+663水平一甩永久避难硐室施工组织设计.docx
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+663水平一甩永久避难硐室施工组织设计
桐梓县洋岩煤矿
永久避难硐室施工组织设计
编制：
审核：
总工：
二0一三年四月六日
前言……………………………………………………………………3
第一章矿井水文地质概况……………………………………………5
第一节地质构造………………………………………………………5
第二节水文地质………………………………………………………6
第二章硐室布置及支护说明…………………………………………6
第一节硐室布置…………………………………………………………6
第二节支护工序安排及要求…………………………………………7
第三节砌碹及混凝土浇筑方法……………………………………….11
第三章施工工艺及方法…………………………………………….11
第一节施工方法……………………………………………………11
第二节硐室破岩方式…………………………………………………11
第三节爆破作业………………………………………………………12
第四章生产系统………………………………………………………14
第一节设备及工具配置………………………………………………14
第二节通风系统………………………………………………………15
第三节压风自救系统…………………………………………………16
第四节综合防尘………………………………………………………17
第五节防灭火…………………………………………………………18
第六节监控监控系统………………………………………………….18
第七节供电系统………………………………………………………19
第八节排水系统………………………………………………………20
第九节运输……………………………………………………………21
第十节通讯和照明……………………………………………………21
第五章劳动组织及主要技术经济指标………………………………21
第一节劳动组织………………………………………………………21
第二节循环作业………………………………………………………22
第三节施工组织设计主要经济技术指标……………………………22
第六章避难硐室安全技术措施………………………………………22
前言
一、矿井概况：
桐梓县洋岩煤矿隶属贵州鑫福能源开发有限公司，企业性质为私营独资。
矿区位于桐梓县羊磴镇羊岩村境内。
矿区桐梓县城120km,距210国道49km，距川黔铁路赶水火车站35km，区内有至石道羊磴和赶水镇的乡级公路穿过，交通便利。
二、编制施工组织设计依据
1.《煤炭工业矿井设计规范》GB5025—2005。
2.《煤矿安全规程》2011年版。
3.《MTT5026—2009》煤矿矿井井底车场硐室设计规范》。
4、《煤炭工业重庆设计研究院有限责任公司编制的桐梓县洋岩煤矿井下紧急避险系统设计说明》
5、《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）（安监总煤装〈2011〉33号》
6、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-2007）
三、硐室施工设计概况
建立并完善煤矿井下安全避险“六大系统”是生产安全的迫切需要，煤矿井下紧急避险系统是国家强制推行的先进技术装备，为规范和促进洋岩煤矿井下紧急避险系统的建设、完善和管理，根据《国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知》（国发【2010】23号）精神和安监总煤矿【2011】15号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》
四、硐室建设的目的
本施工组织设计中的紧急避险设施建设主要是指全矿永久避难硐室建设以及其他“五大系统”的对接；室内紧急避难设施由供氧、动力、环境监测、排泄物处理、空气幕联动和通信等各个系统组成，规划合理的避灾路线，补充应急预案等。
紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基本功能。
建设完善紧急避险系统并与矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相对接，形成井下整体性的安全避险系统。
（一）避难硐室位置、工程量
2013年五月我矿委托煤炭工业重庆设计研究院有限公司设计了“桐梓县洋岩煤矿井下紧急避险系统专项设计和实施方案”及图纸。
根据设计要求确定矿井+663m水平一甩运输石门布置一个永久避难硐室，硐室工程量40m，可容纳人员50人。
（二）硐室作用及功能
1、永久避难硐室作用
煤矿井下紧急避险系统是在井下紧急情况下，为遇险人员安全避险提供生命保障的设施、设备、措施组成的有机整体。
