18125下顺槽掘进过DF425F181171断层防突安全技术措施.docx

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18125下顺槽掘进过DF425F181171断层防突安全技术措施

编号：

FTB5-20170316

18125下顺槽掘进过DF425、F18126-7断层防突安全技术措施

编制单位：

通防科

编制时间：

2017年3月

编制：

2017年3月日

组长：

2017年3月日

审核：

2017年3月日

科长：

2017年3月日

会审单位：

掘进一区：

2017年3月日

通风一区：

2017年3月日

抽排一区：

2017年3月日

监控一工区：

2017年3月日

机电运输管理一科：

2017年3月日

地测一科：

2017年3月日

技术一科：

2017年3月日

安监处：

2017年3月日

调度一所：

2017年3月日

批准：

通风副总：

2017年3月日

掘进副总：

2017年3月日

安监副总：

2017年3月日

总工程师：

2017年3月日

一、概述

掘进一区101队施工的18125下顺槽，最大原始瓦斯压力P=0.28MPa，实测得5煤最大瓦斯含量3.3m3/t。

截止到3月13日，施工至ZF11+40m处，迎头向前82m见DF425落差5m逆断层组，迎头向前124m见F18126-7落差4m逆断层，为保证掘进期间的防突安全，特编制本掘进防突安全技术措施，经相关单位会审后严格贯彻执行。

图1.18125下顺槽过断层期间防突流程图

二、局部综合防突措施

（一）前探孔措施

掘进期间距断层面15m前探控层，前探钻孔不少于2个，且始终保留10m超前距，探明前方地质构造情况，前探钻孔另行设计。

（二）工作面突出危险性预测

1、在工作面距断层面10m，采用钻屑指标法（Smax,K1）进行预测，布置3个直径为113mm的预测钻孔，其中1个钻孔沿掘进巷道方位布置，2个钻孔控制到巷道两侧各5m。

在其钻进煤层时，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1，并测定该1m段全部钻屑量Smax。

测定结束后及时填写在防突预测牌板填写数据，现场悬挂防突基点、迎头悬挂允许进尺牌板并用红漆标注防突测点，相关报表及时签字留存。

2、在工作面距断层面2m，采用钻屑指标法（Smax,K1）进行验证，布置3个直径为113mm的预测钻孔，其中1个钻孔沿掘进巷道方位布置，2个钻孔控制到巷道两侧各5m。

在其钻进煤层时，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1，并测定该1m段全部钻屑量Smax。

测定结束后及时填写在防突预测牌板填写数据，现场悬挂防突基点、迎头悬挂允许进尺牌板并用红漆标注防突测点，相关报表及时签字留存。

3、预测临界指标

（1）钻屑瓦斯解吸指标K1临界值：

0.5mL/g•min1/2（湿煤：

0.4mL/g•min1/2）。

（2）Smax：

6Kg/m。

如果实测得到的Smax、K1测定值均小于临界值，且预测打钻时未发现喷孔、卡钻等其他突出预兆异常情况，则该工作面预测为无突出危险,在采取安全防护措施后,保留2m预测孔超前距后方可掘进作业。

