南五708改断面施工打钻硐室安全技术措施

篇2：二采区轨道下山与回风大巷风桥施工安全技术措施

根据设计要求需在二采区轨道下山与回风大巷交叉处施工风桥,使回风大巷从二采区轨道下山上部通过,为确保整个施工过程安全有序的进行,特编制以下安全技术措施:

一、工程量

1、二采区轨道下山与回风大巷风桥处采用U29型钢骨架+金属网+混凝土拱碹支护,整体浇筑300mm,混凝土强度等级为C20,U29型钢骨架棚共架设9架。

2、①-②,③-④段锚杆与钢骨架间隔:400mm布置,钢骨架棚腿下部砌墙基,墙基必须砌在回风大巷实底上,墙基厚700mm,高度:腰线下至墙基上平面2.2m,墙基上砌三七砖墙,墙高3m;

3、U29型钢骨架拱顶上部放置两根6m长钢轨(24Kg/m),下挂单轨吊专用链(Φ18×64),间距2.25m;

4、二采区轨道下山①-②,③-④段为半圆拱型断面,掘进宽度5.28m,掘进高度4.29m(拱高2.64m,墙高1.95m);

5、回风大巷挑顶为半圆拱型断面,掘进宽度4.2m,掘进高度3.1m(拱高2.1m,墙高1m)。

二、施工顺序

1、风桥施工流程

回风大巷起底(挖至实底)→砌墙基及三七砖墙→架设24Kg道轨及大板→回风大巷挑顶支护→拆除道轨及大板→架U型棚→浇筑U型棚

2、在回风大巷实底(将铝质泥岩清掉)上进行砌墙基,墙基上砌三七砖墙,高度3m,砖墙上铺设24kg道轨、大板,根据地测科给定的中腰线沿回风大巷挑拱形顶并进行支护;

3、进行架U型棚支护,U型棚架设好后,将U型棚进行浇筑。

4、放炮挑顶施工流程

挑顶从二采区回风下山方向向回风大巷方向(回风大巷上风侧向下风侧)进行施工

交接班→安全及质量检查→标定中心线等钻眼准备→打眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→放炮→吹散炮烟→洒水降尘→检查瓦斯及爆破效果→安全检查→敲帮问顶→联网(顶部铺双网)→临时支护→安装顶锚杆→清矸→安装帮锚杆→清理巷道→下一个循环

5、U型棚浇筑施工流程

棚腿铺设钢模板(分层进行)→浇筑混凝土→使用振动棒进行振动→棚腿浇筑完后进行棚梁浇筑→棚梁上下铺设金属网→绑扎废旧锚杆→铺设钢模板→浇筑混凝土

三、支护方式

1、①-②,③-④段支护,①-②段在轨道暗斜井下部车场与回风大巷贯通前施工,③-④段在回风大巷挑顶时施工;

1)顶板支护材料规格、型号及布置方式

顶锚杆材质与规格:φ22mm×2200mm左旋无纵筋树脂锚杆。

锚杆托板:150×150×12mm钢板钟形托板。

锚杆下挂钢带:H型,长6.5m。

锚杆锚固方式:树脂锚固,采用一支Z2360型和一只K2335型树脂药卷锚固,锚固长度950mm。

锚杆布置方式:

顶锚杆采用等间距布置,每排11根,间排距800mm,顶锚杆锚固力为80kN,拧紧力矩为200N·m。

锚索布置方式

锚索规格:Ф17.8mm,1×7股高强度低松弛预应力钢绞线,长度6000mm。

锚索锚固方式:钻孔直径30mm,采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固。

锚索托盘:采用300mm×300mm×16mm高强度托盘及配套锁具。

锚索布置方式:每排3根,间距2000mm,排距1600mm,锚固力为180kN,预紧力为150kN。(2)两帮支护材料规格、型号及布置方式

帮锚杆材质与规格:φ18mm×1800mm麻花式树脂锚杆。

锚杆下挂钢带:H型,长1550mm。

锚杆托板:规格为150×150×12mm钢板钟形托板。

锚杆锚固方式:采用一支Z2360型型树脂药卷锚固,锚固长度600mm。

锚杆布置方式:

帮锚杆采用等间距布置,每排每帮布置2根,间排距800mm;帮锚杆锚固力为80kN,拧紧力矩为150N·m。

2、回风大巷挑顶施工临时支护:使用3根木点柱作为临时支护,规格:Ф180mm×L3m。

3、回风大巷采用锚网喷支护方式

(1)顶板支护材料规格、型号及布置方式

顶锚杆材质与规格:φ22mm×2200mm左旋无纵筋树脂锚杆。

锚杆托板:150×150×12mm钢板钟形托板。

锚杆下挂钢带:H型,长6.5m。

锚杆锚固方式:树脂锚固,采用一支Z2360型和一只K2335型树脂药卷锚固,锚固长度950mm。

锚杆布置方式:

顶锚杆采用等间距布置,每排7根,间排距800mm,顶锚杆锚固力为80kN,拧紧力矩为200N·m。

锚索布置方式

锚索规格:Ф17.8mm,1×7股高强度低松弛预应力钢绞线,长度6000mm。

锚索锚固方式:钻孔直径30mm,采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固。

锚索托盘:采用300mm×300mm×16mm高强度托盘及配套锁具。

锚索布置方式:在巷道正中布置,每排1根,排距1600mm,锚固力为180kN,预紧力为150kN。顶板破碎时,打设的锚索必须用双股10号铁丝成十字形捆绑锚索吊挂在金属网上,把锁具及托盘捆绑在铅丝范围内,防止锚索崩断伤人。

(2)两帮支护材料规格、型号及布置方式

帮锚杆材质与规格:φ18mm×1800mm麻花式树脂锚杆。

锚杆下挂钢带:H型,长1550mm。

锚杆托板:规格为150×150×12mm钢板钟形托板。

锚杆锚固方式:采用一支Z2360型型树脂药卷锚固。锚固长度600mm。

锚杆布置方式:

帮锚杆采用等间距布置,每排每帮布置2根,间距700mm,排距800mm;帮锚杆锚固力为80kN,拧紧力矩为150N·m。

(3)锚杆(索)安装步骤

1〉顶锚杆(索)安装:

①使用锚杆钻机打设顶眼,钻机必须支设牢固。先用0.6m短钻杆,后换1.2m钻杆,再接1.2m钻杆,采用φ27mm三翼钻头,钻孔时,锚杆机升起使钻头固定在设计位置,然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求锚杆为2150-2180mm,并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机,同时清孔,清除煤粉和泥浆。

②利用锚杆杆体将树脂药卷(一支K2335,一支Z2360)轻推送到顶眼孔底。锚杆杆体套上托板及带上螺母,杆尾通过搅拌器与钻机机头连接,升起钻机,用钻机搅拌树脂药卷,搅拌过程连续进行。搅拌时间控制在30-50秒,中途不得间断,使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。

③停止搅拌后等待一分钟左右,利用钻机拧紧螺母,使锚杆具有一定的预紧力。

2〉帮锚杆安装。两人一组,先联网,然后操作钻机按设计角度及位置打设帮眼,采用φ29mm两翼钻头,眼深1750-1780mm。帮锚杆使用一支Z2360药卷锚固,用钻机搅拌药卷并预紧。

3〉锚索施工

1、两人利用液压钻机配B19中空六方接长钻杆和φ30mm三翼钻头按设计位置钻眼,孔深控制在5750-5780mm内。

2、利用锚索将树脂药卷(一支K2335型、两支Z2360型)轻推送入孔底。

3、锚索下端用搅拌器与锚杆机相连,开机搅拌。先慢后快,待锚索全部插入孔后,采用全速搅拌30-50S,停止搅拌,下缩锚杆机,卸下搅拌器。

4、张拉锚索:上托板、锚具,用张拉千斤顶张拉锚索,预紧力不小于150kN。

5、锚索外露长度150-250mm。

4〉撤出窝头人员及机具进行下一循环。

4、轨道下山采用U29型钢骨架+金属网+混凝土拱碹支护

(1)U29型钢棚施工流程

安全确认→敲帮问顶→架设柱腿→安设拉杆→架设顶梁→安设卡缆,并拧紧螺栓→背帮→安全检查

(2)U型棚支护方式

采用U29型钢棚支护,梁长5227mm,腿长3917mm,棚距800mm,U型棚由3部分组成,连接处采用下限位卡缆连接,每个连接点由两个卡缆连接,卡缆间距为200mm,螺栓扭矩不小于150N·m,搭接长度450mm,棚与棚之间用圆钢拉杆固定连接,拉杆为直径Ф18mm圆钢,材质为Q235。

(4)U型棚施工工艺及要求

?①将U型棚棚腿架设在砌好的墙基上,进行固定。

?②利用脚手架操作平台,四人将顶梁抬起,由人工进行对接(操作人员必须系好安全带),并用U型钢下限位卡缆连接,搭接长度450mm,并将拉杆插好。

③U型钢接口之间必须严密接合,并用下限位卡缆连接。

④架棚严禁前倾后仰。

⑤柱腿与砖墙之间使用刹杆和木楔背紧背牢,确保支护质量。

⑥为防止U型棚倾倒,棚与棚之间必须用拉杆进行固定。

(5)U型棚支护要求

①巷道中心线至任一帮2396mm,误差-0~+100mm;巷道高4376mm,误差-30~+100mm;腰上、腰下,误差-30~+100mm;

②刹杆:10根;垫板的位置:U型棚与刹杆交接处,数量:每处2个。

③背板排列位置和数量:100%以上背紧背牢。

④柱窝深度或底梁铺设质量:柱窝挖到实底,其深度不得小于250mm。

⑤搭接长度误差-30mm。

⑥支架间距误差-50~+50mm。?

