兴隆煤矿新副井作业规程

第一章 概 况 第一节 概 述一、巷道名称本（作业规程）改扩的巷道为副斜井井筒扩巷。 二、改扩目的及用途改扩目的是担负矿井生产期间的运输及进风和合适30万吨/年的生产，作为矿井生产期间的安全出口，并铺设防尘管道、排水管及压风管。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：289 m。工程量共计：806.31m3。服务年限：21年。四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定：本改扩工作面自2013年 月 日开工，预计2013年 月 日竣工。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为大方县普底乡兴隆煤矿（变更）开采方案设计。批准时间为2012年6月份。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为贵州省大方县普底乡兴隆煤矿资源/储量核实及勘探报告。批准时间为2011年5月。三、矿压观测资料煤层和煤层的顶、底板应力较集中。 第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相时位置1、毕节地区大方县普底乡兴隆煤矿行政区划隶属贵州省毕节市百里杜鹃风景名胜区普底乡，地理坐标为东经1055051-1055230；北纬271150-271155。矿界面积为1.4615平方公里，采矿许可证号为C5200002012011120122976。区内交通方便,距贵阳约159公里,距大方约35公里，距杭瑞高速8公里，距黔西约40公里。其中贵阳至黔西为贵毕高等级公路。距新修杭瑞高速约8公里。黔西至普底为三级黑色沥青路面，有简易公路约1公里（现正施工建设黑色沥青路）至百里杜鹃运煤大道三级黑色沥青路相连。地理坐标为东经10550511055230；北纬271050271155。矿区位于大方县城北，普底乡沙杠寨一带，矿界面积1.4615km2。2、地形地貌：兴隆煤矿区为高原侵蚀剥蚀地貌，植被发育，基岩仅局部裸露。地形切割较大。区内海拔标高16351723m，相对高差88m，地形起伏不大，煤系地层出露地段相对平缓。3、待掘巷道地面相对位于坡地，地面标高16351723m米。 第二节 煤（岩）层的赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距1、工作区位于平寨穹隆南西缘，新场向斜南东翼。勘查区内含煤地层产状走向120，倾向210,倾角1015，地表浅部局部达1025，向深部则变缓；无断裂构造。其构造复杂程度属“简单”类型。2、区内出露地层为二叠系、三叠系及第四系地层，下面从老到新分述如下： （1）、二叠系仅出露茅口组第二段、龙潭组、长兴大隆组。1、茅口组第二段 (P2m2)岩性、厚度变化均较大。以底部硅质岩在全区最为稳定；下部以燧石灰岩为主，岩相变化最为显著；上部普遍为浅灰、灰白色生物灰岩。各地剥蚀程度不一，厚0300m。生物群以富含Neomisellina及Neoschwagerina为主，可称“NeomisellinaNeoschwagerina富集带”2、龙潭组(P3l)底部主要由灰白、灰色粘土岩、含凝灰质粘土岩及凝灰质粘土岩组成，底部及下部常见茅口顶部硅质岩、灰岩形成的底砾岩或分散砾石，厚34m，是区内黄铁矿的主要产出层位。下部以灰色泥质粉砂岩为主，夹细粒岩屑砂岩、粘土岩、菱铁岩及煤层，常为湖泊沼泽泥炭沼泽湖泊浅海相的完整旋回结构；中部：由粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及少量细粒岩屑砂岩与煤层组成湖泊沼泽湖泊的完整或不完整(一般厚15m)的陆相旋回层组成，砂岩中普遍夹菱铁质结核或条带，细砂岩岩屑成份普遍以绿泥石、玄武岩为主，少量为长石、石英或炭屑；化石主要为植物，偶见瓣腮类及腕足类，主要有Gigantopteris nicotianaefolia Schenk(烟叶大羽羊齿)、G.dictyophylloides Gu et Zhi(阔叶大羽羊齿)等。上部主要由泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质灰岩与煤层组成韵律沉积，以海相旋回结构单元最为发育，夹少量细粒砂岩、菱铁质粉砂岩等。是区内的主要含煤部位，生物群以腕足类、瓣腮类为主，少量为蜓科、有孔虫等，植物不甚发育，主要有腕足类Leptodus richthofeni Kayser(李希霍芬蕉叶贝)、L.nobilis(Waagen)(美丽蕉叶贝)等。从下至上含可采煤层8层，本组平均厚127.77m。其中ZK001厚125.60m，ZK201厚132.59m, ZK101厚74.50m（未出露全）。3、长兴组 (P3c)主要由灰、深灰色中厚层厚层灰岩、燧石灰岩或泥质灰岩组成，常夹黄灰色砂岩、泥质粉砂岩、钙质砂岩等，一般630m。生物群以含蜓Palaeofusulina及有孔虫Colaniella为特征。与下伏龙潭组整合接触。4、大隆组(P3d)以灰色薄层至中厚层硅灰岩、硅质岩、硅质页岩为主，时夹砂岩、泥岩，并普遍夹有15层灰绿色斑脱岩化凝灰岩，以富含Pseudotirolites为代表的菊石群的硅质岩，与下伏长兴组整合接触。厚132m。