施工组织设计119.doc

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1、目 录第一章 概况 第二章 巷道布置及支护说明 第三章 施工工艺及施工方法 第四章 劳动组织及主要技术经济指标 第五章 生产系统 第六章 灾害预防及避灾路线 第七章 安全技术措施 第八章 架棚施工方法及安全注意事项 第九章 文明施工、环保、消防、降噪声措施第 一 章 概 况第一节 概 述一、矿井兼并重组整合项目矿建工程。建设地点：工业广场。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了形成该矿井采煤系统。第二节 编写依据一、 本工程为xxxx矿井兼并重组整合项目矿建工程。二、其余编制依据 1、煤矿安全规程(2011年版）；2、煤矿井巷工程施工规范(GB50511-2010)；3、矿山井巷工程工程质量验收

2、规范(GB50213-2010)；4、煤矿井巷工程质量检验评定标准；5、已审批的施工组织设计第二章 巷道布置及支护说明第一节 支护设计一、巷道断面及支护形式1、中央变电所断面为直墙半圆拱形，荒宽5.7m，净宽5.0m，墙高1.5m ，素混凝土浇筑，浇筑厚度350mm；2、主水泵房断面为直墙半圆拱形，荒宽4.7m，净宽4.0m，墙高2.0m，素混凝土浇筑，浇筑厚度350mm；3、管子道断面为直墙半圆拱形，荒宽2.4m，净宽2.2m，墙高1.5m，锚网喷支护，支护厚度100mm；4、井底水仓断面为直墙半圆拱形，荒宽3.1m，净宽2.5m，墙高1.0m，素混凝土浇筑，浇筑厚度300mm；5、清理撒煤

3、斜巷断面为直墙半圆拱形，荒宽3.1m，净宽2.5m，墙高1.0m锚网喷支护，支护厚度100mm。锚杆选用计算 按悬吊理论计算锚杆、参数： 1、锚杆长度计算： LKH+L1+L2 式中：L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/（2f）=4.5/（25）=0.45 式中：B巷道开掘宽度，取4.5m； f岩石紧固性系数，取5；则：L=20.45+0.5+0.1=1.5m2.4 m 2、锚杆间、排距计算，通常间排距相等取； =Q/（KHr） 式中：锚杆间排距，m； Q

4、锚杆设计锚固力 50KN/根 H冒落拱高度 取0.45m； r被悬吊砂岩的密度，取45KN/m3； K安全系数，一般取K=2；则：=50/（20.4545） =1.23m0.8m 通过以上计算，选用202400的高强锚杆，间排距为800800，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。 二、井巷模板组装规格偏差应符合以下规定 1）宽度：中线至两帮模板的距离：合格：+10+40；优良：+10+30。 2）高度：腰线至顶、底板距离：合格：+10+40；优良：+10+30。 3、井巷模板组装允许偏差应符合以下规定 1）基础深度：-30+100；2）轴线位移：5；3）相邻两模板表面高低差：5；4）模板接茬平

5、整度：15。三、混凝土支护工程的规格偏差 1）中线至任一帮距离：合格：0+50；优良：0+30。 2）腰线至顶、底板距离：合格：0+50；优良：0+30。其余未尽项目执行MT500994煤矿井巷工程质量检验评定标准中的相关规定。 四、锚网喷巷道工程质量规定 合格优良施工坡度2050米范围内误差150米范围内误差0.5 巷道净宽宽度中线至任一帮距离0+1500+100巷道净高高度腰线至顶、底板距离0+1500+100锚杆间排距800800100锚杆孔深度23500+50锚杆角度垂直轮廓线误差15 锚杆外露长度100符合要求喷射砼厚度150不小于设计90%不小于设计金属网对接符合要求绑扎300 第

6、三章 施工工艺第一节 施工方法及施工工艺一、施工方法作业方式为三八制，永久支护和工作面平行交叉作业；掘进采用全断面一次爆破的方式破岩。二、施工工艺（一）、巷道施工： 1、进入硐身所通过的巷道破碎严重时，应采取预先沿巷道轮廓线外打设超前管棚或25#U型钢棚临时支护，并及时浇注混凝土，砌碹滞后掘进工作面不大于4m，砌碹段长2m-4m。围岩较稳定时取消管棚支护，采用25#U型钢棚或木点柱进行临时支护，并及时浇注混凝土，砌碹滞后掘进工作面不大于4m，砌碹段长2m-4m。 2、支设站柱、碹胎站柱、碹胎为整体式由螺栓连接，浇筑段长810m，碹胎和站柱均为16#槽钢加工而成，模板采用长度为1500的12槽钢

