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煤矿风井揭煤施工安全技术措施

2024-07-15 阅读 4038

第一章?工程概况一、编制依据1、《煤矿安全规程》(最新版)、《煤矿建设安全规范》及《中华人民共和国安全生产行业标准AQ1083-2011》。2、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)。3、《孙疃南风井井筒冻结段外壁掘砌作业规程》《孙疃南风井井筒施工组织设计》以及本单位现有设备和职工实际操作技术水平。二、工程名称工程名称:孙疃南风井井筒掘砌工程。三、工程及地质概况南风井井筒设计全深532.5m,荒断面直径Φ9.006m,净直径为Φ6.5m,表土段设计采用冻结法施工,冻结支护深度265m(包括内外壁整体浇注段8m)。南风井井筒基岩段主要技术特征如下:1、井筒井口绝对标高为+27.5m;2、井筒净直径6.5m,井筒净断面33.1m2;3、井口设计坐标:纬距*=3712463.0m,经距Y=.0m。第二节南风井井筒所揭煤层基本情况根据淮北矿业集团勘探工程有限公司所绘制的孙疃煤矿南风井井检孔井筒地质剖面图(图1-1),可知揭露厚度大于0.30m的煤层共计9层,确定为51、71、72、82、83、10煤及无名煤(11煤在南风井绕道掘进期间已经揭露,故本设计不考虑)。南风井井筒掘进至埋深260.65m时将揭穿无名煤(组),分别为无名煤1、无名煤2、无名煤3,夹矸共计厚度为33.5m;掘进至埋深350.67m时将揭穿51煤;掘进至埋深395.4m时将揭穿7煤(组)分别为71、72煤,掘进至埋深439.69m时将揭穿8煤(组)分别为82、83煤,掘进至埋深507.58m时将揭穿10煤,具体所揭煤情况见表1-1。表1-1南风井揭煤情况表井筒井深当前煤层煤厚埋深备注名称情况名称(m)(m)南风井设计井筒深度532.5m目前已施工了200m煤10.35260.65煤20.35275.15煤30.35293.8510.83350.67710.4395.4721.04397.79822.42439.69830.74445.27100.45507.58

图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图(1)

图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图(2)

图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图(2)

