进风立井井筒揭煤3.docx

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进风立井井筒揭煤3

编号：

zxzj-03

平舒公司翟下庄进风立井

井筒揭3#煤施工安全技术措施

施工地点:

温家庄煤矿翟下庄分区工业广场内

施工单位：

中煤49处翟下庄项目部

编制人：

***

施工负责人:

***

编制日期:

2013年03月02日

执行日期：

2013年03月05日

目录

第一章编制依据……………………………………………………………………3

第二章概况…………………………………………………………………………3

第一节工程概况……………………………………………………………………3

第二节地质情况……………………………………………………………………4

一、煤层赋存情况……………………………………………………………………4

二、矿井瓦斯情况……………………………………………………………………5

第三章防突机构……………………………………………………………………9

一、施工准备……………………………………………………………………8

二、防突领导机构……………………………………………………………9

第四章防突措施……………………………………………………………10

第一节煤层定位……………………………………………………………11

第二节、区域防突措施……………………………………………………………11

一、区域预测预报…………………………………………………………………………11

二、区域防突措施……………………………………………………………………12

三、区域效果检验……………………………………………………………………15

四、区域验证…………………………………………………………………………15

第三节、局部防突措施………………………………………………………………15

一、局部预测预报……………………………………………………………………15

二、局部防突措施……………………………………………………………………15

三、局部效果检验……………………………………………………………………16

四、安全防护措施……………………………………………………………………16

五、揭煤爆破后掘进支护……………………………………………………………21

第五章安全技术措施……………………………………………………………22

第一节抽、排放施工……………………………………………………………22

第二节安全培训…………………………………………………………………26

第三节通风工作…………………………………………………………………26

第四节瓦检工作…………………………………………………………………27

第五节揭煤施工中的机电设备管理……………………………………………28

第六节避灾路线…………………………………………………………………31

第七节安全技术措施要求………………………………………………………31

第一章编制依据

一、编制依据

1、2011年版《煤矿安全规程》；

2、2009年版《防治煤与瓦斯突出规定》；

3、《山西平舒煤业翟下庄分区进、回风井井筒工程施工组织设计》；

4、《山西平舒煤业温家庄矿井翟下庄分区进、回风立井井井筒井壁结构图》；

5、《山西平舒煤业有限公司W9-5号、W9-6号进风井检查孔柱状图》；

6、《山西平舒煤业有限公司温家庄矿井翟下庄分区井筒检查孔竣工报告》；

7、《山西平舒煤业有限公司地质勘探报告》

第二章概况

第一节工程概况

山西平舒煤业有限公司翟下庄分区通风系统改造项目井筒工程位于山西省晋中市温家庄乡翟下庄村，进风井筒净径9m、净断面63.585㎡、基岩段掘进直径10.4m断面84.91㎡，井口地坪标高+1246.000m，井深637.45m。

采用普通法施工，基岩段支护厚度700mm，采用素砼支护强度等级C30。

现已施工至基岩段498m。

第二节地质情况

一、煤层赋存情况：

根据甲方提供的山西平舒煤业有限公司地质勘探报告、进风井井检孔地质报告、进风井井筒预想柱状图及相关资料，地层总体呈一走向NEE、倾向SE的单斜构造，地层倾角5°左右，其间发育次一级的宽缓褶曲，区内无较大断层和陷落柱，构造属简单类型。

3号煤为山西组煤层，煤层总厚平均0.9m。

煤层倾角较缓5°左右3号煤属不稳定局部可采煤层。

井筒水文地质条件简单，对揭煤施工有直接充水影响的为煤层顶板砂岩水、灰岩岩溶裂隙水，W9-6号检查孔的抽水试验成果，山西组的含水层单位涌水量（q）均小于0.1L/s.m，属含水小的含水层。

