煤矿永久避难硐室施工组织设计样本.doc

桐梓县洋岩煤矿

永久避难硐室施工组织设计

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审核：

总工：

二0一三年四月六日

目 录

前 言……………………………………………………………………3
第一章 矿井水文地质概况 ……………………………………………5
第一节 地质结构 ………………………………………………………5
第二节 水文地质 ………………………………………………………6
第二章 硐室部署及支护说明 …………………………………………6
第一节硐室部署…………………………………………………………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 硐室破岩方法…………………………………………………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 劳动组织及关键技术经济指标………………………………21
第一节 劳动组织………………………………………………………21
第二节 循环作业………………………………………………………22
第三节 施工组织设计关键经济技术指标……………………………22
第六章 避难硐室安全技术方法………………………………………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，企业性质为私营独资。矿区在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》GB 5025—。
2.《煤矿安全规程》。
3.《MTT 5026—》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企业编制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”建设完善基础规范（试行）（安监总煤装〈〉33号》
6、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-）
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”是生产安全迫切需要，煤矿井下紧急避险系统是国家强制推行优异技术装备，为规范和促进洋岩煤矿井下紧急避险系统建设、完善和管理，依据《国务院相关深入加强企业安全生产工作通知》（国发【】23号）精神和安监总煤矿【】15号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局相关印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行要求通知》
四、硐室建设目标
本施工组织设计中紧急避险设施建设关键是指全矿永久避难硐室建设和其它“五大系统”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，计划合理避灾路线，补充应急预案等。紧急避险设施应含有安全防护、氧气供给保障、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基础功效。建设完善紧急避险系统并和矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相对接，形成井下整体性安全避险系统。
（一）避难硐室位置、工程量
五月我矿委托煤炭工业重庆设计研究院设计了“桐梓县洋岩煤矿井下紧急避险系统专题设计和实施方案”及图纸。依据设计要求确定矿井+663m水平一甩运输石门部署一个永久避难硐室，硐室工程量40m，可容纳人员50人。
（二）硐室作用及功效
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设施、设备、方法组成有机整体。当井下发生灾情后，紧急避险设施应能为无法立即撤离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，发明生存基础条件，并为应抢救援发明条件、赢得时间。
2、永久避难硐室功效
（1） 整体结构坚固密闭，能达成防火防爆，隔绝有毒有害气体要求。
（2） 硐室能实现独立供氧，提供人员生存基础需求。
（3） 硐室有完善监测监控系统和通讯系统，可立即和地面积取得联络，争取立即救援。
（4） 硐室内装备有医疗抢救设备、照明设备、灭火器、自救器、水、干粮、卫生设备等必需设备。
五、工程概况
本施工组织设计为+663水平永久避难硐室，该硐室采取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方法加强支护。净断面7.16m2，净宽3.0m，直墙高1.8m，拱高0.75m，中高2.55米。
六、估计开完工时间及施工单位
本掘进巷道总工程量40m，天天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4月中旬开工， 4月25日完工；施工单位为岩掘队。

第一章 矿井水文地质概况

第一节 地质结构

地质情况
依据地质部门提供资料表明，该巷部署在煤系层下茅口灰岩中，属岩溶裂隙含水层，因为该硐室在一甩运输石门一测，在施工一甩运输石门时未发觉有水害存在，所以在施工中仍要坚持“有疑必探，先探后掘”标准，搞好施工安全。
第二节 水文地质

1、矿区水文地质特点：
1）矿区是关键以大气降水为关键补给水源裂隙充水矿床。
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）在结构和地形上，矿区冲沟发育，含有一定补给区和排泄区，大气降水经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，大气降水经过自然冲沟排出矿区。

