箕斗装载硐室施工作业规程.doc

****主立井箕斗装载硐室施工作业规程

同煤浙能***煤业有限公司
主立井箕斗装载硐室施工作业规程

项目经理：
技术经理：
生产经理：
机电经理：
安监站长：
施工队长：
技 术 员：
编 制：

***工程项目部
2010年4月13日

目 录
第 一 章 工程概况 - 1 -
第 二 章 地质水文情况 - 1 -
第 三 章 施工方案 - 1 -
第 四 章 施工准备 - 2 -
第 五 章 施工工艺 - 4 -
第 一 节 施工顺序 - 4 -
第 二 节 施工方法 - 4 -
第 六 章 施工辅助系统 - 22 -
第 一 节 通风系统 - 22 -
第 二 节 压风系统 - 23 -
第 三 节 供电系统 - 23 -
第 四 节 排水系统 - 23 -
第 五 节 砼搅拌及运输系统 - 23 -
第 六 节 安全监控系统 - 23 -
第 七 节 通讯与照明系统 - 24 -
第 七 章 劳动组织与施工工期 - 25 -
第 八 章 质量保证措施 - 27 -
第 九 章 灾害预防及避灾路线 - 30 -
第 一 节 灾害预防措施 - 30 -
第 二 节 避灾路线 - 31 -
第　十　章 安全技术措施 - 32 -
第 一 节 基本安全注意事项和保证措施 - 32 -
第 二 节 吊盘使用安全措施 - 34 -
第 三 节 爆破安全措施 - 35 -
第 四 节 装岩安全措施 - 36 -
第 五 节 提升安全措施 - 37 -
第 六 节 防坠安全措施 - 39 -
第 七 节 顶板管理措施 - 39 -

- 16 -

第 一 章 工程概况
第 一 节 概 述
一、硐室名称
本作业规程名称为《同煤浙能***煤业有限公司主立井井底箕斗装载硐室施工作业规程》。
二、掘进目的和用途
箕斗装载硐室上接煤仓下连主立井井筒连接，为满足后期生产需要，内安设箕斗装载设备，将煤仓中的煤按规定的量装入箕斗，进行提升。
三、硐室设计长度及服务年限
箕斗装载硐室设计段高为41m，其中加固段5m，装载带式输送机巷段6m, 输送机巷下部硐室19.31m，硐室下过度段10.69m。
该硐室为永久性硐室，服务年限同该矿井的开采年限。
四、预计开、竣工时间
根据建设单位合理安排，主立井+665水平辅助运输大巷与回风井南回风大巷贯通后形成全风压通风后，开始施工箕斗装载硐室。预计箕斗装载硐室开工时间为2010年5月1日，竣工时间为2010年8月14日，工期106天。

第 二 节 硐室布置及支护形式
一、硐室的位置
箕斗装载硐室设计为双侧通过式，从封口盘下527.0m(绝对标高为+676.0)开始施工箕斗装载硐室，其中硐室上部井筒加固段5m，装载硐室段36m；
该箕斗装载硐室为东西方向布置，其中东向硐室内输送机中心线向北偏井筒东西方向中心线2205mm，西向硐室内输送机中心线向南偏井筒东西方向中心线2205mm；
该工程以带式输送机巷底板绝对标高+665.0m为相对标高±0.0m进行标高控制。
二、各断面特征
该装载硐室断面为矩形，各水平断面特征如下，详见附各水平断面图。
1、+11.000m～+6.000m为井筒加固段，段高5000mm，设计为双层钢筋混凝土支护，由于设计图纸滞后等原因，井筒已施工532m(绝对标高为+671.0m)，即已施工完井筒加固段，经与设计单位、建设单位研究，现采用补打锚杆进行连接，锚杆为直径18×1800mm，间距为1000mm，外漏800mm。
2、+6.000m～+5.500m为装载硐室顶，断面为矩形，东西方向，净宽8175mm，掘进宽度9175mm，长度为6530mm，支护厚度500mm，采用锚索+工字钢+混凝土联合支护，锚索选用直径15.24mm，长度7300mm预应力钢绞线，外漏300mm，锚索间排距为2500×2450mm；工字钢型号为36a，长度为7323～10431mm，两侧各17根，间距为350～400mm，混凝土强度等级为C35。
3、+5.500m～+3.000m，段高2500mm，井筒部分为圆形同基岩段，硐室部分断面为矩形，规格为8175×4700mm，支护厚度500mm；采用单层钢筋混凝土支护。纵向钢筋与竖向钢筋均采用直径20mm的螺纹钢筋，搭接600mm，间距300mm，混凝土强度等级为C35。
4、+3.000m～-0.400m，段高3400mm，井筒部分和硐室部分断面均为矩形，东西方向，井筒部分规格为9600×6400mm，硐室部分规格为8175×4700mm，支护厚度均为500mm；采用单层钢筋混凝土支护，纵向钢筋与竖向钢筋均采用直径20mm的螺纹钢筋，搭接600mm，间距300mm，混凝土强度等级为C35。
5、-0.400m～-19.310m，段高18910mm，井筒部分和硐室部分断面均为矩形，东西方向，井筒部分规格为9600×6400mm，硐室部分规格为7175×4700mm，支护厚度均为500mm；采用单层钢筋混凝土支护，纵向钢筋与竖向钢筋均采用直径20mm的螺纹钢筋，搭接600mm，间距300mm，混凝土强度等级为C35。
6、-19.310m～-21.000m，段高1690mm，井筒部分南北方向断面为矩形，规格为9600×6400mm；东西方向为弧形，同井筒基岩段规格；支护厚度均为500mm，采用单层钢筋混凝土支护，纵向钢筋与竖向钢筋均采用直径20mm的螺纹钢筋，搭接600mm，间距300mm，混凝土强度等级为C35。
7、-21.000m～-30.000m，段高9000mm，井筒部分南北方向断面为矩形，规格为9600×6000mm；东西方向为弧形，同井筒基岩段规格；支护厚度均为500mm，采用单层钢筋混凝土支护，纵向钢筋与竖向钢筋均采用直径20mm的螺纹钢筋，搭接600mm，间距300mm，混凝土强度等级为C35。
三、附图
1、装载硐室剖面图
2、装载硐室平面图
3、装载硐室各水平断面图