揭煤煤层的厚度及稳定性见表1。

表1

进风井揭煤段3#煤层赋存情况表

地层

层序

煤层编号

见煤地点

厚度

顶板岩石及厚度

底板岩石及厚度

稳定性

山西组

3

-504.556m

0.9m

细砂岩→4.1

砂质泥岩→7.07

稳定

煤尘爆炸性试验成果，火焰长度0～20mm，一般＞5mm，扑灭火焰的岩粉量0～40%，一般＞15%，煤尘有爆炸危险；

自燃倾向性鉴定各煤层的自燃试验成果，煤层均为不易自燃煤层。

附揭煤段地质柱状图

二、矿井瓦斯情况

根据《山西平舒煤业有限公司地质勘探报告》显示本矿井属高瓦斯突出矿井。

3#煤层有煤尘爆炸的危险性，详见下列统计表。

表一

瓦斯成分及含量汇总表

煤层编号

1g可燃物质瓦斯含量（ml/g）

自燃瓦斯成分（%）

CH4

CO2

N2

CH4

CO2

N2

3

0.99-12.55

7.44

0.08-1.11

0.36

1.03-5.28

2.94

13.12-96.93

54.63

0.76-27.72

6.16

2.12-59.16

13.22

以上测试结果表明：

煤层瓦斯成分及含量均以甲烷为主，氮气次之，二氧化碳较少。

根据瓦斯在垂向上的变化规律综合分析，瓦斯分带为氮气一甲烷带。

第三节施工准备

一、准备好探煤的ZM-120Ⅱ型潜孔钻机或150型液压钻机。

二、井筒内安装和调试好瓦斯监测设备。

三、检修好日常检查瓦斯的光干涉式瓦斯检查仪、便携式瓦检仪和风表。

四、揭煤前准备好2台GP系列煤层瓦斯压力测定仪和2台WTC突出参数测定仪。

五、根据现场施工情况备好D50-80×9型高扬程卧泵、风动潜水泵等排水设施。

六、联系矿山救护队伍，并在施工现场24小时待命。

第三章防突机构

为加强井筒探、揭煤施工的技术管理工作，确保本次探、揭煤施工安全、顺利进行，特成立由平舒煤业有限公司总工程师赵士军为总指挥的领导小组，负责指挥，协调各项工作。

组织机构：

总指挥：

***（平舒煤业公司总工）

副总指挥：

**（通风副总）***（平舒煤业通风工区通风部长）***（平舒煤业通风工区防突部长）

组长：

***

副组长：

***

组员：

***

通风、瓦检、安检人员及各班跟班队长、班长

职责范围：

***：

全面指挥、调度揭煤工作。

***、：

负责本次探、揭煤施工的安全技术管理工作。

对探、揭煤施工技术进行现场指导，根据现场情况及时提出调整意见，审阅探、揭煤施工记录。

***：

对探、揭煤各项工作负全面领导责任，协助上级领导做好探、揭煤工作。

***：

探、揭煤过程各项措施的实施负责人，对照“安全技术措施”及其它有关规定，监督、检查本次探揭煤施工的全过程。

传达探、揭煤“施工安全技术措施”，建立、收集、整理探、揭煤、瓦检及其它有关记录。

***：

对所有机电设备、电缆及接地情况进行全面检查，并提出更换或维护意见，确保达到防爆要求，严禁设备失爆。

项目部根据实际情况建立相应管理机构，并明确责任，特殊工种（瓦检员、通风工、放炮员、跟班电工、通讯、信号工、救护队等）必须明确人员及其职责。

第四章防突措施

揭煤工艺流程：

揭煤工艺流程图

煤层定位

距煤层法向距离20m施工前探钻孔，确定煤层赋存情况

防突设计

区域防突

有突出危险

区域预测预报

距煤层法向距离10m施工3个取芯钻孔，

测定瓦斯含量、压力

区域防突措施

距煤层法向距离7m打抽放钻孔

无突出危险

区域措施效果检验

施工5个取钻孔，

测定瓦斯含量、压力

补救措施

无效

有效

区域验证

距煤层法向距离5m施工3个钻孔

测定瓦斯含量、压力

局部防突

突出预测

距煤层法向距离5m施工5个钻孔

测定瓦斯含量

有突出危险

无突出危险

局部防突措施

距煤层法向距离5m打排放钻孔

局部措施

效果检验施工5个取芯钻孔，测定瓦斯含量

无效

补救措施

有效

安全防护措施

揭穿煤层

第一节煤层定位

一、煤层定位（探煤）：

当立井施工至距离煤层顶板法向距离为10m时，停止掘进，使用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机，施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5米，孔径为Φ75mm的前探取芯钻孔（见后图），利用钻孔观测地质产状要素、煤层厚度、倾角变化、地质构造等，并做好详细记录，准确掌握和控制层位。

