紧急避难硐室作业规程.docx
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紧急避难硐室作业规程
目录
第一章概况3
第一节概述3
一、巷道名称3
二、掘进目的及用途3
三、巷道设计长度和服务年限3
四、矿压观测资料3
第二章地面位置及地质情况4
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况4
第二节地质构造4
第三节水文地质4
第三章巷道布置及支护说明5
第一节巷道布置5
第二节支护设计5
一、巷道断面5
二、支护方式5
第三节支护材料和支护工艺5
一、支护材料5
二、支护工艺6
第四章施工工艺8
第一节凿岩方式8
第二节爆破作业8
第三节装载与运输8
第四节管线敷设8
第五章生产系统10
第一节通风10
一、掘进工作面风量计算10
二、局部通风机、风筒规格选型10
三、掘进工作面风量验算11
第二节压风11
第三节综合防尘11
第四节防灭火12
第五节安全监控12
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用12
二、甲烷传感器的配备和使用12
第六节供电13
第七节排水系统13
第八节运输13
第九节通讯系统13
第六章劳动组织及主要技术经济指标14
第一节劳动组织14
第二节循环作业14
第三节主要技术经济指标15
第七章安全技术措施16
第一节一通三防16
一、通风管理16
二、防尘管理17
三、防火管理17
第二节顶板管理18
第三节爆破18
一、打眼措施18
二、放炮措施19
第四节防治水22
第五节机电管理22
第六节运输管理23
一、人力推车23
二、绞车提升23
第七节锚喷支护安全技术措施23
一、施工前的准备工作23
二、施工顺序24
三、锚杆支护技术措施24
四、锚杆支护施工方法及技术要求25
五、锚杆支护安全措施25
六、锚杆支护操作措施26
七、锚固力测试的安全措施26
第八节其他27
一、风钻打眼的注意事项27
二、文明卫生要求27
第八章灾害应急措施及避灾路线28
第一节灾害预防28
一、防治瓦斯措施28
二、防火灾措施28
三、防水灾措施28
四、防运输事故的措施28
第二节避灾路线29
一、避火灾、瓦斯路线29
二、避水灾路线29
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为紧急避难硐室。
二、掘进目的及用途
掘进的目的是井下发生事故避险之用。
三、巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度：
40米
服务年限：
10年
预计开竣工时间
本掘进工作面自2013年3月30日开工，预计2013年6月15日竣工。
四、矿压观测资料
煤层和煤层的顶底版应力较集中。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
水平、采区
一水平、一采区
工程名称
紧急避难硐室
地面标高（m）
+1646---+1755
井下标高（m）
+1535---+1536
地面相对位置情况
山地和竹林
井下相对位置对掘进巷道的影响
位于轨道下山落平点（运输提升井）右侧往里30米；东部、西部无掘进巷道。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
四周无采区布置。
第二节地质构造
矿井位于盘南背斜南东翼东段，总体为一单斜构造。
地层走向为北东，倾向为南东，倾角一般17°－24°，平均22°。
矿井内目前共发现大断层二条（F2和F78），未见褶曲。
构造复杂程度为中等。
F2走向正断层位于矿井北西部，对井田内1～28号煤层开采都有影响，断层上、下盘均为煤系地层。
断层走向北50°东，倾向南东，倾角70°左右。
该断层斜切井田西部，落差100米左右。
F2斜向正断层对该工作面无影响。
F78斜向正断层位于矿井中下部，对井田内1～28号煤层开采都有影响，断层上、下盘均为煤系地层。
断层走向北70°东，倾向北西，倾角70°左右。
该断层斜切整个井田，落差100米左右。
F78斜向正断层对该工作面无影响。
表4断层情况表
序号
断层
名称
性质
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
落差（m）
对工程的影响
1
F2
走向正断层
50
108
70
0--100
无
2
F78
斜向正断层
70
110
70
0--100
无
第三节水文地质
本矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