二、三叠系勘查区出露三叠系下统夜郎组中下部(T1y)。1、夜郎组(T1y)下部由黄、灰、黄绿、灰绿色薄至中厚层泥岩、砂质泥岩组成，厚9163m，含Claraia wangi(Patte)；中部浅灰、灰、深灰薄至中厚至厚层泥质灰岩夹少量泥灰岩，灰岩、鲕状灰岩，总厚78394m，含Claraia aurita(Huer)；上部由暗紫色夹灰绿色薄至中厚层粉砂质泥岩、砂质泥岩、泥岩，夹暗紫色、少量灰绿色薄至中厚粉砂岩、泥质粉砂岩、钙质粉砂岩及灰、深灰、紫灰等色薄至中厚层粉砂质灰岩、泥质灰岩、泥灰岩、蠕虫状灰岩等组成，其中暗紫色粉砂质泥岩及粉砂岩等常含灰绿色粉砂质层纹及条带，厚63388m。富含瓣腮类Eumorphotis multiformis Bittner、Claraia aurita(Hauer)等。矿区未见顶。三、第四系(Q)主要分布于龙潭组及夜郎组出露区域，特别是在地形较缓地带连续分布，其它区域分布零星，岩性为泥砾、砂砾、粘土及砂、砾石等残积及冲积层，与下伏地层呈角度不整合,厚08m。3、主要可采煤层顶、底板力学特征：兴隆煤矿区内含煤岩系上二叠统龙潭组在大部分地区出露完整，但在东北中上部被剥蚀，本组厚127.77m。含可采煤层8层，单层厚0.82.40m，可采煤层编号延用贵州金杉土地资源开发有限公司2007年7月编制的贵州省大方县普底乡兴隆煤矿储量核实报告中的煤层编号，由上往下编号为K5、K6、K7、K8、K9、K10、K11、K12，可分为中上部含煤组、中下部含煤组，其中K5、K6、K7、K8煤层产龙潭组中上部，K9、K10、K11、K12煤层产于龙潭组中下部。可采煤层总厚9.46m,可采含煤系数0.07。K5煤层厚0.850.95m,平均0.91m，厚度稳定。分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K6煤层厚0.901.20m，平均1.03m，。厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K7煤层厚0.891.40m,平均1.00m，个别工程间夹1层0.10.30m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K8煤层厚2.102.40m,平均2.20m。厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K9煤层厚0.881.35m,平均1.04m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K10煤层厚0.800.90m，平均0.84m, 间夹12层0.080.16m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K11煤层厚0.851.22m，平均1.00m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K12煤层厚0.911.70m,平均1.44m，间夹23层0.080.20m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。 主要可采煤层特征一览表(一)98煤层编号厚 度结构复杂程度稳定程度最大-最小平均变化规律夹矸变化规律K50.85-0.950.91煤层全区可采，往南东部有变薄趋势无本煤层普遍不含夹矸。简单较稳定K60.90-1.201.03煤层全区可采，往西南部有变薄趋势0-1本煤层普遍含1层夹矸，少数不含夹矸。简单较稳定K70.89-1.401.00煤层全区可采，煤层发育较稳定0-1本煤层普遍含有夹矸0-1层夹矸。简单较稳定K82.10-2.402.20煤层全区可采，煤层发育较稳定无本煤层普遍不含夹矸。简单较稳定K90.88-1.351.04煤层全区可采，往西南部有变薄趋势1-2本煤层普遍含2层夹矸，少数点含1层夹矸。简单较稳定K100.80-0.900.84煤层全区可采，煤层发育较稳定1-2本煤层普遍含1-2层夹矸。简单较稳定K110.85-1.221.00煤层全区可采，煤层发育较稳定0-1本煤层普遍不含夹矸，少数含1层夹矸。简单较稳定K120.91-1.701.44煤层全区可采，往西南部有变薄趋势1-2本煤层普遍含2层夹矸，少数点含1层夹矸。简单较稳定7、瓦斯情况本井田可采煤层的瓦斯含量（CH4）为: K5煤层1.565 ml/g.r；K6煤层1.85ml/g.r；K7煤层1.63 ml/g.r；K9煤层0.626 ml/g.r；K10煤层2.818 ml/g.r；K11煤层0.903 ml/g.r；K12煤层0.698 ml/g.r；均以甲烷(CH4)为主，含少量的重烃。由于本区煤层埋藏较浅，且整个煤系中部的可采煤层K8已基本采空，造成各可采煤层瓦斯发生泄漏，故各煤层瓦斯含量偏低。8、煤尘、煤层自燃及地温情况K5、K6、K8煤层自燃倾向性等级为级，即不易自燃；本次工作中通过对区内K7、K9、K10、K11、K12煤层采样分析，结果为：K7、K9、K10、K11、K12煤层自燃倾向性等级为级，即不易自燃。根据煤尘爆炸测试结果，各煤层火焰长度均为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量均为0%，结论为矿区各可采煤层煤尘无爆炸性地温：该区属地温正常区，无热害。