矿井主井井筒揭2-2煤施工安全技术措施 一、工程概况石拉乌素矿井主井井筒设计净Φ9.4m，主井井口设计标高+1338.3m，井筒设计总深度为749.632m，采用全深冻结法施工，冻结深度为760m，采用双层钢筋砼井壁支护。主井井筒外壁掘砌至-627.1m后施工了12.9m的整体壁座，然后套砌内壁至-8m；套壁工作已于2013年11月14日完成，在完成工序转换后即将开始-640m以下水平的井筒外壁掘砌施工。根据地质资料显示-660.67m即为2-2煤层的顶板水平，为确保施工安全，根据《石拉乌素煤矿主井井筒过2-1、2-2、3-1、4-1煤揭煤施工设计》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》的有关规定，特编制石拉乌素矿井主井井筒揭2-2煤施工安全技术措施。本次揭煤范围为距2-2煤顶板法距2m至距2-2煤底板下法距2m位置为止，即主井井筒-658.67m~-673.54m。二、瓦斯地质概况1、地质概况根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》、《石拉乌素井田井筒检查钻孔柱状图》等资料显示2-2煤位于井筒垂深660.67m～671.54m，其中包含-661.47m~-661.77m、-666.97m~667.72m两层分别厚0.3m和0.75m的泥岩夹层，整体厚度为10.87m，2-2煤顶板为粗砂岩为主，底板为泥岩。因煤层位于冻结段内，因此在打钻探煤施工过程中不需要考虑水的问题。2、瓦斯地质根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》显示3个钻孔中共采集10个瓦斯煤样的测试成果，各煤层甲烷（CH4）含量为0.00～0.03 daf，二氧化碳（CO2）含量为0.02～0.07daf。自然瓦斯成分中甲烷（CH4）在0.04～4.42%，二氧化碳（CO2）1.53～7.88%,氮气（N2）89.85～97.89%，瓦带分带属二氧化碳—氮气带。钻孔所测瓦斯含量虽较低，但区内主要可采煤层埋藏深，在井筒揭煤时，须对井下瓦斯进行严密监测，加强通风，以防局部富集，造成事故发生。煤层自燃等级为Ⅱ～Ⅰ级，自燃倾向性为自燃～容易自燃。三、施工方案当探2-2煤、取下煤样送实验室预测突出危险性等工作全部结束，且预测煤层无突出危险后方准进行揭煤工作。当井筒工作面掘进至2-2煤层顶板法距2m（-658.67m）位置时，把工作面矸石清理干净，利用伞钻打眼,全断面震动放炮揭露煤层。如果震动放炮未能按照要求揭穿煤层，出现残爆、拒爆和爆破不成型的现象，在掘进剩余部分时（包括掘进煤层和进入顶底板2m范围内），仍按照震动放炮的要求，进行放炮作业。揭煤期间，根据冻结壁发展情况，采用打浅眼，放小炮通过该煤层，浅眼深度为2.5m（见爆破图表1），如冻结壁发展到荒径，可根据实际情况，采取深孔爆破，炮眼深度为4.5m（见爆破图表2）。四、施工方法1、钻爆器材的选择①凿岩机：采用一台XFJD8.12伞型钻架配8台YGZ-70型凿岩机。钻杆：选用直径26mm中空六角钢钻杆，长度4.7m。钻头：选用Ф55mm“十”字合金钻头。②炸药：选用煤矿许用T220抗冻型水胶炸药，药卷规格为Ф45×500mm。雷管：选用1-5段铜脚线毫秒延期电雷管。联线方式：并联联线方式。2、爆破参数（1）每循环爆破进尺2.5m掏槽眼：采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深1.5m，圈径为1.7m,眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深2.5m，圈径为4.0m,眼距897mm，布置14个炮眼。辅助眼：共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为2.3m,眼间距为942mm；第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼, 眼深为2.3m,眼距为931mm；第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼, 眼深为2.3m,眼距为925mm。周边眼：井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深2.3m,最小抵抗线为1m。炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。一阶掏槽眼每眼2卷药卷、二阶掏槽眼每眼3卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼3卷药卷、第三圈辅助眼每眼2卷药卷、周边眼每眼2卷药卷。每循环炸药消耗量：（6×2+14×3+21×3+29×3+37×2+69×2）×0.8=332.8kg。