避难硐室作业规程Word文档下载推荐.docx
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第一章概况
第一节概述
巷道名称
用途
紧急避险
设计长度
硐室40m、硐室通道20m
工程量
60m
坡度
水平
服务年限
长期
开工时间
2013年1月
竣工时间
2013年3月
附：
巷道布置平面图（见图1）。
第二节编写依据
一、地质部门提供的XX煤矿+250水平西大巷地质说明书。
二、总工办下达的编写作业规程的通知。
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
水平、采区
+250m
工程名称
避难硐室
地面标高
+401m
井下标高
+255.9m
地面相对位置
巷道所经区域地面为山体、无重要建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
避难硐室两端出口分别与+250m水平石门、+250m水平西大巷相通，对巷道掘进无大的影响。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
均无大的影响。
第二节煤、岩层赋存特征
煤层特征情况表：
指标
参数
备注
煤层厚度（m）
1.4
煤层倾角（°
）
8～20°
煤层硬度f
1～2
煤层层理
发育
煤层节理
自然发火期
无自然发火倾向性
绝对瓦斯涌出量
2.217
相对涌出量
8.99
煤尘爆炸指数
无爆炸性
煤层顶底板状况：
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
砂质粉砂岩
F=4～6
14.22m
黑色，质硬。
直接顶
砂质泥岩
14.33m
灰黑色，质较硬
伪顶
无
臭炭
煤层
煤
F=1～2
1/3焦煤，黑灰色，参差状断口，内生裂隙较发育，条带、层状构造
底板
直接底
泥岩
2.16m
基本底
15.67m
深黑色，质硬。
综合柱状图（见：
附图2）
第三节地质构造
该区域内地质构造简单，无大的地质构造。
由于施工巷道时，需穿层施工，巷道顶底板层位不稳定，对巷道支护会有一定的影响，以及部分地段可能会遇到顶板破碎带，对掘进施工也会造成一定的影响，在施工过程中应加强穿层巷道、破碎带等地段的支护，加强工作面顶帮的安全检查和瓦斯检查。
第四节水文地质
该区域内水文地质简单，无大的水体，无老空积水，巷道围岩属含水性弱岩层，无溶洞、地下水等存在。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置与施工顺序
1、巷道布置
该硐室巷道布置在+250m水平，两端出口分别与+250m水平石门、+250m水平西大巷相通。
2、巷道断面
硐室：
断面形状半圆拱，宽×
高=3.8×
3.3m（掘进断面），长度40m，支护方式为锚网喷浆支护。
硐室通道：
高=2.76×
2.98m（掘进断面），长度共计20m（硐室两端各10m），支护方式为锚网喷浆支护。
巷道断面图（见附图3）
第二节支护设计
根据《XXXX煤矿有限公司XX煤矿井下紧急避险系统设计方案说明书》支护设计要求，决定采用锚网喷浆的方式进行支护。
一、支护参数
1、见巷道断面图（附图4）
二、支护材料
1、锚杆及锚固剂：
锚杆采用直径16mm，长度为2.0m，左旋、无纵筋40锰螺纹钢锚杆。
锚杆的外露长度为30~50mm；
托板由厚10mm、120mm×
120mm的正方形钢板制成；
锚网用4mm的钢丝焊接制作，长度2m、宽度1.2m。
采用快速树脂锚固剂端头锚固（搅拌15s、等待15s）。
2、保护层砂浆：
因砂浆只做锚杆外露部分的保护和封闭岩石，故采用石粉与425#水泥按1：
2配制，其砂浆标号大于75#即可。
3、速凝剂型号为J85型，掺入量为水泥质量的4%。
速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入，不得提前掺入混凝土内。
4、对所用的水泥、砂要分类存放在地面库房堆料场，搅拌后入井。
速凝剂不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；
当班入井的搅拌水泥、砂的混合料必须用完。
三、质量要求：
1、巷道净宽、净高允许误差为0~150mm；
2、锚杆间、排距0.8m×
0.8m，允许误差为±
100mm；
3、锚杆施工角度应垂直于岩层面，最小不小于750；
4、锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；
5、锚杆外露不超过50mm；
6、锚固力不得少于60KN；