第三节 地质构造在矿区内构造简单，褶皱不发育。仅在煤矿煤系地层龙潭组中发育有少量层间滑动或层间小断层。断裂构造通常发育在两种能干性不同的岩石分界面或煤层与其顶底板间界面附近。由于断距小，一般为0.53m，延伸短，一般在50m以下，地表不明显，但在开采煤硐中可见及。该类小断层使煤层局部变薄、增厚或短距离错位，破坏了煤层局部的稳定性和连续性，降低了煤层顶底板岩石的强度。对煤层的水文地质、工程地质条件也产生了一定影响，在今后矿井建设和开采过程中应加强综合分析研究，以弄清其产出特征和规律、煤层上下错位方向及距离等。第四节 水文地质勘查区内无溪沟，主要溪沟在矿界外400950处，溪水靠降雨及泉水补给，一般流量在2.71540.725l/S，流量随降雨而变化，雨后猛增。流经长度约2400 m，发育在龙潭组碎屑岩和长兴、大隆组石灰岩地层中，横切地层后流出区外，汇入下洞河矿井井筒施工期间涌水量预计：10m3/h。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置副斜井施工按设计方位角55，倾角13度，在中部施工一个阶段车场与副斜井贯通，待下山施工到设计位置后，按设计施工贯通工程。 第二节 支护设计 一、巷道断面采用半圆拱形，净断面积8.03m2，掘进断面积8.82m2，表土段采用砌碹支护，其余采用锚喷支护。副斜井内铺设30kg/m钢轨，轨距600mm，担负矸石、材料、设备、等辅助运输、行人、排水、管线铺设和进风任务；附：巷道断面图巷道断面支护参数表巷道名称副斜井支护形式锚网喷改扩断面积8.82m2锚杆消耗量 根/m净断面积8.03m2金属网消耗量 m2/m岩石强度 度混泥土消耗 m2/m二、支护方式井筒支护在表土段：采用砌碹的支护方式，砌碹厚度= 300mm；其余地段根据围岩情况大部分使用锚网喷支护。砌碹支护主要用在井筒以下地段：井筒表土段和表土段相近的不稳定岩石风化段，该段要求施工质量比较严格，并有对该地段岩层防水作用，施工质量应做到防漏防渗；用在断层破碎带岩层极不稳定，支护困难地段；用在煤岩结合部和煤层较厚、较松软地段支护。锚网喷段分两种喷厚，喷浆厚度=120mm适用于飞仙关组四段和煤系地层中松软岩层段支护，喷浆厚度=100mm适用于飞仙关一、二、三段、卡以头岩层和其它岩性较好地段。 四章 表土施工第一节表土破土施工一、明槽破土方法的选择由于副斜井井筒位于较平坦的地段，上覆较厚第四系表土层，破土后该部表土层很难维护，为保证井口部分施工安全，需先挖掘井口坑将井口部分的表土采用大揭盖的方法挖出，采用风镐、手镐配合人工挖掘。二、井筒井口顶部土层的维护为保证井口顶部土层的稳定，防止冒顶、塌陷，如开口部位的土质坚固稳定，可采用挡板、斜撑将井口上部维护好，井口部分扶密集临时木棚。如果井口上部土质松软，进口部分可能产生冒、落现象，此时应需扶密集棚子，并在其上部冒落处架设木垛将顶板装实，木垛与土帮间用草袋或塑料布堵严。三 明槽施工1、明槽有关参数的确定1）人工边坡角1确定为55。2）仰坡斜长： 式中：H井筒改扩高度（米）h1顶板安全厚度，取3米h2耕作层厚度，取0.5米斜井倾角（度），取132地面坡度（度）取55则11.4m3）槽底宽度：B1B+（0.61.0）式中：B井筒改扩宽度则B14.8m+0.6m5.4m4）明槽上口宽度：B2B1+2L1cos1则B25.4+211.4cos3524m5）明槽上口长度：则28.3m6）槽底长度则20m四、斜井表土段施工（一）施工方法副斜井井口开门向下改扩2-4m后，由下至上砌筑永久素砼碹，并回填土，并逐段砌筑至地面井口施工结束转入正常的井筒改扩，表土段施工采用全断面一次改扩短段掘砌施工法，采用扶木棚作为临时支护，支架间距为0.5m，木棚规格为4.83.8m（梁腿），每向下改扩3-5米为一段然后停止改扩并向上砌筑永久砼碹（二）架棚支护1、扶临时木棚规格为4.83.8m（梁腿），所使用圆木应为无腐朽、无断裂，直径不小于180mm的优质圆木，每棚应采用扒钉扒牢。2、施工时前探支护形式采用半圆木支护，生根长度不小于5000mm，并用枇子接实。采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁采用3根75mm的钢管制作，长度为4m，间距不大于800mm，用金属锚杆和吊环固定，吊环采用16mm的圆钢，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，螺母必须上满丝固定牢固，前探梁必须及时跟头，其最大控顶距为1.6m。前探梁上用两块规格为（长宽厚）4800mm200mm50mm的木方接顶。3、如果木棚下为浮矸应垫设木鞋，严禁栽在浮煤浮矸上。4、放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先找掉危石、活矸，做好临时支护；扶棚或更换支架，应从外向里逐架依次进行。5在斜巷巷道内架棚，必须有一定的迎山角，巷道线增加6应增加1迎山角。6架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面10m内应敷设防倒器或采取其他防止放炮崩倒支架的措施。7在压力大的巷道架设对棚时，对棚应一次施工，不准采用补棚的方法，以免对棚高低不平，受力不均。8架棚后应对以下项目进行检查，不合格时应进行处理。