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主斜井筒施工揭煤补充安全技术措施

编辑:制度大全2019-05-06

一、?概况:

原揭煤措施是按m9煤有突出危险性对待而编制的,根据m1~m7煤层的揭露情况及在2006年3月24日17时~20时,我公司在k0+1116m工作面上的2号孔钻探时,出现了煤与瓦斯的喷出。根据《煤矿安全规程》有关规定,揭穿m9煤层过程中按突出煤层对待。为了安全的揭露m9煤层,并认真贯彻、执行桂箐公司3月28日下午专题会议精神的要求,特编制突出煤层揭煤安全技术补充措施。

二、已揭煤层和长探m9煤简述:

1.井筒穿过m1~m7煤层时的基本情况:

当时采取的主要措施为边探边掘,短探短掘,基本顺利穿过诸煤层,但在穿过m3和m4煤层时(位置:k0+1048至1058m段),井筒遇到一个斜向(即断层走向约360与井筒轴向斜交)小断层构造。先后在k0+1050m和k0+1057m处发生过两次瓦斯喷出。

2.k0+1110m工作面长探m9煤时的基本情况:

当时1号钻孔以方位333。02′4.3″,倾角35。,孔深17.2m穿过m9煤层,未出异常情况(只是孔内瓦斯高达8%以上,孔口瓦斯最高0.24%);2号钻孔以方位332。18′,倾角16。穿过m9煤层,未出现异常情况(孔内、孔口瓦斯基本同上)。

3.k0+1116.7m工作面长探m9煤和瓦斯压力测试情况:

l?1号钻孔基本垂直井筒轴线,倾角41。,穿过m9煤钻孔自始自终未出现异常情况。因第一次封孔无经验,紫铜管周围有瓦斯泄露,而压力表指针未显示。

l?2号钻孔以方位30。,倾角24。,孔深17.06米,穿过m9煤层,在刚穿过m9时,出现几次强喷孔;并喷出煤粉约1.5m3,先后持续1天左右。根据现场监理人员及桂箐公司的要求,让该孔做为瓦斯释放孔,暂不封闭。

l?3号钻孔(在临时变电所硐室开口下帮约1.3米处),以方位356。,倾角42。,穿过m9煤,钻孔自始自终未出现异常情况,封孔后压力表显示0.2mpa,封孔后约5小时因从封孔泄露瓦斯而压力归零。

l?4号钻孔正在以与井筒轴线相同的方位和倾角钻进。

4.3月28日专题会议要求:

从瓦斯压力测试工作结束并恢复掘进开始至揭煤(2m法线距离)全过程,均必须采取地面远距放炮,按突出煤层进行揭煤。

三、防突措施:

(一)加强现场管理:

1.恢复掘进和揭煤全过程中,每班必须安排专职瓦检员。瓦检员必须掌握有关防突出知识,并随时注意瓦斯变化情况,当发现有突出预兆时,必须立即通知井筒所有人员停止作业,将人员按避灾路线撤到安全地点,同时汇报调度室,以便采取措施进行处理。

2.在整个作业过程中,当出现如下预兆时,安检员必须立即通知工作面所有人员撤出井口20米以外:

有声预兆:响煤炮、由于条件不同,声音大小间隔时间也不同,在煤体深处响的声音象炒豆的“噼噼叭叭”、有的象爆炸声、有的象机枪声、有的象雷声、有的连续响、有的单个“轰轰响”,一般是先远后近,先小后大,先单个后连续,但有时是在突出的同时,伴随发生巨雷般的响声,手掌扶壁时能感觉到冲击和震动,有煤岩的破裂声,有时会听到气体穿过含水裂缝时的“吱吱”声等;

无声征兆:压力增大、顶板来压、片帮掉渣、煤壁向外鼓、煤岩自行剥落、打钻时跨孔顶钻、孔喷、喷煤等。煤结构和构造发生变化,煤层层理紊乱、变软、暗淡无色、煤层粉碎、煤质干燥、煤层受褶曲挤压、厚度变大、倾角变陡等。瓦斯气温变化、瓦斯涌出异常、忽大忽小,煤尘增大、气味异常、让人心里发闷、打钻时喷煤喷瓦斯,煤壁发冷、气温下降等时,必须停止一切作业,调度室安排电工将井下的电源(除通风机电源外)全部切断,由安检员通知工作面所有人员撤出,并在距井口20米范围外设岗,不许任何人入井。

3.每天必须安排专人进行洗尘。

4.必须按规定设置水幕或喷雾洒水等,并每天安排专人进行检查,发现问题及时处理。

5.项目部必须指派专人负责管理电气设备,机电队电工组每天对该工作面的电气设备进行检查并做好记录,同时,将检查情况汇报调度室,所有电气设备严禁失爆。

6.必须按《煤矿安全规程》规定设置瓦斯探头和断电仪,并保证灵敏可靠。

7.技术员必须查明该工作面在掘进过程中的地质构造情况,当工作面前方地质构造发生变化时,必须以书面形式将有关地质构造的情况通知桂箐公司工程部主管主井有关人员。

8.所有施工人员都必须严格按照本措施进行施工,安全检查员在现场进行监督落实。

9.聘请桂箐公司专业人员给掘进队职工进行防突知识培训。

(二)突出危险性预测:

