煤矿永久避难硐室掘进作业规程

１第一部分概况一、工程慨况1、编制作业规程的依据：（1）、《煤矿安全规程》。（2）、《矿井开采设计（变更）设计说明书》《安全专篇》（3）、《矿山井巷工程施工及验收规范》（4）、《井下紧急避险系统方案设计》2、工程名称及开凿目的：（1）、名称：井下永久避难硐室掘进工作面（2）、目的：建设紧急避险系统为遇险人员安全避险提供生命保障。（3）、工程慨况按照《井下紧急避险系统方案设计》的布置，本巷道为井下永久避难硐室，担负矿井紧急避险系统为遇险人员安全避险提供生命保障。本巷道首先从主井下至150米左右至副井石门运输处，平巷掘进30m后，然后按90°的方位掘进永久避难硐室35M后。工程慨况表：序号工程名称设计工程量（m）起点标高拨门方位坡度支护形式断面（m2）开竣工日期毛净1井下永久避难硐室301609.2m°平巷锚喷8.829.636.302永久避难硐室两端出口141609.2m平巷锚喷8.829.63２3、工程结构特点开门巷道布置在K9煤层底板岩层中，围岩坚固稳定。4、施工条件风钻（风锤）打眼、人力推车、副井绞车提升运输。5、巷道布置情况（附示意图）第二部分地面位置地质、水文情况３第一节地面相对位置及邻近采区开采情况表1：井上下对照关系表水平、采区1609.2m水平工程名称井下永久避难硐室地面标高（m）1635～1723m井下标高（m）+1609.2m地面相对位置、建筑物、小井及其他工作面对应位置为迎丰村杉林口，地面标高约为1635～1723m，地表为荒山。井下相对位置对掘进巷道的影响其平行上侧为主井和副井之间的运输石门巷。临近采掘情况对掘进巷道的影响邻近巷道对本工作面掘进无影响。第二节煤层特征(2)可采煤层区内可采煤层8层，由上往下编号为K5、K6、K7、K8、K9、K10、K11、K12，可分为中上部含煤组、中下部含煤组，其中K5、K6、K7、K8煤层产龙潭组中上部，K9、K10、K11、K12煤层产于龙潭组中下部。现分别描述如下：K5煤层厚0.85～0.95m,平均0.91m，厚度稳定。分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K6煤层厚0.90～1.20m，平均1.03m，。厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K7煤层厚0.89～1.40m,平均1.00m，个别工程间夹1层0.1～0.30m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K8煤层厚1.80～2.40m,平均2.10m。厚度稳定，分布范围内全区可采，属４“稳定煤层”。K9煤层厚0.88～1.35m,平均1.04m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K10煤层厚0.80～0.90m，平均0.84m,间夹1～2层0.08～0.16m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K11煤层厚0.85～1.22m，平均1.00m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。K12煤层厚0.91～1.70m,平均1.44m，间夹2～3层0.08～0.20m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。可采煤层特征见表1-3-2。(3)煤层顶底板K5煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；K6煤层：顶板岩性为粉质粘土岩，底板岩性为粉砂质粘土岩；K7煤层：顶板岩性为粘土质粉砂岩，底板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩；K8煤层：顶板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩，底板岩性为炭质粘土岩、粘土岩；K9煤层：顶顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；K10煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；K11煤层：顶板岩性为细纱岩，底板岩性为炭质粘土岩；K12煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为凝灰质粘土岩。