探揭二1煤层措施123.docx
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探揭二1煤层措施123
河南登电马鸣寺煤业有限公司
副井井筒探、揭二1煤层安全技术措施
建设单位：
河南登电马鸣寺煤业有限公司
监理单位：
煤炭工业郑州设计研究院马鸣寺煤矿监理部
施工单位：
温州建设集团马鸣寺煤矿项目部
编制时间：
二0一一年十二月
监理单位意见：
建设单位意见：
目录
一、编制依据………………………………………………………………（5）
二、工程地质概况…………………………………………………………（5）
1、井筒概况………………………………………………………………（5）
2、地质报告………………………………………………………………（6）
3、二1煤层瓦斯赋存概况…………………………………………………（7）
4、矿井水文地质……………………………………………………………（7）
三、揭煤施工方案…………………………………………………………（8）
1、探测二1煤层赋存情况…………………………………………………（8）
2、测试二1煤层瓦斯参数，对二1煤层突出危险性进行区域预测…………（8）
3、防突技术措施……………………………………………………………（9）
四、远距离放炮管理……………………………………………………（10）
1、远距离放炮位置…………………………………………………………（10）
2、钻爆器材的选择…………………………………………………………（10）
3、放炮位置，停电、撤人范围，警戒安设………………………………（11）
4、远距离放炮安全技术措施……………………………………………（11）
五、辅助系统……………………………………………………………（14）
1、通风系统………………………………………………………………（14）
2、压风系统………………………………………………………………（14）
3、供电系统………………………………………………………………（15）
4、提升系统………………………………………………………………（15）
5、检测监控系统…………………………………………………………（16）
6、排水系统………………………………………………………………（16）
7、照明、通讯系统………………………………………………………（16）
六、安全防护措施………………………………………………………（17）
1、通风、瓦斯管理…………………………………………………………（17）
2、供电管理………………………………………………………………（18）
3、监测监控设施…………………………………………………………（18）
4、爆破前后工作面停送电管理规定………………………………………（19）
5、井帮管理……………………………………………………………（19）
6、综合防尘措施…………………………………………………………（20）
七、安全技术措施………………………………………………………（21）
八、探、揭二1煤防突领导小组及职责……………………………（24）
九、避灾路线……………………………………………………………（26）
河南登电马鸣寺煤业有限公司
副井井筒探、揭二1煤层安全技术措施
一、编制依据
1.《马鸣寺煤矿副井井筒检查孔地质报告》，河南省煤田地质局一
队，2009年9月；
2.《马鸣寺煤矿14102钻孔柱状图》，河南省煤田地质局一队，2007
年3月；
3.《马鸣寺煤矿副井井检孔钻孔柱状图》；河南省煤田地质局一队，
2007年3月；
4.《马鸣寺煤矿二1煤层瓦斯地质图》，河南省煤田地质局一队，
2007年3月；
5.《登封电厂集团第一煤矿有限公司马鸣寺煤矿初步设计安全专
篇》，煤炭工业郑州设计研究院有限责任公司，2010年3月；
6.《马鸣寺煤矿施工组织设计》，煤炭工业郑州设计研究院有限责
任公司，2010年3月；
7.《防治煤与瓦斯突出规定》，2009年；
8.《煤矿安全规程》，2011年；
