一矿+1740煤仓工程作业规程.doc

阿左旗贺兰山焦煤公司一矿+1740煤仓工程 山东枣庄矿业集团中兴建安有限公司

第一章 工程概况

第一节 概 述
一、工程名称：
+1740煤仓施工深度15.3m，坡度为90°，为垂直式, 初次掘进断面为正方形，掘进宽度1500㎜，长度1500㎜，小断面到位后再扩大成形。设计支护形式为砌碹，砌碹厚度为350㎜。煤仓下口为四角锥形，锥体用混凝土浇筑而成。砌筑混凝土等级为C20。
该工程为+1740水平开采服务。
三、工程量及服务年限：
工程量：设计施工长度约15.3m。
服务年限：于采取开采水平服务年限相同。
第二节 编写依据
一、焦煤公司一矿设计说明书
二、焦煤公司一矿采掘工程平面图及井上下对照图
三、矿方提供的煤仓施工图
四、《煤矿安全规程》
五、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》 MT 5009-94
六、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ 213-90
七、我公司类似工程的施工经验及我公司现有的设备、人员。
第二章 地面相对位置及地质水文情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
+1740
工程名称
+1740煤仓
地面标高（m）
+1811
井下标高（m）
+1740
地面的相对
位置及建筑物
地面以山地为主，无建筑物
井下相对位置对掘进巷道的影响
井下煤仓沿层掘进，但对井筒无影响。
邻近采区
开采情况
临近无采区
第二节 煤（岩）层赋存特征
矿区主要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)与二叠系下统山西组(P1s)，共含煤11层，煤层总厚度22.18m。其中石炭系太原组含可采煤层3层，编号为4、5及7号煤层, 含局部或不可采煤层3层，编号为7下、8、9煤层，含煤系数4.49%；山西组含可采煤层2层，编号为2、3煤层，局部可采煤层2层，编号为2上、3上煤层，含煤系数9.55%；二叠系石盒子组含局部可采煤层1层，编号为1煤层，含煤系数0.08%。矿区含可采煤层6层，编号为2、3、4、5、7、8煤层。
贺兰山焦煤公司一矿主要可采煤层特征一览表
煤层
编号
煤层厚度
煤层间距
顶底板岩性
夹矸
层数
煤层稳定性
对比难易程度
开采情况
最小~最大
平均
编号
最小~最大
平均
顶板
底板
2
0.04~8.78
2.17

粉砂质泥岩 泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
3
0.28~10.53
2.14
2～3
12.45~50.60
34.57
中粗粒砂岩
粉砂岩
粉细砂岩
中砂岩
0~9
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
4
0.25~3.45
1.41
3～4
20.00~47.77
30.05
泥岩
粉砂质泥岩
中、细砂岩
0~3
稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
5
0.30~1.84
1.00
4～5
5.29~12.52
8.98
泥岩
粉砂岩
泥岩
粉砂岩
0~7
不稳定，采区范围内厚度小于0.27m部可采
不易对比
无开采 价值
7
0.55~5.10
1.92
5～7
13.04~35.13
25.97
粉砂质泥岩
泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高

