巴里坤明鑫煤炭有限责任公司混合斜井14001500回风巷掘进施工组织设计.docx

明鑫煤炭混合斜井1400-1500水平
回风上山掘进 施工组织设计

明鑫煤炭混合斜井
2012年10月9日

目 录

第一章 概 况 5
第一节 概 述 5
第二节 编写依据 5
第二章 矿井概况及地质水文情况 6
第一节 矿井概况 6
第二节 地质水文 9
第三章 巷道布置及支护说明 15
第一节 巷道布置 15
第二节 支护设计 16
第四章 施工工艺 20
第一节 施工方法及施工工艺 21
第二节 凿岩方式 25
第三节 爆破 25
第四节 装、运岩(煤)方式 27
第五节 管线及轨道铺设 27
第六节 机械化作业线配套设施 29
第五章 劳动组织与主要经济技术指标 29
第一节 劳动组织 30
第二节 循环作业图表 31
第三节 主要经济技术指标 33
第六章 生产辅助系统 34
第一节 通风系统 34
第二节 压风系统 38
第三节 防尘系统 39
第四节 安全监测监控系统 40
第五节 供电系统 43
第六节 运输系统 44
第七节 通迅、照明系统 45
第八节 排水系统 45
第七章 灾害预防及避灾路线 46
第一节 避灾原则 46
第二节 避灾路线 47
第八章 安全技术措施 48
第一节 通用部分 48
第二节 巷道开口 50
第三节 顶板管理 51
第四节 “一通三防”管理 56
第五节 凿岩爆破管理 62
第六节 电器设备管理 69
第七节 运输管理 71
第八节 复道安全事项 74
第九节 起吊重物安全注意事项 77
第十节 其它 78
第九章 文明施工和文明标准工地的创建措施 86
第十章 环境保护措施 89
第十一章 安全生产质量体系建设 90
第一节安全生产质量体系 90
第二节 工程质量验收标准 91

第一章 概 况
第一节 概 述
一、施工巷道名称
巷道名称为+1400—+1500m水平回风上山。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为了完善矿井通风。
三、巷道设计长度及服务年限
回风上山设计长度330m；，服务年限：同矿井服务年限。
四、其他：
施工包括铺底、台阶、水沟、扶手、轨道、喷射混凝土等，施工时另行编制施工措施。
第二节 编写依据
一、掘进巷道设计图纸
巴里坤县明鑫煤炭有限责任公司混合斜井回风上山平、剖、断面图及工程量表，图号S1755-120 、S1755-120-1、S1755-120-2。
二、其余编制依据
1、《煤矿安全规程》（2012版）。
2、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213—90。

3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94。
4、《新疆巴里坤县石炭窑煤矿区明鑫（煤炭有限责任公司）混合斜井扩大延深勘探报告》。
5、新疆巴里坤哈萨克自治县明鑫煤炭有限责任公司混合斜井+1400m水平延深设计。
第二章 矿井概况及地质水文情况
第一节 矿井概况
一、交通位置
明鑫煤炭有限责任公司混合斜井位于巴里坤石炭窑煤田的中部，行政区划属巴里坤县的博尔羌吉镇管辖。东南距巴里坤县城93km，距哈密230km。东邻明鑫煤炭有限责任公司2号立井，西邻兵团红山煤矿。其中心地理坐标为东径92°28ˊ16"，北纬44°07ˊ15"，巴里坤县城至博尔羌吉镇的二级柏油公路经煤矿通过，交通较为方便（交通位置图）。混合斜井经过生产技术升级改造为60万吨/年。东西长：2.76千米，南北宽：0.865千米，矿区面积：2.3717平方千米，呈北西南东向展布，煤矿采矿许可证规定的矿界范围由4个拐点坐标限定。

明鑫煤炭有限责任公司混合斜井矿界范围拐点坐标及地理坐标表1-1：

拐点
X值
Y值
经度
纬度
S1
4887825.00
16456200.00
92°27′34″
44°07′49″
S2
4888537.00
16456675.00
93°42′11″
44°07′25″
S3
4887162.00
16459025.00
92°29′20″
44°07′07″
S4
4886412.00
16458575.00
92°29′00″
44°06′43″

