永久避难硐室作业规程.doc

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1、XXXXXXXXX公司掘进工作面作业规程编号：掘8-009号巷道名称：8#煤采区永久避难硐室编 制 人： 施工负责人：总工程师：主管矿长：批准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日目 录第一章 概况 1 一、概述1 二、编写依据 1 第二章 地面位置及地质情况 2一、地面相对位置及临近采区开采情况2 二、煤层赋存特征 2三、地质构造 3四、水文地质 3 第三章 巷道断面及支护说明 4 一、巷道布置 4二、矿压观测4 三、支护设计4 四、支护工艺 6 第四章 施工工艺8 一、施工方法 8 二、爆破作业 9 三、装载与运输 11 四、管线及轨道敷设 11 五、设备及工具配件11 第五章 施工主要

2、辅助系统 13一、运输系统13二、压风 13 三.排水 13 四.通风系统 13 五.供水 16 六.通讯、信号、照明16 七.供电系统 16 八.防尘系统 17 九.防灭火18十.监控系统 18十一.测量18第六章 劳动组织、进度计划及主要经济指标 19 一、 劳动组织19二、作业循环 19 三、主要经济指标20 第七章 施工质量控制 21 一、掘进 21二、锚杆22 三、混凝土质量控制 23四、 进场材料控制 23 第八章 施工安全措施24第一节 施工安全保证措施 24一、建立项目安全保证体系（见图8-1） 24二、安全管理执行标准 24 三、安全管理目标24 四、安全管理措施 25 五、

3、安全生产管理制度 25六、规程、措施贯彻制度27第二节 施工安全管理规定 29一.顶板管理 29 二.一通三防管理 30 三.机电管理33四.提升、运输安全技术措施 36五.防治水 36第九章 灾害应急措施及避灾路线 38 第一章 概况 一、概述 巷道名称：xxxxxxxx8#煤采区永久避难硐室 巷道用途：采区避灾8#煤采区永久避难硐室设计全长80m，巷道在8#煤轨道上山与运输上山间断层施工，其服务年限为3年，开工日期为2012年12月15日，竣工施工为2013年1月15日。巷道布置见图1-1.二、编写依据1、xxxxxxxx8#煤巷道开拓设计2、煤矿安全规程3、煤矿井巷工程质量检验评定标准4

4、、矿山井巷工程施工及验收规范图11 8#煤采区永久避难硐室布置图第二章 地面位置及地质情况一、地面相对位置及临近采区开采情况本矿为新建矿井，附近煤矿较巷道开拓位置较远，巷道开拓范围内地表为山体，无建、构筑物，临近采区及地面建、构筑物对巷道开拓施工无任何影响。二、煤层赋存特征 井田内地表大部为新生界上第三系上新统（N2）、第四系上更新统（Q3）所覆盖，只在沟谷出露有山西组（P1s）及太原组（C3t）地层。8#煤煤层位于山西组底部，下距S4砂岩7.19-8.03m，平均7.61m。煤层最薄为2.06m，最厚为3.00m，煤层平均厚度2.55m，结构较简单-复杂，含1-3层夹矸，该煤层井田北东部剥蚀

5、，为赋煤区稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂岩，底板为泥岩、砂岩。综合柱状图如下图所示：图2-1 8#煤综合柱状图三、地质构造8#煤采区永久避难硐室地质构造情况详见地质说明书。8#煤采区永久避难硐室地质说明书概况煤 层8#煤巷 道 名 称8#煤采区永久避难硐室掘进断面19.5m2、17.14 m2 8.89 m2井口标高（m）1107m掘进标高（m）963969m地 面位 置8#煤采区永久避难硐室对应地表为山丘。井 下位 置8#煤采区永久避难硐室位于运输上山南面，方位角按180、90、180施工。设计长度(m)80m煤层情况煤层 厚度(m)2.063.00煤 层 结 构煤层倾角282.55含1-

