绞车房、通道掘进安全施工技术措施

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1、仅供参考[整理]安全管理文书绞车房、通道掘进安全施工技术措施日期：__________________单位：__________________第1页共29页仅供参考[整理]绞车房、通道掘进安全施工技术措施一、概述从轨道上山上部车场绕道矿测量给的开门中，向北掘进施工绞车房通道12.456m，90°向西掘进17m，均为3-3断面，90°向南掘进4.4m（2-2断面）、掘7.1m（1-1断面）、掘8.2m（2-2断面）与上部车场绳道贯通（贯通措施另行补充），待贯通后按设计要求施工绞车基础（附平面图、断面图、绞车基础平、剖面图）二、施工

2、工艺：1. 巷道采用钻爆法掘进。2. 工艺流程：打眼→装药连线放炮→临时支护→打顶部锚杆→出渣→打帮部锚杆→打眼→装药连线放炮→临时支护→打顶部锚杆→出渣→打帮部锚→喷浆→下一循环。（一）打眼1. 打眼机具为2台风动凿岩机。2. 打眼爆破严格按本措施中炮眼布置图和爆破参数表进行，加强爆破效果考察，并及时修正爆破参数。3. 打眼工必须熟练掌握打眼技能，打眼过程中给风给水要均匀，遇到停风、停水，应将钎杆拔出，防止因气腿下落将钎杆压弯变形。4. 钻眼应与岩层节理、裂隙方向成一定夹角，尽量避开岩层节理、裂隙方向打眼。（二）装药连线放炮1.

3、 炸药为三级煤矿许用乳化炸药。雷管为煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不大于130ms。第28页共29页仅供参考[整理]2. 采用正向装药，封泥长度不小于600mm，封泥必须使用“一炮三泥”。3. 连线方式采用大串连。4. 绞车房、通道施工放炮警戒位置为①轨道上山上部第一个躲避硐室。②490m回风巷与8煤回风上山三岔门处。④主斜井正、反向风门以里新鲜风流处（放炮处）。（三）出渣采用扒装机出渣人工推车，绞车提升。（四）支护本巷道采用锚喷支护。1. 锚喷支护1) 巷道为半圆拱巷道，支护规格：1-1断面；巷道净宽为6600mm、净

4、高为4500mm、净断面积26.32㎡，2-2断面，巷道净宽为3000mm，巷道净高为2900mm；净断面积：7.5㎡，掘宽3200mm，掘高3000mm。3-3断面，巷道净宽为2800mm，巷道净高2800mm；净断面积：6.92㎡。2）本次设计巷道采用锚喷支护巷道，使用左螺旋金属树脂锚杆，锚杆规格为φ20×2200mm，锚杆间排距为800×800mm。采用加长锚固，每根锚杆使用2根Z2350树脂锚固剂，锚固长度不小于1m。锚杆的扭矩不小于200N·m，锚杆抗拔力不小85kN。喷射砼厚度为100mm，砼标号不低于C20。3）起吊

5、锚杆严格按图示位置施工，起吊锚杆规格为φ20×2200mm，每根锚杆使用2根Z2350树脂锚固剂。4）图中地脚螺栓孔符号说明：200×200mm， 150×150mm，                     第28页共29页仅供参考[整理]100×100mm。  5）基础及螺栓孔预留100mm高度二次浇注层，待设备安装就位后再浇注。  6）绞车房内的电缆沟底板保持一致。7）基础混凝土标号为C30。8）操作台基础及位置可根据现场条件安装时确定。第二节 机电运输一、供电绞车房、通道掘进工作面电源来自地面变电所，供电方式为集中供电，经

6、开关用橡套电缆接至KBZ开关，再用不同型号的电缆连接，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐。风机使用双风机、双电源，实行风电瓦斯电闭锁。正常工作的局部通风机必须采用“三专二闭锁”。二、供风压风风源来自地面压风机。三、供水1. 供水点为地面储水池、水管及井下潜水泵压水。2. 掘进过程中，必须有管钳工负责供水管路的日常维护工作，发现供水管路出现漏水现象时必须及时进行处理，保证迎头的正常供水。四、排水绞车房、通道自排水地段挖水沟进行排水，不能自排水地段设潜水泵排水，需进行探放水时，另上措施报审。五、运输运输路线为：上部车场绕道→回风联巷→

7、主斜井→地面。第三节通 风第28页共29页仅供参考[整理]一、通风计算1.按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘=100×q掘×K掘通Q掘=100×0.223×2.5=55.75m3/min其中：Q掘--掘进工作面所需风量，m3/minq掘--掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min，可按条件相似的工作面推算。K掘通--瓦斯涌出不均衡通风系数，该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取最大值。没有观测数据时，机掘工作面K

8、掘通=1.2～2.0，炮掘工作面K掘通=1.8-2.5。2.按掘进工作面最多同时作业人数计算Q掘=4×NQ掘=4×15=60m3/min其中：Q掘--掘进工作面所需风量，m3/minN--工作面最多同时作业人数，人3.按炸药量计算Q掘=10×AQ掘