⑦支架扭距误差≤50。

⑧卡缆间距误差-20~+20mm。

⑨卡缆螺母扭矩误差≤5%。

四、安全措施

(一)挑顶时爆破安全技术措施

1、施工前,在二采区轨道下山下部距挑顶施工处25米设一栅栏,以防止放炮时滚落的矸石伤人。

2、作业前,使用废旧皮带或木板掩护好施工地点的电缆、风水管路、风筒等,防止放炮时崩坏,使用24Kg道轨放置在砖墙上,上方铺设大板,下方使用点柱支撑,防止挑顶落渣将大板压断。

3、当班跟班队长必须对作业地点的顶板及两帮支护情况进行检查,发现异常情况,立即责令停止作业进行处理,待处理完毕安全后方可进行作业。

4、所有爆破人员,包括爆破、送药、装药等人员,必须熟悉爆炸材料性能和《煤矿安全规程》的有关规定。

5、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,爆破作业必须严格执行“一炮三检”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)和“三人连锁放炮制度”(班组长携带放炮命令牌,瓦斯检查员携带放炮牌、爆破员携带警戒牌。放炮前,爆破员将警戒牌交给班组长,由班组长检查工作面顶板与支护等情况,确认安全后,指派专人警戒,下达放炮命令,并将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员,瓦斯检查员经检查工作面通风、瓦斯、煤尘等情况,确认安全后,将自己携带的放炮牌交给放炮员,放炮员发出放炮口哨进行放炮,放炮后三牌各归其主)。

6、爆破作业必须使用煤矿许用三级乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。

7、放炮前,检查施工位置前后10m范围内的顶帮情况,确认安全情况下,方可放炮施工。

8、爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的爆炸材料箱内。并严格执行“三把锁制度”,钥匙分别由放炮员、安全员、瓦检员随身携带。在回风大巷处挑顶,炸药箱和雷管箱放在轨道暗斜井下部车场距挑顶位置75米处,且炸药箱和雷管箱分开5米放置在顶板完好,避开机械、电气设备、不潮湿的地点。

9、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线,硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线。应将成束的电雷管束好,拉住前端脚线将电雷管抽出,抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。

10、装配起爆药卷时,必须在顶板完好、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要的数量为限。电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。

11、装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,装药后必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备等导电体相接触。

12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:

①炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破、严禁放糊炮、严禁非发爆器起爆。

②封泥长度不得小于0.5m。

13、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过1%不准爆破;检查并加固爆破地点附近支护情况;

14、爆破地点附近20米风流中甲烷浓度达到1%及20米内未清除的煤矸或其他物体堵塞

巷道断面1/3以上,严禁装药爆破。

15、风量不足,炮眼内发现异状:温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时严禁装药、爆破。

16、每次爆破前,必须在轨道暗斜井下部车场距挑顶处75m、回风大巷与二采区回风下山交叉处上下50m处、回风大巷与回风大巷联络巷交叉处、二采区轨道下山与胶带大巷交叉处设置警戒。

17、在回风大巷爆破时,起爆位置设在回风大巷与二采区回风下山交叉处向上50m处。

18、爆破母线和连接线应符合《煤矿安全规程》规定。即爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管路等导电体相接触。爆破母线应随用随挂。爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。

19、发爆器的把手必须由爆破工随身携带,严禁转交他人,不到爆破通电时,不得将把手插入发爆器内,爆破后,立即将把手拔出,摘掉母线并扭结成短路。

20、爆破前,跟班队长必须清点人数,确认无误后,方可下达起爆命令,爆破工接到起爆命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒钟,方可起爆。

21、通电以后拒爆时,爆破工必须先取下把手或钥匙,将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,再等15min,才可沿线路检查,找出拒爆的原因。

22、处理拒爆、残爆时,必须在跟班队长指导下进行,并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕,当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆、残爆按下列规定执行:

①由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。

②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。

③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。

④处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。

⑤在拒爆处理完毕前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

23、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查工及班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。确认安全后其他作业人员方可进入工作面。

24、进入施工地点前必须认真检查进行敲帮问顶,处理完顶板及两帮的危岩悬矸后,方可进行下一程序作业,并严格执行以下规定:

①找顶工作应由2名有经验的人员担任,一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面、并保证退路通畅。

②找顶应从有完好支护的地点开始,由外向里先顶部后两帮,依次进行,找顶范围内,严禁其他人员进入。

③找顶人员应该戴手套,用长柄工具找顶时,应防止矸石顺杆而下伤人。

25、严格执行爆炸材料领退制度,领退要有记录、签字,做到按实际需要量领取爆炸材料,剩余部分必须交回爆炸材料库。

(二)喷浆安全技术措施

1、待挑顶施工完成,永久支护后再进行混凝土喷射,喷厚100mm,混凝土标号C20。

2、喷射混凝土时,喷嘴出口处风压应控制在0.2~0.4MP,水压比风压大0.1MP左右,水灰比0.4~0.5,喷头距受喷面0.8~1.2m为宜,且喷头最好与喷面垂直。一次喷射厚度墙50mm;拱30~60mm为宜。水泥、砂、石子混和物采用人工搅拌,至少应3次,水、水泥、砂、石子混和比为0.51:1:1.81:3.68,水泥使用42.5R水泥,严格控制拌石料的静放时间,尽量作到随拌随用。

喷射操作:喷射前应检查巷道断面是否符合要求,找净岩石上活矸,清除巷道两帮基底的存矸,使达到设计规定深度,作业开始时先开风后供水,最后给料,作业结束时先停止给料,待罐内喷料用完后停水、停风。喷射开始前先用高压水清洗岩面,以保证砼与岩面牢固粘结。

喷射顺序:初喷时,先顶后帮,自上而下进行;复喷时,先帮后顶,自下而上进行,喷射前应埋设控制喷厚标志,为保证巷道成型,做到挂线喷浆,喷头要求垂直受喷面,喷头运行呈螺旋轨迹移动,直径200㎜为宜。

要保证混料搅拌均匀,随时观察围岩,喷层表面回弹,粉尘等情况,及时调整水灰比,掌握好工作风压,喷射距离和角度。

3、喷射混凝土前,必须用废旧皮带或风筒将巷道内电缆、风筒、电气设备等遮挡好,防止喷浆破坏、污损电缆或风筒等设施。

4、喷射混凝土前必须进行认真的敲帮问顶,由专人用长柄工具清理干净危岩悬矸。

5、喷射混凝土前必须认真用水冲洗巷道喷体,把粘在喷体上的粉尘等彻底冲洗干净,严禁不冲洗或冲洗不干净就直接在其上喷射混凝土。喷后2-4h必须洒水养护。

(三)架棚安全技术措施

1、架棚前,先检查作业地点附近的支护,并进行加固维护,防止倒棚伤人。

2、在完好的永久支护下,严格执行敲帮问顶制度,清除掉活煤活矸。

3、在两帮竖好铁梯,然后搭设脚手架(高1.7m×宽0.9m),每根柱腿分别由两人扶好,四人将顶梁抬起放至脚手架上,然后由站在脚手架上四人抬起顶梁,(脚手架上人员必须系好安全带或安全绳),找准顶梁位置后,将顶梁放入柱腿接口处进行固定,并将拉杆插好。