7、。支设模板前先将站柱按巷道中、腰线固定好由当班质量验收员检查校核尺寸，站柱的间距为1.5m，站柱通过4寸钢管自制加工的工作台固定，工作台两侧上下用丝杠和站柱对撑固定，工作台下部用钢管和轨道对撑或在巷道底板钻孔打地锚固定工作台，不影响排矸及运料。站柱支设固定完毕后，立即架设碹胎，当班质量验收员检查校核尺寸无误后将碹胎拉杆上好固定，碹胎与站柱用螺栓连接固定，以保证碹胎的稳定。将模板放入站柱内，模板与岩面之间采用5050方木支撑固定，模板随混凝土的浇注高度边浇注边支设并及时将下层方木取出。 3、混凝土浇注（1）准备工作 在井口附近设搅拌站，各种砼用料经计量后，进入搅拌机搅拌。 清理浇注现场的矸石杂物

8、，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。 检查搅拌机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。（2）浇注混凝土的工艺要求 材料选择：采用P.O 42.5R普通硅酸盐水泥，中粗河砂，粒径2040碎石，水采用洁净水，不含酸、碱及油污。混凝土掺加BR-3型防水剂，防水剂的掺加用量为水泥重量的10%。砼配合比：按大堆材料到指定实验室做配比实验。 砼的拌制及输送，各种砼用料按配比经计量后，倾入搅拌机内搅拌90S，直至搅拌均匀。砼经搅拌机搅拌均匀用HBMD12/4-22S型混凝土输送泵输送砼入模。输送距离200m左右不适合使用

9、输送泵输送混凝土时用V型矿车送至工作面，人工用铁锹入模。混凝土入模温度不低于5。（3）浇注工作砼浇注应分层对称进行，每层厚度不超过300，浇注砼应连续进行，超过2小时时采取措施进行处理，砼捣固采用风动振捣器捣固，捣固工作应专人分片负责，振捣棒插入下层砼中50100，每次移动距离350左右,振捣砼表面出浆，无气泡上浮。 (4）浇注质量砼浇注前应仔细检查模板支设是否严密，砼捣固要均匀，拆模后无蜂窝、麻面。 4、拆模拆模时间为浇注混凝土后72小时，拆模时先墙后拱，由下向上进行。模板复用前必须清理干净并刷油。浇注混凝土工艺流程：敲帮问顶支设整体碹胎量取规格铺设模板浇注混凝土拆除上一循环模板下一循环。

10、(二）、施工技术1、掘进采用钻爆法掘进，光面爆破。配备多台YT-27型风钻同时钻眼,B22mm,L=3500mm,中空六角钢钎,32mm“一”字钻头，炸药选用煤矿安全许用乳化炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器起爆。（1）爆破参数正向装药结构，起爆顺序从中心到周边依次起爆，联线方式为串联。（2）钻眼爆破作业钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据各层的实际情况，及时调整爆破图表，提高爆破效果，确保光爆成型。钻眼时，所有眼深均要达到设计的同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进

11、行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。（3）钻眼爆破注意事项钻眼前要检查井帮围岩，处理掉活矸，浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。放炮前工作面所有的设备要掩护好，人员撤离到120m以外安全有掩护地点躲避，进行安全确认后方可放炮。 2、装矸与排矸掘进工作面放炮后矸石经耙装机装入0.6m3箕斗，提升出井后排入矸石仓，由12t自卸汽车排至业主指定场地。 3、支护（1）打锚杆眼打眼前首先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作。然