6、3层夹矸，较简单复杂。煤质情况Ad（%）Vdaf(%)Mad（%）St.d(%)Qgr.vd(MJ/KG)GR.I18.9438.371.160.2324.5258.5煤类为气煤，属中灰、低硫分、中热值炼焦配煤、动力用煤和民用煤。煤层顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 描 述老 顶粉、细粒砂岩2.0-6.1浅灰色夹灰色，细粒结构，以石英长石为主，分选较差，磨圆较好，钙质结构，厚层状，具裂隙，含云母碎片直接顶泥岩、砂质泥岩0.55-0.9浅灰色灰色，块状，泥钙质结构，具裂隙，含云母碎片及煤屑直 接 底砂岩泥质0.9-4.8深灰夹灰色，层状结构，裂隙较发育，含云母碎片、植物化石及煤屑，底部含铝土质

7、地质构造走向13目前有无构造影响无矿井水文地质情况及出涌水量情况地表水及地下水水量很小，充水主要来自巷道顶部山西组的直接充水含水层，富水性弱，涌水量不大，水文地质条件中等。四、水文地质据地质报告及采用富水比拟法预测，矿井开采8#煤层正常涌水量为400m3/d，最大涌水量为533m3/d，富水系数为0.1099-0.1465m3/t。第三章 巷道断面及支护说明一、巷道布置8#煤采区永久避难硐室分生存室通道、生存室、过度室及壁龛四部分施工，巷道断面均为半圆拱形。生存室通道长11.398m宽3.10m巷道掘进断面面积S3.1m(0.393.1+1.65)=8.89m2，方位1800000，倾角204

8、242，生存室长32m宽4.8m 巷道掘进断面面积S4.8（0.394.8+1.70）=17.146，方位900000，倾角水平，在通往生存室的入口和出口分别有5m长的过度室，过度室掘进断面面积S=3.1（0.393.1+1.65）=8.89m。壁龛掘进断面面积: S4.8（0.394.8+1.5）=16.186。掘进施工中，巷道左侧敷设管路，左侧上部吊挂风筒，右侧吊挂电缆，巷道右侧铺设刮板机用以出渣。采区永久避难硐室设计全长82.79m，方位按照180、90、180施工；开口位置围岩稳定，顶帮完整，无地质构造。出渣系统通过工作面经运输上山皮带上运输系统，过8煤煤库运输到地面。二、矿压观测1、

9、观测对象观测对象为：8#煤采区永久避难硐室。2、观测内容巷道顶板离层量（下降）；底板相对移近量（底鼓）；两帮相对移近量（片帮）；锚杆的载荷及锚固力（拉拔）、扭矩等。3、观测方法3.1 测点布置：正常情况下从开口后5米起每巷道拐点做一观察基点对巷道顶底板、两帮移近量观测。用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板无淋水地段。3.2用LC280测力器检测锚杆锚固力，用力矩板手检查扭力是否达到要求。每月进行三次拉拔测试，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册。4、数据处理由质量标准化办公室负责检测记录和数据分析处理。三、支护设计1、巷道规格生存室通道与过度室巷道为半圆拱断面，巷道宽3.1m，高

10、3.2m,断面面积S3.1m(0.393.1+1.65)=8.89、生存室为半圆拱形断面，巷道宽4.8m,高4.1m，断面面积 S4.8（0.394.8+1.70）=17.146、壁龛为半圆拱断面，巷道宽4.8m,高3.9m,断面面积S4.8（0.394.8+1.5）=16.186。2、支护设计2.1 临时支护采用前探支护做为施工期间临时支护。前探梁采用两根长5m的3寸钢管加工，用前探梁吊环将前探梁固定于永久支护下居中两侧的锚杆上，钢管间距为2.5m，用300015050mm的松木板搭设到前探梁上用大木楔接顶进行临时支护。前探梁随掘进及时前移，必须紧随工作面，临时支护最大控顶距为2m。临时支护