梁和柱腿接口处是否严密吻合；混凝土支架是否按要求放置木垫板；梁、腿接口处及棚腿两端至中线的距离；腰线至棚梁及轨面的距离；支架有无歪扭迈步，前倾后仰现象；支架帮、顶是否按规定背紧、背牢。9背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。顶部和两帮的背顶应与巷道中线或腰线平行，其数量和位置应符合作业规程规定。梁腿接口处的两肩必须加楔打紧，背板两头必须超过梁（柱）中心。10采用人工上梁时，必须手托棚梁，稳抬稳放，不要将手伸入柱梁接口处。11严格按中、腰线施工，要做到高矮一致、两帮整齐。12梁、腿接口处不吻合时，应调整梁腿倾斜度和方向，严禁在缝口处打入木楔。13按作业规程规定背紧背实，并用木楔刹紧，前后棚之间，必须上紧拉钩和打上撑木。14柱腿用料时，要将料的粗端在下，超长的坑木只准截去细端。15按作业规程中规定的接口方式和规格量，画好勒口线，柱口和梁口的深度不得大于料径的1/4。16用弯料时，必须保证料的弓背向巷道顶帮。17锯砍棚料时的注意事项：锯砍棚料时，应将木料放平稳，不许发生滚动。砍料时，要注意附近人员和行人的安全，斧头和斧把不能碰在障碍物上。砍料人不得将脚伸到砍料处近旁。及时清除粘连在斧头上的木屑，注意木料上的木节、钉子，避免砍滑伤人。锯、砍料的地点，应避开风、水管路和电缆。18支护前和支护过程中，要经常敲帮问顶，用长柄工具及时处理危岩、活石。1）支护前，应按中腰线检查巷道毛断面的规格质量，处理好不合格部位。20上、下山架棚时，必须先停止车辆运行。架棚地点下方不得有人行走或逗留。21施工前，要掩护好风、水、电等管、线设施；施工设备要安放到规定地点。22架棚支护应按下列顺序操作：备齐工具和支护材料。排除隐患。移前探梁、架棚梁、接顶。将中腰线延长至架棚位置。挖腿窝。立棚腿。背顶背帮。使用好撑木、拉杆、联棚器等稳固装置。检查架棚质量，清理现场。23安全检查，排除不安全隐患：放炮前加固工作面10m之内的支架。放炮后由外向里逐棚检查、整修。24挖腿窝：先量取棚距，按中线和下宽定腿窝位置，按腰线确定其深度。控制好顶帮后，再把腿窝挖至设计深度。挖腿窝时，须由专人监护。25立棚腿：竖上棚腿，调整好扎角，并稳固好棚腿。26合棚梁：前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头。禁止人员在下方逗留或通过。27合口后将支架找正，压肩初步固定。28检查支架的架设质量，符合质量标准后，再背顶背帮，楔紧打牢，并按设计位置使用好撑木、拉杆、联棚器等稳固装置。（三）、砌碹支护1砌碹支护采用水泥：石粉：石子1：2：2，水泥为425水泥，石子粒度不得小于12mm，浇注厚度为300mm，混泥土标号250号。2质量标准：中线至任一帮距离合格为0+50mm，优良为0+30mm；腰线至顶、底板距离，合格为0+50mm，优良为0+30mm。3混凝土支护表面质量应符合以下规定：合格：无明显裂缝，1m2范围内蜂窝、孔洞、露筋不超过2处。优良：无裂缝、蜂窝、孔洞、露筋。4壁后充填应符合以下规定：合格：壁后充填饱满、密实，无明显空帮、空顶现象。优良：壁后充填饱满、密实，无空帮、空顶现象。5刷帮、挑顶前，应先检查支架和顶帮安全情况，发现隐患及时处理。独头巷道进行刷帮挑顶时，在施工段以里不得有人工作。6拆除临时支架，应由外向里依次进行。每次拆除的长度和数量不得超过作业规程的规定。拆除支架时，无关人员应撤至安全地点。7临时棚腿撤除后，应立即进行挖底槽和砌墙工作。分段碹墙砌完后，按作业规程的距离拆除顺巷抬棚和原有支架朋梁，按碹拱尺寸检查，并处理好拱部荒断面，如有掉顶危险，须在墙面顶壁后牢固地架设墙上小棚。小棚拆除后，以穿棒护顶，穿棒的一端插入碹茬，另一端托在未撤的最临近小棚梁上。8基础槽应挖到实底。如基础下是煤层或软岩层时，基础必须加深、加宽；基础加大或底拱施工，要符合作业规程规定。9严禁使用腐朽、开裂、变形、折损的碹胎及模板。有特殊要求的碹胎及模板必须编号。跨度超过4.6m的碹胎，各节之间必须使用螺栓连接，不准使用其他连接方式。10架设碹胎的工作，应由碹头向里依次进行，第一架碹胎应稳在老碹下，两碹胎间距不应大于1m，相邻碹胎之间必须用拉杆连接。严禁将碹胎直接稳定在工作平台上。11脚手架板采用厚度为50mm优质架板。严禁将脚手板直接搭在胎垛上或胎腿横梁上，作工作平台使用。工作平台下需通过矿车时，必须保证矿车进出安全。工作平台上要留有躲闪冒落活石的空间，禁止在平台上堆积过多的材料或砸料石。12采用浇筑混凝土碹时，要先清理模板上的矸石杂物。13回收碹胎的时间，应在3-5天后进行。回收碹胎必须使用长柄工，严禁使用动力机械回收。14砌筑水沟前，应将水沟毛断面内的积水和煤岩碎块清除干净，并按设计的厚度，坡度位置铺好底，沟底表面应光滑平整。水沟帮面浇筑混凝土时，应边浇灌边捣固，使其保持平整、无错口或台阶。15备齐砌碹施工工具以及有关支护材料。16检查并处理工作地点的安全隐患。17检查施工所需的风、水、电。18施工前，要掩护好风、水、电等管、线设施；施工设备要安放到规定地点。19砌碹前，要根据作业规程要求，按中、腰线检查巷道断面尺寸，进行刷帮、挑顶和拆除临时支架工作，凡有碍砌碹的部分都要刷大。20锚喷作为临时支护时，应先检查毛断面尺寸是否符合设计要求，再按锚杆间排距补打锚杆，并喷砂浆或薄层混凝土封闭顶、帮。21砌拱前，必须搭设牢固的工作平台。22砌搭形碹操作顺序：检查处理工作地点的安全隐患。临时支护。挖底槽砌基础。