7、锚杆采用端头锚固，每眼一条树脂药卷；
8、混泥土喷层厚度100mm，表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凹凸不平不得大于50mm。
四、喷浆要求：
（一）、锚喷混凝土用石子的合理颗粒级配
粒径/mm
5～7
7～15
15～20
百分率/%
25～35
55～45
＜20
（二）喷射混泥土的配合比
喷射部位
配合比
水泥：
粗中混合砂：
石子
细砂：
侧墙
1：
（2.0～2.5）：
（2.5～2.0）
2.0：
（2.0～2.5）
顶拱
（1.5～2.0）
（1.5～2.0）：
（三）、喷浆施工工艺参数
1、工作风压
工作风压应满足喷头处的压力在0.1Mpa左右。
喷射机压力表上的风压可按下列公式确定：
工作风压=0.1+0.0013×
输料管长度（m），Mpa
在喷射过程中，当距离发生变化时，应适当调整风压。
水平输料和倾斜向下输料每增加100m，工作风压应分别提高0.08～0.1Mpa和0.04～0.05Mpa；
垂直向上每增加10m，工作风压应提高0.02～0.03Mpa。
2、水压
水压应比0.1Mpa大，以利于射出的水能充分湿润瞬间通过的干料。
调整喷头水环上的阀即可控制水压。
3、水灰比
水灰比在0.4～0.5之间最适宜。
4、喷头与受喷面的夹角及间距
喷头要垂直受喷面，以利减少回弹率。
喷侧墙下部可下俯较小角度。
为减少回弹，提高喷层强度，喷头与受喷面距离为1m左右为宜。
5、喷层厚度100mm（通道喷层厚度80mm）。
一次喷射厚度：
见附图4。
6、分层喷射间隔时间
使用掺速凝剂的普通硅酸盐水泥或快硬水泥时，喷层之间的喷射间隔时间约为10～15min；
不掺速凝剂时，间隔时间为2～4h。
当分层喷射间隔时间超过2h时，复喷前应先喷水湿润喷层表面，以保证层间良好的粘结。
（四）、喷射作业
1、划分喷射作业区
以6m为一个基本段，在基本段内再分2m长三段。
喷射区段划分：
见附图5
2、喷射机操作
顺序为：
开动时，先开风后给水，最后再送电给料；
停止时，先停止给料，待料罐中的存料喷完后再停电，最后关水停风。
3、喷头操作
要先开风，及时调整水灰比、喷枪与受喷面的夹角与距离；
喷射顺序应是先墙后拱，自下而上呈螺旋状轨迹线，轨迹直径100～200mm。
五、临时支护
临时支护采用前探梁支护。
前探梁采用9＃工字钢制做，长度3m，数量2～3根。
架设前探梁的配件由掘进队长同机电科长衔接制作。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、施工方式：
采用钻爆法
2、钻眼机械：
YT—28型凿岩机，2台；
MLGF—21/7G型煤矿用双螺杆式空气压缩机。
3、爆破材料：
3#煤矿许用炸药，1～5段毫秒延期电雷管。
4、工艺流程：
打眼→冲刷岩帮→装药联线→放炮→检查安全及临时支护→洒水、装运岩→支护。
5、施工顺序：
由+250m水平西大巷向+250水平石门方向施工。
第二节爆破作业
1.爆破原始条件：
1）、避难硐室
名称
单位
数量
掘进断面
m2
10.99
炮眼深度
m
2.0
炮眼数目
个
45
雷管数目
44
总装药量
kg
31.95
岩石坚固性系数
f
4～6
2）、硐室通道
7.41
28
27
19.2
2.炮眼说明表
眼号
炮眼
眼深
（m/眼）
装药量
爆破
顺序
联线
方式
装药结构
单孔
小计
卷数/个
质量/kg
1
空眼
2.2
串联
连续正向装药
2～5
掏槽眼
7
1.05
4.20
I
6～12
一圈辅
助眼
5
0.75
35
5.25
II
13～22
二卷辅
50
7.5
III
31～45
周边眼
4
0.60
60
9.0
IV
23～30
底眼
40
6.0
V
爆
破
顺
序
6～13
辅助眼
6
14～22
36
5.4
23～28
24
3.6
3、炮眼布置三视图：
见：
附图6
4、预期爆破效果表
炮眼利用率
%
85
每循环工作面进尺
1.7
每循环爆破实体岩石
m3
18.68
炸药消耗量
Kg/m3
1.71
每米巷道消耗炸药量
18.79
每循环炮眼总长度
91
每立方米岩体消耗雷管量
个/m3
2.36
每米巷道消耗雷管量
各/m
25.88
12.60
1.52
11.29
57
2.14
个/m
15.88
第三节装载与运输
该掘进工作面采用耙斗装岩机装砂，人力运输。
工作中所需设备、材料（爆破材料除外）均由掘进班组在地面领好，由掘进人员运至工作面使用。
第四节管线及轨道敷设
规格型号
吊挂方式
轨面
高度
轨枕
间距
高差
道头
风筒
Ф500mm
150
悬挂平直
≥1.6m
风管
Ф50mm
水管
缆线
Ф25mm2
