副井过8煤7煤6煤措施114115.docx

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副井过8煤7煤6煤措施114115

张北副井井筒过8煤、7煤、6煤施工技术安全措施

一、工程概况:

目前11煤已于2004年4月10日安全顺利的通过,在下一步井筒施工过程中,依次穿过8煤、7煤、6煤。

为了以后顺利通过各煤层,确保施工安全,特编制本措施,所有参与施工人员必须认真遵照执行。

二、井筒地质概况:

根据“副井井筒检查孔综合柱状图”可知:

8煤,深度为456.29~459.34m,厚3.05m,黑色,以粉末状,鳞片状为主,多见块状,属半亮性煤。

其顶板为砂质泥岩,厚2.30m,浅灰色、灰色、砂质泥状结构。

其底板为泥岩,厚4.60m,灰色、泥质结构。

整层岩芯较完整。

7-2煤深度为471.09~472.54m,厚度为1.45m,黑色以碎块、鳞块状为主,属半暗型煤,其顶板厚3.30m,为泥岩,浅灰色、灰色,泥质结构,整层岩芯较完整,其底板厚4.50m,为砂质泥岩,浅灰色,砂质泥岩状结构,以泥岩为主,整层岩芯完整。

7-1煤深度为477.04~478.59m,厚度1.55m,黑色,以粉末状为主,多见块状镜煤,中部见夹矸,为碳质泥岩,其顶板厚4.5m,砂质泥岩,浅灰色,砂质泥岩状结构,整层岩性较完整,其底板厚7.15m。

6煤深度为497.34~503.04m,厚度为5.7m,黑色,以粉末状为主,含少量颗粒状及块状,底部以块状为主,底部含夹矸,岩性为砂质泥岩,煤质光泽较弱,属半暗型煤。

其顶板厚为5.55m,砂质泥岩,浅灰色,砂质泥岩状结构,其底板厚8.00m。

为细砂岩。

附图—副井地质柱状图

附表—煤层分布情况表

煤层分布情况表

序号

煤层名称

埋藏深度(m)

厚度(m)

1

8煤

459.34

3.05

2

7-2煤

472.54

1.45

2

7-1煤

478.59

1.55

4

6煤

503.04

5.7

瓦斯情况:

根据张集北区矿井风井揭煤施工时的煤样化验资料及安徽理工大学《立井快速安全揭开突出煤层技术研究的报告》,同时鉴于主、风井过煤情况表明:

8、7-2、7-1、6煤,不具有突出危险性,为非突出煤层。

三、施工方案

因8、7-2、7-1、6煤,不具有突出危险性,为非突出煤层。

决定采用震动放炮法通过煤层。

震动放炮深度为各煤层顶板法距2米开始至各煤层底板法距2米结束为止。

四、施工工艺:

1、掘进

(1)放震动炮前,临时支护紧跟迎头工作面。

掘进施工机械及方法同普通基岩段施工相同。

在距煤层顶板法距2米起实施震动放炮穿过煤层,确保全断面一次揭开煤层。

若一次未能完全揭露该煤层时,仍采用震动放炮法施工,直到完全揭开该煤层。

(2)炮眼布置及爆破参数:

震动放炮的炮眼布置:

适当增加炮眼数目,减少炸药用量,煤层厚度小于1m的,炮眼深度要穿透整个煤层。

炸药选用Ⅲ级煤矿允用水胶炸药,周边眼药卷规格为¢35㎜,长400㎜,0.4㎏/卷;其他炮眼药卷规格为¢45㎜,长400㎜,0.8㎏/卷。

1~5段电磁感应雷管最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

联线方式为串联方式,采用高频发爆器起爆。

附表—震动放炮爆破原始条件表;爆破参数图表;预期爆破效果表;炮眼布置图。

震动放炮爆破原始条件表

序号

名称

单位

数量

1

井筒净径

m

6.8m

2

井筒荒径

m

7.7~8.04m

3

掘进断面积

47~51㎡

4

岩石条件

F

4~6

5

雷管

电磁感应雷管

6

炸药

Ⅲ级煤矿允用水胶

炸药

 

副井井筒8煤、7煤爆破参数表

炮眼

序号

眼距

(㎜)

圈径

(㎜)

眼深(㎜)

倾角

(度)

装药量

爆破

顺序

连线方式

个/眼

㎏/圈

掏槽眼

1~6

890

1700

4500

90

4

19.2

 

 

一圈

辅助眼

7~18

864

3300

4200

90

3

28.8

二圈

辅助眼

19~36

855

4900

4200

90

3

43.2

三圈

辅助眼

37~60

851

6500

4200

90

3

57.6

周边眼

61~108

500

7700

4200

85

2

48

合计

108

196.8

备注

掏槽眼、辅助眼用Ф45×400㎜×0.8㎏;周边眼用Ф35×400㎜×0.5㎏

 

副井井筒8煤、7煤预期爆破效果表

 

