矿井建设毕业设计论文.doc 50页

'毕业设计分类号：XXX江苏建筑职业技术学院毕业设计说明书设计题目名称：安顺煤矿+1145m水平规道大巷掘进作业规程学院名称：江苏建筑职业技术学院专业名称：矿井建设班级：矿建13—1班姓名：文明学号：1345013113所在团队：指导教师及职称：崔廷锋 答辩委员会主任：主答辩人：论文（设计）提交日期：年月日江苏建筑职业技术学院毕业设计（论文）独创性声明及使用授权声明毕业设计（论文）独创性声明本人郑重声明：本人所呈交的毕业设计（论文）是我在导师的指导下进行的研究工作及取得的研究成果。据我所知，除文中已经注明引用的内容外，本设计（论文）不包含其他个人已经发表或撰写过的研究成果。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中作了明确说明并表示谢意。本人承担本声明的法律责任。 毕业设计（论文）作者签名：日期：毕业设计（论文）使用授权声明本人完全了解江苏建筑职业技术学院有关保留、使用毕业设计（论文）的规定，学校有权保留毕业设计（论文）并向国家主管部门或其指定机构送交论文的电子版和纸质版。有权将毕业设计（论文）用于非赢利目的的少量复制并允许论文进入学校图书馆被查阅。有权将毕业设计（论文）的内容编入有关数据库进行检索。有权将毕业设计（论文）的标题和摘要汇编出版。保密的毕业设计（论文）在解密后适用本规定。毕业设计（论文）作者签名：日期：导师签名：日期： 江苏建筑职业技术学院中文摘要本设计的课题为安顺矿井+1145m水平轨道大巷施工，在副斜井下部平车场+1145m水平车场施工完成后就开始施工。根据巷道的岩石性质，采用半圆拱形断面且为锚喷支护。巷道为岩巷，对机械的耐用性等都要求较大。在施工过程中会对专业人员的技术要求较高。根据经验，巷道为岩巷，我们最终将施工方法确定为钻爆法施工。关键词：锚喷；爆破法；装岩；运输设备；安全管理。 江苏建筑职业技术学院目录1概况11.1工程概述11.1.1交通位置11.1.2气象、地震21.1.3区内电源、水源条件31.1.4建材来源31.2编制依据32地质依据42.1地质构造62.2水文特征83相关井田介绍123.1井田开拓123.2井田开拓方式123.3水平划分及水平标高133.4矿井设计生产能力与服务年限133.4.1矿井设计生产能力的确定133.4.2矿井服务年限的确定134巷道布置及支护说明154.1巷道布置154.1.1巷道断面形状154.1.2巷道净宽的确定154.1.3巷道净、掘进断面积16II 江苏建筑职业技术学院4.1.4巷道水沟164.2矿压资料164.2.1矿压观测资料164.2.2矿压观测174.3巷道支护174.3.1支护材料的选择及要求174.3.2支护工艺174.3.3支护用的作业机具型号及有关技术要求184.3.4喷射混凝土时间194施工工艺214.1施工方法确定214.2爆破工艺214.2.1钻眼机具214.2.2钻眼方式224.2.3爆破器材224.2.4爆破相关参数计算234.2.5爆破作业说明书244.3装岩与运输274.3.1装岩与运输设备选择274.3.2装岩作业操作规程284.4临时轨道及管线铺设294.4.1临时轨道铺设294.4.2水沟的布置294.4.3管线的布置29II 江苏建筑职业技术学院5劳动组织及主要技术经济指标325.1施工劳动组织及工期325.1.1施工劳动组织325.1.2施工工期336安全管理措施356.1一般规定356.2顶板管理356.3爆破安全措施366.4一通三防管理376.4.1通风措施376.4.2防瓦斯措施386.4.3防尘措施386.4.4防火措施39参考文献411．巷道布置图422.避灾线路图42致谢43II 1概况1.1工程概述1.1.1交通位置正安顺矿井(大洞口井田)位于贵州省安顺市以北14km，轿子山煤矿的西南部。行政区划隶属安顺市轿子山镇、普定县白岩区窝子乡。地理坐标：东经105°50′37.5″～105°56′15″，北纬26°20′00″～26°23′45″。东部与轿子山煤矿平桥井毗邻，西抵锅圈岩、水洞，北至右仲、潘家龙场、来坊、木耳、可托一线，南至木头寨、平桥河、倒堆寨、大洞口、本寨、各什一线。井田内交通方便，国铁贵昆线，在安顺设有中间站，轿子山煤矿至安顺已建有准轨铁路专用线，专用线全长为20.4km，为工业企业标准Ⅲ级线。滇黔公路干线经过安顺，轿子山煤矿至安顺有约16km的沥青路面公路相通。自安轿公路上的跳灯场已有约5km的公路通达矿井工业场地。井田交通位置如图1.1所示。13 图1.1安顺煤矿交通位置1.1.2气象、地震本区属潮湿多雨的亚热带气候。据安顺地区气象站1971年一1986年资料，历年年平均降雨量为1398.4mm，最大降雨量(1979年)为1879.6mm，最小降雨量(1981年)为996.9mm。历年最大日暴雨量(1970年9月19日)为185.7mm，最大连续暴雨量(1976年的6月11日至6月28月)为258mm，最大月降雨量(1979年7月)为648.7mm，最小月降雨量(1977年12月)为3mm。根据16年来的气象资料，降雨多集中在5月～9月，在4月下旬～6月上旬常有冰雹，多为雷暴雨。7月～8月则是盛夏，11月到次年3月则为多雾和细雨。历年的年平均气温为13.9℃，最高气温为31.4℃，最低气温为-7.6℃，最冷月平均气温为4℃，最热月平均气温为22℃，12月到次年2月有冰冻和降雪。13 历年的平均相对湿度为81%，年平均的蒸发量1216.1mm。本区多南风和东北风。夏季则多南风，冬季则多东北风。历年来的最大风速为20m/s，风向为南风。瞬时的极大风速37.1m/s，风向为东北风。年平均风速为2.4m/s。国家地震局1990年出版的《中国地震烈度区划图》，本地区地震烈度是六度。1.1.3区内电源、水源条件在安顺市东北有安顺110kV变电所；矿井东南方4.5km则是建洋坪110kV变电所；在矿井东北方向4.7km建轿子山35kV变电所。安顺电厂总的装机容量为120万kW。区内的电源是充足。井田内外地下水，含水层厚度大，厚度为60m～300m，迳流带宽为400m-800m，主要含水层为三叠系下统永宁镇下段，以及飞仙关组上段的岩溶裂隙含水层。