13配电室施工安全技术措施.docx

1、13配电室施工安全技术措施 13#辅助配电室施工安全技术措施为满足13#煤生产需求，需施工13#煤辅助配电室，为保证13#煤辅助配电室施工的安全顺利进行，特制定如下安全技术措施。一、工程概况：13#辅助配电室掘进工程包括四段： 段：沿13110回风系统巷掘进44.3m；段：在段巷36米处开口沿顶板掘进10米；段：待段下山掘进10米后，以平巷向前掘进30米；段：段工程完成后，下山以11.3度掘进30米；段：段掘进到30米处以平巷掘进4.2米，4.2米为段巷宽，以中线向两头掘进分别与13#辅助材料巷和13#辅助皮带巷贯通。详见平面布置图附图1及剖面图附图2二、断面规格段：毛宽4.2m，毛高2.2m

2、，毛断面积9.24m2；净宽4m，净高2m，净断面积8m2；段：毛宽4.2，毛高2.2m，毛断面积9.24m2；净宽4m，净高2m，净断面积8m2；段：毛宽4.6 m，毛高3.2m，毛断面积14.72m2；净宽4.4m，净高3.0m，净断面积13.2m2；段：毛宽4.2m，毛高3.2m，毛断面积13.44m2；净宽4m，净高3.0m，净断面积12m2；段：毛宽4.2m，毛高3.2m，毛断面积13.44m2；净宽4m，净高3.0m，毛断面积12m2；三、巷道开口1、施工前地测人员必须提前标定出开口位置，标定巷道中腰线，施工队组严格按线施工。2、开口前，必须对开口位置巷道进行锚索补强，间距不得大于

3、1m。3、开口前，应提前按设计要求，安设局扇、接好风筒，做好衔接准备工作。四、施工方法与工艺：1、施工方法 采用爆破法施工。2、施工工艺工作面配备两台煤电钻打眼，炮掘作业方式（附炮眼布置、爆破说明表及结构示意图附图3）采用起爆爆破落煤方式。3、生产工艺流程检查工作面隐患煤电钻打眼放炮落岩处理顶帮打锚杆工程质量检查准备下一个循环。4、循环进度每个循环进度为2米，一个班可多次循环。五、局部通风1、通风方式工作面采用局扇压入式通风，配备两部211KW风机，配600mm胶质风筒向工作面供风，风机必须实现双风机双电源，并能自动切换。当正常工作的局部通风风机发生故障时能自动切换到备用通风机，保持掘进工作面

4、正常通风，同时切断盲巷内的全部非本安型电气设备电源，停止盲硐里一切工作，排除故障。待排除故障，恢复到正常的局部通风后方可恢复工作，正常工作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。局扇及其启动装置安装安设在盲硐口10米以外的新鲜风流中，局扇采用吊挂，必须打专用起吊锚索，吊挂风机时，采用正规的锚链配正规连接环套在锁具上，连接环必须带满扣拧紧螺丝。每处悬吊采用钢丝绳绳环套在锚链内，钢丝绳缠绕风机23圈，钢丝绳绳头采用不少于3道绳卡固定。2、通风系统新鲜风流：地面副斜井13#辅助材料巷掘进工作面污风：掘进工作面13#辅助回风巷13#回风巷通风系统附图4六、支护设计（一）、永久支护：1、

5、顶部支护：（段）支护形式为锚杆+锚索。支护要求：顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。锚索占据锚杆眼位，第一排第二个眼位打注；第二排第四眼位打注；第三排第二个眼位打注；第四排第四个眼位打注；以此类推，循环向前实现排排见锚索支护示意图附图5-1（段）支护形式为锚杆+锚索。支护要求：顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距为0.9m，排距为1.0m。锚索占据锚杆眼位，第一排第二个眼位，第二排第四个眼位，第三排第二个眼位，第四排第四个眼位，以此类推，循环向前实现排排见锚索。支护示意图附图5-2（段）支护形式为锚杆+锚索+喷砼联合支护。支护要求：顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距为1.0m，排距为

6、1.0m。锚索占据第二、第四锚杆眼位打注；以此类推，循环向前实现排排见锚索。支护示意图附图5-3（段）支护形式为锚杆+锚索+金属网+喷砼联合支护。支护要求：顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。锚索占据锚杆第二、第四眼位打注以此类推，循环向前实现排排见锚索。顶网为长边垂直于巷道中心线布置，长边与长边搭接，每隔20cm用专用联网丝捆扎牢固。支护示意图附图5-4（段）支护形式为锚杆+锚索+金属网+喷砼联合支护。支护要求：顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。锚索占据锚杆第二、第四眼位以此类推，循环向前实现排排见锚索。顶网为长边垂直于巷道中心线布置，长边与长边搭接