4、柱腿与围岩之间必须用刹杆和木楔背紧背牢确保支护质量。

5、整理巷道,搞好文明生产,将工具放到安全地点,进行下一循环。

(四)风桥浇筑安全技术措施

1、浇筑U型棚下部时所需模板为钢模板(长×宽=1.5m×0.3m),采用铁丝配合撑杆固定模板;浇筑U型棚顶部时所需模板为钢模板(长×宽=1.5m×0.15m),采用铁丝配合撑杆固定模板。

2、采用C20混凝土浇筑(混凝土配合比:水:水泥:砂:石子:=0.51:1:1.81:3.68)。

3、将U型棚上下各铺一层金属网,金属网上部绑扎废旧锚杆(与棚梁垂直布置,间距200mm),支好模板并固定。

4、水、水泥、砂、石子混和物按配合比进行配比,采用人工搅拌,保证混凝土浇筑质量。

5、稳定模板前,必须认真检查模板到棚面的距离是否符合设计要求,是否紧贴棚面。

6、浇筑前必须检查模板是否立稳,支撑是否牢固,模板拼接是否严密,是否符合要求。

7、浇筑时必须两帮同时进行,最后在拱顶进行合口,严禁浇筑完一帮再浇筑另一帮,浇筑过程中,必须经常检查模板、拉杆及横撑是否发生变形。发现异常状况,必须立即停止施工,及时找出原因进行处理。

8、混凝土搅拌后必须立即浇筑,超过两小时严禁使用。

9、浇筑过程中必须使用振动棒进行振动。

13、混凝土浇筑完毕后,必须进行养护工作,即每班必须进行洒水。

14、要求混凝土凝固时间不小于48小时,方可拆模架,以保证支护质量。混凝土浇筑完毕后,当硬化到因洒水而不受损坏时,就应采取养护措施,使混凝土表面经常保持湿润状态。

六、避灾路线

现场人员必须会熟练使用自救器。若施工地点发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸顶板等灾害时,施工人员应按以下路线撤离:

施工地点→轨道暗斜井下部车场→轨道大巷→轨道暗斜井→8#煤轨道大巷→行人通路→行人斜井→地面

附:避灾路线图?警戒位置图风桥施工图

篇3：凹子冲煤矿躲避硐室施工安全技术措施

根据国家《煤矿安全规程》规定,保证职工人身安全,满足在主平硐运输材料时人员躲井附近的硐室,行人不不行车、行车不行人,经矿研究决定在主平硐右侧施工十六个躲避硐室。保证施工安全,特制定此安全技术措施。

1、施工工程量:1.8m。

2、施工方式:平行作业,隔一个硐室施工一个硐室,多个硐同时施工,平硐躲避距离50米1个,斜巷40米一个。

3、施工要求:岩石系地层段每个硐室布置5根锚杆两张钢网,喷射砼的厚度不得低于100mm。整个硐室成型后,必须保证断面符合设计要求,表面平整光滑,支护形式见附图。

4、硐室断面及支护形式:上段采用锚网喷浆支护;下段在煤系地层段采用格栅拱+锚网喷浆支护。硐室净宽×净高×深=1.5m×1.8m×0.8m。

5、施工顺序:一个硐室由单组进行独立作业,由外向里进行施工。

6、掘进方式;净岩层部分采用密打眼、打浅眼、少装药、放小炮,全断面多次起爆+挖锄配合风镐人工落岩掘进;煤系段采用挖锄配合风镐人工落岩掘进,若煤系段岩层较硬可采用放小炮方式掘进。

7、硐室施工主要技术参数:硐室断面为半圆拱型,净宽1.5m、净高1.8m、深度0.8m、半圆拱半径0.75m。

8、施工地点必须安设一台直通矿调度室的电话、安设一台为平硐运输作准备的电铃。

9、出渣时必须在临时支护的掩护下进行,装渣时牵引斗车的钢绳必须固定紧,用木楔卡实斗车前、后轮,以防跑车伤人。

10、行车时,施工人员必须进入巷道前方的躲避硐室内。

11、施工前必须停止对井下的一切电气设备供电,施工地段电缆、风、水管放下,置于巷道右帮人行道上;施工地点前后10米使用旧皮带全部盖双层防止放炮崩坏管、线、皮带,全矿井必须停止对井下的一切工作。

12、施工前必须将所需物料准备齐全,在指定的地点码放整齐,风、水管路接至施工地点,并保证风压、水压达到要求。

13、开口掘进前,必须先将开口点附近前后5m的巷道进行加固;必须先在确定好的半圆拱位置上打设6棵锁口锚杆进行超前支护,间距为780mm、锚杆间夹角为150。

14、爆破时,必须将所有施工人员全部撤离地面20m以外的安全地点,并指派专人设置警戒。

15、施工过程中必须严格执行“敲帮问顶”制度。找掉时必须用长柄工具进行找掉,找掉人员必须站在安全地点由外往里、先顶后帮的顺序进行找掉工作,找掉下方严禁有人。

16、待找掉工作结束,安全隐患排除后,必须及时架设格栅拱并挂上金属网,严格长时间空顶。

17、支护操作必须由熟练的工人进行操作,并应熟知硐室的规格和质量要求。

18、由于主平硐坡度10,因此在施工过程中,在施工地点向前5m处设置一道挡栏,以防车向前方滑伤人(见附图)。

19、支护好后由质量验收员验收合格后方可打设锁角锚杆,然后再进行喷射砼。

20、喷射混凝土的工艺参数:

(1)正常工作风压为0.15--0.18Mpa

(2)水压比风压大0.1Mpa左右,以利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通过喷头的拌和料。

(3)水灰比为0.45,喷层表面平整、潮润光泽、粘塑性好、密实。当水量不足时,喷层表面出现干斑、回弹率增大、粉尘飞扬;若水量过大,则混凝土滑移、流淌。

(4)喷头距受喷面的距离为以0.8--1.2m为适宜;喷头与受喷面垂直时回弹率最低。

(5)若一次喷射厚度过大,由于重力作用会使混凝土颗粒间凝着力减弱,混凝土将发生坠落;若喷射厚度太小,石子无法嵌入灰浆层,将会使回弹增大。经验表明,依次喷射厚度;墙50--100mm,拱30--60mm为宜。

(6)当一次喷射厚度达不到设计厚度,需进行分层喷射时,后一层的喷射应在前一层混凝土终凝后进行。当在常温15--200C下喷射掺有速凝剂的混凝土时,分层喷射间歇时间为15--20min。

(7)由于砂、石含有一定水分,与水泥混和后,存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时,存放时间不应超过h;掺速凝剂时,存放时间不应超过20min,最好随拌随用。

21、喷射操作:

喷射混凝土之前,应检查硐室断面尺寸是否符合要求,找掉岩面上的活矸,清除硐室两帮基底的存矸,使达到设计规定的深度。认真检查机械设备、管线和其他设施,发现问题及时解决。

(1)喷射机的操作要严格按操作规程进行。作业开始时,先开风后给水,最后送电给料;作业结束时,先停止给料,待罐内喷料用完后,再停电,最后关水停风。

(2)喷射开始前,先用高压风、水清洗岩面,以保证喷射混凝土与岩面牢固粘结。喷射顺序是先墙后拱,自下而上进行。喷射前应埋设控制喷厚的标志。

(3)要保证混和料搅拌均匀,随时观察围岩、喷层表面、回弹、粉尘等情况,及时调整与控制水灰比,掌握好工作风压、喷射(喷头与受喷面之间)和角度,认真作好每个环节,尽可能降低回弹率。

(4)在喷头处设双水环,在上料口安装吸尘装置,适当增加骨料含水量以及加强通风等措施,使作业区的粉尘浓度不大于10mg∕m3。

(5)如遇围岩渗漏水,造成混泥土因岩面有水喷不上去,或刚喷上的混凝土被水冲刷而成片脱落时,可找出水源点,埋设导水管,使水沿导水管集中流出,疏干岩面,以便喷射;也可采用注浆堵水。

22、喷浆操作规程:

1)喷射前的准备工作:

(1)喷射前,必须检查硐室宽度、高度是否符合实际要求,首先将帮顶松动煤矸找掉,然后将硐室中的矸石清扫干净,两帮要清出基脚。

(2)喷射前,必须采用高压水冲洗岩帮,将受喷面的帮顶尘土冲洗干净。并挂上网片。

(3)预埋设控制喷厚及测定粘结强度标桩。安设好照明及防尘设施。如采用远距离输料时,应配备联络信号装置。

(4)A、开机前,对喷浆机具(喷浆机、搅拌机)各部件要进行全面检查。检查风压表、排气阀、按钮开关是否灵活。排气管是否畅通。

B、检查各连接螺丝及管线是否牢固可靠,减速箱油位是否正常。

C、检查主机料斗、下料口和旋转体,并清除机体内的水泥结块。

D、检查两边余气孔内的清扫橡胶板是否完好。

E、检查出料弯头,发现有粘料应予清除,如有堵塞,应予疏通。

F、检查输料管有无堵塞和破坏,输料管堵塞应予疏通,发现破坏及时更换。

G、将旋转衬板表面的灰砂清除干净,再将橡胶结合板放在正确位置,并用压紧螺丝及压块将结合板压于衬板上,以不漏风为原则,不宜压得过紧。

H、放掉油水分离器中的油和水。

J、接上风、水、电源。检查电源接线是否正确,电机轴承运行中,有无异常响声等,确认无误后,方可喷射。

(5)准备足够本班使用的喷浆材料。包括水泥、砂及速凝剂等。

23、喷射操作顺序:

1)拌料操作

(1)在拌料前,将搅拌机通电进行空运转,方可上料。

(2)砂、水泥、必须经过筛选,物料中不得夹杂粒度大于20mm的石子和其他块料。物料必须冲洗,含泥量不大于3%。

(3)严格按重量或体积比进行配料。水泥∶砂=1∶2.5,初喷时可适当减少砂的掺量。

(4)上料必须均匀及时,避免喷料形成时有时无的现象。

2)喷射操作

(1)喷射机的开动,必须是“先送风,后送水,最后送电给料”的操作顺序。

(2)喷射前,必须先通知喷射手把住喷头,大开风阀,使压力表升至预定的风压,并用压风清洗输料管,再启动电机,检查旋转体是否符合预定转向,及橡胶结合板压紧程度,以不漏风和无发热现象为宜。

(3)喷射操作必须是三人相互配合,一人掌握喷枪,一人协同移动输料管,另一人开喷浆机及加速凝剂。

(4)喷射作业时,喷枪手要掌握喷枪方向及水环阀门,控制水量大小,掌握水灰比在0.45--0.5之间,

(5)操作喷枪时,必须使喷枪呈螺旋状缓慢移动,以一圈压半圈,沿横向方向移动,先强后拱,自下而上,先凹后凸,分版层喷射,反复运动。

(6)料从喷嘴射出的方向,应尽量与帮顶垂直,在喷墙时,喷嘴稍向下倾斜10--150的俯角。喷嘴到喷射面的距离应在0.8--1.0m为宜。

(7)一次喷射厚度,墙50--100mm,拱30--50mm,如一次喷射厚度达不到设计要求时,应分次喷射,其间隔时间,应控制在终凝以后再进行第二次喷射,达到规定的厚度和硐室成型为止。

3)停机操作

(1)喷射机停机时,必须先停止给料,待罐内的存料用完后,再停电,最后关水停风。

(2)喷射结束后,用压风清洗喷射机、输料管及喷枪,最后关水停风,卸下枪头,清洗干净水环。

(3)拆下快速接头,松开螺丝,取下料斗口和搅拌器,再送风、送电,以清洗旋转体及料环中的粘料。然后停电、停风。

(4)打开清理风阀,吹净机身各部。

(5)卸下橡胶结合板,清理旋转衬板及橡胶结合面,观察磨损情况,然后将橡胶结合板安放在原处,但不必压紧,以保持橡胶板的弹性。

(6)停止作业后必须将喷浆机具及所有管路、喷枪等搬运到安全地点。

24、喷射注意事项

(1)要严格掌握喷射质量,喷射面要保持平整,厚度均匀,硐室成型规整。

(2)喷射操作中,要注意粉尘及回弹情况,要控制好水和喷射距离、角度,并通知司机调整风压。降低回弹率的直观经验是:“潮拌料、细粒度、低风压、近距离、直喷射”。

(3)回弹物要当班复用,可按一定比例掺入新料中,重新喷射,尽量做到物尽其用。

(4)要固定好喷浆机,并在卸料矿车下打挡,以防跑车。

(5)在处理堵管事故时,必须停机、停电、停风进行处理。禁止用压风吹,以防爆管伤人。如遇输料管堵塞,必须用锤敲管道,以疏松管内积料;如果是喷料弯头或喷枪出口堵塞,则可卸下弯管或喷枪,用铁条疏通,然后送风,排除积料。