第 二 章 地质水文情况
根据建设单位提供的J1号钻孔综合柱状图可知，该段岩性主要由砂质泥岩、粉砂质泥岩中粒砂岩、泥岩、煤等组成。
据J2号孔岩芯鉴定成果，太原组含水层裂隙发育段在以下几个层段：孔深563.15-563.95m、564.80-568.20m、589.30-603.40m，其中564.80-568.20m段岩性为细粒砂岩，裂隙未填充，岩性破碎，是主要出水层段之一，太原组涌水量为3.91m3/h。
该矿为低瓦斯矿井，本井田有煤尘爆炸危险性，煤层自燃倾向性等级I～II级属于容易自燃～自燃。
附图：地质柱状图

第 三 章 施工方案
根据箕斗装载硐室的设计特征和工程地质情况，为确保施工安全和质量,决定采取装载硐室部分与井筒部分同时施工，采用分层下行的施工顺序的方案，每分层暂定为3.0m，根据实际情况可进行调整分层段高。施工时井筒部分超前一个分层，便于预留矸石； +6.000m～+3.000m段（第一分层）采用一侧导硐掘进，临时支护完后，再将剩余部分按设计掘进，然后绑扎墙部钢筋，最后安设顶部工字钢梁，组立模板浇注混凝土；以下各分层按此顺序掘进、支护。