根据主井筒k0+1116m工作面2号钻孔在穿m9煤后喷出瓦斯和煤粉的情况,可初步确定m9煤具有突出危险性;同时3月28日专题会议又要求揭m9按突出煤层对待。

(三)防突措施:

1.从k0+1116m工作面向前掘进5.5米,保证距m9煤顶面法线距离不小于1.5米,再掘出三角形纵剖面后,停止掘进,开始钻孔排放瓦斯(见图1)。

2.从k0+1116m工作面向前掘进开始至进入m9煤层底板3米的坚硬岩层中,均采用远距离地面放炮。

3.远距离地面放炮设置:除遵照原揭煤措施中的有关规定外,现补充:在井筒(在风筒一侧)敷设一趟专用放炮线(要求为阻燃抗静电),雷管脚线与放炮母线的连接,待其他人员全部升井后,由放炮员连接,地面一端与电源的连接,由放炮员在地面连接,并送电起爆。地面电源采用380v专用开关。

4.根据专题会议要求,考虑煤层倾角较缓(约为10度),接近m9煤的岩层较软,为避免震动放炮对围岩的破坏,将原揭煤措施中的震动放炮改为普通爆破。但要求掏槽眼的炸药卷和炮泥间必须保证有一个水炮泥。

5.必须加强工作面井筒支护质量,且永久支护紧跟工作面,严禁空帮空顶作业。故要求在纵剖面三角形拱部断面成型达到设计规格尺寸后,立即先进行锚、网、喷支护(喷射厚度为100㎜,c20砼),再实施瓦斯排放孔的钻凿工作。

6.揭m9煤前井筒支护仍为锚、网、喷。揭煤后支护方式待定。

7.在实施排放孔时,若再次出现突出预兆,必须立即停止钻进,并立即停电、撤人和汇报调度室。

8.在突出危险区进行掘进作业时,必须采取综合防治突出措施,当预测为无突出危险工作面时,应采取防治突出措施,只有经措施效果检验有效后,方可视为无突出工作面。

每执行一次防治突出措施作业循环后,应再进行工作面预测,如预测为无突出危险,仍必须采取防治突出措施;只有连续两次预测为无突出危险后,方可视为无突出危险工作面。

预测为无突出危险工作面,每次预测循环应留有不小于5米的预测超前距。

在无突出危险工作面进行掘进作业时,可不采取防治突出措施,但是必须采取安全防护措施。

9.当工作面前方遇到断层和其他构造时,重新制定防突措施。

(四)防突措施效果检验:

在实施防突措施后,还必须进行防突措施的效果检验,经过效果检验确认防突措施有效后,方可在采取安全防护措施的前提下进行施工。

1.防突效果检验采用钻屑量指标法,检验孔布置在排放孔之间,排放孔不少于5米的超前距,检验孔不少于5米的超前距,严禁检验孔与排放孔串孔。

2.若经效果检验,确认防突措施无效时,还必须重新实施防突措施,直到经效果检验确认措施有效后,方可恢复掘进作业。

(五)安全防护措施:

1.必须保证掘进工程有独立的通风系统,并保证通风设施的完好。

2.在实施瓦斯排放孔和钻炮孔时,如果出现卡钻、顶钻、夹钻以及喷孔等情况时,必须停止一切作业,切断电源,撤出人员进行观察,待无异常情况时方可采取措施进行施工。

3.所有入井人员必须佩带隔离式自救器。

4.采用地面远距离放炮,全断面一次爆破。放炮地点设在距主斜井口20米外的安全处,警戒责任人为专职安全员。

5.放炮时停电撤人范围:工作面至距主斜井井口20米外。

6.放炮过程中,必须派专人在距主斜井井口20米范围外站岗、截人。

7.每次放炮至少45分钟后,经救护队员、瓦检员、安全员从外往里逐段检查瓦斯情况,待无安全隐患后,方可撤岗、汇报调度室恢复送电,其他人员才能进入工作面作业。

8.停电、撤人及放炮由调度室值班人员(见后附表)统一指挥,站岗截人由掘进队长安排。只有在停电、撤人、站岗工作落实好后方可安排放炮。

9.瓦检员、安全员必须和放炮员在一起,放炮前瓦检员必须先检查风机的运行和瓦斯情况。只有在风机正常运行和瓦斯不超限的情况下,撤出人员后,方可允许放炮员井下连线,地面放炮。

10.严禁打眼与装药平行作业;所有眼孔不装药的空间都必须使用炮泥充填,充填深度必须符合《煤矿安全规程》第三百二十九条的具体规定。在施工爆破孔时,严禁与其他孔串孔。

11.在工作面附近和放炮地点必须安设直通调度室电话,并设置有压风自救系统,且随时保证压风的正常供给。

12.当发生瓦斯、火灾、煤尘突出危险时,人员必须按以下路线(见避灾线路图)进行撤退,并立即汇报调度室和公司调度。

13.未述部分严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。

14.若发生突出,处理突出的措施另行编报。救助站制度

篇2:主斜井筒施工揭煤补充安全技术措施

一、?概况:

原揭煤措施是按M9煤有突出危险性对待而编制的,根据M1~M7煤层的揭露情况及在2006年3月24日17时~20时,我公司在K0+1116M工作面上的2号孔钻探时,出现了煤与瓦斯的喷出。根据《煤矿安全规程》有关规定,揭穿M9煤层过程中按突出煤层对待。为了安全的揭露M9煤层,并认真贯彻、执行桂箐公司3月28日下午专题会议精神的要求,特编制突出煤层揭煤安全技术补充措施。

