井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830.docx
《井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830.docx（54页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
井下主排水泵房硐室管子道掘进作业规程830
目录
第一章工程概况1
第二章地质情况2
第三章巷道布置及支护说明3
第一节巷道布置3
第二节矿压监测....................................................................................................3
第三节支护说明4
第四节支护工艺7
第四章施工工艺9
第一节施工方法9
第二节凿岩方法10
第五章运输方式及管理12
第六章通风管理12
第一节风量计算及局部通风系统12
第二节通风安全监测、监控14
第三节通风管理规定及措施15
第四节综合防尘、防灭火、防瓦斯积聚设施及措施16
第七章机电管理17
第一节主要设备配备表17
第二节供电系统图18
第三节供、排水系统18
第四节压风自救与供水施救系统18
第五节机电设备管理要求19
第六节通讯系统21
第八章劳动组织22
第九章质量标准化23
第十章安全技术措施23
第一节一通三防23
第二节顶板管理26
第三节爆破27
第四节防突专项安全技术措施30
第五节探放水管理34
第六节机电管理39
第七节运输管理42
第八节其它43
第十章避灾路线图及其说明46
第十一章其它各类专项安全技术措施46
第十二章其它49
第一章工程概况
一、工程名称及开凿目的
1、工程名称：
井下主排水泵房硐室管子道及抢险通道。
2、开凿目的：
安装排水管路，形成井下排水系统，满足矿井防治水需要。
二、工程概况
1、编制依据：
《煤矿安全规程》、《操作规程》、《施工组织设计》、《招标文件》和技术部提供的下煤组地质资料等。
2、工程概况一览表：
序号
段号及名称
支护
长度
断面
方式
厚度
荒断面
净断面
1
抢险通道
锚网喷
100
32.2
3000×3000
2800×2800
2
开口2-3段
锚网喷
100
5
3000×4100
2800×3900
3
管子道
锚网喷
100
19.6
3000×3000
2800×2800
4
绞车硐室
锚网喷
100
3
2200×2700
2000×2500
5
管道井
锚网喷
100
34.6
ф1200
6
壁龛
锚网喷
100
4
3000×5200
2800×5000
附图一：
井下主排水泵房硐室管子道1—1、2—2断面图
三、工程施工安排及开、竣工日期。
井下主排水泵房硐室管子道开口位置：
井下主排水泵房硐室24.5m处（以实测为准），方位角86°48′52″坡度0°开口，先掘抢险通道37.2m，再掘管子道19.6m，最后施工附属管道井、壁龛及绞车硐室41.6m，工程量共计98.4m。
依据设计，井下主排水泵房硐室管子道已掘至开口位置，预计开工时间为2013年月日，竣工时间为2013年月日，工期共计天。
附图二:
井下主排水泵房硐室管子道平面布置图
第二章地质情况
概
况
施工队组
河北冀东
水平名称
一水平
采区名称
下煤组
巷道名称
井下水排水泵房管子道
地面标高
1200m-1239m
工作面标高
856m-871m
地面
位置
地面为山坡、荒地、山梁沟谷，无建筑物。
井下位置及四邻采掘情况
该面位于井田西部，北部为井田边界，南部为新建主、副斜井，东部为井田边界，西部均为实煤区。
煤岩层情况
煤（矿）层总厚度（m）
15#煤5.6
支护形式
煤层倾角（度）
-4°—-6°
锚网喷
该巷道设计掘进98.4米，在掘进过程中将分别揭露15#煤层、15#煤层顶板砂岩。
巷道预计穿过煤岩层情况
岩石名称
厚度
岩性描述
15#煤层
5.6
细砂岩
12.27
以灰色细砂岩为主灰白色砂岩与黑色泥岩互层
细砂岩
9.54
以灰色细砂岩为主灰白色砂岩与黑色泥岩互层