11、见图3-1。图3-1 临时支护示意图2、 永久支护2.1顶板支护8#煤采区永久避难硐室为半圆拱形巷道，顶板采用锚网喷支护方式，支护材料为螺纹钢锚杆，6mm钢筋焊接制成的锚网，初喷浆厚度为400mm。当顶板特别破碎或遇断层时，锚网支护不能满足施工安全要求，采用加密锚索和钢带支护，并根据现场实际情况及时补充安全技术措施。悬吊理论计算锚杆参数：（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L锚杆长度，m； H冒落拱高度； 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=4.8/（25）=0.48m；式中：

12、B巷道开掘宽度，取4.8m； f岩石坚固性系数，砂岩取5。则：L=20.48+0.5+0.1=1.49m（2）锚杆间排距计算：取aa=式中：a锚杆间排距，m； 锚杆设计锚固力，60kN/根； H冒落拱高度，取0.7m； r被悬吊岩石的密度，取25.48kN/m； K安全系数，一般取K=2。 a= =1.30（m）通过以上计算，选用直径20mm，长度2200mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距：800mm800mm（允许误差为100mm），符合设计要求。锚网采用直径6mm的钢筋焊接制作的经纬网，长宽=2000 mm1000 mm，网格规格为长宽=100mm100mm，锚网压于托盘下，锚网搭接长度不小于1

13、00mm，并用双股16#铁丝三花形绑扎牢固，单排扣距200mm，前排锚杆距迎头超过800mm时，及时挂网打锚杆。2.2.两帮支护两帮采用直径20mm，长度2000mm的螺纹钢锚杆进行支护，两帮锚杆间排距：800mm800 mm（允许误差为100mm）。托盘规格：长宽厚=120 mm120 mm10 mm。喷浆厚度为300mm、400mm。四、支护工艺1、打锚杆眼打眼前，首先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先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、浮煤，确认安全后方可开始作业。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，角度误差不得大于15。锚杆眼深

14、度应与锚杆长度相匹配，严格按照锚杆长度打眼，眼深比锚杆长度短30-50mm。2、安装锚杆安装前，用扫眼器将眼内岩煤粉清扫干净，先装入两支CK2340型树脂锚固剂依次送人眼里，然后把锚杆插入锚杆眼里，使搅拌器顶住树脂锚固剂，利用锚杆杆体将树脂药卷轻送到孔底。然后锚杆外端头套上铁丝网、托盘、螺帽，用专用套筒卡住螺冒，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机，开动风动锚杆机，使锚杆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，搅拌旋转时大于30秒，顶推1分钟下缩钻机。直至锚杆锚固后，方可撤去风动锚杆机，然后利用钻机拧紧螺母，使锚杆预紧力不小于100 KN/M。锚固力不小于60KN。12分钟以后

15、，再次拧紧螺冒给锚杆施加预紧力，使锚杆锚固力达到设计要求。掘进前锚杆空顶距最大不超过800mm。第四章 施工工艺一、施工方法1.1施工工艺安全检查掘进临时支护锚网索支护喷浆出煤/矸石1.2巷道开口施工方法根据技术科提供的开口通知单及施工中、腰线，确定巷道开口位置，在开口施工前，按设计进行开口处巷道补强支护，按设计点出锚索孔进行锚索施工；待巷道补强支护施工完毕后，按中腰线画出开口巷道的轮廓线，采用普通钻爆法进行掘进施工（光面爆破）。采用YT-29型气动凿岩机钻眼，工作面布置23台同时作业。操作人员执行七定（人、钻、位、眼、时、质、量）、一专（修钻）负责制，使用多炮杆导向，掌握炮眼角度。爆破采取毫

16、秒延期电雷管全断面一次爆破方式，炸药采用矿用乳胶炸药，雷管选用15段毫秒延期电雷管，MFB-100发爆器。爆破按中、腰线及巷道轮廓进行刷帮挑顶，达到设计断面后，及时进行支护工作。1.3、喷射砼支护工艺流程： 检查锚杆、金属网等是否符合设计要求，发现问题及时处理。 接好风水管路，风水管及输料管路架设成直线，不得有急弯，接头要严密，不得漏风、漏水。 喷浆机由司机专人负责，操作前检查喷浆机是否完好，并送电空载运转，紧固好摩檫板，不得出现漏风现象。 喷射砼前，必须用压力水先冲洗井筒壁面，在硐室顶部和墙部利用中线挂设好铁丝，喷射手按设置的铁丝喷厚标志施工。 喷射人员佩戴好个人劳保用品后方可喷浆作业。喷浆