二、已揭煤层和长探M9煤简述:

1.井筒穿过M1~M7煤层时的基本情况:

当时采取的主要措施为边探边掘,短探短掘,基本顺利穿过诸煤层,但在穿过M3和M4煤层时(位置:K0+1048至1058M段),井筒遇到一个斜向(即断层走向约360与井筒轴向斜交)小断层构造。先后在K0+1050M和K0+1057M处发生过两次瓦斯喷出。

2.K0+1110M工作面长探M9煤时的基本情况:

当时1号钻孔以方位333。02′4.3″,倾角35。,孔深17.2M穿过M9煤层,未出异常情况(只是孔内瓦斯高达8%以上,孔口瓦斯最高0.24%);2号钻孔以方位332。18′,倾角16。穿过M9煤层,未出现异常情况(孔内、孔口瓦斯基本同上)。

3.K0+1116.7M工作面长探M9煤和瓦斯压力测试情况:

l?1号钻孔基本垂直井筒轴线,倾角41。,穿过M9煤钻孔自始自终未出现异常情况。因第一次封孔无经验,紫铜管周围有瓦斯泄露,而压力表指针未显示。

l?2号钻孔以方位30。,倾角24。,孔深17.06米,穿过M9煤层,在刚穿过M9时,出现几次强喷孔;并喷出煤粉约1.5m3,先后持续1天左右。根据现场监理人员及桂箐公司的要求,让该孔做为瓦斯释放孔,暂不封闭。

l?3号钻孔(在临时变电所硐室开口下帮约1.3米处),以方位356。,倾角42。,穿过M9煤,钻孔自始自终未出现异常情况,封孔后压力表显示0.2MPa,封孔后约5小时因从封孔泄露瓦斯而压力归零。

l?4号钻孔正在以与井筒轴线相同的方位和倾角钻进。

4.3月28日专题会议要求:

从瓦斯压力测试工作结束并恢复掘进开始至揭煤(2M法线距离)全过程,均必须采取地面远距放炮,按突出煤层进行揭煤。

三、防突措施:

(一)加强现场管理:

1.恢复掘进和揭煤全过程中,每班必须安排专职瓦检员。瓦检员必须掌握有关防突出知识,并随时注意瓦斯变化情况,当发现有突出预兆时,必须立即通知井筒所有人员停止作业,将人员按避灾路线撤到安全地点,同时汇报调度室,以便采取措施进行处理。

2.在整个作业过程中,当出现如下预兆时,安检员必须立即通知工作面所有人员撤出井口20米以外:

有声预兆:响煤炮、由于条件不同,声音大小间隔时间也不同,在煤体深处响的声音象炒豆的“噼噼叭叭”、有的象爆炸声、有的象机枪声、有的象雷声、有的连续响、有的单个“轰轰响”,一般是先远后近,先小后大,先单个后连续,但有时是在突出的同时,伴随发生巨雷般的响声,手掌扶壁时能感觉到冲击和震动,有煤岩的破裂声,有时会听到气体穿过含水裂缝时的“吱吱”声等;

无声征兆:压力增大、顶板来压、片帮掉渣、煤壁向外鼓、煤岩自行剥落、打钻时跨孔顶钻、孔喷、喷煤等。煤结构和构造发生变化,煤层层理紊乱、变软、暗淡无色、煤层粉碎、煤质干燥、煤层受褶曲挤压、厚度变大、倾角变陡等。瓦斯气温变化、瓦斯涌出异常、忽大忽小,煤尘增大、气味异常、让人心里发闷、打钻时喷煤喷瓦斯,煤壁发冷、气温下降等时,必须停止一切作业,调度室安排电工将井下的电源(除通风机电源外)全部切断,由安检员通知工作面所有人员撤出,并在距井口20米范围外设岗,不许任何人入井。

3.每天必须安排专人进行洗尘。

4.必须按规定设置水幕或喷雾洒水等,并每天安排专人进行检查,发现问题及时处理。

5.项目部必须指派专人负责管理电气设备,机电队电工组每天对该工作面的电气设备进行检查并做好记录,同时,将检查情况汇报调度室,所有电气设备严禁失爆。

6.必须按《煤矿安全规程》规定设置瓦斯探头和断电仪,并保证灵敏可靠。

7.技术员必须查明该工作面在掘进过程中的地质构造情况,当工作面前方地质构造发生变化时,必须以书面形式将有关地质构造的情况通知桂箐公司工程部主管主井有关人员。

8.所有施工人员都必须严格按照本措施进行施工,安全检查员在现场进行监督落实。

9.聘请桂箐公司专业人员给掘进队职工进行防突知识培训。

(二)突出危险性预测:

根据主井筒K0+1116M工作面2号钻孔在穿M9煤后喷出瓦斯和煤粉的情况,可初步确定M9煤具有突出危险性;同时3月28日专题会议又要求揭M9按突出煤层对待。

(三)防突措施:

1.从K0+1116M工作面向前掘进5.5米,保证距M9煤顶面法线距离不小于1.5米,再掘出三角形纵剖面后,停止掘进,开始钻孔排放瓦斯(见图1)。

2.从K0+1116M工作面向前掘进开始至进入M9煤层底板3米的坚硬岩层中,均采用远距离地面放炮。

3.远距离地面放炮设置:除遵照原揭煤措施中的有关规定外,现补充:在井筒(在风筒一侧)敷设一趟专用放炮线(要求为阻燃抗静电),雷管脚线与放炮母线的连接,待其他人员全部升井后,由放炮员连接,地面一端与电源的连接,由放炮员在地面连接,并送电起爆。地面电源采用380V专用开关。

4.根据专题会议要求,考虑煤层倾角较缓(约为10度),接近M9煤的岩层较软,为避免震动放炮对围岩的破坏,将原揭煤措施中的震动放炮改为普通爆破。但要求掏槽眼的炸药卷和炮泥间必须保证有一个水炮泥。

5.必须加强工作面井筒支护质量,且永久支护紧跟工作面,严禁空帮空顶作业。故要求在纵剖面三角形拱部断面成型达到设计规格尺寸后,立即先进行锚、网、喷支护(喷射厚度为100㎜,C20砼),再实施瓦斯排放孔的钻凿工作。

6.揭M9煤前井筒支护仍为锚、网、喷。揭煤后支护方式待定。

7.在实施排放孔时,若再次出现突出预兆,必须立即停止钻进,并立即停电、撤人和汇报调度室。

8.在突出危险区进行掘进作业时,必须采取综合防治突出措施,当预测为无突出危险工作面时,应采取防治突出措施,只有经措施效果检验有效后,方可视为无突出工作面。

每执行一次防治突出措施作业循环后,应再进行工作面预测,如预测为无突出危险,仍必须采取防治突出措施;只有连续两次预测为无突出危险后,方可视为无突出危险工作面。

预测为无突出危险工作面,每次预测循环应留有不小于5米的预测超前距。

在无突出危险工作面进行掘进作业时,可不采取防治突出措施,但是必须采取安全防护措施。

9.当工作面前方遇到断层和其他构造时,重新制定防突措施。

(四)防突措施效果检验:

在实施防突措施后,还必须进行防突措施的效果检验,经过效果检验确认防突措施有效后,方可在采取安全防护措施的前提下进行施工。

1.防突效果检验采用钻屑量指标法,检验孔布置在排放孔之间,排放孔不少于5米的超前距,检验孔不少于5米的超前距,严禁检验孔与排放孔串孔。

2.若经效果检验,确认防突措施无效时,还必须重新实施防突措施,直到经效果检验确认措施有效后,方可恢复掘进作业。

(五)安全防护措施:

1.必须保证掘进工程有独立的通风系统,并保证通风设施的完好。

2.在实施瓦斯排放孔和钻炮孔时,如果出现卡钻、顶钻、夹钻以及喷孔等情况时,必须停止一切作业,切断电源,撤出人员进行观察,待无异常情况时方可采取措施进行施工。

3.所有入井人员必须佩带隔离式自救器。

4.采用地面远距离放炮,全断面一次爆破。放炮地点设在距主斜井口20米外的安全处,警戒责任人为专职安全员。

5.放炮时停电撤人范围:工作面至距主斜井井口20米外。

6.放炮过程中,必须派专人在距主斜井井口20米范围外站岗、截人。

7.每次放炮至少45分钟后,经救护队员、瓦检员、安全员从外往里逐段检查瓦斯情况,待无安全隐患后,方可撤岗、汇报调度室恢复送电,其他人员才能进入工作面作业。

8.停电、撤人及放炮由调度室值班人员(见后附表)统一指挥,站岗截人由掘进队长安排。只有在停电、撤人、站岗工作落实好后方可安排放炮。

9.瓦检员、安全员必须和放炮员在一起,放炮前瓦检员必须先检查风机的运行和瓦斯情况。只有在风机正常运行和瓦斯不超限的情况下,撤出人员后,方可允许放炮员井下连线,地面放炮。

10.严禁打眼与装药平行作业;所有眼孔不装药的空间都必须使用炮泥充填,充填深度必须符合《煤矿安全规程》第三百二十九条的具体规定。在施工爆破孔时,严禁与其他孔串孔。