地质构造情况
地质条件简单，煤岩层整体呈一单斜构造，煤岩层倾角5°无构造。
水文地质情况
该掘进巷道水文地质类型中等。
巷道出水主要来源于K2石灰岩含水层，15#煤层顶板距K2灰岩16-20m。
K2石灰岩厚3.79～7.5m，平均5.60m，裂隙较发育，富水性不均，且较弱，单位涌水量为q=0.0096L/s.m，渗透系数为K=4.57m/d，富水性弱。
此含水层为15号煤层直接和间接充水含水层，其富水性虽较弱，但对该巷道掘进有一定的影响。
根据《正明煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》显示井田范围内奥灰水位标高为863.2m，该掘进巷道的标高在860m。
预计奥灰水对该掘进巷道的掘进有一定影响，遇到构造时，需探明该构造的含水性及其导水性，防止水害事故发生，确保安全生产。
预计该巷道在掘进期间正常涌水量为3.0m³/h，最大涌水量为15.0m³/h。
对掘进产生一定影响，要密切监测顶板出水情况，有情况及时与技术部联系。
建议在巷道左帮做水沟，将水直接引到副斜井井底水仓。
掘进期间严格执行“物探先行，钻探跟进”的探放水要求，对物探异常区要进行钻探验证，确定无水害威胁后，方可进行作业。
最大涌水量
15.0m3/h
正常涌水量
3.0m3/h
影响掘进的其
它地质情况
瓦斯
瓦斯含量15.19m³/t，绝对瓦斯涌出量1.2m3/min（消突后）
煤尘
煤尘有爆炸性
煤的自燃
自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃。
地温
地温正常，无高温热害区。
地压
无冲击地压危险。
问题及
建议
1、加强安全管理，在揭露煤层时，施工单位要提前编制相应的安全揭煤技术措施。
2、穿越煤层和泥岩时，由于岩性较脆，要加强顶板管理。
3、遇断层和陷落柱等构造要加强支护并补打锚索，施工单位要提前编制相应的安全技术措施。
4、提前安装好本工作面的排水系统。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、抢险通道
井下主排水泵房硐室24.5m处（以实测为准），方位角86°48′52″坡度0°开口，掘进方向顺时针圆弧拐弯，转角36°41′29″，转弯弧长4.8米，拐弯后方位角123°30′21″掘进5m。
然后继续按方位角123°30′21″，+30°上坡施工24.16m至绞车硐室，再以123°30′21″方位角、+16°坡度掘进8.04m与副斜井贯通，掘进总工程量37.2m。
2、管子道
开口向内4m处，左侧按3°11′8″方位角、+3‰坡度掘进19.6m。
3、管道井
管道井采用反井钻机施工，暂不施工。
4、各种管件，预埋件安装及预埋
开口2~3预留梁窝400×250×850深1处，400×250×500深1处；
管子道内预留梁窝400×250×900深4处，400×250×500深5处，650×500×1000深1处，650×500×600深1处。
详见施工平面图
第二节矿压监测
一、锚杆受力
锚杆受力使用锚杆拉拔仪进行抽检，抽检时达到锚固力的90%即可。
二、锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人，按不小于10%的比例和不大于二天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽测。
三、锚杆预紧力矩检测
巷道掘进施工过程中，安排专人按不小于30%的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测，达到120N·m，即为合格。
四、数据处理
1、锚固力抽检：
抽测时只做非破坏性拉拔（拉至锚杆设计锚固力的90%），锚杆锚固力130KN以上，达到设计要求的90%后即停止拉拔。
若发现不合格锚杆，要在附近补打锚杆。
2、预紧力抽检：
用力矩扳手对每根锚杆螺母预紧力进行抽测，达120N·m即为合格，否则该区域锚杆需重新拧紧。