水质是良好，经过过滤消毒处理后可作饮用水直接使用。地下水位距地表为1～3m，赋存条件较好，矿井开采影响小，为本矿井理想永久供水的水源。1.1.4建材来源矿井建设中的钢材、木材及部分水泥等材料主要从外地采购，砖、砂、石等土产材料可由当地或附近地区解决供应。1.2编制依据本规程编制时，依据的文件主要有：《煤矿安全规程》、《安全生产法》、《操作规程》、《操作规程》、《+1145m水平轨道大巷掘进工作面地质说明书》。本地区地质资料、相邻掘进工作面矿压资料等。13 2地质依据+1145m水平轨道大巷掘进工作面地质说明书如表2.1所列。表2.1+1145m水平轨道大巷掘进工作面地质说明书13 序号项目内容1地面相对位置及邻近采区开采情况+1145m水平轨道大巷掘进工作面位于大丁场村西南，地面标高+41.1～+42.1m。该面上部为M0煤层，位于水平标高为+1340m，已经形成。2煤岩层赋存特征该面走向长为1120～1170m，平均为1140m；倾向长为150～158m，平均154m；该面岩层结构较简单，煤层厚度为1.0～2.8m，平均2.3m。断层处顶板破碎，煤层变薄；煤层倾角18～30°，平均22°；该工作面面积为166750m2，可采储量为518710t。预计瓦斯相对涌出量大于10m3/t，且绝对涌出量大于40m3/min，属高瓦斯突出区域。该面为一级热害区，正常地温为30～33℃，应加强通风。煤的自然发火期为3～4个月，最短为一个月，着火温度355～365℃。煤尘有爆炸危险性，需加强防尘工作。巷道顶板情况：伪顶岩性为页岩，厚度0.2～0.7m，岩性破碎，含碳纹，局部赋存；直接顶岩性为砂页岩，岩石普氏系数为4～6，厚度为1.58m，含砂多，显层理；基本顶岩性为砂岩，厚度5.84m，灰白色，中细粒，以石英长石为主，坚硬。巷道底板情况：直接底岩性为砂页岩，岩石普氏系数为4～6，厚度3.67m，灰黑色，含植物化石；基本底岩性为砂岩，厚度11.56m，碳化程度高，含植物化石。3地质构造该面煤层走向为NE20～NE30,倾向NW，倾角在20～30之间，平均23。影响掘进的主要地质因素为断层，共有1条，为逆断层，走向45，倾向120，倾角62，落差为5m。4水文地质该面煤层倾角几走向变化大，顶板砂岩裂隙水在掘进的过程中可能涌出。预计最大用水量为15m3/h，正常涌水量为12m3/h。13 5问题及建议(1)降雨的渗入会补给，是矿井充水的主要来源。(2)上覆含水层孔隙和裂隙中的地下水以及老窑积水。(3)溪沟水的垂直渗入。(4)井田南侧F1断层和井田北侧F2断层的侧向补给。(5)巷道压力较大，施工中应当加强工程管理。2.1地质构造轿子山煤田现位于黔北台隆南部，三岔河北东向。整个背斜受一组北东向正断层肢解，形成若干个北东向条形断块。后期遭受低序次北西向正断裂错切，交织为构造较为复杂断块带。大洞口井田位处大威岭背斜西部倾伏端，轿子山井田西侧。地层走向自东向西由北西320渐变为正北，倾向自东向西由南西渐变为近正西，倾角一般在2～6°左右。井田四周为Fl、F2、F3及F5四条主要断层围限。井田内断层稀少，构造形态除中部B线附近沿地层倾斜方向有一跨度较大而又极为宽缓的褶曲，边部有局部变异外，总体呈较稳定的单斜构造，其构造复杂程度属简单类型。按围限断层的不同规模和排列方向，可分为下列两组：1、北东向断层组：为一组断距较大、延伸较长的区域性断层组。井田的南北边界F1、F2断层为其主要代表。F23为F1派生的正断层，规模稍大。F16、F20l、F202为F2派生的延伸有限、落差较小的正断层。2、自北西西向断层组：是一组落差小，延伸有限的断层组。井田东西边界F3、F5断层为其主要代表。F9、F25、F301为F3派生的小断层。F503为F5派生的小断层。这均为延伸有限，落差较小正断层。井田内小断层少，破坏轻。地表发现北西西—13 北西向F4、F12、F13三条断层，其中F4断层平行于F5断层，延伸贯穿井田的西部，地层落差为12m。F12、F13断层位于井田的中部，延伸数百米，地层落差为3m～15m。主要断层特征如表1—2所列。表1.2主要断特征表13 断层名称性质地点长度(m)断移后的几何特征起止重复或缺失断层产状地层落差(m)走向方位角倾向倾角Fl正断层白岩区以西乐平区附近35000缺失55°～70°SE69°～81°东端200～300西端750F2正断层白岩区附近三岔河区域20000缺失55°～60°NW50°～70°东端870西端400F3正断层郭家屯白岩脚10000重复280°～310°SSW56°～74°东端40～60西端数米F5断层水洞各什之间龙头山3000缺失280°～300°SSW59°～70°110F23正断层北交F3南交Fl缺失40°～50°SN70°左右90F4正断层300°～340°(平行F5)1213 2.2水文特征大洞口井田是北东—南西向的断块构造低中构成的地表分水岭。井田之南为平桥河谷地，平桥河为矿区主要地表水体。井田之北为右仲河谷地，主要有右仲河、磨石河、寨头河三条地表溪流。各河流最后均流入井田之北4km的三岔河。井田内长兴组岩溶裂隙含水层及龙潭组层状裂隙含水层为矿井直接充水含水层。井田水文地质勘探类型属中等。1、各岩层的含水、隔水情况（1）龙潭组(P2L)层状裂隙含水层(含煤组)本组上一个含水层与隔水层交互的含水岩组，其中h2(S1)、h6、h8三层灰岩是主要含水段，含岩溶裂隙水，其余的灰岩及细砂岩，粉砂岩也含少量裂隙水。粘土岩则为相对隔水层，在自然条件下，各含水段间无明显的水力联系。本含水层的富水性极不均匀，总的趋势是东部较西部富水性强，浅部较深部富水性强。当M0、M8、M9煤层采空，顶板崩落后将产生较多的裂隙，使各含水段互相连通变成一个整体含水层，成为矿井充水的主要因素。2、煤系上复岩层(1)第四系(Q)孔隙含水层本层主要为砂粘土夹碎石，含少量孔隙水，该层厚度不稳定，富水性弱，局部具隔水作用，对矿坑充水无影响。(2)永宁镇组下段及飞仙关组段(T1Yn1+Tf2)岩溶裂隙含水层，永宁镇组下段为中厚层灰岩，中下部夹薄层泥灰岩。