(6)必须认真作好养护工作,在喷射后的一星期内,要执行养护任务,每隔4小时应喷水一次,以保持喷体的湿润。

25、本措施未提击之处严格按照《煤矿安全规程》及相关的作业规程执行。

篇4：主井尾绳更换硐室施工安全技术措施

技术(安全)交底记录单位工程名称石拉乌素矿井主井井筒尾绳更换硐室分部工程名称尾绳更换硐室0~8m分部工程分项工程名称掘进、锚杆支护、钢筋网喷射混凝土、钢筋、模板、混凝土支护、混凝土地坪交底内容石拉乌素矿井主井尾绳更换硐室施工安全技术措施说明:一、工程概况石拉乌素矿井主井井筒设计净Φ9.4m,掘进总深度为747.273m,采用全深冻结法施工,冻结深度为760m,采用双层钢筋砼井壁支护。与主井井筒相关硐室工程有箕斗装载硐室、主井井筒与仓顶硐室通道连接处、主井井底清理撒煤硐室及主井尾绳更换硐室等工程。现主井井底清理撒煤硐室开口段3.5m已按设计要求初始支护完毕,将提盘施工主井箕斗装载硐室与尾绳更换硐室,为确保尾绳更换硐室施工安全与施工质量,特编制此施工安全技术措施。二、水文情况因为本次尾绳更换硐室施工开口掘进3.5m(含井筒内外壁1.4m+0.4m,实际掘进1.7m),还在冻结壁范围内,故本段施工暂不考虑硐室出水情况。硐室剩余4.5m掘进施工,另行编制防治水专项措施。三、技术特征主井井筒尾绳更换硐室净顶板标高设计为+656.527m,净底板标高设计为+651.027m,硐室开口方位线为正南方向,设计为直墙半圆拱型断面,采用锚网喷与双层钢筋混凝土复合支护。硐室净高5500mm,净宽5000mm,净墙高3000mm,支护总厚度1100mm,其中喷射砼厚100mm,双层钢筋砼厚度1000mm,砌碹、铺底砼强度等级为CF70,喷射砼强度等级为C20。硐室墙部竖筋、拱部环筋、底拱环筋采用HRB400级Φ32mm螺纹钢,间距250mm;水平横筋采用HRB400级Φ25mm螺纹钢,间距250mm;联系筋采用Φ16mm光圆钢筋,间距500mm。主井井筒尾绳更换硐室砌碹支护段长度为8m(从井筒净径算起)。巷道断面特征表断面面积(m2)设计掘进尺寸(m)支护(mm)锚杆(mm)硐室名称净掘进基础宽高形式厚度直径长度间排距锚固力铁托板规格尾绳更换硐室24.847.31.607.27.933锚网锁喷+钢筋砼100+≥50kn150×150×10四、施工方案主井井筒尾绳更换硐室利用井筒施工用吊盘上层盘作为工作盘,采用光面爆破法自上而下台阶法掘进并按设计要求进行锚网喷作为初次支护,尾绳更换硐室整体掘进完并按设计要求进行锚网喷初次支护全部结束后,在井底工作面稳立内壁模板并操平找正,绑扎钢筋进行永久砌壁,在井筒内壁施工至尾绳更换硐室底板时先将尾绳更换硐室铺底钢筋砼施工完,在硐室铺底工作面上放大样按照设计要求整体穏立内壁模板与硐室模板自下而上进行整体现浇钢筋砼永久支护直至通过尾绳更换硐室永久支护段继续进行内壁倒模施工的施工方案。五、施工方法主井井筒尾绳更换硐室施工时主要利用井筒施工用吊盘上层盘作为工作盘,采用光面爆破法自上而下分层掘进,每一分层高度以2.5m~3m为宜,采用光面爆破法掘进,尾绳更换硐室掘进爆破的矸石直接落入井筒内,每一分层采用光面爆破扩刷至设计尺寸后要及时对硐室顶部和两侧墙进行锚网喷支护,加强对尾绳更换硐室围岩的封闭和支护。锚杆采用φ20×2.5m的左旋螺纹钢筋树脂锚杆,间排距均为800mm;金属网采用φ6.5mm的圆钢焊接成网格100×100mm的钢筋网;喷射砼厚度为100mm,喷射砼强度等级为C20。尾绳更换硐室掘进时技术人员要在外壁上划出掘进轮廓线,严格控制周边眼眼间距及装药量,确保外壁完整性及稳固性不受破坏。待主井尾绳更换硐室全部掘进结束并按设计要求支护好后,在井底工作面穏立内壁倒模模板进行内壁施工,直至尾绳更换硐室铺底位置,首先将尾绳更换硐室铺底砼施工完,然后在硐室铺底工作面上放大样,根据硐室铺底工作面上放大样轮廓线绑扎硐室钢筋和稳立硐室组合模板,同时绑扎井筒内钢筋及穏立内壁倒模模板,最后自下而上进行整体现浇钢筋砼永久支护施工直至通过尾绳更换硐室永久支护段。尾绳更换硐室施工初始支护原则:尾绳更换硐室施工时若揭露的围岩条件较好,采用一掘一锚网一喷浆的施工方式;若围岩条件较差时,则根据实际情况采用导硐法施工,并实行一掘一锚网一喷浆的施工方式。1、尾绳更换硐室开口2.4m砌碹段⑴掘进主井尾绳更换硐室掘进顶板标高+657.627m(即井深-680.673m),掘进底板标高+649.694m(即井深-688.606m),硐室开口方向为正南方向,硐室设计为直墙半圆拱型断面,硐室掘进高度为7933mm(含反底拱1333mm),掘宽7200mm,设计采用锚网喷+钢筋混凝土联合支护方式。附:主井井筒尾绳更换硐室掘进断面图尾绳更换硐室施工采用正台阶爆破方式,爆破采用光面、减震、弱冲、浅孔爆破技术。工作面配备YT-28型风钻6部,采用Φ22×2200mm中空六棱钻杆、Φ42mm“一”字形合金钻头、煤矿许用乳化炸药、毫秒延期电雷管,连线方式为并联,采用井下380V动力电源起爆。①炮眼布置尾绳更换硐室全断面布置四圈炮眼,掏槽眼采用楔形掏槽方法,掏槽眼眼深2000mm,掏槽眼眼间距500mm,辅助眼眼间距600mm,周边眼眼距为400mm,辅助眼、周边眼深眼1.8m,周边眼距轮廓线100mm。装药量:掏槽眼1.2Kg/眼,辅助眼0.8Kg/眼、周边眼0.4Kg/眼。附:主井井筒尾绳更换硐室爆破图表开口放炮时,周边眼眼距为200mm,隔眼装药,采用打浅眼、少装药、分次放炮的施工方法,分层剥离硐室断面。爆破后,使用风镐刷帮成形,及时打上锚杆,挂网喷浆,进行封闭。②为保证取得较好的光爆效果,应注意以下几点:1.施工尾绳更换室前,跟班质检员必须按井口十字线和标高找出巷道中心线和底板标高,并画出轮廓线,然后按轮廓线布置炮眼。2.周边眼、辅助眼及掏槽眼的间排距、角度及深度应严格按设计规范执行。3.跟班质检员应根据围岩的具体情况,选择适当的参数(包括炮眼间排距、装药量及深度等)。尾绳更换硐室炮眼布置不包含反底拱部分,反底拱在掘进一段距离后,打眼放小炮一次性掘出,并用风镐修整至设计尺寸。注意:在准备施工尾绳更换硐室前1天,以书面形式通知冻结单位,根据我方提供的施工图纸,提前找准冻结管位置,提前1天关闭受影响的冻结管。根据冻结单位提供的冻结钻孔布置图,在尾绳更换硐室掘进(包含锚杆支护),如有打不进的情况,要及时观察钻孔内情况,严防打穿冻结管,造成盐水泄漏。每次放炮前通知冻结单位严密监测冻结管水位变化,严防盐水泄漏事故的发生。⑵出矸尾绳更换硐室内爆破崩落的矸石由小型挖掘机扒入井筒内,采用两台0.6m3中心回转抓岩机抓矸装入5m3吊桶内,由主、副提升绞车提至地面,翻矸平台采用人工挂钩式翻矸,矸石经溜槽卸至排矸汽车内,然后运至甲方指定的排矸场地。⑶锚杆、索网支护为了保证尾绳更换硐室的施工安全,在尾绳更换硐室拱部增加锚索支护。打锚杆眼前,井筒及巷道连接部分的掘进断面规格尺寸必须扩刷够设计要求,及时将顶、帮的险石和浮矸找掉,在确保施工安全的前提下,方可打眼。锚杆采用Φ20×2500mmm(HRB400)左旋螺纹钢树脂锚杆,托盘采用钢质托盘托盘,规格为150×150×10mm,锚杆间排距800×800mm;锚固剂采用K2335、Z2360型树脂锚固剂各一支,锚固力≥50KN;钢筋网采用Φ6.5mm盘圆焊接而成,网格间距100×100mm,网片规格2000×1000mm,上下左右搭接长度均为100mm;锚索采用Ф17.8×7000mm钢绞线,锚索间排距2400mm,与锚杆错开布置,锚固力≥100KN,每根锚索采用一支K2335、两支Z2360型树脂锚固剂锚固,锚索托盘采用300×300×15mm钢质托盘。附:主井井筒尾绳更换硐室锚杆支护示意图打锚杆眼时,锚杆眼间距误差不得超过±100mm,锚杆眼与岩面的夹角不小于75°,锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,锚杆直径、锚杆眼直径和药卷直径必须相匹配。钻杆上按要求深度作好标记,打好眼后,应将眼内的岩粉采用压风吹扫干净,打眼由外向里,先顶后帮的顺序进行。清扫干净锚杆眼后进行锚杆安装,把1根K2335、1根Z2360型树脂锚固剂送入眼底,然后将树脂锚杆插入眼内,并使其插入树脂锚固剂内,用带有配套专用套筒的锚杆机卡住锚杆螺帽,开动锚杆机使其带动锚杆杆体旋转将其旋入树脂锚固剂内,同时对树脂锚固剂进行搅拌,搅拌旋转时间35秒~60秒后,方可停止搅拌。卸下树脂锚杆螺帽,挂好金属网,金属网搭接要压茬,搭接长度不得小于100mm,待停止12分钟之后,将螺母拧好并上紧锚杆托盘。每根钢筋树脂锚杆的抗拔力不得小于设计值。钢筋树脂锚杆紧跟工作面,前排锚杆距离迎头距离不得超过0.5m。