王峰煤矿揭煤施工组织设计.docx

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王峰煤矿揭煤施工组织设计

工作面瓦斯检查牌板

地点

日期

年月日

班次

检查

次数

工作面

回风流

检查时间

检查人

CH4％

CO2％

混合气体％

CH4％

CO2％

混合气体％

0点

班

第一次

第二次

第三次

8

点

班

第一次

第二次

第三次

4

点

班

第一次

第二次

第三次

韩城矿业公司王峰煤矿

主斜井揭煤施工组织设计

施工地点：

施工单位：

单位负责人：

技术负责人：

编制人：

编制日期：

第一章工程概况

　一、矿井概况

陕西陕煤韩城矿业有限公司王峰煤矿设计生产能力4.00Mta，采取斜、立井开拓。

工程位于韩城矿区东北端深部，行政区划隶属于陕西省韩城市王峰、枣庄、林源三乡管辖。

主斜井井口坐标：

X=.000，Y=.893，Z=+470.000（底板），倾角-6°，方位角292°34′33″；工程量为3100m（其中，钢筋砼碹支护长度20m；表土及风化松软段钢格栅+网+喷支护长度约40m；锚网喷支护的井筒基岩段2250m）。

王峰煤矿主斜井筒净径5.6m，井高4.7m，井口标高+470m。

采用锚、网、索喷支护。

第一标段3100m。

根据泊江海子矿井风井井筒检查孔钻孔柱状图可知井筒施工将穿过3个煤层，煤层为：

黑色，条痕褐黑色，以暗煤为主，亮煤次之，含少量丝炭，及镜煤条带，局部夹镜煤透镜体，弱沥青光泽，性脆，易碎，较软，半暗淡型煤，与下伏岩层明显接触。

煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。

掘进工作面施工至551.8m处将首先揭露3-1煤，其后将3-1下煤、3-2煤层，根据有关规定，为风井揭煤施工安全生产起见，特制定本措施指导施工。

第二章煤层位置及瓦斯情况

1、所揭煤岩层赋存状况

依据《泊江海子矿风井揭3煤地质说明书》,预计3-1煤顶板深度551.8m，煤层厚度为0.7m，3-1下煤顶板深度为563.0m，煤层厚度为0.95m，3-2煤顶板深度569m，煤层厚度0.3m。

所揭煤（岩）层为向北西倾斜的单斜构造，倾向N30～40W，地层倾角1°～3°，地层产状沿走向及倾向均有一定变化，但变化不大（见表1）。

3-1煤顶板为粉砂岩，厚度1.80m，灰色，块状，以石英为主，少为岩、煤屑，泥质胶结，下部含较多植物化石；底板为泥岩，厚度0.5m，深灰黑色，块状，参差状断口，含较多植物化石及煤屑，具有一组滑面，质软。

3-1下煤顶板粉砂岩，厚度0.9m，灰色,以石英为主,含少量长石及岩屑,局部有植物茎叶化石及煤屑,泥质胶结,微含水。

底板为砂质泥岩，厚度3.05m，灰色,块状,平坦状,参差状断口,夹粉砂条带,上部含少量煤屑及植物化石碎片,较软；

3-2煤顶板为粉砂岩，厚度2.0m，灰色,以石英为主,少为长石及岩,煤屑,夹薄层砂质泥岩,泥质胶结,与下伏岩层明显接触。

底板为细粒砂岩，厚度3.7m，灰白色,以石英为主,长石次之,含少量岩,煤屑,次圆状,分选较好,泥质胶结,微含水,具微斜层理。

风井3-1、3-1下以及3-2煤层层位主要有风井、副井、主井三个检查孔资料，通过测井解释控制，控制程度较高。

我单位施工时该矿井按高瓦斯矿井进行管理。

附：

图1风井煤系地层柱状图

2、构造及水文地质情况

本井筒所揭3煤（岩）层区域为一单斜构造，无断层、褶曲等地质构造。

依据勘探地质资料，煤层顶部有一弱含水层，井筒掘砌预计涌水量8.0m3，风压为1503～5073pa，高效风量为425m3min，井筒最大通风距离按630m，工作面最多按25人计算。