12、后使用前探梁进行临时支护。打眼前，当班验收员按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计断面规格时必须进行处理。打眼前要根据设计要求用炮泥点好锚杆眼位，眼距误差为100，眼向误差不得大于15，锚杆眼深度比锚杆长度少100。打锚杆眼时必须在临时支护的掩护下进行操作，打眼顺序应由外向里，先顶后帮依次进行。（2）锚杆施工工艺流程:临时支护后（敲帮问顶）验收员画出锚杆眼位用YT27风钻或风动锚索钻机，32钻头钻眼用扫眼器扫眼安装锚固剂和锚杆用搅拌器联接手持式气动煤帮锚杆钻机和锚杆的尾部（包括螺母和托板）用手持式气动煤帮锚杆钻机搅拌锚固剂（2040秒）停止搅拌待1分钟后铺设钢筋网，上托盘（或上托盘，喷射混凝土

13、时再铺设金属网），用力矩扳手拧紧螺母安装其它的锚杆。 4、喷砼支护 1）准备工作 检查锚杆安装和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。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶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工作面支护完成后，立即进行喷砼支护，及时封闭围岩。（1）喷射砼材料的选用：水泥为P.O42.5R普硅水泥,砂为中粗河砂,石子为510mm粒径碎石

14、,速凝剂掺入量为水泥用量的4-5%，水清洁无杂质。（2）喷砼干料的拌制与输送喷砼干料在井口附近搅拌站拌制，按配比要求经搅拌机搅拌均匀后通过井口顶板上预埋的钢管溜下装入“V”型矿车，运送至工作面喷射。（3）砼喷射喷浆机布置于掘进工作面后15-30m。砼干料经矿车运至工作面附近喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。喷射砼开机顺序为:开风开水开喷射机下料喷射喷射机停机顺序为:待喷射干料全部喷出后停喷射机停水停风喷射顺序为：先墙后拱，自下向上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶

15、工作，用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机与喷射手联系好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。喷射时，喷浆机的供风压力在0.6MPa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5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，一次喷射混凝土厚度5070，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时，否则应用高压水重新冲洗受喷面。 3）喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，

16、7天以后每天洒水1次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，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。 喷射砼时，如发生堵管或突然停风、停电时，应立即关闭喷头水阀，防止水倒流入输料管中，且喷头朝下专人看管，防止突然喷射或管子跳动伤人，严禁将喷头对准人处理堵管；堵管时严禁带压检修。 喷浆机启动前，要将机内大块矸石、物料用专用工具取出，以防堵管。喂料停止后，要待料腔、料管内余料全部吹净后再停机，并将机器内外清扫干净。 喷浆机送风时，一定要固定好枪头，防止枪头摆动伤人。处理堵管时，不准带风或加大风压处理，要停电、停风打开放风阀敲打堵管处，然后关闭放风阀送风

17、、送电处理。采用敲击法处理不通时，要拆开管路进行处理。喷浆枪头任何情况下都不能对着人。 喷浆前各种高压风水管路必须连接牢固，并且外加10#铁丝连在一起，防止断开伤人。 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。 4）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，失脚”。 5）围岩水的处理：首先采用螺旋式由四周向中间覆盖喷浆，如果仍未封住淋水，则采取预埋导水管，将水导入水沟内。 第二节 爆破作业爆破时，掏槽方式为斜眼掏槽法。一、炸药、雷管使用煤矿安全许用乳化炸药、煤矿安全许用毫秒延期电雷管, 最后一段的延期时间不得超过130ms，

18、电雷管必须编号。二、装药结构正向连续装药。附：装药结构示意图三、起爆方式起爆使用MFB-200型发爆器，全断面一次起爆，联线方式为串联联线。炮眼布置图第三节 装、运岩(煤)方式一、 装岩（土）方式掘进工作面后方安装P-60B耙装机，放炮后矸石用耙装机装入0.6m3箕斗，用绞车提升至地面翻矸架排入矸石仓，由装载机配合12t自卸汽车排至业主指定场地。二、运输方式施工过程中使用JK-2.5/11.5液压绞车做为主提升，JK-2.0/20绞车做为副提升，主提升绞车负责排矸，副提升负责材料、喷浆料、混凝土、人车的运输。 提升设施技术参数一览表序 号设 备 名 称主 提 升 机副 提 升 机1提升机JK-