二、开拓方式
斜井和立井混合开拓，设主立井、副斜井、立风井、行人井四个井筒。
主立井为提升井和进风井、副斜井承担材料人员提升下放和矿井进风井、立风井承担全矿井回风任务、行人井兼做矿井的安全出口。

第二节 地质水文
一、矿井地质情况及水文地质
（一）井田地层
明鑫公司混合斜井地表被第四系广为覆盖，仅在局部地区有少量基岩出露。钻孔与井巷工程揭露的地层分别划分为侏罗系下统八道湾组与三工河组。
1、下侏罗统八道湾组（J1b）
该组按岩性组合和含煤特征，尚可细分为上、中、下岩性段，厚度286～406米。受石炭窑走向逆断层（F5）破坏，中段地层从明鑫2号井西翼180米处缺失。
（1）、下段（J1b1）
该段地层主要岩性为灰色粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩组成，具水平层理和微波状层理，含植物化石碎片，夹菱铁矿透镜体，底部含A2、A3二层煤，其中A3煤层为局部可采,A2为全区可采煤层，该段地层厚度约106米。
（2）、中段（J1b2）
该段地层主要岩性为淡黄色至灰色粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、黑色的炭质泥岩组成，含黄铁矿，共含有B1、B2、B3、B4四层煤，受F5号逆断层影响，该段煤仅在明鑫混合斜井以西的范围可采（南Ⅳ排线以西），该段地层厚度大约90～170米。
（3）、上段（J1b3）
该段为八道湾组主要含煤段，主要岩性为灰色、深灰色、灰白色粗砂岩、中砂岩，细砂岩与泥质粉砂岩，粉砂质泥岩互层夹含炭泥岩，煤层、泥岩、粉砂岩中可见水平层理，含植物化石碎片，含煤九层，煤层编号为C1、C2、C3、C4、C5、C6、C7、C8、C9，大部分为可采煤层，该段地层总厚为90～130米。
2、下侏罗统三工河组（J1s）
该组地层主要岩性为灰绿色厚层状砾岩、砂砾岩及薄层状细砂岩，偶夹极薄炭质泥岩与砂质泥岩。未见顶，与下伏地层整合接触。地层厚度大于294米。
3、第四系（Q4）
较广泛地分布在盆地之中，为现代河床冲积、洪积、风积砂砾石层，褐灰色、灰白色、浅灰色砾石及砂混杂堆积，砾石成分主要由砂岩、烧变岩、岩浆岩及少量变质岩，砾径0.06～0.2米，分选差，磨圆为次棱角－圆状，无胶结，厚度0～5米。附：综合地质柱状图