图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图(3)第三节煤层瓦斯赋存情况1、51煤层51煤层位于下石盒子组中部,上距上石盒子组底部K3砂岩约115m。煤厚0~2.02m,平均0.97m,可采区煤厚一般0.8~1.3m之间。煤层结构简单,以单一煤层为主,局部夹一层夹矸,单孔夹矸厚度0.05~0.28m,夹矸为炭质泥岩和泥岩。赋存不稳定的薄煤层。煤层顶板以泥岩为主,底板为泥岩为主。83采区地质钻孔资料29-7号孔51煤瓦斯含量3.87m3/t。2、72煤层72煤层赋存于下石盒子组下部,下距82煤层32m左右。距铝质泥岩平均55m。煤层厚度0~3.36m,平均1.45m,该煤层一般不含夹矸,含两层或两层以上夹矸见煤点5个,结构较简单;单孔夹矸厚度0.10~0.99m,平均0.28m,夹矸岩性为泥岩或炭质泥岩,个别点为粉砂岩。属赋存较稳定的中厚煤层。83采区地质钻孔资料29-7号孔51煤瓦斯含量3.87m3/t。3、82煤层赋存于下石盒子组下部,下距标志层铝质泥岩14-43m,平均23m左右。煤层厚度0~4.53m,平均1.79m,可采区一般煤厚0.9~2.5m之间。该煤层小部分见煤点含一层夹矸,少量含两层或三层夹矸,单孔夹矸厚度0.09~0.69m,平均0.34m。结构较简单。属赋存稳定的中厚煤层。4、10煤层赋存于山西组中部,上距铝质泥岩约54m,下距太原组一灰顶界面约61m左右。煤层厚度0~5.38m,平均2.58m;该煤层一般不含夹矸,小部分含一层夹矸,单孔夹矸厚度0.19~0.53m,平均0.22m。结构简单,赋存属于较稳定的中厚煤层。5、83采区瓦斯测定成果表煤层孔号采样深度瓦斯含量(m3/t)5129-7400.833.877229-7469.004.4930-31-3361.091.338229-7504.883.5229-5310.022.2626-11534.452.4630-31-3408.873.131029-7570.253.6629-5397.543.4130-31-3483.74083采区开拓期间所做参数测定:煤层采样地点采样深度瓦斯压力瓦斯含量(m3/t)8283轨道上山-4203.8583轨道上山-4203.2483轨道上山-4520.33.4683轨道上山-4520.233.3110南风井绕道-527.60.122.75南风井绕道2.046、突出危险性预测根据上述参数测定成果可知,83采区煤层已知瓦斯含量均未超过突出危险临界值。南风井座落在83采区内部,根据《淮北矿业股份有限公司孙疃煤矿83采区煤与瓦斯突出危险性评估报告》结论可知83采区72、82煤层-545m以浅为无突出危险性煤层。第二章?施工方法一、施工方法采用SJZ-6.7型伞型钻架,配8台YGZ-70型独立回转凿岩机选用B25中空六角钻杆,Φ55mm球齿形合金钢钻头打眼,普通光面爆破法(执行远距离放炮)。采用短掘短砌支护,一掘一砌,掘进-临时支护-掘进-砌壁。采用中心回转抓岩机将矸石抓进吊桶,然后提至地面翻矸台,利用汽车排出。当掘砌至揭煤段时,必须将煤运到矿指定地点,严禁将煤运出矿外。二、工艺流程出矸净底、安全检查→钻眼爆破、安全检查、验炮→出矸→锚网支护→出矸找平→立模找线→砼浇筑。三、爆破图表及说明书1、爆破器材选型①、雷管:雷管采用毫秒延期电雷管,电雷管脚线长度6m,电雷管使用380V动力电起爆。②、炸药:炸药采用PT470水胶炸药,规格Φ35×300mm,在冻结段尽量减少炸药的使用量,以提高炸药的使用效果。、放炮母线:采用专用固定放炮母线。四、远距离放炮1、揭煤程序(1)当掘砌至标高-260.65m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(2)当掘砌至标高-275m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(3)当掘砌至标高-294m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(4)当掘砌至标高-351m(5-1煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(5)当掘砌至标高-395m(7-1煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(6)当掘砌至标高-398.83m(7-2煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(7)当掘砌至标高-442.11m(8-2煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(8)当掘砌至标高-446.01m(8-3煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(9)当掘砌至标高-508.03m(10煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(10)当掘砌至标高-528m(11煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)(5)当掘砌至标高-529.41(11煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置,若区域验证为无突出危险性后,在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测,煤层位置确认后,方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工;当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置,必须执行工作面循环预测,并实施以远距离放炮为主的安全防护措施,指标超标采取局部防突补充措施,直至有效,方可进行远距离放炮。(附:探孔布置图)2、远距离放炮执行范围施工远距离放炮范围为距标高-260.65m煤层顶板最小法距2m位置开始,至穿过煤层底板最小法距2m位置为止。3、放炮站位置放炮位置在风井井口20m范围外。4、警戒位置井口向外20m处分4个方向设置警戒点。5、撤人范围井口20m范围及井筒内所有作业人员。6、断电范围井筒内及井口20m范围内所有非本质安全型电气设备(包括电缆)电源。7、远距离放炮要求(1)、远距离放炮前,施工单位负责将撤人范围内的所有人员撤至警戒线以外,并在各警戒地点设置专人警戒,并且严禁在远距离放炮时人员严禁进入警戒范围内;施工单位负责切断井筒内及井口20m范围内所有非本质安全型电气设备(包括电缆)的电源。放炮员、瓦斯检查员、施工单位班长、停送电电工和撤人、警戒人员完成放炮前各自的准备工作后,汇报矿调度,矿调度接到汇报一切工作准备就绪后方可同意放炮。(2)、远距离放炮后,放炮员立即汇报调度和地面监控机房,地面监控人员随时观察井筒内的瓦斯变化情况,发现异常立即汇报调度室,调度所接到汇报后,首先通知揭煤带班领导。放炮30min后无瓦斯异常时,由揭煤领导小组成员及验炮人员进入工作面检查、并验炮,确认一切正常后,揭煤带班领导通知调度室,并安排现场人员撤除警戒、恢复送电等工作。?(3)、揭煤期间,严禁使用中心回转抓岩机和电动挖掘机直接抓实体煤(矸)。(4)、远距离放炮期间,地测部门准确掌握掘进工作面的煤层赋存情况。(5)、揭煤期间采用全断面一次打眼、一次装药、一次放炮,严禁一次打眼分次装药放炮,装药放炮不得与其它工作平行作业。(6)、在本井筒揭煤时安设专职放炮员,并熟练掌握煤与瓦斯突出预兆及本措施各项要求,严格按《煤矿安全规程》规定执行远距离放炮,通风队负责安排专人监管揭煤放炮全过程。