19、2.5/11.5JK-2.0/202最大静张力（kg）900060003组大静张力差（kg）900060004提升速度（m/s）5.5 m/s3.7 m/s5电机功率/转速575kw256kw6钢丝绳67261770672417707提升容器（m3）6m3箕斗MG1.1-6B 矿车8凿井天轮1200(固定)1200(游动)9钢丝绳终端载荷（kg）4827kg4173kg/2231kg10钢丝破断力总和（kg）45900kg39071kg11安全系数9.59.4/17.512人车XRC-10-6/6首尾两车附：主提升机强度核算 A、提升机最大静张力核算： FjC=9000提升机最大提升重量Fj：

20、 6m3箕斗自重 Q1=3200矸石重 Q2=60.851600=8160 0.85-箕斗装满系数 1600矸石容重 kg/m3 总重 11360 选用钢丝绳重 67-26-1770型 Q=45900kg。 绳重 Q3=2.37kg/665m=1576kg 钢丝绳的终端载荷 FJ=（Q1Q2）（sinf1cos）+Q3(sinf2cos) 式中： 井筒的倾角、=20。 F1车辆运行阻力系数f1=0.01。 f2钢丝绳运行阻力系数f2=0.2。将、f1、 f2代入上式解得： FJ=(32008160)(sin200.01cos20)1576(sin200.2cos20) =113600.3514

21、15760.5300 =3992835 =4827 kg 9000 kg4827kg 满足要求 B、提升钢丝绳安全系数校核：安全系数验算m=459004827 =9.57.5 满足要求 C、电动机功率校核： P= KBFV（102c） =1.248275.5（1020.85） =367kW 575 kW367kW 满足要求式中：KB电机功率储备系数 KB=1.2 c传动效率 c=0.85 D、提升能力计算经计算箕斗在不同深度时的提升能力见下表 施工提升能力表井井筒深度(m)200300400500600700提升能力(m3/h)48.343.339.235.933.131.2提升能力满足施工进

22、度要求。附：副提升系统的核算 提升机最大静张力核算：FjC=6000 A、提升机最大提升重量FK：（1）、提矿车时：矿车MG1.1-6B 自重 Q1=4592=2368喷浆料 Q2=41.120000.85=7480 总 重 9848（2）、提人车时： 人车自重 Q3=3523 乘车人员 Q4=1080=800总 重 4323选用钢丝绳 67-24-1770型 Qd=39071kg Q5=2.02kg/m665=1343kg B、提矿车时钢丝绳的终端载荷； FK=（Q1Q2）（sinf1cos）+Q5(sinf2cos) 式中： 井筒的倾角、=20。 F1钢丝绳运行阻力系数f1=0.01。 f

23、2钢丝绳运行阻力系数f2=0.2 将、f1、 f2代入上式解得： FK=9848（sin20f1cos20）1343(sin20f2cos20) =98480.351413430.5300 =3461712 =4173kg FjC=6000 kgFK=4173kg 符合要求 C、提人车时钢丝绳的终端载荷： FR=（3523800）（sin20f1cos20）1343(sin20f2cos20) =43230.351413430.5300 =1519712 =2231kg FjC=6000 kgFR=2231kg 符合要求 D、提升钢丝绳安全系数校核：选用 67-24-1770型钢丝绳，钢丝破断

24、力总和为Qd=39071kg。 安全系数验算：提矿车时 m=390714173=9.4 9.47.5 符合要求提人时 m=390712231=17.5 17.59 符合要求 E、电动机功率校核： P= KB FV（102c） =1.241733.7（1020.85） =214kw 满足要求第四节 管线及轨道铺设一、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管、风筒等均应吊挂牢固整齐。风水管路及电缆通过井筒两帮的预埋钢管进入井筒内布置。电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超过50。风水管要接口严密，不得出现漏水、漏风现象，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用直径108钢管，要随工作面前进及

25、时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头10m。二、随巷道掘进逐渐向前铺设临时轨道，轨道采用22/m钢轨。轨枕采用木轨枕。箕斗轨道间距为900，轨枕间距为800，人行车轨道间距为600，轨枕间距为800。轨枕铺设方法：铺设木轨枕时先平整好场地，然后依据中腰线按轨枕间距摆放枕木，之后把道轨放到轨枕上并上好道夹板，调直道轨后用道钉压好，再按中腰线校正轨道。 保证项目检验项目 1、钢轨规格、型号必须符合设计要求。 2、严禁在主要线路上使用磨损超限钢轨和同一条线路杂拌道。 3、附近与轨型配套齐全，不同轨型相接必须采用异型鱼尾板。 检验项目（设计值）标准规定合格优良 -3-+5-2-+3