9.《河南登电马鸣寺煤业有限公司主井、副井和风井井筒揭穿二1煤层专项防突技术设计》，河南华康工程技术咨询有限公司，2011年12月3日。
二、工程地质概况：
1、井筒概况
马鸣寺煤业有限公司位于登封市东南15公里的大冶镇大路北村境内,隶属登封市大冶镇管辖。
采用主井、副井、风井三个立井开拓方式，矿井设计生产能力45万吨/年。
其中副井井口坐标x=3815642m.y=38426566m,z=+375.0m，井筒设计深度798m,净直径Φ6.0m。
原设计500m以浅壁厚0.50m，井壁为C35素砼支护；500m以深壁厚0.60m，井壁为C40双层钢筋砼支护；变更后591.65m以浅壁厚0.50m，井壁为C35素砼支护；591.65m以下井壁采用C40双层钢筋砼支护，壁厚0.60m，均采用普通钻爆法施工。
本矿井按高瓦斯矿井设计，煤层具有爆炸性，煤层为不易自燃煤层。
依据甲方提供的副井副检孔地质报告及钻孔柱状图我们可以知道二1煤层的基本参数，二1煤层埋深744.63~746.50m，层厚1.87m。
现副井井筒已施工至累深712.0m处，即将进行探、揭二1煤层施工，因此为保证井筒施工安全顺利进行，依据《河南登电马鸣寺煤业有限公司主井、副井和风井井筒揭穿二1煤层综合防突技术设计》特编制马鸣寺煤矿副井探、揭二1煤安全技术措施。
2、地质概况
本区为低山丘陵地貌，冲沟发育。
地势总的趋势是北高南低，西高东低。
本区属双洎河流域，区内无河流经过，仅有一些山间冲沟，雨季有短暂流水，地表水对井田影响不大。
根据《副井井检孔钻孔柱状图》和《马鸣寺煤矿14102钻孔柱状图》，钻孔揭露二叠系山西组以上地层未见上、下石盒子组各段煤层沉积；副井井检孔位于主井和副井之间，距风井垂直距约110m，在孔深744.63～746.5m段见二1煤层，见煤厚度1.87m，为黑色，呈片状、粉状产出、易碎。
煤层直接顶板为泥岩，厚1.39m。
间接顶板为细粒砂岩，厚4.28m。
二1煤层底板为泥岩，厚1.06m。
《马鸣寺煤矿14102钻孔柱状图》位于风井井筒东北方向，距风井约50m，在孔深698.40～698.80m段见有二1煤层，厚度0.4m，据电测描述，二1煤层相变为炭质泥岩，二1煤层顶板为长石石英砂岩，厚度13.15m，节理裂隙发充育，具有滑动。
二1煤层底板依次为泥岩和粉砂岩，岩芯破碎。
3、二1煤层瓦斯赋存概况
据《河南省登封市马鸣寺煤矿二1煤层瓦斯地质图》（马鸣寺煤矿瓦斯地质图）。
副井井筒位于N2～CH4带，即瓦斯风化带内，二1煤层瓦斯含量在2m3/t.daf。
据《登电集团第一煤矿有限公司马鸣寺煤矿初步设计安全专篇》采掘工程平面图，副井穿过的二1煤层标高为-400m以浅，揭煤区域位于以ZK13803孔、14104孔和14201孔等组成的含首采区中部在内的三角形地带的瓦斯风化带中的N2～CH4带。
测试有二1煤层可燃气体含量的钻孔如下表所示。
揭煤区域二1煤层可燃气体含量表
孔号
14103
14201
14203
可燃气体含量（m³/t.daf）
0.093
6.25
1.225
全井田勘探阶段共有10个测试二1煤瓦斯含量的钻孔，除ZK13905测试深度为-550m以深，测得可燃气体含量为17.391m3/t.daf，其它9个钻孔测得二1煤层瓦斯可燃气体含量均在7.062m3/t.daf以下。
根据以上情况分析，表明副井井筒二1煤层区域为无突出危险区。
4、矿井水文地质
据《登封电厂集团第一煤矿有限公司马鸣寺煤矿初步设计安全专篇》本矿井二1煤矿床主要充水水源为二1煤底板C2tL7～8石灰岩岩溶裂隙承压水，其次为二1煤顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水。
本区二1煤矿床的水文地质勘查类型属第三类二亚类第二型。
即以底板岩溶充水为主的水文地质条件中等的煤矿矿床类型。
据《副井井检孔钻孔柱状图》二1煤层顶板埋深744.63m，L8灰岩顶板埋深756.88m，二者之间岩柱12.25m，岩层为泥岩及粉砂岩，隔水性能良好。