7、，每隔20cm用专用联网丝捆扎牢固。支护示意图附图5-52、煤帮：采用锚杆+木托帽支护；支护要求：帮锚杆呈“矩形”布置。第一排锚杆距顶板、段为400mm，、和段为600mm，帮锚杆间排距为10001000mm。托板为木托帽，垂直巷道顶底板紧贴巷帮布置。支护示意图附图53、质量标准化要求：A、锚杆锚固力检测工具：DLZ200型锚杆拉力机（1MPa=0.4t），顶锚杆锚固力不小于70KN，表压力不小于17.5 Mpa；帮锚杆锚固力不小于50KN，表压力不小于12.5 Mpa。锚索预紧力160KN以上。锚索张拉机具型号为：DSL-70（1MPa=0.5t），表压力不小于32MPa。B、扭力矩：顶锚杆

8、150Nm以上，帮锚杆120Nm以上。C、锚杆外露长度自螺母下端至锚杆杆体端头为10-50mm。钢绞线外露长度为：锚具下端至钢绞线端头150-200mm。4、支护材料规格锚杆支护材料规格材料名称材料规格(mm)材料种类锚杆顶：181800（麻花23600）帮：161500（麻花23400）普通圆钢麻花锚杆药卷顶：23600帮：23600树脂药卷垫片1001008铁垫片顶 网10001100成品金属网片锚索支护材料规格材料名称材料规格（mm）材料种类钢绞线17.85200mm17.88200mm1860级低松弛钢绞线药 卷231000树脂药卷垫 片1508010铁垫片槽 钢L=40014#槽钢锚

9、 具QLKM17单孔锚具喷砼材料规格材料名称材料规格（mm）材料种类喷砼水泥：黄沙：石屑=1：2：3与10%-15%的速凝剂混合均匀搅拌水泥、黄沙、石屑5、材料数目预算锚杆支护材料数目材料名称材料规格（mm）数目锚杆顶：181800（麻花23600）420根帮：161500（麻花23400）560根垫 片1001008mm980块托 板40030040mm980个药 卷23600mm420根23400mm560根顶 网1000110060卷锚索支护材料数目材料名称材料规格（mm）数目钢绞17.85200mm170根17.88200mm120根垫 片1508010270块槽 钢L=400270个

10、药 卷231000mm290根6、支护校验A、段：（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。 L1锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1 L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c） L3锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4其中围岩松动圈冒落高度b = c=式中：B、H巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.2， H取2.2顶板煤普氏系数；取5.0两帮围岩的似内摩擦角，= =78.69b =0.378c=0.207顶锚杆L=

11、L1+L2+L3=0.1+0.378+0.6=1.078所选顶锚杆1.8m1.078m符合设计要求。帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.207+0.4=0.707所选帮锚杆1.6m0.707符合设计要求。（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a式中：a锚杆间、排距，m；G锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70K安全系数，一般取2；L2有效长度(顶锚杆取b)；r煤体容重（KN/m3）；取14.1顶锚杆：=1.63；锚杆间、排距均符合设计要求。（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度=1.05 其中：K安全系数；取2 d1

12、锚索直径；0.0178m锚索抗拉强度，1770N/mm2；锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；Lc托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8 mm，锚具厚为50 mm）Ld外露张拉长度，m；取0.15La+Lb+Lc+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m锚索长度取5.2 m符合设计要求。 （5）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用17.85200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、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冒落考虑。在忽略岩体

13、粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。LnF2/BHR-(2F1sin）/L1 式中L-锚索间距， m B-巷道最大冒落宽度，4.2 m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m； R-岩体容重15KN/m； L1-锚杆排距，1.0m； F1-锚杆锚固力，70KN; F2-锚索极限承载力，取170KN; -角锚杆与巷道顶板的夹角，取750； n-锚索根数，取1；通过上述计算，得出理论上锚索间距为 3.15 m，而实际布置锚索的间距为1.8 m，故所选锚索参数满足设计要求。B、段：（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

14、LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。 L1锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1。 L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）。 L3锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4其中围岩松动圈冒落高度。b = c=式中：B、H巷道掘进毛宽、毛高m；B取3.2， H取2.2顶板煤普氏系数；取5.0两帮围岩的似内摩擦角，= =78.69b=0.363c=0.217顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.363+0.6=1.063所选顶锚杆1.8m1.069m符合设计要求。帮锚杆L=L1+L2+L3

15、=0.1+0.217+0.4=0.717所选帮锚杆1.6m0.717符合设计要求。（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a式中：a锚杆间、排距，m；G锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70K安全系数，一般取2；L2有效长度(顶锚杆取b)；r煤体容重（KN/m3）；取14.1顶锚杆：=1.63；锚杆间、排距均符合设计要求。（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度=1.05 其中：K安全系数；取2 d1锚索直径；0.0178m锚索抗拉强度，1770N/mm2；锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度

16、，m；Lc托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8 mm，锚具厚为50 mm）Ld外露张拉长度，m；取0.15La+Lb+Lc+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m锚索长度取5.2 m符合设计要求。 （5）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用17.85200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、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冒落考虑。在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。LnF2/BHR-(2F1sin）/L1 式中L-锚索间距

17、， m B-巷道最大冒落宽度，3.2 m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m； R-岩体容重15KN/m； L1-锚杆排距，1.0m； F1-锚杆锚固力，70KN; F2-锚索极限承载力，取170KN; -角锚杆与巷道顶板的夹角，取750； n-锚索根数，取1；通过上述计算，得出理论上锚索间距为 18 m，而实际布置锚索的间距为1.8 m，故所选锚索参数满足设计要求。C、段：（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。 L1锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.