26、两轨面高低值小于等于5小于等于3 接头平整度小于等于2小于等于1 接头方式、轨距对接错距小于等于60小于等于40 错接错距轨长的1/31/4 扣件钉质量主线：浮离量大于2的小于等于10%小于等于5% 允许偏差项目检验项目允许偏差中心位置-50-+50 双轨间距直线020，曲线025 坡度-1度-+1度轨面标高主线-30-+30，一般-50-+50 轨面前后高低主要小于等于10，一般小于等于15 方向小于等于12 轨缝直线的小于等于5，曲线小于等于8 第五节 机械化作业线配套设施序号作业线设备名称型号规程单位台数主要技术特征1提升系统提升机主提升机JK-2.5/11.5台1V=5.5m/s、N=

27、575kw副提升机JK-2.0/20台1V=3.7m/s、N=2256kw箕斗6m3辆1串车MG-1.1/6B辆201.1吨人车XRC-10-6/6辆1乘坐10人2凿岩风钻YT-28部103排矸装载机ZL-50型台2自卸车12吨台24支护搅拌车JS-500台2生产效率5070m3/h配料车PL-750台1砼喷射机Z-台4砼输送泵HBT-60A台1锚杆钻车MTQ-70台4锚索机RTM-1436台4钢模板套多套5辅助系统排水泵D46-503台3Q=46m3/h、H=150m、40kw潜水泵BQF50/25台3Q=50m3、H=25m信号、通讯装置DX-1套2人车信号专用套1照明Dd250/127套

28、5通风机FBD-No5.6/222台1测量DJL-1型激光仪台2第四章 劳动组织与主要经济技术指标第一节 劳动组织本劳动组织结合工程施工方案、施工技术装备情况、工期、工效确定各工种需要人数。1-1断面迎头掘进和混凝土永久支护采用三八制，平行交叉作业，两掘一砌。2-2断面施工采用四八制作业，三掘一支，喷浆支护班平行于某个掘进班组中进行锚网喷永久支护工作。井筒基岩段施工劳动力配备表序号工种名称班掘一班掘二班掘三班支护班小计1打眼工6662202点眼工22263放炮员11134班长111145耙装司机111146信号工222287把钩工222288喷浆工229大班电工2210上料工6611喷浆机司机

29、2212井口信号工2222813井口把钩工2222814绞车司机2222815水泵工1111416通风工3317瓦检员3318汽车司机3319其它202020合计122混凝土浇注班劳动组织表 工 种合计地面混凝土搅拌44412绞车司机1113井口信号工1113井口把钩工1113井下信号工1113井下把钩工1113模板工3339井下卸料3339井下上料66618混凝土振捣2226水泵工1113通风工1113验收员1113班长1113合计27272781说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员。第二节 主要经济技术指标 序 号项 目单位指标备 注1每循环在册人数人1222每循环出勤人数人

30、1103出勤率%90.24循环进度m55效率m/工0.0456月循环次数个267月进度m1308循环率%86.79炸药消耗Kg/循环69.610雷管消耗个/循环67第五章 生产系统第一节 通风系统掘进过程中，采用压入式通风。一、掘进工作面需风量计算：（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q掘=100q掘k=1000.51.5=75m3/min 式中： 100单位瓦斯涌出量配风量m3/min，以回风流瓦斯浓度1%的换算值。 q掘掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量暂按0.5 m3/min考虑，施工期间，根据实测瓦斯（二氧化碳）涌出量重新核算风量。 k掘进

31、工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5。（2）按每班最多出勤人数计算： Q掘=4n=430=120m3/min 式中： n每班最多出勤人数，30人。（3）按放炮排烟计算所需风量回风斜井施工每次爆破使用炸药量为69.6kg,排炮烟需用风量为： Q=7.8*A(S*L)21/3/t=7.869.6（13.22150）21/3/1200 =4.2 m3/s=252 m3/min A-一次爆破最大装药量,回风斜井施工采用全断面一次起爆，每次爆破需用炸药量为69.6kg； S-掘进巷道净断面积，13.22m2； L-炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取150m； t-放炮后排烟时间，取20min,