第二章 硐室部署及支护说明

第一节 硐室部署

+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和一甩运输石门贯通，坡度线和起拱线为同一条线，掘进中根据中腰线施工。
一、硐室支护方法
该硐室采取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方法加强支护。
二、临时支护
爆破后立即用长把工具戳掉迎头悬矸危岩，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度大于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）锚喷硐室各参数确实定
1、依据硐室宽度净宽3.0 m，毛宽3.2m，穿过岩层为中等稳定岩层，属三类围岩，查表选择锚喷支护参数：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、依据喷射混凝土厚度T1＝100mm可知支护厚度T＝T1＝100mm。
3、每米巷道拱和墙喷射材料消耗：
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：锚杆采取∮=20mm螺纹钢锚杆，长度为mm。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，每根锚杆固力大于60KN（17Mpa）。
2、网采取直经6mm冷拔铁丝制作经纬网，网规格为长×宽=mm×1000mm，网格为长×宽=100mm×100mm，网要压茬连接，搭接长度大于80mm，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接点要均匀部署，间距200mm。
3、喷射混凝土必需采取标号不低于P.032.5号水泥，砂为纯净中粒河砂，含水率为4%—6%。石子粒直经5—10mm，将粒径大于20mm石子控制在10%以下，石子过筛，并用水冲洗洁净。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，掺入量通常为水泥重量3.5%—4%，喷拱取上限，喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必需在喷净水机上料口均匀加入。
（三）、喷射混凝土
1、准备工作
（1）检验锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求（初喷时），发觉问题应立即处理。
（2）清理喷射现场矸石杂物，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，严禁将非抗静电塑料管做输料管使用。
（3）检验喷浆机是否完好，并送电空载试运行，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。
（4）喷射前必需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劳保用具。
2、喷射混凝土工艺要求：
在地面用搅拌机干混除速凝剂外主料，然后装入矿车运输到井下。速凝剂在喷射时均匀加入喷浆机上料斗。
喷射时，喷浆机供风压力为0.4Mpa左右，加水量凭射手经验加以控制，最适宜水灰比是0.4—0.5之间。喷射过程中应依据出料量改变，立即调整给水量，确保水灰比正确，要使喷射湿混凝土无干斑、无流水、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度30—50mm，并要立即复喷，复喷间隔时间不得超出2h。不然，应用高压水重新冲洗受喷面。
喷射次序以先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头和受喷面应尽可能保持垂直。喷枪头和受喷面垂直距离以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，方便搜集加弹料，回弹率不得超出15%。若喷射地点有少许淋水时，能够合适增加速凝剂掺入量；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，喷层必需连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后天天洒水1次。一次喷射完成，应立即搜集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必需卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部全部灰浆和材料。喷射混凝土回弹率不得超出15%，回弹料一部分可掺入原料中重新利用，但掺入量不能超出20%，其它能够作为砌水沟和行人步梯原料。
开机时，必需先给水，后开风，再开机，最终上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最终停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。喷射中忽然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。
（四）、巷道涌水处理方法
在涌水点安装导水管，在根本排查巷道内出水点后，在依据出水点结构特点，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）、支护质量和要求
1、锚杆长度、间距、排距、数量应符合设计要求，成排成行，决不许可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，挂网必需整齐、贴帮、贴顶、确保质量，确保不漏金属网，表面平整光滑。
5、喷射混凝土时，速凝剂掺量是水泥用量3%-4%，要求随拌随用。
6、喷射时要尽可能垂直岩帮，风压、水压适中、上料要均匀，堵管时必需停喷关风处理，不准带风作业。
7、喷射前应用压力水冲洗岩面，喷射时必需由上往下进行，回弹率控制在两帮10%以下，拱顶15%以下，回弹物要立即回收利用。

第三节 砌碹及混凝土浇筑方法

一．砌拱前
1．砌拱形碹操作次序。
（1）搭工作台。
（2）支碹胎、砌碹或混凝土浇灌。
（3）封顶和合拢门。
（4）拆碹胎和模板。
（5）检验质量，清理现场。
（6）砌基础前，依据中腰线检验地槽位置和深度，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，依据中、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）支碹胎前先检验巷道顶板安全情况，脚手架或操作台稳固情况、碹胎规格、质量情况。
（2）用水冲洗碹胎和模板。
（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，胎腿和碹胎之间接口要对齐并用扒锯固定牢靠，不能歪扭，必需将胎腿支在实底上。在用砖或料石垒垛稳定碴胎时，要垒在经找平坚硬底板上，并要保持垛架稳定、牢靠，和碹胎接触处应垫方木。
（5）碹胎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，并严禁有些人在拆碹胎周围逗留。
（2）回胎人员站在安全一侧，并预先清理好退路。
（3）回胎后，将贴在碹壁上悬板、模板全部拆掉。
（4）拆下来碹胎、碹板、模板、撑木等，应立即清理，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需提前标定开口位置，标定中腰线，施工单位严格按线施工。
2、开口前，必需对开口10米范围巷道支护检验加固，并将多种管路、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，准备好多种支护材料。
二、施工方法
喷浆采取型号为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，立即在有效支护掩护下由外向里、先顶后帮次序找掉活矸危岩，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、由上向下次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，达成设计总厚度100mm。