当井下发生灾情后，紧急避险设施应能为无法及时撤离的遇险人员提供一个安全避险密闭空间，对外能够抵触高温烟气，隔绝有毒有害气体，对内提供氧气、食物、水、去除有毒有害气体，创造生存基本条件，并为应急救援创造条件、赢得时间。
2、永久避难硐室的功能
（1）整体结构坚固密闭，能达到防火防爆，隔绝有毒有害气体的要求。
（2）硐室能实现独立供氧，提供人员生存的基本需求。
（3）硐室有完善的监测监控系统和通讯系统，可及时与地面积取得联系，争取及时救援。
（4）硐室内装备有医疗急救设备、照明设备、灭火器、自救器、水、干粮、卫生设备等必须设备。
五、工程概况
本施工组织设计为+663水平永久避难硐室，该硐室采用三芯拱锚网喷加砌碹二次支护，巷帮、拱顶全部挂网，遇软岩、破碎带时采取缩小锚杆补措施加强支护。
净断面7.16m2，净宽3.0m，直墙高1.8m，拱高0.75m，中高2.55米。
六、预计开竣工时间及施工单位
本掘进巷道总工程量40m，每天3班掘进，每班计划进尺1.5m,日进尺4.5m，施工工期10天，计划2013年4月中旬开工，2013年4月25日竣工；施工单位为岩掘队。
第一章矿井水文地质概况
第一节地质构造
地质情况
根据地质部门提供资料表明，该巷布置在煤系层下的茅口灰岩中，属岩溶裂隙含水层，由于该硐室位于一甩运输石门一测，在施工一甩运输石门时未发现有水害存在，因此在施工中仍要坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，搞好施工安全。
第二节水文地质
1、矿区水文地质特点：
1）矿区是主要以大气降水为主要补给水源的裂隙充水矿床。
2）矿区内矿床埋藏于当地侵蚀基准面以上（矿上资料），煤系含水带渗透性能较弱，地下水循环甚为缓慢。
3）在构造和地形上，矿区冲沟发育，具有一定的补给区和排泄区，大气降水通过自然冲沟排出矿区。
2、地表水
矿区开采范围内有池塘、河流及小溪。
矿井开采区域冲沟发育，大气降水通过自然冲沟排出矿区。
第二章硐室布置及支护说明
第一节硐室布置
+663水平一甩运输石门避难硐室，其开口位置在原一甩运输石门临时避难硐室处向北施工5米后，改变方向向西平进22m，然后向南掘进7m与一甩运输石门贯通，坡度线与起拱线为同一条线，掘进中按照中腰线施工。
一、硐室支护方式
该硐室采用三芯拱锚网喷加砌碹二次支护，巷帮、拱顶全部挂网，遇软岩、破碎带时采取缩小锚杆补措施加强支护。
二、临时支护
爆破后及时用长把工具戳掉迎头悬矸危岩，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度不小于50mm，喷浆体初凝20min后，施工人员方准进入迎头作业。
第二节支护工序安排及要求
锚杆及联合支护
（一）锚喷硐室各参数的确定
1、根据硐室宽度净宽3.0m，毛宽3.2m，穿过岩层为中等稳定岩层，属三类围岩，查表选取锚喷支护参数：
锚杆长L=2.0m、间距a＝0.8m≈0.8m、排距b＝0.8m、锚杆直径R＝20mm、喷射混凝土厚度T1＝100mm、锚杆外露长度T2＝100mm。
2、根据喷射混凝土厚度T1＝100mm可知支护厚度T＝T1＝100mm。
3、每米巷道拱与墙喷射材料消耗：
V=[1.57×（B—T1）×T+2×直墙高×T]×1
=[1.57×（3.2-0.10）×0.1+2×1.8×0.1]×1
=0.8467m3
4、每米巷道锚杆消耗：
拱部打锚杆：
N=2（P/2M）+1/M1
P=1.57×B=1.57×3.2=5.02m
M、M1为锚杆间距排距a=à=0.8m
故P/2M=5.02÷（2×0.8）=3.14≈4
故N=（2×4+1）÷0.8=11.3根
每排锚杆数量为N×0.8=11.3×0.8≈9根
直墙锚杆数量为：
每帮各3根
（二）锚（网）支护及支护材料
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用∮=20mm螺纹钢锚杆，长度为2000mm。
每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不少于500mm，锚杆外露长度为100mm，托盘为正方形，规格（长×宽）为130mm×130mm，用5mm钢板压制成弧形。
树脂锚固剂直经为25mm，每卷长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆固力不小于60KN（17Mpa）。
2、网采用直经6mm的冷拔铁丝制作的经纬网，网的规格为长×宽=2000mm×1000mm，网格为长×宽=100mm×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于80mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。
3、喷射混凝土必须采用标号不低于P.032.5号水泥，砂为纯净的中粒河砂，含水率为4%—6%。
石子粒直经5—10mm，将粒径大于20mm的石子控制在10%以下，石子过筛，并用水冲洗干净。