探煤位置：

根据检查孔资料，进风立井井筒施工在-504.556m见3#煤厚度为0.9m

第二节区域防突措施

一、区域预测预报

当施工至距离煤层顶板7m位置处时，使用钻机施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5米，孔径为Φ75mm的取芯钻孔（见后图）。

利用以上3个钻孔做预测预报孔，来测定煤层瓦斯含量、瓦斯压力，瓦斯含量及瓦斯压力的测定由通风部防突实验室负责测定，项目部配合。

采用DGC型瓦斯含量直接测定装置对3个钻孔进行瓦斯含量测定；采用MWYZ-HV型主动式瓦斯测压仪进行测定压力。

当检测的瓦斯含量小于7.5m3/t且瓦斯压力P小于0.74MPa时（稳定24小时后），确定煤层为非突出煤层。

项目部通风队技术员将以上数据收集报公司总工程师及平舒矿总工程师审批后，方可恢复施工。

施工采用“探三进一”的施工方法掘进施工。

当瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力大于0.74MPa时，确定煤层为突出煤层，必须对瓦斯进行预抽放。

预测预报孔施工前，工作面以上必须成巷，打钻过程中观察钻孔和瓦斯变化情况，检查是否有喷孔现象，施工完第一个前探钻孔后先用木楔封孔，再施工第二个探孔，依此类推。

二、区域防突措施

当掘进至法线方向距煤层7米位置时，采取穿层钻孔对煤层进行预抽。

在掘进断面上打φ75㎜的抽放孔133个，抽放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯突出的发生。

钻孔的控制范围是：

揭煤处井筒轮廓线外12米，同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的距离不小于5米，孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5米.

钻孔密度：

根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点，设计排放钻孔。

主要技术参数如下：

井筒见煤处每平米布置1个钻孔，孔底间距不大于2米，井筒轮廓线外12米孔底间距不大于4米布置根据钻孔的有效抽放效果适当增加抽放钻孔。

a、钻孔有效排放半径1000㎜；

b、开孔间距：

钻孔开孔间距1000㎜，孔底超出荒径12000mm；

c、钻孔直径：

φ75㎜；

d、钻孔深度：

穿透煤层全厚进入底板至少500㎜；

e、钻孔总数：

133个；

具体见《揭煤预抽钻孔设计图》。

工作面瓦斯预抽天数根据以下公式计算：

①π×（2R+15）2×h×1.4×（A-8）-B=C/100×1440×D×E；

②I=C/100×1440；

③B=F/（2×H）×（G×H×I+G×F×I）；

④D=G×F计算而得。

经过以上计算可得：

抽放时间E=C/[100×1440×D×π×（2R+12）2×h×1.4×（A-8）-B]

以上数值中，除A（即瓦斯含量测定值）需在现场测定后可知外，其余全部为已知量，具体抽放时间根据实测瓦斯含量测定值进行计算得出。

其中：

已知量

待求量

参数

参数含义

参数

参数含义

R

井筒掘进半径（m）

I

每米钻孔每天抽放量（m3）

h

煤层厚度（m）

D

打钻总进尺（m）

A

瓦斯含量测定值（m3/t）

B

打钻期间的瓦斯抽放量（m3）

C

百米抽放量（m3/min）

E

打钻完成后抽放时间（d）

F

钻孔总数量（个）

G

平均钻孔深度（m）

H

每天施工钻孔数（个）

各井筒具体抽放天数按以上公式计算，计算完成后报公司总工程师及平舒矿总工程师审批后，方可施工。

三、区域措施效果检验

抽放完成后，在工作面采用钻机施工5个孔径为Φ75mm的效果检验孔，深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m，测定残余瓦斯含量、残余瓦斯压力（测定方式与区域预测预报相同）。

