年改扩建项目井巷二期施工组织设计.docx

1、第一章 编制依据1.1前言为正确指导、科学组织新疆新赛双陆矿业有限公司煤矿60万吨/年改扩建项目井巷二期、三期工程设计变更后工程施工，统筹企业内部技术经济活动，充分利用我公司人力、物力、财力，协调建设、生产、施工、设计等各方关系，在确保安全、质量、工期的前提下，使新疆新赛双陆矿业有限公司煤矿60万吨/年改扩建项目井巷二期、三期工程设计变更后工程建设取得快速优质、高效低耗、安全文明的成果，特编制本施工组织设计。1.2 编制依据1.2.1由新疆新赛双陆矿业有限公司提供的本项目设计图纸和文件。1.2.2国家有关法规、规范和施工技术规范：1、国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。2、国

2、家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。3、施工及验收规范、规程及标准（1）煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94（2）建筑工程施工质量验收GB50300-2001（3）建筑地基基础工程质量验收规范GB50202-2002（4）砌体工程施工质量验收规范GBJ50203-2002；（5）混凝土结构工程施工质量验收规范GB50204-2002（6）钢筋焊接及验收规程JGJ10-84（7）地下防水工程质量验收规范GB50208-2002（8）工程测量规范GB50026-93（9）建筑电气工程施工质量验收规范GB50303-2002（10）井巷工程施工及验收规范GBJ213-904、其

3、他需要执行的法规标准和规范规程（1）中华人民共和国矿山安全法；（2）煤矿安全规程（2010年版）；（3）煤矿安全建设规定；（4）混凝土外加剂应用技术规范；（5）混凝土强度检验评定标准；（6）矿山井巷工程测量规范；（7）有关采矿、建井、建筑工程手册（8）2010版煤矿测量规程；（9）辽宁东煤基本建设有限责任公司关于安全生产的各项管理制度。第二章 工程概况及地质概况2.1工程概况新疆新赛双陆矿业有限公司煤矿位于伊宁盆地北缘，东南至伊宁22Km，西北至霍城县23Km，主井口距312国道0.5Km，交通条件便利。行政区划隶属霍城县管辖。矿井采用斜井开拓方式，原设计矿井生产能力0.09Mt/a；矿井改扩

4、建后设计生产能力0.6Mt/a，矿井为低瓦斯等级。井巷一期工程于2010年11月30日完成，2011年3月因地质原因造成井巷一期主斜井、副斜井出现大面积底鼓，经专论证后，设计院根据实际地质情况对井巷工程一期、二期、三期的施工和支护方式进行了重新设计和变更。井巷工程二期、三期工程设计变更后工程内容主要包括：井巷二、三期工程未施工部分及未完工巷修部分、副井巷修未施工及未完工部分，以及一期风井未施工部分。新疆新赛双陆矿业有限公司煤矿交通位置图2.2地层地质及水文地质概况2.2.1自然条件1、地形地貌井田位于伊犁盆地北缘山前地带，区域地势西北高东南低。井田东部及西部为沟谷地带，地势西北高、东南低，为丘

5、陵-低山地貌。海拔标高+775米至+625米，东南部由黄土覆盖，东、西部由于多年的融雪和雨水的冲刷作用，地形切割强烈。由于春天融化的雪水及雨季的雨水形成径流水的时间是短暂的，因此，沟谷平时多为干涸。2、气象条件井田位于伊宁盆地北缘，属大陆性干旱半干旱气候，年蒸发量为降水量的5倍。但伊宁盆地群山环绕，区内天山有终年不化的冰雪，山麓地带森林茂密，地面水系发育，植物覆盖，盆地北面的安达斯山挡住了西北方向干烈暴风及寒流的侵袭，盆地的气候在全疆相对来说较温和而湿润。井田至霍城县一带是伊宁盆地最温暖的地方，据霍城县气象站观测资料、历年来平均最高气温为37.9,最低气温为-28，年降水量285-493.9m