（二）井田构造
明鑫公司混合斜井含煤地层位于石炭窑复向斜的西南翼，受其次级向斜西南翼控制，呈向北北东方向陡倾的单斜构造。地层傾角介于55°～75°，走向上自西向东略陡，倾向上深部较浅部变缓。局部地段受F5断层影响，地层产状变化较大。
石炭窑逆断层（F5）走向为北西西－南东东，傾向北北东，傾角55°～75º，在井田内沿B煤组展布，在Ⅻ线1202孔、ⅩⅩ线2002孔、ⅩⅢ线1302孔、南Ⅳ－1孔、南Ⅳ－2孔、南Ⅳ－3孔内被控制，F5断层面在走向方向上的弯曲，使得断层下盘的B组煤在XⅢ线以西、走向上两次错断。在该矿井西翼XⅢ与M2之间造成1200米水平以上B组煤的部分缺失。在M2线以东1350m水平以下全部缺失。该断层对B组煤破坏较大，致使B组煤在明鑫2＃立井西翼180米处缺失，对B组煤的资源量影响较大，F5断层对A组煤和C组煤的影响较小。
总上所述，明鑫混合斜井矿界内，其构造复杂程度属中等偏简单构造类型。
（三）岩浆岩
侵入岩均形成于华力西中、晚期。岩性主要为黑云母花岗岩（γ42）、灰色闪长岩（δ42）、红色钾质花岗岩（γ43）、灰色闪长岩（δ43）。广泛侵入于泥盆系、石炭系地层中，多呈岩基、岩盆、岩株状产出。由于岩浆侵入活动远在成煤之前，因而中新生代地层中未见岩浆岩侵入。对煤层无影响。
（四）水文地质
1、划分依据及原则
根据钻孔编录资料，结合地面及井下地层岩性调查，构成区内主体的侏罗系地层由泥岩、泥质砂岩，粉砂岩，细-中砂岩以及砾岩，基本以互层形式组成。各岩层的单层厚度变化较大，可由数厘米变化到十数米。因此难以按单一岩性划分含、隔水层，只能以较大的组合岩性层进行划分。
通过钻孔简易水文地质观测及井下巷道岩石的含、渗水性，中粗砂岩及砾岩渗水，细砂岩仅部分潮湿，钻孔钻遇粗粒岩石时起下钻水位有所变化，对应泥浆消耗量增加，而钻遇细粒岩时，孔内水位及泥浆消耗量基本没有变化。由此将以粗粒岩类为主（或占比例高）的岩层组合划分为含水层，将以泥质岩类为主的岩层组合划分为隔水层。
2、含、隔水层的划分
根据上述划分原则，区内分布地层可划分为四个含、隔水层。
Ⅰ﹕第四系透水不含水层。
Ⅱ﹕下侏罗统三工河组孔隙、裂隙弱含水层。
Ⅲ﹕下侏罗统八道湾组上、中段孔隙、裂隙弱含水层。
Ⅳ﹕下侏罗统八道湾组下段相对隔水层。
3、含、隔水层特征
（1）第四系透水层（Ⅰ）
全区普遍分布，厚度2～8米，岩性为松散的洪积沙砾石层，局部薄粉土层，为透水不含水层。
（2）下侏罗统三工河组孔隙、裂隙弱含水层（Ⅱ）
多为第四系覆盖分布于工区北部。岩性以细砂岩、砾岩为主，间夹粉砂岩及砂质泥岩。据06年该矿生产地质报告资料，该弱含水层单位涌水量0.00314升/秒·米，渗透系数0.01米/日。水位埋深49.15米。
（3）下侏罗统八道湾上、中段孔隙、裂隙弱含水层（Ⅲ）
分布于矿区中南部，上覆三工河组或第四系。岩性以砾岩、中-粗砂岩，粉砂岩、砂质泥岩互层为主。间夹数层煤，控制厚度300米左右，其中，中-粗砂岩及砾岩等粗粒岩层约占30﹪，据本次抽水试验13-b11钻孔资料，在降深17.86米时，涌水量0.07升/秒，单位涌水量0.0039升/秒·米，渗透系数K=0.0295米/日。水质分析水化学类型SO4Cl—Na型，溶解性总固体3.3克/升。由此看出，该含水层地下水贫乏，运移滞缓且水质较差，为典型的弱含水层。
4、下侏罗统八道湾下段相对隔水层（Ⅳ）
伏于（Ⅲ）弱含水层之下，控制厚度百余米，岩性基本为粉砂岩夹砂质泥岩。由简易水文观测资料，施工该段时水位及泥浆消耗量均无变化。据生产地质报告资料，该层渗透系数为0.00037～0.0209米/日，单位涌水量仅0.000285～0.0075升/秒·米，当属隔水层。
5、地下水的补给、径流、排泄
矿区及其附近无地表水分布，周边的边界条件，南部为F6断层（阻水逆断层）所处的局部缺口的隔水边界，北部为侏罗系下统三工河组，其上部为弱含水层。下部为以泥质岩类为主的隔水层与八道湾组弱含水层整合接触，故也为隔水边界；东西边界则为渗透性较差（仅顺层渗流）的导水边界（为有限的补给边界）。由此看出区内地下水的补给主要为大气降水，降水通过上覆第四系松散层下渗补给下伏基岩裂隙弱含水层。而西部地下水的侧向径流补给十分有限。渗流及其滞缓，据本区抽水试验资料。渗透系数仅0.00295米/日，东邻2号立井，矿区渗透系数也仅为0.00276米/日（M4-1孔）。地下水径流的缓慢使其水质较差，溶解性总固体达2，9克/升。水化学类型SO4Cl-Na型。由13—b1孔水位标高1595.53米与M2-1孔水位标高1594.345米比较，说明地下水的径流方向是由西向东，与地形变化方向一致。
地下水的排泄除少量的蒸发量外，主要为矿井排水。
综合分析矿区地下水的主要补给来源为大气降水，降水量有限，含水层渗流滞缓等特征，采用水文地质比拟法预算的矿井最大涌水量283.2m3/日，正常涌水量221m3/日较为合理,可作为未来矿井涌水量的设计排水依据。

