五里堠副斜井井筒掘进揭15#煤施工安全技术措施讲解.docx
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五里堠副斜井井筒掘进揭15#煤施工安全技术措施讲解
措施（方案）报审表
工程名称：
潞安五里堠煤业副斜井揭15号煤施工安全技术措施
致：
山西煤炭建设监理公司（监理单位）
我单位已完成了潞安五里堠煤业副斜井揭15号煤施工安全技术措施的编制，并经我单位上级相关负责人审查批准，请予以审查。
附：
潞安五里堠煤业副斜井揭15号煤施工安全技术措施
承包单位（章）
项目经理
日期
专业监理工程师审查意见：
专业监理工程师
日期
总监理工程师审核意见：
项目监理机构
总监理工程师
日期
副斜井揭15号煤
施
工
安
全
技
术
措
施
中煤三建（集团）有限责任公司二十九工程处
二Ｏ一一年八月
潞安五里堠煤业副斜井揭15号煤施工安全技术措施
编审单位
签名
日期
编制
单位
编写
审核
审
批
人
员
技术股
安调站
施工队
机运队
机电经理
安全经理
批准人
项目经理
会
审
意
见
中
中煤二十九处五里堠项目部
目录
第一章工程概况………………………………………………………………………………4
1、编写依据…………………………………………………………………………………4
2、工程概况…………………………………………………………………………………4
3、瓦斯地质情况……………………………………………………………………………4
4、重大危险源及有害因素辨识表…………………………………………………………6
第二章揭煤技术措施…………………………………………………………………………8
1、施工顺序…………………………………………………………………………………9
2、区域综合防突措施………………………………………………………………………9
3、工作面综合防突措施……………………………………………………………………12
4、揭煤措施…………………………………………………………………………………15
5、防突系统设计……………………………………………………………………………17
6、现场揭煤流程……………………………………………………………………………19
第三章施工组织管理…………………………………………………………………………20
1、组织措施…………………………………………………………………………………20
2、管理机构设置及职责……………………………………………………………………20
第四章安全管理及安全技术措施……………………………………………………………21
1、钻探施工管理及安全技术措施…………………………………………………………21
2、顶板管理安全技术措施…………………………………………………………………22
3、爆破作业安全技术措施…………………………………………………………………23
4、机电检修、机电设备安全防护安全技术措施…………………………………………24
5、一通三防及监测监控管理及安全技术措施……………………………………………25
6、综合防尘安全技术措施…………………………………………………………………28
7、瓦斯排放安全技术措施…………………………………………………………………29
8、预防煤与瓦斯突出的安全技术措施……………………………………………………31
9、远距离爆破揭煤专项安全技术措施……………………………………………………32
10、避灾路线…………………………………………………………………………………34
11、附图………………………………………………………………………………………34
山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司
副斜井揭15号煤施工安全技术措施
第一章工程概况
一、编写依据
（1）山西潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图
附图1：
井筒检查孔综合柱状图
（2）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司副斜井平、剖断面图》
（3）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》
（4）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司副斜井施工组织设计》
（5）《煤矿安全规程》
（6）《防治煤与瓦斯突出规定》
（7）《远距离爆破技术条件》
二、工程慨况：
五里堠副斜井井筒采用综掘机施工，设计开口坐标X=4104241.987Y=19709177.472Z=+1181.6，副斜井井筒巷道掘断面积20.41m2，净断面积为17.21m2，采用U29型钢架喷射混凝土支护，喷射混凝土厚度为150mm，混凝土强度等级为C20。
