爆破材料硐室施工组织设计.doc
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1、 目 录 目 录1第一章井田概况及地质特性3第一节井田概况3第二节地质特性4第三节 编写依据6第二章 工程概况及地面相对位置7第三章 巷道布置及支护说明8第一节 巷道布置8第二节 支护设计8第三节 支护工艺9第四章 施工工艺10第一节 施工方法10第二节 凿岩方式11第三节 爆破作业11第五章 生产系统13第一节 通风13第二节 压风系统14第三节 瓦斯防治15第五节 防灭火16第六节 安全监控17第八节 排水19第九节 运送19第十节 照明、通讯和信号19第六章 劳动组织及重要技术经济指标19劳动组织19第七章 工程质量和质量保证体系21第八章 安全技术措施25第一节 施工准备26第二节一通
2、三防26第四节 爆破管理31第五节机电管理34第六节 运送管理36第七节 砌碹质量控制措施43第八节 质量技术措施44第九节 其 他45第九章 文明施工措施45第十章 环境保护措施48第十一章 工期保证措施及工期安排49第十二章 灾害应急措施及避灾路线51第一节 灾害防止51第二节 避灾路线54 第一章井田概况及地质特性第一节井田概况一、 交通位置二、地形地貌三、气象、地震四、矿井生产建设概况第二节地质特性1、地质构造2、煤层及煤质(1)煤层区内可采煤层2层,为太原组的9、10号煤层(详见可采煤层特性表),现将8、9煤层叙述如下:10号煤层:9号煤层:(2)煤质及工业用途评述表1-2-1 煤层
3、特性表地层单位煤层编号厚度(m)煤层间距(m)结构稳定性可采性最小最大平均太原组83.804.324.000.75较复杂稳定已采空93.33.573.44简朴稳定全区可采3、井田水文地质4、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温地压 第三节 编写依据1、根据施工图纸、相关技术条款及该地区有关地质、气象资料。2、本单位的资源优势及本工程前期的施工经验等。3、国家、地方有关部门制定的有关煤炭开采方面的安全管理、质量验收和环境保护等方面的规范、标准和法规文献等。4、国家规定合用的施工规范、施工技术规程、质量检查评估标准与验收办法等。1、煤矿安全规程2、煤矿井巷工程质量验收规范3、地下防水工程质量验收规范4、煤
4、矿测量规范5、煤矿防治水规定6、矿井初步设计7、煤矿安全专篇 各种文献若不一致,则优先执行:国家标准、行业标准、公司标准,若出现新的标准文献等,按新标准执行。 第二章 工程概况及地面相对位置 一、巷道名称本作业设计为井下爆破材料发放通道。二、掘进目的及用途爆破材料发放硐室的进风和发放通道。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度:工程量预计长度平距158.389米。2、服务年限:与矿井服务年限一致。 五、地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系情况表 采区名称工程名称爆破材料发放通道开口标高/m+544.5地面的相对位置建筑物、小井及其他工作面地表无任何建筑物,属丘陵地带,地势整体呈西北
5、高,东南低基岩出露良好。井下相对位置对掘进巷道影响该巷道西侧为爆破材料通道,东侧为实体煤层,南侧为爆破材料硐室回风巷,北为总运送巷。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该巷道是穿层巷道在施工中加强顶板支护。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 爆破材料发放硐室开口掘进方位角:180,开口位置距通道20m(平距)处按巷道施工平面示意图中2-2断面平掘开口。 第二节 支护设计一、巷道断面 巷道断面为半圆拱形,巷道2-2断面掘进宽为2400mm,掘进高为2900mm,掘进断面积为6.74m2;净宽为2023mm,净高为2700mm,净断面积为4.97m2,基础深度为:250 mm。 采用料石素砼支