第三节 地质构造
蚕特拉井田位于汝箕沟—宗别立向斜的西翼，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体为倾向南东的单斜构造。地层倾角一般70°～80°，局部近于直立或倒转，Ⅴ～Ⅶ线间地层较缓，为60°～65°。区内构造复杂，断裂是主要的构造形迹，褶皱不发育。
一、断 层
矿区煤系地层中断层发育，仅地表控制的为75条，其中延伸长度在100－1800m间的主要断层有27条；落差在50－526m之间，已为钻孔控制的有11条（由东向西为：F30、F26、F90、F22、F24、F19、F79、F15、F12、F10、F8）。
矿区断层发育，但规律性较明显，其规律和特点如下：
1、走向断层：数量不多，计有F1、F3、F11、F12、F15、F46、F45七条。按其性质可分为：
⑴走向逆断层：延伸远，落差大，对井田构造具有控制意义，其中F1为延伸至小松山的区域性大断层构成含煤地层天然的北介，F3位于井田西缘呈北东向展布受F1控制，井田内延伸达7km。F1、F3断层均位于煤系地层底部。F45、F46则受F3控制，为煤系中的次一级构造，往往使煤层露头缺失，但深部仍有煤层赋存，对煤层破坏并不严重。
（2）走向正断层：以F11、F12为主，分布于西部Ⅸ－Ⅻ之间，F11位于Ⅶ线以东，两者是否为同一断裂尚待研究。其中F12几乎横贯西区，呈北东东向展布，位于煤系下部，延伸均在1.5km以上，落差由西向东递增，由48－650m。但对深部煤层的影响不大，仅F11下盘深部缺失8煤。
2、斜交断层：以NE向和NW向两组为主，个别呈SN向或EW向（F5、F6）。以NW向一组最为发育，地表往往呈曲线状延伸，落差较大，一般均在100m以上，且变化规律明显，如F22、F26由北东至南西落差急剧增大。按其性质又可分为正、逆两种，绝大多数为斜交逆断层，一般均为高角度倾斜，近于岩层倾角，此类断层对深部煤层切割频繁，破坏性大，在地表往往使煤层露头重复。
断层的倾角一般在68°－78°之间，地表处沿走向变化佷大，如F26(45°－77°)，F7(46°－78°)；地表至深部倾角变化亦较大，如F8地表倾角45°－50°，深部为71°，F4断层地表倾角76°，深部倾角为35°。局部断层在地表出现反转现象，如F10、F11、F15。
3、伴随一些较大的斜交断层局部产生一系列同向的“边幕式”较小的断层。如F19与F79的组合，F17与F77、F78的组合。
4、Ⅷ以西，切断煤层露头的小平移断层发育，其延伸长度一般30－35m，煤层水平位移一般15－30m。
5、煤系上伏石盒子组、石千峰群地层中的断层以NNE或近于SN的平移断层为主，地面延伸较长，一般在数百米以上，但大多只断到1煤层以上，对煤层影响很小。
矿区内断层有15条，大多为逆断层。多为走向断层，对煤层没有影响，对煤层有不同程度破坏作用的断层有6条（F7、F8、F10、F11、F712、F14）。现将西区、中区内主要断层的特征列表于下（表3-1-1）。
主要断层一览表
表3-1-1
编号
断层性质
位置
断层特征
F1
走向逆断层
横惯矿区北部边界
走向N60°E,向西转为N30°E，倾向北西，全长2800m以上，东段可见，西段被第四系覆盖。
F3
逆断层
Ⅸ线15号孔西北260 m
走向北北东,倾向北西，全长570m。对煤层影响很小。
F6
性质不明
Ⅶ线东100 m
走向北北东，全长180m。对煤层影响很小。
F7
逆断层
Ⅵ－Ⅶ线之间
走向近N85°E－EW向，倾向N，倾角46－78°，全长460m，控制可靠。
F8
正断层
西起确台沟，北东止于Ⅸ线北250m
走向由近SN转向NNE向，倾向E-SEE,倾角：地表45°－50°，深部为71°，全长970m，落差116m,控制可靠。
F10
逆断层
西北起于辅7线，北止于旱布托沟
走向N45°－5°－25°E, 倾向SE,倾角49°－52°，全长940m，落差300m以上，控制可靠。
F11
走向逆断层
Ⅶ线北端
走向北东转向南，倾向北转东，全长650m
F12
走向逆断层
Ⅶ－Ⅷ之间
走向N60°E，倾向SE，倾角：地表42°－85°，深部70°－77°，全长1800m，落差由SW向NE增大，Ⅶ处落差350m以上，SW端48m，控制可靠。
F13
平移正断层
Ⅷ线西约170m处
走向N15°E，倾向NW,倾角67°，全长160m。
F14
逆断层
Ⅷ线2号孔北约20m处
走向N53°E，倾向SE,倾角77°，全长530m。
F51
逆断层
Ⅷ线东300m处
走向近南北，倾向南西西，全长400m。对煤层无影响。
F52
逆断层
Ⅷ线东150m处
走向北西转北，倾向西，全长200m。对煤层无影响。
F53
逆断层
Ⅷ线东南端
走向北西，倾向南西，全长400m。对煤层无影响。
F66
性质不明
14号孔北40m
走向北西，全长120m。对煤层无影响。
F71
逆断层
Ⅶ线东80m
走向北东转东西，倾向北，呈反s形。全长120m。
二、褶 皱
区内的褶皱构造主要发育于古生代、中生代地层中。呈宽缓的背向斜形式出现，轴向北东。形成时代为侏罗纪末期。此外太古界贺兰山群中发育规模较小的紧闭同斜褶皱、无根褶皱、平卧褶皱等。受褶皱构造影响，部分含煤地层的褶皱转折端煤层有加厚或变薄现象。
蚕特拉井田位于汝箕沟―宗别立向斜的西翼，褶皱不发育，以断裂构造形迹为主，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体构造形态为一倾向南东、倾角70～80°的单斜，局部近于直立或倒转。矿区地质构造复杂程度为复杂类型。煤系地层中的褶皱主要有：
帽蒲鲁褶皱：位于Ⅷ线－F10断层之间。由一对背向斜组成，轴向为N30°E，轴长1450m。向斜北西翼陡（80°），南东翼较缓（50°）。背斜两翼较对称。在煤系中出露面积约0.25km2,是区内的主要褶皱。对深部煤层有一定影响。
此外，伴随强烈的断裂作用而产生的短轴牵引褶皱在煤系地层中也可见。如F30逆断层引起的轴向N60°E，轴长460m的牵引向斜；F6与F15、F12交叉部位；F11、F12与F3交叉处均有牵引褶皱产生。该类褶皱对深部煤层没有影响。
三、矿区岩浆岩
区域岩浆岩不发育，仅见有小面积加里东晚期闪长岩出露，辉绿玢岩脉仅分布于贺兰山群中。矿区内未发现岩浆岩侵入煤系地层现象。