飞仙关组上段中上部为薄至中厚层泥质灰岩，夹数层灰岩，底部为细晶灰岩。溶洞多发育在此层。排泄形式主要是泉水，永宁镇组共有泉水28个，飞仙关组共有泉水26个。13 该含水层泉水的共同特点是，动态极不稳定，雨后流量猛增，久旱则干涸。含水层平均水位标高+1482.56m，由于下伏隔水层的阻隔，该含水层对矿坑充水无直接影响。(3)飞仙关组下段及大隆组(Tlf1+P2d)隔水层。飞仙关组下段为泥质灰岩与泥质粉砂岩互层。大隆组为硅质粘土岩夹少量粉砂岩及薄层灰岩透镜体。这些岩层都具有良好的隔水性能。(4)长兴组(P2C)岩溶裂隙含水层该组岩层为燧石灰岩，根据其埋藏条件可分为东西两区。磨石河，长仲沟以东，埋藏较浅，四周被切割暴露地表为潜水区。大部份地区由构造裂隙或风化裂隙与上部含水层沟通，受上部含水层和大气降水的补给，地下水运动的总趋势是北东流向南西。本含水层底部岩溶裂隙及裂隙状溶洞较发育，溶洞地下水运动以管道流为主，渗流次之。磨石河，长仲沟以西，埋藏较深，上覆Tlf2+P2d隔水层，为承压水区。其补给来源为含水层侧向补给和磨石河，长仲沟的渗入补给。富水性及导水性较东部地区差，地下水以渗流为主。本含水层共有泉水26个，泉水动态随降雨而变化。平均地下水位标高+1455.06m，该层底界至M0顶界的厚度为49.30～74.79m。在自然状态，长兴组含水层与龙潭组含水层间无明显的水力联系。但当开采M0煤层时，长兴组含水层将成为矿井充水来源。2、断层破碎带对矿井充水的影响（1）边界断层F1断层上盘为永宁镇组溶洞含水层，富水性强，地下水位标高+1396～+1411m。断层下盘为长兴组岩溶裂隙含水层和龙潭组层状裂隙含水层。在地表风化带内断层上下盘有一定的水力联系。深部断层破碎带胶结良好，透水性弱，可起一定的阻水作用。当开采时，由于下盘水位大幅度下降，断层上下盘水位差较大，断层破碎带将失去阻水作用。上盘永宁镇溶洞含水层对矿井的补给量，将取决于开采标高及保安煤柱的宽度。13 F2断层上盘为永宁镇组溶洞含水层，靠近井田部分为地下水补给区，富水性较弱，地下水位标高+1250m左右，断层下盘为长兴组岩溶裂隙含水层及龙潭组层状裂隙含水层，在自然状态下，该断层具局部阻水作用。当开采M0的运输大巷高于断层上盘的地下水位时，上盘的地下水对矿井无影响。当开采M9的运输大巷标高低于上盘地下水位时，断层破碎带将失去阻水作用，但因上盘含水层的富水性较弱故对矿井的补给量不会太大。F3断层破碎带胶结程度差，但由于破碎带由粘土岩，粉砂岩组成，故仍有局部阻水性。F4、F5断层均有局部阻水作用。（2）井田内断层井田内断层多为F1、F2、F3、F4和F5的派生断层，断层破碎带宽度很小，唯断层两侧节理裂隙发育，可能会造成局部突水。3、矿井充水水源(1)降雨的渗入会补给，是矿井充水的主要来源。(2)上覆含水层孔隙和裂隙中的地下水以及老窑积水。(3)溪沟水的垂直渗入。(4)井田南侧F1断层和井田北侧F2断层的侧向补给。综合上所述，井田内并无较大溪流通过，所以地层稳定，构造较简单，矿井直接充水含水层是龙潭组层状裂隙含水层，其富水性从上而下是由强变弱的，总体视为弱富水含水层。井田四周分别由F1、F2、F3、F5相对阻水边界围限，大气降水是矿井充水的主要来源之一。回采阶段的顶板裂隙将会沟通长兴组岩溶裂隙含水层，使它成为直接充水含水层。该井田的南北两侧是以溶洞为主的岩溶裂隙含水层，由于矿井的疏干将会产生巨大的侧向静水压力，直接充水含水层相发生水力的联系，而成为间接的充水含水层。本井田属以层状裂隙为主，顶底板直接进水，水文地质条件中等的裂隙充水矿床。13 3相关井田介绍3.1井田开拓煤田划分为矿区，是为了实现对煤田的合理开发，这主要根据煤田的地质构造特点，开采条件，国民发现经济需要，幷注意行政区域的划分和经济因素，以有计划的进行开采。煤田划分为若干较小的部分，每一部分有一个矿井开采，划分为那一个矿开采的那一部分煤田称为井田。划分为井田后，沿倾斜方向，按一定标高，将井田划分成若干长条部分，即阶段。现在确定该阶段的上部水平标高即下组煤水平标高，定为+1145m。该斜井开拓为多水平分区式开拓，我们知道斜井开拓适用于煤层倾角不大，埋藏较浅，地层条件较简单。多水平开采时，延伸斜井井筒的施工比较方便，对生产的干扰少。3.2井田开拓方式矿井井筒及工业场地总体布局已经形成。井口及工业场地位置选择在本寨，矿井采用斜井开拓方式。该开拓布局方案基本适应井下煤层赋存特征、井筒地质条件和地面地形地质条件，设计认为是合理的。主斜井为新建井筒，副斜井和回风斜井由上组煤水平延深至下组煤水平。三个井筒已经全部形成。13 3.3水平划分及水平标高1、矿井水平划分本井田共开采M0和M8、M9三个可采煤层，分别属于上下两个煤组。上组煤M0距下组煤M8的层间距为155m左右。下组煤M8与M9两层煤的间距为18m左右。由于本井田煤层倾角一般2°～6°，为近水平煤层，上下组煤间距大，难以实现联合布置开采，因此本矿井分煤组设置开采水平。将上组煤M0和下组煤M8、M9划分为两个开采水平。2、水平标高的确定上组煤开采M0煤层水平标高为+1340m一期已经形成。下组煤开采M8、M9两煤层，根据现有地质资料，在井筒平面位置，M9煤层标高基本在+1145m左右，因此，下组煤水平标高定为+1145m。该标高正好处在井田中部附近，有利于矿井开采和大巷布置。3.4矿井设计生产能力与服务年限3.4.1矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力主要决定于工作面单产及矿井可持续布置的采场数量。根据上述工作面装备及其生产能力的分析，结合矿井开拓开采布置，设计认为本矿井年产量可达90～120万t。设计生产能力90万t/a比较合理可靠，并为增产留有余地。因此，确定矿井设计生产能力90万t/a。3.4.2矿井服务年限的确定矿井服务年限按下式计算：13 矿井服务年限=矿井可采储量/（矿井设计生产能力×储量备用系数）式中：矿井可采储量——5058.84万t；矿井设计生产能力——90万t/a；储量备用系数——按规范要求并根据本矿井实际取1.4。经计算，矿井设计服务年限为40.1a，基本满足中型矿井服务年限不小于40年的规范要求。