浇灌侧墙。搭工作台。支碹胎、砌碹或混凝土浇灌。封顶与合拢门。拆碹胎与模板。检查质量，清理现场。23 挖地槽砌基础按中、腰线和设计尺寸确定地槽位置和深度，并作出标记。用手镐、风镐挖地槽。挖槽时，要注意观察抬棚腿窝，防止松动失脚。地槽挖完后，检查尺寸，并排净积水，清底找平。砌基础前，根据中腰线检查地槽位置和深度，并定上基础边线和上平线。浇筑混凝土基础时，应先支好模板，根据中、腰线校正，然后再用撑木、拉杆固定好模板。24浇筑混凝土墙敲帮问顶，清除浮矸，清洗基础面。支模板，固定后用中线校正，起拱线用中腰线校正。浇筑混凝土，随浇筑随捣固，并随时对模板进行加固。采用连续浇灌法。在浇灌中，如间隔2小时以上时，必须将上一次混凝土表面处理成麻面，清洗后再铺一层10-20mm的灰浆。25支碹胎支碹胎前先检查巷道顶板安全情况，脚手架或操作台的稳固情况、碹胎规格、质量情况。用水冲洗碹胎与模板。按碹胎间距支设腿子木，并支稳支牢。支碹胎并固定。用胎腿稳定碹胎时，胎腿和碹胎之间的接口要对齐并用扒锯固定牢固，不能歪扭，必须将胎腿支在实底上。在用砖或料石垒稳定碹胎时，要垒在经找平的坚硬底板上，并要保持垛架的稳定、牢固，与碹胎接触处应垫方木。碹胎的模板应随砌随放（钢筋混凝土碹除外），并摆放平整，外部不平整处，可用木楔垫平。模板厚度应一致，对接要齐，对缝应严密、平整，不准漏浆，最下部一架碹应打牢三棵斜柱，两肩窝及顶部各一棵，以防碹胎向下倾斜。26砌拱砌碹搭时，必须从两侧起拱线向中心对封，使碹胎受力均匀，严禁非对称砌封。随砌拱随铺好碹板。要随砌随充填。必须用不燃性材料填实，随砌随充填；冒顶过高时，拱后充填层厚度不得小于0.5m，再上可用木垛或水泥板垛接顶。浇筑混凝土碹拱前，必须处理好接茬，用浅水冲洗后再铺上一层薄灰浆，固定模板。混凝土的浇灌、捣固、模板检查等，可与浇灌混凝土墙相同。27拆碹胎和模板拆除碹胎、模板应由外向里依次进行，并禁止有人在拆碹胎附近逗留。回胎人员站在安全一侧，并预先清理好退路。回胎后，将贴在碹壁上的悬板、模板全部拆掉。拆下来的碹胎、碹板、模板、撑木等，应及时清理，拔掉铁钉，并码放整齐。上下山回胎前，应设挡板，回胎时人站在上方。拆除碹板、模板后，混凝土碹体表面凹凸不平或有蜂窝、麻面时要用砂灰找平。第五章 基岩施工第一节 支护方式（一）临时支护采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁采用3根75mm的钢管制作，长度为4m，间距不大于800mm，用金属锚杆和吊环固定，吊环采用16mm的圆钢，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，螺母必须上满丝固定牢固，所用树脂锚固剂不少于3块，锚固力不小于10吨/根。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距为1.6m。前探梁上用两块规格为（长宽厚）4800mm200mm50mm的木方接顶。附：前探临时支护平面图、剖面图。前探梁临时支护平面图前探梁临时支护侧面图（二）永久支护副斜井井筒主要采用锚喷支护作为永久支护，支护材料为16mm钢筋锚杆，喷射混凝土，水泥：砂子：石粉体积比（ 1：2:2），水泥为425水泥，石子粒度不得小于12mm，锚杆间排距均拟定为700mm，喷体厚度200mm。按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，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0.8m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.2m；4.642其中：H = = = 0.58(m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.6m；f 岩石坚固性系数，取4；则L=20.45+0.8+0.2=2.16(m)2、锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：a = QKHr式中：a 锚杆株排距，m；Q 锚杆设计锚固力，60KN/根；H 冒落拱高度，取0.58m；R 被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K 安全系数，一般取K=2；48254600.45.a = =1.14(m)通过以上计算，a =1.14 m但根据多年应用经验锚杆间排距大于800 mm时出现顶板明显变形， 故选用直径16mm、长度2200mm的钢筋锚杆， 锚杆、间排距为700mm。锚喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过700mm时及时安装锚杆，在锚喷支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式，喷浆厚度为50mm；当围岩稳定性较差时，锚杆株排距缩小为0.6m，首先及时喷射不小于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接打锚杆挂网，复喷到设计厚度，初喷厚度为5070mm，复喷总厚度不低于100mm，洒水养护时间不少于28天。（支护锚喷厚度按甲方给出的分段喷厚要求和设计边更为准）。