6、m，而蒸发量达1115.5-1157.5mm，月平均相对湿度最小为44%，最大为81%。10月下旬开始冻结至翌年3月中旬完全解冻，冻结期历时5个月，最大冻结深度为110cm，积雪厚度为8-64cm。根据自治区地震局编制的新疆地震动峰值加速度区划图，该区属7度烈度带，地震加速度为0.15g。2.2.2地层井田零散出露的地层有中生界侏罗系下统三工河组（J1s）、侏罗系中统西山窑组(J2x)、新生界老第三系E、第四系冲洪积物(Q4)及风成黄土(Q3)广布全区。侏罗系西山窑组地层为含煤地层，地层发育良好，含煤层数较多，煤层厚度较大，为本井田含煤地层。兹由老到新概述如下：一、侏罗系下统三工河组(J1s)

7、在工作区西北边界外零星出露，沉积岩相为河流湖泊相沉积。为一套黄灰、灰白色粗粒砂岩、砾岩，夹灰绿色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩。本次工作未穿透侏罗系三工河组地层，仅收集的在井田东南部B1钻孔中可见厚度46m。二、侏罗系中统西山窑组(J2x)为含煤地层，沉积岩相为河湖相沼泽泥炭相沉积，主要为灰白色粗砂岩、砂砾岩及灰色粉砂岩组成，夹泥岩及炭质泥岩，含煤12层。地层平均厚度299.08米，根据钻孔依其含煤性可分为上、中、下三段。1、下段(J12x)以灰色粉砂岩、细砂岩为主，泥质胶结，含植物叶部碎片化石，底部为一厚层粗砂岩与三工河组分界。顶界为8号煤层底板，由8号煤底板至侏罗系三工河组顶界，含11号煤层(3.

8、53米)及12号煤层(3.33m)，地层厚度101.94m。与下伏三工河组整合接触。2、中段(J22x)以一套灰色粉砂岩及灰白色细砂岩为主，夹泥岩和灰质泥岩，具水平层理，微波状层理，泥质胶结，含植物化石碎石。由2号煤层底板至8号煤层底板，含5层煤，即3-8号煤层，地层厚度96.62m。3、上段(J32x)以灰色、灰白色中、粗粒砂岩为主，胶结松散，遇水呈豆腐渣状。由2号煤层底板以上的西山窑组地层组成，含l号、2号煤层，地层厚度平均100.52米。三、第三系古新统(E)以灰白色、灰黄色粗砂岩、砂砾岩为主，泥质胶结、中部夹砖红、姜黄色泥岩。超覆于下伏地层之上。平均厚度87.19米。四、第四系(Q)广

9、布全区，按成因及相对时代自下而上可分为冲洪积沉积(Q4)，风成黄土沉积(Q3)，均透水不含水，地层厚度023.62米，与下伏地层不整合接触。2.2.3煤层1.煤层 本矿主采煤层为2号煤层、3号煤层。地层综合柱状图（西山窑组段）2.2.4水文地质1、大气降水对矿床充水井田地势西北高，东南低，井田大面积被第四系黄土(Q3)覆盖，井田内沟谷发育，地势高差大，春天融化的冰雪水，雨季的雨水，除少量沿裂隙孔隙渗入地下外，其余大部分汇集到沟谷流出井田外，年降水量285-494mm，而蒸发量达1115.5-1157.5mm，因此大气降水对矿井充水微弱。2、断层构造对煤矿床充水的影响F2位于该矿西部边界为平推正

10、断层，平推断距lOOm，井田西界外水定矿斜井揭露该断层时只是滴淋水，浅部水量不大，该矿井最低标高+482m水平，涌水量lOOm3d。断裂构造的充水性不容忽视，浅部开采规模有限，充水量不大，但大规模延深开采时，要留有足够宽度的防水煤柱为宜。3、老窑水井田北部靠近露头区2号煤层、3号煤层浅部，在过去几十年的采掘，形成许多采空区，虽然都在地下水位以上，但多年的降水及融雪水，渗入采空区，形成积水区，最易产生老巷突水，未来开采中要充分注意老窑水。4、现生产井充水主要是由+485水平老井采空区因多年的降水及融雪水，渗入采空区，形成积水区，最易产生老巷突水对施工安全带来不利因素因而需要甲方提供井田附位置关系