第四节 水文地质
一、区域水文地质
本区气候干燥，雨量稀少，区内沟谷平时干枯无水，山洪暴发始有流水，但区内沟谷发育，且切割较深，排泄条件良好，因此大气降水对矿井开采没有多大影响。
二、井田水文地质条件
井田内与矿井充水有关的含水层共有6层。
1、沟谷第四系孔隙潜水含水层：
岩性为砂、砂砾及卵石，含水层厚2.7～14.49m，水位深度3.63～5.60m。
2、2号煤层顶板裂隙含水层：
岩性为细、中～粗粒砂岩，总厚度16.8～51.6m。
3、2号和3号煤层之间承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度为4.97～45.90m。
4、8号煤层顶板承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度11.82～31.83m。
5、9号煤层顶板承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度2.84～5.17m。
6、煤系下伏寒武系承压自由裂隙溶洞含水层：
岩性为薄～厚层状灰岩，厚约258m左右，裂隙、溶洞发育，但未见泉水出露。
上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为微弱含水层。由于本区没有永久性地表水流，地下水补给来源不足，含水层含水性小，因此本区水文地质条件比较简单。
三、矿井历年涌水量
上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为微弱含水层；由于本区没有永久性地表水流，地下水补给来源不足，含水层含水性小，故本区水文地质条件比较简单。开采实践证实，矿井内涌水量很小，一般0.5～1.5m3/h，最大3.5m3/h，煤层一般不含水。蚕特拉沟两侧矿井，在斜深50m左右即有少量涌水，斜深100m左右涌水一般1.5～2.5m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
煤仓开口位于主井的标高为+1718的位置，向上掘进到副井的+1740，设计坡度90°,为垂直式。
（附图一：溜煤眼平面位置图） 第二节 支护设计
一、巷道断面
+1740煤仓施工深度19.36m，坡度为90°，为垂直式, 初次掘进断面为正方形，掘进宽度1500㎜，长度1500㎜，小断面到位后再扩大成形。设计支护形式为砌碹，砌碹厚度为350㎜。煤仓下口为四角锥形，锥体用混凝土浇筑而成。砌筑混凝土等级为C20。
（附图二：煤仓断面图）
二、支护方式
煤仓设计支护形式为砌碹，砌碹厚度为350㎜，砼强度等级为C20。
因该巷道是沿层施工，岩层层理和节理发育，围岩破碎，爆破后岩块极易脱落，必须采取先喷后锚网的临时支护方式，锚网采取三花眼布置，锚杆间排距800×800mm,网片采用φ6的钢筋网，网孔100×100mm,必要时可打钢带。即掘进后及时喷射30～50㎜厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆挂网或打钢带。围岩破碎时可适当缩小锚杆间排距为600×600mm.
一般初喷距迎头不得超过一茬炮，复喷距迎头不得超过6m，初喷厚度为30～50㎜，复喷最终厚度不低于70㎜，洒水养护时间不少于28天。
三、锚喷工程质量标准
1、锚杆支护：
锚杆应安装牢固，托板密贴壁面，不松动。锚杆抗拔力应不小于设计的90%。
锚杆间排距允许偏差为±100㎜。（700～900㎜）
锚杆孔深允许偏差为0～+50㎜（≥1950㎜）。
锚杆方向与井巷轮廓线角度（限值）≤15°。（75°～90°）
锚杆外露长度≤50㎜。
2、喷射混凝土：
净宽：中线至任一帮距离不小于设计尺寸，不大于设计100㎜。
净高：腰线至顶、底板距离不小于设计尺寸，不大于设计100㎜。
喷厚：不小于设计厚度的90%（≥63㎜）。
表面平整度：1㎡内的最大值不超过50㎜。
基础深度不小于设计的90%（≥90㎜）。
第三节 支护工艺
一、支护材料
1、锚杆及锚固剂：锚杆采用φ20×2000mm的树脂锚杆，每根锚杆均用1块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于350㎜，锚杆外露长度为不大于50㎜，托盘为正方形，规格为长×宽=120×120㎜，用6㎜钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为28㎜，每块长度为350㎜，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为CK2350，每根锚杆锚固力不小于5吨（49KN）。
