矿井主井井筒揭22煤施工安全技术措施.docx

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矿井主井井筒揭22煤施工安全技术措施

矿井主井井筒揭2-2煤施工安全技术措施

一、工程概况

石拉乌素矿井主井井筒设计净φ9.4m，主井井口设计标高+1338.3m，井筒设计总深度为749.632m，采用全深冻结法施工，冻结深度为760m，采用双层钢筋砼井壁支护。

主井井筒外壁掘砌至-627.1m后施工了12.9m的整体壁座，然后套砌内壁至-8m；套壁工作已于2013年11月14日完成，在完成工序转换后即将开始-640m以下水平的井筒外壁掘砌施工。

根据地质资料显示-660.67m即为2-2煤层的顶板水平，为确保施工安全，根据《石拉乌素煤矿主井井筒过2-1、2-2、3-1、4-1煤揭煤施工设计》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》的有关规定，特编制石拉乌素矿井主井井筒揭2-2煤施工安全技术措施。

本次揭煤范围为距2-2煤顶板法距2m至距2-2煤底板下法距2m位置为止，即主井井筒-658.67m~-673.54m。

二、瓦斯地质概况

1、地质概况

根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》、《石拉乌素井田井筒检查钻孔柱状图》等资料显示2-2煤位于井筒垂深660.67m～671.54m，其中包含-661.47m~-661.77m、-666.97m~667.72m两层分别厚0.3m和0.75m的泥岩夹层，整体厚度为10.87m，2-2煤顶板为粗砂岩为主，底板为泥岩。

因煤层位于冻结段内，因此在打钻探煤施工过程中不需要考虑水的问题。

2、瓦斯地质

根据《石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告》显示3个钻孔中共采集10个瓦斯煤样的测试成果，各煤层甲烷（ch4）含量为0.00～0.03daf，二氧化碳（co2）含量为0.02～0.07daf。

自然瓦斯成分中甲烷（ch4）在0.04～4.42%，二氧化碳（co2）1.53～7.88%,氮气（n2）89.85～97.89%，瓦带分带属二氧化碳—氮气带。

钻孔所测瓦斯含量虽较低，但区内主要可采煤层埋藏深，在井筒揭煤时，须对井下瓦斯进行严密监测，加强通风，以防局部富集，造成事故发生。

煤层自燃等级为ⅱ～ⅰ级，自燃倾向性为自燃～容易自燃。

三、施工方案

当探2-2煤、取下煤样送实验室预测突出危险性等工作全部结束，且预测煤层无突出危险后方准进行揭煤工作。

当井筒工作面掘进至2-2煤层顶板法距2m（-658.67m）位置时，把工作面矸石清理干净，利用伞钻打眼,全断面震动放炮揭露煤层。

如果震动放炮未能按照要求揭穿煤层，出现残爆、拒爆和爆破不成型的现象，在掘进剩余部分时（包括掘进煤层和进入顶底板2m范围内），仍按照震动放炮的要求，进行放炮作业。

揭煤期间，根据冻结壁发展情况，采用打浅眼，放小炮通过该煤层，浅眼深度为2.5m（见爆破图表1），如冻结壁发展到荒径，可根据实际情况，采取深孔爆破，炮眼深度为4.5m（见爆破图表2）。

四、施工方法

1、钻爆器材的选择

①凿岩机：

采用一台xfjd8.12伞型钻架配8台ygz-70型凿岩机。

钻杆：

选用直径26mm中空六角钢钻杆，长度4.7m。

钻头：

选用ф55mm“十”字合金钻头。

②炸药：

选用煤矿许用t220抗冻型水胶炸药，药卷规格为ф45×500mm。

雷管：

选用1-5段铜脚线毫秒延期电雷管。

联线方式：

并联联线方式。

2、爆破参数

（1）每循环爆破进尺2.5m

掏槽眼：

采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深1.5m，圈径为1.7m,眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深2.5m，圈径为4.0m,眼距897mm，布置14个炮眼。