3、锚杆的锚固力及预紧力的抽检由当班验收员负责，采集的数据记录在验收表上。
4、采集的数据由验收员负责，分析处理由项目部技术员负责，并及时汇报工程部门
第三节支护说明
一、巷道断面
抢险通道断面为半圆拱形，S净=7m2，S荒=8m2。
附图一：
2—2断面图
管子道断面为半圆拱形，S净=7m2，S荒=8m2。
附图一：
2—2断面图
二、支护方式
（一）、临时支护
（1）迎头爆破后，及时按由外向里、先顶后帮的顺序打设起拱线以上锚杆，并挂网至腰线以下1.0m，锚杆盘压网要实，联好网，然后进行初喷，初喷厚度30~50mm。
（2）、迎头初喷并凝结20min后，对迎头矸石进行清理，清理后没有初喷上的要重新进行初喷。
（3）顶板较破碎时，打设超前锚杆作超前临时支护。
（二）永久支护
巷道永久支护方式采用锚网喷支护，锚杆选用Φ20mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距为800×800mm，每根锚杆配一支K2333和一支Z2360锚固剂，金属网采用Φ6.5mm钢筋网，网片规格2000x1000mm，网格为100×100mm，搭接不小于100mm。
喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥，砂为纯净的河沙，石子直径不大于15mm，混凝土中水泥：
沙：
石子配合比为1：
2：
2，混凝土强度C20，喷浆厚度100mm。
（三）锚杆设计
根据《煤巷锚杆支护设计规范》，锚杆选用直径Φ20mm左旋螺纹钢体制作，选用树脂药卷端头锚固，锚杆长度按受压加固作用形式设计。
按自然平衡拱原理计算锚杆支护参数：
1、两帮煤体受挤压破坏深度C值
C＝[（KrHB）÷（1000fckc）×cosα/2－1]h×tg[45°—Ф/2]
式中：
K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关。
巷道矩形断面取5.5；
r——顶板岩层平均容重，r=2.2（10KN/m3）
H——巷道埋深，巷平均埋深280m
B——（残余）固定支撑压力影响系数，实体煤取1
fc——煤层普氏坚固性系数取
Kc——煤体完整性系数，Kc=0.9～1.0，取Kc=0.9
α——煤层倾角，α=8°，
h——巷道高度5.1m
Ф——煤体内摩擦角，Ф=arctgfc.
C≈0.83m
2、潜在冒落拱高度b
b=[（a+c）cosα/2]/Kyfr
式中：
a——顶板有效跨度之半，a=2.25m
Ky——直接顶煤岩类型性系数。
当岩石f=4～6时，取0.6
fr——直接顶普氏坚固性系数：
fr=6
则b≈0.72
3、两煤帮侧压值Qs
Qs=KUCr煤[h×sinα+cosα/2×b×tg（45°-Ф/2）]
式中：
KU——采动影响系数，取2～5，取KU=2
r煤——煤体容重，1.43T/m3
h——巷道高度5.15m
则Qs=1.43T/m
锚杆参数确定
1、锚固剂：
采用树脂药卷端头锚固，孔径28mm，使用Z2360和K2333各一卷，则锚固长度L2
L2=[π×11.52×（600+300）-π×142×50]/[π（142-102）]=1715mm
2、锚杆长度：
L=L1+L2
式中：
L1——锚杆外露长度，有垫板时取100mm
L2——锚固端长度
则L=100+1715=1815mm
锚杆长度取2.2m
顶锚杆参数：
Ф20、L2200mm（螺纹钢）
3、锚杆间距D：
D≤1/2×L=1.1m取D=0.85m与0.8m。
4、锚杆排距L0
L0=nN/2Krab
式中：
n——顶板每排锚杆根数，n=5
N——每根锚杆锚固力，N=130KN（根据《煤巷锚杆支护技术规范》）
K——安全系数，2～3，取K=3
r——顶板岩层容重，r=21.56KN/m3
a——巷道掘进跨度之半，a=2.75
对比其他矿情况和经验值，取L0=800mm（根据顶板岩性与矿压观测数据逐步调整完善）
5、锚杆预紧力确定
根据《煤巷锚杆支护技术规范》锚杆预紧力不少于80KN
6、支护设计中的几点说明
（1）严格控制锚杆眼、锚索眼打眼深度，使其与锚杆、锚索长度配合适当。