（2）每循环爆破进尺4.0m掏槽眼：采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深3m，圈径为1.7m,眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深4.5m，圈径为4.0m,眼距897mm，布置14个炮眼。辅助眼：共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为4.3m,眼间距为942mm；第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼, 眼深为4.3m,眼距为931mm；第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼, 眼深为4.3m,眼距为925mm。周边眼：井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深4.3m,最小抵抗线为1m。炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。一阶掏槽眼每眼4卷药卷、二阶掏槽眼每眼6卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼5卷药卷、第三圈辅助眼每眼4卷药卷、周边眼每眼4卷药卷。每循环炸药消耗量：（6×4+14×6+21×5+29×5+37×4+69×4）×0.8=625.6kg。附：石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤爆破图表。3、装药结构必须采用正向装药结构。 4、远距离放炮安全技术措施⑴打眼时，岩、煤炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工，并根据围岩和见煤情况适时适当调整。⑵探测孔不得作为炮眼使用，放炮前所有不装药的眼孔要用黄泥、黄砂等不燃性材料填堵实，中心排放孔可用水炮泥封堵，孔口留0.4～0.5m用炮泥封严并捣实，以起到爆破自由面的作用。⑶不得使用过期或变质的炸药。一次放炮使用的电雷管，一定是同厂、同期生产的电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定，退库存放再次使用前必须做二次导通试验。⑷揭煤期间远距离放炮采用铜脚线1～5段毫秒延期电雷管，电雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。⑸井下一切电源由施工单位参加揭煤的专职电工负责检查、停电，并由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，在得到调度室的同意后方可进行装药工作。⑹要严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度，只有检测工作面及20m范围内瓦斯浓度小于1%时，才能装药放炮。⑺联线必须由放炮员亲自操作，要使接线清洁并用胶布缠好，联线后必须由放炮员检查确认无误后，才能与母线接线。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。⑻雷管和母线联线前必须处于短路状态。使用地面380v电源起爆，在炸药、雷管下井前由放炮员检查起爆电源是否锁好，锁好后钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将起爆电源锁头打开送电。⑼装药应采用正向装药结构，严禁采用反向装药。⑽放炮前将井筒施工设备都保护好，吊盘提至距工作面30m以上，负责清点人数，把所有井盖门打开，井口房及翻矸平台上人员全部撤出井口棚外50m位置后，在井口四角至少安设四人警戒。将井口20m以内一切电源由专人负责检查、停电。⑾放炮员最后升井。由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，负责警戒和停电的负责人也要向调度室汇报，放炮员只有接到现场指挥的放炮命令后，方可放炮。⑿放炮员接到放炮命令后，先发出放炮警号，至少再等5s，方可起爆。爆破后，须立即将起爆电源断开。⒀放炮30分钟后，救护队员由井口20m以外逐步向井口检查瓦斯情况，直到井口井盖门，当井口井盖门瓦斯含量不超过1.0%，瓦斯自动检测报警系统检测井下瓦斯浓度小于1.0%时，由揭煤领导小组安排救护队配齐用具下井检查，确认无危险，井筒内瓦斯浓度均小于1.0%，救护队队员上井后，瓦检员、放炮员再次进入迎头检查后，由揭煤小组值班领导向调度室汇报现场情况并请求恢复送电，只有接到调度室的恢复送电命令后方可恢复送电，最后施工人员入井施工。 ⒁瞎炮、残炮处理，要严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。五、过煤段支护自距2-2煤层顶板法距2m起至进入2-2煤层底板下法距2m位置止为过煤段支护范围，揭煤范围长度为14.87m，又由于煤、岩层倾角较小，故该段采用架设20#槽钢井圈背木板与现浇砼联合支护。