第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
开口位置在+1500m－1562m水平材料上山下端，开口点：X=4887587.466，Y=16457795.554，Z=1495.2 m，方位角58.5 º。回风上山全长330m（其中+1500水平平巷为10m，下山巷道为212m, +1400水平平巷为108m，设计躲避硐室5个7.5m，）,主体巷道设计倾角为28°。（见巷道平面图）

第二节 支护设计

一、巷道断面
1400-1500水平回风巷断面（包括平巷及躲避硐是等）为直墙半圆拱形，毛宽3.8m，净宽3.6m，墙高1.6m ，右墙基深320mm；台阶宽500mm，高170mm，S毛 =12.6㎡，S净 = 10.8㎡，长度为212m，巷道左侧设水沟，水沟净断面为200mm×200mm坡度为28º水沟壁厚度为100mm，混凝土标号C20，巷道每40m设一躲避硐，位于巷道前进的右侧，为直墙半圆拱形断面，墙高1 m，净宽1.8m，净深1.5m，采用锚网喷支护，锚网支护形式同锚喷段支护。附巷道断面图

二、临时支护
放炮后采用前探梁临时支护并及时进行锚网喷。前探梁选用φ108㎜ 钢管，长度不小于4m，每组3根，间距0.8～1m，用吊环和锚杆固定。吊环形式为半圆型，圆弧朝下。每根前探梁用3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，锚固力不小于50kN /根。前探梁与顶板间前端用木背板和小木楔塞紧，后端用大木楔楔紧。临时支护必须紧跟工作面，前探梁至工作面不大于200㎜。最大空顶距不超过2500㎜，最小空顶距不大于800㎜。
三、永久支护
1400-1500回风巷均采用锚网喷支护。锚杆规格Φ18㎜，长度L=1800㎜；托板为钢板加工，规格100×110×10㎜，间排距为800㎜×800㎜，矩形布置。金属网采用8#铁丝金属网，网片规格为150mm×150mm，网孔规格150×150㎜，连接方式为对接，每300mm一扣用12#绑丝双股缠绕一圈拧紧，喷厚100㎜，喷射混凝土强度等级为C30，铺底混凝土强度等级为320。附断面支护图：

锚杆选用计算按悬吊理论计算锚杆、参数：
1、锚杆长度计算：
L = KH + L1 + L2
式中：L — 锚杆长度，m； H—冒落拱高度，m； K—安全系数，一般取K=2； L1 —锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2 —锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
其中：H = = = 0.47(m)
式中：B—巷道开掘宽度，取2.8m； f—煤层坚固性系数，取3；
则L=2×0.47+0.5+0.1=1.54(m)
2、锚杆间、排距计算，通常间排距相等：
a =
式中：a—锚杆间排距，m； Q—锚杆设计锚固力，64KN/根； H—冒落拱高度，取0.47m； R—被悬吊煤岩的重力密度，取25.48KN/m3； K—安全系数，一般取K=2；