（2）锚杆、锚索眼内的煤岩粉要冲洗干净。
（3）锚杆、锚索安装完毕后，按设计要求施加足够的预紧力。
（4）严格执行锚固力检查制度，达不到设计要求时，及时补打。
（5）根据检查结果并结合顶板岩性及矿压观测数据。
及时调整锚杆参数。
（6）不准用巷道锚杆吊重物。
第四节支护工艺
（一）支护材料
1、锚杆及锚固剂：
锚杆选用Φ20×2200mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。
每根锚杆配K2333和Z2360树脂锚固剂各一支，先安设K2333后安设Z2360树脂锚固剂，锚固长度不小于700mm，锚杆外露长度为30~50mm，托盘为正方形，规格为130×130×10mm。
2、网采用Φ6.5mm钢筋网，网片规格2000x1000mm，网格为100×100mm，搭接不小于100mm，相邻两块网之间要用16号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200。
3、喷射混凝土必须采用标号不低于425号水泥，砂为纯净的河砂，含水率为4%—6%。
石子粒径小于20mm，将粒径大于15mm的石子控制在20%以下，配比为水泥：
砂：
石子=1:
2:
2，喷浆厚度100mm。
（二）锚杆安装工艺
1、打锚杆眼：
（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具敲掉危岩，确认安全检查后方可进行工作。
打眼时必在临时支护下进行作业。
（2）打眼前，要根据中、腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时，必须处理。
（3）打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头为直径28mm，风钻钻头为直径28mm，使用锚杆机打眼时要先送水，后送风，停锚杆机时要先停风后停水。
（4）井下主排水泵房硐室管子道打眼深度为2150mm，锚杆外露长度小于40mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75度。
打完眼后，要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。
2、安装锚杆：
（1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，重新打眼达到要求为止。
（2）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆，此时，安好联接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20秒，停钻，待5分钟后，卸下风锚机，方可卸下联接套。
20分钟后，将螺母用风动搬手拧紧。
（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用风镐找平，再安装锚杆。
3、铺设金属网
相邻的两片金属网压茬不小于100mm，压茬处用锚杆固定好，严禁用铁丝绑扎代替锚杆压茬，金属网片规格2000mm×1000mm，网格100×100mm，放炮崩坏的金属网片及时更换，沿巷道轮廓线必须满铺金属网，严禁出现遗漏。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
1、施工单位严格按照技术科标定的开口位置及巷道中腰线进行施工。
2、开口前，必须对开口左右5m内巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、木板掩护好。
3、开口前，应提前按设计要求，接好风筒准备好各种支护材料。
二、锚网喷施工方法
1、掘进班施工方法：
（1）迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向内、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，然后打设锚杆并初喷进行临时支护；