2、金属网：采用φ6的焊接经纬网，网幅为1000×3000㎜，网孔为100×100㎜。网片之间采用搭接的方式，搭接长度为100㎜，相邻两片网之间要用14#铁丝绑扎，绑扎点要均匀布置，间距400㎜。
3、水泥：425＃普通硅酸盐水泥，生产厂家为阿拉善盟草原水泥有限责任公司。
4、骨料：砂子使用中砂～粗砂，砂子必须经过水洗；粗骨料采用粒径为5~10㎜的碎石，并用水冲洗干净。
5、速凝剂：速凝剂型号为HD-P1，掺入量为水泥重量的3%～5%，喷射顶部时取上限，喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。
6、砼强度为C20。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先严格按中、腰线检查断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过±100㎜，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，眼深1950㎜。打眼应按由外向里、先顶后邦的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把树脂锚固剂量送入眼底。随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动锚杆安装机（型号为MQT-130/2.4-B），使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机。搅拌旋转大于12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于100N·m，托盘要紧贴岩面。
三、喷射砼主要工艺参数
1、喷浆机相关参数：型号PTC51，工作压力0.15～0.4Mpa，输送距离≤200m，生产能力为5m3/h。
2、工作风压：湿喷时风压控制在0.15～0.18Mpa。工作风压应随输料管长度的增加而提高，水平输料管长度每增加100m，风压应提高0.08～0.1Mpa，垂直向上每增加10m，风压应提高0.02～0.03Mpa。
3、水压：水压应比风压大0.1 Mpa左右，以利喷出的水能够湿润瞬间通过喷头的拌合料。
4、水灰比：水灰比应控制在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。
5、喷射距离、倾角及顺序：喷头距离喷射面以0.8～1.2m为宜，喷头与受喷面尽量保持垂直，喷射顺序为先墙后顶，从墙基开始自下而上进行。
6、分层喷射的间歇时间：后一层喷射应在前一层混凝土终凝后进行，常温下（15℃～20℃）喷射掺有速凝剂的混凝土时，分层喷射的间歇时间为15～20min。间歇时间超过2小时，应用高压水重新冲洗受喷面。
7、混合料的存放时间：不掺速凝剂时存放时间不应超过2h，掺速凝剂时存放时间不应超过20min，最好随拌随用。
四、喷射混凝土
1准备工作：
清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急变，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，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。
喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道顶和两帮拉铁丝安设喷厚标志。
喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
2、喷射工作
喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上废风筒，以便收集回弹料，回弹率不得超过15％。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。一次喷射完毕，应立即收集回弹料，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。回弹料可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30％。
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。
3、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”、“赤脚”。成巷要求宽度、高度不小于设计，不大于设计150㎜，表面平整度1㎡范围内不大于50㎜。
4、喷射混凝土安全技术要求：