A =
=1.612 (m)
通过以上计算，选用Φ18×1800㎜的锚杆，间排距为800㎜×800㎜，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。
四、井巷混凝土支护工程的规格偏差
1、中线至任一帮距离：合格：0～+50㎜；优良：0～+30㎜。
2、腰线至顶、底板距离：合格：0～+50㎜；优良：0～+30㎜。其余未尽项目执行MT5009—94《煤矿井巷工程质量检验评定标准》中的相关规定。锚网喷巷道工程质量规定：合格、优、良，施工坡度28°，50米范围内误差±1‰（优），50米范围内误差±0.5‰（良），巷道净宽宽度中线至任一帮距离0～+150㎜（优），0～+100㎜巷道净高高度腰线至顶、底板距离0～+150㎜（良），0～+100㎜锚杆间排距800×800㎜±100㎜，锚杆孔深度1750㎜，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90%，不小于设计金属网对接符合要求绑扎300㎜。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法及施工工艺
一、施工方法
采用全断面一次爆破的方式破岩，作业方式为三八制，二掘一支。
二、施工工艺
施工基岩段采用多台YT-27型风动凿岩机凿岩、 P-30B耙装机装岩、 ZP-VII型砼喷射机、JYB-40×1.25型绞车等配套机械化作业线施工。
1、掘进采用钻爆法掘进，光面爆破。配备多台YT-27型风钻同时钻眼,B22mm,L=3500mm,中空六角钢钎,Φ32mm“一”字钻头，炸药选用煤矿安全许用乳化炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器起爆。
（1）爆破参数正向装药结构，起爆顺序从中心到周边依次起爆，联线方式为串联。
（2）钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据各层的实际情况，及时调整爆破图表，提高爆破效果，确保光爆成型。钻眼时，所有眼深均要达到设计的同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。
（3）钻眼爆破注意事项钻眼前要检查井帮围岩，处理掉活矸，浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。放炮前工作面所有的设备要掩护好，人员撤离到120m以外安全有掩护地点躲避，进行安全确认后方可放炮。
2、装矸与排矸掘进工作面放炮后矸石经耙装机装入矿车，提升出井后排出工业广场，由装载机或者自卸汽车排至业主指定场地。
3、支护。
（1）打锚杆眼打眼前首先敲帮问顶，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。然后使用前探梁进行临时支护。打眼前，当班验收员按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计断面规格时必须进行处理。打眼前要根据设计要求用炮泥点好锚杆眼位，眼距误差为±100㎜，眼向误差不得大于15°，锚杆眼深度比锚杆长度少100㎜。打锚杆眼时必须在临时支护的掩护下进行操作，打眼顺序应由外向里，先顶后帮依次进行。
（2）锚杆施工工艺流程临时支护后（敲帮问顶）→验收员画出锚杆眼位→用YT27风钻或风动锚索钻机，Φ32㎜钻头钻眼—用扫眼器扫眼→安装锚固剂和锚杆→用搅拌器联接手持式气动煤帮锚杆钻机和锚杆的尾部（包括螺母和托板）→用手持式气动煤帮锚杆钻机搅拌锚固剂（20—40秒）→停止搅拌待1分钟后→铺设金属网，上托盘，用力矩扳手拧紧螺母→安装其它的锚杆。
4、喷砼支护
1）准备工作，①检查锚杆安装和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，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工作面支护完成后，立即进行喷砼支护，及时封闭围岩。（1）喷射砼材料的选用：水泥为P.O42.5R普硅水泥,砂为中粗河砂,石子为5～10mm粒径碎石,速凝剂掺入量为水泥用量的4-5%，水清洁无杂质。（2）喷砼干料的拌制与输送喷砼干料在井口附近搅拌站拌制，按配比要求经搅拌机搅拌均匀后通过井口顶板上预埋的钢管溜下装入“V”型矿车，运送至工作面喷射。（3）砼喷射喷浆机布置于掘进工作面后15-30m。砼干料经矿车运至工作面附近喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。喷射砼开机顺序为开风→开水→开喷射机→下料→喷射，喷射机停机顺序为，待喷射干料全部喷出后→停喷射机→停水→停，喷射顺序为：先墙后拱，自下向上进行，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。喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机与喷射手联系好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。喷射时，喷浆机的供风压力在0.6MPa，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50～70㎜，并要及时复喷，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。 3）喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，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，应立即收集回弹物，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。 ①喷射砼时，如发生堵管或突然停风、停电时，应立即关闭喷头水阀，防止水倒流入输料管中，且喷头朝下专人看管，防止突然喷射或管子跳动伤人，严禁将喷头对准人处理堵管；堵管时严禁带压检修。 ②喷浆机启动前，要将机内大块矸石、物料用专用工具取出，以防堵管。喂料停止后，要待料腔、料管内余料全部吹净后再停机，并将机器内外清扫干净。 ③喷浆机送风时，一定要固定好枪头，防止枪头摆动伤人。处理堵管时，不准带风或加大风压处理，要停电、停风打开放风阀敲打堵管处，然后关闭放风阀送风、送电处理。采用敲击法处理不通时，要拆开管路进行处理。喷浆枪头任何情况下都不能对着人。 ④喷浆前各种高压风水管路必须连接牢固，并且外加10#铁丝连在一起，防止断开伤人。 ⑤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。 4）喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，失脚”。 5）围岩水的处理：首先采用螺旋式由四周向中间覆盖喷浆，如果仍未封住淋水，则采取预埋导水管，将水导入水沟内。
第二节 凿岩方式
采用打眼、放炮的方法破岩。
一、施工时采用YT-27 型风钻配合中空六角钻杆，长度3500mm和Φ42㎜钻头打眼，风源来自地面压风机房。
二、降尘方法采用湿式打眼、放炮使用水炮泥、扒装前洒水、爆破时使用放炮喷雾，爆破后冲刷岩帮、打开水幕，巷道定期冲尘。
第三节 爆破
爆破时，掏槽方式为楔式掏槽法。
一、炸药、雷管使用煤矿安全许用乳化炸药、煤矿安全许用毫秒延期电雷管, 最后一段的延期时间不得超过130ms，电雷管必须编号。
二、装药结构正向连续装药。附：装药结构示意图
三、起爆方式起爆使用MFB-200型发爆器，全断面一次起爆，联线方式为串联联线。炮眼布置图