根据以上水文地质条件分析，井筒揭穿二1煤层期间，从开始区域预测预报至井筒进入二1煤层底板法线距离2.0m，一般不会引起L7～8类岩突水，但是二1煤层井筒穿过顶板各砂岩含水层和地质破碎带，会造成井筒淋水增大，影响井筒施工和煤层区域突出危险性钻孔测试煤矿瓦斯压力工作。
三、揭煤施工方案
1、探测二1煤层赋存情况
副井井筒位于凤凰岭断层和刘沟子断层附近，实际揭露地质构造较复杂，岩石较破碎，因此，当井筒掘进工作面距二1煤层顶板法距20m（井筒累深724m）时，停止掘进，在工作面均匀布置3个探煤钻孔，钻孔必须进入二1煤层底板不少于0.5m，准确掌握二1煤层位置、煤层厚度及瓦斯情况等。
探明二1煤层的赋存状况后，及时将探孔进行注浆封堵。
探测二1煤层倾角较大时要编制专项的揭煤措施。
附前探孔布置图
2、测试二1煤层瓦斯参数，对二1煤层突出危险性进行区域预测
当井筒掘进工作面距二1煤层顶板法线距离为10m时，停止掘进，布置4个钻孔，其中2个测试二1煤层瓦斯压力，另2个钻孔取煤芯，测试二1煤层瓦斯含量，并测定常数α、b值和瓦斯放散初速度ΔP及煤的坚固性系数f。
测定二1煤层瓦斯参数工作由郑州煤炭工业（集团）科技中心完成。
对煤层突出危险性预测方法为：
利用前探孔测定煤层瓦斯压力，在钻孔见煤时，每孔每层取一个煤样，测定煤的瓦斯压力P、煤的坚固性系数f、瓦斯放散初速度△p，并计算D、K值，当D、K值和瓦斯压力属以下情况之一时，预测工作面有突出危险性：
①P≥0.74Mpa；
②D≥0.25且K≥15时；
③各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象。
预测为无突出危险工作面，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。
当预测为突出危险工作面，则实施以钻孔排放瓦斯为主的防突措施。
附二1煤层瓦斯排放钻孔布置图和参数表
3、防突技术措施
1）、经预测，二1煤层无突出危险性时，井筒掘进施工采取工作面局部综合防突措施。
按照《防治煤与瓦斯突出规定》第60条，必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行掘进作业。
工作面预测应当在工作面推进到距二1煤层法向距离5.0m时进行，工作面预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行，其临界值为Δh2≥200Pa（干煤）或160Pa（湿煤）；k1值≥0.5（ml/g.min1/2）（干煤）或0.4（ml/g.min1/2）（湿煤）为有突出危险性；否则为无突出危险性。
工作面预测钻孔为4个，钻孔布置方式如图所示，钻孔到二1煤层底板为止。
经工作面预测为无突出危险时，可掘进至远距离爆破揭穿二1煤层前的工作面位置（即井筒工作面距二1煤层法线距离2.0m），再采用工作面预测方法进行最后验证。
工作面预测方法及其临界值的确定同上述。
经工作面预测验证无突出危险，然后，采用远距离爆破方法揭穿煤层。
2）、经预测，二1煤层有突出危险性时，则在井筒工作面距二1煤层法向距离7.0m时停止掘进，采取区域综合防突措施。
由于本矿井二1煤层松软、透气性低，又有井筒淋水，难以抽放，因此，选择区域综合防突措施为主，采用穿层钻孔预排二1煤层瓦斯，排放二1煤层瓦斯的方法为，利用压风冲煤扫孔技术，通过对二1煤层进行反复“压风冲煤掏煤”，清除孔内积水并掏煤使远处煤体向钻孔范围内流动造成钻孔附近煤层循环卸压，随着井筒周围煤体卸压煤层瓦斯持续解吸，使井筒外围形成大范围的卸压安全防护带，从而消除突出危险。
四、远距离放炮管理：
1、远距离放炮位置
过煤期间执行远距离放炮，远距离放炮自副井工作面距二1煤层顶板法距5.0m位置开始，穿过二1煤层，至工作面距二1底板最小法距2m位置止。
放炮范围:
工作面距二1煤组法线距离5.0m至穿过二1煤层法线距离2.0m。
放炮地点：
设在地面距副井井口50m半径以外的安全地点。
附副井井筒远距离放炮炮眼平、剖面图。