遇有超挖或裂缝低凹处，应先喷补平整，然后再正常喷射。
喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。
喷射中突然发生堵塞、停风或停电等故障时，应立即关闭水门，将喷头向下放置，以防水流入输料管内；处理堵管时，采用敲击法疏通料管，喷枪口前方及其附近严禁有人。
在喷射过程中，喷浆机压力表突然上升或下降，摆动异常时，应立即停机检查。
喷浆时严格执行除尘及降尘措施，喷射人员要佩戴防尘口罩，乳胶手套和眼镜。
五、混凝土的养护
喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28d以上，7d以内每班洒水1次，7d以后每天洒水一次。
六、混凝土的搅拌和运输
混凝土干料在地面进行搅拌，搅拌机型号为JZM350型，按配合比配好料后进行搅拌，搅拌好以后，用矿车下放至井筒下部工作面附近。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
　　一、煤仓上、下口施工方法
采用普通钻爆刷大施工。
二、煤仓主体施工方法
煤仓主体采用小断面凿井及爆破刷大的综合方法施工，先采用小断面掘进，到位后再扩大成形。从煤仓下口开始搭设井字型脚手架，脚手架由1.5″钢管搭接而成，其横杆上下间距为1.0m，中孔1300×1300mm，管子间用管卡固定牢靠，架腿支在煤仓下部坚实处，井字型脚手架随掘进向上延伸，以支撑工作台，工作面安装一个滑轮和绳索，便于人员上下，垂直底板打两根铁楔，上面搭设道木，施工人员在上面进行作业，施工人员必须佩带安全带，安全带固定在脚手架上，然后开始对其进行由下而上实施凿井、锚杆支护直到溜煤眼上口。
三、混凝土支护
1、煤仓下口混凝土支护
煤仓下口为四角台锥形，首先根据设计，预先制作好分块模板，在地面装配成型，核对无误后，编注号码，现场支模时对号入座，并采用木衬和木杆将模板固定。
模支好后，开始进行混凝土浇灌，全部斜长分三次浇灌每次2m，待凝固后拆模。
2、煤仓主体混凝土支护
（2）、煤仓混凝土浇筑必须从煤仓下口开始搭设井字型脚手架，脚手架由1.5″钢管搭接而成，其横杆上下间距为1.0m，中孔1300×1300mm，管子间用管卡固定牢靠，架腿支在煤仓下部坚实处，井字型脚手架随混凝土支护向上延伸，以支撑工作台。
(4)、在煤仓混凝土壁施工中，由煤仓下口起沿混凝土壁埋设3根Φ108钢管一直通至煤仓上口，作为缆线连接通道，钢管之间用法兰连接。
3、煤仓主体及下口混凝土的运送
通过从煤仓上口向下搭设的铁筒，混凝土自溜进入浇筑地点，然后用铁斗二次倒运至煤仓周边，铁筒规格为Φ300，长1.5m的铁筒套接，每节铁筒均用扁铁做成的圆形卡固定于煤仓壁锚杆上，随着混凝土向浇筑，铁筒也随之分节拆除。
煤仓采用凿岩机打眼、爆破的方法施工，爆破采用光面爆破，炮眼深度1.95m，凿岩机选用YT28型，配Ф22中空六角合金钢钎杆，采用Ф32“一”字型钻头，控制掘进方向和坡度。
掘进工艺流程：检查瓦斯、准备工作→确定眼位→打眼→检查瓦斯→装药→放炮→检查瓦斯→处理顶板→打上部锚杆→装岩、运输→打下部锚杆→初喷→清理巷道
轮尺时，将周边眼的中心布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，炮眼眼底应稍向轮廓线外偏斜100～150㎜，为下一循环打眼时留够凿岩机的工作空间。
第二节 凿岩方式
凿岩采用打眼放炮的方法破岩。
一、打眼机具：
采用YT28 型风钻打眼，风源来自地面空压机。空压机为开山牌螺杆压缩机，型号为LGH-20/8G，容积为20 m3/min，额定排气压力0.8Mpa 最大功率132KW。
安装锚杆时使用MQT-130/2.4-B型气动锚杆钻机，风源来自地面空压机，工作气压应保持在0.4～0.63Mpa。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。
第三节 爆破作业
掏槽方式为楔形掏槽法。
一、炸药、雷管
使用三级煤矿许用乳化炸药（φ35×200g）、毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms。
二、装药结构
正向装药结构。
三、起爆方式
起爆使用MFd-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联线。
四、炮眼利用率为85%，眼痕率达到60%以上。
五、施工中应根据岩石硬度系数及爆破效果及时调整爆破参数，以便达到最理想的爆破效果。
六、光面爆破作业的具体要求
1、眼痕率不应小于60%；
2、周边成形应符合设计轮廓；
3、两炮的衔接台阶尺寸不得大于150mm；
4、岩面不得有炮震裂缝；
5、巷道周边不应欠挖。