11、图及部面图。界梁子沟地下水补给源于北部山区基岩裂隙水区，补给源为融化冰雪水，补给量丰富、充足。2.2.5其它开采技术条件中侏罗统西山窑组（J2x）本区的含煤组，平均厚约299.08m。岩性为为灰白色粗砂岩、砂砾岩及灰色粉砂岩组成，夹泥岩及炭质泥岩，含炭质泥岩和煤层，以河流相沉积为主，湖相、泥炭沼泽相次之，含煤12层，可采煤层上至下煤层编号依次为1、2、3、4、5、6-7、8、11-12号煤层，其中2、3、11号煤层为全区可采煤层，煤层的顶底板轴向饱和状态下抗压强度为0.20-11.9Mpa间，平均抗压强度为2.7Mpa；饱和状态下抗压强度（Rc）为0.2-11.9Mp，平均18.2 Mpa。煤

12、层顶底板岩石的软化系数在0.010.29之间，属极易软化的岩石。抗拉强度值在0.3-8.1Mpa，煤层的顶底板岩石力学强度均属较软质差岩石。详见下表。岩石物理力学试验成果统计表样品性质岩石名称比重(g/cm3)天然比重（g/cm3）抗压强度（Mpa）天然抗拉强度（Mpa）抗剪强度（Mpa）软化系数饱和状态干燥状态饱和状态干燥状态2号顶板中、细砂岩2.362.03-2.200.5-2.515.6-230.3-1.40.8-1.12.6-6.10.03-0.112号底板3号顶板中、细砂岩2.44-2.542.17-2.240.2-2.913.5-15.60.9-1.00.1-2.43.8-7.50

13、.1-0.23号底板粉、细砂岩2.41-2.562.18-2.270.3-2.41.7-19.80.4-1.00.1-2.03.2-6.60.04-0.1811-12号顶板粉、细砂岩2.48-2.782.26-2.661.8-11.914.6-54.41.0-8.12.7-17.65.5-21.80.12-0.2211-12号底板粉、细砂岩2.32-2.392.08-2.162.6-4.49.1-20.30.3-0.83.1-3.97.60.22-0.29Rc与定性划分的岩石坚硬程度的对应关系Rc（MP）60603030151555坚硬程度坚硬岩较坚硬岩较软岩软岩极软岩通过钻探施工的地质编录，

14、钻孔内的各煤层顶、底板岩石力学特征相近，岩石胶结差，易风化，沉积环境基本相同，经过的地质构造一致，岩石力学性质基本相似，可以利用2号煤层、3号煤层、11-12号煤层的顶底板岩石试验成果。本区的岩石类型为-类，质量差-坏。据矿区水文地质工程地质勘探规范（GB1271991）岩体质量指标（M）法中公式（5）：M=并参照附录E3岩体质量分级表对各煤层顶底板岩体质量评价如下表。各煤层顶底板岩体质量评价表可采煤层2311-12顶 板底 板顶 板底板顶板底板岩体分类岩体质量指标（M）0.0130.010.010.0080.0230.01岩体质量差坏坏差差差勘探区井巷围岩岩石为粗砂岩、细砂岩、粉砂岩等组成。

15、据工程地质岩组及特征，岩体类型为-类，质量差-坏。2.2.5、地质构造1褶皱构造煤矿区处于界梁子背斜南翼，为一向南东倾斜的单斜构造，走向7080，倾角14-23。2断裂构造井田内近西界有一平推断裂构造F2，为边界断层，断层对井田的煤层、煤质影响不大，但对水文及开采技术条件增加了一定的复杂性。F2正断层为煤矿西北部，系推断断层，推断断层理由是八号井2号煤层底板等高线与西部边界外水定矿井2号煤层底板同高等高线相差甚远；八号井主井井筒内有一段破碎带。断层大致呈南北向延伸。该断层呈弧形展布，走向由18转至353，南部倾向288，北部倾向263，倾角75，西盘下降北移，东盘上升南移，平推距离近125米，