根据井检孔资料，井筒预计在360.6m处揭露14#煤，但我单位在超前钻探以及井筒实际掘进过程中未发现14#煤，推测14#煤层可能受断层影响。
现副斜井井筒掘进至393.9m，距15#煤层法向距离为11.5m。
根据钻探显示，副斜井井筒施工预计在+1026.1m处揭露15#煤层（即斜长431.9m），厚度6.48m，为确保安全顺利揭煤施工，现编制《副斜井揭15#煤施工安全技术措施》。
三、瓦斯地质情况
（1）瓦斯情况：
地质勘查孔五-２采样深度455.76~456.76,标高+769.33,瓦斯含量为6.27ml/g。
另依据进风立井在+1018.4m处揭露15#煤层，瓦斯含量最大值为5.1799m³/t，瓦斯压力0.030MPa。
回风立井在+1002.713m处揭露15#煤层，瓦斯含量最大值为7.3596m³/t，瓦斯压力0.087MPa。
预计副斜井在+1026.1m处揭煤，由于揭煤处标高高于进、回风立井揭煤标高，因此判断井揭露15#煤层无突出危险性。
为安全揭露15#煤层，所以15煤在揭煤时应根据现场实测突出指标来确定该煤层的突出危险性。
（2）水文地质情况：
根据五里堠煤业提供的井筒检查钻孔地质柱状图和终孔报告，井检孔全深进行了混合抽水试验，井筒涌水量61.2m3/h；在副斜井实际施工过程中得出井筒涌水量多为K3、K2含水层水，现已安全穿过含水层，现在工作面涌水情况多为已施工完毕巷道帮部、顶板淋水。
副斜井392m位置已施工一永久水仓，现已投入使用，水仓内安置三台55KW的型号为BQW-50-200的防爆电泵对后方淋水进行截堵（两台使用一台备用），最后经副斜井两路排水管路将水仓水排至地面。
（附排水系统图）
四、重大危险源辨识
序号
活动／产
品／工作
危害因素
危害结果
状态正／异／急
时态过／现／将
管理现状
1
班前会
没有开班前会下井
人员失误操作伤亡
异常
将来
执行措施
身体状况不佳下井
人员失误操作导致伤害
异常
将来
执行措施
心理状况不佳下井
人员失误操作导致伤害
异常
将来
执行措施
2
信号操作
信号装置不灵敏可靠
跑车人员伤亡、设备损坏
异常
将来
执行措施
信号误操作
人员伤亡、设备损坏
异常
将来
执行措施
信号发送含糊不清
人员伤亡、设备损坏
异常
将来
执行措施
不按规定发送信号
人员伤亡、设备损坏
异常
将来
执行措施
3
电气设备
电气火灾
人员伤亡、设备损坏
异常
将来
执行措施
电气设备失爆
引起火灾伤人
异常
将来
执行措施
4
设备各种保护
保护失灵
人员伤亡、财产损失
异常
将来
执行措施
5
起吊重物
导链失效或强度不够
重物下落砸伤人员
异常
将来
执行措施
起吊架未加固
倒棚、重物下落伤人
异常
将来
执行措施
重物滑落
砸伤人员
异常
将来
执行措施
起吊环不符合标准
重物下落伤人
异常
将来
执行措施
6
通风
无风或风量不足
有害气体超限
异常
将来
执行措施
7
顶板反应
裂隙发育
冒顶伤人
异常
将来
执行措施
8
煤尘
自然、爆炸
伤人、设备损坏
异常
将来
执行措施
9
井下有害气体
燃烧、爆炸
伤人、设备损坏
异常
将来
执行措施
有害气体涌出异常
伤人、设备损坏
异常
将来
执行措施
10
敲帮问顶
活矸找不净
砸伤人员
异常
将来
执行措施
11
临时支护
进入采空区
冒顶伤人
异常
将来
执行措施
未执行先支后回
冒顶伤人
异常
将来
执行措施
12
放炮
警戒距离不够
人员伤亡
异常
将来
执行措施
手拉小线
炮响伤人
异常
将来
执行措施
放明炮、糊炮
炮响伤人
异常
将来
执行措施
13
出矸
翻矸时人员未站在安全地点
人员伤亡
异常
将来
执行措施
14
超前管理
未执行先探后掘
突水、有害气体涌出
异常
将来
执行措施
15
运输
抬运不同肩
伤人
异常
将来
执行措施
超长超重物品仍用肩抬
伤人
异常
将来
执行措施
材料超高
倒塌伤人
异常
将来
执行措施
16
测定参数
不准备
影响措施制定
异常
将来
执行措施
17
防突措施
执行不到位
引发煤与瓦斯突出
异常
将来
执行措施
18
煤与瓦斯突出
形成强大的冲击力
人员造成伤亡
异常
将来
执行措施
形成强大的冲击力
煤流埋人
异常
将来
执行措施
破坏通风系统
造成人员窒息伤亡
异常
将来
执行措施
瓦斯爆炸
造成大范围伤亡事故
异常
将来
执行措施
19
打钻
钻机未固定好
钻机摇摆伤人
异常
将来
执行措施
操作人员站在钻机后方
顶钻伤人
异常
将来
执行措施
钻机未固定好
钻孔窜位
异常
将来
执行措施
20
瓦电、风电闭锁
失灵
造成人员伤亡、财产损失
异常
将来
执行措施
第二章揭煤技术措施
斜井揭煤施工流程图
一、施工顺序