13 4巷道布置及支护说明根据矿井开拓布置，本矿井+1145m水平轨道大巷施工，在副斜井下部平车场+1145m水平车场施工完成后就开始施工。4.1巷道布置4.1.1巷道断面形状根据巷道的岩石性质，采用半圆拱形断面且为锚喷支护。4.1.2巷道净宽的确定由于选用XK8-6/110A蓄电池电机车XK8-6/110A蓄电池电机车，该设备选型参考《巷道施工》（李开学，冯明伟，吴再生编）一书第15页，表1-1-12运输设备主尺寸。，其设备宽度A1为1060mm,设备高度为1550mm。再来确定安全间隙，根据表1-1-13巷道宽度尺寸表巷道宽度尺寸表，参考来源为《巷道施工》（李开学，冯明伟，吴再生编）一书第15页。，非人行侧设备至壁的宽度≧300mm，这里取800mm；人行侧设备至壁的宽度≧800mm，这里取1340mm。然后由曲线段巷道加宽及双轨巷道轨道中心距值一表曲线段巷道加宽及双轨巷道轨道中心距值表，参考来源为《巷道施工》（李开学，冯明伟，吴再生编）一书第16页。，得双轨轨道中心距为b=1300mm。那么巷道的净宽计算如公式（4—1）所示：(4—1)式中：a——非人行侧设备至壁的宽度与宽度A1的一半，1330mm；b——双轨轨道中心距，1300mm；c——人行侧设备至壁的宽度与宽度A1的一半，1870mm。所以巷道的净宽为4.5m。42 4.1.3巷道净、掘进断面积参数计算方法来源于《煤炭建设工程消耗量定额》（2007基价）一书的706页。+1145m水平轨道大巷的已知参数为：掘进宽度4740mm，掘进高度3970mm,净宽度，4.5m，净高3850mm。掘进断面积为S掘计算如公式（4—2）所示：（4—2）式中：B1——掘进宽度，4.74m；h2——自巷道底板算起的巷道墙高，1.6m；S掘——掘进断面积。那么，掘进断面积为S掘为16.3m2。净进断面积S净计算如公式（4—3）所示：（4—3）式中：B——净宽度，4.5m；h2——自巷道底板算起的巷道墙高，1.6m；S净——净进断面积。那么，掘进断面积为S掘为15.1m2。4.1.4巷道水沟巷道水沟的参数选取，参考来源为《巷道施工》（李开学，冯明伟，吴再生编）一书第28页，表1-1-28锚喷巷道水沟参数。巷道流量为310m3•h-1，且坡度为3‰，则应当选用水沟宽为500mm,深为500mm。4.2矿压资料4.2.1矿压观测资料42 根据地质报告和相邻实际开采情况标明该矿井无冲击地压，+1145m水平轨道大巷揭露岩层主要为砂岩和砂质泥岩，巷道顶板岩性为砂质泥岩。4.2.2矿压观测为保证施工的安全，我们对已经施工的锚杆支护的巷道，每隔80m，就设置一个顶板离层检测仪。特别地，在断层外要另外安设一个顶板离层检测仪。顶板离层检测仪安装后，取措施加强支护。对于锚杆的检测则另有规定，这是就不再叙述。4.3巷道支护4.3.1支护材料的选择及要求锚杆采用Ф20×2000mm高强树脂锚杆，，间排距为0.8m×0.8m。锚网采用Ф6.5mm钢筋焊接网，规格1m×2m，网格100×100mm。顶拱、侧壁的喷射混凝土的配合比为：1：2.0:2.0（水泥：细砂：石子）。锚杆锚固力的检测，锚杆锚固力检测抽样率为3%，即每300根顶、帮锚杆各抽样一组，这一共9根，当不足300根时，要按照300根进行计算。且当锚固力均不低于设计值时为合格。如果有一根低于设计锚固力时，应当重新进行检测，重新检测的锚杆锚固力均不低于设计值时为合格，如果仍然有一根不合格，则判定锚杆施工不合格。在喷射的混凝土凝结前，采用针探法，要求喷层厚度不能小于设计值的90%。4.3.2支护工艺支护采用的是锚喷支护，支护前要进行“敲帮问顶”，就是在开工前，班组长或安全网员对工作面进行检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。敲帮问顶时，其他无关人员不得进入工作面。 42 由于围岩较稳定，我们在爆破后，先喷射混凝土，作为初喷护顶。等待装岩后再用锚杆打眼安装机进行支护工作。钻杆与钻眼方向要保持一致，用力要均匀适当，升降要平稳，以防折断钻杆、夹钎；钻杆下不得有人，扶钻杆人员要避开眼口方向，站在风钻（锚杆机）侧面操作，两腿前后错开，脚踏实地；（3）当钻眼过程中出现围岩变松、片帮、来压或钻孔中有压力水、水量突然增大或出现有害气体渗出等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，及时向调度室汇报，同时将人员撤到安全地点。由于采用的是树脂锚杆，其安装的一般步骤为：第一步，钻锚杆孔，第二步，装树脂药卷；第三步，插入杆体；第四步，旋转搅拌树脂锚固剂；第五步，安设托板螺母。使用2台混凝土喷射机布置在巷道的左侧，距工作面60m左右。当爆破产生的烟排出后，使用1台混凝土喷射机进行工作面的初喷，喷50mm厚用来护顶；用另1台混凝土喷射机进行复喷成巷，但应当在距离工作面20m左右处，与掘进工作平行开展。注意复喷时，使得喷厚达到120mm。喷射时，喷帮的喷距控制在300～500mm，喷顶的喷距应控制在450～600mm。喷射结束后要将回弹料清理干净，用铲子或镐切齐墙脚，并将喷射凸出部分用铲子铲平。清除喷浆机周围余料和管线设备上的回弹物、浮尘。检查喷射质量并做好验收记录。拆除喷射管路，将物料、工具等分类码放整齐。4.3.3支护用的作业机具型号及有关技术要求锚杆钻机，选用的是国产单体液压顶板锚杆钻机（MYT100），其主要技术参数如表3.1所列：表3.1国产单体液压顶板锚杆钻机（MYT100）主要技术参数42 技术名称技术参数主机额定压力14额定转速≥250额定转矩100额定流量≤36推进力≥8冲洗水压力0.6~2.0噪声＜92钻机最大高度3600钻机最小高度1200质量555963配套泵站额定压力20额定工作流量25电动机额定功率11电动机额定电压380/660油箱有效容积100泵站质量280最大外形尺寸（长×宽×高）/mm×mm×mm1620×500×740/1610×550×610喷射机选用的是PZ—5型混凝土湿喷射机，其技术参数如表3.2所列：表3.2PZ—5型混凝土湿喷射机技术参数技术类型技术参数生产能力4m3/h最大输送距离水平200m，垂直20m适用材料配比水泥：沙石=1：3：5适用材料水灰比≤0.4最大骨料粒径Ø20mm输料管内径Ø51mm转子体直径438mm工作压力0.4~0.6MPa耗风量7~8m3/min电机型号Y132—6—5.5（kW）电压380V外型尺寸1520mm×820mm×1280mm整机重量700kg4.3.4喷射混凝土时间首先算出每米喷射的面积S喷计算如公式（4—4）所示：（4—4）式中：S喷——每米喷射的面积；42 B——净宽度，4.5m；h2——自巷道底板算起的巷道墙高，1.6m。