第 四 章 施工准备
一、技术准备
执行公司图纸会审和技术（合同、安全）交底管理制度。施工前，与建设、设计、监理等相关单位对施工图纸进行会审，对图纸中存在的和施工时可能遇到的问题进行研究确定；认真组织学习施工作业规程、操作规程、煤矿安全规程和各种安全技术管理制度，逐级进行技术（合同、安全）交底工作，以确保工程施工能够按照要求进行施工。
二、人员准备
按工程施工准备计划、工程开工需要，分期分批及时组织施工人员进入施工现场。施工前，对所有参加施工的人员进行培训，并经考试合格后开始进行现场作业。
三、工程准备
1、施工测量
(1) 为了保证工程定位和标高的正确性，需对甲方提供的各近井点进行校核。校核无误后，依据甲方提供的近井点资料标定井筒中心位置,确立井口高程并建立井筒十字基点。
(2)装载硐室中线的标定：采用悬挂垂球法标定井筒中心线，井筒中心位置偏差不得超过5mm，否则应进行更正。根据装载硐室施工平面图, 该硐室为东西方向布置，其中东向硐室内输送机中心线向北偏井筒东西方向中心线2205mm，西向硐室内输送机中心线向南偏井筒东西方向中心线2205mm,根据需要测设井筒中心线进行控制硐室方位。依据甲方提供的近井点和十字基点资料,按装载硐室方位在封口盘上标定2个边线点,然后从封口盘的2个点下Φ2mm碳素钢丝,保证钢丝不与井壁或其他东西接触,钢丝重垂重量不小于60kg，利用这两根垂球线,在装载硐室上部2-3米处的井壁上标设两个井筒十字中线点，装载硐室施工根据井壁上的井筒十字中线点控制。
(3)装载硐室的高程：在装载硐室上部2-3米处的井壁上设置水准点,用千米钢尺从井口标高控制点导入高程；装载硐室开口的高程位置及其他各部分的高程根据水准点来确定。
2、器材准备
（1）、施工材料
材料必须按计划提前备料到场，备料用量不得低于10天的用量，砂子不低于450m3，石子不低于500立方，水泥不低于3天的用量90吨，外加剂确保15天的用量，另按设计购置相关钢筋、锚杆、锚索、工字钢等材料。
（2）、按设计规格加工好施工用的钢筋、工字钢梁、吊环等；
（3）、准备好施工用的土建钢模板﹑模板卡、钢架杆﹑架杆扣件等。
（4）、准备好掘进硐室用的凿岩机、锚杆机、钻头钻杆等
3、其它准备工作
（1）、装载硐室施工前，先将工作面进行清理，按探水措施进行探水作业。如无涌水或单孔涌水量小于5m3/h，正常向下施工装载硐室；如单孔涌水量大于如单孔涌水量大于5m3/h，则进行工作面预注浆施工，注浆后无涌水再正常向下施工。
（2）、装载硐室施工前，在吊盘上装载硐室开口方向安装护拦，护拦安装长度为硐室掘进宽度，护拦高度不低于1500mm，防止施工期间从吊盘上向下坠人坠物。护拦安装必须牢固可靠。
（3）、检查各凿井装备，对存在隐患和不完好的设备设施进行整改处理，检查各凿井系统是否正常可靠。
（4）、提前对搅拌机、配料机、螺旋输送机等混凝土施工设备以及稳车群每一台稳车、悬吊设施和提升绞车进行检查、检修和维护，并备足充足的配件，以确保各种设备的正常连续使用。
（5）、对伞钻进行维护保养，需要更换配件及时更换，及时注油，并进行试运转，保证其完好。
（6）、对全部施工人员进行基岩段施工技术交底和培训，使每一位施工人员都清楚施工工艺、技术质量要求和安全注意事项。

第 五 章 施工工艺
第 一 节 施工顺序
施工顺序自上而下根据工程需要按3—4m段高分成11个分层，逐层进行施工。见附装载硐室施工顺序图。
第一分层施工顺序为向下掘进6—7m，将矸石出至第一分层底部，然后按设计绑扎该分层内装载硐室墙部和井筒钢筋——组立硐室内墙部模板，落整体金属模板——整体浇注该分层装载硐室和井筒混凝土——安装硐室顶部工字钢梁，组立顶部模板，浇注顶部混凝土——出矸正常向下掘进并保持下部井筒部分预留一个分层的矸石——绑扎钢筋——组立模板——浇注混凝土——脱上一分层模板；以下各分层施工顺序同上，施工至操作硐室位置时，按设计进行施工操作硐室。
第 二 节 施工方法
一、井筒段施工
1、掘进
（1）钻爆机具和爆破器材
采用SJZ—6.10型伞钻，均用六台YGZ-70风钻打眼；4.5m长六角中空钢钻杆，Φ55mm “十”字型或柱齿合金钢钻头；二级煤矿许用水胶炸药，药卷规格为Φ45mm；I—VI段段7.0m长脚线毫秒延期导爆管配毫秒延期电雷管引爆；井口380V交流电源全断面一次起爆。
（2）爆破参数
爆破参数见爆破图表，施工中岩石硬度发生变化时，各参数可以根据实际围岩情况进行调整，以达到最优爆破效果。
装载硐室井筒部分爆破原始条件
序号
名 称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
岩石硬度
f
4～6
5
炮眼直径
mm
55～58
2
涌水量
m3/h
<20
6
水胶炸药直径
mm
35～45
3
掘进断面
m2
81.7
7
雷管
个
174
4
凿岩机台数
台
6

装载硐室井筒部分爆破参数表
眼号
炮眼
名称
眼数(个)
圈径(mm)
眼深(mm)
眼距(mm)
装药量
起爆顺序
kg/眼
kg/圈
1～6
掏槽眼
6
1600
3000
800
3.0
18
Ⅰ
7～15
掏槽眼
9
2400
4200
821
4.0
36
Ⅱ
16～30
辅助眼
16
3900
4000
761
3.5
56
Ⅲ
31～51
辅助眼
21
5400
4000
805
3.5
73.5
Ⅲ
52～78
辅助眼
27
6900
4000
801
3.0
81
Ⅳ
79～112
辅助眼
35
8400
4000
753
3.0
105
Ⅳ
113～174
周边眼
60
9800
4000
513
2
120
Ⅴ
合计

