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避难硐室掘进作业规程

避难硐室掘进作业规程

第一章工程概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为避难硐室。

二、掘进目的及用途

井下避难硐室：

为完善井“六大系统”建设，提高矿井抗灾能力，紧急避险系统是在井下发生为灾、瓦斯煤尘爆炸等灾害时，为无法及时撤离的避险人员提供的一个安全避险密闭的空间，即井下避难硐室。

井下避难硐室具备提供安全防护、氧气供给保障、有毒有害气体去除、环境监测、通讯照明、动力供应、人员生存保障等功能的井下硐室，在无任何外界支持的条件下额定防护时间不得低于96h。

三、巷道设计长度和服务年限

设计总长度：

该避难硐室设计长度60米（主要硐室长度36m，通道14m），服务年限为5年。

四、预计开竣工时间

　　本掘进工作面由掘进一队施工,自2012年2月1日八点班开工,工程竣工预计2012年3月8日。

五、巷道平面布置

巷道平面布置图及井上下对照图：

（附图一、图二）

第二章地质说明书

工作面掘进地质说明书

工作面名称

避难硐室

地面标高（m）

+228

工作面标高（m）

+2

地面位置

避难硐室开口处位于混合井以东20米处，地面建筑物对掘进工作面没有影响

井下位置及四邻采掘情况

该工作面混合井井底车场东侧20米处，西邻等候硐室，南邻井底车场东大巷。

煤

岩

情

况

煤厚

（m）

0.86～5.93

煤层结构

煤层倾角

28º～32º

3.16

简单

30º

可采指数

1

变异系数（%）

22

稳定程度

较稳定

根据井底车场揭露资料，该工作面开口处煤层较薄，煤层结构简单，偶见夹矸和FeS2结核，煤层为不易自燃煤层，自然发火期为6个月，煤尘爆炸指数为10.00%。

硐室主要布置在二1煤层底板太原组上段灰岩中，围岩较稳定，便于施工。

煤

层

顶

底

板

情

况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

老顶

中砂岩

14.25.

灰色、厚层状，具微波状层理，以石英为主，长石次之，层面富含云母片，含黄铁矿结核，具斜层理，裂隙发育，方解石充填，本层俗称“大占砂岩”，局部中夹二2煤。

直接顶

泥岩

1

灰黑色，裂隙发育，底部含黄铁矿，具滑面。

伪顶

炭质泥岩

0~0.1

炭质泥岩不稳定，随采随落。

直接底

泥岩

0.9

深灰色，含FeS2结核、白云母片及炭质，水平及缓波状层理，白暗相间，含大量植物化石碎片煤中间相变为泥岩，深灰色。

老底

中砂岩

5

灰白色厚层状细、中粒石英，具有大型楔形交错层理，夹透镜菱矿层，含大型硅化木化石。

地质

构造

情况

该工作面地质条件简单，褶曲宽缓，二1煤层底板基底起伏，顺槽局部存在薄煤带，二1煤层厚度变化较大，上部开掘过程中揭露落差较小断层。

水文

地质

情况

及防

治水

建议

1.该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。

预计掘进时最大涌水量为3m3/h。

2.物探及钻探资料较少，顺槽掘进期间遇有淋水较大情况，须加强超前探和预测预报，坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则，密切关注异常水情。

3.该采面距上段L7-L9石灰岩组成的含水层较近，其中L7灰岩发育较好，厚度一般在7米左右，灰岩岩溶裂隙发育，但极不均一。

因此在掘进过程中要加强岩层观测，分析煤岩层变化是否具有大构造迹象，必要时对该区进行直流电法超前探。

4.加强对掘进工作面的水情观测及排水工作，在掘进头低凹处挖掘泵坑，安装足够排量的排水泵及排水管路，要有工作泵和完好的备用泵，掘进时严密观察掘进头的水情，防止溃水。

5.巷道局部顶板淋水较大的，要搭建好雨棚，做好疏排工作；保证排水泵和排水管路紧跟顺槽掘进头同步前进。

涌水量预计

最大涌水量：

3m3/h

正常涌水量：

1～1.2m3/h

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置

1、巷道布置平面图（见附图一）

2、巷道布置说明

该硐室采用“L”型布置方式，一个出口通往井底车场等候硐室、一个出口通往东大巷，这两个出口均在避灾路线上，有利于遇险人员进入避难硐室，巷道开口位于等候硐室东通道内。