（2）清理迎头矸石，将矸石装入矿车运出至地面，矸石清理完毕后，由外向内打设起拱线以上锚杆。
（3）永久支护为树脂锚杆支护，支护紧跟工作面。
（4）交接班后，必须先进行“四位一体”的安全监察，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。
然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探支护，用刹顶木、木楔使其接顶，并打紧背牢，然后进行打锚杆、出渣，以此为一个循环。
2、喷浆班施工方法：
（1）迎头施工3~6m后，首先按由外向里、由上而下的顺序打设起拱线以下锚杆，并挂网至腰线以下1.0m，锚杆盘压网要实，连好网；
（2）喷浆盖网，喷层厚度为60~70mm，喷后不露网筋，达到设计总厚度100mm。
第二节凿岩方法
一、本巷道采用钻爆法施工。
1、爆破器材选型。
雷管：
煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段延期不得超过130毫秒。
炸药：
煤矿许用三级以上炸药。
起爆器：
选用MFB—200型。
2、爆破图表及说明书（见附表断面爆破图表及说明书）
炮眼布置图（标明掘进巷道断面尺寸、炮眼位置、个数、深度角度及炮眼编号，并用正视图、侧视图和俯视图表示）
附图4：
井下主排水泵房硐室管子道掘进断面爆破图及爆破说明书
3、工艺流程图
敲帮问顶→打眼→爆破→工作面锚网支护→出矸→运输→验收
↓↓
临时支护喷浆
（1）交接班后，采用人工打眼，装药爆破。
（2）打眼时，分段作业，进行扒煤矸运输，整理材料。
（3）爆破后及时使用前探梁，然后装矸，在清出迎头后，再进行打锚杆眼安装锚杆，挂网支护；
（4）锚网支护完毕进入下一个循环。
4、装药结构图
炮泥水泡泥炮泥
炸药雷管雷管脚线
（1）雷管的聚能穴均朝向炮眼底；
（2）雷管脚线联线前必须短路扭结。
附图三：
井下主排水泵房硐室管子道炮眼布置及爆破说明书
5、作业形式
本巷道为“三八”作业方式，见正规循环图表。
附图四：
井下主排水泵房硐室管子道正规循环作业图表
第五章运输方式及管理
一、矸石的装、转、运方式
运输方式：
施工抢险通道时：
炮掘落矸→工作面装岩机出矸→矿车→下煤组辅助运输大巷→副斜井井底车场→副斜井串车提升→地面
施工管子道时：
炮掘落矸→工作面装岩机出矸→矿车→下煤组辅助运输大巷→副斜井井底车场→副斜井串车提升→地面
二、材料、设备的运输方式
支护材料及设备由矿车或平板车经副斜井井底车场后，经轨道运输至工作面。
三、人员运输：
人员徒步下井。
附图五：
井下主排水泵房硐室管子道掘进生产运输系统图
第六章通风管理
第一节风量计算及局部通风系统
一、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Qmf=125Khg×qhg=125×1.7×1.2=255m3/min
式中：
qhg—瓦斯绝对涌出量取1.2m3/min
Khg—工作面瓦斯涌出不均衡风量系数取K=1.7
2、炸药量计算（分两段计算）
Qmf=50A=50×6.8=340m3/min
A—一次起爆所用的炸药用量（按分次起爆的最大炸药用量），Kg
3、巷道允许的最低风速计算
Qmf≥60×0.25Shf=60×0.25×24.1=361.5m3/min。
式中：
Shf—掘进工作面巷道的掘断面积，m2（最大断面）
0.25—煤巷、半煤巷最低风速，m/s
综上所算的最大值为Qmf=375m3/min，作为掘进工作面风筒末端的实际出风量。
4、工作人数数量验算：
Qaf≥4×Nhf=4×30=120m3/min
式中：
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，（交接班时间）
5、择局部通风机：
（1）风筒的漏风因数，确定局部通风机应提供的最低工作风量（局扇最低吸风量）
Qgf=Qmf×￠=360×1.28=461m3/min
式中：