(7)、设置警戒时,由警戒人对警戒范围外进行巡视,巡视人员必须由班组长以上人员担任。(8)、施工人员必须进行防突知识培训,具体由项目部相关专业人员授课。第三章井筒断面及支护方式井筒冻结基岩段掘进断面为63.67㎡、基岩段掘进断面为42.987㎡。若井帮围岩稳定,直接出矸,找平迎头工作面,采用MJY-3.7型整体液压金属模板,进行砼井壁浇筑。若井帮围岩或煤体不稳定或较破碎时,必须采用锚网进行临时支护。一、断面规格及支护参数井筒冻结基岩段掘进断面为63.67㎡,净断面为33.17㎡。壁厚为1250mm双层钢筋混凝土,砼标号C50,配合比:水:水泥:砂:碎石:外加剂(JQ-HPC60)=0.37:1:1.42:2.31:0.13。井筒基岩段掘进断面为42.987㎡,净断面为33.17㎡。壁厚为450mm素砼,砼标号C45。二、永久支护要求1、严格执行《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2010)等相关标准或规范控制施工质量,保证工程质量全部达到优良品。2、砼试块每模都必须做一组,每三组送检一组,定期抽查送检;砼振捣时划分责任区域,明确责任人并留名;每模中心线校中一次,保证井壁垂直度,责任人为当班技术员。3、每模施工过程中,出矸高度1.5m左右时必须进行大模板仞角处接茬凿毛,将矸石清理干净。4、井壁接茬缝质量,特别是过煤层段及含水层段井壁接茬缝质量。每一模砼浇筑到最后时,间隔关闭合茬板进行振捣,且必须振捣密实,合茬板必须合茬到位,接茬缝不得大于30mm,模与模之间及合茬板处错茬不得大于10mm。5、井筒掘进半径为4578mm,井筒十字中心线至任一帮距离偏差0~150mm;净半径为3250mm,井筒十字中心线至任一帮距离偏差0~30mm,壁厚为1250mm;局部壁厚允许偏差±50mm;砼井壁不得有蜂窝、孔洞、裂纹等质量问题,且井壁壁后必须充填密实。6、井壁砼在模板内养护时间不得低于10小时。7、若煤体松软或破碎时,可采取增加井壁砼厚度或其他加固措施。第四章安全技术措施一、过煤层安全技术措施(一)、防治水措施1、在过煤层期间,提前预备水泵,保证工作面排水系统畅通。2、工作面涌水量大时要预备大功率排水泵。同时要加强排水设备日常维护,确保排水管路畅通,排水设备完好,要经常清理水坑内的淤泥杂物,保证水泵进水口畅通。3、过煤层期间,工作面现场作业人员要密切注意工作面水文情况,当工作面发现有出水预兆时,如煤壁挂汗、空气变冷、出现水雾、水叫、淋水增大等,要及时向矿调度汇报,作业人员撤离、避灾。(二)、一通三防管理措施1、过煤层期间,必须重点加强工作面及刃脚处瓦斯、一氧化碳的检测工作。发现异常及时汇报矿调度。2、过煤层期间,必须加强工作面的防突管理工作,严格执行防突管理各项规定。3、完善工作面防尘喷洒水系统,坚持正常使用。(三)、井帮管理措施1、每次接班后、打眼前、装药前、放炮后及支护前都必须严格执行敲帮制度,找尽井帮危岩、活矸。2、井筒正常掘进找帮严格执行以下顺序和要求(1)、找帮工作应在班、队长监护下,由具备一定经验的人员担任。(2)、找帮人员要站在安全地点(严禁正对浮矸),从岩性完好处开始,由顺时针或逆时针依次找尽危岩、活矸。(3)、找帮时,一人找一人观察井帮和退路。观察人员应站在找帮人的侧后面,时刻注意井帮的安全状况,观察到危险或异常时,要立即告知找帮人撤到安全地点。(4)、找帮工具用6分钢管前端焊有φ20mm圆钢制成的尖枪头,长度不小于2.5m。找帮时,应防止煤或矸顺矸而下伤人。(5)、找帮人员在找危岩、活矸时,找帮范围内严禁有其它人员进入或工作。找帮工作结束后,其它人员方可进入工作面进行工作。3、每次进入工作面前,跟班队长或班长必须对工作面安全情况进行一次全面的检查,确认无危险后,方可让其他工作人员进行工作。4、施工过程中如发生片帮、抽帮及垮塌等情况,应暂时停止工作,待井帮稳定后方可派有经验的人员进行处理。处理前,先备齐材料、清理好退路、检查片帮或抽帮处的瓦斯浓度,确认安全后方可进行护帮作业。(五)、临时支护措施1、如井筒若井帮围岩稳定,直接出矸,找平迎头工作面,采用MJY-3.7/2.4型整体液压金属模板,进行砼井壁浇筑。2、若井帮围岩或煤体不稳定或较破碎时,必须采用锚网进行临时支护。锚杆规格Φ22×2200mm,间排距1000×1000mm,网片采用金属网Φ6×1000×1000mm,网格为100×100mm,网片压茬200mm,用22#铁丝将压茬绑扎牢固。每根锚杆用2卷Z2360锚固剂并搅拌均匀,网片必须密贴岩面,锚杆外漏长度为15~50mm。3、风锤使用注意事项:①、开眼时,必须使钎头落在实岩上,如有浮矸应处理后再开眼。②、开眼时给风阀门不要突然开大,待钻进一段后再开大风门。③、为避免断钎伤人,推进凿岩机不要用力太猛,更不要横向用力,凿眼时钻工应站稳扶正,钻进时提防突然断钎。④、风钻风水管应接牢并在使用过程中随时检查,以防脱落伤人。⑤、工作面出现停水、停风、有突水预兆或有害气体超过规定时,必须停止钻眼,采取措施,进行处理。⑥、严禁骑风锤打眼或打眼时双手离开操作手柄。⑦、风、水管与风锤连接处必须使用14#铁丝进行二次保护。二、放炮及火工品管理安全技术措施1、放炮员必须由经专门培训并考试合格的专职人员担任,持证上岗,并严格按“十不装”和“十不放”制度执行。2、严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度。装药前、放炮前及放炮后应由测气员检查爆破地点及其附近20米内瓦斯浓度,瓦斯浓度达到0.3%时,不得进行爆破作业。3、放炮员必须根据生产计划批领雷管、炸药。运送、携带过程中要用专用药包分开装运,避免冲撞和挤压,严禁乱扔乱放。4、做炮头时,电雷管只许由药卷的顶部装入,不得用电雷管代替竹、木签扎眼.电雷管必须全部插入药卷内,严禁将电雷管斜插或捆挷在药卷的中部。同时,做炮头应在工广炮头房内进行。5、放炮电缆不得与任何导电体接触,且不得有明接头、破皮等现象,接头不得超过两个,且必须用绝缘胶布包裹好。6、严格执行一次打眼,一次装药,一次爆破。7、所有炮眼必须完好,并进行扫眼,变形的炮眼严禁装药。8、装药前迎头有积水时必须将积水排尽后方可装药。装药时,先用掏勺或压缩空气清除炮眼内的煤岩粉,然后用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,炮眼内的药卷必须彼此密接。装药工作由爆破助手持证协助放炮员进行,其他人员严禁从事装药作业。严禁反向装药。9、装药前必须切断迎头动力电源,放炮前必须切断井筒内全部非本质安全型设备电源,并由放炮员向矿调度汇报。装药开始时,闲杂人员撤至井口20米范围以外并设置警戒(“人、牌、网”三警戒)。10、装药后,必须把电雷管脚线悬空、电雷管脚线严禁与电气设备或导体相接触。放炮母线与雷管脚线联接,两接头要错开不小于200mm距离,以防放炮产生明火。11、脚线的连接由放炮员和经过培训的班队长共同进行连线,母线与脚线的连接由放炮员一人连接。放炮前后,放炮母线必须扭结成短路,放炮器钥匙必须由放炮员随身携带。严禁用其它物品代替放炮钥匙。12、爆破前必须加强对机电设备、电缆、瓦斯监测仪等的保护或将其移至安全地点。13、每次放炮前必须由当班班长带领专人设置警戒,禁止行人进入放炮警戒区域内,警戒人到位并将警戒范围内所有人员撤出后,由班队长回到放炮地点汇报确认后方可放炮。放炮完毕由班组长负责安排专人撤除警戒人。否则,任何人不得随意下达放炮命令放炮和自行解除警戒。警戒处必须按规定实行“人、牌、网”三警戒。14、每次放炮前,班队长必须要向调度站汇报,各警戒点距离情况及警戒人员名单。15、每次放炮前,放炮员最后离开放炮地点,且撤出井筒内及井口20m范围内所有人员至警戒线以外。