17、作业说明：A、巷道混凝土喷射采用分段分层施工，每段20m，每段的喷射顺序应先墙后顶，自下而上，喷射作业宽度为2m。边墙自墙基开始，顶部自肩窝开始，顶部一次喷厚50mm，边墙一次喷厚60mm，后一层喷射在前一层混凝土终凝后进行。作业段施工顺序：按里程由后向前施工。B、喷射砼的开停顺序为：开动时，先开风后开水，最后送电、给料；停止时，待料罐中存料喷完后，再停电，最后关水停风；根据输料距离和倾角及时调整风水压。C、喷射混凝土时，喷枪与受喷面的距离保持在0.81.0m之间，与受喷面的垂线夹角小于15度，并且距离和夹角随风压的大小调整。1.4铺底、砌筑水沟流程施工铺底前，先进行底板清理，将杂物清理干净后

18、，进行水沟模板的安设，水沟模板安设完毕，经检查，符合设计要求后方进行混凝土浇筑，地面采用集中搅拌站搅拌砼，运送至作业面后进行浇注，工作面人工找平，电动振动棒振捣。二、爆破作业掘进工作面光面爆破，采用风动凿岩工具，采用YT-29型气动凿岩机钻眼，布置工作面断面炮眼；钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内。爆破参数表见表1，预期爆破效果见表2。施工中，采取多组同时装药，约3050min完成。放炮后通风30min左右吹散炮烟。工作面凿岩与10m外帮部锚网支护同时进行；吹一侧炮眼与另一侧炮眼同

19、时进行。 炮眼布置图眼布置图（附图一）爆破参数表 1 序号炮眼名称炮眼序号眼数（个）眼间距（mm）装药量起爆顺序连线方式每眼（卷）小计（卷）药量（kg）1掏槽眼2-543003122.4串联2二圈眼6-35304502604.83辅助眼36-50156001153.04周边眼51-75253000.513.253.15底眼76-90154001.522.52.76合计9011116备注1、1#孔为中空孔。2、采用矿用乳胶炸药35200mm，重200g；3、现场施工时，应根据岩性条件，及时调整爆破参数。预期爆破效果表2 序号名称单位数量1每循环炮眼数量个902每循环炮眼长度m1813炮眼利用率%

20、854循环进尺m1.75每循环爆破实体m333.156每循环炸药消耗量Kg167每立方岩石炸药消耗量Kg/m30.598每米进尺炸药消耗量Kg/m9.419每循环雷管消耗量个7110每立方岩石雷管消耗量个/m32.611每米进尺雷管消耗量个/m41.8 施工中，严格执行“三人连锁放炮”制度及“一炮三检制度”，装药3050min完成。放炮后通风30min左右吹散炮烟。工作面凿岩与10m外帮部锚网支护同时进行；吹一侧炮眼与另一侧炮眼同时进行。三、装载与运输巷道运料经过8#煤轨道上山，人工搬运至工作面。矸石与煤经过8#运输上山至煤库，经主井运输到地面。四、管线及轨道敷设为保证巷道正常施工，根据巷道断

21、面设计，风筒、管路及缆线采用吊挂的方式布置在井筒两侧，风筒距工作面保持5m距离，管路及缆线距工作面保持1530m间距。 五、设备及工具配件 巷道施工用设备及工具见表3.表3 施工设备及工具配备情况名称型号数量用途备注气动凿岩机YT-295施工炮眼风动锚杆钻机MQT-1203施工拱部锚杆眼气腿式风动钻机MQB-705施工帮部锚杆眼刮板输送机400mm1出煤砼喷射机PC-5T1喷射混凝土风镐01-304刷扩风泵QOB-15N4排水激光指向仪JK-31定向锚杆测力仪ZM-1001锚杆检测对旋风机2112通风综保ZBZ-4.01供电开关BQZ-802供电第五章 施工主要辅助系统一、运输系统根据8#煤采