当预测指标超过临界值时，或出现顶钻、喷孔等突出预兆时，立即停止掘进并执行局部综合防突措施，待局部措施效检合格后方可恢复掘进。

（三）工作面局部防突措施

1、局部防突措施施工要求

施工局部措施孔前，采取小直径钻孔对巷道前方煤体施工短孔进行排放，并经工作面前方保留5m的最小防突措施超前距后方可施工局部措施孔。

采用顺层抽采孔，措施孔控制到巷道两侧轮廓线各5m，钻孔孔底间距不大于3m，孔径113mm，孔深根据煤层赋存情况确定，钻孔设计另行设计。

煤层赋存状态发生变化时，必须及时探明情况，重新确定措施孔参数。

2、过断层期间加强防突预测及瓦斯管理。

（四）局部防突措施效果检验

设计措施孔最后一个孔完工后抽采8小时且所有钻孔内瓦斯均低于5%后，进行防突措施效果检验，效果检验钻孔布置及检验指标同预测钻孔。

掘进工作面防治突出措施效果检验有效后，保证沿巷道轴线方向留有不少于7m的措施孔超前距和不少于2m的效检孔超前距方可通知施工单位允许进尺，严禁超掘。

三、安全防护措施

（一）下顺槽掘进迎头全岩后采用远距离爆破方式掘进。

1、远距离爆破有关规定

放炮母线采用铜芯绝缘线作为爆破母线，爆破母线不准与电缆、信号线、抽排管同一侧，如果必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在电缆、信号线、抽排管的下方，并应保持0.3m以上的距离。

爆破母线前端距迎头不少于30m，并用绝缘胶布包紧，放炮前放炮员应检查母线的完好情况，并用网络电阻测试仪测试母线的导通情况，不放炮时母线必须扭结成短路。

工作面炮眼雷管脚线联线方式采用串联。

采用3#煤矿许用水胶炸药和1-5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。

不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。

每次放炮前，爆破工必须在放炮地点用导通仪进行电爆网路全电阻检查，检查电爆网路是否导通。

放炮只准采用绝缘母线单回路放炮。

2、爆破管理

1）严禁用措施孔做炮眼，放炮前必须对措施孔进行封堵，封堵深度为孔深。

2）装药前爆破工要认真检查顶板完好情况、炮眼及瓦斯正常情况，并经“手指口述”确认。

3）装药时坐底泥长度不小于50mm，装药必须使用水炮泥和封孔泥将炮眼封满填实。

4）放炮前装药工作可由辅助爆破工协助爆破工进行，雷管脚线连接、爆破母线连脚线、检查线路和通电工作、只准爆破工一人进行。

5）班组长按通风系统图图示6个地点安设放炮警戒人，并负责撤离警戒范围内的所有人员至正反向风门以外进风流中或警戒范围以外的其它安全地点，警戒人到位后向调度所汇报。

远距离放炮位置必须位于反向风门外500m以上全风压通风的新鲜风流中或者300m以外的避难硐室内。

警戒地点6个，分别为：

①18125下顺槽联巷正反向风门进风侧；②西四B4-6轨道变电所联巷;西四B4-6回风上山联巷；④西四A组煤轨道上山联巷；⑤18114底抽巷联巷；⑥-370m西回风副石门联巷。

警戒地点挂牌管理，并分别在西二回风石门、西三回风石门、西四回风石门、西四回风副石门、西一B组回风石门、西一C组回风石门处设置栅栏，其中西四回风副石门与风桥联巷三岔点处向里2m设置为无门木栏，揭示警标，人员进入必须汇报调度所，得到允许后方可进入，放炮期间禁止人员入内。

警戒地点安装压风自救及调度电话，压风自救由施工单位安装，调度电话由施工单位提交电话安装申请单给予监控一工区，监控一工区受理并进行安装。

6）每次远距离爆破前，必须撤出掘进巷道及其回风系统内所有人员，切断警戒撤人范围内全部非本质安全型电气设备（含电缆）电源，由现场跟班队长安排人员按供电系统图停电，即：

掘进一区电工将136308#闭锁开关打到停止位并闭锁。

电工将闭锁开关打至闭锁位，确认停电后，经“手指口述”确认，再向调度所汇报。

7）放炮必须严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、“三人连锁放炮制”和全断面一次打眼、一次装药、一次起爆，采用正向装药、串联联线，每次放炮前爆破工必须做爆破网络全电阻检验，发现异常及时进行检查处理。

8）以上工作完成后，调度所立即向现场指挥汇报，由现场指挥下达放炮命令，爆破工检查连线无误、三人连锁已换牌、洒水到位、喷雾开启、爆破网络检验合格、警戒人到位、供风、供电、瓦斯情况，经“手指口述”确认完毕后方可起爆。