174

489.5

装载硐室井筒部分预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
5
每m井筒炸药消耗量
Kg/m
136
2
每循环工作面进尺
m
3.6
6
每循环炮眼总长度
m
691.8
3
每循环破岩实体
m3
294.1
7
每m3原岩雷管消耗量
个/m3
1.65
4
单位原岩炸药消耗量
kg/m3
1.67
8
每m井筒雷管消耗量
个/m
49.7
（3）凿岩爆破作业
a钻眼准备：钻眼前先将工作面清理干净，准确定出井筒中心，然后按照爆破图表按各眼圈径和眼距用井中轮尺标出各眼位，然后定人定眼位用凿岩机钻炮眼。爆破参数见井筒基岩段爆破图表。
b钻眼工作
打眼前，伞钻应始终吊挂在主提钩头上，以防支撑臂突然失灵，钻架倾倒。严格按标定眼位开钻，炮眼深度和方向都必须符合要求。确保掏槽眼和周边眼的质量，实行定机、定人、定眼位的分区包干作业。为防止岩粉、小碎石掉入钻孔，每打好一个炮眼，要及时插上木橛子，将炮眼保护好。

打完眼后，要对眼位、眼数、眼深进行一次检查，不符合要求的要重新补打。
伞钻在井口位移、下井、升井、固定都要在专项措施中明确规定，特别是下井、升井时，严格限速，确保安全。
c装药
首先进行瓦斯检查，无问题后开始装药工作，装药前先将炮眼内残渣用压风吹净，并检查孔底深度是否符合设计要求，然后按爆破设计要求填装药卷。所有炸药、雷管事先必须检查，对过期失效等质量不符和要求的严禁下井使用。
采用反向连续装药结构。用木质、竹质或塑料炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须彼此密接，孔口炮泥要充填好，药卷间要紧密接触。装药时必须把电雷管或导爆管脚线扭结成短路悬空，并严禁与其他电气设备或导电体接触。最后用炮泥封堵严实，周边眼炮泥长度不少于500mm，其它炮眼要充实填满。装药时要定人，统一指挥，按爆破图表要求进行。
d联线、放炮
采用大并联联线方式，放炮电源380v交流电，井筒中敷设一趟放炮专用电缆，井口棚外设放炮开关，井底基线使用20#铅丝。装药工作开始之前，要切断井下一切电源。联线时，雷管脚线、工作面基线、放炮母线、放炮电缆间相互接头要紧密联接，母线与电缆联接前，对工作面整个联线必须逐一检查，确保无误。
放炮前，要将工作面机具、设备提至安全高度，人员全部升井，打开井盖门，全部人员撤至安全距离以外，放炮员大呼数声警号后，方可合闸起爆。
2、装岩和排矸
采用1台HZ-6型和1台HZ-4型中心回转式抓岩机抓岩，抓岩机通过2台JZ-16/800A型稳车悬吊。中心回转抓岩机抓斗容积0.4 m3和0.6m3，抓岩能力80m3/h。排矸采用两套单钩提升，主提绞车JKZ-2.8/15.5，4m3座钩式吊桶，副提绞车2JK—3.5/20，4m3座钩式吊桶，翻矸落地，装载机配合自卸汽车排矸。
抓岩时首先抓出水窝再将吊桶放置位置抓平，然后从井筒边缘向中心抓岩，在吊桶提升后，再将放置吊桶的罐窝抓出，以便吊桶再次下放后能放至罐窝内继续抓岩。
当抓斗只能抓取1/4斗容积时，抓岩机已不能充分发挥效率，即可认为进入清底阶段，必须集中力量进行清底。清底工作包括：清除已松动的矸石，并见到实底，清底工作直接关系到钻眼质量和爆破效果，其出矸量不大，但占用时间较长。加快装岩和清底工作的措施：
（1）保证抓岩效率，吊盘下层盘距工作面高度不超过20m；
（2）工作面要有足够的照明；
（3）抓岩机司机必须熟悉抓岩机性能，操作要熟练，各项动作相互协调，司机必须经过培训持证上岗。