七、钻眼工作
钻眼前必须先画好巷道轮廓线，然后根据爆破图表所要求的眼位用喷漆定出眼位。钻眼时必须按照爆破图表所要求方向、深度和角度进行，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证钻眼的质量和提高钻眼速度。
第四节 装、运岩方式
一、装岩方式
掘进施工中，用P30B型耙斗式装岩机，耙斗容积为0.3m3，生产率为每小时35～50m3，导向轮的固定位置应高出岩堆800～1000㎜以上，导向轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800㎜，固定楔的孔深度不小于800㎜。耙斗机用四个卡轨器固定在轨道上，耙斗机机身上方装岩槽上两侧应安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20㎜的钢筋焊制，网格间隙不超过200㎜。耙斗机距迎头最大距离为20m，最小距离为6m。
二、运输方式
施工中采用1吨标准矿车排矸，矿车装满矸石由人工推至车场后用地面绞车提升至地面，然后人工推运并把矸石倒入指定地点。
第五节 管线及轨道敷设
在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50㎜。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，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，风筒口距工作面5～10m。
工作面掘进临时轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定，轨距误差不大于10㎜，不小于5㎜；轨道间隙不超过10㎜，内错差不大于5㎜；轨枕间距不大于1m，构件齐全紧固有效，轨道距迎头6～20m。