第二节 硐室破岩方法

+663水平一甩运输石门永久避难硐室掘进采取全断面爆破方法破岩，一次成巷方法掘进和支护次序作业。
1、掘进施工工艺步骤
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
采取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
采取湿式打眼、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部署在茅口灰岩中，该岩层为中等稳定岩层，采取三芯拱锚（网）喷加砌碹二次支护，净断面7.16m2，为确保巷道成型质量，降低材料损耗，实施光面爆破，严格根据爆破图表要求，确保光面爆破效果。
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
全部炮眼统一采取正向连续柱状装药，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、掏槽方法
掏槽方法为垂直楔形掏槽法，周围眼和设计轮廓线距离为200mm。
五、起爆方法
爆破网络采取串联全断面一次起爆。
六、炮眼数目和装药量确实定：
依据下列方法可能一次爆破所需总炸药量：
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%
依据下列方法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，通常取0.5—0.7，式中取0.7
p—每个药卷重量，取0.2kg。
依据以上两公式，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，见炮眼部署图）
附图：炮眼部署图及爆破说明书
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
次序
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：采取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、打眼前必需由跟班技术员、安全员、班组长确定施工中线，并找出巷道周围轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼部署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、中线至任何一帮距离偏差许可在-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、通风方法选择
1、施工过程中，采取局部通风机压入式通风，局部通风机设在+663水平运输石门和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—以人为单位供风标准
N—掘进工作面同时工作最多人数取14
K—风筒漏风及风量损失系数取1.5
依据以上计算，确定该工作面需风量173m3/min，可选择型号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—巷道许可最低风速，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
经过以上计算及验算，所选择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，并符合相关要求，为确保工作面正常供风需要，选择双风机、双电源方法供风。
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
依据《煤矿安全规程》要求井下工作地点温度不超出26°要求，经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出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，所以选择FBD（2×11KW）型风机。能确保工作面正常供风需求。风筒采取抗静电阻燃风筒，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+663一甩运输石门和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，选择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
经过上表可知2台设备同时工作总风量为10.23 m3/min，压风机压风能满足工作需要。

第六节 综合防尘

防尘水源自地面静压水经风井→+853回风大巷→+663水平一甩永久避难硐室掘进工作面分别用3寸、1寸胶管接入工作面，具体防尘方法以下：
1、+663水平一甩永久避难硐室中，最少设2道水幕，一道为固定水幕，设在+663一甩运输石门和避难硐室口，一道为移动水幕，紧跟掘进工作面，距工作面20—30m，巷道内沉积岩尘长度小于5m，厚度小于2mm。
2、施工过程中，必需铺设1寸静压水管，每隔50m安装一个三通阀门，水管吊挂平直，高度0.5m，管路上、下间隔0.15m。
3、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆帮固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度90%，水幕安装距顶板距离小于300mm。
4、定时冲洗巷道，预防粉尘堆积，每七天1次。
5、防尘设施齐全有效，喷雾装置必需覆盖巷道全断面且水压符合要求。

第七节 防灭火

永久避难硐室防火水源来自风井地面静压水池经回风井→+853回风大巷→+663水平一甩永久避难硐室掘进工作面，分别用3寸铁管和1寸胶管接入工作面。
具体防火方法以下：
1、巷内浮尘要定时冲洗和清扫。
2、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必需存放在盖严铁桶内，用过棉纱布头和纸也必需存放在盖严铁桶内，并由专员定时送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内或硐室内。
3、严禁将剩油、废油泼在巷道内。
4、严禁明火作业和电器失爆。
5、用静压水管作为消防水管。
6、耙碴机、喷浆机、各配置2只合格灭火器，灭火器必需放置在架子内，吊挂在耙碴机、喷浆机、提升绞车周围小于5m地方便于取用。
7、灭井下火灾时必需严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条要求实施。
8、若电气设备着火时，先切断电源，然后用灭火器灭火。
9、严禁使用变质炸药，以防拒爆燃烧。

第八节 监测监控系统

1、监测仪表数量和型号：
该硐室必需吊挂KGJ23型高低浓度瓦斯传感器2台、GFW15型风速传感器1台、KG3007A型温度传感器1台、KGA5-V2-1型一氧化碳传感器1台、KG5009型风筒风量开关1台、KGT15-V3.0型局部通风机开、停监测器1台，KDW15A断电仪1台。
2、部署位置
瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好地方，距顶板小于0.3m，距巷壁大于0.2m。
（1）在永久避难硐室掘进工作面中（距掘进头5m内）设置高低浓度组合式瓦斯传感器，其报警值≥1%，断电值≥1.5%，断电范围为掘进巷道回风流中非本质安全电器设备，复电值<1%。
（2）在距掘进工作面回风口10-15m处回风流中设置高低浓度组合式瓦斯传感器，其报警值≥1%，断电值≥1 %，断电范围为掘进巷道回风流中全部全部非本质安全电器设备，复电值<1%。
（3）风速、温度、一氧化碳等传感器安装在该掘进工作面测风站内。
（4）风筒风量开关安装在该掘进工作面末端风筒上。风机开停传感器安装在该掘进工作面风机上。
（5）断电仪安装在该硐室掘进工作面总控开关处。

