=100qk式中:Q掘——掘进工作面实际需要风量,m3/min;q——掘进工作面的CH4绝对涌出量,矿井绝对CH4涌出量为1.0m3/min。K——掘进工作面通风系数,取1.6。则:Q掘=100×1×1.6=160m3/min2)按CO2涌出量计算Q掘=100qK/1.5式中:Q掘——掘进工作面实际需要风量,m3/min;q——掘进工作面的绝对CO2涌出量,矿井绝对CO2涌出量为0.8m3/min。K——掘进工作面通风系数,取1.6。则:Q掘=100×0.8×1.6÷1.5=85.33m3/min3)按人数计算:Q采=4N式中:N——掘进工作面同时工作的最多人数,N=20人。Q采=4×20=80m3/min4)按炸药使用量计算Q掘=25A＝25*15＝375m3/min式中:A药——一次爆破炸药最大用量,Kg。5)按风速进行验算岩巷掘进工作面的风量应满足:60×0.15×S掘≤Q掘≤60×4×S掘式中:Q掘——掘进工作面实际风量,m3/s;S掘----掘进工作面巷道过风断面积m2;Q掘=60×0.15×16.95=152.55m3/minQ掘=60×4×16.95=4068m3/min2、局部通风机选型①局部通风机工作风量计算Q扇≥Q掘×P＝375×1.17＝438.7m3/min式中:Q扇——局部通风机工作风量,m3/min;如有实测百米漏风率P100,可按下式计算:Q扇≥Q掘/(1-L×P100/100)式中:L——风筒长度,m;P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数,柔性风筒应按下式计算:P=1/(1-nL接),P＝1/(1-74*0.002)＝1.17式中:n——风筒接头数;L接——一个接头漏风率。反压边连接时,L接=0.002～0.006(煤巷取小值,岩巷取大值)。②局部通风机工作风压计算根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻,计算掘进工作面局部通风机工作风压值:ht≥Rp×Q扇×Q掘＝135.4×438.7×165/3600＝6187Pa(公式中Q扇、Q掘的计算单位均为m3/s)式中:Rp——压入式风筒的总风阻,N.S2/m8;如有实测百米风阻值R100,可按下式计算,ht——压入式局部通风机全风压,Pa;Rp＝R100×(L/100),当无实测资料时,应按下式计算。Rp＝6.5α×L/(d5)×ζ＝6.5×0.0032×800/(0.85)×3＝135.4式中:α——风筒摩擦阻力系数(无实测资料时可参用表5),N.S2/m4;L——风筒长度,m;d——风筒直径,m;根据风压风量计算经查表验证FBD7.5/2×45型局部通风机吸风量在450-890m3/min,风压在850-7000Pa能满足该工作面需求。根据以上验算,选择FBDNo7.5/2*45型对旋式扇风机2台(一台备用),能满足风量及风压要求,同时具备双电源,且两台风机能自动切换。⑥局扇位置:口15m处。三、通风系统(局扇)→回风斜井井筒(风筒)→工作面。乏风:工作面→回风斜井井筒→。四、局部通风机安装要求1)风机必须放在风机托架上。2)风机开关必须上架,风筒出风口与工作面的距离不大于10m。3)局部通风机必须挂牌管理,专人负责,严格执行”三专两闭锁”管理(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。就是风机停止运转时对工作面迎头的扒矸机,或喷射机都要断电.如果瓦斯超过1.2%,对工作面迎头所有非本质安全型电气设备必须停电,并撤出所有人员,采取措施进行处理。4)风筒(φ800mm)吊挂在井筒的右帮,不低于1.5m的位置,而且要求逢环必挂,达到平、稳、直,不出现拐急弯现象。5)风筒接口要严密不漏风。6)必须保证风机24小时连续运转,不准无故停电、停风。图6-1-8巷道通风示意图五、通风措施1、掘进工作面采用局部通风机压入式通风。通风机和启动装置必须安装在距回风口不小于15m处,要放稳垫平,固定牢固。通风机要安设消音器减少噪音。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直,无脱节、无破口,矿车和支架不得磨擦挤压风筒,岩巷时风筒口距迎头不大于10m,半煤巷与煤巷时风筒口距迎头不大于5m,以保证迎头有足够的风量。局部通风机距离工作面在500-1000m时,风筒漏风率不得超过在3%。3、局部通风机要长时运转,无论工作、不工作或交接班都不得停止运转,局部通风机自动停电时,要撤出全部人员,待查明原因,确认安全后再启动。4、使用局部通风机的掘进工作面,不得停风;因检修,停电、因故停止运转等原因停风时,必须将人员全部撤出。5、局部通风机必须使用三专、两闭锁。局部通风机必须具备双风机、双电源。6、风筒口到掘进工作面的距离;岩巷时风筒口距迎头不大于10m,半煤巷与煤巷时风筒口距迎头不大于5m,风筒要吊挂平直,不出现死弯或被挤压,不出现跑漏风现象,工作面风筒不落地,保证掘进工作面有足够的风量。7、每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,每天进行一次正常工作的局部通风机与备用风机自动切换试验,试验期间不得影响局部正常通风,试验记录存档备查。