2、钻爆器材的选择
凿岩机：
采用SJZ6.7型伞钻配6台YGZ-70型凿岩机。
钻杆：
B25×159mm六角钎杆，长度为5m；钻头：
Φ45mm十字型合金钻头。
选用三级煤矿许用乳化炸药，规格为φ35×200mm，选用脚线6m长1～3段毫秒延期电雷管（雷管角线为铜芯脚线），最后一段总延期时间不超过130ms，严禁跳段使用；正向连续装药，串联方式联线，全断面一次打眼一次装药一次起爆，主要爆破参数见下表。
副井井筒揭二1煤层爆破参数
圈别
岩别
每圈炮眼（个）
炮眼深度（m）
每眼装药量（kg）
炮眼角度（°）
圈经（m）
总装药量（kg）
眼间距离（mm）
起爆顺序
1
煤
8
2.3~2.4
0.98~1.05
80
Ф1.8
16.2
707
Ⅰ段
2
煤
11
3.4~4.0
1.95~2.25
90
Ф2.4
23.1
690
Ⅱ段
3
煤
18
3.1~4.2
1.60~2.40
90
Ф3.4
36.0
594
Ⅱ段
4
煤
18
2.9~4.3
1.40~2.60
90
Ф4.6
36.0
800
Ⅲ段
5
煤
21
2.7~4.6
1.30~2.70
90
Ф5.6
42.0
800
Ⅲ段
合计
76
153.3
注：
煤矿三级许用三级含水炸药直径Φ35mm，每卷重0.15kg/卷，每卷长度0.2m。
3、放炮位置，停电、撤人范围，警戒安设
停电、撤人范围：
切断井下及井口附近20m范围内所有电气设备（包括电缆）的电源，开关打在停止位置并闭锁，挂停电牌；井下所有人员全部撤至地面。
远距离放炮地点及警戒安设：
远距离放炮地点设在副井井口50m半径外。
警戒线为：
副井井口护栏距井口距离＞50m，警戒4人；警戒位置要“人、牌、网”俱全，各处警戒安设好后，警戒负责人必须向现场指挥员汇报。
4、远距离放炮安全技术措施
1）、揭煤人员在入井前必须由技术人员贯彻、学习措施，并签字备查。
2）、井下所有人员必须佩带化学氧自救器，并会正确熟练使用。
3）、打眼时，岩（煤）炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工。
4）、严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”和“三人连锁”放炮制，只有检测迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8℅时，才能放炮。
5）、不得使用过期或变质的炸药。
。
6）、放炮前，切断井筒内及以井口20m为半径范围内的所有电器设备电源。
并在距井口50m以外安设专人警戒，并撤出警戒区域内一切人员。
7）、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，才能与母线连接。
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。
严格按操作规程和炮眼布置图进行装药、联线。
联线期间其他人员必须撤到平地。
8）、必须使用同一厂家且同一批号的电雷管，不同厂家及不同批次的雷管不允许同时使用。
使用前应严格进行导通试验。
9）、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
a、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
b、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。
c、炮眼布置在煤层中时必须全孔用黄泥或砂封堵严实。
d、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中不得小于0.3m。
10）、采用远距离放炮揭穿煤层时，应将工作面所有不装药的眼孔（包括前探孔、测压孔、残眼等）用砂浆或黄泥进行封满堵实。
11）、联线时，要保持接线清洁，确认无误后，才能与母线连接，并将接头处用绝缘胶布包好并悬空。