11.在工作面附近和放炮地点必须安设直通调度室电话,并设置有压风自救系统,且随时保证压风的正常供给。

12.当发生瓦斯、火灾、煤尘突出危险时,人员必须按以下路线(见避灾线路图)进行撤退,并立即汇报调度室和公司调度。

13.未述部分严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。

14.若发生突出,处理突出的措施另行编报。

篇3:井筒岩巷段揭煤安全技术措施

一、工程概况1、井筒布置新田矿主斜井井筒总长1448.536m,井口坐标为*=3000128.500;Y=.300;标高H=1234.000(轨面);巷道方位角为340°,巷道坡度为-14°45′,设计断面为直墙半圆拱形,净宽4.4m,净高3.8m,净断面积为14.6m2。2、煤层及煤层顶底板4#煤层为全区可采煤层,煤层厚1.24~5.83m,平均2.79m,全部可采,属较稳定偏稳定型煤层,是本区的主采煤层。煤层结构较简单,含夹矸0~3层,多为0~1层,东、西两端夹矸层数增多(2层)夹矸为泥岩、炭质泥岩,厚度0.08~0.68m。煤层顶板一般为泥质粉砂岩,局部为泥岩或粉砂岩,底板为泥岩,富含植物根部化石。、构造说明10-21o。井田内,次一级褶曲和断层均有发育,构造复杂类型为中等。4#煤层的富煤带在201-302-B405-J402-502孔一线,呈NE向条带状,煤厚一般3~4m。由该带向NW和SE,煤层均逐渐变薄。煤层总体呈单斜构造赋存,煤层走向60o~80o,倾角8o~10o,平均8o左右。无大的断裂构造,构造条件较简单。4、瓦斯及煤尘根据《贵州省黔西县新田井田煤炭勘探地质报告》,本矿井瓦斯采样钻孔共19个,经测定4#煤层原煤瓦斯含量为8.82~23.99m3/t,平均为14.55m3/t。4号煤层常夹软煤分层(呈粉未状),在勘探过程中,部分钻孔(如308、J301、J302、B406等)钻进至4号煤层时,发生过瓦斯涌出、软煤分层(粉煤)“喷泻”、垮塌及顶钻具现象,井下瓦斯压力较大,因此按煤与瓦斯突出设计。根据《贵州省黔西县新田井田煤炭勘探地质报告》,井田内共采煤尘爆炸样41件。试验结果,其火焰长度及岩粉均为“0”,全区均属无爆炸性煤层。、巷道支护形式根据地质资料,巷道顶板岩层基本稳定,压力不大,巷道设计直墙半圆拱形,锚网喷支护,喷厚度120mm。若遇到破碎带,采用锚网+架棚喷射混凝土支护。二、新田煤矿井筒揭煤总体技术方案按照新田煤矿三条井筒掘进进度及地层编录和地质预测,主斜井将比其它两个井筒提前揭煤,先对主斜井进行揭煤施工,采用穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施,顺利揭煤进入煤层,完成主井揭煤工作,副、风井施工到位后,以主斜井揭煤探明的地质资料、瓦斯和煤尘情况以及揭煤经验为依据,进行下一步副、风井的揭煤工作。本方案优点:由于采取从主斜井先进行揭煤工作,提前探明地质、水文地质、构造地质状况及4#煤层产状、瓦斯含量、瓦斯压力大小、突出危险性大小等,为下一步副、风井的揭煤工作提供了切实可靠的资料,提高了下一步揭煤工作的安全性和揭煤施工速度。三、矿井揭煤工作面和煤层相对位置及煤层突出危险性预测主斜井在施工过程中严格按照“逢掘必探,先探后掘”的原则进行超前探测,在条件允许的情况下还可采取物探进行探测,在超前探测后,视揭煤点附近20m范围的地质构造复杂程度确定煤层层位控制方案,如岩石条件破碎、地质构造复杂时,在工作面掘进至距煤层法距20m时布置5个层位控制取芯钻孔,准确掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况;如岩石条件简单、构造单一,工作面掘至煤层顶板法线距离10m时,布置3个(1#、3#、5#孔)煤岩层层位控制取芯钻孔和2个(2#、4#孔)煤岩层层位控制不取芯钻孔,并穿透煤层底板0.5m,准确掌握井筒工作面与煤层之间的空间关系及瓦斯含量和检验煤层突出的系数(5个探孔即作为探煤钻孔又作为测压钻孔)。1、主斜井掘进施工距4#煤层顶板10m时,停止掘进,施工5个前探孔确定4#煤层的相对位置,每个钻孔孔口管上安装高压阀门联通压力表兼做测压钻孔对4#煤层瓦斯压力进行测定,详细记录测压数据。打钻过程中观察是否出现突出预兆现象,记录台帐要详细并上报通防部和有关部门,同时开展新田煤矿煤层突出危险性鉴定工作。只有当瓦斯压力<0.74Mp、瓦斯含量<8m3/t、煤层坚固性系数f>0.5、以及打钻过程中均无明显突出预兆现象发生时为无突出危险性煤层,反之则为突出危险性煤层。2、若预测煤层有突出危险性,在工作面距煤层顶板法线距离10~7m过程中,边掘边探,确保在工作面掘进至煤层顶板法线距离为7m时,停止施工作业,采取区域防突措施(穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯),经效果检验区域防突措施有效,井筒可以进行掘进施工,当井筒距离煤层法线距离为1.5m时,采取远距离放炮措施直接揭开煤层。3、若预测煤层无突出危险,边掘边探,施工掘进至距煤层顶板法线距离5m处时,进行工作面突出危险性验证,当验证为无突出危险区后,井筒可掘进至距离煤层法线距离为1.5m,采取远距离放炮措施揭开煤层。附图1:法距10m钻孔布置图四、矿井揭煤前准备及保障工作1、已与业主单位联合成立通防机构,目前通防管理人员4人、防突队员工7人,并对防突队员制定专门培训计划,完善通防管理机构及提高人员素质。2、新田煤矿已于2009年12月底安装好瓦斯自动监测监控系统,确保24h对工作面瓦斯情况的有效监测监控。3、矿井揭煤前,局部通风机风筒全部检修一遍,统一吊挂,统一采用直径800mm的风筒,揭煤工作面局部通风机功率为2×30Kw。同时完成主通风系统的安装,并能正常投入使用,形成全负压通风系统。4、2010年7月,矿井完成安装永久瓦斯抽放系统,在揭煤前利用永久瓦斯抽放系统(运行一台抽放泵),对揭煤点瓦斯进行抽放;或利用临时移动抽放泵(30~43m3/min),揭煤前在地面安装抽放泵和抽放管路,对揭煤点瓦斯进行抽放,并在抽放管路上安装瓦斯抽放参数计量装置(混合量、浓度、温度、负压),便于计算煤层瓦斯的抽出量。