总回风巷道施工组织设计Word格式文档下载.docx

1、第五节 管线及轨道敷设 10第六节 设备及工具配备 10第五章 劳动组织11第一节 劳动组织 11第二节 循环作业图表 11 第六章 生产系统 13第一节 通风系统 13第二节 压风系统 14第三节 防尘及防灭火供水系统 14第四节 安全监测系统15第五节 供电系统15 第六节 排水系统15第七节 运输系统16 第八节 通讯系统16 第七章 灾害预防及避灾路线 16第八章 工程质量控制措施及标准17第九章 安全技术措施 18 第一节 施工准备 18第二节 “一通三防”管理 18第三节 顶板管理 20第四节 爆破管理 21第五节 防治水管理 26第六节 机电管理 27第七节 运输管理 29第八节

2、 其它 32第一章 工程概况高河矿井中央回风立井井底总回风巷道总工程量2600.143m，原设计煤巷长度2496.636m，岩巷长度103.507m，根据2006年8月4日图纸会审会议精神，井底连接处底板标高由原设计+449.400提高到+456.700，井筒两侧、段按平巷施工，岩巷段长度相应增加；该总回风巷道分东西两翼，每翼分两条回风大巷，共4条大巷，联络（斜）巷4条。根据实际揭露地质情况，岩巷及半煤岩巷断面形式均为直墙半圆拱形，净宽5600mm，净高4600mm，支护形式为锚网喷支护，支护厚度120mm（断面特征同2-2断面）；煤巷断面形式为矩形，净宽50005600mm，净高4100mm

3、，支护形式采用锚网索喷+W型钢带支护，支护厚度120mm（断面特征同1-1、3-3断面）。设计巷道沿煤层顶板掘进施工时，必须根据实际揭露的煤岩情况调整标高及坡度。第二章 地质概况一、煤层情况3号煤层位于山西组下部，夹矸0层，厚01.4m，一般夹矸12层，厚0.27m，煤层厚度较为稳定，平均厚度6.71m，结构简单，煤层倾角小于5，属近水平煤层。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为砂岩，底板为黑色泥岩、砂质泥岩、深灰色粉砂岩。 3号煤层为高瓦斯区，且煤尘有爆炸倾向，无自燃性，施工时要做好一通三防和防尘供水系统的管理。二、 水文地质3号煤层为弱含水层，在无构造沟通的情况下与上、下含水层无明显的

4、水力联系，但由于3号煤一般位于奥灰水压力之下，中间有100m的地层阻隔，一般对巷道掘进影响不大，但局部地段由于受构造影响，缩短了3号煤层与奥灰水的间距或使奥灰水直接接触，使之成为3号煤层的充水水源。经三维地震勘探探明，中央回风立井总回风巷道西翼有X8陷落柱存在，施工时必须先确定探水线进行探水，确保安全后才能继续往前掘进。 第三章 巷道断面及支护设计一、巷道断面岩巷及半煤岩巷断面形式均为直墙半圆拱形，净宽5600mm，净高4600mm，（断面特征同2-2断面）；煤巷断面形式为矩形，净宽5000/5600mm，净高4100mm。二、支护方式及支护工艺（一）临时支护采用前探梁做为临时支护，前探梁用2

5、寸钢管制作，长度 4m，间距2.1 m，钢管上铺放2.8m长0.05m厚的大板支护顶板。前探梁制作3根，2根使用，1根备用，用金属锚杆和吊环固定，每根前探梁2个吊环。吊环上焊接配套的锚杆螺母，以便将吊环固定在锚杆上，前探梁最大控顶距离1.6m,如果采用此种支护形式不能满足临时支护要求，可采用戴帽点柱或其它形式。（二）永久支护1、煤巷采用锚网索喷+W型钢带联合支护作为永久支护，岩巷及半煤岩巷采用锚网喷支护。2、锚杆采用22左旋无纵肋螺纹钢锚杆，型号为 22-M24-2400mm，采用矩形布置，间排距为800800mm，锚杆托盘为弧形高强度托盘，规格为17017012mm，力学性质与锚杆杆体一致，