炮眼布置及装药量

眼号
眼名
眼深
眼数
每眼药量(卷)
炸药量(kg)
雷管(发)
1-4
掏槽眼
2m
4
1.5
1.2
4
5-18
辅助眼
1.8m
14
1
2.8
14
19-37
周边眼
1.8m
19
1
3.8
19
38-42
底眼
1.8m
5
1
1
1
合计

42

8.8
42

预期爆破效果表
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%

每米炸药消耗量
Kg∕m
6
每循环进尺
m
1.3
每循环炮眼总长度
m
72.4
每循环爆破实体量
m3
13.13
每立方米雷管消耗量
发∕m3
3
每立方炸药消耗量
Kg/m3
0.58
每米雷管消耗量
发∕m
30

第四节 装、运岩(煤)方式
一、装岩方式
掘进工作面后方安装P-30B耙装机，放炮后矸石用耙装机装入矿车。二、运输方式
施工过程中使用JYB-40×1.25型绞车提升，负责排矸、材料、喷浆料、混凝土、运输。
第五节 管线及轨道铺设
一、管线布置规定
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。风水管路及电缆通过井筒两帮的预埋钢管进入井筒内布置。电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过50㎜。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范围内使用一寸胶管，20m外使用直径108㎜钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头≤10m。
二、 轨道铺设
随巷道掘进逐渐向前铺设临时轨道，轨道采用22㎏/m钢轨。轨枕采用木轨枕。轨道扣件齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不大于2mm,轨道间距为600mm，直线段和加宽后的曲线段轨距偏差为：-2～+5mm；直线段2条轨顶面的高低差以及曲线段外轨，按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不大于5mm, 轨道枕木间距：600mm，轨枕间距偏差：-50mm～+50mm，枕木规格：200×200×1200，轨枕埋入底板深度为枕厚的1/3。道床必须垫平，捣平，严禁出现枕木悬空, 同一线路必须使用同一型号的轨道，不得有杂拌道，道岔的轨道不低于线路的轨道型号；枕木必须与轨道固定牢靠，且垂直与轨道，枕木必须平齐；轨道的铺设要求严格按照腰线铺设，有起伏地段必须达到该巷道竖曲线要求。
三、保证项目、检验项目
1、钢轨规格、型号必须符合设计要求。
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。 检验项目（设计值）标准规定合格、优良。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--+50，双轨间距直线0—20，曲线0—25，坡度-1、度--+1度，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。
第六节 机械化作业线配套设施
序号
作业线设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术特征
1
绞 车
JYB-40×1.25
台
1