混抗拉强度为22Mpa、抗压强度为2.0Mpa，配比为水泥：
砂：
石子=1：
2：
2。
速凝剂型号为J85型，掺入量一般为水泥重量的3.5%—4%，喷拱取上限，喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷净水机上料口均匀加入。
（三）、喷射混凝土
1、准备工作
（1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求（初喷时），发现问题应及时处理。
（2）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。
（3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运行，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。
（4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。
（5）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：
在地面用搅拌机干混除速凝剂外的主料，然后装入矿车运送到井下。
速凝剂在喷射时均匀加入喷浆机上料斗。
喷射时，喷浆机的供风压力为0.4Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4—0.5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，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流水、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度30—50mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h。
否则，应用高压水重新冲洗受喷面。
喷射顺序以先墙后拱，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0.8—1.0m为宜。
3、喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集加弹料，回弹率不得超过15%。
若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。
喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次。
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和材料。
喷射混凝土回弹率不得超过15%，回弹料一部分可掺入原料中重新利用，但掺入量不能超过20%，其余的可以作为砌水沟和行人步梯的原料。
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。
（四）、巷道涌水的处理方法
在涌水点安装导水管，在彻底排查巷道内出水点后，在根据出水点的构造特点，采取打孔疏放，并安装导水管，让淋水完全从导水管流出。
（五）、备用材料、数量、规格及存放地点
备用材料锚杆、数量30根、锚杆规格，锚杆长L=2.0m，锚杆直径R=20mm，存放在距掘进头30m处。
（六）、支护质量与要求
1、锚杆的长度、间距、排距、数量应符合设计要求，成排成行，决不允许有漏打锚杆及空眼现象。
2、锚杆眼一定要垂直于巷道顶帮，打眼要够深。
3、安装倒楔式锚杆时，要用锤打紧，螺帽要用扳手拧紧上牢，锚杆外漏不得大于50mm。
4、喷射混凝土时，一定要挂金属网，挂网必须整齐、贴帮、贴顶、保证质量，保证不漏金属网，表面平整光滑。
5、喷射混凝土时，速凝剂掺量是水泥用量的3%-4%，要求随拌随用。
6、喷射时要尽量垂直岩帮，风压、水压适中、上料要均匀，堵管时必须停喷关风处理，不准带风作业。
7、喷射前应用压力水冲洗岩面，喷射时必须由上往下进行，回弹率控制在两帮10%以下，拱顶15%以下，回弹物要及时回收利用。
第三节砌碹及混凝土浇筑方法
一．砌拱前
1．砌拱形碹操作顺序。
（1）搭工作台。
（2）支碹胎、砌碹或混凝土浇灌。
（3）封顶与合拢门。
（4）拆碹胎与模板。
（5）检查质量，清理现场。
（6）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。
（7）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。
2．支碹胎及混凝土浇筑
（1）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。
（2）用水冲洗碹胎与模板。
（3）按碹胎间距支设腿子木，并支稳支牢。