而掘进的长度为2.4m，所以，喷射的总面积为S总如公式（4—5）所示：（4—5）式中：S总——喷射的总面积；S喷——每米喷射的面积，10.27m2；3.4——掘进的长度为3.4m。那么喷射混凝土时间（初喷）如公式（4—6）所示：（4—6）式中：T初——喷射混凝土时间（初喷）；S总——喷射的总面积35m2；0.05——初喷厚度，m；4——喷射机的生产能力，m3/h;60——每小时60分。那么喷射混凝土时间（复喷）如公式（4—7）所示：（4—7）式中：T复——喷射混凝土时间（复喷）；S总——喷射的总面积35m2；0.07——复喷厚度，m；4——喷射机的生产能力，m3/h;60——每小时60分。42 4施工工艺4.1施工方法确定巷道为岩巷，对机械的耐用性等都要求较大。在施工过程中会对专业人员的技术要求较高。不适合我矿。根据经验，该施工法会需要多次维修，对工期产生了极大的影响。但可以采用爆破法施工。该施工方法使用的炸药易于获得，并且能够快速破岩。且我施工队有足够的人数进行施工，这将产生极大的便利。因此，我们最终将施工方法确定为钻爆法施工。4.2爆破工艺4.2.1钻眼机具凿岩机使用的是YD-30型电动凿岩机YD-30型电动凿岩机，该凿岩机的参数参考来源为《巷道施工》（李开学，冯明伟，吴再生编）一书第37页，表1-2-2电动凿岩机的类型及技术特征。，其适用岩石强度为f6～10,而从地质资料看多数岩层的预计岩石坚固性系数f=4～6。所以此选型满足要求。该机型相关参数如表4.1所列。表4.1YD-30型电动凿岩机技术特征42 技术特征数据机重30凿眼直径/mm38凿眼深度/m4适用岩石/f6到10冲击功/J≧44.1冲击频率/Hz33到35扭矩/(N.•m)≧18凿岩速度/(m•min-1)0.15钎杆转速/(r•min-1)140电动机功率/kW2.5电动机频率/Hz50电动机电压/V380电动机转速/(r•min-1)2840隔爆性能不隔爆、水冷钎杆规格/mmB22水管内径/mm13冲洗水管水压/MPa0.3到0.5外形尺寸（长×宽×高）/mm678×267×170附属设备SDK-380/2到3漏电控制箱制造厂江西宜春风动工具厂4.2.2钻眼方式钻眼操作具体的方法为：定眼→开眼→钻眼→停钻。结束时应注意检查炮眼质量，不合格的重打。收拾钻具，放到规定位置。凿岩机布置台凿岩机，根据实际情况进行增添。采用两路风管水管供风供水。钻眼时应注意操作工衣袖、衣襟要扎好，防止卷入钻杆伤人。严禁加深炮后残眼。钻完眼拔钻时应停钻。凿岩机要牢固的靠在帮上，以免歪倒伤人。4.2.3爆破器材起爆材料使用毫秒延期电雷管，起爆电源使用国产电容式发爆器（矿用防爆型），其型号为MFB—100型该型号选型则参考自《巷道施工》（徐新斌主编）第23页对起爆电源的举例。。药卷选用的是国产W—20型水胶炸药该型号炸药性能参考《井巷工程》东兆星，刘刚主编.—3版.—徐州:中国矿业大学出版社，2013.442 ，药卷直径为26mm，药卷长度为160mm，药卷密度为150g/卷。4.2.4爆破相关参数计算掏槽眼、辅助眼、周边眼、底眼长度分别为2.8m、2.6m、2.6m、2.6m。掏槽眼、辅助眼、周边眼、底眼装药时均采用正向装药，即起爆药卷位于炮眼中药卷的外部。除周边眼外均为连续装药，即药卷之间不留空隙。YD-30型电动凿岩机凿岩直径为38mm，所以掏槽眼、辅助眼、周边眼、底眼的装药不耦合系数如公式（4—8）所示：（4—8）式中：η耦—装药不耦合系数，1；38—电动凿岩机凿岩直径为38，mm；26—药卷真径，26mm。采用掏槽眼为直眼掏槽，掏槽眼装药系数掏槽眼装药系数，参考《巷道施工》（徐新斌主编）第38页对装药系数的一般规定。为0.6；辅助眼装药系数辅助眼装药系数，参考《巷道施工》（徐新斌主编）第38页对装药系数的一般规定。为0.45；周边眼装药集中度周边眼装药集中度，参考《巷道施工》（徐新斌主编）第38页的规定。为300g/m；底眼的装药系数底眼的装药系数，参考《巷道施工》（徐新斌主编）第35页对装药系数的一般规定。为0.6。单个掏槽眼的装药卷数如公式（4—9）所示：（4—9）式中：N1—单个掏槽眼的装药卷数，卷；0.6—掏槽眼的装药系数，1；2.8—掏槽眼的眼深2.8，m；0.16—单个药卷的长度0.16，m。单个辅助眼的装药卷数如公式（4—10）所示：（4—10）式中：42 N1—单个辅助眼的装药卷数，卷；0.6—辅助眼眼的装药系数，1；2.8—辅助眼的眼深2.8，m；0.16—单个药卷的长度0.16，m。单个周边眼的装药质量如公式（4—11）所示：（4—11）式中：M1—单个周边眼的装药质量，g；0.6—周边眼的装药集中度，300g/m；2.6—周边眼的眼深2.6，m；0.2—周边眼的炮泥封堵长度0.2，m。单个周边眼的装药卷数如公式（4—12）所示：（4—12）式中：N3—单个周边眼的装药卷数，卷；720—单个周边眼的装药质量，g；150—单个药卷的质量150，g。单个底眼的装药卷数为：（4—12）式中：N4—单个底眼的装药卷数，卷；0.6—底眼的装药系数，1；2.6—底眼的眼深2.6，m；0.16—单个药卷的长度0.16，m。由此可知炮眼封堵时，掏槽眼封堵长度为2.4-0.16*11=0.64m；辅助眼封堵长度为2.4-7*0.16=1.28m；周边眼封堵长度为0.2m。