2
矿车
MGC1.1-6
辆
2

3
耙斗装岩机
P-30B
台
1

4
砼喷射机
Z－VII
台
2

5
凿岩风钻
YT-28
部
6

7
风动锚杆机
ZQS-35/1.5S
台
2

8
锚索机
MQT-130/3.2
台
2

9
辅助系统排水泵
D46-50×3
台
2
3Q=46m3/h H=150m 40kw
10
信号、通讯装置
DX-1
套
1

11
局部通风机
FBDNO.50型2×7.5
台
2
对旋 7.5KW
12
激光仪
DJL-1
台
2

13
传感器

台
2
低浓度

第五章 劳动组织与主要经济技术指标
第一节 劳动组织
一、施工目标
保工期，回风巷掘进计划开工日期为2012年10月10日、竣工时间为2013年8月，安全文明施工，一次性验收合格。
二、施工组织
1500水平至1400水平专业回风巷掘进施工组织采用“三八”工作制，全队施工人员40人，分为三个小班，两个班掘进，一个班喷浆，每班再设置一名跟班队长计三名跟班队长，每小班设班长一名计三名班长，设放炮员两名，设技术员一名。
劳动组织图表
工种
一
二
三
计
备注
班长
1
1
1
3

爆破工
1
1

2

打眼支护工
5
5

10

绞车司机
1
1
1
3

耙斗机司机
1
1

2

推车工
2
2
2
6

信号工
1
1
1
3

喷浆机司机

1

机修工

1
1

拌料工

1
1

上料工

1
1

把钩工
1
1
1
3

技术员
1

1

队长
1
1
1
3

合计
15
14
11
40

说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员
跟班队长全面负责当班的安全生产情况，当班班长全面负责本班的全面安全生产及人员分工的安排和本班的文明生产工作，技术员负责全部工程质量工作、中腰线的检查延伸工作。

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，以充分利用8小时工作时间，提高工时利用率。管理人员实行全天值班制度。附正规循环作业图表：

第三节 主要经济技术指标
项目
单位
指标
每日计划循环数
个
2
循环率
%
85
日进度
m
3.4
圆班出勤人数
个
10
工效
m/工
0.34
每米炸药消耗量
Kg/m
6
每米雷管消耗量
个/m
30
锚杆消耗量
根/m
14
锚索梁消耗量