6、锚杆采用端头锚固，每根锚杆采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，锚杆锚固力不小于70KN，拧紧力矩不小于150N.m。3、金属网片采用6.5mm圆钢加工，网孔为100100mm，加工规格为20001000mm，网片间搭接长度100mm，搭接处采用细铁丝连接。4、锚索材料为高强度低松弛钢绞线，公称直径18.9mm，长度7300mm，极限拉断力400KN，锚索间排距20001600mm，锚索托盘采用高强度锚索托盘，规格为30030016mm，承载力不低于40t，锚索托梁为12#槽钢，长度7300mm，每根锚索采用三支锚固剂，一支规格为K2335，两支规格为Z2360，锚索采

7、用树脂锚固剂和水泥浆联合锚固，水泥浆浓度水灰比为0.50.6：，添加剂为XPM纳米灌注材料，加量为水泥重量的10%，水泥浆抗压强度标准值M30；5、W钢带选用BHW-280-3.00型；6、喷浆支护厚度120mm，混凝土强度等级为C20，如遇围岩破碎必须采取可塑性U型支架支护，支护措施另编。（三） 支护工艺1、锚杆安装工艺1）顶部锚杆敲帮问顶，用长把工具找掉危岩活矸，前穿吊环式撅顶管（2吋、L3.5m）2趟，固定在4根顶锚杆体上，使用好安全点柱。将断面刷大至设计尺寸，严格看好中线，并按设计位置点好眼位，在撅顶管与顶板之间铺设金属网和钢带一条。顶部采用锚杆机打眼。打眼顺序：应先施工紧靠有永久支护

8、的一排锚杆眼，以巷道中间向两帮依次不间隔施工。严格按照设计眼孔位置，短打长套顶部2300mm深锚杆眼。短打长套方式为：先采用L=1200mm钻杆、28mm钻头打眼，深度1200mm，然后采用L=2500mm钻杆、28mm钻头打眼，深度2300mm。开眼时应轻打，当钻进300左右时方可逐步加速。钻孔够深后钻机要反复升落23次，以防孔内碎矸渣堵孔卡钻。向锚杆孔装1支K2335和1支Z2360型树脂锚固剂，用成套组装好的锚杆将锚固剂推入孔底。用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机，推进锚杆，当钻机升到锚固剂刚好接触眼底时，钻机边搅拌边推进，搅拌20S，同时将锚杆送入眼底，钻机停机（不回

9、落）。30S后，再次启动钻机，螺母在钻机的带动下压紧托盘紧贴顶板岩面。2）帮部锚杆：按设计位置打巷道帮部锚杆孔，采用煤电钻或帮锚钻机，采用L=2500mm钻杆，28mm钻头打眼，深度2300mm。向锚杆孔装入1支K2335和1支Z2360型树脂锚固剂，用组装好的锚杆慢慢将锚固剂推入眼底。用连接套将帮锚钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后将锚杆推至锚固剂刚好接触眼底时，开动钻机边搅拌边推进，搅拌20S，同时将锚杆送入眼底，钻机停机。30S后，再次开动钻机，螺母在钻机的带动下压紧托盘紧贴岩面。3）使用锚杆机注意事项：操作前，所有操作控制开关都应处在“关闭”位置。严禁在钻机下衬垫木料或其它异物。所有通水