4.2.5爆破作业说明书1、爆破原始条件表如表4.2所列：4.2爆破原始条件表42 名称单位数量名称单位数量巷道掘进面积㎡16.30炮眼数目个68岩石坚固性系数f14～6雷管数目个67炮眼深度m3.6总装药量kg87.752、爆破参数表如4.3所列：4.3爆破参数表炸药型号雷管型号爆破顺序雷管段数炮眼眼号眼深/m角度/()装药量/kg连接方式水平垂直国产W—20型水胶炸药该型号炸药性能参考《井巷工程》东兆星，刘刚主编.—3版.—徐州:中国矿业大学出版社，2013.4毫秒延期电雷管1Ⅰ2～53.890906.6串联2Ⅱ6～123.690907.353Ⅲ13～213.690909.454Ⅳ22～353.6909014.75Ⅴ36～603.6909018.755Ⅵ61～683.6909012装药结构周边眼采用的是间隔正向装药，其他则是采用连续正向装药。3、预期爆破效果表如4.4所列：4.4预期爆破效果表名称单位数值或种类备注炮眼长度m2.6掏槽眼2.8m炮眼个数个68炮眼总长度m176.8每循环爆破实体岩石m339.1242 炮眼充填材料黄泥、水炮泥炮眼进度m2.4炮眼利用率%92每循环炸药消耗量kg/循环68.85每循环雷管消耗量发/循环67每米巷道炸药消耗量kg/m28.68平均每立方米雷管消耗量发/m4.1每立方米岩石雷管消耗量个1.71炮眼布置图如下图所示：42 4.1炮眼布置图4.3装岩与运输4.3.1装岩与运输设备选择装岩机选用的是ZCY—60型铲斗侧卸式装岩机，铲斗额定容积为0.6m3，铲斗宽度为1600mm,最大卸载高度为1650mm，最大卸载角度为55°，最大卧底高度为600mm，最大牵引力为50kN，额定牵引力为45kN，行走速度为0.7m·s—1，最小离地间隙为200mm，爬坡高度为±16°，履带板宽度为260mm，接地比压为0.09MPa，电机功率为45kW，电压等级为380/660V,行走马达为21MPa，工作机构为16MPa，适用最小断面积为12m2，外形尺寸（长×宽×高）为4500mm×1741mm×2350mm,机器质量为7.8t。42 在打眼时，侧卸式装岩机退到距离工作面约35m处，停放在巷道右侧进行日常的维护工作。装岩时，侧卸式装岩机使用的电缆要用链环悬挂在巷道右边设置的钢丝绳上，使得装岩时能够自由移动。电缆的可以自由移动的长度为20m，这样可以满足装岩机装满一列（8节）1t矿车。巷道左侧设置重车线轨道，且距离工作面30m，右侧设置空车线轨道，且距离工作面8m左右。矿车使用1.5t矿车连续挂8节为1个列车。运输时，使用8t矿用防爆电机车承担从工作面至井底车场的空、重列车及材料车的长段运输。4.3.2装岩作业操作规程1、装岩机司机，必须经过专门技术培训、考试合格后，方可持证上岗。2、装岩操作按下列顺序进行：检查和准备→试运转→开机装岩→停机。3、操作时动作要平稳、准确，并应首先用铲斗清除前进道上的散落矸石。4、开始时，阀要开得大，中间阶段要把稳，当油缸或铲斗到位时，手要准确及时松开，使阀复到零位，油缸到头要及时松手，防止产生冲击。5、操作时要做到“三准确”、“四注意”、“五严禁”、“五不装”。“三准确”：铲斗落地要准确，退车装载要准确，铲斗翻转油缸的动作要准确。“四注意”：注意周围人员，注意不要碰撞支架，注意机器不得压电缆，注意未爆火药雷管。“五严禁”：严禁在不停电、不闭锁、不垫枕木的情况下在铲斗下面维修机器，严禁在无矿车时用机器频繁倒岩，严禁用铲斗挖水沟，严禁铲斗侧立时从事推铲作业，严禁用铲斗冲撞大块岩石。“五不装”：大于40ｃｍ矸石不装，机器带病不装，照明不好不装，无人监护电缆线不装，顶帮支护不安全不装。42 4.4临时轨道及管线铺设4.4.1临时轨道铺设铺设的轨道型号为30kg／m钢轨，600mm轨距，轨枕规格为1200mm×150mm×150mm，材料为优质松木。永久轨道布置轨道的轨距为600mm，采用轨型30kg/m。在左右两侧设人行道，采用混凝土硬化，硬化宽度800mm，厚度200mm。右侧设置排水沟，排水沟采用混凝土砌筑，水沟断面净尺寸高×宽=500×500mm，侧壁厚度50mm，底厚100mm，水沟设盖板，盖板尺寸长×宽×厚=800×500×50mm。排在巷道施工结束后再进行。4.4.2水沟的布置水沟的掘砌在距离工作面45m处与巷道掘进平行施工。水沟宽为500mm,深为500mm。4.4.3管线的布置1、风筒布置由于轨道大巷长784m，根据现场经验，可选用400mm的风筒。考虑到胶布风筒轻便可靠，所以风筒选用了直径400mm的胶布风筒，节长为10m,壁厚为1.2mm,每米质量为1.6kg·m-1。2、风筒吊挂要求：（1）风筒吊挂必须做到平直，无打弯现象。（2）风筒接头位置必须采用反压边，异径风筒相接必须采用过渡节。（3）风筒吊挂必须做到逢环必挂，严禁漏挂。（4）风筒接头严禁漏风，对风筒有破口应及时粘补，减小风筒漏风量到最小限度，对破损严重的立即更换。42 （5）风筒应保持干净，粉尘应及时清理或冲洗。3、风水管布置（1）压风管为φ70×5无缝钢管（选型在<<简明建井工程手册>>中393页，表2-5-3冷拔或冷轧精密无缝钢管（GB3639-83）规格中），供水管为φ68×10供水管（选型在<<简明建井工程手册>>中425页，表2-5-29冷轧无缝钢管（GB8162、8162-87）中）。（2）压风管、排水管敷设在巷道的两侧。采掘工作面防尘喷雾用水，由地面水池通过专用管道送到用水地点。再从净化水池经水泵加压，有上仓胶带斜巷送至西轨大巷。（3）巷道内风水管路的铺设应满足设备、行人的安全需要；巷帮要预留出防止巷道变形损坏风水管路的间距。（4）铺设管路的巷道出现冒顶、地鼓、片帮时应即时修护。（5）巷道内从迎头向外100米后的管路必须进行刷漆防腐。刷漆的颜色遵照如下规定:供风管路黄色，供水管路绿色，注浆管路红色，排水管路蓝色、瓦斯抽风管黑色。刷漆必须保证均匀，鲜艳美观。4、电缆布置（1）井下必须使用统一标准的电缆钩吊挂，新施工的掘进工作面，要依据实际需要确定电缆敷设根数，由施工单位一次将电缆钩安装到位。（2）各单位应依据施工的巷道情况选用适当规格的电缆钩，同一巷道使用的电缆钩规格型号必须统一。（3）采掘工作面的电缆钩悬挂间距为800mm，悬挂高度离道面1.8m以上。电缆吊挂顺序为：上部为信号电缆、电话电缆和127V电源电缆，下部为动力电缆；吊挂方式为：光缆可以穿管吊挂，电话、照明、信号必须一钩一线分开吊挂。