当煤层内瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力P大于0.74Mpa时，继续进行工作面瓦斯抽放，直至测得煤层内瓦斯含量及瓦斯压力小于临界值以后才能允许掘进至煤层法向距离5米处。

四、区域验证

当掘进至距煤层法向距离5米位置时，在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ75mm的取芯钻孔，深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m，测定残余瓦斯含量、残余瓦斯压力（测定方式与区域预测预报相同）。

当瓦斯含量小于7.5m3/t或瓦斯压力P小于0.74Mpa时，确认为无突出危险，在采取安全防护措施后进行作业。

只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域应当执行局部综合防突措施。

第三节局部防突措施

一、工作面突出危险性预测预报

距煤层法向距离5米位置时，在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ75mm的取芯钻孔，深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m，测定残余瓦斯含量（测定方式与区域预测预报相同）。

当瓦斯含量小于7.5m3/t时，确认为无突出危险，在采取安全防护措施后进行采掘作业。

只要有一次预测为有突出危险或施工超前钻孔等发现了突出预兆，则执行局部综合防突措施。

二、局部防突措施

采用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机施工直径75mm的卸压孔，钻孔要求全断面均匀布置，具体参数如下

钻孔的控制范围是：

揭煤处井筒轮廓线外5米，孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5米。

钻孔密度：

井筒见煤处每平米布置1个钻孔；孔底间距不大于2米。

1.钻孔有效排放半径1000㎜；

2.开孔间距：

钻孔开孔间距1000㎜，孔底超出荒径5000mm；

3.钻孔直径：

φ75㎜；

4.钻孔深度：

穿透煤层全厚进入底板至少500㎜；

5.钻孔总数：

89；具体见《揭煤卸压排放钻孔设计图》。

6.排放时间24小时

三、局部防突措施效果检验

施工完卸压孔排放瓦斯24小时候后，工作面在采用钻机施工3个孔径为Φ75mm的效果检验孔，深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m，测定残余瓦斯含量（测定方式与区域预测预报相同）。

当瓦斯含量小于7.5m3/t时，确认为无突出危险，由矿通风队汇报公司调度、平舒公司通风部，同时编制抽放记录报告，并报审公司总工程师及平舒公司总工程师，待批复后方可恢复爆破掘进。

四、揭煤及安全防护措施

（一）揭煤施工准备工作

当施工至距离煤层法向距离2m位置处时，汇报公司通风部、公司总工程师、平舒公司总工程师及区域公司相关人员，在以上人员到齐现场，同意揭煤并签字认可后，方可实施揭煤作业。

（二）揭煤工作

1.当井筒施工至距煤层顶板法向距离2米处，揭露煤层时，采用全断面一次爆破的方法揭露煤层。

装药时必须使用水炮泥封堵炮眼，放炮时将井下所有人员撤至井上，切断井下及井口20m范围内所有电源，但不得停风，井口50m范围处设置警戒。

工作面瓦斯浓度达到0.7%时，严禁装药、放炮。

2.在每次爆破前,必须用黄土、炮泥等不燃性材料将工作面所有措施孔孔口严密封闭。

3.若未能一次揭穿煤层底板，则仍应当按照揭煤爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。

4.放炮60分钟后，由经矿山救护队入井检查后，其他人员方可入井。

（三）揭煤施工通风管理措施：

1.严格按照“煤与瓦斯突出”矿井的管理要求，组织安排生产衔接及完善各项管理制度。

在揭煤施工期间，必须严格按照防突措施执行。

2.机电队每班派专人检查机电设备，严禁失爆设备运行。

3.加强通风管理，风筒出口距工作面距离不得超过5m。

必须实现双风机、双电源，主副风机的自动切换必须每天进行一次。

局部通风机必须实行“三专”、井下用电实行“两闭锁”，由通风队负责试验，机电队负责安装及维护，闭锁试验每天由专人进行。

4.揭露煤层过程中每班必须设专职瓦斯检查员并随时检查瓦斯浓度，发现有突出预兆时，瓦斯检查员必须要求停止作业，协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出，并汇报项目部调度。