第六节 设备及工具配备
主要设备及工具配备情况表
序号
设备、工具名称
型号规格
功率/KW
单位
数量
备 注
1
局部通风机
FBD№5.0/7.5×2
2×7.5
台
2
1台使用、1台备用
2
绞车
JTB-0.8
22
部
1

3
耙装机
P30B
17
台
1

4
气动锚杆机
MQT-130/2.4-B
2.4
台
2
1台使用、1台备用
5
风钻
YT28

部
3
备用1部
6
风动潜水泵

台
2
备用1台
7
风 镐

台
3
备用1部
8
混凝土潮喷机
PZ-5
5.5
台
1

第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
采用每天“三·八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，掘进每天完成一个循环，每一个循环进尺1.5m。
劳 动 组 织 表
序号
工种
小班
圆班
备 注
1
打眼工
2
6
兼锚杆支护工
2
爆破工
1
3

3
耙斗司机
1
3
兼井下把钩工
4
井下信号工
1
3

5
水泵工
1
3

6
班 长
1
3
兼验收员
7
跟班队长
1
3

8
地面信号工
1
3

9
地面运搬工
2
6
兼地面把钩工
10
绞车工
1
3

12
36
各工种可交叉平行作业
注：喷浆时地面运搬工为上料、拌料工，井下爆破工、打眼工等人员为喷浆工。
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。

第三节 主要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表
序号
项目
单位
指标
备注
1
每班在册人数
人
10

2
每班出勤人数
人
8

3
出勤率
%
80

4
循环进尺
m
1.5
每天2个完整循环
5
日进度
m
1.5

6
月进度
m
45

7
效 率
m/工
0.05

8
月循环次数
个
30
按30天/月计算
9
循环率
%
86.7

10
炸药消耗
公斤/m
8

11
雷管消耗
个/m
26

12
锚杆消耗
套/m
8.75

13
水泥消耗
t/m
0.215

14
砂子消耗
m3/m
0.266

15
碎石消耗
m3/m
0.289

第六章　施工进度计划及保证措施

　　一、工期安排和工程进度计划
开工日期：2011年8月6日
竣工日期：2011年9月30日
总 工 期：55天
二、工期保证措施
1、建立强有力的指挥管理系统。我公司拟成立工期保证小组，并选派有丰富经验的施工队伍，有良好的信誉、能打硬仗的专业队伍。
2、配全配足良好的机械设备，在施工过程中，发挥设备的能力，充分发挥我公司在重大工程施工中机械化程度高的优势。
3、保证物资供应充足，以保证施工生产如期完成。
4、编制详细可行的施工组织措施，展开流水网络作业，抓好每工序之间的衔接，节能、降耗、增效，把有限的人财物，用到施工中，如期保质、保量完成生产任务。
5、选派敬业精神强、业务精、技术熟练的工程技术人员和技术工人参加工程施工，充分调动职工积极性、创造性，并辅以奖罚措施，以保证各项计划顺利完成。