（4）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。
在用砖或料石垒垛稳定碴胎时，要垒在经找平的坚硬底板上，并要保持垛架的稳定、牢靠，与碹胎接触处应垫方木。
（5）碹胎的模板应随砌随放并摆放平整。
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。
3．拆碹胎和模板。
（1）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。
（2）回胎人员站在安全一侧，并预先清理好退路。
（3）回胎后，将贴在碹壁上的悬板、模板全部拆掉。
（4）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。
第三章施工工艺及方法
第一节施工方法
一、硐室开口施工方法
1、施工前地测防治水科必须提前标定开口位置，标定中腰线，施工单位严格按线施工。
2、开口前，必须对开口10米范围巷道支护检查加固，并将各种管路、电缆保护好。
3、开口前，要提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。
二、施工方法
喷浆采用型号为PS61型转子式混凝土喷射机（喷浆机2台一备一用）。
1、掘进施工
（1）迎头爆破后，及时在有效支护掩护下由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，然后对迎头暴露围岩进行初喷，初喷厚度20-30mm。
（2）迎头初喷并初凝20min后，开始装碴。
（3）由外向里打设起拱线以上锚杆。
2、喷浆施工
（1）迎头施工3-6m后，首先按由外向里、由上向下的顺序打设起拱线以下锚杆，并挂网至腰线一下1.0m，锚杆盘压网要实，连好网。
（2）喷浆盖网，喷层厚度为50mm，喷后不漏钢网、锚杆，达到设计总厚度100mm。
第二节硐室破岩方式
+663水平一甩运输石门永久避难硐室掘进采用全断面爆破的方法破岩，一次成巷方法掘进与支护顺序作业。
1、掘进施工工艺流程
打眼—→装药—→放炮—→出碴—→拉中（腰）线→打锚杆（挂锚网）—→喷浆—→复喷
2、打眼机具
采用YT-24型风钻打眼（掘进工作面有2台YT-24型风钻一备一用）。
3、降尘方法
采用湿式打眼、水炮泥、放炮前后喷雾洒水，装（岩）前洒水，各转载点开放喷雾头的方法降尘。
第三节爆破作业
+663水平一甩运输石门永久避难硐室布置在茅口灰岩中，该岩层为中等稳定岩层，采用三芯拱锚（网）喷加砌碹二次支护，净断面7.16m2，为保证巷道成型质量，减少材料损耗，实行光面爆破，严格按照爆破图表要求，保证光面爆破效果。
一、爆破器材
MFB-100型发爆器起爆
二、炸药种类、雷管型号
炸药种类：
使用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为∮32mm×200g，重200g；
雷管型号：
工业8号法兰壳毫秒延期电雷管。
三、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。
四、掏槽方式
掏槽方式为垂直楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。
五、起爆方式
爆破网络采用串联全断面一次起爆。
六、炮眼数目和装药量的确定：
根据下列方式可能一次爆破所需的总炸药量：
Q=qsLη
式中q—单位炸药消耗量，（岩巷q=1.5kg/m3）
s—巷道断面积m2，s=7.46m2
L—炮眼深度m，L=1.6m
η—炮眼利用率，取91%
根据下列方式可算出每次装炮所需炮眼数目
N=q×s×m×η/（x×p）
式中N—炮眼数目，个
m—每个药卷长度，取0.2m
x—炮眼装药系数，一般取0.5—0.7，式中取0.7
p—每个药卷重量，取0.2kg。
根据以上两公式，确定每循环所需炸药量和炮眼数量分别为：
Q=1.5×7.46×1.7×0.91=17.3（kg）
N=1.5×7.46×0.2×0.91/（0.7×0.2）=14.5（个）（实际炮眼为32个，见炮眼布置图）
附图：
炮眼布置图及爆破说明书
永久避难硐室爆破特征表
序号
眼编号
眼深
m
装药量（kg）
封泥长
（m）
雷管
个
爆破
顺序
卷/眼
重量（kg）
1
1~6
1.7
3
5.4
0.8
6
Ⅰ
2
31、32
1.5
3
1.8
0.8
2
Ⅱ
3
7-13
1.5
3
6.3
0.8
7
Ⅲ
4
21-29
1.5
2
5.4
0.8
9
Ⅳ
5
14~20、30
1.5
3
7.2
0.8
8
Ⅴ
6
合计
26.1
32
说明：
采用分段雷管全断面一次起爆
预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
91.0
每米巷道耗药量
Kg/m
11.53
循环进尺
m
1.5
每循环炮眼总长度