锚网支护后及时进行锚索支护,锚索施工采用MQT—85J—32型锚杆、锚索钻机钻孔,锚索排距2400mm,眼深7000mm,清扫干净锚索眼后进行锚索的安装,把一支K2335,两支Z2360树脂锚固剂送入眼内,然后用锚索将树脂锚固剂推入眼底,开动锚索机使其带动锚索旋转对树脂锚固剂进行搅拌,对树脂锚固剂进行搅拌时间为35秒~60秒,锚深达到设计深度,将锚索机撤去,将300×300×15mm钢质托盘(中间有18mm孔)及锁具套上,12分钟后,用MS15—120/63矿用锚索张拉机具将高强锁具施加要求的预紧力。注意:根据冻结单位提供的冻结钻孔布置图,在尾绳更换硐室掘进打眼、锚杆支护过程中,如有打不进的情况,要及时观察钻孔内情况,严防打穿冻结管,造成盐水泄漏。每次放炮前通知冻结单位严密监测冻结管水位变化,严防盐水泄漏事故的发生。⑷喷射混凝土喷浆料由搅拌站搅拌(干料),由装载机运至井筒北侧卸料台,人工导入4m³底卸式吊桶,经轨道推至主提井盖门,由主提升绞车提升下方到井底,在井底铺铁皮作为卸料平台,人工上料至喷浆机内。喷射混凝土前,首先检查锚杆和金属网的铺设质量。然后接好压风、供水管路,输料管和风水管要平直不得有急弯,接头要严禁漏风,检查喷浆机是否完好,送电空载试运转,紧固好磨檫板,不得出现漏风现象,同时用高压风、水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射砼厚度为100mm,喷射砼配合比为水泥:砂:石子=1:2:2,水泥采用新鲜的P.O42.5普通硅酸盐水泥;砂选用洁净中砂;石子选用粒径不大于5~10mm米石;喷砼强度等级为C20。由石拉乌素搅拌站按照我单位提供的配合比在地面进行集中搅拌(干料),用装载机运输至井筒北侧卸料台,人工装入4m³底卸式吊桶,通过主提升绞车下放至工作面,采用人工上料至喷浆机,速凝剂掺量为水泥用量的4%。喷射顺序为:先墙后拱,自下而上进行,喷枪头与受喷面保持垂直,喷浆头与受喷面的垂直距离为0.8m~1.2m,水灰比为0.4~0.45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。初喷紧跟工作面,初喷厚度不低于50mm,然后复喷至设计厚度。⑸钢筋绑扎浇筑砼前,利用硐室中心线和腰线对硐室钢筋进行绑扎,硐室双层钢筋竖向钢筋采用HRB400Φ32mm的螺纹钢,钢筋间距设计为250mm,钢筋搭接长度1120mm,水平横筋采用HRB400Φ25mm的螺纹钢,钢筋排距设计为250mm,内层钢筋保护层为40mm、外层钢筋保护层为60mm,联系筋采用HRB335Φ16mm的光圆钢筋,间排距为500mm,采用18#铁丝绑扎。绑扎时必须严格按设计要求绑扎,确保钢筋保护层厚度、钢筋间排距及两层钢筋间距与设计一致。硐室墙部钢筋及井筒内、外壁绑扎在井筒内壁倒模模板安装前进行,并保证硐室钢筋与井筒钢筋的有效连接。钢筋绑扎后方可立模板,找正,浇筑好墙部后,再立模绑扎拱部钢筋,钢筋下放至倒模施工第三层吊盘上,使用时传递入尾绳更换硐室内。为保证钢筋保护层厚度可以在胎板上面垫上木板或者在顶板打锚杆固定。钢筋绑扎时应架设施工平台,平台架设要牢固可靠,并打撑杆固定。⑹稳模、混凝土浇筑尾绳更换硐室模板采用钢、木组合模板。硐室碹胎采用[20b槽钢加工,加工半径2480mm,碹胎两端各焊接一块钢板,钢板厚度12mm,钢板上钻有4个钻孔,钻孔直径Φ16mm,共加工3架,每架碹胎由等长的两节组成,每节长度为3896m。硐室开口采用木质模板按照井筒弧度地面放样加工,模板厚度50mm,宽200mm,长度根据现场情况截取。硐室内模板采用1200×300×50mm钢制模板。为了保证脱模后美观,木质模板与钢模板厚度必须一致。硐室模板站柱与撑杆均选用150×150mm方木制作,站柱与撑杆长度根据现场施工需要截取。主井井筒内壁模板采用12套金属装配式模板循环倒用,每一套模板分28小块,每块弧长1061mm,段高1.2m。为方便拆模,每套模板中均有2块倒角模板。一道座底圈起生根作用,采用22#槽钢加工制作。尾绳更换硐室浇筑砼前,将倒模金属装配式模板位置找正,连续稳立2模,然后架设墙立柱及墙部胎板,稳立墙立柱前必须对硐室中、腰线进行校正,而后挂上硐室中、腰线及井筒中心线确定好墙立柱位置,在对应的墙部打上锚杆固定墙立柱,待全部墙立柱稳好后,利用水平管及钢尺进行校正误差,墙柱间的撑杆一定要固定牢固,并用铁丝拉紧。稳好墙立柱后,再用钉子固定墙部木胎板,再钉好木楔子撑好木撑杆,木撑杆上架设架板便于人员施工,胎板支好后,在墙上用小撑杆固定胎板并校正浇筑半径。胎板在使用前要刮平刷油,两头要堵死,防止跑浆。在墙部混凝土初凝后,稳立硐室拱部模板,同时稳立井筒倒模模板,浇筑混凝土,直至通过尾绳更换硐室永久支护段。混凝土由石拉乌素搅拌站供应,商砼车运至主井井口北侧卸料台,由4m³底卸式吊桶下料,经主提绞车下放到固定在主提上层盘上喇叭口处的分灰器内,经4根8′钢丝铠装耐磨胶管对称溜灰入模。混凝土各项参数必须符合设计强度要求,保证混凝土均匀、无离析、无分层现象,并做到出料干净、方便、能够满足施工的各项需要。每班应对混凝土塌落度、入模温度进行检查,入模温度不得小于15℃。混凝土浇筑应分层、对称、均匀入模,每层厚度不得超过300mm,采用插入式高频振捣器捣固混凝土,振动器不少于5台。振捣工应设专人分片负责,振动棒插入下层混凝土50~100mm,每次移动300~400mm,快插慢拔,以混凝土表面基本水平,出现灰浆、不冒气泡为宜。根据砼浇筑高度及时撤掉木撑杆。混凝土浇筑应连续进行,间隙时间不得超过初凝时间,超过1小时要先将表面残渣除掉,用风镐凿成毛面,用水冲洗干净,铺设一层骨料减半的混凝土,然后再用原配合比的混凝土进行浇筑。浇筑砼时,下灰要对称均匀,先浇筑井筒,浇筑一定高度后,再浇筑尾绳更换硐室两边墙部。浇筑完毕待砼凝固后,再稳立2模倒模模板后稳立拱部碹胎。稳立时,要挂上中线,并校正位置,随后用水平管找平,碹胎要用小撑杆固定防止跑模,碹胎间的撑杆要连接牢固。⑺拆模拆除倒模模板工作在吊盘四层盘上进行,尾绳更换硐室内模板在套砌内壁结束后进行拆除,利用吊盘上层盘作为工作平台,拆除时先拱部后墙部依次拆除,拆除的模板、碹胎及时升井,升井前由专职安全检查员负责检查捆绑情况。拆模人员,必须把保险带生根,拆下的模板等物件要拿稳抓牢,防止掉落伤人。2、尾绳更换硐室剩余5.6m段砌碹施工尾绳更换硐室剩余5.6m掘进、出矸、锚杆支护、锚索支护、喷射混凝土、铺地浇筑、钢筋绑扎、稳模等均按照尾绳更换硐室开口段2.4m方法施工。稳立模板要注意与先浇筑的2.4m要压茬,压茬长度不小于200mm,以确保后浇筑的与前施工的接茬严密。⑴混凝土浇筑尾绳更换硐室剩余部分5.6m混凝土施工采用2次浇筑的方法,第一次稳立3.6m,第二次稳立浇筑2m完成。混凝土由石拉乌素搅拌站供应,商砼车运至主井井口北侧卸料台,由4m³底卸式吊桶下料,在井筒底部铺铁皮,卸料至铁皮上,人工导入,混凝土输送泵(风压罐),混凝土出料管进入模板内部,先墙部后拱部。混凝土浇筑应分层、对称、均匀入模,每层厚度不得超过300mm,采用插入式高频振捣器捣固混凝土,振动器不少于5台。振捣工应设专人分片负责,振动棒插入下层混凝土50~100mm,每次移动300~400mm,快插慢拔,以混凝土表面基本水平,出现灰浆、不冒气泡为宜。根据砼浇筑高度及时撤掉木撑杆。混凝土浇筑应连续进行,间隙时间不得超过初凝时间,超过1小时要先将表面残渣除掉,用风镐凿成毛面,用水冲洗干净,铺设一层骨料减半的混凝土,然后再用原配合比的混凝土进行浇筑。⑵拆模尾绳更换硐室剩余部分5.6m混凝土施工采用分2次浇筑的方法,第一次稳立3.6m,第二次稳立浇筑2m。在混凝土凝固后,利用稳模搭设的施工平台,拆除模板。先拱部后墙部,拱部先拆除碹胎,拆除碹胎时要在碹胎倾倒方向的方向绑上麻绳,人工拉住,防止碹胎在拆除过程中突然倾倒伤人。碹胎拆除后,从拱部与墙部的接口处利用撬杠开始拆除拱部胎板。拆除拱部胎板时,模板下方严禁有人,防止胎板脱落伤人。拱部胎板拆除完成后,拆除施工平台,拆除墙站住,按照拆除拱部胎板的方法拆除墙部胎板。拆除下来的胎板、碹胎要及时清灰上油,以便下次使用。拆模后利用内壁施工第四层吊盘上的洒水管,养护硐室混凝土。六、劳动组织安排及施工工期预计1、劳动组织安排主井井筒尾绳更换硐室施工期间,井下直接工及地面辅助工均采用“三八制”作业。详见主井井筒尾绳更换硐室施工劳动力配备表。2、施工工期预计主井井筒尾绳更换硐室开口3.5m段永久支护施工工期预计为10天(含浇筑混凝土时间),尾绳更换硐室剩余5.6m段永久支护施工工期预计为20天。七、避灾路线若在井下遇到紧急危险情况,可以采用以下方式升井:作业人员立即乘坐吊桶,通过井上下信号升井。⑴迎头→吊桶→地面⑵吊盘→安全梯→地面八、其他其他内容详见《石拉乌素矿井主井尾绳更换硐室施工安全技术措施》。交底人:年月日接受人:年月日