（三）锚喷工程质量规定锚喷支护巷道工程质量规定表 项 目质 量 标 准（mm）部 位巷道规格及名称2233巷道净宽左帮0+150优良，50+150合格。无中线巷道0+200优良50+200合格。拱 基 线23002300墙 中23002300墙 脚23002300右帮拱 基 线23002300墙 中23002300墙 脚23002300巷道净高0+150优良，30+150合格。无腰线巷道0+200优良30+200合格。腰线至拱顶21502150拱基至左肩23002300拱基至右肩23002300腰线下至轨面13101310锚 固 力全断面6T6T喷浆及砼强度全断面150Kg/cm3150Kg/cm3墙局部 10%1001005010010050拱1001005010010050锚 杆 布 置100全断面700700基础深度优良为100mm，合格不小于90mm100100锚 杆 规 格全断面18L220018L2200锚 杆 安 装全断面锚杆钻机安装锚杆钻机安装表面平整度50全断面1m2范围内凹凸不大于50mm1m2范围内凹凸不大于50mm水 沟30深 度300300宽 度30030015腰线至水沟底1310131050中线至内沿13401340锚杆距迎头0.8m0.8m初喷距迎头4.8m4.8m复喷距迎头30m30m水沟距迎头3535工 业 卫 生清洁干净（四）光爆锚喷设计技术要求1）锚杆：采用钢筋锚杆，规格18L2200mm，普通快硬水泥锚杆或管缝式2200mm锚杆，间排距800800mm，锚杆垂直于围岩面安装，夹角不小于75度，锚杆托盘与岩面接触严密，锚固力为10吨，外露不大于50mm。2）喷射砼：（砼配比及强度）425#水泥：河沙、石粉体积比为1：2：2。河沙，石粉筛选干净，喷浆厚度为100mm，水灰比控制在0.40.5，喷射砼强度在150kg/cm2以上。3）速凝剂：速凝剂型号为J85型，掺拌量为水泥重量的3%4%，如果淋水较大时，最大掺拌量不大于5%，掺拌要均匀，速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入，不得提前掺入混泥土内。4）喷射砼风水压的选择：风压控制在0.1130.4MPa水压控制在0.2130.5MPa5）质量要求：巷道局部超挖量不大于100mm，喷浆后不大于100mm,其欠挖量不超过质量标准要求，锚杆锚固力以6吨为基础的合格率达到95%以上。喷射混凝土，厚度符合设计，基础深度100mm。眼痕率不小于60%，岩面不应有明显的炮震裂缝，巷道周边平均线性超挖值应小于100mm，周边眼距不大于300mm，周边成型应符合设计要求。6）粉尘浓度10毫克/m3。7）喷射砼回弹率15%。8）雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管，一段脚线为灰红，二段为灰黄，三段为灰兰，四段为灰白，五段为红绿，每段延期25mS，第一次爆破采用4段，延期75mS，第二次爆破采用2段，延期25mS爆破。第二节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用钢筋锚杆或管缝式1800mm锚杆，直径为18mm，长度为2200mm，每根锚杆均用2筒树脂药卷锚固剂固定，锚固长度不少于600mm，锚杆外露长度为50mm。托盘为正方形，规格为长宽=140140mm，用10mm钢板压制成形。，每根锚杆锚固力不小于6吨。树脂锚固剂型号为K2335型。2、挂网段钢筋网采用直径不小于6mm的钢筋焊接成经纬网，网的规格为长宽=20001080mm，网格为长宽=150150mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用12#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。3、喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥，沙为纯净的石沙，石粉粒度小于35mm，混凝土强度150kg/cm2，配比为水泥：河沙：石粉=1：2 ：2；混泥土标号为250号，速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的34%，喷拱取上限，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。二、锚杆安装工艺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必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，及时用长柄工具找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼应先点眼，锚杆必须成排成行。眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度2.2 m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。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。