22、区永久避难硐室设计及支护特征，拟定巷道施工采用炮掘施工，巷道内布置一部刮板运输机用于煤渣运输，煤矸由刮板运输机运输至8#运输上山，经煤库至主井运输系统，直接运至地面卸载场地。附：运输系统图二、压风 地面布置压风机房，选择五台LA-130/8.5-20型6螺杆式压风机。副斜井至8#煤轨道上山内布置一路1084.5mm压风管,由临时压风机房经地面压风干管向井口供风,并在井口附近设置一油水分离器，压风管下端接高压胶管，尾部设分风器，分别向各风动工具供风。根据施工方法及施工机具设备，井筒最大耗风量：Qmax= 1.151.1（Q风钻Q喷浆机Q锚杆机Q风镐Q风泵） 1.151.1（102.8282441

23、.234.5）0.757.3m3/h压风机械配置符合井筒最大耗风量要求。压风系统：压风机房副斜井8#煤轨道上山第二联络巷工作面三.排水巷道内设临时水沟，在巷道较低处设临时水仓，通过风泵将水排至井筒水沟，在井筒布置一路2寸钢管做为排水管路，通过井筒排水系统进行排水。管路通过8#运输上山铺设到工作面。四.通风系统 1.通风方式与风筒选择 为适应巷道施工需要，采用压入式通风，即在8#运输上山内采区永久避难硐室开口点前10米处安设二台局部对旋通风机，布置一路800胶质风筒，向工作地点输入新鲜空气。 2.工作面所需风量计算、瓦斯涌出量Q掘=100q掘K掘通式中：K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系

24、数，取1.8，则Q综掘=1000.281.8=50.4m3/min；、按二氧化碳涌出量计算Q掘=100 qCO2Kc /60式中：q CO2 绝对二氧化碳涌出量，m3/min； Kc工作面二氧化碳涌出不均匀的备用系数，取1.8则： qCO2=1.76/2=0.88（m3/min）Q掘= 1000.881.8=158.4（m3/min）、按人数计算 Q掘=4N式中：4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量； N掘进工作面同时工作的最多人数10人。Q掘=410=40m3/min；、按局部通风机吸风量计算为避免局扇吸入循环风及预防局扇吸风口至回风口段瓦斯积聚，以下式计算：Q掘=Q扇I60

25、0.25S式中：Q扇掘进工作面局扇的实际吸风量，该掘进工作面配备一台FBD-No.5.6型局扇可满足生产需求，其额定供风量为230390m3/min，取有效风量Q扇=300m3/min。I掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，2台；0.25煤巷允许最低风速，m3/s；S掘进巷道断面，顺槽净断面为12.28m2。Q掘=3001600.2512.18457.09m3/min取以上计算结果的最大值，即取457.09m3/min；、按风速验算按最低风速Q掘15SC=1512.28=184.20m3/min按最高风速Q掘240SC=24012.28=2947.20m3/min经验算：Q综掘=502.5m3

26、/min，满足风速要求。8煤采区永久避难硐室工作面最小需风量，则Q掘184.20m3/min。3、 局部工作风机计算（1） 风筒风阻计算巷道长度82.79m，考虑到20m及60m的转弯，及在运输上山里的15m，风筒设计长度100m，巷道内布置800mm风筒，每节风筒长度为10m。风筒摩擦风阻 R摩=6.48*L/D5 式中：胶质风筒的摩擦阻力系数，N.s2.m-4取0.0029 N.s2.m-4 D：风筒直径0.8m； L：风筒长度100m R摩=6.48*L/D5=6.48*0.0029*100/0.85=5.74 N.s2.m-8风筒局部风阻 R局=0.15 R摩=0.15*5.74=0.