同时有专人在移动抽放泵旁24小时值班,确保移动瓦斯抽放泵正常运行。5、矿井2010年7月已安装好压风自救系统,在压风管上安装好压风自救系统(正常掘进时在停人车处安装一组,揭煤作业时距工作面20~40m安装一组,每组压风自救系统内由4分镀锌管及开关、压风自救袋组成,可供15人使用)、对压风管路系统进行一次全面检修,确保正常使用。6、揭煤时对井下及井口20m范围内的所有机电设备、设施进行防爆检查,凡不符合规定的全部撤换,整改到位。7、揭煤前检查完善通风、防尘、防火设施,确保正常使用。8、新田煤矿已购置各类型号防突钻机4台(另已计划再购置6台),揭煤前完成MD-2煤钻屑瓦斯解析仪、WTC防突仪、瓦检仪、放炮器的检测、调试工作,并由通防部专人负责。9、揭煤前准备好过煤地段所需的所有支护材料,揭煤所需的隔离式自救器等各类物资。10、揭煤前明确标示出避灾线路。11、揭煤前对参予揭煤工作的全体员工进行揭煤措施培训考试,为加强对揭煤工作的领导,做到责任到人、分工负责,事事有人管,确保揭煤工作安全顺利进行。五、主斜井揭煤预抽瓦斯措施主斜井井筒掘进至1315m处(掘进工作面距离煤层顶板法线距离7m处)停止施工,距离掘进工作面2m处施工右帮钻场、距离掘进工作面9m处施工左帮钻场,利用左、右钻场和工作面进行井筒揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施。瓦斯抽放钻孔技术参数的确定:①钻场规格:深×宽×高=4m×4.4m×3m,左帮钻场共布置抽放孔38个、工作面布置钻孔62个、右帮钻场布置钻孔38个,共施工138个抽放钻孔;提前预留5个钻孔位置,在抽放瓦斯后施工作为抽放效果检查孔,钻孔终孔位置以穿透煤层全厚并进入岩层0.5m以上为标准,孔径95mm,封孔压力为瓦斯压力的5倍。②终孔点控制范围:巷道轮廓线外12m、终孔位置在揭煤区域煤层内网状均匀布置(3m×3m)。借鉴周边矿井煤层参数,设计抽放半径为1.5m。各个钻孔参数详见附图2、附图3及表1、表2。附图2、附图3:预抽瓦斯排放孔布置图附表(1、2)钻场设计钻孔设计参数六、主斜井揭煤区域煤层区域防突措施检验对主斜井揭煤区域进行瓦斯预抽消突措施一定时间后,对防突措施进行效果检验,共施工5个效果检验孔,分别位于揭煤预抽区域内的上部、中部、两侧和下部。(1)检验方法:采用钻屑(瓦斯解析)指标法对井筒揭煤防突措施进行检验,检验指标有:K1、△h2和钻屑量S。(2)检验结果及采取措施:①当K1≥0.5、△h2≥200Pa、S≥6Kg和打钻过程中有明显突出预兆时,预抽揭煤区域防突效果无效,必须采取补打钻孔继续对揭煤区域进行抽放,直至检验指标低于参考临界值,方可进行揭煤施工,并采取“边探边掘”的掘进方式,可以掘进施工至距离煤层顶板法线距离5m处,停止施工并对揭煤区域进行防突效果验证。②当K1<0.5、△h2<200Pa、S<6Kg以及打钻过程无明显突出预兆时,开始进行掘进施工,并采取“边掘边探”的掘进方式,可以掘进施工至距离煤层顶板法线距离5m处,停止施工并对揭煤工作面进行防突效果预测。七、主斜井揭煤工作面突出危险性预测采取穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯防突措施,经区域防突措施检验有效后,施工至距离煤层顶板法距5m、3m、1.5m处时,每次由工作面向煤层施工4个钻孔,分别位于巷道轮廓线上部1个钻孔、中部2个钻孔和下部1个钻孔,测定工作面前方煤层的K1和钻屑量S两个突出危险性指标,当K1≥0.5、S≥6Kg时,为突出危险性工作面,必须采取局部综合防突措施(煤层瓦斯预抽/排放),直至局部防突措施检验有效,方可继续掘进施工;当K1<0.5、S<6Kg时为无突出危险性工作面,可以继续掘进施工。施工掘进直至距离煤层顶板法线距离1.5m处,并进行最后一次工作面突出危险性预测,经预测为无突出危险性后,进行远距离爆破揭开4#煤层。附图4:法距5m危险性预测孔布置图附图5:法距3m危险性预测孔布置图附图6:法距1.5m危险性预测孔布置图八、(1)实施抽放钻孔一定要在新田煤矿统一指导思想下组织施工,安检员、专职瓦检员及工程部人员现场监督验收。(2)钻孔施工时严格按设计要求开孔施工,钻孔方位、角度误差不超过±10,施工人员和现场跟班人员必须详细做好现场记录,下班后及时汇报相关人员,并及时到区队长办公室把当班的施工情况(包括孔号,方位,倾角,孔深,见煤,过煤情况,当班工程量等)填写记录清楚。(3)建议采用ZY-1250或西安ZDY1900S钻机施工。(4)打钻过程中,若遇喷孔、夹钻、顶钻等情况,不能硬打,应暂时停钻,待卸压一段时间后再打。当突出预兆明显时,立即停电撤人,并向通防部及矿调度室汇报。(5)打钻时应洒水降尘。(6)打钻点附近必须有水管和消防器材,一旦发生明火必须立即灭火。(7)在孔口附近确因卸钻杆困难必须敲打时,必须使用铜锤以免出现火花。(8)打钻顺序为从中间到两边或从一边到另一边,严禁先打两边孔再打中间孔,以防应力集中诱导突出。1、爆破方案主斜井掘进工作面施工至距煤层最小垂距1.5m时,经最后一次预测为无突出危险性后,布置岩层孔、煤层孔,采用远距离爆破揭开4#煤层,每次爆破进度为1.3m,若未能一次揭开煤层,则继续采取远距离爆破的措施执行,直至完成揭煤作业全过程。揭煤炮眼布置图(1)炮眼布置:①主斜井揭煤断面炮眼数为76个,炮眼参数如见表一所示。②在装炸药前必须用黄泥堵塞,堵塞长度以进入岩石段50cm为标准,其布置仍然按照井筒掘进爆破方式进行。(2)雷管消耗量:雷管消耗量为炮眼总数。(3)水炮泥及炮泥的填充:炮眼未装药部分必须用水炮泥和黄泥填满封实,每个炮眼使用水炮泥数量不少于2个。(4)爆破劳动组织安排爆破揭煤施工严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度,井口警戒点每次放炮必须有安检员一名、瓦检员一名、放炮员一名、跟班领导一名。