该工作面布置在28#煤层中，沿12803运输石门溜子机头往里40米处开门，再55°方位方向做10米平巷，再以145°方向做紧急避难硐室。
掘进为全岩巷。
附图1：
工作面平面布置图
第二节支护设计
一、巷道断面
该工作面巷道均为锚喷支护，断面形状为半拱形，S毛=8.78m2,S净=7.87m2。
附图2：
巷道支护断面图
二、支护方式
1、临时支护
放炮扒装顶板悬露后要及时打锚杆进行支护，顶板破碎时进行挂金属网或采用吊环式前探梁做临时支护，金属网选用长1.8m，宽1.0m，孔距80×80mm，￠4mm的冷拔钢筋，前探梁选用长4m的9#工字钢或2寸的钢管，吊环使用7mm厚的钢板制作，临时支护距迎头不得大于300mm，严禁空顶作业。
2、永久支护
（1）本巷道必须按中、腰线施工，锚喷支护选用管缝式锚杆，锚杆支护的排距为600×600mm，巷道规格不小于设计值，不大于设计的（高、宽）100mm。
（2）锚杆构件完整，支护的托盘必须紧贴岩面。
（3）锚杆眼的角度在巷道面的75--90º，不符合要求时必须重新补打。
（4）锚杆在两帮的锚固力不低于90KN，顶板中不低于130KN。
（5）锚杆孔深误差为0—50mm，锚杆外露30—50mm.
（6）锚杆排距600mm，误差±100mm。
（7）砼喷射厚度不少于100mm。
第三节支护材料和支护工艺
一、支护材料
1、锚杆的杆体采用￠20mm的标准螺纹钢制作，长度为2000mm，正方形钢板托盘（180×180×50mm），树脂药卷锚固剂。
2、喷射砼材料为：
清水砂、42.5R硅酸盐水泥、细石，配合比1:
2:
2，配比C20砼。
3、采用坚硬干净的中砂或粗砂，细度摸数宜大于2.5，含水率不宜大于7%。
4、采用坚硬耐久的卵石或碎石，其粒径不宜大于15mm。
5、不得使用含有酸、碱或油的水。
6、混合材料的配比应准确。
称量的允许偏差，水泥和速凝剂应为±2%，砂、石应为±3%。
7、混合料应采用机械搅拌，强制式搅拌机的搅拌时间不宜小于1min，自落式搅拌机搅拌时间不宜小于2min，人工搅拌必须搅拌均匀。
8、混合料应随拌随用，不掺速凝剂存放时间不应超过2h，掺速凝剂时存放时间不应超过20min，在运输过程中应防雨淋，滴水及大块石头等杂物混入，装入喷射机前应过筛。
二、支护工艺
1、锚杆支护工艺
（1）喷射前应清洗岩面，喷射工作中应严格控制水、灰比、喷砼应为0.4—0.45，砼的表面应平整、混润光泽，无干斑或滑移流淌现象，发现砼的表面干燥松散、下坠、滑移或裂纹时，应及时清除补喷，终凝2h后应喷水养护。
（2）速凝剂的掺量应通过实验确定，砼的初凝时间不大于5min，终凝时间不应大于10min。
（3）当砼采取分层喷射时，第一层喷射厚度：
墙50—100mm，拱30—60mm，下一层的喷射应在前一层砼终凝后进行，当间隔时间超过2h，应先喷水湿润砼的表面。
（4）喷射前应埋设控制喷厚的标志。
（5）喷射砼的回弹率，边墙不应大于15%，拱部不应大于25%。
（6）采取两掘或三掘一喷的施工方式（根据围岩完整情况）。
（7）锚杆的支护角度为75--90º，排、间距为600mm。
（8）巷道两帮锚杆的锚固力不低于90KN，顶板中的锚杆的锚固力不低于130KN。
（9）锚杆外露（托盘外）30—50mm。
（10）喷射C20砼，喷厚不少于100mm。
（11）锚杆的孔深孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配。
（12）孔内的积水及岩粉应吹洗干净。
（13）锚杆的杆体使用前应平直、除锈、除油。
（14）锚杆尾端的托板应紧贴壁面，未接触部位必须楔紧。
（15）锚杆材料必须做抗拉力试验。
（16）采用光爆技术，喷射砼时必须拉线作业，并拉线进行检查巷道成形情况。
2、金属网喷射砼支护工艺
（1）钢筋网使用前必须除污锈。
（2）钢筋网与岩面的间隙不应大于30mm，钢筋保护层的厚度不应小于20mm。
（3）钢筋网应与锚杆或其他锚固装置连接牢固。
（4）当采用双层钢筋网时，第二层钢筋网应在第一层钢筋网被砼覆盖后进行铺设。
3、砌筑墙、拱支护工艺
（1）支模前应对中、腰线进行检查，严格按中、腰线支模，当采用料石砌墙时，应挂边线，两线之间的距离不宜大于5m，并予固定。
（2）墙体要保持直，不得前仰后倾，坡度要保持巷道设计坡度一致。
（3）碹胎的架设应与巷道中线垂直。
（4）碹胎两边拱的基点应在同一水平上，碹胎架设的坡度应与巷道坡度一致。
（5）碹胎的间距，宜为1—1.5m，拱模板的强度应满足荷载要求。
（6）碹胎的架设必须牢固，碹胎的下炫不得用作工作台。
（7）碹胎、模板重复使用，应进行检查和整修。
（8）在倾斜巷道中架设旋胎，应有2--3º的迎山角，碹胎之间应设支撑和拉条。