16、如遇放炮不响,放炮员必须摘掉放炮钥匙,并将放炮母线从电源上摘下,扭结成短路,并至少等30分钟后,方可进入井筒内查找原因。17、放炮后至少等30分钟,经测气员、班长、放炮员、安监员到迎头验炮检查瓦斯、通风、井帮等情况,无异常情况,施工人员方可进入迎头。施工人员进入作业地点,将风筒接好后,洒水防尘,及时找净井帮浮矸危岩后方可进行其它工作。18、放炮员、班长进入迎头必须随身携带便携式甲烷检测仪,沿途检查瓦斯情况。19、处理拒爆、残爆必须在爆破工和班组长的指导下进行,必须遵守下列规定:(1)、由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。(2)、在距拒爆炮眼0.3米以外另行打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。(3)、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或拉出电雷管,严禁用打眼的方法往外掏药,严禁用压风吹拒爆炮眼。(4)、处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须仔细检查炸落的矸石,收集未爆的电雷管。(5)、在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。(6)、当班处理不完需交下一班的,应由当班放炮员在现场向下一班放炮员交接清楚。20、严禁放明炮、糊炮和明电放炮。使用毫秒延期电雷管时,最后一段延期时间不得超过130毫秒。21、验炮管理措施(1)、放炮前1)、所有炮眼必须完好,变形的炮眼严禁装药。2)、装药前必须将炮眼内的煤、岩粉清除干净,保证眼内不留残渣。3)、彩带必须装在眼底的药卷上。4)、严禁在残眼等其它孔眼中施工炮眼。5)、装药时要求炸药紧密接触,不要留有空隙。6)、雷管必须使用同一型号,同一批次。7)、加强对炸药的检查和保管,不使用超期、硬化、变质等质量不好的炸药。(2)、放炮后1)、炮后验炮,施工单位班队长必须配合放炮员进行验炮,炮后及出矸净底两次验炮,净底时必须对所有残眼进行仔细验炮,要见到眼底。残眼内有残药时必须立即处理干净,否则严禁进行下一步工序。2)、如果发现残眼内有残药,残药用手能够拿出时用手拿出,手够不到时采用低压水流冲出残药,水流由小到大冲刷孔底,不得用压风吹。3)、炮后放炮员进入迎头验炮时,必须将迎头的残药、未爆电雷管、彩带清理完毕,然后方可允许其他人员进入迎头。4)、严禁套打残眼,放炮前所有不用的孔洞和残眼必须充填实。5)、因岩性变化,造成放炮后残眼深度超过0.6m的,施工单位必须及时分析原因,调整爆破参数,减小残眼深度。三、通讯及信号系统管理1、施工迎头、放炮地点必须各安设一部电话,并保持与调度室联系。2、提升信号必须齐全、灵敏、可靠。3、施工单位必须每日对所有信号进行检修,并加强管理,确保通讯线路安全畅通。4、揭煤期间,井下设本质安全型矿用电话机,井下通过电话同绞车房、调度室进行联系。吊盘到工作面用气喇叭进行传递信号。四、供电系统管理1、供电管理(1)、南风井井筒揭煤施工期间,电气设备主要有对旋风机、井筒内照明信号、主副提信号、井口照明、井口调度绞车、电动葫芦、钻机、搅拌系统设备(提料机、配料机、搅拌机、给水泵、水泥输送机)等。为满足井下风量要求使用两台台FBD-NO9.6型2×30kw对旋式风机供井下通风,正常使用时,一台风机作为主局,另一台作为备局。风机供电满足“双三专”供电方式以及风机自动切换要求。揭煤期间井筒内工作面及吊盘有照明及信号、揭煤用钻机,井下照明及信号各采用1台KJT*-S*-1、Dd250/127型2台型照明信号综合保护装置供电。井口20米范围内有两台调度绞车、电动葫芦、井口照明、主副提信号、搅拌系统;调度绞车、电动葫芦、井口照明、主副提信号、取自地面临时变电所。风电瓦斯电闭锁开关为QBZ1-4*120、KBZ9-400,位于20米以外,其断电范围为:井筒内及井口20米范围内所有电气设备。对旋风机以及自动切换开关控制设备、用于井盖门和翻矸台的电机及开关均分别距井口20米以外。为保证井筒内及井上人员联系及时与畅通,确保施工人员安全,方法一:正常掘砌施工中,采用吊盘工作面和井口信号房通过信号打点控制绞车提升、本安型电话作为通讯工具;方法二:在揭煤期间入井采用对讲机联系,可以保证揭煤放炮后第一桶人员入井时,遇到炮烟浓度大熏人等突发情况可以及时联系。方法三、在出现瓦斯异常造成井筒及井口20米范围内设备断电情况时,采用备用本质安全型信号打点至井口信号房,控制绞车提升,同时在20米范围外的集控室增加一套备用井盖门开启装置,控制井盖门开启。方法四、在吊盘位置安装了一部程控拨号电话可以直接通往绞车房,控制绞车提升。解决人员紧急撤离的问题。(2)、防爆设备管理。井下、井口20米范围内使用防爆电器,并在使用前应由具备资质的电气设备防爆检查员检查其安全性能,取得合格证后方可投入使用。使用中的防爆电气的防爆性能每天检查一次,确保防爆性能良好,揭煤期间必须设专人负责检查、维修和调试,并留有记录和数据;严禁使用性能失爆的电气设备。加强入井矿灯防爆检查工作。(3)、确保保护灵敏可靠。漏电保护试验必须每天一次,并作好记录,由专人管理。局扇必须安排持有局扇司机以及井下电钳工双证的专人看管。揭煤前做一次远端漏电试验,揭煤期间严禁做此试验。揭煤期间,风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇切换开关自动切换必须每天试验一次,确保灵活可靠,并留有记录。井下及井口照明信号选择照明信号综合保护装置供电。揭煤期间,每天必须对照明综保进行实验,确保其完好,并记录。(4)、强化电器设备检修,揭煤所使用的电器设备必须台台完好,供电线路绝缘良好,各种电气保护灵敏可靠。井下不得带电检修、搬迁电气设备,包括电缆和电线,非专职或值班电气人员,不得擅自操作电气设备.(5)、井筒内钢丝绳悬吊电缆必须每6米卡一道电缆卡子,吊盘上及井口电缆悬挂整洁,开关及各电气设备摆放整齐,确保清洁卫生。(6)、严格停送电制度:检修或搬迁电器设备、电缆前,必须切断电源,检查瓦斯,在其风筒风流中瓦斯浓度低于0.8%时,在用与电源电压相适应的验电笔检验;检验无电后,方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁并悬挂停电牌。(7)、安排专职电工负责揭煤期间停、送电。2、停送电操作(1)、严格执行停送电制度。(2)、放炮前,接到调度停电通知后,由专职电工操作馈电开关、漏电开关,切断井口20米范围内及井筒内所有电源。(3)、停电后,闭锁,挂停电牌,设专人看护。(4)、放炮后,确认可以送电时,由专职电工摘牌操作,送开关,操作完毕。3、安全措施:(1)、井筒施工揭煤期间,必须每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换功能试验一次。(2)、揭煤放炮前,所有停送电工作人员必须由跟班人员统一指挥,不得擅自操作。(3)、停送电工作人员在接到通知后,严格执行停、送电管理规定,停电后,进行验电、放电,停电开关要闭锁、挂停电牌,并派专人看守。(4)、跟班人员在接到现场操作电工汇报停电情况后,并现场确认停电工作完毕后,向调度汇报,现场调度认可后方可安排放炮。(5)、验炮合格,待警戒解除后,恢复馈电开关、迎头供电。(6)、井筒内使用的电气设备,做到开关上架,严禁失保失爆。(7)、井筒内供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”,局扇供电必须实行“三专两闭锁”。(8)、严格停送电制度,杜绝无计划停电,减少停电事故。