5.当工作面风流瓦斯浓度达到0.7%，或回风风流瓦斯浓度达到0.7%，必须停止施工，将井下所有人员撤至井上，及时汇报工地调度，进行处理。

6.防突员必须做好预测预报记录，标明测试孔深度、预测参数。

并由通风队长、防突组组长审阅签字，并签注意见。

7.井下所有工作人员必须配备隔离式自救器。

8.瓦斯监测监控系统，必须保证监测数据准确。

9.在距离煤层2m时，停止掘进。

汇报公司调度、平舒公司调度、及防突领导组。

（四）采用远距离放炮施工设计

1.爆破工艺

揭煤采用远距离放炮的方法一次揭露煤层。

（1）、钻眼作业机具

井筒内采用FJD-6.7型伞钻凿岩机打眼，打4.2m深孔炮眼。

（2）、爆破材料

a、爆破采用三级煤矿许用水胶炸药，规格φ45×400㎜

b、雷管选用1、2、3、4、5段毫秒延期电雷管，脚线长度6.0m,延期时间在90毫秒以内,不允许隔段使用。

（3）、装药结构采用正向连续装药,掏槽眼为直眼螺旋掏槽，全断面一次性装药，一次起爆。

（4）、炮眼布置及封孔要求

布孔原则：

中间密、周围稀、多层分布。

岩眼、煤眼间隔布置，岩眼深度以距离煤层顶板200mm为准，打入煤层的部分要有炮泥充填。

煤眼要穿过煤层顶板200mm，所有炮眼都在炸药与封口炮泥间装2个水炮泥。

（5）、联线方法：

采用大并联

（6）、起爆方法：

揭煤远距离放炮在地面距井口20m以外，使用专用大功率高频起爆器起爆（由于全断面一次起爆，所需电流大）。

放炮电缆采用一根U3×25+1×6型电缆，并尽可能减少接头，以减少放炮母线的电阻，连接头必须用黑胶布包裹，严禁有明接头。

（7）、现场要求：

自停头位置向下施工时，为防止误揭煤层，每茬炮前用6m钎杆在井底板向下打两个前探孔，以准确掌握岩柱厚度，当与煤层顶板法距3.0m时停头。

因煤层存在倾角，为了一次全断面揭开岩柱，同样要打前探孔控制岩柱厚度，并加强井帮支护。

震动炮炮眼施工前，将井底矸石全部出尽，支护紧跟迎头。

1.爆破设计

（1）、爆破设计原则

a、炮眼数目为正常爆破炮眼数目的1.2～1.5倍；

b、远距离爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的1.5～2倍；一次爆破揭开煤层。

（2）、爆破说明书a、炮眼布置图b、爆破参数表

揭煤爆破参数表

序号

眼别

眼数

（个）

角度

（度）

装药量

（卷/眼）

装药量

（Kg/眼）

起爆顺序

装药结构

联线方式

1

掏槽眼

8

75

5

4

Ⅰ

正向连续

大

并

联

2

掏槽眼

10

75

6

4.8

Ⅱ

正向连续

3

辅助眼

18

75

5

4

Ⅱ

正向连续

4

辅助眼

28

75

5

4

Ⅲ

正向连续

5

辅助眼

30

75

5

4

Ⅳ

正向连续

6

辅助眼

36

75

5

4

Ⅳ

正向连续

7

周边眼

66

92

4

2.4

Ⅴ

正向连续

合计

196

686.4

（3）、在揭露煤层使用远距离放炮法施工，（防治煤与瓦斯突出规定第六十五条在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层顶（底）板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。