6、护,砼厚:200mm,铺底厚度为100mm,强度:C25。二、支护方式1、临时支护 工作面采用单体支柱+柱帽钢筋经纬网做临时支护。工作面在放炮作业完毕后,及时进行敲帮问顶,必须由有副队长、带班长站在安全地点用长柄工具撬尽危岩、浮矸,确认无安全隐患后,立即按照临时支护设计进行支护。2、永久支护 浇筑砼材料:混凝土配料采用425普通硅酸盐水泥、中砂、1030mm石子和干净水配制。浇筑厚度为250mm。水泥:砂子:石子=1:2:3水灰比为0.46。 第三节 支护工艺砌碹支护施工流程:交接班安全检查立碹胎校核碹胎尺寸验收碹胎安装模板砌碹文明卫生。工业广场设料场,JS750型搅拌机一台,量筒两只,浇筑砼
7、段使用V型矿车运送混凝土人工浇注入模。砼入模后风动震动棒捣固,混凝土强度等级为C25。立模:砼支护段采用20#槽钢整体拱架,墙模板规格为150020050mm型钢模板,拱部模板规格为150010050mm型钢模板,浇注时两侧要对称浇筑,并每浇注300mm用风动振捣棒捣固密实,砌碹砼强度等级为C25。浇注砼顺序:浇筑砼前,要先清理模板上的泥土及杂物,按设计配合比搅拌好混凝土。浇筑时混凝土的浇筑应分层均匀地进行,其分层厚度一般以300mm为宜。混凝土振捣时,振动棒距模板70mm,不得振动模板,振捣器的插入深度必须超过下一层混凝土50mm,必须随浇随捣;浇筑砼前,碹胎与模板应符合以下规定:(1)砌墙
8、前,应检查碹胎与模板,其规格与质量不合格的不准使用;待碹胎组立固定好后,从拱基线开始随着钢模板的安装,砼对称入模,振捣。 (2)模板在使用前应用废机油涂抹并将模面清理干净。严禁使用变形、损坏的碹胎与模板,碹胎必须编号。 (3)按中腰线架设碹胎,必须牢固可靠,并应按以下规定架设: a、胎腿与胎拱之间的接口要对齐并用螺丝固定牢固无缝,不能歪扭;b、相邻碹胎间距中对中1.5m,相邻碹胎之间必须用拉杆连接(拉杆长度定为1300mm,拉杆要固定好保证两碹胎之间的距离为1300mm)。c、碹胎的模板应随浇随放并摆放平整。模面不平整处,可用木楔垫平,对接要齐,对缝应严密、平整不漏浆。(4)必须将工作平台搭设
9、牢固;(5)拱部浇筑砼必须按照以下规定进行:a、应从两侧墙对称向拱顶方向进行浇筑;b、冒顶过高时,拱顶与巷壁之间必须用不燃性材料填实。c、封顶时应在拱顶中心由外向里合口。当合口处为300宽时,人工将工作面迎面处与工作台同一水平位置,挖出一个人能站立且可将砼送入封口处的工作平台,然后将砼送入振捣之封口。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法一、采用普通钻爆法施工工艺。二、爆破器材选用:炸药:二级煤矿许用乳化炸药雷管:矿用瞬发电雷管 发爆器:MFB200型 放炮线使用双芯铜线封孔材料: 水炮泥和黄泥 。技术规定:雷管出库前必须进行导通实验,装填封泥应先装水炮泥,水炮泥剩余部分再用黄泥封实,封泥长度不
10、小于0.5m。 第二节 凿岩方式、钻眼前应当先进行敲帮问顶工作,检查围岩的稳定情况。、按巷中腰线画出巷道掘进轮廓线,按爆破图表定出眼位,上下部同时布置。、打眼应严格控制周边眼的角度和眼距。、钻眼过程中钻杆要垂直工作面,各炮眼要平行,钻眼过程中,严禁操作人员站在钻杆下以免断钎伤人。、钻眼完毕,要用压风扫孔,吹净眼内岩粉。 第三节 爆破作业一、爆破器材选用:炸药:二级煤矿许用乳化炸药。雷管:矿用瞬发电雷管。发爆器:MFB200型。封孔材料: 水炮泥和黄泥。技术规定:雷管出库前必须进行导通实验,装填封泥应先水炮泥,水炮泥剩余部分应用黄泥封实。二、炸药消耗量拟定:根据掘进工作面的煤岩硬度,单位岩体炸药