27、86 N.s2.m-8风筒总阻力 R总= R局+R摩=5.74+0.86=6.60 N.s2.m-8（2） 漏风系数计算 P=1/(1-L/100*P100)式中：P100：百米漏风率1.2%P=1.01（3） 每台通风机的工作参数计算 根据以上计算，取最大值掘进迎头风量为Q掘184.20m3/min，则风机风口的风量为184.20 m3/min=3.07m3/s则每台通风机的工作风量为Qa=P*Q掘=1.01*3.07=3.10m3/s通风机全压Ht=RQaQh+hvo= RQaQh+0.811Qh2/D4 式中：R：风筒总风阻6.60 N.s2.m-8 Qh：风筒出风量3.07 m3/s

28、Qa：通风机工作风量3.10 m3/s ：空气密度1.2kg/m3 D：风筒直径0.8mHt=6.60*3.07*3.10+0.811*1.2*3.012/0.84=84.33Pa通风机设计工况点：Qh184.20m3/min Ht84.33Pa4.选择地面压入式对旋轴流通风机根据需要的Qa、Ht值在各类轴流通风机特性曲线上，确定轴流通风机的合理工作范围，选择长期运行效率较高的通风机。通风机设计工况点：Qa186m3/min Ht84.33Pa风机选型：通过以上计算，可选用FBDNo6.3型矿用防爆对旋轴流通风机。性能参数：额定功率：211kw，风量：220-330 m3/min，全压：330

29、-420pa，效率：80%，噪声：85dB。频率：50hz，电压：380v。巷道采用压入式通风，巷道采用800mm胶质风筒，局扇采用FBDNo5.6型矿用防爆对旋轴流通风机，产生的风压和风量能满足巷道通风的要求。附：通风系统图五.供水 地面设蓄水池一座，当井下涌水较大时，可另设净水池一座净化污水, 当井下涌水较小时, 利用井上蓄水池，实行静压供水。考虑工作面钻眼、喷浆、冲洗岩帮、综合防尘以及漏水系数等因素，巷道内布置一路573.5 mm供水管,在距分水器2m左右的地方设置体积很小的浮球式降压水箱，水箱高长宽=600500290mm，这样可满足凿岩机4kgf/cm2的工作水压。 六.通讯、信号、

30、照明井下通讯与信号采用数字显示，自动记忆，误动闭锁等功能的TXH-1型信号装置，地面井口、井下皮带转载机处及调度进行通讯及信号联络。由KSG-4照明变压器以127V电压等级提供井下照明用电。七.供电系统 施工期间，工作面供电由地面变电所提供，工作面设置两台馈电开关，供局部通风机使用，两台综合保护开关，供工作面两部皮带，一台绞车开关。设备及工具配件 巷道施工用设备及工具见表3.表3 施工设备及工具配备情况名称型号数量用途备注气动凿岩机YT-295施工炮眼风动锚杆钻机MQT-1203施工拱部锚杆眼气腿式风动钻机MQB-705施工帮部锚杆眼刮板输送机400mm1出煤/渣砼喷射机PC-5T1喷射混凝土

31、风镐01-304刷扩风泵QOB-15N4排水激光指向仪JK-31定向锚杆测力仪ZM-1001锚杆检测对旋风机2112通风综保ZBZ-4.01供电开关BQZ-802供电八.防尘系统防尘水源来自地面静压水仓（100m3），用2寸钢管接至工作面，每50m设一个三通阀。巷道开口处20m范围内设置一道封闭全段面的水幕，掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道封闭全断面的常开水幕。掘进机的外喷雾，各转载点喷雾, 迎头掘进机后加强防尘设施，加强人工辅助防尘和个人防护工作，定期冲刷巷帮、湿式打眼、净化风流等综合防尘措施。附：防尘系统图防尘系统： 1、地面静压水仓副斜井甩车场8煤运输上山工作面九.防灭火 巷道