井下检查、维修、搬迁电气设备,严禁带电作业;检修或搬运前切断电源,并用同电源电压相适应的验电笔验电,开关打到停止位置并加闭锁、悬挂“有人工作,严禁送电”的停电牌。(9)、任何人员不得在井下私自拆卸矿灯。各类司机和机电人员持证上岗。(10)、所有电气设备实行“三大保护”。(11)、所有井筒内电缆必须有“MA”标志的阻燃矿用电缆。(12)、所有动力电缆、信号电缆的允许截流量与供电负荷匹配。(13)、开关中的继电器应进行短路和过载电流整定。(14)、所有电气设备都应具备三证。第五章“一通三防”、瓦斯监控管理及避灾路线一、通风管理1、通风系统:两台台FBD-NO9.6型2×30kw对旋式风机供井下通风,一路Φ800mm胶质风筒加强通风、降温,局扇供电实行双电源双局扇,自动切换。风筒距迎头距离不大于5米。新鲜风流→地面、局扇→南风井井筒内风筒→迎头。回风路线:乏风流→迎头→南风井井筒→地面。附通风系统图。2、局部通风设计1)井筒工作面所需风量计算A、按井筒工作面同时工作最多人数计算Qi=4ni=4×40=160m3/min式中?Qi——井筒工作面所需风量?m3/sni——井筒工作面最多人数,取40人B、按井筒工作面爆破排除炮烟计算式中Q——井筒工作面所需风量?m3/st——炮后排烟时间取30minA——最大装药量?取234kg(按最大掘进断面)K——淋水系数?取0.3S——井巷通风断面?取33.2m2L——稀释炮烟长度?取250mP——风筒进出风量比取1.25Q=7.8/30×(234×33.22×2502×0.3/1.252)1/3=333.9m3/min?C、按风速计算a、井筒岩石段施工,井筒最低风速取0.15m/s井筒最高风速取4m/sQ最高=4×S×60=4×33.2×60=6782m3/minQ最低=0.15×S×60=0.15×33.2×60=254.34m3/minb、井筒揭过煤段施工,井筒最低风速取0.25m/s?井筒最高风速取4m/sQ最高=4×S×60=4×33.2×60=6782m3/minQ最低=0.25×S×60=0.25×33.2×60=423m3/min根据以上计算该井筒施工时,基岩段井筒工作面需最低风量为333.9m3/min,揭过煤期间井筒工作面需最低风量为423m3/min。2)局扇工作风压计算A、风筒风阻计算风井井筒深度为532.5m,考虑到风机至井口及拐弯,风筒全长按550m计算,采用φ800mm胶质风筒,每节风筒长为10m。?a、风筒摩擦风阻式中Rm——摩擦风阻?Pa·s2/m6α——胶质风筒的摩擦阻力系数取0.0029d——风筒直径取0.8mL——风筒总长?取800mRm=6.5×0.0029×550/0.85=46N.S2/m8?b、弯头风阻Rw=ζb×ρ/2S2式中?ζb——转弯阻力系数?取1.25ρ——空气密度?取1.2Kg/m3S——风筒断面积?取0.5m2R弯=1.25×1.2÷2÷0.82=1.17N.S2/m8?c、风筒的总风阻?R=Rm+Rw?R=46+1.17=47.17N.S2/m8d、胶质风筒的风量比P=(1+KDL(R/g)1/2÷3÷l)2式中P——胶质风筒的风量比K——胶质风筒单位接头漏风系数取0.005(罗圈反边连接)D——风筒直径取0.8mL——风筒总长取550mR——总风阻取47.17N.S2/m8g——取9.8l——每节风筒长度取10m?P=(1+0.005×0.8×550×(47.17/9.81)1/2÷3÷10)2=1.34a、井筒基岩段施工井筒工作面所需风量Qh为245m3/min即4.08m3/s局扇吸入风量Qa=P×Qh=1.34×4.08=5.5m3/s局扇全压Ht=R/P×Qa2+ρ×Qh2/2S2式中Ht——局扇全压R——总风阻取47.17N.S2/m8P——胶质风筒的风量比取1.34Qh——井筒工作面所需风量取4.08m3/sρ——空气密度?取1.2Kg/m3Qa——局扇吸入风量取5.5m3/sS——风筒出风口断面积取0.5m2Ht=47.17/1.34×5.52+1.2×4.082÷2÷0.52=1104Pab、井筒揭过煤段施工井筒工作面所需风量Qh为423m3/min即7.05m3/s局扇吸入风量Qa=P×Qh=1.34×7.05=9.5m3/s局扇全压Ht=R/P×Qa2+ρ×Qh2/2S2式中Ht——局扇全压R——总风阻取47.17N.S2/m8P——胶质风筒的风量比取1.34Qh——井筒工作面所需风量取7.05m3/sρ——空气密度?取1.2Kg/m3Qa——局扇吸入风量取10.2m3/sS——风筒出风口断面积取0.5m2Ht=47.17/1.34×9.52+1.2×7.052÷2÷0.52=3296Pa3)局扇的选型通过以上计算可选用FBD-Ⅱ-NO9.6型对旋风机压入式通风,其主要技术特征为:风量680~1325m3/min,风压500~3200Pa功率2×30KW。岩石段施工工作面需最低风量为333.9m3/min,揭煤期间工作面需最低风量为423m3/min,一路直径0.8m风筒压入式通风,可满足施工需要。二、通风管理安全技术措施1、两台局扇(一台使用、一台备用)必须保证一台正常运转,另一台要处于热备状态。局扇、开关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。2、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。3、局扇供电必须做“三专两闭锁”。4、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。5、局扇必须采用三专供电,每天必须有专人检查1次;每班试运行备用局扇1次,并将试验情况详细填写在牌板上,保证局扇可靠运转。6、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到迎头的距离不大于5米。7、局扇的设备齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫(不漏风);局扇必须装有消音器(低噪音局扇和除尘风机除外),并设专人维护、保养,确保局扇正常运转。8、风筒接头严密(手距接头处0.1米处感到不漏风),无破口(末端20米除外)。无反接头,软质风筒要反压边。破损的风筒及时修补或更换,无跑漏风、无用铁丝穿扎风筒等现象,以保证工作面的风量符合要求。9、风筒吊挂垂直,风筒实行编号管理。10、局扇每次启动时,应先点动数次后再正常开启,确保局扇风压逐渐加大。11、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。12、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,使用2台局扇供风的,2台局扇都必须同时实现风电闭锁。保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应停止工作,排除故障;待故障被排除后,恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。13、每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备查。14、风筒末端最后一节风筒必须使用防炮崩风筒。三、瓦斯管理认真贯彻执行“安全第一,预防为主”的安全生产方针,认真做好矿井“一通三防”工作,杜绝瓦斯等重大事故的发生。1、要加强工作面瓦斯检查和通风的管理,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、瓦斯检查严格执行瓦斯监控系统和人工检查结合的检查方式,确保24小时连续监测。