第九节 供电系统
一、供电设计
（一）供电方法、电压等级、防爆设备选型
由井下中央变电所向+663水平一甩运输石门敷设一条电压等级为660V供电线路供给喷浆机；其供电设备、电压等级、电缆种类、电缆断面，馈电开关额定值，安全系数“三大保护”全部必需符合供电系统安全要求。
（二）电力负荷和电缆选择
1、电力负荷
该掘进工作面铺设设备电机型号YBS-30，功率30KW，额定电压660V，额定电流34.3A。
2、电缆选择
依据对掘进工作面电机选择和电机额定电流确实定，来选择向该掘进工作面输送电电缆以下：
I= I单启×k+ I2总
式中
I单启——单台电机开启额定电流，取34.3A；
k——电机开启电流是额定电流4-8倍，取4；
I2——掘进工作面1台电机额定总电流,取34.3A。
代入式中计算向该掘进工作面输送电总电缆经过电流为171.5A。查《电流整定计算表》可知选择MY-0.38/0.66V-3×35mm2+1×6 mm2电缆能满足供电需要。
（三）电器保护整定值计算
1、单台电机电流保护整定值
永久避难硐室掘进工作面安装2台30kw电动机，为此计算一台电机电流保护值。
单台电机保护整定值确定:
Q额定电流整定值=KW×k
式中KW——单台电机功率，取30；
K——每千瓦所用电流，取1.2；
经过代入数据计算确定该工作面单台电器保护整定值为36A。
2、掘进工作面全部电机总电流保护整定值
依据对该掘进工作面安装2台电机，单台电机电流整定值确定为72A来计算：
Q总电流整定值=Q2A+I一部电机最大开启电流
Q2A——1台电机总电流保护整定值（单部电器保护整定值为36A），取72A；
I一部电机最大开启电流= KW×K×K1
KW——一台电机功率，取30；
K——每千瓦所用电流，取1.2；
K1——台电机开启电流是额定电流4-8倍，取4；
经过把这些数据代入公式Q总电流整定值=Q2A+I一部电机最大开启电流 计算确定该工作面总电器保护整定值为216A，在设置保护整定值时设置为230A。
二、机电设备安装和验收
全部机电设备安装一律根据《机电完好标志》实施，尤其是安装接线盒、按钮这些常常移动设备果断不能失爆，输送机经机电队安装、安监科验收后方可投入使用。
供电电缆表
序号
电缆
名称
型号
长度（m）
电压
等级
用途
1
阻燃
软电缆
MYJV32-0.66kv
260
660V
永久避难硐室
运输 供电

第十 排水系统

+663水平一甩永久避难硐室水可直接流入一甩运输石门水沟再流入663运输大巷直至地面。

第十一节 运输

运料：490地面→主平硐井→+490水平运输大巷→1.6米绞车提升到663车场→1.2米绞车提升到一甩运输石门→永久避难硐室
运碴：一甩永久避难硐室→1.2米绞车下放到+663水平运输大巷→1.6米绞车下放到490运输大巷→主井地面

第十二节 通讯和照明
一、通讯
在永久避难硐室掘进工作面及出口处各安装一部防爆电话，掘进工作面电话随工作面掘进而前移，每台电话可直接和平面各科室和井下各工作地点电话相互联络。
二、信号
永久避难硐室掘进工作面各运输设备转载点也要设置一个开停按钮和信号按钮，并确保灵敏可靠；
三、照明
在绞车和履带式耙碴机处各安装照明电棒一根。

第五章 劳动组织及关键技术经济指标

第一节 劳动组织

采取“三八”制循环作业（一天3班，每班8个小时）方法。
劳动组织表
工种
小班人数/人
三班人数/人
小班长
1
3
掘工
2
6
除渣运料工
5
15
放炮工
1
3
累计
9
27

第二节 循环作业

一、循环方法
多循环，即1日3个循环，一班一个循环
二、循环进度
永久避难硐室掘进一个班循环进度为1.5m，一天3个班，进度4.5m。
三、打乱正规循环补救方法
1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业；
2、提升效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业，合适调整循环进度，努力争取在本班内完成，在正规循环后再修复正常循环进度，组织力量突击，合适增加人员，设备等方法，确保正规循环，本班内抢回循环有困难，可为下一班多部分准备工作，确保下班顺利完成循环。