（4）抓岩机使用前后要仔细检查、维修，发现问题及时处理，减少故障影响，易损件备足。
（5）为便于抓岩，除排水管外，其它管路不得伸出吊盘以下。
（6）及时总结爆破经验，不断调整爆破参数，以便爆破的岩石块度大小适当均匀，减少大块及松动石块的比例，便于提高装岩效率和减少清底工作量。
（7）如条件允许，采用玉柴YC35-7挖掘机进行清底，但必须编制清底措施。
3、支护
(1)、临时支护：视实际围岩情况，采用锚网喷临时支护,锚杆采用Ф20×1800mm树脂螺旋钢锚杆，金属网片网格100×100mm，喷射砼50-100mm，强度等级为C20。根据围岩情况也可采用单喷或单锚。
(2)、永久支护：各参数见本规程第二节硐室布置及支护形式。
<1>、钢筋绑扎：第一分层当掘进施工段高3.0m后，由跟班验收员对掘进断面进行检查，符合设计要求后，在原混凝土井壁下平面按1000mm间距布置打设Ф18×1800mm锚杆，内外层锚杆与内外井壁保护层按150mm控制，锚杆孔深1000mm，锚杆外露长度800mm，每根锚杆配k2335和z2360树脂锚固剂各一卷，锚杆安设完毕以后，将井壁下平面用风镐和钢刷清干净，开始准备绑扎该段井壁钢筋。
为了防止井壁下沉和便于钢筋绑扎，先在装载硐室第一分层上部井壁往下1000mm和2000mm水平位置按2500mm间距用风钻打一圈眼，眼深为450mm，然后插入1000mm长废钢筋或废钻杆，用井筒中心线按5050mm半径轮尺定位标出外层钢筋位置，将加工好的第一模竖向钢筋与打设好的锚杆进行绑扎连接，搭接长度为800mm，然后在插入的废旧钢筋上按标示的外层钢筋位置绑扎一层环筋，再按照设计间距250mm依次补齐竖向钢筋，最后按250mm间距依次绑扎环筋。各钢筋间距均为250mm，搭接长度540mm，钢筋与混凝土井壁外保护层为50mm，内保护层为80mm。绑扎钢筋用20#铅丝，双股三扣将锚杆与环筋捆绑密贴牢固，搭接绑扎不得少于三道绑丝。
内层钢筋绑扎环筋按4580mm半径绑扎，绑扎方法同外层。
钢筋绑扎过程中将装载硐室口进行预留，并与装载硐室两墙部钢筋进行连接绑扎，由于现不能安设硐室顶部2—8#工字钢梁，绑扎钢筋和浇注混凝土时按设计部位预留将2—8#工字钢梁梁窝。
<2>脱模、立模
砌壁采用3.6m段高YJM型液压整体金属模板。待钢筋绑扎完经验收符合要求后，开始脱模，脱模前工作面所有人员站到井中位置，防止模板上或井壁上浮矸掉下伤人。利用油泵通过油管收缩模板油缸进行收模。收模后先在工作面砌壁处铺一层砂子。模板收缩后由地面四台模板悬吊绳稳车同步下放，如下放过程中模板偏斜立即调平，调平后继续下放。
立模时，要由工程技术人员亲自实施，统一指挥，配合机电工、班组长、验收员操作。模板下放至工作面，段高接茬符合要求后液压油缸同时外伸，使模板撑大至设计尺寸，最后进行操平找正。校正方法为：以井筒中心轮尺测量模板的轴向偏移量进行调整找正，用水平管进行操平，找正模板半径尺寸为4500mm。操平找正后的模板，以中线测量轴线偏移量必须控制0～+30mm。最后将模板底四周围严，以防跑浆。
<3>混凝土搅拌和运输
在井口附近设置搅拌站，两台JS－750强制式搅拌机配自动计量配比装置上料搅拌混凝土，外加剂安排专人进行计量添加。砼严格按照实验室提供的配比进行配料。在搅拌站出料口处设置溜灰槽，封口盘靠近搅拌站处设置下灰口，下灰口下安装6寸胶管至固定盘上，固定盘上设置两台2.4m3底卸式吊桶。施工时搅拌后的混凝土通过溜槽和溜灰管溜入放在固定盘上的2.4m3底卸式吊桶中，然后利用主、副提升绞车送入井下。经2个分灰器和6个溜灰槽流入模板内。砼出机温度不低于10℃，入模温度不低于5℃。