篇5：矿井主井井筒揭22煤施工安全技术措施

一、工程概况石拉乌素矿井主井井筒设计净Φ9.4m,主井井口设计标高+1338.3m,井筒设计总深度为749.632m,采用全深冻结法施工,冻结深度为760m,采用双层钢筋砼井壁支护。主井井筒外壁掘砌至-627.1m后施工了12.9m的整体壁座,然后套砌内壁至-8m;套壁工作已于2013年11月14日完成,在完成工序转换后即将开始-640m以下水平的井筒外壁掘砌施工。根据地质资料显示-660.67m即为2-2煤层的顶板水平,为确保施工安全,根据《石拉乌素煤矿主井井筒过2-1、2-2、3-1、4-1煤揭煤施工设计》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》的有关规定,特编制石拉乌素矿井主井井筒揭2-2煤施工安全技术措施。本次揭煤范围为距2-2煤顶板法距2m至距2-2煤底板下法距2m位置为止,即主井井筒-658.67m~-673.54m。二、瓦斯地质概况1、地质概况根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》、《石拉乌素井田井筒检查钻孔柱状图》等资料显示2-2煤位于井筒垂深660.67m~671.54m,其中包含-661.47m~-661.77m、-666.97m~667.72m两层分别厚0.3m和0.75m的泥岩夹层,整体厚度为10.87m,2-2煤顶板为粗砂岩为主,底板为泥岩。因煤层位于冻结段内,因此在打钻探煤施工过程中不需要考虑水的问题。2、瓦斯地质根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》显示3个钻孔*采集10个瓦斯煤样的测试成果,各煤层甲烷(CH4)含量为0.00~0.03daf,二氧化碳(CO2)含量为0.02~0.07daf。自然瓦斯成分中甲烷(CH4)在0.04~4.42%,二氧化碳(CO2)1.53~7.88%,氮气(N2)89.85~97.89%,瓦带分带属二氧化碳—氮气带。钻孔所测瓦斯含量虽较低,但区内主要可采煤层埋藏深,在井筒揭煤时,须对井下瓦斯进行严密监测,加强通风,以防局部富集,造成事故发生。煤层自燃等级为Ⅱ~Ⅰ级,自燃倾向性为自燃~容易自燃。三、施工方案当探2-2煤、取下煤样送实验室预测突出危险性等工作全部结束,且预测煤层无突出危险后方准进行揭煤工作。当井筒工作面掘进至2-2煤层顶板法距2m(-658.67m)位置时,把工作面矸石清理干净,利用伞钻打眼,全断面震动放炮揭露煤层。如果震动放炮未能按照要求揭穿煤层,出现残爆、拒爆和爆破不成型的现象,在掘进剩余部分时(包括掘进煤层和进入顶底板2m范围内),仍按照震动放炮的要求,进行放炮作业。揭煤期间,根据冻结壁发展情况,采用打浅眼,放小炮通过该煤层,浅眼深度为2.5m(见爆破图表1),如冻结壁发展到荒径,可根据实际情况,采取深孔爆破,炮眼深度为4.5m(见爆破图表2)。四、施工方法1、钻爆器材的选择①凿岩机:采用一台*FJD8.12伞型钻架配8台YGZ-70型凿岩机。钻杆:选用直径26mm中空六角钢钻杆,长度4.7m。钻头:选用Ф55mm“十”字合金钻头。②炸药:选用煤矿许用T220抗冻型水胶炸药,药卷规格为Ф45×500mm。雷管:选用1-5段铜脚线毫秒延期电雷管。联线方式:并联联线方式。2、爆破参数(1)每循环爆破进尺2.5m掏槽眼:采用二阶直眼掏槽,一阶掏槽眼深1.5m,圈径为1.7m,眼距890mm,布置6个炮眼;二阶掏槽眼深2.5m,圈径为4.0m,眼距897mm,布置14个炮眼。辅助眼:共布置三圈炮眼,第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为2.3m,眼间距为942mm;第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼,眼深为2.3m,眼距为931mm;第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼,眼深为2.3m,眼距为925mm。周边眼:井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深2.3m,最小抵抗线为1m。炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。一阶掏槽眼每眼2卷药卷、二阶掏槽眼每眼3卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼3卷药卷、第三圈辅助眼每眼2卷药卷、周边眼每眼2卷药卷。每循环炸药消耗量:(6×2+14×3+21×3+29×3+37×2+69×2)×0.8=332.8kg。(2)每循环爆破进尺4.0m掏槽眼:采用二阶直眼掏槽,一阶掏槽眼深3m,圈径为1.7m,眼距890mm,布置6个炮眼;二阶掏槽眼深4.5m,圈径为4.0m,眼距897mm,布置14个炮眼。辅助眼:共布置三圈炮眼,第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为4.3m,眼间距为942mm;第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼,眼深为4.3m,眼距为931mm;第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼,眼深为4.3m,眼距为925mm。周边眼:井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深4.3m,最小抵抗线为1m。炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。一阶掏槽眼每眼4卷药卷、二阶掏槽眼每眼6卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼5卷药卷、第三圈辅助眼每眼4卷药卷、周边眼每眼4卷药卷。每循环炸药消耗量:(6×4+14×6+21×5+29×5+37×4+69×4)×0.8=625.6kg。附:石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤爆破图表。3、装药结构必须采用正向装药结构。4、远距离放炮安全技术措施⑴打眼时,岩、煤炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工,并根据围岩和见煤情况适时适当调整。⑵探测孔不得作为炮眼使用,放炮前所有不装药的眼孔要用黄泥、黄砂等不燃性材料填堵实,中心排放孔可用水炮泥封堵,孔口留0.4~0.5m用炮泥封严并捣实,以起到爆破自由面的作用。⑶不得使用过期或变质的炸药。一次放炮使用的电雷管,一定是同厂、同期生产的电雷管,使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定,退库存放再次使用前必须做二次导通试验。⑷揭煤期间远距离放炮采用铜脚线1~5段毫秒延期电雷管,电雷管总延期时间不得超过130ms,严禁跳段使用。⑸井下一切电源由施工单位参加揭煤的专职电工负责检查、停电,并由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报,在得到调度室的同意后方可进行装药工作。⑹要严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度,只有检测工作面及20m范围内瓦斯浓度小于1%时,才能装药放炮。⑺联线必须由放炮员亲自操作,要使接线清洁并用胶布缠好,联线后必须由放炮员检查确认无误后,才能与母线接线。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。⑻雷管和母线联线前必须处于短路状态。使用地面380v电源起爆,在炸药、雷管下井前由放炮员检查起爆电源是否锁好,锁好后钥匙必须由放炮员随身携带,严禁转交他人,不到爆破通电时,不得将起爆电源锁头打开送电。⑼装药应采用正向装药结构,严禁采用反向装药。⑽放炮前将井筒施工设备都保护好,吊盘提至距工作面30m以上,负责清点人数,把所有井盖门打开,井口房及翻矸平台上人员全部撤出井口棚外50m位置后,在井口四角至少安设四人警戒。将井口20m以内一切电源由专人负责检查、停电。⑾放炮员最后升井。由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报,负责警戒和停电的负责人也要向调度室汇报,放炮员只有接到现场指挥的放炮命令后,方可放炮。⑿放炮员接到放炮命令后,先发出放炮警号,至少再等5s,方可起爆。爆破后,须立即将起爆电源断开。⒀放炮30分钟后,救护队员由井口20m以外逐步向井口检查瓦斯情况,直到井口井盖门,当井口井盖门瓦斯含量不超过1.0%,瓦斯自动检测报警系统检测井下瓦斯浓度小于1.0%时,由揭煤领导小组安排救护队配齐用具下井检查,确认无危险,井筒内瓦斯浓度均小于1.0%,救护队队员上井后,瓦检员、放炮员再次进入迎头检查后,由揭煤小组值班领导向调度室汇报现场情况并请求恢复送电,只有接到调度室的恢复送电命令后方可恢复送电,最后施工人员入井施工。⒁瞎炮、残炮处理,要严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。五、过煤段支护自距2-2煤层顶板法距2m起至进入2-2煤层底板下法距2m位置止为过煤段支护范围,揭煤范围长度为14.87m,又由于煤、岩层倾角较小,故该段采用架设20#槽钢井圈背木板与现浇砼联合支护。