32、即1200s；（4）需风量确定及风速验算根据上述计算结果，确定回风斜井施工掘进工作面需风量值为: Q=4.2m3/s=252 m3/min 按最低风速验算Q最低=9s=913.22=119m3/min Q=252 m3/min119m3/min 式中： Q最氏满足掘进工作面最低风速需风量。 9煤矿安全规程中规定的掘进中岩巷最低风速，9m3/min。 s回风斜井净断面积为13.22m2。 按最高风速验算 Q最高=240s=24013.22=3172.8m3/min Q=252 m3/min3172.8m3/min 式中： Q最高达到掘进工作面最高允许风速需风量。 240煤矿安全规程中规定的掘进中

33、岩巷允许最高风速，240m3/min。 s回风斜井净断面积为13.22m2。二、风阻计算局部通风机选用700mm胶质风筒。 R=Rm+ Rz + Rc Rm：沿程摩擦风阻，Rm =6.5*L/d5 Rz：局部风阻，Rm =n1*/（2s2）+n2*/（2s2），胶质风筒接头的局部阻力可以忽略:故,Rm = n2*/（2s2） Rc：出口风阻，Rc=0.818/d4 风筒风阻为（按最长供风距离640m计算）：R=6.5*L/d5+ n2*/（2s2）+0.818/d4 =6.50.00256400.7510.11.2052（0.352）20.8181.2050.74 =66.39pa.s2.m6

34、 式中: :摩擦阻力系数,pa.s2/m2 ；使用700mm胶质风筒，=0.0025 L:风筒长度m,施工最长供风距离按640m考虑。 d:风筒直径，m，d=0.7m n2:风筒转弯数,个,取1， :风筒局部阻力系数,取0.1 :空气密度,取20的干空气密度,1.205 kg/m3 s:风筒断面积m2, 700mm的风筒净断面为0.385m2 4.3.3风压计算 H=R*Q2=66.394.22=1171pa 三、局部通风机的选型施工采用压入式通风方式,按照上述计算结果,对比局部通风机特性曲线,确定施工选用一台FBD-5.6/222型低噪音局部通风机。 四、局扇安装地点和通风系统 1、局扇安装

35、地点局扇安装在巷道右侧，距离混合风流不小于10m位置。 2、通风系统： 新鲜风流：风机工作面。 乏风风流：工作面回风巷地面。第二节 压风系统一、用风量计算风动设备用风统计表设备名称型号单台耗风量 m3/min台数同时性系数总耗风量 m3/min凿岩机YT-283.56121喷浆机ZVII820.58风泵BQF-50/25420.54风镐G101.280.54.8合计37.8二、压风机的选型根据施工用风统计表看出，用风量最大时为凿岩机打眼、喷砼、风泵排水等工作同时进行，最大用风量约38m3/min，现选用5L-40/8型压风机1台、4L-20/8型压风机1台，总供风量60 m3/min，可以满足

36、不同作业循环的需要。三、压风管路的选择根据最大用风量和考虑到其它因素，地面主管路选用2196无缝钢管,井筒内选用一趟16011PE钢丝网骨架聚乙烯复合管做压风管，采用井壁吊挂形式固定。四、冷却水泵的选型根据两台压风机的技术参数，冷却水需用量约26m3/h，供水压力不大于0.3Mpa，选用80D-123型水泵二台，工作、备用各一台，其参数为：Q=34.6m3/h，H=34.2m。冷却水池的容量为2小时冷却水量即52m3。冷却进水管为583一趟，回水管为893一趟。第三节 防尘系统防尘水源来自地面泵房，用57钢管和一寸胶管接至迎头。每50米设三通一个。在迎头外810m内安设爆破喷雾，距迎头50米设

37、第二道全断面水幕，在迎头的回风流5 0米范围内设一道全断面水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。 防尘系统示意图 ：小于50m 50m 放炮喷雾 迎头 第一道水幕 第二道水幕 第四节 防灭火防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆的杂散电流和人为火灾。距离迎头30m 范围内备有2支4Kg干粉式灭火器、消防水桶、消防铁锹和消防砂。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来源和防尘管路的来源一致，防尘、防火管路共用。第五节 安全监测监控系统一、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