3、瓦检员每班应对井筒内瓦斯的数据进行检查校对,并将检查校对结果报调度室,发现问题或隐患必须及时汇报。

4、瓦检员要认真执行瓦斯检查的各项制度,严禁空班、漏检、假检,出现空班、漏检、假检按相关文件进行处罚。

5、瓦斯检查员必须严格按照《煤矿安全规程》有关规定检查瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害气体浓度。6、瓦斯检查人员必须执行瓦斯检查制度和请示报告制度,并认真填写瓦斯班报表,每次检查结果都必须记入瓦斯检查手册和检查地点的记录牌上。

7、瓦斯检查员必须做到记录牌、检查手册、班报三对口。

8、瓦斯检查员必须执行“三人连锁”放炮制度。

9、井下检修电器设备时必须切断电源,检查瓦斯,杜绝带电检修、搬迁电气设备。

10、因临时停电或其他原因造成停风的,在恢复通风前必须先检查瓦斯。

11、井筒揭煤期间,必须经常检查瓦斯,发现问题及时处理。

12、掘进工作面班组长要携带便携式瓦斯检测报警仪,作业地点的便携式瓦斯报警仪要悬挂到指定地点。掘进工作面悬挂地点距迎头不超过5米。13、T1、T2瓦斯传感器必须按规定进行悬挂,T1按进尺随时挪移。14、当掘进工作面瓦斯浓度达到1.0%或回风流中瓦斯浓度达到0.8%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。15、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可人工送电。16、瓦斯检查要重视通风死角,对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点,如井壁刃脚下位置,应设点仔细检查,防止漏检,如果出现瓦斯集聚,必须立即处理。可用压风进行吹排。18、测气员每班要检查并记录井下探头数值,如出现探头值与瓦斯机测值有误差,现场按最大值处理,由矿抽采队查明原因进行调校。19、严禁穿化纤衣服下井。20、凡是下井人员必须按规定佩戴隔离式自救器。21、施工出现下列情形之一的,必须停止施工,汇报矿调度、通风值班室和相关矿领导,并查明原因,采取针对性的防治瓦斯措施。(1)、炮眼、探眼(探煤眼除外)或围岩裂隙瓦斯浓度达到3%的。(2)、炮眼、探眼等各类岩眼(孔)或围岩裂隙突然出水的。(3)、T1、T2达到预警值,或井筒内瓦斯浓度突然增大超正常值一倍以上的。(4)、前探、控层等钻孔岩石段出现喷孔、顶钻等异常现象的。(5)、工作面突遇煤线或岩层产状突变的。22、严格执行地质工作“三级”管理制度。施工单位必须连续掌握并记录煤线、岩性及其它地质构造情况。23、井筒掘砌过程中执行瓦斯预警制度:(1)、通风人员每旬根据瓦斯变化情况,制定瓦斯预警值。(2)、若发生瓦斯预警报警信号,必须及时通知调度所,调度所立即停止工作面作业,先通知瓦斯检查工检查瓦斯情况,然后安排管理人员到现场,查明原因,由值班领导汇报调度所,调度所及时将瓦斯异常的原因汇报项目部。(3)、工作面瓦斯浓度达到报警值时,调度所必须通知项目部分管领导到现场查明原因。(4)、工作面瓦斯浓度达到瓦斯预警系统规定的报警值的,必须有项目部值班领导到现场查明原因。(5)、工作面瓦斯浓度超过断电值的,必须立即通知项目部经理,由项目部经理安排有关人员到现场查明原因。四、防尘管理1、井筒掘砌出矸过程中必须进行洒水灭尘。2、加强个体防护,所有人员必须配备防尘口罩并坚持使用。五、防火管理1、入井人员严禁携带烟草和点火物品,严禁穿化纤衣服和戴电子表。2、加强电气设备及机械设备管理。电气设备着火时,应先切断电源,在切断电源前,只准用不导电的灭火器材灭火。3、发生火灾时,视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并汇报矿调度,同时按避灾路线将受火灾威胁地区内的所有人员撤至安全地点。4、井筒出现明火、烟雾,发现者必须立即向矿调度汇报,并由现场跟班干部和瓦检员组织人员,利用水管和灭火器实施直接灭火,与灭火无关人员按避灾路线撤至安全地点。如火势凶猛无法实施直接灭火,撤出井下人员,由矿调度所负责指挥抢险。5、电气开关保护整定值及电缆使用要符合技术要求和相关规定。六、安全监控管理1、南风井井筒距迎头≤5m范围内设置高低浓甲烷传感器T1;在风井井口向下10~15m处设置高低浓甲烷传感器T2,断电后复电工作只准人工复电,其断电范围及其断电值如下表。表3瓦斯传感器断电范围表瓦斯传感器报警浓度断电浓度复电浓度T1≥0.8%≥1.0%<1.0%T2≥0.8%≥0.8%<0.8%2、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。3、断电范围:风井井筒内及井口20m范围内的所有本质安全型电器设备电源。每周必须对瓦斯超限断电功能进行测试,确保断电正常。4、监控系统必须具有故障闭锁功能:当与闭锁监控有关的设备未投入正常运行或故障时,必须切断该监控设备所监控的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁,当与闭锁控制有关的设备工作正常运行后,自动解锁。七、避灾路线及避灾措施1、避水、火、瓦斯、煤尘灾害路线:①迎头→主钩吊桶→地面;②迎头→副钩吊桶→地面;③迎头→软梯→吊盘→安全梯→地面。附避灾路线示意图2、避灾路线须确保畅通。所有参与揭煤人员都必须熟悉突出预兆、防突基本知识和避灾路线,会使用自救器,发生火、瓦斯、煤尘灾害事故时佩戴好自救器撤离。3、突出预兆(1)、地压显现方面的预兆:煤炮声、煤岩开裂、突然掉碴底鼓、煤岩自行剥落、煤壁颤动、顶钻、夹钻杆等。(2)、瓦斯涌出方面的预兆:瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、轰鸣声等。(3)、煤层结构与构造方面的预兆:断层、剧烈褶曲、火成岩侵入、层理紊乱、煤强度松软或不均匀、煤暗淡无光泽、煤厚增大、挤压褶曲、波状隆起、煤体干燥、顶底板阶梯凸起煤层赋存条件急剧变化等。第六章其它安全技术措施1、在井筒揭煤施工过程中,应准确掌握煤层位置,在揭开通过期间应仔细观察有无异常现象。如遇有异常情况应及时报告项目部有关领导,并采取相应措施。2、揭煤前由领导小组组长带队组织各有关单位人员对揭煤准备工作进行一次全面检查,并对检查发现的问题开专题会落实。3、对施工人员进行专门防突培训。4、作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆:井帮压力增大;煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出;空气变冷,煤质干燥,煤颜色变暗;有煤炮声,煤层层理紊乱;瓦斯浓度变化大;井筒涌水由清变浑;打钻时,出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。5、施工人员应熟记质量标准,按标准施工,加强质量管理,不符合质量要求的立即整改。6、机械设备应保持完好,构件齐全。7、吊盘定期清扫,保持干净整洁,作业人员不随手乱丢杂物。8、风水管路不得存在跑风跑水的现象。9、其它未尽事宜严格按《孙疃煤矿南风井井筒揭煤层防突设计》、《孙疃煤矿南风井井筒施工组织设计》、《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规范》等有关规定执行。第七章附图1、揭煤探孔布置图2、供电系统图3、避灾路线示意图4、通风、监控系统示5、爆破警戒图

篇2:强排水泵房回风道揭煤施工安全技术措施

一、概况

根据矿地质组预报,我区施工的强排水泵房回风道预计“△3”点前施工26.5m后遇一条落差10~11m的正断层。巷道于断层的上盘煤层顶板处揭露,煤层厚约10m。(附图1)为防止揭露煤层期间瓦斯突然增大,造成瓦斯超限,确保巷道揭露煤层时的施工安全,特编制本措施。

二、施工方法

为准确掌握巷道前方将揭露煤层的准确位置以及煤层的瓦斯压力情况,以便采取针对性的防治措施,必须打钻探明情况,确认瓦斯无异常后,巷道才能向前掘进,钻探超前距离在无异常情况下不得小于20m,揭露煤层及钻孔瓦斯涌出异常时,必须立即停止施工,并向调度室汇报,采取有效措施后,方可继续向前掘进施工。

钻孔布置在巷道中部位置,距顶板1.5m位置处,分别0°、7°、10°下山打设,眼与眼不能重复,钻孔深度8米,钻探使用MQT-130型锚杆机钻眼,一次性打设8m,带掘进3m后再次钻探。(附图2)

三、主要安全技术措施

(一)打钻注意事项

1、钻探施工前,掘进工作面的永久支护必须跟到迎头,支护质量合格,严禁空顶作业。

2、钻探作业前必须做到先检查后工作,施工前及施工过程中加强敲帮问顶,并及时用长把工具按由外向里、有顶到帮顺序找净顶帮及迎头的活矸,找顶人要站在顶板支护完好的安全地点操作,并设人监护,排除现场一切不安全因素后方可施工。

3、钻探作业前,要改造好附近的风水管路,做好排水必要的各项工作,钻探时要及时排尽积水,清除淤泥与积矸。

4、距断层20m时每班安排人员开始打钻,钻探作业时,迎头的甲烷传感器悬挂在作业地点上方,距顶板不超过300mm。通风工区安排瓦斯员进行正常的瓦斯巡检,每班不得低于3次,瓦斯浓度达到1.0%时,必须立即停止工作,切断电源,撤出人员,及时汇报调度室,采区措施处理。