斜井揭煤安全措施需要在以下四个地点进行，即距煤层法距10m处、距煤层法距7m处、距煤层法距5m处和距煤层法距2m处。
（附图2）
1、在掘进到距煤层法向距离10m前再次进行超前钻探，进一步掌握煤层层位及产状，并测定煤层瓦斯压力及含量，对所揭煤层突出危险性进行初步预评价。
2、若在距离煤层法向距离10m之前，预测煤层具有突出危险性，则在距离7m前对煤层采取区域综合防突措施，直至措施有效。
3、若在距离煤层法向距离10m时预测煤层无突出危险性或采取区域防突措施有效后，掘进至煤层法向距离5m时，对煤层采用工作面预测方法进行区域验证。
4、在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层具有突出危险，则立即采取局部综合防突措施，直至措施检验有效。
5、在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层无突出危险或采取局部防突措施效果检验有效后，掘进至远距离爆破揭煤位置采用工作面预测方法进行最后验证。
6、在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层具有突出危险性，则采取补充防突措施，直至措施检验有效。
7、在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层无突出危险性或采取补充防突措施效果检验有效后，实施远距离爆破揭煤。
二、区域综合防突措施
1、区域突出危险性预测
煤层突出危险性区域性预测主要依据该煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数进行区域预测。
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值
瓦斯压力
瓦斯含量W/（m³·t-1）
区域类别
＜0.74
＜8
无突出危险区
除上述情况以外的其他情况
突出危险性
1、瓦斯测压钻孔
打设瓦斯测压孔来利用压力表测定其压力，来鉴定煤层是否具有突出危险性。
a、打设3个测压钻孔;
b、钻孔直径：
φ75㎜；
c、钻孔深度：
穿入煤层不小于15m;
d、钻孔布置：
沿巷道倾角方向布置3个钻孔，紧靠巷道顶、底板钻孔方向必须穿入煤层不小于15m。
1#钻孔、2#钻孔距帮1150mm，3#钻孔距顶距离为1500mm，1#、2#钻孔与帮呈60.50夹角打设。
e、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф75mm三翼钻头进行钻孔。
（附图3：
瓦斯测压钻孔布置示意图）
2、瓦斯含量检测孔
打设瓦斯含量检测孔来来鉴定煤层是否具有突出危险性。
a、打设1个瓦斯含量检测;
b、钻孔直径：
φ75㎜；
c、钻孔深度：
穿入煤层不小于20m;
d、钻孔布置：
沿煤层倾角方向布置1个钻孔，以-220打设。
e、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф75mm三翼钻头进行钻孔。
3、测压力界限：
当测压孔测出瓦斯压力小于0.74MPa时，该煤层无突出危险区，超出该范围时该煤层有突出危险性，编制专项防突设计。
4、瓦斯含量预测：
检验该煤层瓦斯含量小于8m3/t时，该煤层无突出危险区，超出该范围时该煤层有突出危险性，编制专项防突设计。
2、区域防突措施
如煤层具有突出危险性时，根据专项防突设计的要求进行打设防突钻孔。
3、区域措施效果检验
对释放煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当首先分析、检查释放区域内钻孔的分布等是否符合防突设计要求，不符合专项防突设计要求的，不予检验。
1、在巷道断面布置4个测试点检测该煤层瓦斯压力及瓦斯含量。
a、打设4个测压钻孔;
b、钻孔直径：
φ75㎜；
c、钻孔深度：
穿入煤层不小于15m;
d、钻孔布置：
煤层倾角方向布置4个钻孔，紧靠巷道顶、底板钻孔方向必须穿入煤层不小于15m。
钻孔的其它参数严格根据专项防突设计执行。
e、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф75mm三翼钻头进行钻孔。
（附图4：
区域防突效果检验孔布置示意图）
2、当测压孔测出瓦斯压力小于0.74MPa时、或检验该煤层瓦斯含量小于8m3/t时，该煤层瓦斯抽放达到效果即无突出危险性可以向前正常掘进；当测压孔测出瓦斯压力大于0.74MPa时、或检验该煤层瓦斯含量大于8m3/t时，根据专项防突设计要求采取有效措施。
3、如果在检验期间在煤层中进行钻孔作业时发现喷孔、顶钻及其它明显突出预兆时，判定为措施无效，即为突出危险区，从而继续瓦斯的释放。
4、区域验证
1、打设突出预测孔：