第三节 施工组织设计关键技术经济指标

永久避难硐室施工组织设计关键经济技术指标表
序 号
项 目
单 位
指 标
备 注
1
硐室设计长度
m
40

2
巷道掘进断面
m2
7.46

3
巷道净断面积
m2
7.16

4
在册人数
人
32

5
出勤人数
人
27

6
出勤率
%
90

7
循环进度
m
1.5

8
日进尺
m
4.5

9
月进尺
m
115

10
循环率
%
85

第六章 避难硐室其它安全技术方法

〈1〉通常要求
1、在永久避难硐室掘进工作面开工之前，由生产调度科负责组织人员落实学习本《作业规程》；学习后由安监科出试题进行考试，成绩合格方可下井作业。请假人员或新工人上岗前必需进行学习考试，合格者才能下井作业，工人学习考试成绩分别登记在《作业规程》落实统计表上。
2、对工人落实该作业规程时，同时再落实一次《洋岩煤矿安全处罚条例要求》和煤矿《一通三防要求》对违章范围处罚要求，便携式瓦斯报警仪管理制度等制度加强学习。
3、交接班制度：
（1）对永久避难硐室掘进工作面工程质量，安全情况和遗留问题等，上、下两个班班组长、安全员、技术员必需在现场交接清楚，并向生产调度科汇报交接班情况。
（2）永久避难硐室掘进工作面掘工也必需在现场将本工作地点工程质量及安全情况向下一班人员进行交接。
（3）机电各岗位操作人员必需在现场交接所管设备，严格实施岗位责任制，确保设备安全运转。
〈2〉一通三防安全技术方法
一、通风管理
1、该永久避难硐室掘进工作面采取局部通风方法
2、永久避难硐室掘进工作面风量必需达成每人每分钟4m3以上，且空气中瓦斯、二氧化碳和其它有害气体及风速、温度符合《煤矿安全规程》要求。
3、局扇应安装在掘进工作面距回风巷口10m以外进风巷道内并确保无循环风、串联风及一机供多头。
4、通风局扇由通防科明确专员管理，风筒必需采取抗静电、阻燃型，风筒末端出口至工作面（岩壁）距离不得超出5m，不然应立即加长，风筒漏风必需立即修补或更换。
5、掘进工作面不得私自停开风机，不然，必需按《煤矿安全规程》第一百二十九条相关要求实施。
6、通风安全监控按《煤矿安全规程》相关要求实施。
7、掘进工作面必需安装瓦斯电、风电闭锁装置，使用风钻。
8、若矿井主扇停风，必需先撤出人员切断掘进头电源停止局扇运转，并打上临时闭子，挂上警标，严禁人员进入。
二、瓦斯管理
1、瓦斯检验每班不少于3次，回风流中或电动机开关周围20m内瓦斯浓度达成1%时必需停止工作，撤出人员切断电源，进行处理。
2、掘进工作面在体积大于0.5m3空间中局部积聚瓦斯达成2%时，周围20m内停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
3、当瓦斯浓度超出要求而切断电源电气设备，必需在瓦斯浓度降到1%时，方可送电，且只准人工送电。
4、永久避难硐室掘进工作面风机在停止运转后，班组长必需把人员全部撤到新鲜风流中，在恢复通风前，必需首先检验瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超出1.0%和最高二氧化碳浓度不超出1.5%，且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条开启局部通风机条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
5、因跳闸停电和检修停电，风机停止运转时，只准人工送电，向局部通风机供风巷道中电气设备送电时，必需检验巷道中瓦斯浓度，只有在符合《煤矿安全规程》要求时，方准送电。
6、永久避难硐室掘进工作面临时停止工作，不得停风；如要停风，必需切断该掘进巷道中电源，并打临时闭子挂警标牌，严禁人员进入，并向调度室汇报。
7、在停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达成3.0%或其它们有害气体浓度超出《煤矿安全规程》第一百条要求不能立即处理时，必需在24h内封闭完成。
8、停风区中瓦斯浓度超出1.0%或二氧化碳浓度超出1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超出3.0%时，必需采取安全方法，控制风流排放瓦斯。
9、在排放瓦斯过程中，排出瓦斯和全风压风流混合处瓦斯和二氧化碳浓度全部不得超出1.5%，且回风系统内必需停电撤人。
10、只有恢复通风巷道风流中瓦斯浓度不超出1.0%和