11、消耗量q=1.20 kg/m3。三、炮眼数目计算:1、2-2连接通道断面N=qsyI/(a、p)=1.206.7485%0.2/(0.40.2)=17.18(个) 式中 q=单位煤岩体炸药消耗量,取1.20S=毛断面;y=炮眼运用率90%;a=装药系数0.4;p=每个药卷重量0.2kg; I=药卷长度200mm 四、炮眼布置:采用楔形掏槽,掏槽眼4个,眼距800mm;内辅助眼3个,眼距600mm;边眼8个,眼距600mm;底眼2个,眼距600mm;合计17个炮眼。五、爆破说明书 原始爆破条件序号名称单位数量序号名 称单位数量1掘进断面m26.744工作面瓦斯低2炮眼数目个175岩层硬度f2-3
12、3总炮眼深m31.46总装药量Kg4.6 预期爆破效果序号名 称单位数量序号名 称单位数量1炮眼运用率%905每米炸药量Kg/m2.562日循环进度m3.66雷管消耗量个/m9.53循环爆破实体m1174每循环炸药消耗量Kg4.6第五章 生产系统 第一节 通风一、通风方式与局扇选型1、通风方式采用局部通风机压入式通风,安设在距工作面巷道回风口50米的二采轨道巷内。2、局扇选型考虑到风机供风效率及供风长度,选用FBD-211KW对旋式风机供风,实行双风机、双电源,风机自动切换。风机参数:功率211KW,风量200350m3/min,全压效率88)。设计最长供风距离为40m。风机型号:FBD-21
13、1KW。风筒直径:D=600mm。二、掘进工作面风量计算1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算Qjw=100qk=1001.021.5=153m3/minQjw=67qk=671.311.2=105.324m3/min;式中:Qjw掘进工作面实际需要风量,m3/min;q掘进工作回风流中绝对瓦斯(二氧化碳)涌出量,m3/min;k瓦斯(二氧化碳)涌出不均衡通风系数,取1.5(1.2)2、按炸药量计算: Q=10A=104.6=46m3/min 式中: Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 10每公斤炸药爆炸不低于的配风量; A掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg。3、按人数计算: Q=4n=42
14、7 =108 m3/min式中: Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 4每人每分钟不低于4 m3/min的配风量; n掘进工作面同时工作的最多人数。4、局扇工作量计算:QQ掘/(1P) 153 /(10.1)=170 m3/min式中:Q掘掘进工作面所需风量, m3/min;P风筒漏风系数 , 取0.1。5、按推荐使用局部通风机的实际吸风量计算: Q=Q局k=1701.3=221 m3/min式中:Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; Q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min; k系数取1-1.56、拟定掘进工作面实际需要风量:拟定掘进工作面实际需要风量 200 m3/mi
15、n。7、掘进工作面风量、风速测算:根据巷道断面积6.08m2和掘进工作面实际需要风量 m3/min,验算出巷道风速为:V=Q/S=200/6.08/60=0.55m/s式中:V巷道风速,m/s; Q巷道风量,m3/min; S巷道断面积,m2。根据煤矿安全规程中第一百零一条规定:掘进中的岩巷最低允许风速为0.25 m/s,最高允许风速为4m/s,以上计算出的巷道风速0.55m/s符合煤矿安全规程规定。通过以上计算,选用FBD-211KW局部通风机,配合直径600mm的风筒,即可满足掘进工作面的风量规定,并符合有关规定。附图:通风系统示意图第二节 压风系统一、井下风动工具配置风量 风动工具配置表
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