12）、联线放炮前，井下及井口20m范围内所有电器设备必须切断电源、严禁有任何火源，并有专人负责检查、停电。
13）、远距离放炮期间，要落实停、送电负责人，明确各电气开关位置，并挂牌作业；装药及放炮前，由现场带队人员下达停电通知，由电工负责停井筒及井口20m范围内的动力电源。
14）、放炮使用动力电源不得超过380v，必须有矿用防爆型电力起爆接线盒。
15）、放炮前井筒施工设备都要保护好，吊盘提至距工作面30m以上，井盖门打开。
待井口房及翻矸台上人员全部撤出井口50m以外位置后，班（队）长必须清点人数，确认无误后，由放炮员、瓦斯检查员、安全员分别向揭煤领导组长汇报，放炮员只有接到揭煤小组领导的放炮命令后，方可发出放炮警号，至少再等5秒，才能起爆，爆破后，必须立即切断放炮电源，摘掉母线并扭结成短路。
16）、放炮45分钟后，且炮烟吹散后，瓦斯检查员首先检查井口回风流中瓦斯浓度。
只有在瓦斯浓度高峰值到1%以下时，方可由瓦斯检查员、放炮员、班组长下井进行检查，边下边检查瓦斯，确认无安全隐患后，方可由揭煤总指挥统一安全撤警戒、送电，进入工作面回复工作。
17）、恢复工作后，出矸、过煤、砌壁等各工序施工时，现场均应有专人检查瓦斯，观察工作面瓦斯涌出动态，围岩变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯涌出量剧增、温度突然下降或发出声响等现象，应立即停止工作，撤出井筒所有人员至安全地点。
18）、若出现瞎炮必须在放炮的当班处理完毕，放炮母线不得有明接头且必须采用铜线。
29）、通电以后拒爆时，爆破工必须立即切断电源，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15min，方可检查找出拒爆的原因。
20）、在处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。
处理时，必须遵守以下规定：
a、由于拒爆连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
b、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
c、严禁用风镐刨或从炮眼中取出原装置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出雷管。
不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼。
d、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查被爆落的煤矸，收集未起爆的雷管和炸药。
e、在拒爆未处理完毕以前，严禁在该地区进行与处理拒爆无关的各项工作。
21）、揭煤期间严禁使用风镐，严禁使用抓岩机直接抓实体煤（矸）。
22）、在揭煤过程中，发现突出征兆（如打钻时顶钻、喷煤、瓦斯浓度忽大忽小、煤壁片帮、来压、煤体位移压出、有炮声、煤体光泽变暗、煤层层理紊乱等），作业人员必须立即停止工作，切断电源，撤出所有人员，并向调度室汇报。
五、辅助系统
1、通风系统
凿井及揭煤期间，使用局部通风机压入式通风，“三专二闭锁”供电。
副井使用2台FBD№7.1/2×37kW型矿用防爆局部通风机，一台工作，一台备用。
局部通风机必须设在距井口20m以外的地方，风筒为抗静电阻燃胶质风筒，直径800mm，风筒出口距工作面不大于5.0m，封口盘设一个规格1200×1200mm的回风口，四周设保护栅栏和钢筋网。
2、压风系统
主副立井工业广场内距两井口20m以外设一个集中空压机站，安装7台空压机，其中KPS110型风冷螺杆式空压机5台，排气量20m3/min，排气压力0.7Mpa；KPS110型风冷螺杆式空压机1台，排气量21.5m3/min，排气压力0.7Mpa；FHOGD-250F型风冷螺杆式空压机1台，排气量40m3/min，排气压力0.8Mpa；压风管路使用Φ159×4.5mm无缝钢管，法兰盘联结，压风管自工广空压机站至主、副井口，井筒内用双16T稳车悬吊敷设至井下，供主、副井井下风动工具用风。