18、1，帮锚杆取0.1 L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c） L3锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4其中围岩松动圈冒落高度b = c=式中：B、H巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.6， H取3.2顶板煤普氏系数；取5.0两帮围岩的似内摩擦角，= =78.69b=0.521c=0.306顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.521+0.6=1.221所选顶锚杆1.8m1.221m符合设计要求。帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.6=1.06所选帮锚杆1.6m1.06符合设计要求。（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a式中：a锚杆间、排距，

19、m；G锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70K安全系数，一般取2；L2有效长度(顶锚杆取b)；r煤体容重（KN/m3）；取14.1顶锚杆：=1.63；锚杆间、排距均符合设计要求。（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度=1.05 其中：K安全系数；取2 d1锚索直径；0.0178m锚索抗拉强度，1770N/mm2；锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；Lc托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8 mm，锚具厚为50 mm）Ld外露张拉长度，m；取0.15La+Lb+Lc

20、+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m锚索长度取5.2 m符合设计要求。 （5）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用17.85200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、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冒落考虑。在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。LnF2/BHR-(2F1sin）/L1 式中L-锚索间距， m B-巷道最大冒落宽度，4.6 m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m； R-岩体容重15KN/m； L1-锚杆排距，1.

21、0m； F1-锚杆锚固力，70KN; F2-锚索极限承载力，取170KN; -角锚杆与巷道顶板的夹角，取750； n-锚索根数，取2；通过上述计算，得出理论上锚索间距为 4.7 m，而实际布置锚索的间距为2 m，故所选锚索参数满足设计要求。D、段： （1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。 L1锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1 L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c） L3锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取

22、0.4其中围岩松动圈冒落高度b = c=式中：B、H巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.0， H取3.2顶板煤普氏系数；取5.0两帮围岩的似内摩擦角，= =78.69b =0.46c=0.306顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.46+0.6=1.16所选顶锚杆1.8m1.16m符合设计要求。帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.4=0.86所选帮锚杆1.6m0.86符合设计要求。（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a式中：a锚杆间、排距，m；G锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70K安全系数，一般取2；L2有效长度(顶锚杆取b)；r煤体容重（KN/m3）；取14.1顶锚杆：=1.6

23、3；锚杆间、排距均符合设计要求。（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度=1.05 其中：K安全系数；取2 d1锚索直径；0.0178m锚索抗拉强度，1770N/mm2；锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；Lc托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8 mm，锚具厚为50 mm）Ld外露张拉长度，m；取0.15La+Lb+Lc+Ld=1.05+5+0.066+0.15=6.266m锚索长度取8.2 m符合设计要求。 （5）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板煤、岩层发

24、生大面积离层、整体垮落，用17.88200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、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冒落考虑。在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。LnF2/BHR-(2F1sin）/L1 式中L-锚索间距， m B-巷道最大冒落宽度，4 m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m； R-岩体容重15KN/m； L1-锚杆排距，1.0m； F1-锚杆锚固力，70KN; F2-锚索极限承载力，取170KN; -角锚杆与巷道顶板的夹角，取750； n-锚索根数，取2；通过上述计算，得出理

25、论上锚索间距为 7.5 m，而实际布置锚索的间距为1.8 m，故所选锚索参数满足设计要求。E、段：（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。 L1锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1 L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c） L3锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4其中围岩松动圈冒落高度b = c=式中：B、H巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.2， H取3.2顶板煤普氏系数；取5.0两帮围岩的似内摩擦角，= =7

26、8.69b =0.48c=0.306顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.48+0.6=1.18所选顶锚杆1.8m1.18m符合设计要求。帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.4=0.86所选帮锚杆1.6m0.86符合设计要求。（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a式中：a锚杆间、排距，m；G锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70K安全系数，一般取2；L2有效长度(顶锚杆取b)；r煤体容重（KN/m3）；取14.1顶锚杆：=1.63；锚杆间、排距均符合设计要求。（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度=1

27、.05 其中：K安全系数；取2 d1锚索直径；0.0178m锚索抗拉强度，1770N/mm2；锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；Lc托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8 mm，锚具厚为50 mm）Ld外露张拉长度，m；取0.15La+Lb+Lc+Ld=1.05+6+0.066+0.15=7.266m锚索长度取8.2 m符合设计要求。 （5）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用17.88200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、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冒落考虑。在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。LnF2/BHR-(2F1sin）/L1 式中L-锚索间距， m B-巷道最大冒落宽度，4.2 m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m； R-岩体容重15KN/m； L1-锚杆排距，1.0m； F1-锚杆锚固力，70KN; F2-锚索极限承载力，取170KN; -角锚杆与巷道顶板的夹角，取750； n-锚索根数，取2；通过上述计算，得出理论上锚索间距为 6.3 m，而实际布置锚索的间距为1.8 m，故所选锚索参数满足设计要求。（二）、临时支护工艺、工序及要求（1）、 支护方式：柱用