16、落差约90米。2、瓦斯、煤尘及煤的自燃（1）瓦斯地质报告所述：见煤钻孔中共采集瓦斯煤样10个，主要对2号煤层、3号煤层、11-12号煤层的瓦斯成分和瓦斯含量进行了测试，详见下表：瓦斯成果分析表（两极值）煤层号瓦斯含量(ml/g可燃质)瓦斯成分（%）瓦斯分带CH4CO2CH4CO2N220-0.2990.134-0.3070-69.824.4-30.070.11-95.6二氧化碳-氮气带30-0.220.15-0.4340-5.840.22-13.5786.43-96.78二氧化碳-氮气带11-120.007-0.0320.033-0.0980.86-9.720.72-8.6285.05-97.

17、46二氧化碳-氮气带1瓦斯成分由上表可知区内各煤层瓦斯成分有所不同，其瓦斯成分CH4为069.82%，CO2为0.22-30.07%，N2为0.11-97.46%。各煤层一般随煤层的深度不同，瓦斯成分有所不同。区内煤层由浅到深瓦斯分带依次为浅部氮气-沼气带，深部为二氧化碳-氮气带。2瓦斯含量区内各煤层的瓦斯含量中CH4一般在0-0.299ml/g.可燃质， CO2一般在0.0330.307ml/g.可燃质。详见煤质附表。3瓦斯变化规律区内各煤层的瓦斯含量变化不大，全区属于CO2N2带。瓦斯变化规律，各煤层的瓦斯含量一般随煤层埋藏深度的增加而略有降低之趋势。综上所述，该区在煤层开采过程中，对瓦斯

18、应有足够的重视，在未来煤矿生产中应予以足够重视，对瓦斯应进一步测定积累资料，对通风系统和煤层瓦斯应进行科学管理，以有效的措施，严防由局部瓦斯聚集造成的瓦斯爆炸和二氧化碳窒息事故，确保矿井安全生产。4 矿井瓦斯等级鉴定成果依据2009年4月10日由新疆生产建设兵团发展改革委员会印发的兵发改能源2009250号文件关于对农四师六十六团煤矿八号井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复：八号井开采水平为+602m，可采煤层4层，现开采2号煤层，矿井相对瓦斯涌出量为4.38m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.6m3/min，相对二氧化碳涌出量为3.45 m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.46 m3/min。矿

19、井瓦斯等级为低级。依据2006年2月28日由新疆生产建设兵团发展改革委员会印发的兵发改能源200674号文件关于农四师新疆新赛双陆矿业有限公司煤矿五号、井八号井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复：“五矿开采水平为+537米，回风水平为+555米，可采煤层2层，所采煤层编号为2、3号煤层，认定该矿矿井相对瓦斯涌出量为3.39m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.29m3/min，相对二氧化碳涌出量4.44 m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.38 m3/min。”得出矿井瓦斯等级为低级的鉴定结论。（2）煤尘爆炸和煤的自燃各煤层煤尘爆炸性（平均值）分析表煤层编号水分Mad（%）灰分Ad（%）挥发分Vda

20、f (%)火焰长度 (mm)岩煤量（%）结论216.939.531.3840085有爆炸性316.738.9335.3140085有爆炸性11-1214.139.7933.7240085有爆炸性区内的煤尘煤样的工业分析：水分为14.13-16.93%，灰分产率为8.939.79%，挥发分为31.3835.31%，煤尘爆炸试验火焰长度为400mm，岩粉量85%，结论均有爆炸性危险，故在今后矿井生产中应采取有效措施，杜绝煤尘爆炸事故的发生，确保矿井安全。煤的自燃倾向性（平均值）分析表煤层编号T氧T原T还T氧化程度（%）结论227730832750.529.1很易自燃3277.5314336.559