供气压力0.7Mpa；为了防止雷电波及井下，造成人员伤亡，空压机站至主、副井口的压风管路不少于2处接地。
空压机站内的设备均作接地处理，以防人员触电。
3、供电系统
矿井35kV变电所已建成。
35kV变电所双回路电源一回来自吕庄110kV变电站，另一回来自刘碑110kV变电站。
所内安装2台SZ11-800/35、35±3×2.5%/10.5kV，800kVA有载调压变压器。
凿井期间，主、副井提升绞车10kV双回路电源均来自矿井35kV变电所；主、副井低压电源引自安装在主井口西北侧的临时变压器，型号为S11-1000/10、10/0.4。
该变压器10kV电源引自矿井变电所。
4、提升系统
副井井架为L-A型永久性钢井架，一平台布置提升凿井天轮，10.0m处设置翻矸平台。
安装2台施工绞车，其中副井主提升绞车为2JK-3.0×1.7/15.5型，直径3m的双滚筒提升机，滚筒宽度1.7m，10kV高压电动机，提升钢丝绳为18×7-Φ37-1770型不旋转钢丝绳，直径37mm，吊桶容积3.0m3。
副井副提升绞车为JK3×2.5/18型，直径3m的单滚筒提升机，滚筒宽度2.5m，10kV高压电动机，提升钢丝绳为18×7-Φ37-1770型不旋转钢丝绳，直径37mm，吊桶容积3.0m3。
5、监测监控系统
矿井在凿井期间，安装一套KJ70N安全监控系统，对主、副、风井井口及井底工作面的甲烷、一氧化碳、温度等进行24小时不间断监测。
安全监控系统有专人负责，定期对CH4、CO和温度传感器进行调校，确保安全监控系统正常运行。
①瓦斯监测断电装置安装在距井口50m以外的室内。
爆破作业期间安排专人进行观察，如有异常及时汇报当班负责人及主管领导。
②在井筒距迎头小于5m范围内设置甲烷传感器T1；在封口盘向下10～15m处设置甲烷传感器T2，断电后复电工作只准人工复电，其断电范围及其断电值，见表
探头
报警浓度
断电浓度
断电范围
复电浓度
T1
≥1.0%
≥1.5%
井筒内及井口20m范围内全部非本质安全型电气设备
＜1.0%
T2
≥0.75%
≥1.0%
井筒内及井口20m范围内全部非本质安全型电气设备
＜0.75%
③每7天必须使用标准气样进行调校和瓦斯断电试验，加强瓦斯探头的使用维护工作。
防止因外力撞击、淋水等原因造成监控数据失真，确保灵敏可靠。
安全监控系统与煤业公司和登封市煤炭局联网。
6、排水系统
排水管为Φ50×3mm无缝钢管，把井底水排入吊桶，由吊桶提至地面。
7、照明、通讯信号
凿井期间，井筒内敷设一根MY-3×16+1×10型矿用电缆，由ZBZ-4.0型照明信号综保装置输出的127V电压作为照明电源，有吊盘下方设置DGC175/127型2盏防爆防水投光灯，供工作面照明。
矿井设置一套40门调度用电话交换机，井下吊盘上设有防爆电话机，可直接与井口、绞车房、调度室和各值班室通话。
另外井上下还设有提升信号装置。
六、安全防护措施
1、通风、瓦斯管理
1）、建立独立的通风系统，揭过煤期间选用两台型号为FBDNo7.1的对旋风机，电机功率2×37KW，为井底工作面供风，一台运转一台备用，采用φ800㎜高强度胶质风筒通风，两台风机必须能自动切换；风筒末端距迎头的距离不得大于5.0m。
进风：
地面新鲜风→局扇→风筒→工作面
回风：
工作面→井筒→出风口→地面
2）、局扇安装距井口不少于20m处，距地面不小于0.6米，必须保证正常运转，并指定专人看管，严禁随意停送电，局扇因故停止运转时，必须立即停止迎头工作，切断电源、撤出人员到地面；风筒接头要严密，风筒吊挂要牢固，严防风筒脱节坠落。
风筒严禁跑、漏风，风筒口距工作面迎头不大于5m。
3）、过煤期间，每班设一名专职瓦斯检测员，随时检查瓦斯变化情况，当发现瓦斯
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