第二节支护设计

一、支护方式及断面

巷道形状为直墙半圆拱形，采用36#型U钢可伸缩支架支护，其中避难硐室两端通道净断面为：

8m2,总长20m，避难硐室净断面为:

12.7m2。

巷道架棚结束后必须进行全面喷浆处理。

（巷道支护断面图）

第四章工程施工方法及工艺

第一节施工方法

一、巷道开口处施工方法：

1、开口施工前，地测科必须提前标定巷道开口位置和中线，施工队严格按线施工。

2、开口前应检查开门口点10米范围内的巷道支护情况，确保支护牢靠，并对开口处的管线、电缆等其他设备设施采取可靠的保护措施。

开口时，根据施工现场帮顶情况，如顶板破碎要及时进行超前支护，在护好顶板情况下方可进行掘进施工作业；开口施工期间，坚持“敲帮问顶”制度，及时捣掉帮、顶活矸、危岩等，确保掘进施工安全。

3、开口施工结束后，需对门口处的巷道支架进行加固，帮顶打严闭实，检查无危险后，按巷道设计方位正常施工。

二、作业方式及施工方法：

本巷道采用掘进与永久支护平行作业的作业方式，一次成巷。

掘进架棚时，先架棚梁，再刷帮站腿，最后出煤。

采用手镐配合风镐落煤（破岩），人工架棚、背帮背顶。

三、掘进施工方式

施工工艺：

交接班检修→敲帮问顶→掘进拱部→临时支护→破煤→永久支护及出煤→验收工程。

流程图：

掘进拱部

临时支护出煤

敲帮问顶

破煤凿岩

洒水降尘

验收工程

永久支护出煤

交接班检修

四、工序操作要求和注意事项

1、敲帮问顶

严格执行敲帮问顶制度，敲打危煤（岩）工作必须两人配合，一人站在后退方便的地点，使用长把工具由外向里，自顶到帮逐段进行，另一人负责监护观察顶板，其它人撤到安全地点。

2、掘拱部上梁

工作之前要检查前方煤墙和顶板，如果顶板破碎或压力异常容易造成冒顶危险时，要在迎头下方相邻支架梁上斜向上方打钎椽控制住前方顶板后，方可掘拱部上梁和背顶材料，新上的顶梁要用前探梁托住并找准其基准而确定其正确位置，然后上椽子挂网和背顶等进行诸项工作。

3、出矸及运输

巷道拱顶部处理好后，经检查无冒顶危险时，人工刷帮至设计断面。

从井底车场铺道至工作面，工作时产的碴石人工装车，之后由人工推车至井底车场，重车经混合井提升地面；本巷与井底等候硐室之间连接处设置道岔，轻重车经此进行调配。

4、临时支护

临时支护采用3.0m长只型钢作前探梁，并配合2个抓爪使用,抓爪间距1.2m,最大控顶距0.8m。

5、永久支护

巷道毛断面形成后安腿打帮成巷，严格按巷道工程质量标准施工,严禁空帮、空顶。

巷道形成后进行喷浆处理.

第二节爆破作业

本规程所涉及到的施工巷道均采用手镐掘进。

遇全岩、断层、地质变化带等其他地质构造，需要进行爆破作业的，另行补充爆破施工安全技术措施。

第三节装载与运输

一、装岩（煤）方式

采用人工装岩（煤）推车，混合井灌笼提升。

运输路线：

掘进头→等候硐室→井底车场→混合井→地面

（见附图三运输系统图）

第五节管线及运输设施的敷设

一、各类管线、运输设施的布置及要求

1、在掘进施工中,所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按规定吊挂牢固整齐。

2、风水管路接头要严密,不得漏风、漏水。

供风和排水管路使用4寸钢管,供水管路使用4寸钢管,距工作面20m范围内使用1寸胶管。

3、风筒使用直径φ600mm的软胶风筒,逢环必挂且不得漏风,风简口到工作面不得超过5m。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。

二、管线及风筒敷设方式

表5管线及风筒敷设方式　　　

序号

名称

规格型号

吊挂方式

距工作间距/m

1

风筒

φ600㎜

悬吊

不大于5

2

风管

φ80㎜

悬吊

不大于20

3

水管

φ50㎜

悬吊

不大于20

4

电缆

70㎜2

电缆钩

不大于20

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,局部通风机安设在井底大巷内。

通风系统图:

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二氧化碳涌出量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值。

1、按瓦斯相对涌出量计算　　

Ｑ掘＝100×Ｑ绝×Ｒ备＝100×1.5×1.8＝306m3/min

式中:

Q掘－掘进工作面实际需要的风量　m3/min

100—单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过l%的换算值；

Q绝—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min;此工作面的Q为1.5m3/min；

Ｒ备—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可1.5～2.0，此处取1.8。

2、按掘进工作面同时工作最多人数计算

Ｑ掘=4N=4×12=48m3/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,取12人。

3、按局部通风机的实际吸入风量计算:

Q=Q局×1×KF=270×1×1.2=324m3/min

式中Q局—掘进工作面局部通出机的实际吸风量,m3/min;DBKJ-N0—6.0型2×15KW对旋局部通风机吸风量为390～120m3/min,取306m3/min；

1—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,本矿均匀为1台。

Ｋf—为防止局通风机吸循环风量备用系数；一般取1.2～1.3，本矿取1.2。

4、确定掘进工作面实际需风量；

根据以上计算，工作面实际需风量取以上计算最大值324m3/min。

二、局部通风机、风筒规格选型

1、局部通风机吸量的确定：

要求风筒吊挂平直，无接头漏风，无破口，风筒百米漏风率不大于2％，则有效风率为：

Ｐ效＝1－1.3×2％＝97％

Ｑf＝Ｑf/（60×φC）=306/（60×97%）=5.28m3/S=315m3/min

式中　　　Ｑf－局部通风机吸风量，m3/s；

Ｑf－掘进工作面需要风量，m3/s；

　　　　　ＱＣ－风筒有效风量率，％；φC＝97％；

2、根据局部通风机吸风量324m3/min；选用ＤBKJ－Ｎ0－6.0型2×15kw对旋局扇。

其工作风量为390～120m3/min，全风压为1000～4500Ｐa（102～460mmH2O）,可以达到要求。

3、风筒选用抗静电、阻燃风筒直径为600mm的胶质风筒，双反向压边接头，每10m为一节。

三、掘进工作面风量验算

1、按风速验算

根据避难硐室巷道最大断面12.7m2和工作面实际需要风量270m3/min，验算出避难硐室风速为：

Ｖ下＝Ｑ掘/Ｓ＝306/（60×10.2）＝0.5m/S

式中Ｖ下――避难硐室外段风速，m/s；

Ｑ掘―－巷道风量，m3/min；

Ｓ――巷道断面积，m2

根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：

掘进中的煤巷、半煤岩巷道最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出的避难硐室巷道风速0.5m/s，符合《煤矿安全规程》规定，故设计符合要求。

　　2、按有害气体浓度验算：

　　回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1％，即

　　Ｑ掘＝Ｐ瓦/ＱＣＨ４≤1%

式中Ｑ掘――掘进工作面需要风量m3/min；

Ｐ瓦――瓦斯绝对涌出量m3/min；

则Ｑ掘≥Ｐ瓦/1%=1.5/0.01=150m3/min

掘进工作面需风量306m3/min满足以上条件，所以选用DBKJ-NO-6.0型2×15KW对旋局扇。

四、局部通风机安装地点

1、安装局部通风机的地点设井底车场大巷新鲜风流中，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速。

2、风机供电必须达到“三专两闭锁”（专用开关、专用变压器、专用电缆，风电闭锁、瓦斯电闭锁）。

3、风机严禁吸循环风，通风科必须把风量配够，满足需要。

4、风筒出口距掘进工作面距离不能超过5米，风筒除去末端10米以外，不应有破口，风筒接头严密不漏风，风筒吊挂平行整齐，逢环必挂。

5、风机正常运转，严禁时停时开，若要检修，应事先书面通知有关单位。

6、风筒要缓慢拐弯，不准拐死弯，风筒直径不同时，要先大后小，不准花接。

7、任何人不得破坏通风设施，要有专职开风机工，停风停电要及时撤出所有人员。

8、掘进工作面迎头挂设一台便携式瓦斯报警仪，挂设位置：

挂在无风筒一侧，距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m。

9、必须使用抗静电阻燃风筒。

五、监测监控

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

矿各科室管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电工等下井时都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。