５表1-3-2可采煤层特征表煤层最大-最小层间距顶板岩性底板岩性夹矸可采程度稳定程度可靠性平均最大-最小平均K50.85-0.950.91炭质粘土岩炭质粘土岩无全区可采稳定可靠22.18-23.8523.02K60.90-1.201.03粉质粘土岩粉砂质粘土岩0-1全区可采稳定可靠1.37-1.631.50K70.89-1.401.00粘土质粉砂岩粘质土粉砂岩、粉砂岩0-1全区可采稳定可靠4.24-4.834.54K82.10-2.402.20粉砂岩、粘土质粉砂岩炭质粘土岩，粘土岩无全区可采稳定可靠25.44-24.1424.79K90.88-1.351.04炭质粘土岩炭质粘土岩1-2全区可采稳定可靠9.47-8.238.65K100.80-0.900.84炭质粘土岩炭质粘土岩1-2全区可采稳定可靠19.90-15.3012.84K110.85-1.221.00细砂岩炭质粘土岩0-1全区可采稳定可靠６9.01-5.466.90K120.91-1.701.44炭质粘土岩凝灰质粘土岩1-2全区可采稳定可靠第三节地质构造矿区位于平寨穹隆南西缘，新场向斜南东翼。勘查区内含煤地层产状走向120°，倾向210°,倾角10～15°，向深部则变缓；无断裂构造。其构造复杂程度属“简单”类型。区内构造简单，仅在煤矿煤系地层龙潭组中发育有少量层间剥离、层间滑动或层间小断层。其构造面通常发育在两种能干性不同的岩石分界面或煤层与其顶底板间界面附近。由于断距小，一般为0.5—3m，延深短，一般在20m以下，地表不明显。该类小断层使煤层局部变薄、增厚或短距离错位，破坏了煤层局部的稳定性和连续性，降低了煤层顶底板岩石的强度。对煤层的水文地质、工程地质条件也产生了一定影响，对矿井开拓、开采影响不大，但在今后矿井建设和开采过程中应加强综合分析研究，以弄清其产出特征和规律、煤层上下错位方向及距离等，以便指导煤矿建设生产。第四节水文地质根据对该矿的实地调查，井田内K8煤层内形成了大面积的采空区，采空面积约991900m2，K9煤层+1617m标高以上已经采空，矿井目前还在开拓新系统，巷道现阶段干燥无充水现象。第三部分巷道断面设计一、支护类型、断面形状因根据巷道用途、服务年限，选择为半圆拱锚喷支护。二、支护参数二、支护参数支护形式支护材料备注７半圆拱锚喷采用前探梁作临时支护，锚喷三、断面设计1、井下永久避难硐室巷道规格：净高3.2m，半圆拱半径1.6m，底净宽3.2m，净断面8.82m2，毛断面为9.63m2。第四部分施工方法一、施工方案根据巷道地质、断面、支护、施工条件等情况，选择一次成巷施工方案。施工中巷道的掘进、支护等工程视为一体，在一定距离内，最大限度的同时施工。一次做成巷道。二、施工方法采用爆破法，风钻打眼，3号煤矿乳化炸药和矿用8号瞬发电雷管进行爆破作业。三、巷道开拓施工方法：（一）施工前地测科必须提前标定巷道开口位置和中腰线，严格按线施工。（二）开口时应检查开口点10米范围内的支护情况，确保支护牢靠，并把开口处的工具等撤到安全地点。坚持“敲帮问顶”制度，及时、随时捣掉帮、顶活矸、危岩等。(三)开口时必须把好警戒，能进入开口点的各个通道都应设置警戒，警戒距离直巷不得低于120米，拐弯巷道不得低于100米，且爆破时，人员必须全部撤到新鲜风流中，并在回风流中设置警戒牌。警戒人员回来汇报后，方准放炮。８警戒人员责任心要强，工作要负责，严禁任何人进入警戒区，炮后只有班长发布撤警戒命令后，警戒才能撤除。（四）实行远距离放炮（三百米以上）放炮母线必须是专用铜芯，双芯线，不能用夫妻线、胶质线。放炮地点：10901运输石门避难硐室内（五）坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。（六）炮后应及时打临时支护、永久支护、并出渣；临时支护使用长4米11＃金属前探梁配合大板进行。在临时支护下，人员在安全地点用钩钎把顶板、两帮活矸、危岩等处理掉，然后用洋镐或风镐刷帮至设计宽度，发现瞎炮时必须按处理瞎炮规定处理，代处理好后，方可进行作业。（七）开口时应注意巷道成型，确保工程质量好。四、特殊条件下的施工方法:（一）顶板破碎时,钻眼时必须随时坚持“敲帮问顶”制度，同时周边眼眼距缩小，周边眼药量减小，并不得将炸药捣到眼底，不要放空心炮，爆破时严格坚持“一炮三检”及“三人连锁放炮制度”。