32、掘进采用风动钻机打眼，掘进机割煤，胶带输送机运煤，割煤运输喷雾降尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电器设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他因发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。4、防火系统利用巷道每50m设的三通阀。另外工作面皮带机头处配备防火砂、灭火工具、水桶，备有2台干粉灭火器。十.监控系统巷道的监测监控系统已经完善，监测监控系统包括瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、风速、温度和皮带的防跑偏监测，监测监控系统由一个地面控制中心和四个分站组成，地面控制中心设在矿调度室，瓦斯监控系统型号为：KJ78

33、N，分站型号为：KJ70N-F1，甲烷传感器型号为：KXH18,施工工作面及回风侧各设一个甲烷传感器。十一.测量 根据规范要求，编制加密方案,高精度地确定井口中心坐标及方位，在地面设立34个中线基桩作为井下中线、腰线的控制点。井下平面控制:井下布设7导线作为首级平面控制,尽量埋设永久铁桩,用DTM-532仪器观测,独立进行两次。井下高程测量:工作面采用经纬仪三角高程测量,限差不超过规范要求。第六章 劳动组织、进度计划及主要经济指标一、 劳动组织为保证创优目标和进度计划的实现，施工过程中抽调有类似工程施工经验丰富，能打硬仗的各专业队伍进行施工。施工期间所有施工人员采用“三八”工作制，严格执行现场

34、交接班，施工期间劳动组织配备详见表6-1。表6-1 劳动组织配备表工种出勤人数备注一二三小计班长1113打眼支护工66618放炮员1113运料工1113刮板机司机1113喷浆工44412水泵工1113出渣工2226合计17171751二、作业循环为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排施工工序，充分利用工作时间，提高工作效率，作业循环见表6-2。表6-2 作业循环表三、主要经济指标主要经济指标见表6-3表6-3 主要经济指标项目单位指标巷道长度m80每日计划循环数个2循环率%90日进度m3.4圆班出勤人数个51功效m/个0.067炸药消耗量Kg/m9.41雷管消

35、耗量个/m41.8锚杆消耗量根/m16.25锚索消耗量根/m1.04金属网消耗量m/m10.54混凝土消耗量m/m4.78第七章 施工质量控制成立质量管理领导小组，矿长任组长，生产矿长为质量第一责任人。建立质量保证体系，实行三级质量管理责任制，寓质量保证于组织管理体系中。建设指挥部及各施工队配备专职质检员，班组配备专（兼）职质检员，跟班检查工程施工质量。指挥部接受公司各级领导及技术、质量部门的质量监督及管理，使整个工程在施工的全过程都处于受控状态。一、掘进 掘进采用钻眼爆破法施工，施工时候要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，

36、局部超挖控制在150mm以内。(1)钻孔要求： 掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm。 辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm。 周边眼误差不大于5cm，眼底不超出开挖轮廓线3cm。 炮眼深度误差不大于5cm。 按不同地质条件，随时调整炮眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。 (2)周边眼光爆参数: 周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距（E），抵抗线（W）和E与W比值；一般W值为500800mm，E值取350600mm，E/W值取0.651。 周边眼的方向应与井筒轴线纵坡一致。 采用低爆速、高威力、药卷临界直径小的炸药。 周边眼一次同时起爆。 (3)钻爆作业注意事项： 首先应对炮眼布置、数

37、目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。 炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。 严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。爆破后，应经过不少于15分钟的待避时间，人员才能进入工作面。 在工作面钻眼或其他作业时，不得同时装药。 钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。 爆破期间，除引爆电路外，所有动力及照明电路均应断开或迁至距爆破地点不小于50m处。瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及安全，必须按照煤矿安全规程第三百四十二条规定处理。在瞎炮处