轨道
15kg/m
1.0m
±
2㎜
第五节设备及工具配备
备注
凿岩机
YT—28型
台
2
局部通风机
FBD—No5/11
备用1台
刁杆
3.5m、2.5m
根
各1
控制开关
QBZ、KBZ系列
台
共7
扳手
20cm、25cm
把
开停传感器
台
2
断电/馈电传感器
瓦斯传感器
GJ4
监控分站
KJF86（08）
1
断电仪
D1
锚喷机
锚杆机
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
本巷道掘进供风采用局部通风机压入式通风，局部通风机安设在+250m水平西大巷距该点回风口10米外的地点。
供风最长距离75米。
回风串入+250m西大巷风流。
局部通风机必须安装完善“风电、瓦电闭锁”装置。
局部通风机实行“双风机、双电源”，一台工作、一台备用。
并能自动切换，保证碛头连续不断供风。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk
式中Q----掘面实际需风量。
m3/min
q----掘面平均绝对瓦斯涌出量。
为0.3m3/min（取值参照+250m水平西大巷工作面的瓦斯涌出量）
k----掘面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取值2。
则：
Q=100×
2×
0.3=60m3/min
2、按局部通风机压入式通风一次性爆破炸药量稀释排除掘进巷道炮烟所需风量计算：
Q=7.8×
t-1×
（A×
（SL）2）1/3
式中A----掘面一次爆破所用最大炸药量，31.95kg。
30-1×
（31.95×
（10.99×
60）2）1/3=63m3/min
3、按工作人数计算：
Q=4n
式中n-----掘面同时工作的最多人数，8人
Q=4×
8=32m3/min
4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q=QJIkf
式中QJ-----局部通风机的额定风量，取150m3/min
I-----同时运转局部通风机台数。
kf----------风量备用系数，取1.3
Q=150×
1×
1.3=195m3/min
4、确定需要的风量：
根据以上计算，取其中最大值。
则
Q=195m3/min
三、风量验算
1、按最低风速验算
Q=107≧9×
s=9×
10.99=99m3/min
2、按最高风速验算。
Q=107≦240×
s=240×
10.99=2638m3/min
3、按有害气体的浓渡验算
P/Q≦1％
式中P----工作面瓦斯涌出量，取0.21m3/min。
Q----工作面所需风量，取99m3/min。
0.21/99=0.21％＜1％
4、按掘进工作面温度和炸药量验算
掘进工作面温度和炸药量
炸药量/kg
＜5
5～20
＞20
温度/℃
6以下
16～22
23～26
16以下
23～2
需风量（m3·
min-1）
80
100
根据以上计算，该点配风量为195m3/min，掘进碛头有效风量不得低于99m3/min。
符合《煤矿安全规程》的要求。
四、局部通风机的选型
局部通风机、风筒规格选型。
1、局部通风机风量确定
=1.65÷
60%=2.75（m3/s）
——局部风风机风量，m3/s；
——掘进工作面需要风量，m3/s；
——风筒的有效风量率，%。
2、局部通风机风压的确定
hft=RQ2+hv=51×
2.132+1.36=233Pa
=（2.75×
1.65）1/2=2.13m3/s
hv=
=1.36Pa
——风筒的出口风量，m3/s；
——风筒的出口动压；
——风筒的出口直径，0.5m。
3、局部通风机选型
FBD—5/11型风机参数：
电机功率5.5×
2kw；
风量1.67～3.34m3/s；
全压220～2950Pa；
最高全压效率86%。
根据以上计算，该掘进头选配局部通风机的型号为：
FBD—5/11型，电机功率为5.5×
2kw。
风筒选用直径为500mm的胶质阻燃煤矿用风筒，双反边接头为工作面供风。
第二节瓦斯防治
一、瓦斯检查点的设置及检查要求
1、掘进工作面进风流、工作面风流、工作面回风流及回风流中的机电设备每班至少检查三次。
2、本班没有进行时，在进风流、工作面风流及回风流中每班至少检查一次。
3、放炮过程中必须执行“一炮三检”。
4、可能涌出或可能积聚瓦斯的裂隙、冒高处每班至少检查一次。
5、从掘进的第一班开始设瓦斯检查点进行瓦斯检查。
二、瓦斯超限时的汇报及处理。
1、任何地点风流中瓦斯超限或积聚时，在查明局部通风机风量正常的情况下，由所在区域的瓦斯检查员负责组织人员撤离和进行处理，并向调度室汇报。