序号

指标

单位

数量

1

炮眼利用率

%

88

2

每循环进尺

m

3.5

3

每循环爆破实体岩石量

163

4

每循环雷管消耗量

108

5

每循环炸药消耗量

Kg

196.8

6

单位原岩炸药消耗量

Kg/m³

1.2

7

单位原岩雷管消耗量

个/m³

0.66

8

每循环炮眼长度

m

455.4

副井井筒6煤爆破参数表

炮眼

序号

眼距

(㎜)

圈径

(㎜)

眼深(㎜)

倾角

(度)

装药量

爆破

顺序

连线方式

个/眼

㎏/圈

掏槽眼

1~6

890

1700

4500

90

4

19.2

 

 

一圈

辅助眼

7~19

822

3400

4200

90

3

31.2

二圈

辅助眼

20~39

800

5100

4200

90

3

48

三圈

辅助眼

40~65

822

6800

4200

90

3

62.4

周边眼

66~115

500

8000

4200

85

2

50

合计

115

210.8

备注

掏槽眼、辅助眼用Ф45×400㎜×0.8㎏;周边眼用Ф35×400㎜×0.5㎏

 

副井井筒6煤预期爆破效果表

 

序号

指标

单位

数量

1

炮眼利用率

%

88

2

每循环进尺

m

3.5

3

每循环爆破实体岩石量

171

4

每循环雷管消耗量

115

5

每循环炸药消耗量

Kg

210.8

6

单位原岩炸药消耗量

Kg/m³

1.23

7

单位原岩雷管消耗量

个/m³

0.67

8

每循环炮眼长度

m

455.4

2、支护

(1)临时支护

在揭煤施工时根据煤层的坚硬程度及施工安全需要,采取锚网喷或锚喷临时支护。

锚杆选用Φ18螺纹钢筋加工,L=2000㎜。

锚固剂选用Φ28×500㎜树脂锚固剂全长锚固。

金属网片用Ø6.0㎜钢筋制作,网幅1800×1000㎜,网格为@100×100㎜,压茬100㎜。

喷射砼强度等级为C20,速凝剂掺量为3%。

当煤层较稳定时,可根据现场实际情况取消临时支护,采取快速掘进的施工方法。

(2)永久支护

井壁的设计支护形式为素砼和钢筋砼结构,砼强度等级为C30,其中6煤段为钢筋砼结构,壁厚550㎜;其它段为素砼结构,壁厚450㎜,砼配合比为水泥:

砂:

碎石=1:

1.95:

3.79。

五、劳动组织及管理

由于该矿井为高瓦斯矿井,依照《煤矿安全规程》要求,决定成立副井过煤层现场指挥领导小组,领导小组成员如下:

组长:

颜大海;

副组长:

张廷友、马士平;

成员:

党金元、刘书喜、王勇、陈德奎、孙晋平;

领导小组成员必须24小时值班。

六、通风系统

通风设备选型计算:

1、按工作面最多人数计算:

Q=4N=4×40=160m³/min

N-工作面最多人数

1、按瓦斯涌量计算:

Q=100·q·k=100×1.5×1.6=240m³/min

q-瓦斯绝对涌出量

k-瓦斯涌出不平衡系数

2、

按排除炮烟计算:

Q=7.8/60t׳A(SL)²k=7.8/60·50

׳62.4·(36.3×552.5)²×0.6=6.42m³/s=385.2m³/min

Q-爆破后工作面所需风量,m³/s

t-排除炮烟时间,井筒取50分钟

A-同时爆破的炸药量,62.4㎏

L-井巷长度,552.5m

k-淋水系数:

k=0.6

S-井筒净断面面积,36.3m²

局扇选用一台型号DKG-6-2×15,供风量为310m³/min-480m³/min

4、风速校检:

V=Q/60s=480/60×36.3=0.22m/s

0.15m/s

故选择一台DKG-6-2×15对旋式风机做压入式通风,配Φ800㎜高强度胶质风筒通风,能够满足施工需要。

附-副井通风监测系统图;

七、过煤安全措施

1、项目部揭煤领导小组,井口24小时有小组成员值班。

2、施工前必须组织所有施工人员及项目部管理人员进行学习本措施和规程有关规定,并做好相关的记录。

3、提前两天对井口、井下所有电气设备防爆性能及揭煤准备情况进行检查,符合要求后方可进行施工。

4、掘进施工过程中必须加快施工进度,尽量减少井帮暴露时间,根据围岩条件及时地进行临时支护。

5、所有施工人员要熟悉煤层瓦斯突出的预兆:

(1)井帮压力增大;

(2)井帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出;(3)空气变冷,煤质干燥,煤颜色变暗;(4)有闷雷声、响炮声等异常声音;(5)瓦斯浓度变化大;(6)井筒涌水由清变浑。

发现上述情况之一的,立即停止施工,撤出人员,向项目部值班领导及张北现场组领导汇报。

采取有效措施后经现场鉴定满足揭煤要求后方可继续施工。

5、严格按爆破图表说明书进行施工,炸药必须选用三级煤矿允用炸药,电雷管最后一段的延期时间不得超过130m/s,严禁跳段使用。

6、放炮器采用电磁感应高频发炮器,每次放炮前均要检查其完好程度。

7、保持通风设备及设施的完好,保证能够正常运转。

8、严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度,加强瓦斯检测工作,只有检测作业面及井口20米范围内瓦斯浓度小于1%时才能放炮。