钻孔进入煤层后采用每钻进1m采集一次粒径为1~3mm的煤钻屑，利用WTC突出参数仪测定其K1值，来鉴定煤层是否具有突出危险性。
2、WTC突出参数测定钻孔布置
a、打设3个测定钻孔；
b、钻孔直径：
φ42㎜；
c、钻孔深度：
穿入煤层10m；
d、钻孔布置：
煤层倾角方向布置3个钻孔，沿倾角方向打设，3#孔沿巷道正中打设，1#、2#孔距巷道底板500mm，孔距为1400mm，钻孔均以-300打设。
1#、2#孔与帮呈300夹角打设。
d、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф42mm三翼钻头进行钻孔。
（附图5：
区域验证检验孔布置示意图）
2、根据K1值测定，若K1值测定后没有超过瓦斯解析指标临界值，（干煤：
0.5；湿煤：
0.4）则测定无突出危险性按掘进规程正常向前掘进，若K1值测定后超过瓦斯解析指标临界值，则测定有突出危险性，工作面继续抽放瓦斯。
直至K1值降至瓦斯解析指标临界值。
3、在任何情况下，只要区域验证为有突出危险或者超前钻孔等发现了突出预兆时，掘进工作面都要执行局部综合防突措施。
三、工作面综合防突措施
1、工作面突出危险性预测
工作面突出危险性预测观测工作面有无动力现象和WTC突出参数测定孔来鉴定煤层是否具有突出危险性。
1、动力现象：
如响煤炮，巷帮来压、岩层结构变化、工作面、底板压力增大、巷道壁外鼓、震动、片帮掉碴；打钻时卡钻、顶钻、喷煤和瓦斯；工作面气温降低，使人感觉发冷、困倦、瓦斯涌出量忽大忽小。
如果工作面有这些动力现象时证明工作面有突出危险性，应及时撤人采取防突措施。
2、WTC突出参数测定钻孔
a、打设3个测定钻孔；
b、钻孔直径：
φ42㎜；
c、钻孔深度：
穿入煤层10m；
d、钻孔布置：
煤层倾角方向布置3个钻孔，沿倾角方向打设，3#孔沿巷道正中打设，1#、2#孔距巷道底板500mm，孔距为1400mm，钻孔均以-300打设。
1#、2#孔与帮呈300夹角打设。
d、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф42mm三翼钻头进行钻孔。
附表：
钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性的参考临界值
煤样
2指标临界值∕Pa
K1指标临界值
干煤样
200
0.5
湿煤样
160
0.4
如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面，编制专项防突设计。
2、工作面防治突出措施
当工作面突出危险性预测煤层有突出危险性时，根据专项防突设计要求采取工作面防突措施。
3、工作面防突措施效果检验
1、工作面防突效果检验必须包括以下两部分内容：
1）根据煤与瓦斯突出预测中的有关规定，对采取措施后的煤层再进行一次突出危险性指标的测定，根据实测的指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。
2）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断。
2、效果检验孔
利用WTC突出参数测定仪进行K1测定，检验孔数为5个，分别位于巷道断面的上部、中部、下部和两侧。
中部孔位于掘进巷道断面中部，并且水平方向平行于掘进方向，其他四个孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外2~4m处。
a、打设5个测定钻孔;
b、钻孔直径：
φ42㎜；
c、钻孔深度：
严格按照防突设计执行，穿入煤层至少10m；
d、钻孔布置：
钻孔沿倾角方向打设，均以-300打设。
3#孔沿巷道正中打设距底板为2275mm，其它4个孔距巷道顶、底板均为1125mm，孔距为2100mm，距帮为450mm。
1#、4#孔和2#、5#孔分别与左、右帮水平方向呈300夹角打设。
d、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф42mm三翼钻头进行钻孔。
（附图6：
工作面防突效果检验孔布置示意图）
3、最后验证
进行至距离15#煤层2m处，在爆破前再最后对揭露煤层利用钻屑瓦斯解析指标法测定K1值做一次验证，验证无突出危险性后，实施远距离爆破揭煤。
检验孔数为5个，分别位于巷道断面的上部、中部、下部和两侧。
中部孔位于掘进巷道断面中部，并且水平方向平行于掘进方向，其他四个孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外3m处。
a、打设5个测定钻孔;
b、钻孔直径：
φ42㎜；
c、钻孔深度：
严格按照防突设计执行，穿入煤层至少10m；
d、钻孔布置：
钻孔沿倾角方向打设，均以-22°打设。
e、钻机功率：