20#槽钢井圈直径13m，间距中-中为600mm，采用6根托钩固定20#槽钢井圈，圈与圈之间采用6根挂钩连接；背板为长1200mm×宽300mm×厚50mm的木板；托钩采用Φ20mm螺纹钢筋加工而成，长度为700mm，利用膨胀药卷固定；挂钩采用Φ20mm螺纹钢筋加工；现浇砼强度等级C40，壁厚400mm。过煤段支护形式根据井筒实际揭露围岩情况确定，如果围岩破碎，采用以上支护形式；若井帮围岩较稳定，则采用现浇砼支护。六、安全技术措施（一）、通风、瓦斯及防尘安全技术措施1、局部通风管理需风量计算(1)按工作面最多人数计算需风量Q人Q人=4N=4×50=200m3/min式中:N——工作面最多人数，取N=50人。(2)按排除炮烟计算需风量Q炮Q炮= ×(A(SL)2k)1/3=2612.72m3/min式中: Q炮——爆破后工作面所需风量，m3/st——排除炮烟时间，井筒取30minA——同时爆破的炸药量，625.6kgl——井巷长度，749.632mk——淋水系数，k=0.6S——井筒净断面面积，69.36m2(3)按井筒最低风速计算需风量Qv根据《煤矿安全规程》有关规定，并结合立井施工揭穿煤层的具体情况，立井掘进的最低风速取0.15m/s，并按下式计算需风量Qv：Qv=60SV式中：Qv — 掘进工作面需风量，m3/min；S —工作面净断面面积，m2；取S=69.36m2；V —最低风速，m/s。取V=0.15m/s；计算得Q＝60×69.4×0.15＝624.24 m3/min。⑷按瓦斯涌出量计算：Q瓦=100kq=100×1.5×0.57=85.5m3/minK-- 井筒掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；q-- 井筒掘进工作面通风系数，一般取1.5~2。(5)需风量选取根据上述计算可知，Q炮＞QV＞Q人＞Q瓦，故所需风量选取其中最大值Q炮=2612.72m3/min。2×30KW型对旋风机主要技术性能参数：单机风量500～740m3/min。根据上述计算，选用4台2×30kw型对旋式风机采用压入式通风方式向井下供风，配备两趟Ф800mm高强度胶质风筒，即可满足井下需求。2、局扇及其附属设备的选取与管理(1)采用压入式通风,局扇安装在地面。选择2×30kw对旋轴流式风机，配备两趟Ф800mm高强胶质风筒通风，取井筒百米漏风率为1％，迎头供风量可达460×（1-1％×5.96）＝377.8m3/min＞370 m3/min，能够满足通风要求。(2)四台同等力局扇（两台使用、两台备用）必须保证两台正常运转。局扇必须实现自动切换，局扇等电气设备管理责任到人,配备司机（值班电工专职管理）并挂牌，不得随意停开。(3)风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节。揭煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。(4)局扇供电必须做到“三专两闭锁”。(5)工作面因停电或其它原因造成停风时，必须及时撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须经测气员检查瓦斯，只有在停风区域内瓦斯浓度不超过1%时，且局扇及其开关处瓦斯浓度不大于0.5%时，才能人工开启局扇。3、瓦斯管理(1)要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理，严格执行操作规程和岗位责任制，严禁违反《煤矿安全规程》。(2)当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并查明原因及时采取措施。(3)对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。(4)井筒揭煤施工期间必须设专职瓦检员，随时检查瓦斯浓度，如遇异常情况及时停止工作汇报调度室。(5)瓦斯检查要重视通风死角，对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点，如井壁刃脚下、吊盘下及封口盘下等位置，均应设点仔细检查，防止漏检。(6)瓦斯监测使用KJ91A型安全监测监控系统， T1探头距工作面不大于5m，T2探头距封口盘10～15m。T1、T2探头参数设定如下表。因瓦斯超限或故障出现断电，必须采用人工送电。
| 探头 | 甲烷传感器设置地点 | 报警浓度 | 断电浓度 | 复电浓度 | 断电范围 |
| T1 | 距工作面≤5m | ≥1.0% CH4 | ≥1.5% CH4 | ＜1.0% CH4 | 井筒内及井口附近20m范围内全部非本安型电气设备 |
| T2 | 距井口10m～15m | ≥1.0% CH4 | ≥1.0% CH4 | ＜1.0% CH4 |