）在煤层掘砌施工时同样采用远距离放炮措施进行掘进，如煤层较软时，降低施工段高或进行锚网临时支护，以保证施工安全。

五、揭煤爆破后掘进支护

在放炮出矸后，必须及时进行围岩支护工作，过煤层的技术原则是使煤层暴露时间短，避免延期突出的危险，采用锚网喷或架井圈方法封闭煤层。

1、临时支护

远距离放炮前和放炮后，根据现场情况对工作面充分洒水，杜绝煤干燥，揭露煤层时应及时进行锚网喷临时支护封闭加固煤帮，立即分段打锚杆，挂金属网片、架井圈、喷浆快速封闭煤层。

远距离爆破揭开煤层，出矸暴露井帮0.5m时，在井壁上打锚杆，分段分片挂金属网片，够1m高时立即进行加固封闭煤层。

当掘进至煤层1.0m时，如煤层松软不好打锚杆，就用钢丝与上段金属网进行连接好，再架井圈，依次够一个段高后，立即进行砌壁施工。

锚杆规格：

Φ=20mm，L=2200mm，左旋无纵筋螺纹钢，间排距为800mm×800mm，三花布置；锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格为长×宽=200×200mm，用16mm钢板压制成弧形。

Z2835型锚固剂全长锚固，锚杆均使用配套标准螺母紧固，并且每个托盘配用一块半球形调整垫铁，每根锚杆锚固力不小于100KN；金属网为Φ8mm圆钢焊制而成，规格1500×800mm，网格为150mm×150mm。

网要压茬连接，搭接长度为100mm，采用12号铁丝隔扣绑扎连接；喷射混凝土强度等级为C30，喷砼厚度为100mm。

上述临时支护采用短段掘砌，直至施工到煤层底板2.0m，揭煤层工作即结束。

2、永久支护

掘喷至一个掘进段高（4.1m）时，及时下放整体模板按设计要求进行永久支护。

第五章安全技术措施

第一节、抽、排放施工

一、抽、排放孔施工

（一）因井筒断面较大，为节约打钻时间，用2台ZM-120II型钻机或150型液压钻机施工排放孔，孔径φ75㎜，抽、排放孔间排距1.0×1.0m，打排放孔时先施工距煤层垂距最近的孔，抽、排放孔均匀布置，区域防突外圈钻孔孔底距井筒轮廓线外不小于12m，局部防突外圈钻孔孔底距井筒轮廓线外不小于5m，全部排放孔均穿透煤层进入底板500mm。

（二）为保证施工质量，严格按设计施工，施工过程中，应严格控制见煤深度、钻孔深度，喷孔情况及实际钻孔参数，以确定煤层位置、产状和有无地质构造。

并根据实际钻孔参数，重新作图，若控制范围不够或钻孔间距过大，应及时补充钻孔。

（三）加强通风系统的管理，风机必须挂牌有专人管理，经常检查风筒，有破口处及时修补，在井筒施工中，在揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此无关的其它工作都必须停止。

（四）从打前探钻孔开始，为防备意外揭开煤层使瓦斯喷出或发生瓦斯突出，必须保证通风机对工作面不间断供风，打钻时应经常检测瓦斯浓度，若打钻时有喷孔，使风流中瓦斯浓度超限，需停止作业，将所有施工人员撤离至地面，切断工作面范围内信号以外所有电源。

（五）应指定专人加强现场观测，并检查工作面有无异常，如发现异常应立即停止作业，工作面人员撤离至地面。

（六）作业人员必须携带本安型矿灯和隔离式自救器。

（七）工作面安装瓦斯遥测仪，T1探头悬挂在迎头5m处，报警值为1.0%，断电值为1.5%，T2探头悬挂在井筒保护（封口）盘下回风流中，报警值为1.0%，断电值为1.0%，断电范围为井筒附近20m以内除通风机以外所有电源。

（八）在整个揭煤过程中，必须安排专职瓦斯检查员随时测定瓦斯浓度并做好记录。

（九）设计排放钻孔全部施工完毕后，排放至少1个小班，然后取煤样分析。

（十）在瓦斯排放期间要分组进行,按井筒“十字”线分四组，一组一组排放