21、35很易自燃11-12276.8314.8319.442.615.4很易自燃本区工作共采集煤层自燃倾向性煤样11个，经测试着火温度：一般氧化样的着火温度为276.8277.5，原样为308314.8，还原样为313.9.4336.5，T为42.6-59，煤样均属很易自燃的煤样点。综上所述，区内的煤一般属很易自燃的煤，故在未来开采中，对通风系统和煤的自燃应进行科学管理，以有效的措施，严防煤的自燃，确保煤矿安全生产。（3）、地温、地压勘探施工的钻孔地层未发现地温异常现象。本地区含煤系地层地温基本正常，不会形成矿井的热害区。2.3工程概况工程项目名称、断面及支护方式见主要施工巷道、硐室断面图： 副井

22、+500m、+450m、+400m车场石门双轨巷段断面图副井+500m、+450m、车场石门单轨巷段断面图变电所通道断面图变电所断面图水泵房通道断面图+400m井底车场水泵房断面图+500m水平2煤层东回风顺槽（锚网支护）断面图+450m水平2煤层东运输顺槽（锚网支护）断面图+400m井底水仓入仓平巷断面图+400m井底车场水仓断面图+400m井底车场等候室断面图急救站断面图主井机尾联络巷、副井+400m风井联络巷断面图消防材料库断面图管子道断面图副井井筒断面图风井井筒断面图煤仓断面图 972.4进场准备工作我公司在进场前，全力以赴着手准备如下工作：2.4.1 技术准备 收集并熟悉有关技术资料

23、：熟悉当地有关矿山建设法规：认真研究矿区地质及水文地质报告、基本设计和施工图；收集地质、地形测量资料、进井点及附近测量标桩资料情况；掌握工程设计的主要技术特征，单项工程设计工艺。布置工业场地，并积极参与设计与工程技术施工交底。 编制单项工程施工组织设计根据项目建设总工期进度计划及施工图，按照合同要求，详细编制单项工程的施工组织设计，质量保证措施，施工作业规程，并组织施工作业人员认真学习贯彻，熟悉掌握有关技术资料规程规定。2.4.2 施工人员进场按工程施工准备计划及工程开工需要，分期分批及时组织施工人员进入施工现场。2.4.3工程准备 根据业主提供的测绘资料及时完成巷道实测、定位工作，并实施复测

24、。 完成施工需要的工业设施的维修、维护：绞车、仓库、水泥库、压风机、绞车房、值班室、信号室、机修车间等。 完成生活设施的维修、维护：食堂、宿舍、项目经理部办公室、会议室、锅炉房、浴室。2.4.4 器材准备 设备供应：提前做好施工机械设备的检修和购买，根据施工要求，做好计划，保证设备及时到位并投入使用。 材料供应根据施工图编制预算，积极严格按标准要求，采购钢材、木材、水泥、砂子、石子等主要材料，并保证供应及时随用随领，零星材料也要同时做好计划。 工具、安全仪表、仪器、劳保用品，根据需要及时组织货源，落实供应。2.4.5、正式开工准备正式开工前准备工作安排要求平行交叉进行，合理分配劳动力，完成施工

25、所有的大型临时设施，形成运输、供电、供水、压风、通风、排水等系统。第三章 巷道施工方案及支护3.1、巷道施工方法本矿井建设期的巷道主要是风井+500m+400m井筒、井底车场、副井+500m中部车场石门、副井+450m中部车场石门、副井+400m中部车场石门、+500m水平2煤层东回风顺槽、+450m水平2煤层东运输顺槽、切眼和部分硐室、煤仓。其中风井+500m+400m井筒、+500m水平2煤层东回风顺槽、+450m水平2煤层东运输顺槽、切眼为煤巷，其余均为岩巷。巷道和硐室采用普掘方法，锚网初喷+29U钢棚架+8钢筋焊接底网+29U钢底拱梁联合支护。巷道的运输设备为1tU 型矿车，掘进设备为

26、风煤钻、P-60B型耙斗装岩机、MQT-85风动锚杆机，锚喷设备PB-5砼喷射机。巷道运输距离较远时采用蓄电池电机车牵引运输。综掘设备：主要配备EBJ-135煤巷掘进机，MYT-120P型锚杆机，DSJ80/40/90型胶带输送机；采用ZYKB型矿用隔爆型移动变电站供电。供电电源由临时变电所分出。3.2、煤仓施工方案因+485水平采空区长年积水又因对+485水平的水文地质不详，固等探放水专家给出合理性施工建议我施工方在对煤仓进行施工，施工方案如下：主井煤仓净径6m，高度26m，施工程序较为复杂，施工组织设计采用反井法施工煤仓。副井+450m中部车场石门掘进至煤仓上口时开始施工煤仓。施工程序如下