安检员负责主、副、风井口半径50m内无人出入及火源出现,做好拉线警戒工作;跟班领导负责现场监督管理,有什么情况及时汇报矿调度;在爆破期间救护队现场待命,确保异常情况出现时能立即处理。附图7:主斜井揭煤掘进施工炮眼布置图2、安全防护措施三条井筒掘进工作面通风系统相对独立、稳定,通风线路为:主斜井:与回风斜井形成全负压通风,风流由风筒出口至工作面→主斜井回风流→主回联络巷→回风斜井→地面。副斜井:与回风斜井形成全负压通风,风流由风筒出口至工作面→副斜井回风流→副回联络巷→回风斜井→地面。回风斜井:风流由风筒出口至工作面→回风斜井回风流→地面。(2)放炮地点井筒放炮地点设在地面距井口50m外。(3)撤人、停电及安全措施撤人范围:主斜井、副斜井和回风斜井井筒内的所有人员。停电范围:主斜井、副斜井和回风斜井内所有电器设备的电源。警戒地点:距主、副、回风斜井井口前方50m处。详见新田煤矿通风系统及放炮警戒布置图附图8:新田煤矿通风系统及放炮警戒布置图(4)避火灾、瓦斯路线:主斜井:掘进工作面→主斜井→地面。附图9:主斜井避灾路线图其他安全技术要求①在实施远距离爆破时,井下人员必须全部撤出至地面,主、副、风井口50m半径内严禁有任何火源及电气焊作业,不得有人员出入。②工作面所有电器设备必须符合煤矿安全防爆标准的要求,局部通风机实现双风机双电源并能自动切换。③确保安全监测监控系统正常运转。④所有参加揭煤施工人员必须佩带合格的隔离式自救器并会使用,现场跟班队长、班组长、电钳工、其他管理人员必须佩带便携式瓦检仪。⑤雷管采用铜脚线的毫秒雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms,并不得跳段使用。同时,火工品管理部门应对电雷管进行导通试验,不合格电雷管严禁出库使用。⑥采用专用放炮母线进行爆破工作,揭煤放炮用不小于1.5mm2的信号电缆,中间接头必须使用接线盒,严禁使用旧的或有接头的放炮母线。⑦施工炮眼采用干式打眼方式时,在打钻地点应备有黄泥、水管、灭火器等,防止打钻发火。⑧远距离放炮揭煤施工由矿总工程师现场统一指挥,救护队在放炮地点待命,放炮工作结束至少30分钟后,由救护队主要负责人带领救护队员进入揭煤井筒岩巷段掘进工作面检查爆破质量情况。救护队人员检查工作面安全情况确认无安全隐患后揭煤工作面和其它地点的作业人员方可进入工作面作业。⑨远距离放炮若未一次全断面揭开煤层,在掘进剩余部分期间,严格按揭煤远距离爆破措施执行,并由专职瓦检员检查瓦斯和观察突出预兆,在施工期间如发现突出预兆,瓦检员立即将所有工作人员撤至安全地点,同时汇报通防部、矿调度室,采取切实可靠措施后,方可恢复正常掘进。⑩揭开煤层后,在煤巷掘进时,按揭煤期间的安全防护措施执行。揭煤及穿煤期间的巷道支护按照《煤矿安全规程》相关要求单独设计,严格按照业主单位、监理单位及施工单位联合签定的设计变更施工。揭煤安全保证制度1、成立揭煤领导小组成立以项目经理为组长、部门经理为副组长的揭煤领导小组,揭煤领导小组组织机构如下:组长:张德辉副组长:秦自立韩自强?兰红波?贾栓牢成员:王超群?李学东?王光伟?王亚滨?苏山林?邢耀东谢干召魏孟福?吴建设?杨建民2、揭煤期间劳动组织和设备配备揭煤期间劳动组织及人员分工表职??别人员分工人员配备工作安排一个班四个班管理人员现场跟班14负责监督揭煤安全技术措施现场的执行,以及其它相关揭煤工作。值班技术员14负责当日的技术工作。钻机工现场施钻520抽放钻孔施工。防突工突出危险性检测14煤层突出危险性检测工作。瓦检员工作面瓦斯检查14检测揭煤工作面瓦斯。机修工钻机等设备维修14维护钻机,保障钻机正常使用辅助人员管路维护抽放钻孔封孔材料工221884抽放管路维护,协助抽放施工。合计1560揭煤施工设备及安全仪器配备表序号设备名称现有数量计划数量合计1ZY-400全液压钻机3032ZY-1250全液压钻机0883ZY-750D全液压钻机0334ZDY1900S115WTC防突仪1126MD-2煤屑解析仪1347WGC瓦斯抽放管道参数测定仪0223、安全保证措施(1)项目经理为揭煤工作第一负责人,负责揭煤施工过程中的人、财、物的保障安排,现场检查揭煤措施的落实情况。(2)项目技术经理对揭煤施工负技术责任,组织编制、审批揭煤措施,检查揭煤措施落实情况。(3)项目机电经理负责安装井筒掘进工作面安全防护设施并确保能正常使用。(4)通防部负责监督措施落实、并确保通风系统顺畅、通风设施完好、监测监控正常使用。(5)地质技术员负责预测预报井筒掘进工作面前方的地质变化、构造情况,并及时将结果下发到施工对组;当工作面掘至突出危险预测距离,书面通知施工区队停止掘进;当该工作面地质条件发生变化时,及时修改和补充作业规程;技术人员负责对工作面的施工质量进行监督检查。(6)机电队负责对井筒内的所有电器设备进行安全检查。当需要调整本系统的供电线路时,必须通知通防部和调度室,以确保瓦斯监测断电装置对供电系统有效监控。(7)必须保证井筒掘进工作面及放炮地点的通讯畅通。(8)安检科负责监督、检查本措施的执行情况,并负责将措施执行情况在“生产”例会上通报。(9)调度室负责全面指挥协调工作,负责停电、撤人、警戒的落实和下达放炮命令。(10)施工前,矿井相关单位要组织职工学习防治煤与突出的基本知识及《煤矿安全规程》的相关内容,并进行考试,考试合格职工后方可上岗。(11)特殊工种(放炮员、安检员、瓦检员、通风工、防突工)必须专人专面、专人专职,班组长主要监护安全状况及工作面的变化情况。(12)各职能部室按照业务分工,对施工区队进行现场技术指导并督促措施执行。(13)工作面每班的施工情况由当班班组长负责汇报矿调度室。(14)措施的修改:在具体施工过程中,根据井下实际情况变化,揭煤领导小组在将现场情况上报总工程师后,经总工程师同意可调整施工方案,由技术科制定补充措施,其它任何人不得擅自更改本措施。(15)在施工程中,必须安排管理人员及技术人员进行跟班。