（二）遇见断层等地质构造变化大及遇到破碎带需要架棚时，要制定特殊措施。五、施工工艺(一)、炮眼布置1、爆破布置９2、爆破作业图表⑴、爆破原始条件名称单位数量掘进断面米211.17炮眼数目个32炮眼深度米1.6-1.4岩石坚固性系数f2.5工作面瓦斯情况高瓦斯(2)、爆破说明书巷道爆破说明书总量炮眼序号炮眼名称眼深(m)角度(°)装药量(Kg)封泥量水炮泥量雷管类型起爆顺序联线方式水平垂直每节总量１０1—4掏槽眼1.678830.75克3满1瞬发雷管Ⅰ串联5—13辅助眼1.490900.65.4满1Ⅱ14—26周边眼1.483900.458.45满1Ⅱ27—32底眼1.490830.452.43满1Ⅲ合计19.2总计炸药672公斤雷管1120发爆破原始条件：岩石为泥质粉砂岩或粉砂岩；巷道掘进断面面积为11.17m2；炸药为安全等级三级的煤矿许用含水炸药；雷管为矿用瞬发电雷管。⑶、预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%95每立方米岩石炸药消耗公斤/米32.24每循环工作面进尺米1每米巷道炸药消耗公斤/米19.2每循环爆破实体煤层米38.6每立方米岩石雷管消耗发/米33.73每循环炮眼总长度米/循环32每米巷道雷管消耗发/米32雷管1120发（4）施工工艺流程：敲帮问顶→画轮廓→布置炮眼→打前进眼→检查瓦斯及其他有害气体→装掏槽眼药→联线→检查瓦斯及其他有害气体→放炮→检查放炮地点瓦斯及其有害气体→装辅助眼药→联线→检查瓦斯及其他有害气体→放炮→检查瓦斯及其他有害气体（周边眼、底眼同上）→架设临时支护→扒渣装车出矸→挂网喷浆→下一循环。１１（5）锚喷巷道工艺及质量要求规格：锚喷巷道净高3.2米、净宽3.2米、锚杆18mm,长200mm，仓巷挂网喷浆。张网搭接按必须有10M，并用8号铁丝扭紧。锚索长度2.5米-3.5米。顶板遇破碎岩石时，必须采用锚索加把板支付的原则，要做好临时支护确保安全。1、锚喷巷道严格按照规程规定做到高、宽、平、直、净的要求。2、墙体必须光滑平直，无凹凸。3、每米锚杆不少于12、密度0.6米*0.6米。4、锚喷巷道所使用水泥必须不低于425号普硅水泥，沙子必须使用青石沙，配比为1︰2︰3，必须达到规定的标准，否则不得使用。5、喷浆时要在放料口增加一定数量的凝固剂。（6）、安全技术措施1、进入工作面，必须先将工作地点周围的围岩处置好，打好临时支护，否则不得进入正常工作。2、锚喷前，将巷道内中腰线延至工作面，对两帮，顶、底板不够位置的地方、应及时打眼放炮开掘够尺寸后，才能进行挂网喷浆。3、喷浆(即脚手架)架设必须牢固。4、喷浆前要检查好喷浆机的运行情况，风压、水压。5、喷浆时喷浆口离墙面不能超过0.8-1米，气压要均匀，水压要适当6、喷浆时操作人员要站在进风一侧，以免喷砂伤人。7、喷浆操作人员要喷带好安全护罩和防尘口罩8、喷浆时要进行两次以上扫喷不能一次扫喷的造成蜂窝状。9、达到平直光滑，无凹凸。１２(二)、通风与防尘1、通风方式、通风设备、设施：⑴、通风方式：压入式⑵、采用型号为FBD№5.6/11×2kw对旋局扇，局扇安装在副井距回风口10m以外，垫高不得小于30公分。⑶、风筒选择、敷设方式：选用直径为500mm柔性风筒，从进风巷道北帮敷设，逢环必挂。2、本矿属高瓦斯矿井，局扇采用“双风机、双电源”，双风机自动切换，实行两闭锁（风电、瓦斯电闭锁）。通风系统示意图：１３3、风量计算根据瓦斯涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。⑴、按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=100×0.09×2.0=18m3/min式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；100—单位涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%换算值；q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.09（参照2011年度生产井瓦斯等级鉴定资料）。k——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量之比）