瓦斯检测时须注意以下事项:

(1)揭煤期间执行专人检查瓦斯制度,每两小时检测一次。

(2)瓦检人员要详细填写瓦斯检查记录,并每天向项目部领导汇报。

(3)对井筒内易产生瓦斯积聚的地方应仔细检查,如吊盘下,固定盘下及冷冻槽等地方,防止漏检。

(4)每小班检查瓦斯自动检测报警装置的工作状况并如实做好记录。

震动放炮期间瓦检员随时对工作面的瓦斯含量进行检测如遇异常及时汇报。

、加强放炮管理,瞎炮、残炮按《煤矿安全规程》处理。

10、炮前、炮后要洒水灭尘,严格执行综合防尘“六不准”制度。

11、装药联线必须由放炮员和班长亲自操作,要使联线清洁,联线后必须由放炮员和班长检查确认无误后才能与母线连接。

12、所有炮眼需用炮泥填满并捣实,起爆时必须全断面一次起爆,禁止分次放炮。

13、放炮前井筒施工设备要妥善处理,如吊盘提至工作面40米以上,井盖门打开,吊桶甩在一侧。

14、放炮30分钟后,瓦检员由井口20米外逐步向井口检查瓦斯情况(包括冷冻沟槽)直到井口盖门,当井口盖门瓦斯浓度不超过1%,瓦斯监控探头检测井下瓦斯浓度小于1%,由揭煤领导小组组长安排救护队员下井检查确认无危险,救护队员上井后方可恢复送电,揭煤小组成员及放炮员再进入迎头检查,最后施工人员再进入工作面施工。

15、恢复工作后,出矸、支护等各工序施工时,现场均应有专人检查瓦斯,观察工作面瓦斯涌出动态,围岩以及温度变化情况,如发现工作面围岩特别破碎,片帮或压出,瓦斯涌出量剧增、温度突然下降或发生响声等异常现象,应立即停止工作,撤退人员升井。

16、采用大抓出矸、抓煤时,工作面瓦斯浓度不得超过1%;抓井帮附近的煤时,不能碰模板,同时避免与吊桶相碰,以免发生火花;大抓使用期间,采用慢放、慢抓、慢提的方式进行;在清底过程中,不准使用大抓直接抓取工作面的矸石,必须用人工将矸石堆积在井中,然后用大抓装罐。

17、每班要专人负责观察井帮稳定情况,必要时进行井圈背板等临时支护。

18、加强通风管理,风机不得随意开、停,要保证迎头有足够的风量。

风机管理要责任到人。

19、特殊工种必须持证上岗,过煤期间放炮员、瓦检员定专人进行操作。

20、放炮期间通风机不能停风,且要有可靠的备用同规格的风机,,风筒吊挂要牢固,过煤期间风筒距作业面距离不得大于5米。

21、揭煤施工期间禁止在井口20米以内使用明火、吸烟、电气焊及用火取暖。

加强入井检查制度,严禁携带点火物品和穿化纤衣服入井。

22、井下的电气设备要实行“三专两闭锁”。

23、放炮时停电撤人的范围:

井上、下工作人员必须撤至距井口50米以外,井上、下20米以内一切电源均由专人负责检查停送电。

24、下井人员一律佩带隔离自救器,矿灯在井下严禁拆卸。

25、整个施工过程中,两台绞车必须保证安全运转,工作面始终保持一个不摘钩的吊桶,待另一个吊桶下至吊盘或工作面,这个吊桶才准起钩发送信号、通讯系统应保持畅通。

26、过煤期间,应指派专人负责收集资料,并完整地做好记录。

27、过煤前完善瓦斯监测断电装置。

在井筒工作面向上5米内设T1探头,在井口向下10-15米处设置T2探头,监控断电开关要实行挂牌管理。

探头安设位置报警点断电点复电点断电范围

T1井底向上≥1%CH4≥1.5%CH4<1.0%CH4井筒内全部非本安

5米内型电源

T2井底向下≥0.8%CH4≥0.8%CH4<0.8%CH4井筒内、井口及

10~15米内上方半径20米范围内全部非本安型电源

28、开启井盖门的绞车必须在井口20米以外,井筒内及井口周围(包括上方20米范围内所有使用的电缆必须为矿用阻燃电缆,所有电器设备必须为防爆电器)。

29、井口及井下的电器设备必须有防雷和防短路保护装置,采取措施防止井下的杂散电流,所有电气设备均要可靠接地。

30、揭煤期间,电工在井筒中检修电气时必须佩带瓦斯便携仪,在瓦斯浓度不超过1%时,方可进行检修。

31、其他未尽事宜按《煤矿安全规程执行》。

中煤第七十一处张北项目部

2004年4月10日

 

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