38、理完毕之前，不允许继续施工，除负责处理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。二、锚杆拱部锚杆采用MQT-120锚杆机进行打眼安装，帮部锚杆采用MQB-70气腿式锚杆钻机滞后工作面平行打眼安装。 （1）施工质量要求锚杆杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。树脂卷的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。锚杆安装必须紧贴岩面。抗拔力不小于设计值。锚杆安装的间排距允许偏差为100mm。锚杆孔孔深不小于设计值，不大于设计值50mm。锚杆须垂直井筒轮廓线打注，角度偏差不大于15。锚杆露出托板不大于50mm。 （2）施工质量控制1、锚杆安装施工时，先施工顶板中央锚杆孔。在指定锚杆位置钻

39、孔后，将树脂药卷装入孔内，利用锚杆机将带有托盘、螺母等部件的锚杆推入设计位置并搅拌20s左右，待树脂固化后，用扭矩扳手上紧螺母。两帮锚杆滞后拱部锚杆1-2排施工，施工顺序自上而下，由后向前逐排进行。2、锚杆间排距允许误差不超过100mm锚杆应垂直于井筒轮廓线，呈向心布置，于井筒轮廓线夹角不小于75。，安装锚杆搅拌时间为30-45秒，搅拌完成10分钟后安装金属网和锚杆托盘，托盘紧贴岩面，螺帽用力矩扳手拧紧。锚杆外露长度不超过螺帽外50mm，不小于30mm。3、锚杆不得沿裂隙布置，不得打穿皮。4、使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净后方可用锚杆将树脂药卷缓慢推至眼底，利用搅拌器充分搅拌，严禁人工

40、用手直接搅拌。三、混凝土质量控制1.喷射混凝土质量要求混凝土配合比、外加剂掺量必须符合设计要求。水泥、水、骨料、外加剂质量必须符合设计要求。净宽、净高不小于设计值，不大于设计值100mm。混凝土厚度不小于设计值。表面平整度不大于50mm。2.配合比控制实际施工前，用现场材料委托当地建材实验室做砼配比实验，根据实验提供的配合比组织施工。实际拌制砼的原材料应计量准确，定期校验计量系统。砼浇筑时要按规范规定留取砼试块，同样条件下养护28天做抗压强度试验，并保存好资料。3.原材料质量控制水泥使用42.5MPa普通硅酸盐水泥，黄砂使用中粗砂，其含泥量不得超过3%，石子选用瓜子片，其含泥量不应超过1%；原

41、材料要保持稳定的货源和稳定的质量，进场的每批水泥要有产品合格证，同时现场抽样送当地建材实验室检验，不符合规定的原材料坚决不使用。4.喷射混凝土质量控制1、喷砼标号C20。2、喷浆前，必须先用高压风水冲洗岩面，保证喷浆后砼表面光滑、平整、无露筋露网现象。3、喷浆后每小班至少洒水养护一次，养护期28天。4、严格按配合比拌料，拌料要均匀，水灰比和风压要调节适当，减少回弹。5、初喷厚度不小于50mm，复喷后成巷，达到设计要求。5、喷厚不小于设计90%，砼平整度1m2范围内小于50mm。四、 进场材料控制1、工程上所需的材料必须按计划要求进行采购，并且具有正式的出厂合格证和材质化验单。2、材料进场后，由

42、仓库管理人员和技术部门人员检验确认符合设计要求方可入库，不符合要求的拒绝入库。3、需要检验试验的材料（如水泥，钢筋，砂石）进场后，应由技术人员按要求进行取样送检，检验结果若不合格，拒绝收货入库。第八章 施工安全措施第一节 施工安全保证措施 一、建立项目安全保证体系（见图8-1）二、安全管理执行标准（1）安全生产法；（2）中华人民共和国煤炭法；（3）煤矿安全规程；（4）中华人民共和国民用爆炸物品管理条例；（5）煤矿安全监察条例；（6）安全生产许可证条例；（7）矿产资源法；（8）煤矿企业安全生产许可证实施办法；（9）国家有关部、委、各级政府部门和上级主管部门颁发的有关安全生产、职业健康和环境保护工作的法令、法规、规定、制度；（10）甲方有关安全文明施工及职业健康、环境保护的规定、制度。三、安全管理目标（1）杜绝重伤及以上事故；（2