27、：（1）煤仓下口架设操作平台，（2）由煤仓下口向上掘进小眼，小眼掘至副井+450m中部车场石门，与副井+450m中部车场石门贯通。（4）小眼掘通后由煤仓上口向下全断面掘进。（5）煤仓掘进同时进行绑扎钢筋浇注砼。3.3、锚杆、金属网、喷射砼支护施工工艺定位 打锚杆孔并清孔 （挂网） 孔内放入树脂药卷 用钻杆将药卷送入孔底 上托板并拧上螺母 用锚杆钻机搅拌药卷至规定时间 停止搅拌并保持钻机推力等待到规定时间 拧紧螺母。（1）定位：依据激光中心线，先定排位，再以间距定出孔位，做出标记，眼位误差不得超过100mm。（2）钻眼：采用MQT-120（130）风动锚杆（索）机钻孔和风煤钻机钻眼。打眼前，首先

28、按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须进行处理。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼前应在钻杆上做好标志，孔深严格控制在2000mm，锚杆角度误差不得大于15度。打眼顺序，应按照由外向里先顶后帮的顺序依次进行。（3）铺联金属网：相邻网必须搭接，搭接长度不小于100 mm。（4）安装锚杆：孔内装入药卷，用已上好托板和螺母的锚杆将树脂药卷顶入眼内，把专用搅拌杆安在锚杆机上，慢慢升钻把锚杆同药卷送入孔底同时进行搅拌，搅拌时间20秒，等待时间60秒。（5）紧固螺母：用扳手将螺母拧紧，紧固锚杆达到规定扭矩，每班必须检查锚杆扭矩，锚杆拉力达到60kn。3、喷射混凝土喷射混凝土一般分初喷和

29、终喷两次进行，初喷墙部4080mm，拱部3080 mm。终喷达到设计厚度180mm。混凝土强度达到c20。（1）准备工作检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。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。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。喷射前必须用水冲洗岩面，拱部和两帮应安设喷厚标志。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，喷枪头与受喷面的距离以0.81.0m为宜，尽量保持垂直。采用JS50砼

30、搅拌机机拌料，搅拌不小于2分钟，使其混合均匀，使用电子自动计量装置配料。运输时，掺入速凝剂的干拌合料不得超过15分钟，未掺入速凝剂的，不得超过2小时。砼初凝时间不应大于5分钟，终凝时间不应大于10分钟。安排带班班长终凝28小时后进行喷水养护。 喷射时，喷浆机的供风压力在喷头出口为0.1Mpa左右，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制。混合料和水温均不得低于5度，冬天采取保温措施。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，使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少；回弹率控制在：边墙不大于15，拱部不大于25。（3）喷射工作：喷射工作开始前，应首

31、先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料；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；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，收集回弹物；全部喷射工作完成后，喷层要养护28天以上，且喷层面要经常保持潮湿，否则必须洒水，7天内每班洒水1次，7天以后每日洒水1次。喷射过程中严禁将喷射枪头对准人员，喷射中发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。（4）当围岩有淋水、渗水和滴水情况时，采取堵、导等方法进行处理。当水量不大时，采取喷前吹、边吹边喷、增加速凝剂和减小水灰比等方法，直接喷堵；当水量较大时，用埋入导水管的方法，将水引

32、入水沟中。（5）喷射质量：喷射厚度均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”现象。第四章 巷道施工工艺4.1 作业方式首先确定巷道中、腰线，按中、腰线施工，采用钻眼爆破法进行施工，全断面一次掘进，光面爆破。掘进工作面选用两台风煤钻进行凿岩.4.1.1钻爆工艺流程：钻眼前准备检查瓦斯钻眼装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水消尘、维护顶板出矸临时支护永久支护。4.1.2、钻爆工序要求：（1）钻眼前，必须详细检查工作面10m范围内的支护，发现问题及时处理。（2）必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。（3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。（4）爆破要严格执行“一炮三检