C35混凝土配合比见下表：

水泥（kg）
砂（kg）
石子（kg）
粉煤灰（kg）
BR-3（kg）
JQ-A（kg）
水（kg）
每立方
365
735
1030
55
5
37
172
每盘（0.7m3）
255.5
514.5
721
38.5
3.5
25.9
120.4
说明：该配比由中国建筑材料科学研究总院水泥科学与新型建筑材料研究所提供。水泥为普通硅酸盐42.5水泥；砂为中砂；石子粒径为10～30mm；粉煤灰选用神头电厂I级粉煤灰；选用JQ-A型防裂密实剂；BR-3增强防水剂。混凝土塌落度为150mm,水灰比为0.47。
<4>混凝土浇注
混凝土用底卸式吊桶下放到井下吊盘后，利用分灰器溜入模板内。砼浇注时应对称进行，一次浇注厚度不超过300mm，砼浇注应连续进行，间歇时间不超过2小时，如遇停电等原因间歇时间超过2小时，继续浇注前将混凝土交界面刷毛，用压风吹净，铺一层水泥沙浆，再下放混凝土继续浇注。砼震捣采用3～4台震捣器振捣，捣固工作应有专人负责，定人定区域，杜绝因震捣不好出现麻面现象。振捣时，振捣器要离开模板50—70mm，并应插入下层50～100mm，每次移动距离300～350mm，震捣砼表面出浆。
<5>井壁接茬：利用模板上部接茬模板，进行敞口浇注。混凝土浇注时,接茬处要填满振实。浇灌混凝土凝固3小时后，要安排专人进行浇灌口凸出混凝土的处理，即铲除或刨去井帮浇灌口凸露混凝土部分，等下一循环吊盘落至该接茬处用水泥配速凝剂将表面抹平。
二、硐室部分施工
1、掘进：
采用钻爆法施工,钻眼用YT28型风钻配Φ22×2200mm六棱中空钢钎杆﹑Φ42mm一字合金钢钻头钻眼；爆破采用Φ35×200mm水胶炸药, 7.0m长脚线半秒延期导爆管配毫秒延期电雷管引爆，井口380V交流电源起爆。
（1）由于该硐室顶部跨度较大，为了保证施工安全和临时支护质量，在第一分层掘进时，采用硐室前进方向左侧4000mm导硐掘进；为保证硐室顶部混凝土浇注质量，掘进顶板标高比设计尺寸高出200mm，便于以后安装工字钢梁，有足够的空间进行浇注顶板混凝土；将顶板进行锚索和锚喷支护后，再将右侧剩余部分掘进至设计规格，进行锚索和锚喷支护，然后绑扎钢筋组立模板、浇注混凝土，安设1#工字钢梁，浇注顶部混凝土。为便于施工以下各分层也先将左侧4000mm掘出，再将剩余部分掘进至设计规格。
各分层掘进段高根据围岩情况进行调整，如围岩松软破碎时，将掘进段高控制在800～1500mm，掘进后立即将帮部进行锚网临时支护，然后再向下掘进。
施工各参数见下表
爆破原始条件
净断面（m2）
38.4～33.7
钎杆规格
Φ22×2500mm
掘进断面（m2）
52.3～46.6
钻头直径(mm)
42
岩石硬度系数f
4～6
炸药规格
Φ35×200mm
炮眼深度（m）
2.3
药卷重量（kg/卷）
0.24

装载硐室导硐部分施工爆破参数表
炮眼
名称
眼
号
眼数(个)
眼深（m）
角度
（°）
眼距
（mm）
装药量kg
爆破次序
装药方式
联线爆破
水
平
竖直
单孔
小计
中空眼
1′-3′
3
1.2
90
90
500
0
0

掏槽眼
1-6
6
2.5
90
90
500
1.2
7.2
1
正向装药
并联
全断面爆破
辅助一
7—17
11
2.3
90
90
500
0.96
10.56
2
辅助二
18—32
15
2.3
90
90
500
0.96
14.4
3
周边眼
33—79
47
2.3
90
90
200
0.24（隔眼）
5.64
4
底眼
80—88
9
2.3
90
85
500
0.24
2.16
4
合计

91

39.96

爆破效率表
指标
名称
炮眼利用率
爆破
进度
爆破岩石实体
单位体积炸药消耗
单位体积雷管消耗
每米巷道炸药消耗
每米巷道雷管消耗
单位
%
m
m3
kg／m3
个／m3
kg／m
个／m
数量
90
2.07
24.84
1.61
3.54
19.3
42.5

装载硐室剩余部分施工爆破参数表

炮眼
名称
眼
号
眼数(个)
眼深（m）
角度
（°）
眼距
（mm）
装药量kg
爆破次序
装药方式
联线爆破
水
平
竖直
单孔
小计
中空眼
1′-3′
3
1.2
90
90
500
0
0

掏槽眼
1-6
6
2.5
90
90
500
1.2
7.2
1
正向装药
并联
全断面一次爆破
辅助一
7—17
11
2.3
90
90
500
0.96
10.56
2
辅助二
18—32
15
2.3
90
90
500
0.96
14.4
3
辅助三
33—52
20
2.3
90
90
500
0.96
19.2
4
周边眼
53—107
55
2.3
90
90
200
0.24（隔眼）
6.6
5
底眼
108—120
13
2.3
90
85
500
0.24
3.12
5
合计