第七章 生产系统
第一节 通风系统
一、工作面有效风量计算：
1、掘进工作面风量计算：
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。
按瓦斯涌出量计算
Q掘= 100·q掘·K掘通
= 100×0.2×1.5
=30m3/min
式中：Q掘—— 掘进工作面需风量，m3/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.2m3/min。
按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4·N
= 4×16
=64m3/min
式 中：Q掘—— 掘进工作面需风量，m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，为16人；
按一次爆破最大装药量计算
Q掘=7.8×÷T（m3/min）=144m3/min
Q掘—掘进工作面一次爆破实际需要的风量，m3/min；
T－爆炮后巷道的通风时间 一般取20－30min
A－同时爆破的炸药量（12.2Kg）
S－巷道的掘进断面（7.1㎡）
L－掘进巷道通风长度（取410m）
K－淋水系数 工作面涌水在1m3/h～15 m3/h间的淋水系数可取0.8～0.15 取中间值0.5
按局部通风机吸风量计算：
Q掘=Q扇-（K循×Q扇）
=200－（1.2×200）=176m3/min
式中：K循——1.2 风筒最大漏风率15％时的系数；
Q扇——掘进工作面所需风量，取、、所计算出的最大值。
按风速进行验算（Q掘=60VS）
15×S掘<Q掘<240×S掘
式中：S掘——掘进工作面断面积，S掘＝6.8㎡
Qmin=60×0.25×S掘=0.25×60×6.8=102m3/min
64m3/min＜102m3/min ＜=176 m3/min
通过以上计算及验算，取最大值172m3/min，回风斜井井口现有局扇为对旋轴流式通风机，型号为FBD№5.0/7.5×2，功率为2×7.5KW，额定风量为170～260m3/min，其风量可满足掘进工作面的风量要求。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。
二、局部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主井工作面的地方，配备φ300的阻燃、抗静电胶质风筒。
2、通风系统
局部通风机→煤仓→工作面→+1700车场→暗斜井→+1780回风石门→回风斜井→地面
第二节 压风系统
风源来自地面空压机，供风量为20 m3/min，功率为132KW，风管经副井井筒接至工作面附近，风管采用4寸钢管。
第三节 防尘系统
防尘水源来自地面水池，分别用2寸钢管和1寸胶管接至迎头，每百米设三通一个，工作面外设四道喷雾。在工作面外6～20m内安设爆破喷雾，扒装机上方设一道水幕实现扒装喷雾。距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。
第四节 防灭火
灭火器材置于耙矸机处，应保持完好，并有明显的标志，消防供水管路系统使用施工用水管路，主要采取如下防火措施：
1、工作面不准存放易燃物如油类、棉纱，坚持入井检身制度，严禁明火入井。
2、耙矸机所用钢丝绳严禁有打结、烫发头现象。
3、加强供电管理，井下机电设备严禁有失爆现象，严格执行停送电制度。
4、耙矸机前只能用风泵排水，严禁使用电泵排水。
5、严禁穿化纤衣服下井，入井人员必须佩戴自救器。
6、万一工作面发生瓦斯、火灾事故，要听从跟班干部指挥，按避灾路线，迅速撤退，并及时向项目部汇报。
7、当不能撤离灾区时，要利用风筒、工作服搭风障，阻止和减少有害气体进入，并用压风管供新鲜空气，并及时发出呼救信号以便与外界联系，耐心等待营救。
第五节 安全监测系统
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进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。
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、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工作面不大于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、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300㎜，距巷帮不得小于200㎜。
第六节 供电系统
施工电源来自地面6KV变电所，井下主电缆为3×16+1，电压为660V。电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50㎜。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。
第七节 排水系统
根据有关资料，井筒最大涌水量3.5 m3/h，施工中在井下设置1台风动潜水泵，直接将工作面涌水排至地面。排水管道采用3寸塑料管。
第八节 运输系统
空车由地面→主井→煤仓→工作面
重车由工作面下→煤仓→主井→地面→翻入指定地点。
第九节 通迅系统
井下掘进工作面附近设有电话，能够直接和地面和主井绞车房联系。
第八章　技术要求及质量保证体系及措施
　　一、质量保证体系及措施
(一)、质量目标
我公司质量目标：一次验收合格率100%，确保合格工程。
围绕这一质量目标，我公司针对工程特点，建立了完善的质量保证体系和质量保证措施。
(二)、质量保证体系

工程负责人

工程质量负责人

兼职质检员

兼职质检员

兼职质检员

(三)、质量保证措施
1、组织措施：
为了保证合格目标的实现，我公司成立以项目经理为组长，项目副经理为副组长，选配9名技术骨干为组员的质量监督小组，以中华人民共和国行业标准MT5009-94《煤矿井巷工程质量检验评定标准》、《工程测量规范》GB50026-93、《土方与爆破工程施工及验收规范》GBJ201-83、《地基与基础工程施工及验收规范》GBJ202-83、《砌体工程施工及验收规范》GB50203-98、《混凝土结构工程施工及验收规范》GB50204-92、《钢筋焊接及验收规程》JGJ18-84为标准，建立质量检查制度，定期对有关人员进行质量意识教育，对工程进行检查评比，工程队设质量工程师，班组设兼职质检员，层层把关落实，进行施工全过程的质量控制，各级质检人员积极配合好监理工程师的工作。
2、质量保证措施
(1)、掘进时，必须以中线为准，宽度不大于设计200m