电缆钩规格应与电缆直径匹配。（4）电缆表面应保持清洁、干净，不得有水泥点、杂物、灰尘等，电缆不得悬挂在风水管路上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与风水管路原则上不得在巷道同一侧敷设，当必须在同一侧敷设时，应敷设在管子上方，并保持300mm以上的距离。42 （5）通信和信号电缆应同电力电缆应分挂在巷道两侧，受条件所限时，通信和信号电缆应吊挂在距电力电缆上方100mm以上的位置，相互不得交叉。42 5劳动组织及主要技术经济指标此处指“+1145m水平轨道大巷”施工的相关的劳动组织及主要技术经济指标。5.1施工劳动组织及工期5.1.1施工劳动组织1、劳动组织图表如下：表5.1劳动组织图表序号工种出勤人数备注班次一班次二班次三合计1打眼工555152爆破工1113（必须持证上岗）3拌料工21244装岩机司机11135喷浆机操作工11126机电维修工11137其他33398班长11139合计151415442、循环时间计算此处参考《巷道施工》（徐新斌主编）第38页对相关时间的计算。（1）钻眼时间的计算如公式（5—1）所示：（5—1）式中：42 T2—钻眼时间，N—工作面实际炮眼数目，为68个；L—炮眼深度，为2.4m；K—同时工作的凿岩机台数，取12台；V—每台凿岩机的实际钻眼速度，取0.15m•min-1。岩石装运时间的计算如公式（5—1）所示：（5—2）式中：T7—岩石装运时间，S巷道掘进断面积，16.30m2；L—炮眼深度，为3.6m；η—炮眼利用率，0.94；ξ—岩石松散系数，取2.0；M—同时工作的装岩机的数量，为1台；P—装岩机的实际装岩生产率，50m3/h。即岩石装运时间为1.47h，也就是90min。（3）一个循环所用的时间如公式（5—3）所示：（5—3）式中：T—一个掘进循环的时间，min;T1—安全检查及准备工作时间，min;T2—钻眼时间，为90min;T3—装药连线时间，为40min;T4—爆破通风时间，为30min;T5—敲帮问顶时间，为30min;T6—临时支护时间，为40min;T7—岩石装运时间，90min;T8—安装锚杆时间，40min。3、劳动组织循环图劳动组织循环图如图5.1所示：42 5.1劳动组织循环图5.1.2施工工期1、施工准备工期6天，主要进行设备选用，人员的调配。2、该巷全长784m，施工该巷道时按照日进尺7.2m，每月用于掘进天数25天，那么该巷道施工的工期如公式（5—4）所示：（5—4）式中：T工—巷道施工的工期，月；784—巷道总长度784，m；7.2—巷道施工的日进尺7.2，m；25—每月用于掘进天数25，天。即130天。开工时间：2016年7月1日，预计竣工时间：2016年11月10日。42 6安全管理措施6.1一般规定1、在施工前，由队长组织所有施工人员，由技术员负责贯彻本作业规程，所有施工人员必须学习本作业规程，并且应当参加考试，考试不及格或未参加学习的人员不得参与本巷道的施工。2、要认真开好班前会，排班的人员必须讲清楚当班的安全、生产、质量等注意事项，明确好各工种岗位的相关职责。3、应当严格执行交接班制度，交待清楚现场的安全、生产、质量等情况。4、坚持“一班三汇报”制度，出现了异常时，当班负责人必须立即向矿调度室和队值班室汇报现场的情况。5、要实行队干部现场跟班制，把好、把紧现场各生产环节安全、质量关。6、要严格执行好安全质量动态检查评估的制度。7、电工、各类电机车司机、装岩机司机等特殊工种人员必须是持证上岗，并且要严格按《操作规程》进行操作。6.2顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度。施工前及施工过程中当班负责人要指定专人进行敲帮问顶工作，找顶人员必须站在支护完好的安全位置用专用找顶工具进行找顶，找顶时一人操作一人看安全，找顶工具长度不低于2.0m。将浮石、危石挑下后再进行作业。2、掘进工作面严禁进行空顶作业，在距掘进工作面10m以内的支护在爆破前必须进行加固，爆破崩倒或崩坏的支架必须尽行修复。42 3、加强支护施工管理，确保支护质量，支护施工前应当进行技术交底，施工过程中应当严格检查验收，尤其是锚杆支护工作，应使锚杆的孔位，深度符合设计标准。6.3爆破安全措施此处参考了《煤矿安全规程》。1、装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。装配时应当严禁坐在爆破器材箱上装配起爆药卷，并且装配起爆药卷的数量，要以当时当地所需量为限。2、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层；3、电雷管必须从药卷顶部插入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上；4、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。5、爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检查”和“三人联锁放炮制度”。6、放炮前，瓦检员必须对掘进工作面、回风流瓦斯进行检查，瓦斯超限时严禁放炮。放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达1%时，严禁装药放炮。7、放炮前必须严格按照要求进行站岗截人，严禁人员进入警戒范围以内。放炮警戒距离为200m。8、放炮后，至少要等30min，炮烟散尽后，由班队长、瓦检员、安检员从外往里检查工作面及回风流瓦斯浓度、通风、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，确认瓦斯浓度低于0.8%，无其他问题以后，其他作业人员方可进入工作面。9、班队长确认放炮结束无任何安全隐患后，方可通知调度室撤岗、送电，恢复作业。