吹扫干净后，把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推到眼底，搅拌20s，停机，卸下风锚机，待5分钟后锚固剂凝固后卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，并用气扳机拧紧。三、遇到岩石稳定性比较差的地方，爆破结束后，应立即先打锚杆把顶部的网挂好，在根据网片搭接情况，及时补打锚杆，锚杆打好后，在清理两边的矸石。四、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装和钢筋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喷射顺序为：先墙后从墙基开始自下而上进行，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。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石粉应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，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5070mm，并要及时复喷. 3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上胶织袋，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，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。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。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故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。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，赤脚”。5、其它(1)迎头采用先初喷，后打锚杆挂网，然后复喷的方式进行支护。(2)初喷紧跟迎头，喷厚3050mm，复喷距迎头不大于30m，复喷时应拉线喷浆，水平用七条线，即顶部中线处一条，左右肩窝各一条，左右两帮拱基线处各一条，两帮底板向上400mm处各一条。(3)喷浆前，必须先将基础挖出，底板下基础为100mm，喷厚100mm，复喷初喷岩帮均要冲刷干净。(4)风料管连接应采用两端带“鱼鳞”扣的连接管，并用8#铁丝拧紧拧牢,并连锁，“联合”要卡紧上牢，防止鼓管子伤人。(5)修理喷浆机时，必须将开关停电闭锁，严禁带电作业，试机时，严格执行谁停电谁送电制度。（6）喷射时，应加强对电缆、设备、风水管的保护，喷射后，要及时清理干净喷上的砼。第六章 施工工艺第一节 施工方法副斜井井筒采用光爆锚喷向前改扩时，根据围岩硬度周边眼距定为300mm，抵抗距为400mm.第二节 凿岩方式本规程所施工的副斜井井筒均采用打眼放炮的方法破岩，采用风动湿式凿岩一、打眼机具： 采用ZY-24型风钻打眼，风源来自地面压风机房。安装锚杆时使用风动锚杆钻机。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、 爆破使用水炮泥、扒装前洒水、净化风流，爆破时使用自动远程喷雾、爆破后冲刷岩帮，安设除尘风机除尘。第三节 爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。一、炸药、雷管使用安全等级不低于三级的煤矿许用乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。二、装药结构正向装药结构。三、起爆方式起爆使用MFB-200型发爆器起爆，联线方式为串联线。附：炮眼布置图、爆破说明表炮 眼 布 置 图比例：1：50爆破说明表炮眼名称炮眼号数眼深（米）眼数（个）角度（度）装药量（克）爆破顺序垂直水平克/眼重量周边眼1111.111909015016501合计11165091350炮眼长度1.1m爆破进度1.0m每循环炸药消耗量1.65kg1.1m1.0m1.35kg总炮眼数11个炮眼利用率90%每循环雷管消耗量11个9个90%9个炮眼充填材料水炮泥和黄泥平均每米炸药消耗1.65kg/m1.35 kg/m炮眼充填长度充填满平均每米雷管消耗11个/m9个/m联线方式串联法备注严禁并联和混合联说明：（1）、炮眼装药量原则上按设计进行，若地质条件变化，可视现场实际情况而定。（2）、使用瞬时炸药333克/卷，毫秒延期电雷管，总延期时间不得超过130毫秒。（3）、一次装药一次起爆。采用串联正向装药爆破方法。（4）、循环进度允许误差100mm。（5）、炮眼角度允许误差5度。（6）、爆破器型号为MFB200。（7）、炮眼深度和间距允许误差100mm。第四节 装、运岩方式一、装岩方式副斜井井筒改扩施工中，用P-60B型扒斗式扒装机装岩 ，扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。扒装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的罐道绳。