篇4:进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。其中进风井净直径6.0m,井深411.0m,井口设计标高为+1273.5m。

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,见煤深度为375.43m;6煤层厚21.9m,见煤深度为384.96m。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,进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:

⑴采用FJD-6G型伞型钻架,配6台YGZ70型凿岩机,用φ25mm中空六角钢钎杆加工接长钻杆(配φ55mm十字合金钢钻头)打探煤眼。

⑵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,利用伞钻(潜孔钻机)在井筒工作面上均匀打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。

④必须建立瓦斯监测系统。

1.2探煤孔具体施工如下:

㈠利用伞钻探煤

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,打眼采用FJD-6G型伞型钻架,配6台YGZ70型凿岩机、φ25mm中空六角钢钎杆(加工两根接长钎杆)和φ55mm十字合金钢钻头打眼。钻孔超过煤层(6上煤层)500mm。探明煤层的准确位置。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,可正常进行施工。

从打探煤眼开始每次掘进打眼时,都要施工2个超前探煤眼,并检测探眼的瓦斯情况。待施工到6上煤层顶板上2m左右时,打眼后除检查探煤眼的瓦斯情况外,还要检查打入煤层的炮眼的瓦斯情况,如果瓦斯情况正常,且工作面瓦斯浓度小于1%,方可装药采用震动放炮一次揭开煤层。揭煤施工过程中要严格执行“一炮三检”,探煤眼在放炮前用不燃性材料封实。

6上煤层和6煤层之间为6.7m,在井筒穿过6上煤层进入炭质泥岩施工时,采用同探、揭6上煤层的方法施工6#煤层,探明煤层瓦斯赋存情况和地质情况。

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,加强通风,进行处理。

㈡利用潜孔钻机探煤

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,井筒与总进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的装药量。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。

不连沟煤矿进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?岳建设?二处不连沟项目部?206队队长?成员?

不连沟煤矿进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?6?6

2?辅助操作工?3×4?12

3?通风瓦检?3×1?3

4?机电修?3×2?6

5?井上下把钩工?3×4?12

6?吊盘井口信号工?3×4?12

7?提升绞车司机?3×2?6

8?安检员?3×1?3

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》

篇5: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。

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