123

61.08

爆破效率表
指标
名称
炮眼利用率
爆破
进度
爆破岩石实体
单位体积炸药消耗
单位体积雷管消耗
每米巷道炸药消耗
每米巷道雷管消耗
单位
%
m
m3
kg／m3
个／m3
kg／m
个／m
数量
90
2.07
35.4
1.73
3.39
29.5
57.97

（2）掘进施工工艺
a、安全检查：每次进入工作面前，首先检查顶、帮围岩状况，若有隐患及时排除。
b、找线定眼：根据井筒上端垂下的中线及高程控制点，找出硐室轮廓线，依照炮眼布置图，采用5--6台YT28型风动凿岩机，钻出所有炮眼，用压风吹眼，检验炮眼深度、方向、角度等参数无误后，拆除凿岩机装罐上井，将风水管路盘放到吊盘上。
c、装药放炮：炮眼钻好后，将井下悬吊设备提至距连接处巷道顶板20m以上。工作面只留爆破工及辅助装药人员，其他无关人员全部撤至地面。爆破工亲自将炸药和引药分别慢速（≤1m/s）运至井下，依照爆破图表规定的装药结构及药量进行装药，装药时采用矿灯照明，装药顺序：掏槽眼——辅助眼——周边眼。装药联线过程中必须切断井下一切电源。联线完毕，井下全部人员撤至地面，由班长清点当班入井人员，无误后，方可对爆破工下达爆破命令。爆破前，所有人员必须撤至井口棚外，并且必须打开两井盖门。
d、通风、验炮：爆破后，应立即通风吹炮烟，吹烟时间不小于30min，待炮烟吹散，且井口回风流co浓度小于0.0024%时，由班长、安检员、瓦斯检查员、信号工等下井检查风筒吊挂、清理吊盘上矸石，将风筒恢复至工作面距离确认安全无误后，方可进行下步工作，检查时，要严格执行敲帮问顶制度。
e、排矸：第一分层掘进的矸石,硐室与井筒连接处1.5～2m处矸石用中心回转抓岩机出矸,里面的矸石人工进行清理至硐室与井筒连接处,再利用中心回转抓岩机出矸。第二层往下的矸石尽量用中转抓岩，如中转不能发挥其作用时，进行人工清理。
2、支护：
（1）、临时支护
硐室掘进施工第一层时，采用锚网索喷进行临时支护护顶，视围岩情况采用锚喷进行护帮。临时支护必须紧跟工作面，严禁空顶空帮作业。临时支护前必须采用单体液压支柱或200×200mm方木进行护顶，打设锚杆、锚索、挂网必须站在临时支护完毕、顶板安全的位置进行操作，并设专人监护顶板情况，如有异常立即汇报，人员撤离至安全地点，采取措施加强支护后方可继续作业。
施工时金属网选用Ф6mm，@100×100mm金属网片，网片间搭接不小于100mm,并用20#绑丝绑扎牢固；锚杆选用Ф20×2400mm，间排距1000×1000mm，每根锚杆配一支k2335和一支Z2360树脂药卷；喷射砼强度等级为C20，喷厚50 mm，混凝土原材料选用P.O42.5水泥，中粒河砂、粒径5～10mm碎石，其配合比为水泥：砂：石子=1：2：2（重量比）；顶部锚索选用φ15.24×7300mm钢绞线配同规格锚具,锚索间排距为2500×2450mm,每根锚索配一支K2360树脂药卷和两支Z2360树脂药卷，施工时锚索孔深7000mm，外露300mm。
<1>、锚索和锚杆施工时必须垂直于硐室掘进轮廓线。打好锚杆孔后，先将眼孔内的积水、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。锚杆施工时，用锚杆把树脂药卷送入眼底，再用锚杆机或风钻把锚杆注入孔中，搅拌时间在25～30秒之间，锚杆露出岩面600mm。锚杆安装到位后，必须保持1－2分钟撑力，才可收缩锚杆机。然后安装托盘、垫片、上紧螺母，使托盘紧贴岩面。锚杆预紧力不低于100N·m，抗拉拔力不低于70kN（现锚杆拉拔器压力表读数为19Mp）,质检员要严格把关，确保锚杆支护质量。
<2>、喷射混凝土开机时必须先给水，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。喷射混凝土时，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。
(2)、永久支护
<1>钢筋施工
先在地面按照设计进行钢筋加工，加工好后分类挂牌摆放好，使用时，按顺序依次运往井下进行绑扎。