33、”和放炮三人连锁“制度。（5）爆破采用先掏槽后辅助最后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用2个水炮泥。（6）爆破前跟班队长必须派专人在所有通往爆破地点贯通地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。4.2 工艺流程4.2.1 爆破作业掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为150mm4.2.1 爆破器材：使用3号煤矿抗水硝铵炸药，药卷规格为32200，重量150g/卷，15段毫秒延期电雷管引爆，最大延期时间，MFB200型隔

34、爆电容式启爆器。4.2.2 装药结构全部炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管的段号，不得弄断雷管脚线，有水时使用防水套，以免受潮拒爆。4.2.3 起爆方式爆破网络采用串连。4.2.4炮眼布置图、爆破原条件及爆破说明书（附后图）基岩爆破原始条件序号项目单位数量序号项目单位数量1掘进断面积m25普氏系数f3-52炮眼深度m1.86瓦斯等级低3炮眼数日个497炸药型号2#4雷管数目个498总装药量kg34.95巷道炮眼布置及装药量眼序炮眼炮眼炮眼装药量炮眼角度爆破联线名称深度长度卷眼千克/眼水平垂直顺序方式110掏槽眼2.02060.9789011120辅助眼1.

35、81860.990901串2127辅助眼1.812.650.75909022845周边眼1.832.430.4590873联4649底眼1.87.260.987874合计90.22634.95预期爆破效果序号项目单位数量序号项目单位数量1炮眼利用率%895每米炸药消耗kgm21.842循环进尺m1.66循环炮眼长米/m56.383循环实体岩m322.667单位体积管耗个/m32.164单位体积药耗kgm31.548每米雷管消耗个m30.64.2.5爆破安全1、装配引药必须按煤矿安全规程相关条款执行；2、放炮距离不得少于200m，放炮母线必须谁用随挂，并不得和动力信号电缆同侧。严禁有明接头，距掘

36、进迎头100m内的母线必须随用随拉，爆破后必须回收并掩护好；3、施工放炮前必须在200m外设岗；4、严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制；5、爆破器材必须严格遵照本节规定选择使用；6、炮前必须掩护好工具、设备、管线；7、炮后必须待烟吹净，人员方可进入迎头及沿线检查、作业；8、雷管脚线连结和扭结后必须悬空，不得和水、岩、金属等接触，联线扭结必须可靠，减少网路电阻，同时放炮器电池必须经常更换；9、打眼、装药、放炮，火工品领、用、退、核销、运输、保管以及瞎炮处理，残炮检查处理必须符合煤矿安全规程相关规定；10、放炮器把手，放炮员必须随身携带、专管专用。4.3 施工质量技术要求4.3.1 打眼前必

37、须由施工人员画好掘进中、腰线，并找出巷道周边轮廓，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。4.3.2 施工必须按要求掘进，严进丢底拉帮。4.4 管线布置：巷道施工时要敷设一趟静压水管，一趟压风管，一趟电缆。风、水管路接头要严密不得有漏风、漏水现象。风水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，施工过程中要按设计要求预埋好吊挂永久管线的予埋件。4.5 设备及工具配备（单个工作面）设备及工具配备表序号设备名称型 号数量设备功率1耙斗装岩机P-60B160KW2锚杆机MQT-120（130）31台备用3喷浆机PZ-50B15.5 KW4风煤钻31台备用5局部通风机16激光指向仪12

38、7V27铁锹108镐59锤24.6 装岩、排矸P-60B型耙斗装岩机、巷道的运输设备为1tU 型矿车，巷道运输距离较远时采用蓄电池电机车牵引运输。矸石由各井筒绞车提升至地面，排入排矸场。4.7 临时支护见第三章巷道施工方案及支护第3.3临时支护。4.8 永久支护永久支护严格按支护设计和支护工艺执行。第五章巷道施工生产辅助系统 (一)供电系统1 用电负荷统计 巷道施工用电统计表 井下负荷：序号名称规格数量备注1局部通风机KW22扒岩机55KW23 水泵7.5KW24其他64.5KW2合计215KW地面负荷：序号名称规格数量备注1空压机110KW22绞车3照明用电KW4工业广场用电16KW合计33

