矿井主井井筒揭22煤施工安全技术措施.docx

1、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9.4m，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、

2、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660.67m671.54m，其中包含-661.47m-661.77m、-666.97m667.72m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

3、、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0.000.03daf，二氧化碳（co2）含量为0.020.07daf。自然瓦斯成分中甲烷（ch4）在0.044.42%，二氧化碳（co2）1.537.88%,氮气（n2）89.8597.89%，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

4、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

5、用直径26mm中空六角钢钻杆，长度4.7m。钻头：选用55mm“十”字合金钻头。炸药：选用煤矿许用t220抗冻型水胶炸药，药卷规格为45500mm。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1

6、0.9m,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：（62+143+213+293+372+692）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

7、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

8、消耗量：（64+146+215+295+374+694）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。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0.40.5m用炮泥封严并捣实，以起到爆破自由面的作用。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

9、验。揭煤期间远距离放炮采用铜脚线15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。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。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。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。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

10、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。装药应采用正向装药结构，严禁采用反向装药。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。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。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。

11、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。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，

12、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20mm螺纹钢筋加工而成，长度为700mm，利用膨胀药卷固定；挂钩采用20mm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

13、q人=4n=450=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/st排除炮烟时间，井筒取30mina同时爆破的炸药量，625.6kgl井巷长度，749.632mk淋水系数，k=0.6s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.

14、36m2；v最低风速，m/s。取v=0.15m/s；计算得q6069.40.15624.24m3/min。按瓦斯涌出量计算：q瓦=100kq=1001.50.57=85.5m3/mink-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1.52。(5)需风量选取根据上述计算可知，q炮qvq人q瓦，故所需风量选取其中最大值q炮=2612.72m3/min。230kw型对旋风机主要技术性能参数：单机风量500740m3/min。根据上述计算，选用4台230kw型对旋式风机采用压入式通风方式向井下供风，配备两趟800mm高强度胶质风筒，即可满足井下需求。2、局扇及其附属

15、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230kw对旋轴流式风机，配备两趟800mm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（1-15.96）377.8m3/min370m3/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