10、、通气管路确保清洁，整齐不乱。待装好的钻机通水后，方可升钻机打眼。无水不得打眼。操作者应远离钻机中心线，以防钻杆折断发生意外。操作者应精心操作，以防卡钻、扭伤手臂等。严禁用手触摸旋转中的钻杆。油雾器内充满足够润滑油，无油雾喷出时不得开钻。锚杆机回落时，手不得扶在气腿上，防止挤手。4）锚索施工操作工艺及注意事项：地面准备在地面将钢绞线盘成圈向井下运送，绳圈在搬运过程中，应严防钢绞线松脱反弹伤人，拆开绳圈时，人员应侧面站立操作。锚索要紧跟工作面安装。采用单体风动锚杆钻机，配B19中空六棱接长钻杆和直径28mm或32mm双翼钻头钻孔。孔深控制在7100mm。安装树脂药卷，放入一只K2335 树脂药卷

11、和两只Z2360树脂药卷，插入锚索将树脂药卷推至孔底。锚索下端用专用搅拌机器与锚杆钻机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌1520s。停止搅拌后一分钟，收缩锚杆钻机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度应控制在250300mm。注浆：将排气管与注浆管插入孔内，其中：排气管插入到钻孔底，注浆管插入钻孔300mm左右，然后将孔口用速凝水泥或水泥掺玻璃浆封住，待封口水泥凝固后，即可进行注浆作业。张拉锚索：注浆完成后，装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力不小于80KN，之后卸下千斤顶。锚索切割：用液压切割机截下锚索外露部分，锚索外露长度不得大于100mm。锚索间排距误

12、差不得超过设计值100mm。张拉锚索时必须两人协作，长拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上，加压后，工具锚卡住钢绞线方能松手，并用8铁丝将千斤顶绑在顶网上，操作人员要避开张拉油缸轴线方向，以保证安全。11液压切割器使用时必须两人同时协作，将钢绞线穿入切断器后，其中一人一手托住切断器，一手握住手把；另一人拿专用套管将钢绞线套好，以防钢丝散开打伤人员。操作时人员要躲开面部，切断器前方5m范围内不得站人，以防被钢屑溅伤或定刀破裂伤人，切断后的钢丝束不得乱扔，以防扎伤人员。12张拉时，发现不合格锚索，必须在其附近补打锚索。锚索安装两天后，发现预应力下降，必须及时补打。第四章 施工工艺第一节 施工工序岩巷及

13、半煤岩巷施工工序：打眼放炮通风耙矸锚网索喷浆支护。拱部锚网喷紧跟迎头，帮部锚网等移耙矸机后清理刷出底角再打锚杆挂网，然后进行墙部喷浆和复喷使巷道成形。煤巷施工工序：打眼放炮通风耙矸锚网索喷+W型钢带支护。全断面支护紧跟迎头，每移一次耙矸机，后方复喷一次成巷。 煤巷施工暂按1.6米为一循环，若煤层软弱破碎，按0.8米一循环施工。第二节 凿岩方式本规程所涉及的巷道均采用钻爆法施工。一、 打眼：1、打眼工应熟悉设备性能和使用方法，掌握作业规程、炮眼布置、爆破说明书及支护等有关规定，经过培训，考试合格后方可上岗。2、岩巷采用YT-28型风动凿岩机，煤巷采用电煤钻或风动钻具打眼，压风来源于地面压风机房,

14、电力来源于风井东侧临时变压器，经过综合保护开关，至迎头煤电钻。3、使用煤电钻打眼前，首先检查电钻、电缆是否完好；否则，不准工作。4、打眼者应该衣帽整齐，特别是袖口、扣子等应扎好，扣好，以免被电钻咬住。5、打眼时必须2人操作，1人在电钻一侧领钎点眼，1人在另一侧紧握电钻手把并拉移电缆。6、打眼前应详细检查爆破地点顶板支护是否完好，帮部有无伞檐、片帮危险，如发现不安全因素应处理后方可工作。7、炮眼不准打在旧眼、残眼内、煤（岩）裂缝或节理上,禁止用手或戴手套扶托钻杆。8、电钻在使用中要精心维护，不得随意甩扔，搬运电钻时，必须卸下钻杆，要手提电钻手把，严禁在底板拖拉电钻。9、遇有下列情况之一者应立即停