M
53
循环爆破实体岩石
m3
11.2
每平方米岩体耗雷管量
个/m2
2.85
炸药消耗量
Kg/m3
2.33
每米巷道耗雷管量
个/m
21.33
爆破原始条件
名称
单位
数量
名称
单位
数量
掘进断面
m2
7.46
炮眼数目
个
32
岩石紧固系数
4-6
雷管数目
个
32
炮眼深度
m
1.7
炸药消耗
kg
26.1
七、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班技术员、安全员、班组长确定施工中线，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。
2、施工按要求掘进硐室，严禁违反设计施工，底板保持平整。
3、中线至任何一帮的距离偏差允许在-50mm≤x≤50mm之间。
第四章生产系统
第一节设备及工具配置
一、工具
该巷道使用人工装碴、1部湿式喷浆机
压风设备和用风设备表
设备
名称
型号
风压（MPa）
台数（台）
风量（m3/min）
蜗杆式空气压缩机
FHOG-340W
0.8
2
40m3
气腿式
凿岩机
YT24
0.4-0.63
1
4
喷浆机
PS61
0.4-0.6
2
6.23
第四节通风系统
一、通风方式选择
1、施工过程中，采用局部通风机压入式通风，局部通风机设在+663水平运输石门与永久避难硐室交叉口西10m外。
二、掘进工作面风量计算
1、按CH4.CO2涌出量计算
Qh=100×Qgh×kgh
=100×0.3×1.5=45m3/min
式中Qn—掘进工作面的需风量1.5m3/min
Qgh—掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.3m3/min
Kgh—掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数取1.5
2、按炸药量计算
Q=10A=10×17.3=173m3/min
式中10—使用1kg炸药的供风量
A—掘进工作面一次爆破使用最大炸药量
3、按人均计算
Qh=4NK=4×14×1.5=84m3/min
式中4—以人为单位的供风标准
N—掘进工作面同时工作的最多人数取14
K—风筒漏风及风量损失系数取1.5
根据以上计算，确定该工作面需风量173m3/min，可选用型号FBD（2×11kw）局部通风机∮600mm风筒供风，该风机额定供风量为350—400m3/min，能满足掘进时的风量需要。
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算
Q最低=VS=60×0.15×7.16m2
=67.14m3/min
式中V—巷道允许的最低风速，岩巷取0.15
S—巷道断面积，取7.16m2
2、按最高风速验算
Q最高=VS=60×4×7.16=1718.4m3/min
通过以上计算及验算，所选择的2×11kw对旋风机能够满足+663水平一甩永久避难硐室掘进供风需求，并符合有关规定，为保证工作面正常供风的需要，选择双风机、双电源方式供风。
3、按掘进工作面温度
温度/℃
6以下
16-22
23-26
需风量/（m3/min）
40
50
60
根据《煤矿安全规程》规定井下工作地点的温度不超过26°的要求，通过查表可知工作面风量应为63m3/min。
4、其它有害气体浓度计算
回风流中瓦斯或二氧化碳不得超过1%
Q=P瓦斯/Q掘≤1%
式中Q——掘进工作面需风量，m3/min
P——瓦斯绝对涌出量，m3/min
则Q掘≥P瓦斯/1%=0.3/1%=30m3/min
掘进工作面需风量45m3/min，满足以上4个条件，所以选用FBD（2×11KW）型风机。
能保证工作面正常供风需求。
风筒采用抗静电阻燃风筒，直径为600mm。
四、+663水平一甩永久避难硐室通风系统
进风：
局部风机架设在+663一甩运输石门与永久避难硐室交叉口西10m处
回风：
永久避难硐室→+663水平一甩运输大巷→1104运输巷→1104采面→1104回风巷→+853总回风巷→地面
第五节压风自救系统
一、确定掘进工作面压风源
1、风源来自平面空压机房，选用FHOG-340W型空压机2台。
压风管路从空压机房到中平硐经+663m运输大巷至永久避难硐室，分别用6寸、2寸铁管和1寸胶管送到工作面。
2、压风系统
地面空压机房→中平硐→+663运输大巷→+663水平一甩永久避难硐室。
压风设备和用风设备表
设备
名称
型号
风压（MPa）
台数（台）
风量（m3/min）
蜗杆式空气压缩机
FHOG-340W
0.8
2
40m3
气腿式
凿岩机
YT24
0.4-0.63
1
4
喷浆机
PS61
0.4-0.6
2
6.23
通过上表可知2台设备同时工作的总风量为10.23m3/min，压风机压风能满足工作需要。
第六节综合防
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