（9）砌拱时，应同时由两侧起拱线向中心对砌，当采用料石砌拱时，最后封顶的料石块应位于正中，聊石间应灰浆饱满。
（10）砌体与岩帮之间的空间应充填严实，当拱部砌体与岩帮之间的空间不超过0.5m时，可采用矸石充填，等于或大于2m时，应砌0.5m厚的缓冲层，大于2m时，应砌0.8m厚的缓冲层，其余空间部分可用矸石、木垛或其它材料充填。
（11）料石块拆模期不宜少于2d。
第四章施工工艺
第一节凿岩方式
使用280型风煤钻，地面OGLC110型固定式压风机进行供风，采用湿式凿岩，台阶式爆破施工，打眼工正规操作，楔形掏槽，打眼顺序：
掏槽眼—辅助眼—周边眼—底眼。
第二节爆破作业
炸药使用矿用乳化炸药，毫秒电雷管起爆。
起爆器使用KB-100型防爆发爆器起爆，连线方式为串连。
附图3：
炮眼布置图及爆破说明书
第三节装载与运输
采用人工扒煤渣，扒到溜子上，用刮板机运输12803石门溜子，再用刮板机运至皮带上。
第四节管线敷设
在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1、风水管露接头要严密，不得漏水、漏风。
供风和排水管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁刮，距工作面20m范围内使用1寸胶管。
风筒使用直径600mm的橡胶风管，逢环必接且不得漏风。
风筒口到工作面不得超过5m。
表1；设备及工具配备情况表
序号
设备工具名称
型号
单位
数量
备注
1
局部通风机
功率2×15kw
备用1台
2
风钻
280
台
1
备用1台
3
开关综保
ZBM-4
台
4
4
馈电开关
ZBM-4
台
1
5
电话
HAK—1
部
1
6
刮板机
40KW
台
2
7
风镐
把
2
备用1台
8
锤
把
2
9
砼喷射机
PZ—5B
台
2
备用1台
10
砼搅拌机
安Ⅳ型
台
1
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在12606溜子巷与轨道下山交叉处往上进风处。
最长供风距为150m。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或CO涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风等规定分别进行计算，并选取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算：
公式：
Q掘=100×q×K掘
=100×0.64×1.2
=76.8（m3/min）
式中：
q----是依据我矿2011年瓦斯等级鉴定中掘进工作面测定的瓦斯绝对涌出量为0.64m3/min。
K掘----是掘进工作面瓦斯涌出不均备用风量系数，此处取1.2。
100----单位瓦斯涌出配风量，以回风流中瓦斯浓度不超过1%的换算值。
2、炸药药量计算：
Q=25×A
=25×7.8=195（m3/min）
式中25----每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量；
A-----掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处A=7.8kg。
3、按人数计算：
Q=4×n=4×14=64（m3/min）
式中4----每人每分钟不低于4m3的配风量；
N----掘进工作面同时工作最多人数，此处n=14。
4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q=Q实×I=240×1=240（m3/min）
式中Q实-----掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；FBDNO5.6/15×2型局部通风机吸风量为240----375m3/min，取240m3/min;
I-----掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。
所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值240m3/min
二、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通风机吸风量的确定：
Qf=Qj/（80×￠c）=195/80×77%）=3.166m3/s=200.24m3/min；
式中Qf-----局部通风机吸风量，m3/s;
Qj-----掘进工作面需要风量，m3/s；按炸药药量计算为195m3/min；
￠c-----风筒有效风量，%；取77%.