1、风量验算

1、按人数计算：

Q1=1.2×4N=1.2×4×25=120m3min

式中：

Q1—掘进工作面实际需要的风量，m3min。

N—掘进工作面同时工作的最多人数，取N=25人。

2、按炸药量计算

Q2=7.8×

t=669.83m3min。

式中：

Q2---爆破后工作面所需风量，m3min。

t---爆破后井筒通风时间，30min

A---井筒全断面爆破的炸药量，307.8㎏

S---井筒净横截面积，45.36m2

K---淋水系数，K取0.3

L--井筒炮烟稀释安区距离，L=300m

3、通风机最大风量Qmax=Q2×1.2=669.83×1.2=803.8m3min

4、由于采取双风机通风，因此单风机Q单=Qmax2=803.82=401.9m3min

5单台风机压入式通风风压验算

H=R×Q2×Q高效=41.58×6.7×7.08=1972.39Pa

式中:

H-压入式风机全压，Pa

R-胶质风筒风阻，

R=Rm＋Rz＋Rc=6.5×6.3+0.38+0.25=41.58Pa·s2m3

Q2-工作面所需风量，Q2=401.9m3min=6.7m3s

Q高效-通风机高效风量，Q高效=425m3min=7.08m3s

由上述计算得知，所选压入式通风系统满足井筒施工用风需要。

揭煤期间局扇必须设专职局扇司机看管，且局扇司机必须是电工。

5）通风设施及风流路线（见通风系统图）

新风：

地面→局扇→风筒→迎头

乏风：

迎头→风井井筒→地面

2、供电系统

1）揭煤区域内主要电气设备

①揭煤头电气设备：

照明综保信号设备。

②回风流电气设备：

风井地面井口20m范围内非本安型电气设备。

2）局扇供电电源：

揭煤掘进头设置2台2×18.5kW局扇（一主一备），局扇电源分别接风电、瓦斯电、闭锁“三专”线路，局扇开关采用双电源自动切换开关。

3）其他供电电源

①动力电源从变电所供电。

井筒内照明监控信号由集控室信号照明综合供电。

②风井井口20m范围内电气设备集控室馈电开关供电。

4）电气管理

①加强电气设备检查维修，揭煤期间使用的电气设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，电气保护灵敏可靠。

②揭煤期间，施工单位每天必须有专职电工对揭煤掘进面电气设备防爆性能进行检查维修，相关单位每天必须有专职电工对回风流电气设备防爆性能进行检查维修，杜绝电气设备失爆、失保。

③揭煤期间，必须有专职电工对局扇自动切换开关试验一次，挂牌留名，并记录。

揭煤期间，机电队每天必须有专职电工对风电闭锁和瓦斯电闭锁试验一次，并记录。

揭煤期间，机电队每天负责对井口及井下馈电开关进行漏电试验，并记录。

揭煤期间，局扇安排专职局扇司机。

严禁带电检修及带电移挪电气设备及电缆。

严格停送电制度：

检修或移挪电气设备或电缆前，必须切断电源。

检查瓦斯，在其周围风流中瓦斯浓度低于0.8%时，用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电，切断电源时开关手把必须闭锁，并挂停电牌。

5）揭煤停、送电管理

①揭煤期间，机电队安排固定熟练电工，熟悉此范围内的供电系统电气设备和停电范围内需停电的电气设备、人员，并负责电气设备停送电。

②机电队安排固定熟练电工负责风井变电所内高低压开关柜停送电。

③保供工区安排固定熟练电工负责35KV变电所6KV馈电开关停送电。

④电工班长负责风井井口地面20m范围内电气设备停送电。

6）安全措施

①负责停送电单位要派专职电工操作，并熟悉馈电开关性能及供电系统。

②停送电操作必须听从揭煤领导小组现场负责人指挥，严禁擅自操作。

停送电操作后及时向现场负责人及调度所汇报，并悬挂停电牌。

③停送电要认真核对开关编号，防止误操作。

7）揭煤区域供电设计

①动力电源取自变电所井下专用变电器。

②局扇电源取自变电所专用“三专”变压器，容量均为351KW.

③动力电源采用MY3×25＋1×16电缆，载流量113A，工作面负荷为3KW能满足施工要求。

局扇电缆采MY3×50＋1×25电缆，载流量175A，局扇负荷60KW满足施工要求

馈电开关整定计算：

局扇过流整定为1.2倍

I=P（

×V×cosα）=60÷（1.732×0.38×0.76）=120A

120A×1.2=144A

过流整定为144A

附图：

风井井筒井下供电系统图

3、监测监控系统

在距风井井筒工作面小于5m范围内设置甲烷传感器T1；在风井井筒上口向下10～15m处设置甲烷传感器T2及CO传感器；

T1、T2探头断电开关为：

集控室80开关。

主要切断220Kw井下照明、井下主副信号、主副翻矸台、内齿轮绞车、主井盖门、地面主副钩信号、地面井口照明等。

因井口至绞车房之间的信号电源和井盖门控制按钮及井盖门绞车在井口20m范围之内，一旦断电，会造成工作面人员无法撤离、提升机紧急制动、井盖门打不开等后果，所以在地面增设风动绞车打开井盖门，并在井下及井口信号房与绞车房之间增设本安型信号进行联络，绞车房增设T2探头同步显示预警装置，一旦T2探头接近报警点，迅速起动本安信号。