扒装机距迎头最大距离为30m，最小距离为7m。二、运输方式施工中采用一吨标准矿车运输，井口电瓶车运输矸石，回填工业广场和矿区内的公路。第五节 管线及轨道敷设副斜井井筒施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆勾每隔1m-个，水管要接口严密，不得出现漏水现象，风管距迎头20m范围内使用2寸胶管，20m外使用二寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10米。迎头改扩轨道的敷设必须符合规定，轨道接头采用悬接，轨道接头处道板间距440-480，轨距为600 mm，误差不大于5mm，不小于2；轨道间隙不超过5mm；内错差不大于2mm；高低差不大于2mm；水平误差不大于5mm；轨枕间距为900mm，构件齐全紧固有效，轨道距迎头730m。该巷道使用的轨型为18kg/m。 设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格单位数量备注1绞车25KW部12水泵7.5KW台13喷浆机PZ-5B台2一台备用4扒装机P-60B台25风钻(附钻架)ZY-24部56风镐部67电钻8局扇GDK215台2先期使用7.529风动锚杆钻机MQT-90台110第七章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织工 种 班次带班领导验收员班长爆破工锚眼工运绞料车兼工维修工扒装机司机小 计备 注夜班1111311110验收员负责工程质量的管理和验收，带班领导负责安全、组织生产、交接班等。 班长协助做好以上工作外、进行人员分配并抓好安全生产。早班1111311110中班1111311110合 计3333933330 第二节 循环作业图表工 序交接班运 料打 眼装药 爆破临时 支护锚 网质量 验收铺溜槽及皮带时间时间30(90)30*330*310*340*310*3150三班作业123456789101112131415161718192021222324操作程序说明：1、本循环为一炮一排一循环，最大最小控顶距离分别为1.1、1.3米。 2、正规循环率为80%，20%为影响时间，影响时间可以钉道、补锚、搞文明生产等。3、打眼爆破同运料同时进行，锚索施工由小班正常进行施工。 4、班组执行全员现场交接班，交班时要对下一班把本班所有问题包括存在的安全隐患交代清楚，接班前听清上一班是否存在安全、质量问题，有问题立即整改，接班后先检查是否安全，在检查质量，有问题立即整改如一切正常迎头方可正常施工。5、接班检查后正规循环为：打眼、装药、爆破、敲帮问顶、出货、敲帮问顶、铺顶网摆钢带、临时支护、锚网、质量验收，然后进行下一循环。 6、锚网施工工序：锚顶、铺帮网、锚帮、打锚索。 7、每循环底部第四根锚杆滞后至三排进行施工。第三节 劳动组织方式一、副斜井井筒劳动组织采用“三八”制作业即：二班改扩，一班喷浆，要坚持正规循环作业。二、材料供应： 由矿山负责供应三、临时轨道铺设及安全设施的安装、维护由零活组负责施工。四、副斜井井筒人员配置：1、改扩生产组直接工每班在册12人，当天出勤不低于10人；喷浆组每班在册10人，当天应出勤8人。2、零活、维修人员在册4人，当天应出勤3人。3、质量验收员4名，每班有一名工区管理人员跟班在现场。4、班组长：是本班安全生产的第一责任者，负责本班安全生产各项任务的完成，搞好本班组的安全生产工作。5、质量验收员：负责当班的质量验收工作，并按质量验收制度进行扣罚，确保工程质量达到优良品。搞好当班的精细化管理。6、跟班副矿长：是本班安全负责人。负责搞好班组协调和安全生产工作任务的完成，指挥处理各种隐患，确保本班安全生产。抓好现场交接班工作。五、劳动组织管理1、值班人认真组织开好班前会，必须及时传达上级有关的安全生产文件精神，根据井下生产实际情况布置当天的工作量及安全注意事项，做好人员安排及安全事项备忘录。2、工区跟班管理人员总结前一天生产过程中存在的安全质量问题，安排防范措施及当班各岗位安全、质量注意事项。3、班组长根据当班出勤人员，分配任务具体到人。4、接班后由跟班副矿长组织当班验收员、班组长，由外向里全面检查施工地点安全状况，对存在的安全隐患组织人员进行整改，确保安全后，由安监员挂上开工牌后，方可进行生产。5、当班任务完成后，由跟班管理人员、班组长、安监员、验收员对当班的工程质量进行联合验收，对不合格的项目组织人员及时进行整改。6、当班工作结束后，由班组长组织当班所有出勤人员召开班后会，总结当班的安全生产状况，存在的不足，同时制订纠正措施。7、与下一个班进行集体交接班,交清现场安全、质量情况及存在的安全隐患。 第三节 主要技术经济指标技术经济指标编号项 目单位指标备 注4.03.2m1每循环在册人数人58本头在册58人2每循环出勤人数人48日出勤48人3出勤率%834循环进度米4.85效率米/工0.16月循环次数个177月进度米81.68循环率%579炸药消耗公斤/米13.610雷管消耗个/米41.911坑木消耗立方/米0.2612水泥消耗吨/米0.8913石粉消耗立方/米1.3514砂子消耗立方/米2.2515速凝剂消耗公斤/米1.816锚杆消耗根/米2418L2200mm17料石消耗立方/米0.1518钢筋网片/米10限挂网段 第八章 生产系统第一节 通风系统矿井前期、后期通风系统与通风方式矿井采用中央并