锚索绳消耗量

锚固剂消耗量
根/m
42
托盘消耗量
个/m
14
金属网
㎡/m
10.8

第六章 生产辅助系统
第一节 通 风
施工过程中，采用压入式通风。局部通风机安设在+1500m水平井底车场距风门20m处新鲜风流中，最长供风距离400m。
一、掘进工作面需风量计算：
Q掘=100×q掘×K掘
式中：Q掘—掘进工作面需风量，m3/min；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.07m3/min
K掘通—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可确定为1.5-2.0.
则：Q掘=100×1.07×1.7=181.9m3/min=3.03m3/s。
②按人数计算实际需风量
Q掘=4×N
式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，取8人。
则：Q掘=4×8=32m3/min=0.53m3/s。
③按炸药量计算
Q=25×A=25×8.8=220㎡/min
式中25-每1kg炸药爆炸不低于25㎡的配风量
A-掘进工作面一次爆破的最大炸药用量。
④按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定；掘进中岩巷最低允许风速为0.15m/s，最高允许风速为4m/s，+1400水平-+1500水平断面为10.8㎡，以上计算出巷道最低风量为97.2m3/min，最高风量为2592m3/min.
按炸药量计算需风量220㎡/min＞按照瓦斯涌出量计算需风量181.9m3/min＞按人数计算实际需风量32m3/min。取最大值值为280 m3/min。
根据风机的型号和风筒的有效利用率掘进工作面设计风量为2203/min.
根据巷道面积10.8㎡和掘进工作面实际需风量220㎡/min，验算风速为。
V=Q/S=220/10.8/60=0.34m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
二、风阻计算
回风上山施工通风选用Ф600mm胶质风筒。
R=Rm+ Rz + Rc
Rm：沿程摩擦风阻，Rm =6.5*α*L/d5
Rz：局部风阻，Rm =n1*ξ*ρ/（2s2）+n2*ξ*ρ/（2s2），胶质风筒接头的局部阻力可以忽略:故,Rm = n2*ξ*γ/（2s2）
Rc：出口风阻，Rc=0.818ρ/d4
回风上山施工风筒风阻为（按最长供风距离400m计算）：
R=6.5α*L/d5+ n²*ξ*ρ/（2s²）+0.818ρ/d4 =6.5×0.0025×400÷0.6＋1×0.1×1.205÷[2×（π×0.352）²]＋0.818×1.205÷0.74 =15.25pa.s².m²
式中: α:摩擦阻力系数,pa.s2/m² ；使用Ф600mm胶质风筒，α=0.0025
L:风筒长度m,施工最长供风距离按400m考虑。
d:风筒直径，m，d=0.7m
n2:风筒转弯数,个,取1
ξ:风筒局部阻力系数,取0.1
γ:空气密度,取20℃的干空气密度,1.205 kg/m³
s:风筒断面积m², Ф600mm的风筒净断面为0.385 m²
风压计算 H=R*Q2=15.25×4.2²=269pa。
三、局部通风机的选型
回风上山施工采用压入式通风方式,按照上述计算结果,对比局部通风机特性曲线,确定回风上山施工选用一台FBDNO.50型2×7.5kw局部通风机。工作面需风量220m3/min，百米漏风率按2%计算，设计通风距离400米，则局部通风机供风量应大于237.6m3/min，选用2台FBDNO50型2×7.5kw局部通风机即可满足工作面风量需要。
四、局扇安装地点和通风系统
1、局扇安装地点局扇安设在+1500m水平井底车场距风门20m处新鲜风流中。
2、通风系统，新鲜风流：主斜井→+1500m水平井底车场→掘进工作面风机→回风上工作面。 乏风风流：掘进工作面→+1500m水平材料上山→+1562m水平总回风→风井→地面。附：回风上山井筒风机安装位置及通风系统示意图。
+1400m—+1500m水平回风上山风机安装位置示意图

第二节 压风系统
一、用风量计算风动设备用风统计量
凿岩机、喷浆机Z－VII、风镐G10，使用风量合计 37.8m³/min
二、压风机的选型
根据施工用风统计看出，用风量最大时为凿岩机打眼、喷砼、泵排水等工作同时进行，最大用风量约38m³/min，现选用螺杆式空气压缩机DSR-250AV型两台，风压为0.7MPa，可以满足不同作业循环的需要。
三、压风管路及供风线路
根据最大用风量和考虑到其它因素，地面主管路选用无缝钢管,施工段内选用一趟φ50㎜钢管做压风管，采用井壁吊挂形式固定。供风线路：地面压风机房→副行人井→+1500m水平材料上山→工作面。附：压风系统图

1400-1500水平掘进压风系统图

第三节 防尘系统
防尘水源来自地面消防水池（容量200m³），用φ50㎜钢管和一寸胶管接至迎头。每50米设三通一个。在迎头外8～10m内安设爆破喷雾，距迎头50米设第二道全断面水幕，在迎头的回风流50m范围内设一道全断面水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。附：综合防尘系统图

第四节 安全监测监控系统
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，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时由瓦检员用光学瓦斯检查仪进行“一炮三检”工作，并做好记录。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪。
4、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范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
二、瓦斯探头配备和使用
1、掘进工作面瓦斯探头安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为≥1.0% CH4，断电浓度为≥1.5% CH4,复电浓度为<1.0% CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
2、监控系统与供电迎头实行风电闭锁、瓦斯电闭锁，做到迎头及巷道内瓦斯浓度超限，立