15、止打眼，并向上级汇报，经妥善处理，确认安全后方可工作。（1） 风流中瓦斯浓度达到1%。（2） 有煤和瓦斯突出征兆。（3） 有透水预兆。（4） 顶板来压，煤壁片帮严重时。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、爆破喷雾、装岩（煤）洒水、开放水幕等。第三节爆破作业 1、岩巷爆破掏槽方式采用五星直眼掏槽,煤巷采用楔形掏槽。2、使用煤矿许用乳化炸药（说明：安全等级不低于三级的煤矿许用炸药）、1-5段毫秒电雷管,最后一段延期时间不超过130ms，电雷管必须编号。3、装药结构采用正向装药结构。4、炸药、雷管要用专用箱分放并上锁，并放置于顶板完好、无积水、避开电器设备的安全地点，爆破时必须放置在警戒线以外。5、每

16、次爆破后待炮烟吹散后方可进入爆破地点。进入爆破地点时，要检查顶板、煤帮情况，有不安全因素应立即处理。若有拒爆、残爆，按煤矿安全规程有关条例执行。6、起爆使用MFB-200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串并联（附爆破图表）。7、爆破员必须经过培训，考试合格后方可上岗。8、主管队长对井下爆破作业直接负责，并对爆破员的领料单进行检查、签字，确定当班使用炸药和雷管的品种、数量。9、操作程序：领取工具领取爆破材料运送爆破材料存放爆破材料装配起爆药卷检查炮眼、瓦斯进行处理装药撤离人员、设警戒检查瓦斯连线发出信号起爆爆破后检查撤离警戒收尾。10、爆破时工作面所有机电设备必须切断电源，爆破地点20m范围内

17、瓦斯浓度达到1%时严禁爆破。严禁明火爆破，裸露爆破和短母线爆破，严禁反向爆破，做到谁装药谁爆破。11、爆破前必须在通向爆破地点的各通道设置警戒、挂警示牌，设岗距爆破地点距离不得小于100m。担任警戒人员切实负责，只有爆破地点来人通知撤岗方准离岗。12、严格执行“一炮三检”和“三人联锁”爆破制度，坚持“自联自放”，谁装药谁爆破；工作面爆破前，爆破员、班长、安监员都应在现场。第四节 装运方式一、装岩（煤）方式巷道掘进施工中，用P-30B型耙装机装岩，耙装机尾轮的固定应高出岩（煤）堆，尾轮挂在绳头上，楔子长度为600800mm。耙装机在斜巷固定时，除使用四个卡轨器固定牢固外，还应在机身后方两侧安设地

18、锚，使用直径15.5mm的钢丝绳双股，并用2个卡子卡牢，地锚长度不小于800mm。耙装机机身上方两侧应正常安设挡绳栏杆，耙装机距离迎头为6-35m。二、运输方式施工中使用耙矸机装1.5吨矿车，然后使用绞车牵引矿车在轨道上运输。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定位置吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管接口严密，不得出现跑、冒、滴、漏现象，水管距迎头40m范围内使用一寸胶管，40m外使用3寸铁管，铁管要随工作面掘进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要每环必须吊挂，风筒口距迎头510m。迎头掘进临时轨道采用矿方提供的30Kg/m或22K

19、g/m的钢轨，敷设要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；轨道接头间隙不超过10mm，内错差不大于5mm；轨枕间距不大于1m，构件齐全紧固有效，轨道距迎头635m。第六节 设备及工具配备 表1设备及工具配备情况表 序号设备工具名称型号规格功率单 位数量备 注1局部通风机FBD- No7.1型230台2煤电钻MZ-1.21.2KW部6备用2部3扒装机P-60B22KW4小绞车JD-11.411.4KW85JD-2525KWJD-4040KW锚杆机MQT-12010排水泵QFB-70/3011风 镐G10第五章 劳动组织第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”制（一天三