5、施工时,钻机必须固定或扶牢,防止钻机窜动或打摆伤人;施工过程中设专人监护,发现异常情况及时提醒施工人员。

6、使用锚杆机打眼时,要先检查锚杆机状况及风、水管路是否上紧、拧实,接头扣件是否完好,确保合格后方可施工。

7、打钻过程中遇瓦斯或水量涌出及喷出情况时,要立即停止钻进,且不得拔钻;同时要立即向调度室汇报,听从矿调度室的指示,以便采取有效措施处理,严防发生事故。

(二)顶板安全管理

1、距断层面5m时,对巷道进行加强支护,将巷道原锚索排距减小至1.6m甚至0.8m,直至过完断层稳定后。方可恢复原支护方式。

2、施工时,掘进循环进行缩小至0.8m,做到多打眼,轻装药。减小控顶距,确保巷道顶板及时支护。待进入煤层稳定后方可恢复正常循环进尺。

3、放完炮后及时用好安全设施,临时支护方式采用前探梁进行支护,正常情况下不得少于3根。最大允许空帮距为4排。

4、顶板破碎严重时,及时组织矿领导对其进行现场安排,制定专项安全技术措施。

5、其他安全注意事项严格按照《强排水泵房回风道掘进施工安全技术措施》及审批意见执行。

篇3:回风井井筒揭煤施工安全技术措施

一、?工程与地质概况不连沟矿井隶属内蒙古蒙泰煤业有限责任公司,位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗东部,行政隶属准格尔旗大路乡,隔黄河北与托可托县为邻,东与清水河县相望。不连沟矿井由沈阳设计研究院设计,矿井设计生产能力为1000万吨/年,采用主、副平硐、两立风井混合开拓,单水平盘区式开采。其中回风井净直径6.0m,井深396.0m,井口设计标高为+1273.0m。根据不连沟煤矿检4号钻孔柱状图所揭露的地层,井筒自上而下为第四系上更新统马兰组、第三系上新统、白系下统志丹群、二叠系下统山西组、石炭系上统太原组地层。本次探、揭煤层属于太原组6上煤层和6煤层,根据检4号钻孔柱状图可知两煤层之间为深灰黑色的炭质泥岩,其下部泥岩较厚含植物碎片,泥岩厚度为6.7m。6上煤层厚1.8m,预计见煤深度为374.926m;6煤层厚21.9m,预计见煤深度为383.426m。煤质以暗煤为主,夹有少量亮煤,属暗淡型煤,沥青光泽。(附图1:6上煤层和6煤层及顶底板岩层地质柱状图)二、矿井瓦斯情况根据井田详查勘探中采集煤层钻孔瓦斯样统计分析,勘查区6号煤层自然瓦斯成份甲烷0.43-1.03%,二氧化碳为0-5.96%,氮气94.04-99.41%,为低瓦斯矿。瓦斯成分则以N2为主,属二氧化碳-氮气带。三、井筒探、揭煤层施工方法《不连沟煤矿井筒检查孔勘查报告》提供的资料,不连沟煤矿为低瓦斯矿井,瓦斯成分则以N2为主,属二氧化碳-氮气带,从检3到检4号孔的瓦斯情况分析,本矿井煤层的CH4含量非常低。本矿井周边的矿井均为低瓦斯矿井,根据矿井地质情况,回风井井筒所穿过的煤层为低瓦斯,矿井地质条件属简单型。针对地质情况,揭煤层时为了安全起见,施工时坚持“安全第一,预防为主”的原则,采取先钻探煤、然后用光学瓦检仪检测探孔内的瓦斯含量,并在钻探过程中观察孔内的气体涌出情况,对探孔施工情况和瓦斯涌出情况进行分析,判定符合揭煤规定后,施工到煤层顶板上2m左右时采用震动放炮一次揭露煤层。1、钻探煤层有两种方案:采用QKZ-100潜孔钻机,配φ60mm×1.0m的钻杆和φ90mm的钻头打探煤眼。1.1当井筒工作面掘进到距被揭煤层顶板最小法距10m时,停止掘进,潜孔钻机在井筒工作面上打2个超前钻孔,探明煤层的准确位置,施工前必须完成下列准备工作。①探、揭煤施工前必须对井上下以及井口周围20m进行一次全面大检查,对查出的不安全隐患立即整改后,方可实施探揭煤施工。②探、揭煤施工时,井筒的通风必须实行双机双电源,完善风电、瓦斯电闭锁。保持井筒的正常通风。③井口棚及井下各种机电设备必须防爆,各种保护(特别是漏电保护装置)安全可靠。1.2探煤孔具体施工如下:当井筒施工至工作面距6上煤层垂距10m,即井深366.45m时停止井筒掘砌施工,根据井筒岩层倾向在工作面打2个探煤钻孔,钻孔布置在井筒中心,利用主提钩头将潜孔钻机下放到迎头。下放钻机前先将钻孔位置用风镐找平,用风锤在工作面打四个600mm深的眼,用800mm长的螺纹钢锚杆配合加工好的槽钢将潜孔钻机的底座固定好,便可以上钻杆进行探眼。6上煤层和6煤层之间为6.7m,可以用潜孔钻机一次钻探,进入6煤层10m。在钻探过程中要注意观察是否有顶钻、喷煤、喷瓦斯等现象,探孔打好后瓦检员用光学瓦斯检测仪检测探孔内的瓦斯含量,并做好记录。如果打钻过程中无异常现象,孔内瓦斯含量低且无明显涌出,即可判定煤层的瓦斯低无突出危险,可正常组织揭煤施工。四、在6#煤层中施工从检4号孔资料来看6#煤层层厚为21.9m,井筒与总回风巷连接处硐室和井底水窝都在6#煤层中施工。施工过程中每个班的跟班班队长都必须携带便携式瓦检仪,检测工作面的瓦斯情况。工作面打眼时必须打一个超前探孔,装药前瓦检员必须用光学瓦斯检测仪检测超前探孔的瓦斯含量,在工作面瓦斯浓度小于1%时才能进行装药连线放炮。五、探孔测压及瓦斯排放在钻探过程中如果出现顶钻、喷煤、喷瓦斯等现象时,可采用潜孔钻机将探孔穿透6煤大于10m的深度。打钻终孔后立即封孔测压,测定煤层的CH4压力。具体方法如下:(1)加工一根长度3.0m镀锌无缝钢管,管径Ф20mm,钢管与圆形挡板焊一起,带有丝扣接头,作为测压管。钢管在挡板下端露出1.0m并开出一些小孔,挡板直径Ф80mm。(2)管口露出工作面0.5m,在孔内先加入1.0m深的粘土,捣实后灌入加有速凝剂的水泥砂浆封堵,在管子上端接闸阀和压力表经24小时后测量压力,并详细记录压力上升与时间的关系,直到压力稳定为止,稳定后的压力即煤层瓦斯压力。若瓦斯压力P<0.74Mpa,煤层无突出危险,可正常组织揭煤施工。若瓦斯压力P≥0.74MPa,如有突出危险,要打排放孔排放瓦斯。眼间距不大于1000mm,在控制断面内进行均匀布孔,外圈钻孔底距井筒轮廓线外不小于1500mm,排放孔穿透6煤深度大于10m,排放孔离测压孔距离为1.0m左右,打排放钻孔时,先打离测压孔远的,再打近的。排放钻孔布置见排放钻孔布置图(图3)。自然排放24小时后,再测定煤层的瓦斯压力P值,当瓦斯压力P<0.74Mpa时,确定无突出危险后,正常组织揭煤施工。六、过煤层时的临时支护过煤层时,若煤岩破碎可采用锚网喷联合支护。掘进荒径按3550mm控制,锚杆为管缝式锚杆,锚杆间距为800×800mm的梅花型布置方式。金属网为150×150mm网格,采用ф6mm钢筋进行加工。施工时先把金属网放好,再向孔内安装锚杆,必要时进行喷射砼支护,喷射砼强度C20,喷层厚度50mm。七、震动性放炮当工作面掘进距煤层2m时,采用震动性放炮揭开煤层,并保证一次揭煤成功。1、爆破器材选用:雷管选用1到5段毫秒延期电雷管,脚线长度6.0m,延期时间在130毫秒以内,符合《煤矿安全规程》的规定。炸药选用煤矿许用安全型炸药。2、爆破参数:(1)布孔原则:中间密、周围稀、多层分布。岩眼、煤眼间隔布置,岩眼深度以距离煤层顶板200mm为准,打入煤层的部分要有炮泥充填。煤眼要穿过煤层顶板500mm,所有炮眼都在炸药与封口炮泥间装2个水炮泥。(2)装药量:装药量为正常放炮时装药量。正向装药。(3)起爆方式:和井筒基岩段相同。附:爆破图表八、防煤尘6号煤层的煤尘具有爆炸性,在施工中除了加强通风外,爆破后要对工作面进行撒水降尘。利用伞钻凿眼时,在吊盘上安装除尘器,以降低煤尘浓度。九、避灾路线若在井下遇到紧急危险情况,可以采取以下两种方式升井:(1)工作人员立即乘坐吊桶,通过井上下信号或铜锤发出信号升井。(2)若井下停电,工作面人员通过绳梯爬至吊盘,通过吊盘上的安全梯升井。十、辅助系统(一)通风系统1、风机选择FD-1N06对旋式风机两台,一台工作,一台备用。功率2×30KW。在揭煤时,工作面风流速度不小于0.25m/s,风机出口风量不低于500m3/min。2、揭煤前,从井上到工作面详细检查一遍风筒,破损风筒及时更换,同时风筒距工作面不得超过6.0米,以保障有足够新鲜风流进入工作面。(二)电器设备1、井上、井下信号系统一律为防爆系统。