Qgf—局部通风机的最低吸风量，m3/min
￠—风筒的漏风量备用系数，供风长度≤800m，取1.28
（2）对FDB系列风机的性能进行对照，FBD-NO7.1/2×30Kw对旋风机（参数）的吸风量为600～350m³/min，风机全压1100-7000pa，电机功率2×30kw，电压380/660。
600÷（60×11.1）=0.9m/s＜4m/s
最小风量与最低风速验算：
350÷（60×11.1）=0.53m/s＞0.15m/s
所以FBDNO.8.02*30KW对旋风机能满足要求，并备用一台。
二、风筒出口到工作面的距离计算：
L压≤L射=4
S=4×
28=21.16m
式中：
L射—风流的有效射程，m；
S—巷道净断面，m2。
根据掘进工作面通风长度、风筒直径、漏风、《煤矿安全规程》相关规定等情况，取风筒出口到工作面的距离不大于8m。
三、通风系统（见附图）
新鲜风流：
由地面→副斜井850米→局部通风机→掘进工作面。
污浊风流：
掘进工作面→下煤组辅助运输大巷→副斜井措施巷→矿井总回风巷→回风斜井→地面。
附图六：
井下主排水泵房硐室管子道通风系统图
第二节通风安全监测、监控
1、在工作面迎头5m内安装瓦斯探头T1，要求挂在无风筒一侧，距顶不大于300mm、距帮不小于200mm。
T2安装在距回风口10～15m范围内，T３安装在混合风流处，T４安装在风机进风口３ｍ范围内，瓦斯传感器与工作面控制开关必须联锁，实现瓦斯﹑电闭锁。
2、瓦斯浓度≥0.8％时，T1、T2发出警告，当工作面瓦斯浓度≥1.2％时，T1能切断工作面所有非本质安全型电气设备的电源;当回风巷中瓦斯浓≥0.8％，T2能切断工作面及回风流中所有非本质安全型电气设备的电源；当风机吸风口前瓦斯浓度≥0.5％，T４发出警告，并能切断工作面所有非本质安全型电气设备的电源。
当回风巷瓦斯浓度＜0.8％、风机吸风口前瓦斯浓度＜0.5％时，经检测后，方可人工送电。
3、当班班组长必须经常检查瓦斯传感器的吊挂标准，按要求及时随循环推进将瓦斯传感器前移，并切实采取有效措施保护好瓦斯传感器使其免受炮崩、水淋，确保其准确度、灵敏度。
4、当工作面瓦斯浓度≥0.8％时，必须停止作业及时处理。
当工作面瓦斯浓度≥1.2％时，工作人员立即撤出，并汇报调度室，由通风部编制排放瓦斯安全措施，等候处理。
附图七井下主排水泵房硐室管子道安全监测监控仪表仪器布置图
第三节通风管理规定及措施
一、局部通风机管理措施
1、局部通风机吊挂在副斜井巷道顶板，并实现双风机、双电源供电，且要求能自动切换，实行单双日风机运行制度，每天要做切换试验，并留有纪录。
2、施工单位负责日常风筒的吊挂，风筒悬吊要平、直、稳、紧，逢环必挂，缺环必补，防止急拐弯。
风机稳装、悬吊也要与风筒保持平直，距地面高度应大于0.3m为宜，迎头风筒不落地。
3、风筒口距工作面距离不大于8m。
4、局部通风机要装设风电闭锁装置，且必须有效可靠，风机由施工单位安排专人负责管理，严禁随意停开。
5、工作面无论工作还是交接班都不得停风，因检修停电等原因停风机时，将所有人员撤至全风压新鲜风流中，切断一切电源，在巷道口悬挂警标，设专人警戒，禁止人员进入，同时向矿调度室值班人员汇报。
在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实停风区中瓦斯浓度不超过0.8%，CO2浓度不超过1.5%，局部通风机及其开关附近瓦斯浓度不超过0.5%时，才允许开局部通风机通风，否则汇报通风区有关领导排放瓦斯。
第四节综合防尘、防灭火、防瓦斯积聚设施及措施
一、防尘设施及措施
1、距工作面迎头不大于30米，设置两道放炮喷雾装置，并随工作面延伸而移动，放炮前开启，炮烟吹散后关闭。
2、静压水管要吊挂平直且每隔50m设一静压洒水点，经常冲洗巷帮，保证巷内无积尘。
3、工作面人员必须佩戴防尘口罩。
4、防尘设施的安装与管理须由专人负责，确保各处设施齐全、完好、有效，严禁喷雾常流水。
5、炮眼必须注水炮泥。
6、转载点安设喷雾，并要求固定牢靠。
二、防灭火设施及措施：
1、巷道开口处不影响正常工作
升级会员 