T1、T2断电范围及其断电值如下表：

表5

探头

报警浓度

断电浓度

断电范围

复电浓度

T1

≥1.0％

≥1.5％

风井井筒内及井口20m范围内全部非本质安全型电气设备电源

＜1.0％

T2

≥0.8％

≥0.8％

风井井筒内及井口20m范围内全部非本质安全型电气设备电源

＜0.8％

四、安全防护措施

1、远距离放炮

为安全揭穿3-1煤，揭煤期间采取远距离放炮安全防护措施，执行范围为：

在风井迎头距3-1煤顶板法距3m至3-2煤底板法距2.0m止全过程。

1）放炮基地：

风井井口20m范围以外（兼救护基地）。

2）放炮前，切断风井井筒及井口20m范围内的所有电器设备电源。

并在距风井井口20m以外安设专人警戒，并撤出警戒区域内一切人员。

3）放炮30分钟后，且炮烟吹散，根据监控终端显示该头迎头及回风流瓦斯及CO浓度小于规定值后，先由揭煤领导小组成员、测气员、放炮员、班队长共同到工作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由小组成员统一安排撤警戒、送电，进入工作面恢复工作。

4）放炮必须实行“一炮三检，一炮三泥，三人联锁”放炮制度。

5）井筒揭煤期间放炮采用铜脚线毫秒延期电雷管，正向装药，使用T100型水胶炸药。

2、工作面验证

在工作面执行防突措施后，采用钻屑指标法K1和Smax值对工作面措施进行效果检验，施工5个效检钻孔，其中四个位于井筒四个方向，距局部措施控制区域边缘不大于2m；另在井筒中部布置一个于工作面的校检孔。

在效检指标合格，且施工过程中未出现喷孔、夹钻等其它动力现象等情况下允许施工至煤层顶板法距3m。

否则必须采取补充措施，并重新进行效果检验，直至检验合格后方可施工。

当工作面施工至3-1煤层顶板法距3m时，采用K1和Smax再次对工作面进行验证。

五、确定揭煤区域及安全岩柱厚度

1、工作面揭煤区域为：

距3-1煤层顶板法距3m至3-2煤层底板法距2m。

2、远距离放炮区域为：

距3-1煤层顶板法距3m至3-2煤底板法距2m止，其对应的井筒深度为549.8m～571.3m。

3、从工作面距离3-1、3-1下以及3-2煤层顶板法距5m开始，必须采取边掘边探原则，以确保工作面到煤层顶板具有最少不小于3m的安全岩柱。

4、当井筒工作面迎头进入远距离放炮区域（3-1顶板法距3m）前,采用远距离放炮措施进行揭煤施工,直到井筒穿过3-2煤层底板法距2.0m止。

六、瓦斯压力测定

前探孔探2、探3兼作测压钻孔。

前探孔探1煤后用水泥等封孔材料充填封实，防止漏气。

1、测压孔必须布置在岩层比较完整的地方。

2、三个超前钻孔见煤点彼此之间的间距不得小于5m。

3、钻孔要穿透煤层全厚且进入煤层底板不小于0.5m。

4、钻孔见煤后，干煤芯管取样，煤样重量3.5～4㎏，不得使用循环水取芯，为确保井筒施工进度，尽量减少路途送样时间，煤样可直接送实验室测定，测定煤的瓦斯放散初速度指标（△p值）和煤的坚固性系数（ｆ值）a、b吸附常数。

5、钻孔施工完毕后，用压风及扫孔器清除孔内杂物，向测压钻孔内插入尾端带有压力表接头的12″镀锌铁管（长度3m），为缩短测压时间，测压室长度与煤层厚度吻合，测压管总长度要进入目标煤层内，12″镀锌铁管在孔口外端安设三通阀门，为保证其气密性，管接头部分采用密封胶带缠绕,测压室管段焊有直径略小于钻孔直径1～2mm厚的垫板，安装时测压管端头用80目的细铜纱网包裹，以防煤屑及杂物进入堵塞管路。