39、7KW2 配电系统根据用电负荷统计，井下动力额定功率215KW，故在地面变电所内安装一台S9-500/10/0.66变压器，供井下工作面电气设备，以确保施工用电安全、可靠；。一台S9250/10/0.43型供地面动力及照明用电。(二)井上下提升运输1、地面排矸系统利用原有一期井巷工程的地面排矸系统。主斜井皮带将矸石运输到地面，利用50Z装载机完成地面排矸。副斜井井口至排矸场地间铺设轨道，利用蓄电池电机车配合MFl.0-6型矿车运输。斜风井井口修筑矸石桥台，利用50Z装载机完成地面排矸。2、井上下运输系统主斜井井筒铺设大倾角皮带。副斜井提升绞车型号：JTK2500，串车提升，井筒内铺设600mm

40、轨距、30kgm轻轨。斜风井提升绞车型号：JK1600，串车提升，井筒内铺设600mm轨距、30kgm轻轨。施工巷道内铺设600mm轨距、30kgm轻轨一趟，蓄电池电机车配合MFl.0-6型矿车运矸、运材料。(三)压风系统1、压风机选择风动工具耗风量表5-1名称型号总量(台)同时使用量(台)单台耗风量(m3mm)合计风煤钻1063.219.2喷浆机PB-53188风镐03114212锚杆机MQT-120613.23.2合汁231032.4根据上表掘进班最大用气量为:Q=nqkskwklkh=103.20.651.11.11.13= 28.4m3min式中： n同型号风动工具使用台数； q单台风

41、动工具耗气量； ks同型号风动工具同时工作系数，取0.65； kw风动工具因磨损引起耗气增加的系数，取1.1； kl管网漏气增加系数，取1.1；kh海拔高度修正系数，取1.13；矿井井巷工程一期施工时使用的空压机满足使用要求2、压风管网选择使用矿井现有压风管路，经验算可以满足使用要求：副斜井70mm钢管供风；其它巷道内布置70mm钢管供风。风煤钻通过25mm供风软管与分风器相联；分风器通过50mm高压软管与钢管相联接。(四)排水系统矿井主斜井井下+400水平现安设有临时排水系统：矿井斜风井井下+500水平现安设有临时排水系统：下山巷道施工过程中，根据巷道涌水量情况，在巷道适当位置设临时水仓和截

42、水沟，将涌水截进临时水仓，巷内敷设3寸水管排水，用水泵排至井下指定地点。水平巷道施工中，毛水沟紧跟掘进工作面，掘进工作面涌水排至水沟，涌水经水沟排至临时水仓，使用矿井现有临时水仓排水系统将涌水排至地面。(五)供水系统施工用水使用矿井洒水降尘管路的水，50mm钢管由矿方现有洒水降尘管路铺设至掘进工作面。生活用水由矿区生活用水管路供给。用水量计算：l、生活用水 施工正常后，预计施工总人数最多为96人，按人均耗水量15kg日计算。则Ql=1596=1440kg日。2、施工准备期用水为短期用水，预计日用水量为10吨，不列入用水计划。3、井下用水包括喷射砼、装岩洒水、打眼用水、冲洗岩帮用水及降尘用水。a.喷射砼用水：每米巷道喷射砼按1.5m3计算，每m3砼用水量为400kg，日进尺按10米计算。 ql=4001.5lO=6000kg日.b.装岩洒水：平均日进10米，平均掘进断面按9m2计算，矸石含水率为每吨20kg，矸石容重1.5吨m3。则q2=1091.520=2700kg日c冲洗岩帮用水每个井筒按2000kg日计算则q3=22000=4000kg日d.降尘用水每个井筒按1200ks日计算则q4=12002=2400kg日井下用水总量为Q2=ql+q2+q3+q4=15100kg日每