钢筋绑扎方法：以硐室腰线点为水平点，用水平管由里向外在两帮墙部按1000mm间距导出水平点，然后在各个点的正下方1000mm处标识点，用风钻在各个点上打1100mm深的眼，在转好的眼内注入Ф18×1800mm全螺纹树脂锚杆，便于绑扎钢筋，并兼做该层混凝土墙壁拖勾和便于组立模板，锚杆外露700mm(按设计掘进断面进行控制)。然后拉起巷道中线，以巷道中线拉尺分别在锚杆外露部位找出钢筋的控制点，先将横向钢筋绑扎在钢筋控制点上，然后按300mm间距由里向外绑扎墙部竖向钢筋，最后将纵向钢筋补齐。
钢筋绑扎时，横筋采用绑扎连接，搭接长度600mm；竖筋采用直螺纹管套连接，钢筋外保护层为80mm。
<2>模板组立：
钢筋绑扎完经验收符合要求后，用槽钢配钢模板进行模板组立。
采用2寸钢管搭设工作台，长度4m，高度2m，钢管间排距为1000×1000mm，上面铺设钢架板，模板组装时先利用原打设的锚杆以及槽钢定位，模板采用50×300×1200mm钢模板，以长边横向摆放，模板两端摆放在槽钢中间。待模板以中线组立好后，用锚杆将槽钢固定牢固，锚杆采用全螺纹树脂锚杆，直径18mm，长度1800mm；槽钢不低于20#槽钢，长度不低于3500mm，每根槽钢上要加工直径30mm孔，以便于锚杆固定，上下模板间用模板卡卡牢，模板与模板间接缝用20mm厚木板或钢板背牢，每块模板与岩壁间另加50×50mm方木撑杆。
<3>混凝土施工
混凝土在地面搅拌站搅拌后用底卸式吊桶运送混凝土至吊盘分灰器，通过分灰器溜槽通过溜灰管或专门制作的溜槽流至硐室内工作台，由人工反锨扣至模中,或直接入模。浇筑砼时要对称、连续，并做好分层振捣工作，每浇筑300mm高度就要充分振捣一次。
<4>硐室顶部施工
硐室第一分层墙部钢筋混凝土施工时，将硐室顶部支护高度（比设计顶板高200mm）进行预留，便于安装工字钢梁和混凝土浇注。
钢梁先在地面按设计加工好，然后利用提升钩头把钢梁运至井下工作面，先紧挨着摆放在已浇注好的硐室墙上，下完钢梁后将各钢梁按350～400mm间距进行摆设。
摆好钢梁后在钢梁下利用施工墙部时组立的架杆加设横杆，摆放50×300×1200mm钢模板，模板间用模板卡卡紧，最后进行浇注混凝土。浇注混凝土时采用人工上料，混凝土充填必须饱满充实，并充分振捣。
<4>架杆、模板拆除
先将紧固模板架杆从上往下，从硐室内向井筒侧逐根进行拆除。随着架杆的拆除进行模板拆除。
其余分层施工工艺同上。
三、液压站室施工
液压站室底板标高为-12.738m，巷道断面形状为半圆拱形，巷道净宽3000mm，净高3000mm，采用素混凝土支护，厚度350mm，铺底厚度150mm，混凝土强度等级为C35。
1、掘进：
采用钻爆法施工,钻眼用YT28型风钻配Φ22×2200mm六棱中空钢钎杆﹑Φ42mm一字合金钢钻头钻眼；爆破采用Φ35×200mm水胶炸药, 7.0m长脚线半秒延期导爆管配毫秒延期电雷管引爆，井口380V交流电源起爆。施工各参数见下表：
爆破原始条件
净断面（m2）
8.03
钎杆规格
Φ22×2200mm
掘进断面（m2）
11.85
钻头直径(mm)
42
岩石硬度系数f
4～6
炸药规格
Φ35×200mm
炮眼深度（m）
2.0
药卷重量（kg/卷）
0.24
液压站室施工爆破参数表
炮眼
名称
眼
号
眼数(个)
眼深（m）
角度
（°）
眼距
（mm）
装药量kg
爆破次序
装药方式
联线爆破
水
平
竖直
单孔
小计
一阶掏槽眼
1-6
6
1.5
90
84
600
0.72
4.32
1

二阶掏槽眼
7-12
6
2.0
90
84
1000
1.2
7.2
2
正向装药
并联
全断面爆破
辅助一
13—23
11
2.0
90
90
550
0.72
7.92
3
辅助二
24—37
14
2.0
90
90
550
0.72
10.08
4
周边眼
38—66
29
2.0
90
93
300
0.24
6.96
5
底眼
67—79
13
2.0
90
93
300
0.24
3.12
5
合计

79

39.6

爆破效率表
指标
名称
炮眼利用率
爆破
进度
爆