班组长应把报警仪悬挂在掘进工作面迎头无风筒一侧,随时对工作地点进行瓦斯检测;电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,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（见附图五）

通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。

矿地面KJ95N安全监控系统联网:

甲烷传感器安装在距迎头5米风筒另一侧,并且应有防炮崩措施,具体布置在巷道上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得不小于200mm。

且该处巷道顶板要坚固、无淋水,不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。

甲烷传感器（T2）安装在距回风巷口10-15米处。

开停传感器、自动倒台安装在倒台盒内。

按照《煤矿安全规程》规定,报警浓度设为大于或等于1%CＨ4,断电浓度设为大于或等于1.0%CＨ4,复电浓度设为小于1%CＨ4,断电范围为避难硐室及回风流中所有非本质安全型电气设备。

安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少4次。

甲烷传感器、甲烷检测设备,每7天必须使用标准气样和空气气样调校1次,每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。

安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。

必须每天检查安全监控设备信电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监测值班员;当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。

甲烷传感器报警点、断电点、复电点及断电范围

地　点

报警点

断电点

复电点

断电范围

里传感器Ｔ1

≥1%

≥1.5%

﹤1%

掘进迎头及回风流所有非本质安全型电气设备

外传感器Ｔ2

≥1%

≥1.0%

﹤1%

第二节供电系统

一、避难硐室外段运输等用电由副井井底中央变电所供给,2×15KW局扇二台,一备一用,并能保证正常倒台。

二、电气设备防爆措施

1、加强电气设备维护保养工作，保证设备完好率达100%，责任到人。

线路分别吊挂整齐，紧跟迎头，坚决消灭破皮漏电、鸡爪子、羊尾巴、明接头，发现问题及时处理。

2、风筒电缆要悬挂在巷道两侧，不能同侧布置。

3、电气设备必须零部件齐全，防爆性能良好，摆放在干燥的地方，未经机电负责人验收的设备不准下井使用，井下大型设备不经安全科、通风科、生产科、机电科检查，不得运转使用。

4、开关的熔断丝禁止铜、铁、铝丝代替，必须使用和电气设备负荷相符的合格保险丝或保险片。

5、不得带电检修，搬迁电气设备、电缆和电线，检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查，检验无电后，方可进行导体对地放电。

所有开关的闭锁装置必须可靠的搬到闭锁位置，防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，禁止送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的工作人员才有权取下此牌送电。

6、非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。

7、各类电气设备要做到勤检查、勤维护，严禁失爆带病工作。

第三节运输系统

避难硐室外段掘进出煤（矸），

出煤（岩）路线:

煤（岩）由迎头→等候硐室→井底车场→混合井→地面

材料运输路线:

由地面→混合井→井底车场→避难硐室→迎头。

第四节　　压风

风源来自地面空压机房,选用OGFD一40.2.2/7单螺杆空气压缩机1台。

自空压机房到混合井筒、再混合井筒由到井底车场分别用6寸和4寸钢管，工作面用2寸钢管。

敷设在非行人侧巷道底板上,每50m安装使用一组压风自救系统，每组压风自救系统可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不得少于0.3m3/min，压风自救系统不准无计划停风，迎头要安装两组压风自救系统。

机房风压为0.68MPa,工作面风压不小于0.5Mpa。

压风系统:

地面机房→混合井筒→井底车场→等候硐室→避难硐室→工作面。

第五节　　综合防尘

防尘水源:

来自地面蓄水池向井下送水。

防尘线路：

混合井筒→井底车场→等候硐室,用4寸钢管和2寸钢管送到距工作面15m处，再接1寸胶管到工作面。

每50m安设一个三通,工作面外设3道喷雾。

在距工作面6～15m内安设防爆喷雾,在距工作面50m内设一道全封闭常开水幕,掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。

防尘系统流程:

混合井筒→井底车场→等候硐室→避难硐室→巷道水幕→装煤（岩）洒水→冲刷煤（岩）壁。

消防、降尘系统：

（附图七）

第六节排水系统

排水路线：

等候硐室→井底车场→井底水仓→混合井井筒排入地面沉淀池。

详见排水系统示意图（附图八）

（管路尺寸）

第七节通讯、照明系统

该工作面掘进时,要在巷开口处设防爆电话直通调度室,本巷每20m和转载点安装防爆日光灯照明。

通讯、照明系统图：

（附图九）

第八节　　人员定位及视频监控系统

见下图：

（少叙述）

人员定位及视频监控系统：

（见附图十）

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织形式

1、作业方式:

掘进队实行“三八”工作制,三个班生产。

2、采用一次成巷循环作业,循环进度:

0.6m/班。

4、严格执行交接班制度

（1）各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。

（2）每个生产班必须由班长统一领工,做到集体入井、集体交接、集体收工、集体上井。

（3）每个班入井前,必须由掘进队当日值班队长主持召开班前会。

首先根据上一班井下作业地点汇报情况,针对性地进行生产工作安排;二是进行不安全因素预想及安全知识教育。

班前会要准时、简明、生产任务要有布置有落实,任务要落实到人,会后要准时入井,按时安全到达作业地点,不准提前升井。

（4）进入作业地点后,必须与上一班交岗位、交安全、交设备、要交清接明,有问题不处理好,不接班。

（5）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准,在本班内保质保量按时完成额定工作量,并在班末认真填写工程验收考核表,与下一班认真交接签字。

（6）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运转情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题,以及接班后注意事项交清接明。

（7）交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前处理解决。

（8）凡能够通过试运转交接的设备,必须进行运转验收。

对于交接过程中发现影响生产的问题,交接双方必须共同予以处理,确保当班按时进入正常生产状态。

（9）接班人员必须在交班人员同在现场的情况下,按照设备与工程质量标准、作业规程规定,对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。

接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责。

（10）交接双方要在工程验收评定表上签字确认无误后,交班人员方可离开现场。

（11）接班后,班长要向矿调度室汇报当班作业地点,负责人、出勤人数、工作内容、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。

班末交班前,要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。

（12）交接双方班长要互相协调,如发生争执意见,必须及时向当班跟班矿长汇报,并按跟班矿长提出的协调意见执行。

第二节循环作业

提高效率,缩短循环时间,赶上正规循环作业;适当调整循环进度力争在本班内抢回,在正规循环后再恢复正常循环进度;组织力量突击,适当增加人员、设备,确保正规循环;本班内抢回循环有困难,可为下班多做一些准备工作,保证下班顺利完成循环。

　　　　　　　正规循环作业图表:

工序名称

工时

一

二

三

h

min

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

15

16

17

18

19

20

21

22

23

24

交接班

30

敲帮问顶

40

掏梁窝上梁

1

临时支护

2

破煤

1

永久支护及出煤

2

20

验收工程

30

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标见表

序号

项目

单位

数量

1

工程量

米

50

2

班循环进尺

米

０.６

3

循环个数

个

3

4

正规循环率

%

90

5

月工作天数

天

30

6

计划日进尺

米

1.8

7

计划月进尺

米

54

8

计划工期

月

1

第七章工程质量及煤质管理

1、支护材料要求

双抗网规格为9000×800mm

椽子规格为800×φ40mm

木鞋规格为200×200×４０mm

拉杆规格为1500mm

2、施工质量要求

1）、基本项目

①净宽

支架规格下净宽4000mm，净高3600mm，棚距600mm，允许误差为：

中线至任何一帮，优良品0～+100mm,合格品-30～+100mm。

②水平巷道前倾后仰：

优良品不超过±0.5o,合格品不超过±1o。

③支架之间采用4根厚度为5mm的扁铁拉在两棚之间对应卡缆上进行联锁,并与邻棚成一直线。

④背帮、背顶：

连网间距不大于150mm,双抗网搭接长度为50mm,每棚３２根椽子,要打匀打直打牢,不能出现空漏帮顶现象。

⑤柱窝深度:

柱子必须站在实底上,柱窝松软时必须垫上木鞋。

3、允许偏差项目

（1）支架梁水平:

偏差不超过50mm。

（2）支架梁扭距:

偏差不超过100mm。

（3）棚梁界面:

梁柱搭接长度为400mm,卡缆间距为200mm士30mm。

第八章工作面灾害防治

在煤矿生产过程中，时刻受着水、火、瓦斯、煤尘、顶板等灾害的威胁。

在具体生产实践中，我们必须认真总结，完善和贯彻各项安全规程，并结合本矿实际，制订灾害预防和处理措施，使矿井各项工作安全进行。

根据地质资料，我矿所开采的二1煤层底板L