采用KHYD-75型矿用煤（岩）电动钻机配套Ф42mm三翼钻头进行钻孔。
如验证有突出性，根据专项防突设计继续进行防突措施。
（附图7：
最后验证钻孔布置示意图）
四、揭煤措施
1、爆破工艺:
再预测为无突出危险或经防突措施效果检验，突出危险消除后，采用远距离爆破措施揭开煤层
揭煤采用远距离爆破的方法揭露煤层。
全断面打眼，在揭露15#煤层打眼期间，井下必须有项目部领导井下带班。
（1）爆破材料：
a、爆破采用煤矿许用3号岩石乳化炸药，规格φ25×200㎜。
b、起爆采用铜质脚线毫秒延期电雷管，1～5段，总延期时间不超过130ms，不允许隔段使用。
（2）炮眼布置：
布孔原则：
总的原则是多打眼、少装药、中间稀，周边密，所有炮眼都在炸药与封口炮泥间装2个水泡泥。
炮眼深度不得小于2m，装药深度为1.2m。
因掘进巷道底板处揭露煤层顶板，震动炮后掘进按原作业规程执行。
（3）装药作业：
装药结构采用正向连续装药，掏槽眼为直眼掏槽
（4）远距离爆破联线方法：
采用大并联
（5）起爆方法：
远距离爆破在距工作面300m以外（即地面放炮），用380V交流电源起爆，利用原放炮电缆起爆。
（6）警戒及爆破：
揭煤远距离爆破在地面距井口50m以外，使用专用起爆器起爆。
（附图8：
放炮警戒图）
2、爆破设计：
（1）爆破设计原则
a、炮眼数目为53个；
b、震动爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的1.5～2倍；
（2）爆破说明书（见附图9）
a、炮眼布置图
b、爆破参数表
c、装药方法示意图
（3）爆破后支护
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，采用锚网喷的方法封闭煤层。
1、远距离爆破前和放炮后，根据现场情况对工作面充分洒水，杜绝煤干燥，出矸后，立即进行锚杆、网的临时支护，支护完毕后马上喷射混凝土封闭煤层。
2、远距离揭开煤层，出矸暴露井帮0.5m时，在全断面打锚杆、挂网，喷射50mm厚的混凝土封闭煤层。
3、锚杆规格：
Φ20×2200mm左旋无纵螺纹钢锚杆，间排距800×800mm，每根锚杆分别采用1卷K2335、1卷Z2360型锚固剂，锚固力不小于7T；金属网采用Φ6.5mm圆钢制作，网孔100×100mm，搭接100mm，使用16#铁丝双股双扎、扎丝首尾相接。
临时支护混凝土厚度为50mm，强度为C20。
4、上述支护采用短段掘砌，直至施工到煤层底板2.0m处，揭煤工作结束，再对临时支护段二次架设U29型钢架喷浆成巷。
五、防突系统设计
1、通风系统
揭煤掘进期间采用FBN07.1型2×45KW对旋式风机，实现“双风机，双电源”自动切换管理，配备Φ800胶质风筒。
通风路线
进风流：
局部通风机→导风筒→副斜井掘进工作面
乏风流：
副斜井掘进工作面→地面
2、风量计算
（1）按瓦斯或CO2涌出量计算，根据进、回风立井揭煤期情况，预计瓦斯绝对涌出量为0.44m3/min，故按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝q掘KCH4/C掘回＝0.44×2.0/1.0%=88m3/min，取90m3/min（式1）
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要风量；
q掘─掘进工作面CH4绝对涌出量，取0.44m3/min；
KCO2─掘进工作面CH4涌出不均衡系数，取2.0；
C掘回─掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度，取1.0%。
（2）按人数计算：
Ｑ掘=4N=4×40=160m3/min（式2）
式中：
4—每人供给的最小风量，m3/min；
N—掘进工作面实际工作最多人数，取交接班最多人数40人。
（3）按放炮后排除炮烟所需风量计算
根据炸药量确定风量
（式3）
Q炸——按爆破炸药量计算的工作需风量，m3/min;
t——通风时间，取t=15min;
A——取第一次爆破最大炸药量，25.5kg;
S——净断面面积，17.21m2;
P——通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比，取P=1.2；
Ld——炮烟稀释临界长度，取400m；
K——淋水系数，取k=0.3;
将上述参数代入得出：
Q炸=328.12m3/min
（4）按掘进巷道内的最低风速计算：
Q掘=V掘min·S=18×17.21=309.78m3/min，（式4）
式中：
V掘min——掘进巷道内最低风速，取18m/min；
S——巷道净断面积，17.21m2；
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