20#槽钢井圈直径13m,间距中-中为600mm,采用6根托钩固定20#槽钢井圈,圈与圈之间采用6根挂钩连接;背板为长1200mm×宽300mm×厚50mm的木板;托钩采用Φ20mm螺纹钢筋加工而成,长度为700mm,利用膨胀药卷固定;挂钩采用Φ20mm螺纹钢筋加工;现浇砼强度等级C40,壁厚400mm。过煤段支护形式根据井筒实际揭露围岩情况确定,如果围岩破碎,采用以上支护形式;若井帮围岩较稳定,则采用现浇砼支护。六、安全技术措施(一)、通风、瓦斯及防尘安全技术措施1、局部通风管理需风量计算(1)按工作面最多人数计算需风量Q人Q人=4N=4×50=200m3/min式中:N——工作面最多人数,取N=50人。(2)按排除炮烟计算需风量Q炮Q炮=×(A(SL)2k)1/3=2612.72m3/min式中:Q炮——爆破后工作面所需风量,m3/st——排除炮烟时间,井筒取30minA——同时爆破的炸药量,625.6kgl——井巷长度,749.632mk——淋水系数,k=0.6S——井筒净断面面积,69.36m2(3)按井筒最低风速计算需风量Qv根据《煤矿安全规程》有关规定,并结合立井施工揭穿煤层的具体情况,立井掘进的最低风速取0.15m/s,并按下式计算需风量Qv:Qv=60SV式中:Qv—掘进工作面需风量,m3/min;S—工作面净断面面积,m2;取S=69.36m2;V—最低风速,m/s。取V=0.15m/s;计算得Q=60×69.4×0.15=624.24m3/min。⑷按瓦斯涌出量计算:Q瓦=100kq=100×1.5×0.57=85.5m3/minK--井筒掘进工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;q--井筒掘进工作面通风系数,一般取1.5~2。(5)需风量选取根据上述计算可知,Q炮>QV>Q人>Q瓦,故所需风量选取其中最大值Q炮=2612.72m3/min。2×30KW型对旋风机主要技术性能参数:单机风量500~740m3/min。根据上述计算,选用4台2×30kw型对旋式风机采用压入式通风方式向井下供风,配备两趟Ф800mm高强度胶质风筒,即可满足井下需求。2、局扇及其附属设备的选取与管理(1)采用压入式通风,局扇安装在地面。选择2×30kw对旋轴流式风机,配备两趟Ф800mm高强胶质风筒通风,取井筒百米漏风率为1%,迎头供风量可达460×(1-1%×5.96)=377.8m3/min>370m3/min,能够满足通风要求。(2)四台同等力局扇(两台使用、两台备用)必须保证两台正常运转。局扇必须实现自动切换,局扇等电气设备管理责任到人,配备司机(值班电工专职管理)并挂牌,不得随意停开。(3)风筒吊挂必须整齐,固定牢靠,不得脱节。揭煤期间,风筒到迎头距离不超过5m。(4)局扇供电必须做到“三专两闭锁”。(5)工作面因停电或其它原因造成停风时,必须及时撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须经测气员检查瓦斯,只有在停风区域内瓦斯浓度不超过1%时,且局扇及其开关处瓦斯浓度不大于0.5%时,才能人工开启局扇。3、瓦斯管理(1)要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理,严格执行操作规程和岗位责任制,严禁违反《煤矿安全规程》。(2)当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,并查明原因及时采取措施。(3)对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可通电启动。(4)井筒揭煤施工期间必须设专职瓦检员,随时检查瓦斯浓度,如遇异常情况及时停止工作汇报调度室。(5)瓦斯检查要重视通风死角,对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点,如井壁刃脚下、吊盘下及封口盘下等位置,均应设点仔细检查,防止漏检。(6)瓦斯监测使用KJ91A型安全监测监控系统,T1探头距工作面不大于5m,T2探头距封口盘10~15m。T1、T2探头参数设定如下表。因瓦斯超限或故障出现断电,必须采用人工送电。探头甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T1距工作面≤5m≥1.0%CH4≥1.5%CH4<1.0%CH4井筒内及井口附近20m范围内全部非本安型电气设备T2距井口10m~15m≥1.0%CH4≥1.0%CH4<1.0%CH4⑺瓦检员每班要检查并记录井下探头数值,如出现探头值与瓦斯监测仪测值不一致,现场按最大值处理,由施工单位负责在8小时内将两种仪器调校准确。4、防尘、防火管理由于煤层自燃等级为Ⅱ~Ⅰ级,自燃倾向性为自燃~容易自燃。揭煤期间必须坚持洒水,并在工作面陪伴4-6个干粉灭火器。⑴放炮前后应对工作面进行洒水,出矸期间要根据矸石潮湿及粉尘情况及时补洒水。打眼、出矸等有粉尘产生的工序,作业人员必须佩戴防尘口罩。⑵严格入井检身制度,严禁穿化纤衣物、戴电子表、带手机下井。矿灯在井下任何人不得随意拆卸。⑶揭煤期间使用的大、小锤一律改成铜锤。(二)、电气管理安全技术措施(1)井筒内及井口附近20m范围内的电气设备必须是本质安全型或防爆型,并按标准化挂牌管理。(2)井下使用的电缆必须是符合《煤矿安全规程》有关规定的阻燃电缆。(3)井筒内通讯、信号设备全部采用本质安全型。(4)井下动力供电必须采用检漏保护装置,保证检漏保护装置灵敏可靠。井下照明、信号装置必须具有短路、过载和漏电综合保护。(5)由施工单位负责指定专人对局扇风电、瓦斯电闭锁和备用局扇班班进行试验,确保完好。七、组织管理保障措施⑴揭煤前,河南煤炭建设集团有限责任公司共同成立揭煤领导指挥小组组长:李志成副组长:姬良雨蔡振国张永和龚望远王小孬成员:韩超峰陈建省姬建鹏潘向明张攀郝鹏车相宗李振新任付兴窦田庆⑵揭煤期间每次放炮必须由领导小组成员以上人员带队,其它有关部门派人参加,参加单位和人员有瓦检员1名,放炮员1名,安全检查员1名,电工1名,警戒员4名。矿山救护队1小队。⑶每次揭煤放炮前,由调度室通知揭煤领导小组及有关单位参加人员在通知时间内在主井井口集合并贯彻措施。⑷揭开和通过煤层期间,必须安排地质技术人员负责收集资料,并完整地做好原始记录。⑸揭煤前由领导小组组长带队组织各有关单位人员对揭煤准备工作进行一次全面检查,并对检查发现的问题开专题会落实。⑹揭煤前,对参加揭煤人员进行一次防突专门培训,参加揭煤人员必须经考试合格,持证上岗。八、异常情况处置与避灾自救⑴参加揭煤的作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆:井帮压力增大;煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出;空气变冷,煤质干燥,煤体变暗;有煤炮声,煤层层理紊乱;瓦斯浓度变化大;井筒涌水由清变浑;打钻时,出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。⑵在出矸、砌壁、打眼等工序施工时,现场均应设专人负责观察工作面围岩和井帮稳定情况,有专职测气员检查瓦斯及温度变化情况。如发现工作面围岩特别破碎,片帮或压出,瓦斯浓度忽大忽小,温度骤降或发出声响等突出预兆异常现象,应立即停止工作,撤退人员升井,及时报告调度室,采取相应措施。⑶下井人员一律佩戴自救器、便携式瓦检仪和矿灯,否则不准下井。⑷施工过程中,两台绞车必须保证正常运转,工作面始终保持一个不摘钩的吊桶,待另一个吊桶下至吊盘或工作面后,这个吊桶才准起钩。信号、通讯系统应保持畅通,备用信号必须保证完好可靠。⑸若在井下遇到紧急危险情况,作业人员可以立即乘坐吊桶,通过井上、下信号或机械信号升井。九、其它有关安全措施⑴在井筒揭煤施工过程中,应准确掌握煤层位置,在揭开通过时应仔细观察,随时对照层位、岩性,及时修正,避免误揭煤层或距煤层太近而来不及采取措施。⑵揭煤期间,井下和井口防爆电话由施工单位安排专人24h监守,保证通讯畅通。⑶施工过程中,两台绞车必须保证正常运转,工作面始终保持一个不摘钩的吊桶,待另一个吊桶下至吊盘或工作面后,这个吊桶才准起钩。信号、通讯系统应保持畅通,备用信号必须保证完好可靠。⑷本措施适用时间:自距2-2煤顶板法距2m开始进入揭煤工作,直至通过2-2煤层底板下法距2m结束。⑸其它未尽事宜,严格按《石拉乌素煤矿主井井筒过2-1、2-2、3-1、4-1煤揭煤施工设计》、《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》的有关规定执行。⑹由项目部技术科负责将该措施向本单位参与揭煤的干部和职工贯彻,并签字。十、附图(1)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤施工工艺流程图(2)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤施工工序图(3)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤层探煤兼测压孔平、剖面图(4)石拉乌素煤矿主井井筒封孔测定煤层瓦斯压力示意图(5)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤爆破图表1表2(6)石拉乌素煤矿主井井筒过煤层通风系统及避灾路线图