⑺ 瓦检员每班要检查并记录井下探头数值，如出现探头值与瓦斯监测仪测值不一致，现场按最大值处理，由施工单位负责在8小时内将两种仪器调校准确。4、防尘、防火管理由于煤层自燃等级为Ⅱ～Ⅰ级，自燃倾向性为自燃～容易自燃。揭煤期间必须坚持洒水，并在工作面陪伴4-6个干粉灭火器。⑴放炮前后应对工作面进行洒水，出矸期间要根据矸石潮湿及粉尘情况及时补洒水。打眼、出矸等有粉尘产生的工序，作业人员必须佩戴防尘口罩。⑵严格入井检身制度，严禁穿化纤衣物、戴电子表、带手机下井。矿灯在井下任何人不得随意拆卸。⑶揭煤期间使用的大、小锤一律改成铜锤。（二）、电气管理安全技术措施(1)井筒内及井口附近20m范围内的电气设备必须是本质安全型或防爆型，并按标准化挂牌管理。(2)井下使用的电缆必须是符合《煤矿安全规程》有关规定的阻燃电缆。(3)井筒内通讯、信号设备全部采用本质安全型。(4)井下动力供电必须采用检漏保护装置，保证检漏保护装置灵敏可靠。井下照明、信号装置必须具有短路、过载和漏电综合保护。(5)由施工单位负责指定专人对局扇风电、瓦斯电闭锁和备用局扇班班进行试验，确保完好。七、组织管理保障措施⑴揭煤前，河南煤炭建设集团有限责任公司共同成立揭煤领导指挥小组组 长：李志成副组长：姬良雨 蔡振国 张永和 龚望远 王小孬成 员：韩超峰 陈建省 姬建鹏 潘向明 张攀郝鹏 车相宗 李振新 任付兴 窦田庆⑵揭煤期间每次放炮必须由领导小组成员以上人员带队，其它有关部门派人参加，参加单位和人员有瓦检员1名，放炮员1名，安全检查员1名，电工1名，警戒员4名。矿山救护队1小队。⑶每次揭煤放炮前，由调度室通知揭煤领导小组及有关单位参加人员在通知时间内在主井井口集合并贯彻措施。⑷揭开和通过煤层期间，必须安排地质技术人员负责收集资料，并完整地做好原始记录。⑸揭煤前由领导小组组长带队组织各有关单位人员对揭煤准备工作进行一次全面检查，并对检查发现的问题开专题会落实。⑹揭煤前，对参加揭煤人员进行一次防突专门培训，参加揭煤人员必须经考试合格，持证上岗。八、异常情况处置与避灾自救⑴参加揭煤的作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆：井帮压力增大 ；煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出；空气变冷，煤质干燥，煤体变暗；有煤炮声，煤层层理紊乱；瓦斯浓度变化大；井筒涌水由清变浑；打钻时，出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。⑵在出矸、砌壁、打眼等工序施工时，现场均应设专人负责观察工作面围岩和井帮稳定情况，有专职测气员检查瓦斯及温度变化情况。如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯浓度忽大忽小，温度骤降或发出声响等突出预兆异常现象，应立即停止工作，撤退人员升井，及时报告调度室，采取相应措施。⑶下井人员一律佩戴自救器、便携式瓦检仪和矿灯，否则不准下井。⑷施工过程中，两台绞车必须保证正常运转，工作面始终保持一个不摘钩的吊桶，待另一个吊桶下至吊盘或工作面后，这个吊桶才准起钩。信号、通讯系统应保持畅通，备用信号必须保证完好可靠。⑸若在井下遇到紧急危险情况，作业人员可以立即乘坐吊桶，通过井上、下信号或机械信号升井。九、其它有关安全措施⑴在井筒揭煤施工过程中，应准确掌握煤层位置，在揭开通过时应仔细观察，随时对照层位、岩性，及时修正，避免误揭煤层或距煤层太近而来不及采取措施。⑵揭煤期间，井下和井口防爆电话由施工单位安排专人24h监守，保证通讯畅通。⑶施工过程中，两台绞车必须保证正常运转，工作面始终保持一个不摘钩的吊桶，待另一个吊桶下至吊盘或工作面后，这个吊桶才准起钩。信号、通讯系统应保持畅通，备用信号必须保证完好可靠。⑷本措施适用时间：自距2-2煤顶板法距2m开始进入揭煤工作，直至通过2-2煤层底板下法距2m结束。⑸其它未尽事宜，严格按《石拉乌素煤矿主井井筒过2-1、2-2、3-1、4-1煤揭煤施工设计》、《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》的有关规定执行。⑹由项目部技术科负责将该措施向本单位参与揭煤的干部和职工贯彻，并签字。十、附图(1)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤施工工艺流程图(2)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤施工工序图(3)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤层探煤兼测压孔平、剖面图(4)石拉乌素煤矿主井井筒封孔测定煤层瓦斯压力示意图 (5)石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤爆破图表1表2(6)石拉乌素煤矿主井井筒过煤层通风系统及避灾路线图免责声明：本网部分内容来自互联网媒体、机构或其他网站的信息转载以及网友自行发布，并不意味着赞同其观点或证实其内容的真实性。本网所有信息仅供参考，不做交易和服务的根据。本网内容如有侵权或其它问题请及时告之，本网将及时修改或删除。凡以任何方式登录本网站或直接、间接使用本网站资料者，视为自愿接受本网站声明的约束。
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