2、根据局部通风机吸风量240m3/min，选用FBDNO5.6/15×2型局部通风机（2×15KW）可达到要求。
3、风筒采用抗静电、阻燃橡胶风筒，直径为800mm。
风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算
Qmix=Vmix×S=0.25×60×7.87=118（m3/min）
式中：
Vmix为允许最低风速（m3/min）取Vmix=0.25m3/min
S为巷道净断面（m2）取S=7.87m2
2、按最高风速验算
Qmax=Vmax×S=4×60×8.78=1888（m3/min）
式中：
Vmax为允许最高风速（m3/min）取Vmax=4m3/min
S为巷道净断面（m2）取S=8.78m2
3、按掘进工作面温度和炸药量计算：
炸药量kg
＜5
5----20
温度℃
6以下
16----22
23----26
＜16
16-----22
23----26
需要风量m3/min
40
50
60
50
60
80
温度为24℃、炸药量为16.1kg，所以风量为80m3/min
附图4：
通风系统图
第二节压风
风源来自地面空压机房，选用OGLC-110A或VF-10/7型空压机各1台。
自空压机房经轨道下山用4寸铁管送到工作面。
机房风压为6MPa，工作面不小于4MPa。
压风系统：
空压机房------平硐-----轨道下山-----掘进工作面。
附图5：
压风系统图
第三节综合防尘
防尘水源：
地面水库和沟河水。
从地面水源用4寸铁管把水引到掘进工作面。
每100m安设一个三通，工作面外设2道喷雾。
掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道常开水幕。
采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、冲刷煤壁、净化风流等综合防尘措施。
防尘系统：
地面水源-----平硐------轨道下山-----掘进工作面
附图6：
防尘系统图
第四节防灭火
该巷道均采用风钻湿式打眼，爆破喷雾降尘。
防灭火水源来自地面水库或沟河水-----平硐-----轨道下山-----掘进工作面。
第五节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿各管理人员、掘进队班长、技术员、爆破员、流动电钳工等下井时必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
放炮员煤次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应常开报警仪器悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查瓦斯浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。
二、甲烷传感器的配备和使用
1、掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器，T1距迎头小于5m，T2距汇风点10--15m。
2、断、复电瓦斯浓度及断电范围：
断点值：
瓦斯浓度≥1.2%
断电范围：
本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。
复电值：
瓦斯浓度＜0.8%
报警值：
瓦斯浓度≥0.8%
3、监控设施管理措施：
（1）甲烷传传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。
（3）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用标准气样标校一次，日常若有故障，应及时处理。
（4）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，电工负责安设瓦斯闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。
因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
（5）掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。
（6）洒水降尘时，严禁将说洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。
（7）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障关闭功能。
附图7：
监控系统图
第六节供电
电源来于老厂供电所或普安供电所经矿地面变电所，将660V/1280KW电送往井下使用。
附图8：