9）放炮后井下现场指挥要向矿调度所询问掘进巷道中瓦斯变化情况，如无异常，30分钟后由跟班队长、安监员、测气员、放炮员人员进入迎头检查通风、瓦斯、顶板、煤尘、拒爆、残爆等情况，确认无危险，方可汇报调度所撤除警戒，恢复送电等工作。

10）爆破工必须执行“三验炮”制度，即对爆破后裸露出的工作面进行验炮；浮矸出尽后对整个工作面进行验炮，打眼前再次对整个工作面进行验炮，并经“手指口述”确认，方可进入下个循环作业。

（二）防突预测安全措施

1、预测前掘进一区必须在预测地点“敲帮问顶”、对煤帮易片帮或有片帮倾向的必须采取措施处理。

2、预测前注意观测工作面顶板情况，清理预测地点的环境，确保退路畅通。

3、预测时采取一人打眼、一人预测、一人观察顶板及煤壁情况，发现异常及时发信号撤离。

4、打眼时，钻杆要落在实处，并掌握好眼的角度和深度，严禁横向加压。

5、预测时5m范围内禁止施工与预测无关的作业。

（三）个体防护

1、所有施工人员必须掌握突出预兆

①无声预兆：

煤壁片帮掉渣、顶板下沉、底鼓、打钻顶钻、夹钻、喷孔、装药顶炮。

煤质变软、层理紊乱、光泽暗淡。

瓦斯忽大忽小，温度下降、空气变冷、煤壁发凉、人在工作面感到头昏发冷。

②有声预兆：

煤壁发生震动或冲击，并伴有声响、煤层发出劈裂声、鞭炮声、机枪声、或雷鸣声、顶板断裂声、支架断裂声。

2、当工作面出现突出预兆时，必须立即停止作业、撤出施工区域和受威胁区域内的所有人员，及时切断迎头及巷道内的电气设备电源，并尽快向矿调度汇报。

四、防突系统及安全防护设施

（一）通风系统

1、距DF425断层50m前，建立独立、可靠的远距离爆破通风系统，揭煤回风系统涉及到的所有正反向风门、调节墙的风筒、调节窗、水沟等必须设有逆向隔断装置。

工作面放炮和无人时，所有反向风门必须关闭。

2、掘进工作面风量的计算：

本掘进工作面需要风量应根据排除瓦斯粉尘的需要考虑，风速应符合规定，分别计算选其中最大需风量作为选择局扇的依据（本巷道预计瓦斯绝对涌出量为1.0m3/min）。

1）按照瓦斯涌出量计算。

Qhf=125×qhg×khg＝125×1.0×2.0m3/min＝250m3/min

式中：

qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，取1.0m3/min；

khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。

通常综掘工作面取1.5，炮掘工作面取2.0；

125——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。

2）按照二氧化碳涌出量计算。

Qhf=67×qhc×khc=67×0.5×2=67m3/min

式中：

qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.5m3/min；

khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取2.0；

67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

3）按炸药量计算。

Qhf=10Ahf=10×38.96m3/min=389.6m3/min

式中：

Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，38.96kg。

4）按局部通风机实际吸风量计算。

按上述三种方法分别计算后，取其最大值为该工作面的实际需风量，即389.6m3/min；结合迎头实际情况，并考虑掘进工作面需风量及局扇供风能力，决定选两台2×30KW局扇配合直径800mm胶质风筒供风，另两台同等功率局扇热备。

风机安设在有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷：

Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=600×2+60×0.25×16.2=1443m3/min

式中：

Qaf——局部通风机实际吸风量，2×30KW局扇取600m3/min,

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取2台；

0.25——有瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速，m/s；

Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，16.2m2。

5）按工作人员进行验算：

Qhf≥4Ｎhf＝4×40＝160m3/min

式中：

Qhf——掘进工作面需风量，m3/min

Ｎhf——掘进工作面同时工作的最多人数，取40人。

6）按最低风速验算：

Qhf≥60×0.25Shf＝15×16.2＝