6、为防止封孔料进入孔底，待测压管安装至孔内煤层位置后，先向孔内注入聚氨酯，其容量控制在钻孔深度1m左右。

之后再向孔内注入封孔材料（采用525#硅酸盐水泥、膨胀水泥、早强剂等，水泥砂浆比1：

1），经充分搅拌均匀成粘稠状，可直接注入孔内（早强剂待孔封至空口1m左右适量添加，该项工作由队长指定专人负责）,并捣实。

封孔深度控制在煤层顶板岩石段内。

7、经24h水泥浆凝固后，安上压力表（采用2.6MPa规格），为缩短测压时间向孔内注入氮气至2MPa，并详细记录压力上升与时间的关系，直到压力稳定为止（瓦斯压力值稳定在3天以上不再变化），稳定后的压力即为煤层瓦斯压力。

七、突出危险性预测：

当测定的数值超过临界值时，或出现各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象，即可预测为有突出危险。

预测为无突出危险时，在执行安全防护措施条件下，可直接采用远距离放炮方法揭开煤层。

当预测为突出危险时，则实施以钻孔排放瓦斯为主的防突措施。

八、防突措施孔

当煤层判定为突出煤层时，根据揭煤设计，在井筒施工到距离煤层顶板3m处时，在岩层内布置排放钻孔，排放钻孔有效控制范围为井筒轮廓线外5m。

钻孔一次穿透全煤层，钻孔间距0.5m×0.5m，在控制面内呈放射状均匀布孔。

见附图4

图4风井井筒瓦斯排放措施孔平、剖面布置图

九、钻孔施工

1、因井筒断面较大，钻机施工排放孔，排放孔间排距0.5×0.5m，打排放孔时先施工距煤层垂距最近的孔，排放孔均匀布置，外圈钻孔孔底距井筒轮廓线外不小于5m，孔底超过煤层底板0.5m。

2、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。

3、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。

4、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，切断工作面范围内除扇风机以外所有电源。

5、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。

6、作业人员必须携带矿灯和隔离式自救器。

7、工作面安装瓦斯遥测仪，T1探头悬挂在迎头5m处，报警值为0.8%，断电值为1.2%，T2探头悬挂在井筒保护盘下回风流中，报警值为0.8%，断电值为0.8%，断电范围为井筒附近20m以内除扇风机以外所有电源。

8、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。

9、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。

按以上工作面突出危险性预测方法对防突措施效果进行检验。

当煤层无突出危险时，可采用远距离放炮揭穿煤层；如预测该煤层仍具有突出危险性时，采用补打排放钻孔或增加排放时间等防突措施，直至效果检验符合防突要求，方可采用远距离放炮方法揭开煤层。

第四章远距离放炮

1、井筒揭煤施工时，检查孔判定无突出危险时，当工作面掘进距煤层3m，采用远距离放炮措施揭开煤层。

2、井筒内采用FJD-6.7型伞钻凿岩机打眼，岩眼打眼深度控制在距煤层顶板0.2m。

若打眼误穿过煤层，必须用炮泥封填，封填高度不低于煤层与岩层分界处以上0.2m。

3、炮眼的装填：

采用孔底集中连续装药的结构形式，装药爆破方向均采用正向装药、正向爆破。

4、装药前必须用压风扫眼，装药时用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。

5、严禁打眼与装药平行作业。

装药必须由经过训练的班组长协助放炮员进行，连线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。

6、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：

①井筒工作面的控帮距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。

②在爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时。

工作面风量不足。

7、所有炮眼都在炸药与封泥间装1-2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。

8、放震动炮前，对所有钻孔和在煤体中形成的孔洞都应严密封闭孔口，孔内注满水或以黄土、砂充实。

9、爆破器材的选择

①炸药：

选用炸药为煤矿安全水胶炸药，药卷规格为、Φ35×500mm×0.5Kg。

②雷管：

采用铜脚线的毫秒电磁雷管，脚线长度6m，并不得跳段使用，起爆地点设在地面一次起爆。

③爆破电源：

在地面安全地点用高频电磁起爆器起爆。

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，吊盘以下至工作面选用4㎜2铜芯电缆。

④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，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。