20、班，每班八小时）组织生产，每班1个循环，循环进尺1.6m。附：劳动组织表表2劳动组织表工 种出 勤 人 数 一班二班三班四班班长 2掘进工 618爆破工 1扒装司机推车工 7721维修工验收员合计20 2060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，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。表3正规循环作业图表编班次工序时间（分）工序名称工序所需时间 （分）循 环 作 业 时 间912交接班15打眼装药爆破，爆破通风前探支护导矸上部打锚杆锚索挂网上钢带120出矸240下部打锚杆挂网上钢带75喷浆第六

21、章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，改绞之前采用压入式通风，局部通风机安设在地面，最长供风距离530m，改绞之后整个井下采用抽风机通风，抽风机摆放于地面井口房西侧靠近绞车房附近；各条施工巷道采用局部通风机供风。一、 掘进工作面风量计算1、按人员计：Q=4N=430=120m3/min2、按炸药量计算：i=2516=400m3/min3、按最小风速计：Q=V小S车场=.= m3/min4、按局部通风机吸入量计算：预计每台局部通风机吸入量为600m3/min5、按瓦斯涌出量计算参照西盘区大巷整个掘进工作面预计瓦斯涌出量8.57m3/min计算：Q=qK/C式中：Q掘进工作面需风量m3/minq

22、掘进工作面瓦斯涌出量m3/minK瓦斯涌出不均匀速度，取1.3掘进工作面允许的瓦斯浓度，取经计算1114m3/min根据上述计算结果，同时施工工作面最多为个，可知按局部通风机吸入量计算风量最大，为2400m3/min（40m3/s）二、通风机工作风压计算1、风阻计算按风筒直径90mm，沿程摩擦风阻m.ad式中a风筒摩擦系数，a.s2/m2取.L风筒长度m，取D风筒直径m,取.9计算m=a.s2/m2风筒实际风阻按沿程风阻的.1倍计算为16.65a.s2/m工作风压计算H=RQ2=16.65202=6660Pa经过计算，选择直径900mm的双路风筒，地面抽风机使用山西侯马产FBDCZ.13型风机

23、，功率为90KW2；各巷道局部通风机使用FBD-7.1型风机，功率为30 KW2。局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在回风立井两侧巷道新鲜风流处，且距回风口不小于10m，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。2、通风系统局部通风机迎头总回风巷道回风立井抽风机房。第二节 压风系统风源来自地面压风机房，自风井经总回风道至迎头， 用6寸铁管和1寸胶管接至迎头。地面风压为67 MPa，迎头风压最小为5MPa。压风系统：地面压风机房风井总回风道迎头。第三节 防尘及防灭火供水系统防尘水源来自井下大泵供水，自风井水窝总回风道迎头，用3寸铁管

24、和1寸胶管接至迎头，每50米设三通一个，每条煤巷展开后，至少设2道喷雾。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷巷帮，净化风流等综合防尘措施。防尘系统：井下水泵供水总回风道迎头侧式供水钎子巷道内水幕扒装洒水装水炮泥水针冲刷巷帮水管第四节 安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：采用便携式甲烷报警仪对掘进工作面、机电维修地点进行监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头巷道内，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

25、型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。第五节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来自风井井口东侧临时变电所，供电方式为集中供电，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50mm。必须采用风电闭锁检漏继电器等设备保护装置。供电系统：井下临时变电所总回风道迎头。第六节 排水系统排水系统：迎头积水经风泵、2寸排水管路总回风道风井水窝地面。第七节 运输系统进料系统：地面风井总回风道迎头。出矸（煤）系统：迎头总回风道回风立井地面。第八节 通迅系统各工作面安设的电话，能够直接和风井底信号硐室联系，经上井口和有关部门再联系。第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防（一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪经常性检查瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。2、掘进工作