38、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由瓦检员用光学瓦斯检查仪进行“一炮三检”工作，并做好记录。 3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪。 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、瓦斯探头配备和使用 1、掘进工作面瓦斯探头安设在距迎头不大于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。即监

39、控系统与供电迎头实行风电闭锁、瓦斯电闭锁，做到迎头及巷道内瓦斯浓度超限，立即切断巷道内的供电电源。 2、瓦斯探头应布置在巷道上方风筒另一侧肩窝部位，垂直悬挂，距顶板不得大于300 ,距帮部不得小于200。 3、 每次放炮前将甲烷传感器移到警戒线以外，放炮后及时恢复。4、 瓦斯检查员必须携带便携式甲烷报警仪。三、电视监控系统在耙装机后约5m的井壁上、卸矸架和绞车房各安放一组电视监控装置，显示器安装在绞车房和调度室，以便监控工作面、箕斗翻矸和绞车房情况。 第六节 供电系统在工业广场内建6KW的临时变电所一座，临时变电所形成后，变电所内设10KW的高压开关柜10台，S9-1600/10/6变压器一台

40、。S9-1000/6 KS9-400/6变压器各一台。低压配电盘6台及矿用防爆开关数台供井下用电。附供电系统图第七节 运输系统运输系统 1、大绞车未形成前装载机出矸。 2、大绞车形成后布置两套单钩提升系统，主提升系统选用JK-2.5/11.5型提升机，配侧翻式0.75 m3矿车负责矸石排放，提升副提升为JK-2.0/20型提升机，配GM1.1-6B1吨矿车串车（每钩4辆）及XRC-10-6/6人行车负责材料及人员运输。第八节 通迅、照明系统 1、工作面安设一部电话，能够直接和井口信号控制室、地面压风机房、项目部调度室、矿职能部门直接联系。凿井期间，采用两套DX-1型通讯、信号声光装置，作为主、

41、副提升通讯及提升信号装置。井口与绞车房设直通电话。另设一套人车专用信号装置供人车行驶使用。 2、井口与地面采用高压荧光灯。井口采用1台KSGZ10-4/0.66/133V矿用照明综合保护装置供电，采用DdC250/127-EA投光灯跟随工作面照明。第九节 排水系统施工时，掘进工作面必须设集水坑，工作面后设截水槽，用风泵及时排出迎头积水。根据涌水量在工作面后或在基岩段适当位置设一临时水仓和截水沟，上段的涌水截进临时水仓，然后由D46-503型水泵接力排至地面。当涌水量大于15m3/h必须进行工作面预注浆。排水管路选用一趟1084无缝钢管做排水管路。管路采用井壁吊挂形式固定。第六章 灾害预防及避灾

42、路线第一节 避灾原则工作面发生灾害时，在场人员要尽量了解灾害的性质、地点和危害程度并及时、准确汇报值班人员和矿调度室，并通知附近地点作业人员。如有条件，使用附近的灭火器材、工具和材料及时消灭事故。如无可能应由在场的跟班队干、班组长或有经验的老工人带领沿避灾线路撤退。撤退的一般原则： 1、井下发生外因火灾，尤其是电器火灾，一般都应首先切断电源，并就近取得消防器材，避开烟雾，用直接灭火法迅速将火扑灭。如果由于外部火灾已造成局部巷道燃烧，迅速利用水管将大火或用沙子将大火扑灭。如果灭火无效应迅速戴好自救器沿着烟流相反的方向撤退。 2、井下发生瓦斯煤尘爆炸时，事故地点进风侧人员应立即迎着风流撤退，如果回

43、风线路较长，爆炸或火焰可能袭来时，应立即背对爆炸波或火焰方向向下卧倒。如果来不及戴好自救器时，可口中衔湿毛巾或伏在水沟中，以减轻有毒有害气体的侵袭和高温烧伤。 3、井下发生透水事故时，工作人员要立即按水灾避灾线路有组织地撤离。 4、井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，坚持由外向里的原则，全力营救被冒落矸石埋压的人员。 5、当灾灾变事故发生后无法撤退时，在就近点的风管、风门之间等快速地构筑临时避难硐室，等待救护队的救援。第二节 避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离：工作面 回风斜井井筒地面。第七章 安全技术措施第一节 通用部分（一）、施工准备 1、工程开工前，必须对所有参