现场处理无效时，由通风负责人、矿技术负责人确定处理方案，制定措施，施工负责人进行实施。
2、凡因停电、停风或其它原因造成瓦斯积聚的，必须制定排放瓦斯安全技术措施。
局部通风机停止运转后，只能由所在掘进工作面的瓦检员负责检查瓦斯恢复通风。
停风区瓦斯浓度达到1%以上，3%以下由瓦检员组织人员就地排放，停风区瓦斯浓度达到3%以上时，由通风负责人编制措施，报技术负责人审批后，由矿山救护队按措施进行排放。
三、瓦斯检查数据的收集和处理
1、安全科指定人员负责收集该点所有瓦斯检查数据。
2、所有瓦斯检查点必须设瓦斯记录牌，瓦检员在检查后应同时填写瓦斯手册和瓦斯记录牌。
并通过每班现场电话向调度室的汇报。
3、瓦斯日报表由安全科指定人员负责汇总后，逐日送矿技术负责人、矿长审批签阅。
四、瓦斯检查人员的配置
每班配备安瓦员一名，负责检查瓦斯。
管理人员、班组长、放炮员进入工作面必须携带便携式瓦斯监测报警仪检查瓦斯。
瓦检员必须加强瓦斯检查，掘进人员必须加强局部通风管理，杜绝瓦斯积聚，严格执行“一炮三检”制。
第三节综合防尘
防尘水源来地面防尘水池，经管道输送至掘进工作面。
具体防尘措施如下：
1、坚持放炮喷雾洒水，坚持使用水炮泥。
2、工作面坚持湿式打眼。
装岩坚持洒水防尘。
3、职工必须佩带防尘口罩。
4、在该工作面回风区域内安设一组喷雾洒水防尘装置。
第四节安全监控
一、甲烷传感器的设置
在距掘进头2～5米、距回风口10～15米范围各安设1个T1、T2甲烷传感器。
在距+250m水平西大巷、+250m水平西翼配风巷风机进风口3～5米范围安设1个T3甲烷传感器。
断、复电瓦斯浓度及断电范围：
1、断电值：
T11.5％CH4T21.0％CH4T30.5％CH4。
2、断电范围：
T1、T2——本掘进面巷道内及回风流中所有非本质安全型电器设备；
T3——+250m水平西大巷、+250m水平西翼配风巷工作面所有电源。
3、复电值：
T1﹤1.0％CH4T2﹤1.0％CH4T3﹤0.5％CH4
4、报警值：
T11.0％CH4T21.0％CH4T30.5％CH4。
掘进班班长必须携带便携式甲烷检测报警仪，瓦检员必须使用光学瓦检仪。
二、局部通风机开停传感器的设置
工作、备用局部通风机各设置一个。
三、断电仪的设置
配置D1型断电仪一台。
四、监控系统图。
附图7
五、管理要求
安全监控设备每月调试、校正一次；
每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试；
瓦检员必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，如有故障要立即向矿调度室汇报；
安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须制度安全措施。
第五节供电、通讯
来自+250m水平中央变电所。
电源等级为660V。
与运输共用+250m水平车场把钩硐室内的电话。
工作面供电示意图：
第六节排水
掘进施工过程中的来水采用水沟自流排至+250m水平主水仓。
第七节运输
掘进所产生的矸石由掘进人员人工装入矿车，由掘进班组人员人工装入矿车，推车至+250m水平车场，经机车运输→卸入+250水平砂仓→主井皮带运出地面。
工作中所需设备、材料（爆破材料除外）均由掘进班组在地面领好，装入矿车由运输工运至+250m水平车场后再由掘进人员运至工作面使用。
第八节压风
一、施工时需要供气压力
1、YT—28型气退凿岩机公称容积流量≥81L/min。
2、PZ—6B型锚喷机压气工作压力0.4～0.6MPa。
二、空气压缩机型号的确定
选用MLGF—21/7G型喷油双螺杆压缩机。
其额定排气压力0.7MPa，公称容积流量21m3/min。
第九节供水
掘进施工用水由地面高位水池通过管路直接供给。
主水管为钢管，管径为108mm、碛头临时水管用直径25mm的高压胶管。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
1、组织形式及作业制
采用“三八制”，即早、中、夜班进行掘进、维护、保养、支护、安设轨道等工作。
2、劳力配备
每班配班长1人，瓦检、放炮工、各1人，组员5人，计8人，共需24人。
第二节循环作业
正规循环图表
作业内容
时间
循环时间（分）
120
180
240
300
360
420
480
交接班
15
安全检查及准备工作
打眼
装药、联线
30
放炮、通风
安全检查及临时支护
装运岩石
收尾工作
第三节主要经济技术指标
主要经济技术指标表
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