2、井口、井下、井架上的刀闸开关应为防爆设备。3、井下电缆全部使用阻燃性橡胶电缆。十一、劳动组织(一)、劳动组织在整个揭煤过程中,由揭煤领导小组统一指挥,领导小组成员、劳动组织详见表一、二。不连沟煤矿回风井井筒揭煤领导小组成员?表一序号姓名工作单位职务组内职务1陈兆凤二处不连沟项目部项目部经理组长2潘孝艺二处不连沟项目部技术副经理副组长3孙业东二处不连沟项目部安全副经理成员4李光沛二处不连沟安监站安全特派员成员5翟国庆二处不连沟项目部生产副经理成员6李军强二处不连沟项目部工程组长成员7吴满意二处不连沟项目部204队队长成员不连沟煤矿回风井井筒揭煤预测阶段劳动组织表二序号岗位工种小班数×每小班人数圆班人数备注1钻工662辅助操作工3×4123通风瓦检3×134机电修3×265井上下把钩工3×4126吊盘井口信号工3×4127提升绞车司机3×268安检员3×13小计60十二、安全技术措施1、认真执行贯彻“一通三防”管理制度,特别是揭煤措施要认真贯彻给参与施工的每一个职工并签字,考核。2、严格执行井口各项管理制度。3、严格执行立井施工防坠措施。4、井下电器设备全部具备防爆性能。5、加强通风管理工作,在揭煤前认真检查一遍风筒,有破损处及时处理,保证工作面有足够风量。6、探揭煤时要认真做好各项检查记录,打钻时是否有顶钻、喷煤现象,如有立即停钻汇报,并采取措施。7、在通过煤层时,如有瓦斯浓度突然增大、煤壁片帮、来压、煤体位移压出、有煤炮声、煤体光泽变暗、煤层层理紊乱等现象时,井下人员要立即升井并及时向井口调度、队长汇报,以便采取相应措施。8、打眼、装药、放炮要严格按爆破图表施工,放炮严格执行“三人连锁”和“一炮三检”制度。9、放炮前,放炮员检查好放炮线、雷管连接线和地面放炮装置,保证母线接牢,起爆系统正常。10、放炮后,必须通风30分钟后,瓦斯检查人员测井口回风口风流的瓦斯浓度低于0.5%时方可和班组长安全检查人员入井检查瓦斯浓度,确定瓦斯浓度低于1%时其他人员方可入井作业。11、出碴时,加强检查井帮,及时进行临时支护。12、井口备好临时支护材料。13、过煤层砌壁时,采用风动振捣棒振捣。14、瓦斯检查员必须跟班作业,做好瓦斯检查记录,如果工作面瓦斯浓度超过1%时,必须停止作业;瓦斯浓度达到1.5%时,立即停止作业,撤出人员,切断工作面一切电源,进行处理。15、加强通风管理,禁止随意停开风机,风筒末端要接到吊盘以下。16、井下作业人员带好备用矿灯,矿灯在井下不得随意拆开,以免产生火花。17、井口20m内严禁有明火,并在20m内设好安全警戒,井口附近不得进行氧气、电焊工作。18、井口各操作间要有安全可靠的防护措施,放炮时人员撤至井口棚以外的安全地点。19、在井口、井下要安设瓦斯报警装置,并要认真调校,使之准确可靠。20、井下施工人员严禁穿化纤衣服入井。21、下井工作人员必须配带自救器、矿灯,并学会操作。22、加强职工培训,揭煤前贯彻安全技术措施并签字,要全部考核合格,否则不得参加此项工作。23、揭煤前5天,组织安全大检查,检查井下、地面防爆设备、通风系统及材料准备。24、加强干部带班作业,每班应有副队长以上干部跟班,并按规定配备便携式瓦检仪。25、工程技术人员揭煤、测瓦斯时应跟班作业掌握现场第一手资料并做好相关记录。本措施编制依据:1、《不连沟煤矿进、回风立井井筒及相关硐室掘砌施工组织设计》2、《煤矿安全规程》3、《煤矿建设安全规程》(1997年版)4、《不连沟煤矿井筒检查孔勘查报告》5、《检4号钻孔柱状图》6、《防治煤与瓦斯突出细则》煤层段预期爆破效果表7-1序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m238.53每循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石量m3138.65每循环炸药消耗量kg1406单位原岩炸药消耗量kg/m31.017每循环雷管消耗量个808单位原岩雷管消耗量个/m30.589每循环炮眼长度m441.6过煤层段爆破参数表表7-2炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径(m)眼深(m)眼距(mm)倾角(度)装药量起爆顺序延期时间(ms)雷管段别卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.64.2800902118.9Ⅰ1辅助眼一7-20143.24.0700901837.8Ⅱ3辅助眼二21-42225.34.0700901239.6Ⅲ5周边眼43-78366.94.060087843.2Ⅲ5合计78140备注:?采用煤矿许用乳化炸药。φ35mm药卷,长200mm,药卷重0.15kg/卷。毫秒延期电雷管起爆。注:本爆破图表仅供参考,施工中应根据实际揭露的煤的硬度进行。揭煤层预期爆破效果表7-3序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m238.4653每循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石量m3138.55每循环炸药消耗量kg1896单位原岩炸药消耗量kg/m31.367每循环雷管消耗量个988单位原岩雷管消耗量个/m30.79每循环炮眼长度m193揭煤层爆破参数表表7-4炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径(m)眼深(m)眼距(mm)倾角(度)装药量起爆顺序延期时间(ms)雷管段别卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.62.580090519Ⅰ1辅助眼一7-19132.92.069090433Ⅱ3辅助眼二20-39204.32.067090450Ⅱ3辅助眼三40-65265.82.070090349Ⅲ5周边眼66-95306.92.055090238Ⅲ5合计95189备注:?采用煤矿许用乳化炸药。φ45mm药卷,长300mm,药卷重0.63kg/卷。毫秒延期电雷管起爆。