供电系统图
第七节排水系统
排水系统：
中央水泵房------轨道下山/-------地面污水处理站
附图9：
排水系统图
第八节运输
运煤系统：
工作面------工作面溜子-------12803石门溜子-----皮带机----地面煤坪
运料系统：
地面材料库-------平硐------轨道下山------12606运输石门-------工作面
附图10：
运输系统图
第九节通讯系统
工作面安设的电话能够直接和地面调度室、监控室、绞车房、水泵房及各工作面互相联系。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
严格执行现场交接班制度，采用“三八”工作制，所有职工必须持证上岗，见表。
表7：
劳动组织表
早班
中班
晚班
班长
1
1
1
放炮员
1
1
1
溜子、皮带司机
4
4
4
支护工
4
4
4
打眼工
2
2
2
瓦检员
1
1
1
安全员
1
1
1
合计
14
14
14
第二节循环作业
表8循环作业图表
1
2
3
4
5
6
7
8
交接班
30
安全检查
30
打眼
120
装药、连线、放炮
30
通风、排炮烟
30
安全检查、洒水降尘
30
敲帮问顶、临时支护
30
出货、支护
170
各班循环方式相同
第三节主要技术经济指标
表9主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
每班在册人数
人
2
每班出勤人数
人
3
出勤率
%
4
循环进度
m
5
直接工效
m/工
6
班进度
m
7
正规循环率
%
8
非正规循环率
%
9
月进度
m
10
炸药消耗量
㎏/m
11
雷管消耗量
个/m
12
水泥消耗
t/m
13
石子消耗
m3/m
14
砂子消耗
m3/m
15
锚杆消耗
套/m
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风管理
1、井下局部通风机制安装必须要有设计，增设局部通风机必须要有方案和措施，并报总工程师批准后方可实施。
2、局部通风机必须要有专人负责管理，且实行挂排管理制度，其他任何人员严禁停、开风机。
3、岩巷掘进工作面局部通风机都必须实行一闭锁（风电闭锁）、煤巷、半煤巷、揭煤掘进工作面都必须实行三专两闭锁（风电、瓦斯电闭锁），否则不准生产。
4、一台局部通风机只准供一个掘进工作面用风，严禁一个通风机供两个掘进面或两台通风机供一个掘进面用风。
5、临时停工的掘进工作面或巷修工作面以及其他地点，一律不准停风，停风时要立即切断电源，撤出人员，并在巷道口设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿值班汇报。
停工区内瓦斯浓度达1%，二氧化碳浓度达1.5%，或其他有害气体浓度超过煤矿安全规程第106条规定，不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕。
6、局部通风机因检修、停电等原因停风时，由该头瓦斯员、班长立即组织撤出人员、切断电源、设置栅栏，并向矿值班汇报。
恢复局部通风机送电，送风按排放瓦斯管理制度严格执行。
7、风筒末端距工作面的距离规定：
煤巷不大于5米、半煤岩巷不大于7米、岩巷不大于10米、揭煤巷不大于7米。
8、严格风筒管理，吊挂要平直，拐角处要设弯头，逢环必挂，发现破口要及时更换或修补，风筒百米漏风率不超过10%。
风筒出口风量要根据作业规程要求，工作面瓦斯涌出量确定，保证工作面有足够风量。
9、测风员每旬必须对局部吸入风量、出口风量、全负压风量测定一次，发现问题及时处理。
10、巷道设计满足通风要求，局部通风机安装必须按作业规程和措施设计要求执行。
11、无论何种原因导致局部通风机停运而备用风机不能开启，瓦检员必须立即通知掘进队班队长撤出停风巷道内的全部人员（如瓦检员不在施工地点时，停风区域内的施工人员必须无条件自动迅速撤离到正常供风巷道），并由值班电工或掘进队班队长将巷道内全部电气开关打到零位,切断进入该巷道中的全部电源。
由瓦检员将局部通风机开关把手打到零位,在巷道开口处设置栅栏、揭示警标,并向调度汇报。
12、掘进巷道必须采用全风压通风或局部通风机通风，严禁采用扩散通风，严禁一台局部通风机及启动装置同时向两个掘进工作面供风。
13、局部通风机必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10米，其吊挂或垫高距底板高度不得小于0.3米，并有吸风罩和整流器，高压部位有衬垫（包括电缆接线盒），5.5KW以上的局部通风机必须装有消音器。
14、风筒安设质量要求：
1）、风筒吊挂必须平直，逢环必挂（铁风筒每节至少挂两点）。
2）、风筒接头须严密，无破口，无
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