辅助眼：

共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为2.3m,眼间距为942mm；第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼,眼深为2.3m,眼距为931mm；第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼,眼深为2.3m,眼距为925mm。

周边眼：

井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深2.3m,最小抵抗线为1m。

炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。

一阶掏槽眼每眼2卷药卷、二阶掏槽眼每眼3卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼3卷药卷、第三圈辅助眼每眼2卷药卷、周边眼每眼2卷药卷。

每循环炸药消耗量：

（6×2+14×3+21×3+29×3+37×2+69×2）×0.8=332.8kg。

（2）每循环爆破进尺4.0m

掏槽眼：

采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深3m，圈径为1.7m,眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深4.5m，圈径为4.0m,眼距897mm，布置14个炮眼。

辅助眼：

共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m,布置21个炮眼,眼深为4.3m,眼间距为942mm；第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼,眼深为4.3m,眼距为931mm；第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼,眼深为4.3m,眼距为925mm。

周边眼：

井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m,眼距为587mm,共布置69个炮眼,眼深4.3m,最小抵抗线为1m。

炮眼总数为6+14+21+29+37+69=176个。

一阶掏槽眼每眼4卷药卷、二阶掏槽眼每眼6卷药卷、辅助眼第一、第二圈每眼5卷药卷、第三圈辅助眼每眼4卷药卷、周边眼每眼4卷药卷。

每循环炸药消耗量：

（6×4+14×6+21×5+29×5+37×4+69×4）×0.8=625.6kg。

附：

石拉乌素煤矿主井井筒揭2-2煤爆破图表。

3、装药结构

必须采用正向装药结构。

4、远距离放炮安全技术措施

⑴打眼时，岩、煤炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工，并根据围岩和见煤情况适时适当调整。

⑵探测孔不得作为炮眼使用，放炮前所有不装药的眼孔要用黄泥、黄砂等不燃性材料填堵实，中心排放孔可用水炮泥封堵，孔口留0.4～0.5m用炮泥封严并捣实，以起到爆破自由面的作用。

⑶不得使用过期或变质的炸药。

一次放炮使用的电雷管，一定是同厂、同期生产的电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定，退库存放再次使用前必须做二次导通试验。

⑷揭煤期间远距离放炮采用铜脚线1～5段毫秒延期电雷管，电雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。

⑸井下一切电源由施工单位参加揭煤的专职电工负责检查、停电，并由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，在得到调度室的同意后方可进行装药工作。

⑹要严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度，只有检测工作面及20m范围内瓦斯浓度小于1%时，才能装药放炮。

⑺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，才能与母线接线。

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。

⑻雷管和母线联线前必须处于短路状态。

使用地面380v电源起爆，在炸药、雷管下井前由放炮员检查起爆电源是否锁好，锁好后钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将起爆电源锁头打开送电。

⑼装药应采用正向装药结构，严禁采用反向装药。

⑽放炮前将井筒施工设备都保护好，吊盘提至距工作面30m以上，负责清点人数，把所有井盖门打开，井口房及翻矸平台上人员全部撤出井口棚外50m位置后，在井口四角至少安设四人警戒。

将井口20m以内一切电源由专人负责检查、停电。

⑾放炮员最后升井。

由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，负责警戒和停电的负责人也要向调度室汇报，放炮员只有接到现场指挥的放炮命令后，方可放炮。

⑿放炮员接到放炮命令后，先发出放炮警号，至少再等5s，方可起爆。

爆破后，须立即将起爆电源断开。

⒀放炮30分钟后，救护队员由井口20m以外逐步向井口检查瓦斯情况，直到井口井盖门，当井口井盖门瓦斯含量不超过1.0%，瓦斯自动检测报警系统检测井下瓦斯浓度小于1.0%时，由揭煤领导小组安排救护队配齐用具下井检查，确认无危险，井筒内瓦斯浓度均小于1.0%，救护队队员上井后，瓦检员、放炮员再次进入迎头检查后，由揭煤小组值班领导向调度室汇报现场情况并请求恢复送电，只有接到调度室的恢复送电命令后方可恢复送电，最后施工人员入井施工。