远距离放炮炮眼施工前，将井底矸石全部出尽，支护紧跟迎头。

10、爆破参数选择

布孔原则：

中间密，周边稀，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，要用炮泥充填。

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。

11、炮眼深度

按照《煤矿安全规程》和规定结合现场实际情况，第一茬揭煤炮眼深度确定见爆破参数表。

远距离爆破采用正向装药结构，直眼螺旋掏槽，全断面一次性装药，一次起爆。

12、起爆方式：

联线方式为大并联，在地面安全地点用高频放炮器起爆。

放炮时严格按爆破图表装药放炮，确保一次揭掉全部岩柱，并穿过煤层。

图5揭煤远距离爆破炮眼布置图

风井基岩段爆破参数表

表4

圈

别

炮眼

名称

眼号

眼

数

个

圈径

（m）

眼距

（mm）

眼深

（m）

炮眼

角度

（度）

炸药种类

每孔装药量

装药结构

每圈装药

装药系数

起爆顺序

药卷

直径

（mm）

联线方式

备注

卷数

（卷）

重量

（kg）

1

掏槽眼

1～9

9

1.7

581

4.2

90

水

胶

炸

药

6

3.0

连续

54

Ⅰ

35

串

联

炸药采用T100水胶炸药，φ35*500mm，重500g。

2

扩槽眼

10～21

12

2.7

699

4.2

90

7

3.5

连续

84

Ⅱ

3

辅助眼

22～37

16

4.3

839

4.0

90

5

2.5

连续

80

Ⅲ

4

辅助眼

38～60

23

5.9

809

4.0

90

5

2.5

连续

115

5

辅助眼

61～89

29

7.5

811

4.0

90

5

2.5

连续

145

6

周边眼

90～156

67

8.6

403

4.0

89

2

1

间隔

134

Ⅳ

合计

307

第五章辅助系统改造和管理

一、通风系统

1、在揭煤时，工作面风流速度不小于0.25ms，风量不小于580m3min。

2、揭煤前，从井上到工作面详细检查一遍风筒，破损风筒及时更换，保证风筒吊挂顺直，接口严密，同时风筒距工作面不得超过5.0m，以保证有足够新鲜风流进入工作面。

3、风井井筒内必须安设瓦斯自动检测报警断电仪，瓦斯传感器T1悬挂在距迎头小于5m的位置，严禁放在风筒出口处。

放炮时可把瓦斯传感器T1悬挂在保护盘以上。

T2悬挂位置为距井口10-15m处。

瓦斯传感器要垂直悬挂，距井筒侧壁不小于200mm。

报警点：

T1、T2均为0.8%；断电点：

T1为1.2%，T2为0.8%；断电范围：

风井井筒内全部电气设备。

二、电器设备

1、井上、下信号系统全部更换成防爆系统。

2、井筒及井口20m范围内的电器设备必须是本安型或防爆型，下井电器设备必须经检查和签发防爆合格证后，方准入井，并按标准化挂牌管理。

3、井下电缆全部换成阻燃性橡胶电缆。

4、永久支护时，不得使用电动振捣棒。

第六章劳动组织

1、在整个揭煤过程中，成立揭煤领导小组，由揭煤领导小组统一指挥，领导小组成员及劳动组织。

见附表3、表4。

表3揭煤探放阶段劳动组织

序号

岗位工种

小班数×每小班人数

同班人数

备注

1

钻工

4×2

8

2

辅助操作工

4×4

16

3

通风瓦检

4×1

4

4

机电

4×2

8

5

地质

4×1

4

6

井上下把钩工

4×2

8

矿建队抽调

7

吊盘井口信号工

4×4

16

8

主副绞车司机

4×4

16

9

安检员

4×1

4

小计

84

表4揭煤远距离放炮和过煤支护阶段直接工劳动组织

序号

班名

岗位工种

人数

备注

1

打

眼

班长

2

打眼工

6

装药、放炮工

6

包括炮泥制作

井下信号工

2

瓦检员

1

小计

17

2

出矸

清底

班长

2

大抓司机

4

挖机司机

2

井下信号工

4

井下把钩工

4

工作面大抓指挥

2

刷帮

10

瓦检员

2

小计

26

3

砌

壁

班长

2

钢筋绑扎

28

砼喷射手

2

砼地面把钩输送

10

瓦检员

1

振捣工

6

小计

36

4

队干

队长、调度

7

其中队长2人调度4人

5

总计

116

2、每层煤揭煤工期：

揭煤准备工作：

1天

距煤层5m，钻孔3个：

8小时

距煤层3m，钻孔15个：

1天

放震动炮揭煤：

1天

每层揭煤工期共计：

3天8小时。

第七章安全技术措施

1、建立健全井口各项规章制度，并认真贯彻给参与施工的每一位人员。

2、严格执行井口管理制度、乘吊桶须知。

3、严格执行立井施工防坠人、坠物措施。

4、在现场作业的班（组）长、放炮员及技术人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪。

5、所有传感器、便携仪必须用标准气样调校，保证灵敏可靠，使用前必须经实验室坚定合格后方可投入使用。

6、当迎头风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁放炮；瓦斯浓度达到1.2%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止一切工作，并撤出全部人