10、瞎炮处理必须遵守下列规定：42 （1）处理瞎炮必须在当班负责人指挥下当班处理完毕，若当班不能处理完毕，当班放炮员必须在现场向下一班放炮员交接清楚；（2）由于联线不良造成的瞎炮，可采取重新联线的方法进行起爆；（3）由于其它原因造成的瞎炮，必须在距瞎炮炮眼0.3m以外另打与瞎炮炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆；（4）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷，或者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，严禁用压风吹瞎炮炮眼；（5）处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的电雷管；（6）在瞎炮处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。6.4一通三防管理6.4.1通风措施1、根据《矿井通风安全质量标准化标准及考核评级办法》中规定的检查评定内容进行检查、评级，对标准化工作持续改进、不断提高。2、从设计和生产需求上考虑通风安全质量标准化工程施工，要求通风部门按要求及时上报需补充的通风工程计划。3、及时同通风部门协调，由通风部门每周召开一次通风安全质量标准化讲评会议，对于存在的问题及时处理并对下月工作作出计划。4、永久风门应当设置联锁装置，严禁两道风门同时打开，主要的风门必须设置语音提示装置。5、在巷道中所设置的挡风墙，距离巷口均不得大于6米。42 6、挡风墙要说明牌板的内容，应当包括施工单位、施工地点、施工日期、建筑材料、墙体厚度、验收人（指通风部门的验收人）等；挡风墙检查牌板的内容应包括检查地点、检查时间、瓦斯浓度、完好情况、检查人等。6.4.2防瓦斯措施1、采掘工作面每班必须安排专职瓦斯检查员。其它用风地点根据路线长度、工作量大小划分区域，安排人员巡回检查瓦斯。2、要求瓦检员每次巡回检查的时间间隔应当不超过3个小时。3、各检查点瓦斯检查间隔时间要均匀，误差不超过15分钟，因处理问题等特殊情况下，当班瓦检员不能按规定时间到达巡回检查地点时，必须向通风工区干部汇报，要根据通风工区干部指示执行，采取相应措施，并有记录可查。4、瓦检员每次检查结果必须记入瓦斯巡回检查手册和检查地点的记录牌上，并将检查情况通知现场工作人员，经该工作地点班组长签字确认。5、瓦斯检查人员的配备，由矿总工程师组织劳资以及通风部门每半年考核一次，保证该岗位不缺人员。6、通风工区必须将通风设施、防尘设施、抽放管路外观、监测监控运行情况纳入瓦检员的检查范围。7、当瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关规定条文时，瓦检员有权责令现场工作的人员立即停止作业，撤到安全的地点，切断电源装置，揭示明显警标，并且要及时进行汇报处理。8、瓦检员必须使用光学瓦斯检定器检查瓦斯，且带有不少于2米长的胶管和检查高度相适应的瓦斯杖，严禁戴非防爆电子表。9、检查瓦斯严格按《岗位责任制》和《操作规程》进行作业。42 6.4.3防尘措施1、湿式钻眼。我矿严禁在没有防尘措施的情况下进行生产。因此，施行湿式钻眼，那就是在钻眼过程中用水冲洗炮眼，使得岩粉能变成浆液从炮眼流出，同时使得粉法不会飞扬，这就能极大地降巷道中的粉尘浓度。此外，我们在装药时使用水炮泥是降低爆破粉尘的另一重要措施，使用水炮泥可以有效地减少空气中的有害气体。2、喷雾洒水。喷雾洒水就是将压力水通过喷雾在旋转或冲击作用下，使得水流雾化而成为细散的水滴，之后喷射于空气中。在此，我们决定，在爆破前用水冲洗10m左右的岩帮，爆破后应当立即进行喷雾。在装岩前要向岩堆上洒水，这样，水黏结了细粒，它就不会在装岩时被铲斗扬起。3、我们虽然采用了多种措施来保证工人的健康，但是还是不能做到最好。为此，我们决定，为每个井下工作人员特别是掘进工人配备自吸过滤式的防法用具。6.4.4防火措施1、火灾防治严格按《煤矿安全规程》第244条规定执行，一旦发生火灾，视火灾性质、通风及瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，同时迅速向矿调度室汇报。电气设备着火。2、所有防火墙都要编号，并在火灾位置关系图上注明，设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内。3、指定专人对火区闭墙附近的气体浓度和温度每天检查一次，有害气体变化较大时，每班至少检查一次。4、井下消防管路每隔100米设置三通阀门，皮带巷每隔50米设置三通和阀门。5、井下电氧焊安全措施必须报矿总工程师、董事长批准。6、井下发生自然发火时，必须立即将火源下42 风侧的人员全部撤出，并成立以董事长为总指挥的防灭火的领导组。7、根据着火情况，首先采用直接灭火方法，不得改变火区的风流方向。8、直接灭火不能取得效果时，应采取封闭隔离灭火，封闭火区前，根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化慎重决定通风方法和封闭程序。42 参考文献[1]姜大源．职业教育学研究新论[M]．北京：职业教育科学出版社，2007．26-27[2]姜大源．论高职教育工作过程系统化课程开发[J]．徐州建筑职业技术学院学报，2010（1）：1-6．42 附录1、巷道布置图2、避灾线路图3、装岩运输图42 致谢本毕业设计在设计过程中得到了多位专业课老师的指点，向他们表示感谢。设计过程中我收集了各种资料，学习了掘进过程的施工工艺。熟悉了矿井地质知识、井巷工程知识、矿山机械设备知识、矿井运输知识、通风安全知识、供电排水知识。这次毕业设计过程中我参考了许多的专业课书籍，并且将引用的相关出处在脚注处表明了，在这里向相关的作者表示感谢。在制作毕业设计过程中，我校能源与交通工程学院为我创造了极为有利的学习条件，组织我们学习，并且解答疑问。矿建专业的各位老师，为我们做了指导工作，实习设计中同学们密切合作，一同解决了各种难题。所以，本次毕业设计之所以能够顺利进行，是由于专业老师的亲切指导。在这里，我要说一声，老师，你们辛苦了。致谢人：文明2016年6月4日42'