⒁瞎炮、残炮处理，要严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。

五、过煤段支护

自距2-2煤层顶板法距2m起至进入2-2煤层底板下法距2m位置止为过煤段支护范围，揭煤范围长度为14.87m，又由于煤、岩层倾角较小，故该段采用架设20#槽钢井圈背木板与现浇砼联合支护。

20#槽钢井圈直径13m，间距中-中为600mm，采用6根托钩固定20#槽钢井圈，圈与圈之间采用6根挂钩连接；背板为长1200mm×宽300mm×厚50mm的木板；托钩采用φ20mm螺纹钢筋加工而成，长度为700mm，利用膨胀药卷固定；挂钩采用φ20mm螺纹钢筋加工；现浇砼强度等级c40，壁厚400mm。

过煤段支护形式根据井筒实际揭露围岩情况确定，如果围岩破碎，采用以上支护形式；若井帮围岩较稳定，则采用现浇砼支护。

六、安全技术措施

（一）、通风、瓦斯及防尘安全技术措施

1、局部通风管理

需风量计算

（1）按工作面最多人数计算需风量q人

q人=4n=4×50=200m3/min

式中:

n——工作面最多人数，取n=50人。

（2）按排除炮烟计算需风量q炮

q炮=×（a（sl）2k）1/3=2612.72m3/min

式中:

q炮——爆破后工作面所需风量，m3/s

t——排除炮烟时间，井筒取30min

a——同时爆破的炸药量，625.6kg

l——井巷长度，749.632m

k——淋水系数，k=0.6

s——井筒净断面面积，69.36m2

（3）按井筒最低风速计算需风量qv

根据《煤矿安全规程》有关规定，并结合立井施工揭穿煤层的具体情况，立井掘进的最低风速取0.15m/s，并按下式计算需风量qv：

qv=60sv

式中：

qv—掘进工作面需风量，m3/min；

s—工作面净断面面积，m2；取s=69.36m2；

v—最低风速，m/s。

取v=0.15m/s；

计算得q＝60×69.4×0.15＝624.24m3/min。

⑷按瓦斯涌出量计算：

q瓦=100kq=100×1.5×0.57=85.5m3/min

k--井筒掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；

q--井筒掘进工作面通风系数，一般取1.5~2。

（5）需风量选取

根据上述计算可知，q炮＞qv＞q人＞q瓦，故所需风量选取其中最大值q炮=2612.72m3/min。

2×30kw型对旋风机主要技术性能参数：

单机风量500～740m3/min。

根据上述计算，选用4台2×30kw型对旋式风机采用压入式通风方式向井下供风，配备两趟ф800mm高强度胶质风筒，即可满足井下需求。

2、局扇及其附属设备的选取与管理

（1）采用压入式通风,局扇安装在地面。

选择2×30kw对旋轴流式风机，配备两趟ф800mm高强胶质风筒通风，取井筒百米漏风率为1％，迎头供风量可达460×（1-1％×5.96）＝377.8m3/min＞370m3/min，能够满足通风要求。

（2）四台同等力局扇（两台使用、两台备用）必须保证两台正常运转。

局扇必须实现自动切换，局扇等电气设备管理责任到人,配备司机（值班电工专职管理）并挂牌，不得随意停开。

（3）风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节。

揭煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。

（4）局扇供电必须做到“三专两闭锁”。

（5）工作面因停电或其它原因造成停风时，必须及时撤出人员，切断电源。

恢复通风前，必须经测气员检查瓦斯，只有在停风区域内瓦斯浓度不超过1%时，且局扇及其开关处瓦斯浓度不大于0.5%时，才能人工开启局扇。

3、瓦斯管理

（1）要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理，严格执行操作规程和岗位责任制，严禁违反《煤矿安全规程》。

（2）当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并查明原因及时采取措施。

（3）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源