8、正常工作和备用局部通风机均停电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。9、局部通风机和掘进工作面的电气设备,必须装有风电闭锁装置。当局部通风机停止运转时,能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。掘进工作面应装两闭锁(风电闭锁和瓦斯电闭锁)设施,当局部通风机停止运转或掘进巷道瓦斯超限时,能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。10、掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警断电装置。11、局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。任何人不得随意停电停风机,如需检修设备停电停风机时,必须有专人看护,报项目部领导,经批准后方可停电停风机。12、除放炮检查之外,每班瓦斯检查不得少于2次。13、工作面瓦斯、二氧化碳浓度的执行标准按相关法律法规及相关措施执行。14、在达到撤人或停工要求时,必须在相关地点设置栅栏和挂警示牌。15、所有人员必须爱护通风设施,不准挤压风筒。16、局部通风机进风口6m范围内严禁有杂物。17、通风措施需挂警示牌并专人管理。第二节压风系统1、压风由地面压风机(型号MAM-200)供风,采用一路Ф108×4.5mm无缝钢管作压风管。2、管道安装要求(1)管道安装前应进行检查,钢管内不得留有残杂物和其它脏物(安装前用压风吹洗干净);(2)管道敷设要求平顺、接头密封、防止漏风,凡有裂纹、创伤、凹陷等现象的钢管不得使用;(3)压风管道每隔200-250m安装闸阀;并在适当地段加设一个三通接头备用;管道前端至开挖工作面距离宜保持在30m左右,并用高压软管接分风器;(4)在管道上设置油水分离器,定期放出管中聚积的油水,以保持管内清洁与干燥;工作面压风路线:地面压风机→回风斜井井筒→工作面。(附图6压风机站布置示意图)防尘系统采用湿式凿岩机。坚持使用水炮泥。放炮时巷道中使用风水喷雾降尘。装矸前向矸石堆洒水。喷浆时使用防尘喷雾装置。潮式喷浆。加强个体防护,坚持戴口罩作业。从地面往工作面敷设防尘水管,防尘管直径为Ф88mm。具体防尘措施如下1、打眼施工时,距工作面50m后安装两道道防尘水幕,第一道防尘水幕距工作面20m,防尘水幕距顶板200mm喷雾全断面覆盖,垂直于顶板。2、施工过程中,每隔50m安装一个三通阀门便于洗尘,水管吊挂平直。3、工作面必须采用湿式打眼,做到无水不开钻、停水停钻。4、水幕安装距井筒顶板距离不大于300mm.5、定期冲洗井筒,防止粉尘堆积,每天1次。6、对于粉尘飞扬和粉尘大的地点,根据实际情况随时进行冲洗。7、防尘设施齐全,喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。工作面供水路线:地面防尘水→回风斜井井筒→工作面。第四节防灭火1、严禁带打火机香烟下井。井下工作人员要穿棉质工作服。2、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖好的铁桶内,用过的棉纱布头、纸必须存放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面,不得乱扔。3、严禁将剩油、废油留在巷道内。4、严禁无措施时明电、明火作业。5、井下消灭火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十条规定执行。6、若电气没备着火时,必须先切断电源,然后用砂子灭火。7、机械设备经常保持完好,防止机械发热产生火花。8、各接线盒,电气设备要有保护接地。不得有明接头。9、井下机电设备硐室要配2台灭火器,或不少于0.5m³的沙子,铁锹2把,水桶一个。第五节安全监测系统一、瓦斯检查1、瓦斯员每班至少到工作面检查3次瓦斯,每隔2-3小时检查一次。不得空岗假检和漏检。2、工作面瓦斯检查记录牌板设在距工作面30m处。瓦检员每次检查结果及时填写瓦斯检查手册和现场瓦斯检查记录牌板上,书写要清晰、准确。3、值班队长、技术员下井必须携带便携式甲烷检测仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理。4、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷检测仪,在爆破地点每次爆破时进行”一炮三检”工作,并做好记录在井下一炮三检牌板上。5、班组长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪,并把CH4报警仪悬挂在无风筒侧,距掘进迎头不大于5

m,距顶板不大于0.3m,距帮不小于0.2位置,当报警时停止工作,查明原因时行处理。6、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时,在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时(甲烷检测报警点不大于0.8%),不得通电或检修。二、瓦斯监测监控